Mechanism and control technology of strong ground pressure behaviour induced by high-position hard roofs in extra-thick coal seam mining

This work aimed at revealing the mechanism of strong ground pressure behaviour(SGPB)induced by high-position hard roof(HHR).Based on the supporting structures model of HHR,a modified voussoir beam mechanical model for HHR was established by considering the gangue support coefficient,through which the modified expressions of limit breaking span and breaking energy of HHR were deduced.Combined with the relationship between the dynamic-static loading stress of supporting body(hydraulic support and coal wall)and its comprehensive supporting strength,the criteria of ground pressure behaviour(GPB)induced by HHR were discussed.The types of Ⅰ_(1),Ⅰ_(2),Ⅱ_(1),andⅡ_(2) of GPB were interpreted.Results showed that types Ⅰ_(1) and Ⅰ_(2) were the main forms of SGPB in extra-thick coal seam mining.The main manifestation of SGPB was static stress,which was mainly derived from the instability of HHR rather than fracture.Accordingly,an innovative control technology was proposed,which can weaken static load by vertical-well separated fracturing HHR.The research results have been successfully applied to the 8101 working face in Tashan coal mine,Shanxi Province,China.The results of a digital borehole camera observation and stress monitoring proved the rationality of the GPB criteria.The control technology was successful,paving the way for new possibilities to HHR control for safety mining.

Influence of Ground Stress on Coal Seam Gas Pressure and Gas Content

The influence of ground stress was quantitatively analyzed on coal seam gas pressure and gas content in this paper.Mining activities in coal mine can result in stress concentration in the coal(rock)body around the mining space,but porosity of the coal seam would not change too much.Therefore,gas pressure and gas content in the coal seam are slightly affected.Studies showed that the free gas was gradually transformed into adsorbed gas,and the gas adsorption volume was small,and then gas pressure increases roughly linearly when the porosity decreased because of stress influence.Additionaly,when porosity of coal seam reduced to 40%,the amount of adsorbed gas accounted for no more than 10%of coal seam gas content,and the increase of gas pressure did not exceed 15%of the original gas pressure.

Progress on the hydraulic measures for grid slotting and fracking to enhance coal seam permeability

A method of hydraulic grid slotting and hydraulic fracturing was proposed to enhance the permeability of low permeability coal seam in China. Micro-structural development and strength characteristics of coal were analysed to set up the failure criterion of coal containing water and gas, which could describe the destruction rule of coal containing gas under the hydraulic measures more accurately. Based on the theory of transient flow and fluid grid, the numerical calculation model of turbulence formed by high pressure oscillating water jet was used. With the high speed photography test, dynamic evolution and pulsation characteristics of water jet water analysed which laid a foundation for mechanism analysis of rock damage under water jet. Wave equation of oscillating water jet slotting was established and the mechanism of coal damage by the impact stress wave under oscillation jet was revealed. These provide a new method to study the mechanism of porosity and crack damage under high pressure jet.Fracture criterion by jet slotting was established and mechanism of crack development controlled by crack zone between slots was found. The fractures were induced to extend along pre-set direction,instead of being controlled by original stress field. The model of gas migration through coal seams after the hydraulic measures for grid slotting and fracking was established. The key technology and equipment for grid slotting and fracking with high-pressure oscillating jet were developed and applied to coal mines in Chongqing and Henan in China. The results show that the gas permeability of coal seam is enhanced by three orders of magnitude, efficiency of roadway excavation and mining is improved by more than 57%and the cost of gas control is reduced by 50%.

极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制方法研究

极近距离煤层传统长壁开采,受上层遗留煤柱和采空区垮落等因素的影响,下煤层开采过程中应力环境复杂、矿压显现剧烈,易诱发巷道围岩大变形。为解决上述问题,提出了极近距离条件下巷道定向切顶–约束高强支护无煤柱自成巷控制方法。通过顶板定向预裂切顶,主动改变顶板悬臂结构,切断采空区向巷道顶板的应力传递。充分利用矿山压力和岩体碎胀特性,取消煤柱留设,结合高强支护加强巷道顶板整体性,共同实现切顶自成巷。建立了极近距离煤层开采覆岩结构模型,计算了下煤层切顶自成巷巷旁支护阻力。以典型极近距离煤层为工程背景,开展了不同开采方法的数值试验对比研究,结果表明,提出的自成巷控制方法使巷道围岩应力降低59.8%,巷道顶板变形减少70.8%,并明确了极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制机理。在此基础上,开展了典型极近距离煤层工程设计及现场应用研究,结果表明该方法有效降低了矿压显现程度,保证了自成巷的安全稳定控制。

