采空区上覆岩层垮落带和裂隙带发育高度分析

首先利用经验公式计算出某矿22310采空区上覆岩层垮落带和裂隙带发育高度为6.6~8.8 m和8.8~36.09 m。而后利用高位钻孔测定瓦斯浓度判定裂隙发育的机理,判定采空区上覆岩层垮落带和裂隙带发育高度分别为12.2 m和12.2~20.7 m,与计算值存在一定误差。因此,进行高位钻孔设计时,以理论计算值为依据,参照实际考察值,需将钻孔设计高度大于实际考察垮落带高度值,小于裂隙带理论计算值。在此范围内进行钻孔参数优化设计,可以提高钻孔瓦斯抽放效果。     

申家庄煤矿瓦斯抽放钻孔合理布置层位研究

瓦斯抽放钻孔合理深度的研究,可以更加有效地抽采瓦斯。通过对申家庄煤矿2303工作面上覆岩"三带"进行分析,得出该矿2303工作面采空区垮落带高度为9.4~13.8 m,裂隙带高度为37.09~73.4 m,平均55.25 m。通过对U型通风方式下采空区瓦斯运移进行模拟,得出在距采面垂高45~60 m的范围内,是瓦斯富集区。综合分析上覆岩层三带高度和采空区瓦斯运移规律,得出2303工作面瓦斯抽放钻孔终孔位置处于采空区上方45~60 m范围裂隙带内。     

双切顶成巷条件下采空区瓦斯综合治理体系研究

为了探索双切顶成巷条件下采空区瓦斯综合治理方法，采用理论分析、数值模拟等方法，对双切顶成巷条件下顶板运移规律和采空区瓦斯分布规律进行研究，并提出了双切顶成巷条件下采空区瓦斯综合治理体系。研究结果表明，由于基本顶被切断，基本顶及其控制的覆岩充分垮落，采空区垮落带高度明显增加。当工作面回采过后，在预裂爆破切顶的影响下，与传统开采方法相比，采空区顶板岩层更快垮落，采空区上覆岩层更快趋于稳定；超高位裂隙带、靠近沿空留巷胶带巷处以及靠近采空区后部尾巷处为瓦斯主要聚集区域。4502工作面综合采用高位定向长钻孔抽采、留巷顶管抽采和采空区后补切眼钻孔抽采等方式，对采空区瓦斯进行治理，有效解决了采空区瓦斯超限问题。     

采空区上覆岩层破坏高度的预测

煤矿开采后采空区上覆岩层由上而下依次形成垮落带、裂缝带和弯曲下沉带。采用井下钻孔的方法对大佛寺煤矿采空区上覆岩层现场观测,得出了垮落带和裂缝带的发育高度,并理论推算出了其发展规律的二次预测模型。预测结果表明:从距回风巷10m的位置处起,垮落带开始发育,其最大高度距煤层顶板约为0～1.3m,裂缝带最大高度距离煤层顶板27.6m,该模型的获取为大佛寺40106工作面煤的自燃防治及高抽巷瓦斯抽放提供了重要的理论依据。     

高位定向钻孔合理层位确定及抽采效果分析

为了有效解决临近层卸压瓦斯通过采动裂隙扩散至本煤层工作面，导致采空区上隅角及工作面回风巷瓦斯浓度超限的问题。以某矿9103工作面为工程背景，采用理论分析与数值模拟相结合的手段，对工作面上覆岩层裂隙演化规律进行分析研究。研究表明：采用UDEC数值模拟软件分析工作面上覆岩层破坏时垮落带和裂隙带演化规律及裂隙带高度分布范围与理论计算结果基本一致，覆岩垮落带最大高度4.9 m，裂隙带最高13.44 m。基于此，确定了工作面覆岩高位钻孔设计方案：在9#煤层上方10 m位置的粉砂岩中，采用高位钻孔技术抽采瓦斯，整体抽采浓度较高，进一步验证了高位钻孔布置参数设计的合理性。     

