覆岩主关键层位置对导水裂隙带高度的影响

 采用理论分析、模拟实验和工程探测等方法,就覆岩主关键层位置对导水裂隙带高度的影响进行深入研究。研究结果表明：覆岩主关键层位置会影响顶板导水裂隙带高度,当主关键与开采煤层距离较近并小于某一临界距离时,顶板导水裂隙带将发育至基岩顶部,导水裂隙带高度明显大于按我国《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(以下简称“规程”)中的顶板导水裂隙带高度确定方法得到的结果。对导水裂隙带高度产生影响的主关键层与开采煤层临界距离主要与煤层采高、顶板碎胀压实特性、主关键层破断块度等因素有关,可以粗略按7～10倍煤层采高计算该临界距离。当覆岩主关键层与开采煤层距离小于7～10倍采高时,不能按规程中的方法确定顶板导水裂隙带高度;当覆岩主关键层与开采煤层距离大于7～10倍采高时,仍可按规程中的方法确定顶板导水裂隙带高度。上述结果能很好地解释部分煤矿顶板异常突水灾害的发生机制,并指导神东矿区补连塔煤矿顶板突水灾害防治实践,取得显著的经济效益。     

综放开采覆岩运移及导水裂隙带高度研究

为了研究综放开采覆岩运移及导水裂隙带高度,基于沙坪矿某综放工作面具体采矿地质条件,采用FLAC3D数值模拟软件对该综放工作面覆岩运移分布特征进行了分析,得到了综放开采覆岩垂直位移和垂直应力分布情况,并构建了综放导水裂隙带高度多元回归预测模型,得到了综放开采导水裂隙带高度与5个主要因素的多元回归公式,并与只考虑开采厚度单因素的回归公式进行对比分析。结果表明:相对于只考虑开采厚度单因素,当考虑5个主要因素时,导水裂隙带高度预测公式更加精确实用。结合工程实例,验证了该多元回归公式的合理性及适用性。     

厚松散层及超薄覆岩厚煤层防水煤柱开采试验研究

通过对厚松散层及超薄覆岩的含、隔水层及基岩风氧化带工程岩组性质的分析,采用相似模拟试验与数值模拟等手段研究不同采放比条件下覆岩最大冒高和有效导水高度。研究结果表明:基岩风氧化带内粘土矿物含量高、渗透能力差、再生隔水能力强,具有阻止和抑制导水裂高发展的双重作用,采动后覆岩呈整体弯曲缓慢下沉运动,有效导水裂隙带的发育高度与冒落带高度基本一致。研究结果应用于芦岭矿810#采区,在防水煤柱内进行放顶煤开采,经过两个工作面的成功试采,已安全采出煤炭约40×104t,采出率达86.7%,取得了显著的经济效益。     

煤层开采导水裂隙带发育高度分析

针对煤层开采覆岩导水裂隙带发育高度问题,提出了一种基于工作面倾向长度、岩性以及岩层破裂边界角等因素的导水裂隙带发育高度计算公式。首先利用FLAC3D模拟软件证明工作面倾向长度对导水裂隙带发育高度具有重要影响,然后基于煤层开采后地下空间岩石碎胀填充达到应力平衡的基本原理,通过求解微分方程推导出煤层开采覆岩导水裂隙带发育高度计算公式。将该公式计算结果与现场实测结果进行对比分析,结果表明,两者吻合较好,且本文计算公式较现有经验公式计算结果更为准确。该公式可为覆岩导水裂隙带发育高度的计算提供思路和方法。     

浅埋煤层覆岩隔水性与保水开采分类

 通过陕北浅埋煤层保水开采的模拟研究与采动损害实测,揭示采动覆岩裂隙主要由上行裂隙和下行裂隙构成,采动裂隙带的导通性决定着覆岩隔水层的隔水性。实验分析上行裂隙带发育高度的计算公式,模拟测定下行裂隙带的发育深度。基于采动裂隙发育程度与采高和隔水岩组的关系,提出以隔采比为指标的隔水性判据,由此将保水开采分为自然保水开采、可控保水开采和特殊保水开采3类,为浅埋煤层保水开采提供科学依据。     

