Controlling Effects of Surrounding Rock to Coal Seam Gas Occurrence

Surrounding rock of coal seam was one of the important factors to gas occurrence. The coal seam gas occurrence was studied by the index of roof strata thickness or sand content rate;we found that there were certain shortcomings. In order to reasonably evaluate the influence of coal seam surrounding rock on gas occurrence in Panji mining area, we quantitatively evaluated the effect of coal seam surrounding rock on gas occurrence by influence coefficient of roof strata thickness, and built six mathematical models of the variational gas content in the mining area which is divided into six gas geological units. The results shows that the coal seam gas content is mainly influenced by 20 mroof strata in each gas geological unit, the gas content presents the tendency of increase, and with the influence coefficient of strata thickness increases, they exist a significant linear relationship.

层状复合夹煤岩石组合体试样强度试验与破坏特征研究

针对巷道复合夹煤组合结构顶板易冒落问题,以某矿取芯和钻孔窥视探测获得的巷道层状复合夹煤顶板结构组合类型为实验背景,对砂质泥岩、中砂岩以及煤厚度为20、30、40 mm不同结构组合类型的复合试件进行了单轴压缩试验,研究了复合夹煤岩石组合体的力学特性与破坏特征。试验结果表明:复合夹煤岩石组合体的抗压强度均小于单一岩石,中砂岩夹煤厚度为30mm时抗压强度达到单一中砂岩抗压强度的85.95%,抗压强度随着煤厚变薄而下降;砂质泥岩夹煤厚度为20 mm时仅为单一砂质泥岩抗压强度的32.5%,随着夹煤厚度增加抗压强度也增大,夹煤厚度超过30mm后抗压强度增大不明显。复合夹煤岩石组合体整体呈X状共轭斜面剪切破坏、单斜面剪切破坏、部分拉伸破坏,随着复合夹煤岩石组合类型不同呈现不同的破坏特征等。

顶强帮弱半煤岩巷道围岩变形特性及控制对策

针对“顶强帮弱”半煤岩巷道巷帮围岩塑性破坏范围大、锚杆支护强度不足等围岩控制难题,以某矿8#煤层回采巷道为工程背景,在围岩力学性能测试、钻孔可视化观测及声波法实测巷帮不同高度松动圈的基础上,对该类巷道围岩的力学及宏观变形特征进行了研究,得出巷帮煤层既是影响巷道整体稳定的“短板”,又是支护的“关键”。建立数值模型分析了“顶强帮弱”半煤岩巷道围岩受采动影响的变形特征、应力分布规律及承载特性,提出了强化帮部薄弱部位的围岩控制对策,并进行了工业性试验。结果表明:对“顶强帮弱”半煤岩巷道帮部煤层采用“锚杆+斜拉穿层锚索+强护表构件”的支护对策可使其处于三向压缩受力状态,约束其向巷道内挤出变形,发挥封闭及主动促稳作用。

深部顶板夹煤层巷道变形破坏分析及其控制

为了探究深部顶板夹煤层软岩巷道大变形破坏问题,以平煤六矿三水平戊二胶带运输巷为工程背景,开展夹煤层巷道围岩破坏分析及控制对策的研究。首先,构建原支护体系组合拱力学模型,推导出直墙半圆拱形巷道稳定判别式;其次,提出“锚网索-梁-注浆-组合砂浆锚索”联合返修控制对策,即沿戊8煤层顶板进行巷道扩刷,采用锚网索、梯子梁完成基本支护,对围岩进行深浅孔注浆加固、顶板及两帮关键部位布置组合砂浆锚索等加强支护,并通过数值模拟分析返修前后应力、位移场分布特征;最后,开展工业性试验,并监测矿压。结果表明:两帮及顶底板最大收敛量分别为93、112 mm,后期变形速率均低于1 mm/d,围岩变形得到有效控制,返修效果良好。

极薄煤层半煤岩巷道切顶成巷矿压规律研究

针对禾草沟二号煤矿1105工作面回风巷出现的矿压显现异常、支护困难等现象,结合矿井实际情况,确定采用沿空留巷支护技术。通过数值模拟和现场实测相结合的方法对切顶成巷矿压规律进行研究,研究结果表明:切顶留巷后,巷道顶板垂直应力明显下降,工作面回采过程中,顶板应力变化呈单峰分布,工作面超前支承应力影响范围大于60 m,工作面侧向支承应力影响范围约为60 m,当工作面回采到90 m时,巷道顶板垂直应力变化达到最大。根据矿压监测结果,薄煤层切顶爆破之后,恒阻锚索受力明显减小,成巷效果良好,恒阻锚索和巷道围岩变形均呈现“稳定—快速—缓慢—稳定”的变化趋势。巷道顶底板最大变形位置为巷道中部,顶板在工作面回采110 m后达到稳定状态,底板在工作面回采80 m后达到稳定状态。