低透气性煤层高压脉冲射流割缝-压裂增透技术应用研究

针对盘州平关镇大坪煤矿18采区20号煤层复杂地质条件及瓦斯抽采难题,提出一种高压脉冲射流割缝导向压裂增透技术。为验证该技术效果,分析了其增透技术机理,并设计了4种试验方案进行对比分析。结果表明,采用高压脉冲射流割缝导向压裂方案在瓦斯抽采效果方面显著优于其他方法,与普通抽采、高压脉冲射流割缝、高压水力压裂抽采瓦斯相比,其平均每日抽采瓦斯浓度分别提高了3.01倍、1.41倍和1.67倍;平均每日抽采瓦斯纯流量也相应提升了2.86倍、1.42倍和1.62倍。经过90 d的抽采,该方案的抽采影响半径达到了5.06 m,分别为普通抽采、高压脉冲射流割缝和高压水力压裂抽采方案的2.56倍、1.25倍和1.29倍;在抽采效果相同的条件下,钻孔施工时间分别比普通抽采、高压脉冲射流割缝和高压水力压裂方案缩短了60%、32%和20%,瓦斯抽采达标所需时间分别比普通抽采、高压脉冲射流割缝和高压水力压裂方案缩短了70%、50%和62%。高压脉冲射流割缝导向压裂技术对低透气性煤层瓦斯治理效果较为理想,可供类似矿井借鉴。

浅埋近距离煤层过平行煤柱开采强矿压机理研究

为了揭示浅埋近距离煤层工作面过平行煤柱开采动载传递特征及强矿压机理,以榆家梁煤矿43207工作面为工程背景,采用现场实测、物理模拟、理论分析相结合的方法,研究了煤柱覆岩“倒梯形”结构随下部间隔岩层的运动及其载荷传递特征,分析了超前支承压力和支架载荷的转化规律,建立了“煤柱-间隔岩层台阶岩梁”耦合结构力学模型,得出了强矿压瞬间和顶板切落稳定后的支架载荷计算公式。研究结果表明:煤柱覆岩“倒梯形”结构的集中应力和载荷主要集中于煤柱后段,后段集中载荷是导致工作面过煤柱强矿压的根源;工作面进煤柱初期,煤柱应力表现为双峰;临近出煤柱时,应力集中为单峰,位于煤柱后段。工作面出煤柱4 m后,煤柱后区的超前支承应力系数达到峰值6.00,间隔层开始产生超前裂隙;出煤柱5 m时发生强矿压,煤柱应力下降43%。强矿压期间,煤柱应力传递至煤柱下7 m层位(间隔岩层关键层中部)下降了39%,表明顶板结构承担了相当大的载荷。基于间隔岩层台阶岩梁结构的理论计算,得出强矿压瞬间的支架载荷计算公式,按照煤柱平均应力计算得出支架载荷为22.9 MN/架,按照强矿压时刻煤柱后段应力计算得出支架载荷为24.1 MN/架;煤柱传递至支架的载荷仅为煤柱总载荷的12%~18%,仍超过现场支架额定工作阻力9.2 MN/架。因此,为防止压架,支架额定工作阻力需达到15 MN/架,或者对煤柱及间隔岩层结构进行处理,以保证安全开采。研究结果可为类似条件工作面过平行煤柱开采提供参考。

倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究

为解决回采巷道倾斜厚硬顶板应力集中问题,降低顶板覆岩突然垮落的冲击扰动风险及提高倾斜厚硬顶板切顶留巷围岩控制效果,以长城六矿1301N运输巷切顶留巷为工程背景,综合采用理论分析、数值模拟及现场监测的研究方法开展倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究。首先,基于岩石碎胀系数、砌体梁理论及现场地质资料,推导计算了1301N运输巷切顶高度和切顶角度的理论最小值。其次,为进一步验证并优化理论推导结果,利用PFC^(2D)数值软件建立了1301N工作面切顶留巷模型,采用控制变量法分析了不同切顶高度和切顶角度下留巷顶板应力、位移及组构张量响应特征。分析结果表明:切顶高度与卸压效果之间存在底数大于1的对数增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果逐渐增强但其增长幅度逐渐减小;切顶角度与卸压效果之间存在“S”型增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果先增强后减弱。卸压参数与卸压效果之间的变化规律揭示了切顶高度选择存在最适值,切顶角度选择存在最优解。综合理论分析、经济收益及数值模拟结果,确定长城六矿1301N运输巷倾斜厚硬顶板切顶留巷过程中最适切顶高度为13 m,最优切顶角度为10°。现场监测获得该切顶参数下围岩控制效果较好,留巷围岩变形量较小,可有效满足下一工作面开采需求,验证了优化切顶参数的有效性,为类似地质条件切顶留巷参数的选取提供理论依据和实践参考。