采动裂缝带瓦斯抽采技术及工程实践

基于采空区上覆岩层裂隙分布规律,根据裂缝带高度、钻孔沿倾向控制范围经验公式,在工作面前方实施了顶板走向高位钻孔。结合天地王坡矿3215工作面裂缝带钻孔试验及抽采数据分析,验证了垮落带和裂缝带高度,并对钻孔压茬距以及合理钻场间距进行了计算,提出了合理的优化建议。工程实践表明:经优化后,顶板走向高位钻孔抽采效果明显,钻场平均瓦斯抽采量9.26m3/min,瓦斯抽采率52.65%,有效降低了采空区和采煤工作面的瓦斯量。     

小断层影响下的采空区瓦斯运移规律研究

在煤矿开采过程中,小断层会导致采空区瓦斯聚集形成瓦斯富集区,对生产安全具有很大威胁,因此有必要研究小断层影响下的采空区瓦斯运移规律。通过UDEC数值模拟采空区上覆岩层破坏过程,从而计算小断层影响下采空区上覆岩层的空隙率,并利用FLUENT软件数值模拟开采过程中考虑小断层影响的采空区瓦斯运移规律。研究表明：(1)工作面距离小断层20 m远处,小断层从顶部首先出现滑移现象,采空区上覆岩层的位移开始受到断层的影响;工作面到达断层时,由于断层滑移,上盘岩体在断层面滑移产生回转现象,支撑着采空区岩层,覆岩垮落位移量出现大幅度减小,并且岩层垮落出现滞后现象;小断层的影响范围有限,工作面过小断层60 m之后,采空区上覆岩层位移规律逐渐恢复正常。(2)通过分析含小断层采空区上覆岩层位移特征,得到了采空区上覆岩层位移及其拟合公式,计算得到了三维空隙率分布规律：垮落带范围内,覆岩空隙率在4个隅角位置最大,并且断层靠近进回风巷的位置也出现了空隙率增高;裂隙带范围内,除断层靠近进回风巷的位置空隙率较大,其他位置空隙率相对较低且变化不明显。(3)获得了小断层影响下的采空区瓦斯运移规律：在工作面距离断层50 m远...     

涡北煤矿综采放顶煤工作面高位长钻孔瓦斯抽采参数的优化

为进一步提高瓦斯抽放率,确保矿井安全生产,采用了RFPA2D软件模拟煤层顶板垮落规律,通过研究8101综采放顶煤工作面采空区顶板垮落带、断裂带、离层带高度以及老顶来压步距和垮落角等,对高位长钻孔抽采参数进行了优化,为瓦斯抽采设计提供了基础数据。     

深部大倾角综放面瓦斯与火灾共存防治技术研究

为解决赵各庄3237工作面瓦斯与自燃火灾共存的难题,采用数值模拟的方法探究了12#煤层上覆岩层垮落三带分布特征,确定了抽放的最佳位置.以CO与O2浓度为主要指标,以遗煤温度为辅助指标,对采空区自燃三带进行了划分,得出灌浆的最佳位置在采空区距工作面19.7m处.最后,提出利用增稠粉煤灰二氧化碳泡沫材料进行采空区堵漏和防火抑爆,利用高位巷和高位钻孔进行瓦斯抽采,降低工作面瓦斯浓度.     

采空区瓦斯高位定向长钻孔抽采技术研究

为了降低采空区瓦斯异常涌出风险,实现采空区瓦斯高效抽采,基于高位长距离定向钻孔技术对采空区高顶裂隙瓦斯进行抽放,以期实现采空区瓦斯有效治理。运用理论计算和数值模拟相结合的方法,对盘江煤矿23125工作面232石门钻场采空区垮落带、裂缝带范围进行确认,并以此范围为参考对高位定向钻孔进行优化设计与现场试验验证。结果表明:优化后的垮落带、裂缝带位置可以实现长距离定向高效抽采采空区瓦斯;单孔瓦斯抽采浓度最大为63%,平均瓦斯抽采浓度为40%～55%,抽采一定时间后采空区瓦斯显著下降,下降率为17%左右。     