冲击地压巷道围岩改性研究

针对巷道围岩改性的研究,主要采用理论解析及室内试验相结合的方法,先分析改性前影响围岩塑性区范围的因素,再利用试验研究改性后不同时间段内试件的力学特性及声发射特征,通过抗压、抗拉、抗剪、声发射实验手段研究围岩改性体破裂力学显现过程。结果表明:改性前围岩塑性区范围受支护阻力、侧压力系数、软化系数、扩容梯度及残余强度等参数的影响;其他条件一定时,提高围岩破碎区的残余强度可减小围岩塑性区的范围;改性体7 d、14 d、28d的抗压强度逐渐增加,最终达到原煤样强度的48.95%,28天的抗拉强度达到原煤样强度,黏聚力与完整煤样相比提高了2.05倍,对围岩塑性圈的改良均有很好的效果;声发射研究得到:7 d、14 d改性体试件的声发射信号变化较强烈,且在各个阶段都有大量的声发射信号产生,在受力情况下试件内部情况复杂,而28 d改性体的声发射信号变化较稳定,主要集中在破坏前后,在时间的作用下改性体的破坏形式逐渐由延性破坏转变为脆性破坏,证明28 d后改性体的强度达到饱和值,在围岩改性强度稳定后才能发现再次进行施工。根据实际情况制定围岩注浆改性方案,并监测围岩顶底板及两帮的移近量,改性后的围岩稳定性增加,变形量减小。

同忻煤矿窄煤柱宽度留设及围岩控制实践

针对特厚煤层综放开采沿空掘巷时,留设宽煤柱护巷造成煤炭资源丢失严重,以及围岩变形量大、煤壁片帮等问题,以同忻煤矿8311工作面5311回风巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场观测相结合的方法,对其沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的留设进行了分析。研究表明,理论分析得知留设煤柱宽度为6 m左右时可确保5311回风巷位于沿空边缘煤体支承压力降低区和煤体应力屈服区,有利于巷道围岩的稳定。基于3DEC数值模拟分析,得到留设6 m煤柱5311回风巷的稳定性以及8311工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤帮、煤柱内围岩应力分布和塑性区演化特征。经现场应用,验证了综放开采留设窄煤柱掘巷技术的优越性和可靠性。

常村煤矿2102工作面切顶护巷留小煤柱技术研究与应用

针对常村煤矿3号煤层厚度大、留设30 m区段煤柱损失大量煤炭资源的问题,提出采用切顶护巷的方法缩小区段煤柱尺寸。综合采用理论计算及数字模拟的方法,确定了合理的预裂孔深度为15 m,角度为0°,区段煤柱宽度为10 m。在2102工作面进行现场试验,对2102轨道巷进行切顶护巷,并留设10 m区段煤柱。结果表明,巷道围岩变形量不大,且顶板无离层失稳风险,可以满足现场的安全生产需求。

厚煤顶动压影响巷道支护方案优化设计及应用

针对8206回风巷厚煤顶动压影响巷道存在的顶板易随采随冒的问题,综合运用现场调研、文献检索、理论分析等研究方法,分析该巷道原支护方案的缺陷及应该优化的方向,设计了一套“高预应力锚索整体支护方案”,并成功进行了工程实践。掘进支护后的矿压观测表明,实施优化后的支护方案后,巷道顶底板移近量、两帮移近量、顶板离层值均得到了有效控制,实现了安全高效掘进。

托顶煤切顶留巷围岩控制技术研究

为了解决托顶煤巷道围岩变形难以控制的问题,运用理论分析、离散元数值模拟及现场工业试验相结合的方法对义棠煤业100602工作面切顶成巷围岩控制技术进行研究,分析了不同切顶高度、采高对留巷围岩变形影响规律。研究发现,适当增加切顶高度并降低采高有利于巷道围岩稳定,并确定开采技术参数为切顶高度24 m、采高6 m。现场监测结果显示,在合理的支护策略及开采工艺参数下,托顶煤切顶留巷围岩变形控制效果良好。