近浅埋多层厚硬顶板大采高综放工作面矿压显现规律研究

针对榆神矿区近浅埋多层厚硬顶板条件下,“大周期”来压支架立柱下缩量大、煤柱应力集中系数高、稳定性差等强矿压问题,采用了数值计算、微震和煤体应力监测等技术手段,对覆岩破断运动及工作面来压规律进行了分析研究,结果表明:覆岩破断运动上,多层厚硬顶板较大的“垂向离层空间”和“自下而上”的顺次交替垮落孕育了顶板“高+低层位组合破断”的时空基础;“高低层位顶板组合破断”是“大周期”来压增强的关键诱因;同时,煤柱应力的时空演化受控于多层厚硬顶板的破断垮落。矿压显现上,工作面“大周期”立柱下缩量平均可达945 mm,持续距离12.10 m,并可由2~5次连续强来压组成;巷道煤柱应力集中系数达到1.80~2.30,影响范围为工作面前方126 m至后方471.3 m,具有明显的“高强度、大范围、长上升期”特点。针对该条件下的强矿压防治,分别提出了“弱化低位顶板、优化破断结构”和“弱化高位顶板、改变破断次序”的技术思路,并取得的了较好的应用效果。

高瓦斯中硬煤层超高压水力割缝卸压增透技术及应用

为了提高高瓦斯中硬煤层卸压增透及瓦斯抽采效果,研究了顺层长钻孔超高压水力割缝技术,分析了其卸压增透机理,开展了超高压水力割缝现场试验,确定了等效割缝半径和有效瓦斯抽采半径,考察了超高压水力割缝技术的应用效果。研究结果表明:超高压水力割缝技术具有切割速度快、切割半径大等特点,相当于在钻孔周围煤体开采极薄保护层,平均单刀割缝时间9 min,单刀出煤量0.32~0.42 t,等效割缝半径为1.55~1.78 m;超高压水力割缝组单孔平均抽采浓度76.5%,单孔平均抽采纯量为0.089 m^(3)/min,分别是普通钻孔的4.58倍和4.05倍,是水力冲孔的1.2倍和1.43倍,可见该技术可以大幅度提高卸压增透及瓦斯抽采效果。

坚硬顶板高压磨料射流侧向切顶煤柱卸荷技术研究

针对坚硬顶板下临空巷道存在的高应力、大变形、难支护等问题,分析了磨料射流能量分布情况,研究了磨料颗粒及高压水射流的冲击破岩作用。基于“砌体梁”原理,建立不同岩性条件下的岩层周期破断力学模型,研究了巷道侧向切顶条件下上覆岩层断裂情况,采用数值模拟分析切顶前后煤柱应力变化情况,提出了磨料射流侧向切顶煤柱卸荷技术。现场试验结果表明,采用磨料射流切顶后巷道高度变形量减小38.7%,宽度变形量减小45.8%,巷道变形得到有效控制。同时,切顶后每日最大总能量降低85.5%,平均每日总能量降低82.6%。验证了磨料射流侧向切顶对坚硬顶板的弱化效果,为坚硬顶板弱化治理提供了一种新的技术手段。

高应力特厚突出煤层水力割缝卸压防突技术研究

针对采动形成的高应力煤柱区瓦斯动力灾害防控难题,以窑街煤电集团有限公司金河煤矿16219工作面为工程背景,综合采用数值模拟、理论分析、微震分析、工程实践相结合的研究方法,揭示了煤柱区的应力演化规律,在分析水力割缝卸压增透原理的基础上,优化并实施了水力割缝卸压增透措施,并对卸压防突效果进行了考察。结果表明,受周边采动影响,16219工作面首分层开切眼及回风巷交叉区域的煤体出现了高应力集中现象;通过对常规掘进与开挖缝槽后掘进2种情况的模拟对比分析,表明开挖缝槽能有效缓解高应力集中区内巷道周边煤体的应力集中状况;针对均一的缝槽尺寸可能导致巷道周边形成小范围应力增高区的现象,进一步优化了高应力集中区的水力割缝参数,合理增加了巷道周边水力割缝钻孔的出渣量。割缝作业实施后,微震监测数据显示大能量事件的占比有所减少、小能量事件的占比增加,煤体的弹性能有所释放,测试煤层残余瓦斯含量降低至4.73 m^(3)/t,表明煤层的突出及冲击危险性均有所降低。

冲击波预裂工艺技术在高地压矿井上覆硬岩层的工程实践

高地压矿井煤层采空后上覆硬岩层容易造成悬顶等动力灾害隐患,常规的治理方式效果欠佳,亟需探索一种新型的工艺技术来实现顶板灾害绿色治理。提出高位定向钻孔+可控冲击波长距离断顶工艺技术,通过专用设备对岩层进行单点多次冲击破碎,进而实现致裂岩层的目的。对某矿顶板坚硬岩层进行先导性试验,设计1个高位定向长钻孔,预裂作业每隔10 m冲击1次,每点冲击10次;采用1个穿层顶板窥视钻孔来检验预裂效果。试验结果表明:愈靠近定向聚能棒裂缝的形态愈发育且呈递减趋势,初步确定上覆岩层的有效预裂半径为10 m。通过效果对比试验证明,该技术在顶板灾害治理中技术可行,值得推广。