基于高位定向长钻孔的采空区瓦斯抽采技术研究

为了研究高位定向长钻孔抽采采空区瓦斯效果,以吉宁煤矿2102工作面为研究对象,采用理论分析与数值模拟相结合的手段确定顶板高位定向长钻孔布置层位及钻孔结构,现场设计了五个高位定向长钻孔进行采空区瓦斯抽采。研究结果表明：煤层开采后,覆岩垮落带高度为20m,导水裂隙带高度为66m|裂隙区和压实区所呈嵌套关系的外侧梯形底角61°,内侧梯形底角50°,内外梯形之间宽度约为8.4m|高位钻孔应布置在煤层顶板以上40～60m,帮距15～48m,有效解决采空区上隅角瓦斯超限问题,瓦斯抽采效果良好,在保证安全生产的同时,实现了高效稳定治理采空区瓦斯的目的。     

采场覆岩两带与采空区自燃三带相关关系研究

为研究采煤工作面覆岩两带（冒落带、裂隙带）与自燃三带（散热带、窒息带、氧化带）的关系,通过建立覆岩运移模型,应用CDEM软件模拟分析了试验工作面采动空间上覆岩层两带的扩展过程,分析垂向方向覆岩两带分布对水平方向上垮落煤岩堆积状态的影响情况。通过现场埋管实测的手段以及氧体积分数法进行了采空区煤自燃三带的划分。研究表明,冒落带高度稳定情况下,采煤推进距离（48 m）与采空区散热带和氧化带的分界线（进风侧采空区以里50 m左右,回风侧采空区以里40 m左右）有较好的吻合关系。裂隙带高度稳定情况（顶板150 m处的岩层最大下沉值趋于基本稳定）下,采煤推进距离（126 m）与采空区氧化带和窒息带的分界线有较好的对应关系。     

10101综放工作面采空区自燃“三带”分布特征

针对豹子沟煤矿10101综放工作面开采,分析探讨可能引起采空区自然发火火灾危险因素;应用气相色谱分析仪和束管取气的方法测定该工作面采空区自燃“三带”分布数据;采用现场实测方法和采用数值模拟法分析采空区自燃“三带”规律,经比照,得出不同风量条件下采空区自燃“三带”分布特征,最终确定范围为:散热带小于27.2 m,氧化自燃带27.2~74.5 m,窒息带大于74.5 m;结合煤层最短自然发火期,确定工作面的最小安全推进速度为1.84米/天。     

综放工作面垮落带高度测定方法研究

为解决高瓦斯矿井综放工作面垮落带高度难以精确测定,造成工作面两端头难维护、预抽钻孔终孔位置难以确定等问题,依据工作面采动后顶板岩层破断垮落、弯曲下沉对采空区煤层底板施加压力的情况,结合采空区上覆各岩层的厚度和密度,提出了垮落带发育高度的测定方法.以大平矿N1S2综放工作面为例,现场测试结果表明:利用该测定方法测得的垮落...     

浅埋深综放工作面采空区自燃危险区域判定

根据安家岭一号井工矿4106工作面的实际情况,采用现场实测与数值模拟相结合的方法对该浅埋深综放工作面采空区自燃危险区域进行了研究,以采空区松散煤体气流微循环非线性渗流模型、采空区松散煤体温度分布数学模型和采空区松散煤体内氧气迁移模型为基础,建立了基于FLUENT的采空区氧浓度分布三维数学模型,模拟结果与现场实测数据基本吻合,为准确划定浅埋深综放工作面采空区自燃危险区域提供了新的技术手段。最后,根据采空区自燃危险区域范围确定了上隅角预埋管灌注三相泡沫与下隅角预埋管注氮气交替实施的防灭火工艺,实施效果良好。     

厚煤层采动覆岩裂隙分布特征及卸压瓦斯抽采技术

针对崔家沟煤矿2303综放工作面瓦斯涌出量高易造成瓦斯超限的安全难题,应用采动裂隙椭抛带理论,在分析特厚煤层综放开采覆岩破坏特征的基础上,采用物理相似模拟和UDEC数值模拟试验研究了采空区覆岩"三带"演化规律,建立了采动裂隙椭抛带数学模型,确定出了覆岩裂隙瓦斯抽采有利区,提出了低-中-高位钻孔相组合的瓦斯抽采方案,并进行了工程应用。结果表明:2303综放工作面垮落带高度为33 m,断裂带高度为110 m,距离煤层底板35 m以上55 m以下与外椭抛面交集的范围为瓦斯抽采的有利区域;通过低-中-高位钻孔抽采方案的实施,上隅角瓦斯浓度小于0.6%,回风巷瓦斯浓度小于0.5%,有力保障了工作面的安全高效回采。     