煤层开采后覆岩破坏规律研究新方法

电阻率法动态监测技术是研究煤层开采后覆岩破坏规律的一种新方法 ,该方法通过在采煤工作面覆岩中预埋入电极传感器,动态、连续的观测工作面回采前后上覆煤岩体电阻率及供电电流,根据电阻率及供电电流的变化情况分析工作面煤层开采后顶板岩层破坏的形态,查明工作面开采后覆岩"两带"发育的动态变化规律,得到煤层采后顶板"垮落带"和"导水裂缝带"的发育高度。     

离层注浆条件下覆岩变形破坏特征的连续探测

覆岩破坏的发育高度及其分布形态是合理确定开采边界及留设防水煤岩柱的基础。为了探讨覆岩离层注浆条件对导水裂隙带形态的影响,采用前端泄露式多回路注(放)水系统,应用井下仰孔分段注水法对东滩煤矿14308工作面覆岩离层带实施注浆充填条件下综采放顶煤导水裂隙带的破坏特征进行了连续探测。探测结果表明:厚煤层综采放顶煤条件下覆岩离层带注浆时的覆岩采动导水裂隙带高度略高于正常条件下的覆岩采动导水裂隙带高度,走向方向的采动导水裂隙带高度低于倾向方向的采动导水裂隙带高度;离层带注浆时的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较大。     

近风氧化带开采导水裂隙发育规律及机制分析

 为寻求提高开采上限导高发育规律,以40例“两带”探测钻孔实测数据为依据,应用回归分析方法对3种水体采动等级下不同覆岩类型的导水裂隙高度进行非线性统计研究,并首次建立3类水体下的预留防水煤岩柱与裂采比间的BoxLucas1模型曲线。研究发现：提高开采上限时,BoxLuca1曲线预测导水高度的误差值远小于常规“三下”规程经验公式误差,表明该模型的合理性;3类水体的曲线斜率逐渐增大,顺序为II,III类＞I类,表明II,III类裂采比下降更快,导高发育受到风氧化带的抑制作用更加明显。而且I,II类水体下的导水裂隙顶界面未达到泥化层的底界面,III类水体下的裂隙未达到或未穿透风氧化带。说明在一定范围内提高开采上限是可行的。在此基础上,一方面利用Paris位移公式和Crouch不连续位移公式,提出风氧化带拉张型裂隙面的位移公式,计算结果表明,该带裂隙受上覆自重应力影响更容易因发生变形位移和刚度位移而产生弥合效应。另一方面,风氧化带特有的塑性大变形使得外力对该带所做的功大部分被其消耗掉,因而更容易损耗劈裂能量,从而抑制导水裂隙的继续向上发育。这可为该带下合理留设防水煤岩柱提高煤层开采上限提供理论依据。     

基于塑性铰理论的导水裂隙带发育高度预判

为更客观和准确地对导水裂隙带发育高度进行预判提供理论支撑。以塑性铰理论为基础结合关键层对岩层移动的控制作用,从理论上阐述了导水裂隙带的形成本质是岩层竖向破断裂隙导气导水能力的形成,并通过数值模拟和工程算例对覆岩结构对导水裂隙带发育的影响进行了分析和验证。研究结果表明:覆岩结构对导水裂隙带的形成和发育有较大影响,处于垮落带范围的关键层破断后若能形成稳定的承载结构,则能有效阻止垮落带向上发展,此时应以关键层所在层位作为垮落带的发育高度;同时,由于导水裂隙带上部岩层下沉空间有限,处于导水裂隙带中上部的关键层在弯曲下沉过程中往往不会发生弯曲破断,从而形成塑性铰结构。此时,可采用塑性铰理论对其竖向贯通裂隙进行分析,确定其导气导水能力,从而对其是否为导水裂隙带的上边界进行判断,进而确定导水裂隙带的发育范围。     

大采高开采覆岩台阶错动演化规律及突水防治

 在厚煤层大采高开采条件下,覆岩垮落带和裂隙带高度增大,岩层活动程度增强,将造成裂隙带岩层的台阶错动失稳,是开采中引发突水事故的重要条件,而裂隙带岩层的台阶错动失稳与其下位岩层的岩性结构和组合状况有关。因此,分析岩性结构对覆岩台阶错动失稳及突水防治的影响,并运用数值计算和现场实测分析的方法,研究厚煤层大采高条件下,煤层群开采煤层间不同岩性结构组合对上煤层完整性和连续性的影响规律。当煤层间岩性呈软硬岩层组合结构时,随着下位硬岩层或软岩层所占层间距比例的增大,上煤层产生的台阶错动量减小,软岩层结构比硬岩层结构更有利于减小上煤层台阶错动。给出判定台阶错动量的岩性结构构成条件,现场实测覆岩台阶错动及裂隙分布规律,提出突水防治的有效措施,保障工作面的安全生产。     