大倾角采场围岩应力分布及矸石充填特征的倾角效应研究

煤层倾角是造成大倾角采场采动力学行为呈现复杂性、特殊性,诱发众多灾害事故的重要因素之一,为揭示煤层倾角对大倾角采场围岩控制及矿压显现特征的影响规律,采用物理相似模拟和数值计算相结合的研究方法,在综合分析了大倾角工作面顶板破断运移及矸石滑滚充填特征的基础上,利用有限元−离散元(FLAC2DPFC2D)耦合算法建立了不同倾角的大倾角采场耦合数值模型,研究了大倾角采场围岩应力分布及矸石充填特征的倾角效应。结果表明:①采动作用下,大倾角采场顶底板内围岩应力均呈非对称拱形分布,随着煤层倾角增大,拱形垂直应力释放区范围和向上部偏移程度逐渐增大,但水平应力释放区范围和应力值逐渐减小,无论是垂直应力还是水平应力都易在工作面上下端头顶板处出现应力集中,但最大集中应力会随煤层倾角的增大而减小;大倾角工作面顶底板内应力大小和传递方向均存在非对称特征,随着煤层倾角增大,工作面顶底板应力拱高逐渐降低,围岩应力的传递方向以围岩涌向采出空间为主,由初始近似竖直方向逐渐偏转趋于工作面垂向。②工作面顶板破断及矸石的滑滚充填具有时序性和分区演化特性,并随煤层倾角的改变而呈现一定的倾角效应。随着煤层倾角增大,直接顶的初次破断位置将逐渐向工作面倾向上部区域转移,同时由于重力沿工作面倾向的分力变大,矸石沿倾向的充填程度更为密实,但充填长度减小,工作面中上部区域高位岩层的破碎程度和空洞范围增大。③采空区内矸石对围岩的作用机制主要体现在提供侧向应力和竖向支撑2个方面,且受矸石重力作用影响较大,会随煤层倾角改变呈现较强的倾角效应。

胶西北海岸带海底基岩矿床开采海水入浸防治

海底基岩矿床顶部分布着大面积的海水,开采过程中存在海水突入矿坑问题。以胶西北海岸带区域为研究背景,对矿坑涌突水的影响因素及涌水量进行分析,并提出防治措施。结果表明,自然灾害、开采活动、孔隙含水层是导致矿坑涌突水主要原因;提出了留设保安护顶矿(岩)柱,钻孔注浆,加强地表防海水入浸配套设施建设,提高井下排水系统能力,构筑防水闸门等措施。胶西北海岸带海底金矿开采时-165m标高以上设为保安护顶矿柱是安全的,北皂煤矿-200m以上设为保安护顶矿柱是安全的;海底金矿极限开采高度为-65~-87.2m,北皂煤矿极限高度为-120~-160m,可以作为整个海底矿床开采完毕后回采保安护顶矿柱时的参考依据。

中厚煤层膏体充填开采覆岩运移控制研究

以七五煤矿为研究背景,通过理论分析和数值模拟相结合的方法,探讨了不同充填参数对中厚煤层膏体充填开采覆岩运移的影响;通过建立覆岩运移力学模型,分析充填体弹性模量对顶板下沉的影响,随着充填体弹性模量的增加,顶板下沉量逐渐减小,但减小速率递减;通过FLAC^(3D)数值模拟,充填率的增加显著提高充填效果,但存在一个最优充填率,超过该值后,增加充填率对顶板支承效果的提升作用有限;工作面煤柱所承载的上覆岩层荷载大于充填体所承载的荷载,随着靠近充填体而变得更加显著。综合理论分析和数值模拟结果,得出在七五煤矿特定地质条件下,充填率为90%,充填体弹性模量为0.3 GPa时,可以获得良好的充填效果并最大化开采效益。

松软煤层大巷群卸-注-锚协同防控围岩变形技术研究

为防控松软煤层大巷群在非对称应力作用下发生流变变形,以赵庄煤业三盘区大巷群受采动影响产生持续性变形为研究背景,提出了卸-注-锚协同防控围岩变形新技术。通过开展数值模拟和宽煤柱护巷顶板结构分析,阐明了大巷群应力状态与采空区顶板的关联性,揭示了爆破裂隙带在阻隔应力传递的作用机制,明确了回采巷道顶板爆破预裂和盘区大巷多层位预裂的理论依据,构建了深-浅孔联合卸压工艺和以锚固-注浆为核心的内外圈协同加固技术,根据理论推演和现场试验确定了爆破预裂参数和注浆参数。工程实践表明:爆破工艺实现了坚硬顶板的充分预裂,锚固-注浆工艺提升了巷道围岩的整体性,3312工作面回采后大巷群顶底板和两帮移近量较小,达到了卸-注-锚协同防控围岩变形的目的。