高峰矿105号矿体碎裂矿段采空区稳定性离散元分析

以高峰矿105号矿体高价值碎裂矿段为例, 按采空区规模、围岩条件和原岩应力场的差异, 选择了3种具有代表性的空区, 运用离散元程序对这些空区的稳定性进行计算分析。结果分析表明: 对于完全嵌入碎裂矿段种的空区, 塑性区分布均在空区顶板的左半部分, 矿柱上无塑性区; 小规模空区整体上稳定, 仅可能出现零星掉块现象; 中等规模空区顶板塑性区范围为7 m, 塑性带跨度大于1/2顶板长度, 但未连通, 不可能发生大规模的顶板冒落事故, 但有可能会出现松动岩块下落现象; 大规模空区顶板塑性区为20 m, 塑性区跨度大于1/2顶板长度, 塑性区已连通, 大规模顶板冒落事故不可避免。     

复杂条件下不规则空区围岩冒落时空演化特征研究

复杂条件下不规则空区围岩冒落一直是裂隙岩体冒落研究领域的难点之一,岩性、断层、节理、空区形态及周边空区等条件越复杂,空区围岩冒落特性越难表征。石人沟铁矿开采M2矿体期间因下部民采空区突然冒透-210 m水平,形成埋深大、规模大、不规则且位于主要生产区域的M2主空区,同时该空区北侧还分布4个非法盗采诱发的隐伏空区,严重威胁了矿山安全生产。为此,提出了集三维探测、三维建模与三维数值模拟于一体的不规则空区围岩冒落范围预测方法。利用三维激光扫描技术探测空区形态与位置分布,在Rhino软件中利用复杂地层条件和空区最大不规则断面建立三维数值模型,基于3DEC研究周边空区开挖形成的采动应力影响下的M2主空区围岩时空演化特征,得到空区围岩最大冒落范围,并以空区水平截面半径和横向最大冒落范围之和确定安全隔离区半径,用以保障空区安全治理与周边矿体安全生产。研究表明：M2主空区围岩冒落活动在向上扩展的同时,也在沿矿体走向方向发展,且北侧围岩冒落范围远大于南侧。此外,通过开采安全隔离区外部南侧矿体,可有效利用已有采准巷道和中深孔穿孔工程,使该矿产能得到有效衔接。     

长壁开采老采空区带状注浆设计方法

在分析老采空区残余沉降机理的基础上,结合开采沉陷理论,对控制老采空区残余沉降的注浆充填的技术方法进行了研究.得到如下结论：控制老采空区残余移动变形的关键是控制垮落带和断裂带内岩体的变形.在一定开采深度下,老采空区注浆充填可采用带状注浆充填.当开采深度小于导水断裂带高度和地面建筑载荷作用深度时,注浆孔间距为2倍的浆液扩散半径;当开采深度大于导水断裂带高度和地面建筑载荷作用深度时,给出了带状注浆充填注浆孔间距计算公式及注浆孔布设原则.注浆孔首先应布置在距离工作面边缘内20 m范围内、急倾斜煤层上山方向和断层发育区域,以充填采空区边缘的空洞和欠压密区.     

特厚煤层综放开采坚硬顶板破断对瓦斯涌出影响

针对具有坚硬顶板的特厚煤层综放工作面周期来压期间瓦斯异常涌出问题,基于坚硬顶板"O-X"破断机理,从能量的角度分析了坚硬顶板破断回转对采空区的冲击过程,得到破断块体轴向作用力与采空区垮落煤岩碎胀系数之间的关系。同时研究了顶煤放出率及垮落煤岩碎胀系数对坚硬顶板破断回转前后采空区体积变化的影响规律,建立了周期来压期间采空区瓦斯涌出增加量计算模型,并与现场实测进行对比。结果表明:特厚煤层综放工作面坚硬顶板破断回转压缩了采空区体积,使采空区高浓度瓦斯涌向工作面,导致周期来压期间瓦斯异常涌出现象。塔山煤矿8214工作面周期来压期间采空区瓦斯涌出增加量理论计算值为14.5 m~3/min,与现场实测增加量相比误差在1.79%～8.83%,两者结果较为相符,验证了模型的正确性。