基于分布式光纤的覆岩变形动态监测

根据覆岩结构特征与监测要求,利用定点光缆、GFRP光缆与钢绞线光缆对煤层开采前-中-后全过程中覆岩的变形破坏进行了监测。结果表明:工作面推进至钻孔前80~100m处,钻孔内高位岩层开始发生剪切应变。在推进至钻孔位置后,上覆岩层发生明显破断,导水裂缝带高度增大,在推过钻孔40m左右,钻孔处的导水裂缝带发育到最大高度。钻孔处的导水裂缝带最大发育高度为133.45m,裂采比为25.18。     

岩石的风化损伤属性与缩小防护煤柱开采机制研究

以大量试验数据、现场测试资料和大规模缩小防护煤柱开采工程实践为依据,研究隐伏煤田基岩风化带的分布特点。结果表明:岩石风化损伤后具有强度降低,塑变能力增强;多趋泥化,裂隙易于弥合,再生隔水能力显著增强,亲水能力强等变异特征以及工程地质特性。重点论述风化带内煤层开采具有移动快、变形大、回缩快和下沉大等覆岩破坏移动演化新特征,获得以泥质岩类为主的风化带岩层受开采扰动的影响,具有阻隔底含水下渗和抑制导水裂隙带继续发展的双重作用和煤岩柱厚度与风化程度是影响导水裂隙带发育高度的主导因素等新的认识。同时,阐述了缩小防护煤柱开采的机制,系统地提出了采空区滞后控水、煤水分流、加大开采高度、物探预测和地质弱面预先加固等一系列确保安全的关键技术保障措施。对类似矿井浅部资源的回收与安全开采具有理论意义和应用价值。     

顶板导水裂隙带发育高度模拟与测试技术研究

为了安全有效的开采煤炭资源,确定符合矿井实际的导水裂缝带发育高度,本文采用数值模拟、经验公式预计、现场实测三种方法,并进行了对比分析。结果表明数值模拟导水裂隙带发育高度与"钻孔双端封堵测漏"所得结果基本接近;而经验公式预计的结果偏于保守;综合确定16105工作面最大导水裂隙带发育高度为20m,为煤层安全开采提供了科学决策依据。     

水体下采煤中导水裂隙带高度的探测与分析

为准确探测出采煤工作面回采结束后,上覆岩层导水裂隙带发育高度范围,确保水体下采煤安全可靠,采用传统经验公式、井下封堵钻孔分段注(放)液裂隙测量系统及钻孔电视探测系统分别对工作面回采前后上覆岩层裂隙带的发育高度进行理论计算、定量探测和定性分析。结果表明:采用上述3种方法分别得到的导水裂隙带的发育高度范围为25.24~36.50,26.83~28.33和25.50~29.20 m。研究结果证实采用井下封堵钻孔分段注(放)液裂隙测量系统探测所得的导水裂隙带高度合理可靠,不仅为四台煤矿水下开采提供理论支撑,而且为其它矿井导水裂隙带探测提供借鉴和参考。     

小浪底水库下采煤导水裂隙发育监测与模拟研究

 新安矿有8.00×107 t煤炭资源处在小浪底水库水体之下,煤厚变化大(0.0～18.8 m),现有的导水裂隙高度计算方法不能满足水体下采煤安全评价的要求,水体下采煤存在突水隐患。为确定开采过程中覆岩破坏上限及其是否导通地表水体,研究区在5个地面钻孔中进行超声成像观测,在5个井下钻孔中进行并行网络电法CT观测,并通过物理模拟和数值模拟进一步研究各种不同开采条件下的覆岩破坏过程。观测及模拟结果表明,导水裂隙发育最大高度主要取决于煤层采厚,两者之间为非线性关系,在此基础上给出相应计算公式,为结合其他突水影响因素确定安全可采分区提供可靠依据,并得到3个位于安全可采区内的工作面工业性试采成功的验证。     