极近距离上下同采工作面卸压治理技术研究与应用

针对山西灵石华苑煤业有限公司极近距离煤层同采过程中,下位工作面超前变形严重的问题开展技术研究与实践。通过理论分析10#煤层的压力来源是由于上位煤层开采动压叠加侧向静压造成的巷道变形严重,提出通过对上位煤层超前爆破预裂切顶的方法,切断工作面端头的弧形三角板,减小由于9#煤层开采对10#煤层的影响,降低了下位煤层的巷道变形量,使巷道变形量减少40%以上,保证了工作面安全生产的需求,同时也为其他类似条件的矿井工作面提供技术参考。

顶煤破坏区巷道预注浆加固技术与再生顶板结构效应研究

针对顶煤破坏区下巷道围岩破碎,导致扩帮困难等问题,以韩咀煤业32101工作面开切眼为研究对象,分析了顶煤破坏区扩帮巷道失稳机理;提出了顶板预注浆围岩控制技术,在形成止浆帷幕基础上,然后通过注浆构建再生顶板。通过数值模拟进行加固效果校验,结果表明注浆后巷道塑性区范围显著减小;现场应用结果表明:采用顶板预注浆加固措施后,32101工作面切眼围岩变形量较小,围岩加固效果良好。

特厚煤层坚硬顶板井下定向深孔水力压裂卸压防冲技术

为进一步解决坚硬难垮顶板导致的冲击风险升高问题,以文家坡矿为例,提出了一种井下定向深孔水力压裂卸压防冲技术,并在4106工作面开展了试验研究,结果表明:提前对厚硬顶板进行卸压处理,岩层强度和完整性大大降低,有利于根本上消除冲击地压对安全生产的严重威胁。压裂期间泵压-时间曲线呈现锯齿状,定向深孔水力压裂能够使得裂缝起裂与扩展,实现顶板有效致裂。在水力压裂作用下,工作面微震活动平稳变化,高级别能量微震事件频次占比显著降低,未超过冲击危险预警临界指标,工作面顶板活动性及微震能量释放保持在较稳定状态,围岩积聚能量能够有序释放,冲击风险显著降低。

高瓦斯薄煤层主动加强支护切顶沿空留巷技术应用

以登茂通煤矿3106工作面辅助进风巷为背景,建立切顶留巷悬臂梁力学模型,分析加强支护切顶的力学原理;由此提出主动加强支护引导切顶沿空留巷技术,制定切顶留巷及巷帮注浆加固工艺。工业试验表明,主动切顶留巷顶底板和两帮移近量最大为600和430 mm,满足稳定性要求。沿空留巷内瓦斯抽采平均流量为3.16 m^(3)/min,平均抽采浓度为2.05%,同时巷道内的瓦斯含量降低。该技术为解决高瓦斯薄煤层沿空留巷问题提供了参考。

坚硬顶板特厚煤层开采矿压显现规律及控制技术研究

针对坚硬顶板特厚煤层开采过程中,临空巷道围岩变形矿压现象剧烈,巷道围岩变形程度较大,支护结构损坏严重现象。以岳南煤矿为工程背景,分析了坚硬顶板特厚煤层采矿临空巷道围岩变形破坏特征及规律。建立FLAC^(3D)数值计算模型,探究了坚硬顶板特厚煤层开采时覆岩应力时空演化规律,揭示了坚硬顶板特厚煤层覆岩力学作用机制。提出了覆岩切顶卸压控制方法,进行了工业性试验。试验结果显示:切顶卸压技术改变超前工作面临空巷道围岩应力环境,有效的切断了侧向覆岩活化的应力传递路径,降低工作面开采超前强采动影响,巷道围压变形得到了有效控制,顶底板最大移近速率由311 mm/d减小至64 mm/d,变形量大幅度降低,有利于矿井安全高效生产。

厚煤层泥岩底板巷道底鼓控制技术应用分析

山西汾西正旺煤业31103综放工作面运输巷受矿压、底板软岩等多因素影响底鼓问题突出,给巷道使用及采面正常回采带来困难。若采用巷道底板卸压槽、底板注浆以及底板锚索等方式治理底鼓,则面临耗时长、影响巷道正常使用等问题。经分析研判,决定采用降低运输巷围岩应力为主的底鼓控制技术,即通过切顶卸压改善运输巷围岩受力与降低底板受力的方法。结合现场实际,拟定了切顶卸压技术实施方案,实际应用后,巷道底鼓量控制在102 mm以内,底鼓问题得到有效控制。