深部厚硬顶板综放开采覆岩运移三维物理模拟试验研究

为分析深部厚硬顶板破断对厚煤层安全开采的影响,根据胡家河矿402102工作面工程地质和开采条件,构建了大型真三维相似物理模拟试验(3500 mm×3000 mm×2000 mm),开展了留煤柱双工作面开采的试验研究。利用光栅位移连续监测装置对采动覆岩位移进行实时监测,获得了厚硬顶板条件下厚煤层开采覆岩破断运移规律和"三带"动态演化特征。研究结果表明:厚硬关键层变形破断时,软弱岩层会发生协同运动,位移监测点位移量发生突增,监测点位移曲线随工作面推进呈"台阶式"变化。在一侧临空条件下,402102工作面亚关键层1(粉砂岩)初次破断步距为43 m,周期破断步距为21 m;亚关键层2(含砾粗砂岩)初次破断步距为74 m,周期破断步距为51 m;亚关键层3(中砂岩)初次破断步距为171 m。当亚关键层2发生周期性破断和亚关键层3发生初次破断时,采空区位移监测点位移量均发生增幅,覆岩发生大范围整体性运动,矿压显现较为剧烈;受402103采空区采动覆岩结构的影响,在402102工作面回采时,其回风巷侧覆岩运移较为剧烈,巷道受动压影响较大。根据位移监测点的位移量和覆岩变形碎胀因子max(Ki)的大小,对采动覆岩"三带"发育形态进行了初步判别,亚关键层1(粉砂岩)和亚关键层2(含砾粗砂岩)均处于冒落带中,且随着工作面推进,冒落带和裂隙带高度呈"台阶式"增大。     

深部厚硬顶板综放开采覆岩运移三维物理模拟试验研究

为分析深部厚硬顶板破断对厚煤层安全开采的影响,根据胡家河矿402102工作面工程地质和开采条件,构建了大型真三维相似物理模拟试验(3500 mm×3000 mm×2000 mm),开展了留煤柱双工作面开采的试验研究。利用光栅位移连续监测装置对采动覆岩位移进行实时监测,获得了厚硬顶板条件下厚煤层开采覆岩破断运移规律和"三带"动态演化特征。研究结果表明:厚硬关键层变形破断时,软弱岩层会发生协同运动,位移监测点位移量发生突增,监测点位移曲线随工作面推进呈"台阶式"变化。在一侧临空条件下,402102工作面亚关键层1(粉砂岩)初次破断步距为43 m,周期破断步距为21 m;亚关键层2(含砾粗砂岩)初次破断步距为74 m,周期破断步距为51 m;亚关键层3(中砂岩)初次破断步距为171 m。当亚关键层2发生周期性破断和亚关键层3发生初次破断时,采空区位移监测点位移量均发生增幅,覆岩发生大范围整体性运动,矿压显现较为剧烈;受402103采空区采动覆岩结构的影响,在402102工作面回采时,其回风巷侧覆岩运移较为剧烈,巷道受动压影响较大。根据位移监测点的位移量和覆岩变形碎胀因子max(Ki)的大小,对采动覆岩"三带"发育形态进行了初步判别,亚关键层1(粉砂岩)和亚关键层2(含砾粗砂岩)均处于冒落带中,且随着工作面推进,冒落带和裂隙带高度呈"台阶式"增大。     

分形理论研究采动裂隙演化规律

为研究煤层上覆岩层在采动影响下裂隙的演化规律,通过室内相似材料模拟实验模拟了上覆岩层裂隙演化的全过程。运用分形理论方法,从煤层开采进度、裂隙倾角演化以及区域裂隙分布特征等角度定量分析了采动过程中、采动结束后上覆岩层裂隙的演化规律。研究结果表明:随着工作面的推进,分形维数随采距的推进呈现升维阶段—降维阶段—平稳变维阶段三个阶段的变化特征。根据采动后上覆岩层裂隙场分形维数大小对采煤区域的影响,将采动影响上覆岩层裂隙场定性划分为4个区域:垮落裂隙区、压实裂隙区、垂向裂隙区和离层裂隙区。通过分析裂隙张开程度及分形维数大小得出,垮落裂隙区、垂向裂隙区是主要的导水通道,离层裂隙区以水平流动为主、导水性一般,压实裂隙区导水性最差。     

保护煤层开采引起覆岩垮落及其被保护煤层透气性变化的数值模拟

在充分考虑到岩石的非均匀性、存在的节理、裂隙等基础上，运用岩石破裂过程分析系统（RFPA），进行由于深部煤层（保护层）开采诱发的上覆岩层垮落过程及被保护煤层透气性系数变化的数值模拟。模拟结果较好地展示在开采保护煤层过程中覆岩节理、裂隙的发育、顶板的垮落以及被保护煤层的弯曲、变形和透气性系数的变化过程，反映出岩层移动的三带特征：垮落带、断裂带、整体弯曲下沉带以及这三带演化的动态过程。从破坏点空间分布中可以看出岩层破坏的逐层传递性。文中阐明被保护煤层在保护煤层开采期间的应力场与透气性变化之间的联系。     

综放开采围岩活动影响下瓦斯运移规律及其控制

 博士学位论文摘要　将综放开采矿山压力新理论、覆岩结构及其活动特征与瓦斯运移聚集规律有机结合, 通过现场矿压观测、适时瓦斯监测、相似材料模拟、电液伺服试验、理论分析及有限元解算等方法, 对含瓦斯厚煤层实施综放工艺时顶煤顶板活动规律及其内瓦斯运移聚集形态进行了系统深入的定性定量分析。从分析含瓦斯煤岩体微观结构特征入手, 探讨了矿压作用下煤岩与瓦斯的宏观运动形态, 从而得出综放开采富含瓦斯煤层的安全控制理论与实践技术。论文视含瓦斯煤岩体为不连续的多相介质材料, 并深入到材料的微观机制抽象出其微结构模型, 分析了其结构形态在煤岩体变形和瓦斯运移过程中的变化形式; 定量分析了煤岩体内孔隙裂隙分布及破碎后的块度变化的分形维数值, 认为采动后支承压力等因素使煤岩体破坏, 从而影响其分维值, 煤岩的极限粒度越小,瓦斯放散解析速度越快, 瓦斯运移潜能越大, 表征其吸附特性的V an derW aals 力下降越多; 综放开采使煤岩力学介质变化显著, 支承压力作用下煤体经历初期压缩、强烈压缩、滑移与离散、流动放出4 个过程, 顶煤介质状态可由宏观连续介质转化为碎裂介质和块裂介质。基于魏家地矿和阳泉五矿的综放面及巷道矿压观测、瓦斯监测和采空区束管监测, 认为本煤层开采时支承压力使煤体孔隙率、渗透系数和瓦斯压力发生很大变化, 且支承压力变化状态与瓦斯运移变化在时间和空间上有一致性; 首次将综放面前方煤体划分为无压瓦斯自由放散区、卸压瓦斯涌出活跃区、降压瓦斯涌出变化区、升压瓦斯涌出变化区及稳压瓦斯正常涌出区; 周期来压时, 瓦斯绝对涌出量和相对涌出量分别比来压前增加了44% 和54%; 统计国内11 个矿井生产面, 覆岩关键层初次来压时, 采场瓦斯绝对涌出量是来压前的1. 21～ 3. 44 倍, 相对涌出量是初垮前的1. 21～ 6. 75 倍; 关键层失稳经历不同, 使综放采空区后方垮矸碎胀系数具有明显的分区性, 据计算碎胀系数和瓦斯浓度、氧浓度变化可将其划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区, 自然堆积区和载荷影响区是分析瓦斯流态的关键区, 其内瓦斯的紊流和过渡流态可用非线性渗流方程表示。关键层初次破断失稳的动态冲击力, 一方面克服了风流压力和漏风阻力将富集于支架上方断裂煤壁及架后采空区瓦斯压向采场, 另一方面在碰撞作用点附近使采空区垮矸空隙率降低形成模拟墙, 从而使墙体前方瓦斯迅速挤向采场; 顶板来压前工作面支承压力达到最大, 使直接顶、顶煤体剪切破坏, 煤体屈服, 卸压范围扩大, 支承压力与瓦斯压力梯度联合作用使煤体瓦斯解析并向采场涌出; 关键层作为板的破断呈“O 2X”型特征, 在其交点处首先形成导气通道, 顶板来压期间关键层及其覆岩因变形特性不同而不协调垮落, 便将离层裂隙聚集的瓦斯通过“O 2X”破断裂隙挤入采场, 因此得出结论: 综放面瓦斯大量快速涌出是矿山压力的一种显现。综放开采使垮落带和规则移动带高度增加, 为瓦斯运移聚集提供了较大活动范围。关键层与其上覆或下伏岩层间不协调变形将形成覆岩离层裂隙和破断裂隙; 在煤层采厚2. 6～ 3. 4 倍高度以下破断裂隙较发育, 其上以离层裂隙为主, 随综放开采两类裂隙的时空发展有明显的三阶段特征, 即切眼和回采面附近覆岩采动裂隙发育, 采空区中部裂隙则被重新压实; 覆岩垮落及离层高度受关键层及其结构的影响而呈动态变化, 随顶板初次来压和周期来压, 离层高度呈跳跃性变化, 从而为裂隙带内瓦斯运移聚集的剧变提供了时空条件。综放开采前期是瓦斯运移及控制的关键时期, 覆岩采动裂隙带是经破断与离层裂隙贯通后在空间形成关键层下似椭圆抛物面内外边界所包围的椭抛带(EPZ) 分布, 椭抛带层面的切割为椭圆形裂隙发育区; 关键层破断后, 裂隙带宽在初采边界处相当于初次来压步距, 在综放面上方则变化在1～ 2 倍周期来压步距之间; 采动裂隙带的发生、发展基本受制于覆岩关键层层位及其所形成砌体梁结构的变形、破断和失稳形态; 当主关键层切割椭抛带时, 采动裂隙呈椭球台状, 层面展布的椭圆形裂隙区仍将存在。表征覆岩离层特征的位移曲线主要取决于关键层断裂块度的大小, 由此可计算出关键层初次失稳前后离层裂隙的当量面积及其空隙率和渗透系数。综放开采时瓦斯涌出特点决定了其在覆岩采动裂隙带内具有升浮和扩散两种运移方式。不均衡性瓦斯涌出带, 与周围环境气体存在密度差而升浮, 在浮力作用下沿破断裂隙上升过程中不断渗入周围气体, 使涌出源瓦斯与环境气体的密度差渐减至零, 瓦斯则会漂浮在离层裂隙发育区, 瓦斯升浮高度与本煤层及邻近层瓦斯含量及涌出强度成正比; 混入矿井空气中的瓦斯(CH4) 在其浓度梯度作用下会引起气体分子的普通扩散和压强扩散, 瓦斯扩散流方向与重力压强梯度反向, 即瓦斯具有向上扩散的趋势。从理论上解释了裂隙带是瓦斯运移及聚集带, 为覆岩裂隙带内钻孔抽放、巷道排放瓦斯技术提供了科学依据。首次提出煤样全应力应变过程中渗透系数是体积应变的双值函数, 体积缩小时为2 次多项式, 体积膨胀时为5 次多项式; 渗透系数在弹塑性段急增, 峰值后仍增大, 但梯度渐缓, 最大值发生在软化段或塑性流动段, 且与最小值相差上百倍; 主应力差增大时, 渗透系数变化范围增大, 反之则小。渗透系数是影响煤层瓦斯运移的最重要指标, 而支承压力则是影响渗透系数的主导因素; 支承压力作用下综放面前方不同部位煤体渗透系数变化范围相当大, 支架上方顶煤煤体及煤壁前方5m 内渗透系数最高, 塑性变形区内, 煤层渗透系数急剧降低, 到弹性变形区则接近原始值, 两极值相差可达数10 倍甚至数百倍。认为不论原始渗透系数怎样低的煤层, 采动影响下煤层卸压后, 其内瓦斯渗流速度大增, 瓦斯涌出量也随之剧增, 为瓦斯抽排提供便利条件, 由此提出“煤层与瓦斯共采”的新概念。有限元计算表明: 均衡推进的综放面, 采用短距离循环推进则可降低煤体中因渗流场结构变化而引起的瓦斯压力较大的波动, 一定程度上可减弱综放面前方煤体中瓦斯挤压和抛出煤体(动力异常) 的危险程度。提出以采场矿压监测为主的连续危险源非接触式法预测采场瓦斯大量涌出或涌出异常, 并成功预测了打通一矿工作面突出; 魏家地矿的应用实践表明, 三巷型布置较适宜富含瓦斯倾斜厚煤层的综放开采, 高抽巷应开掘在采动裂隙带内; 预采顶分层或开采解放层即可预释放大量瓦斯又可减缓综放开采的矿压显现程度;代替采空区井的采动区井(孔) 底处于裂隙带内能够充分抽排瓦斯, 淮北局的应用充分证明了该论点; 充分监测综放面顶板来压, 可有效防止综放采空区瓦斯爆炸; 充分利用矿压显现特点且有利于综放开采防治瓦斯、煤层自燃和煤尘等的煤体注水技术在魏家地矿取得了成功。