同忻矿8311工作面坚硬顶板破断特征与矿压显现规律研究

特厚煤层综放开采是煤炭资源开发中的一项重要课题,其开采过程中存在着一系列的难题,其中最为突出的是顶板破断引发强矿压显现。文章基于同忻矿特厚煤层8311工作面,在关键层理论基础上,采用公式计算的方法得出了坚硬顶板的初次和周期来压步距;采用离散单元软件UDEC模拟煤层开挖,得出了坚硬顶板断裂步距与结构。通过现场矿压监测,分析了坚硬顶板的来压步距、周期来压动载强度和“大小周期”现象,探究了坚硬顶板破断与矿压规律之间的关系,为特厚煤层的安全高效开采提供了有力的理论支撑。

倾斜厚煤层覆岩瓦斯高渗区应力场-渗流场联动演化采高效应

倾斜煤层开采后覆岩应力场分布特征与水平、近水平煤层存在着较多的不同点,其上覆岩层瓦斯高渗区域及其裂隙演化规律也有所差异,同时受煤层采高的影响较为明显。为掌握倾斜厚煤层覆岩瓦斯高渗区应力场-渗流场联动演化规律,基于数值模拟方法,以新疆昌吉硫磺沟煤矿的主采工作面为原型,研究倾斜厚煤层采动覆岩裂隙演化规律的采高效应,揭示不同采高条件下覆岩裂隙高渗区的时空演化规律。结果表明:倾斜煤层的覆岩应力场总体上呈采空区下端应力高、上端应力低的非对称“蝶形”分布,采空区下端瓦斯高渗区以横向延展为主,采空区上端瓦斯高渗区以纵向扩大为主;此外,煤层开采引起的瓦斯渗流场变化和应力破坏形成更多瓦斯运移通道的耦合作用是采动瓦斯渗压改变的原因,而瓦斯高渗区为阻断瓦斯并且控制瓦斯贯通的重点区域。因此,将瓦斯抽采系统布置于瓦斯高渗区内可从最大程度上降低整个采动裂隙场的瓦斯浓度,有效地控制生产期间瓦斯浓度异常的风险。

利用CO_(2)气相压裂技术提高煤层透气性:以吉宁煤矿为例

为破解复杂低渗高瓦斯煤层瓦斯治理技术难题,本文以山西华晋吉宁煤矿2号煤层2203工作面为研究对象,通过采取CO_(2)气相压裂增透技术,对4组(共12个)抽采钻孔的瓦斯抽采浓度和瓦斯抽采纯量进行分析,得出有效致裂影响范围,进一步评价瓦斯抽采效果和防突效果。结果表明:该地质单元的有效致裂裂缝影响范围为6~7 m;常规抽采孔的瓦斯抽采纯量为0.018 m^(3)/min,与其相比,4组抽采钻孔百米瓦斯抽采纯量平均值为0.179 m^(3)/min,提升了8.9倍;在衰减区域,瓦斯抽采浓度均值64.7%、纯量均值0.150 m^(3)/min,在稳定区浓度,瓦斯抽采均值为73.2%、纯量均值0.188 m^(3)/min,相比稳定区域瓦斯抽采参数更高。该技术有效增大了2号煤层的透气性,提高了瓦斯抽采效率和煤巷掘进速度,减少了钻孔施工投入,缓解了采掘接替紧张的局面。

高水充填留巷技术在综采工作面应用研究

为实现30505综采工作面回风巷高效安全留巷,针对回风巷顶板坚硬、采面矿压显现明显以及开采煤层瓦斯含量高、具有自燃发火倾向等问题,提出将高水充填留巷技术应用到30505回风巷留巷中,并通过切顶卸压方式为留巷段创造相对良好应力环境。对切顶卸压技术及高水充填留巷技术布置方案进行详细分析,并进行工程应用。现场应用后,30505回风巷留巷段围岩变形量及漏风量风均较小,取得较好留巷效果。

厚松散层下高强度综放开采地表沉陷规律研究

在陕北地区浅埋厚煤层、厚松散层地质条件下,以某大型煤矿大采高综采工作面采动地表沉降监测数据为基础,选取沿工作面走向、倾向两条观测线为研究对象,分析研究各观测点全周期下沉变化及对应时空关系,采用数理统计、公式计算、数据拟合等方法确定地表移动动态变化相关参数,探讨采动工作面的地表沉降特征和变化规律。结果显示:工作面采动初期上覆岩层的运动范围已波及到地表,随着工作面不断推进,其地面影响范围一直在超前;当工作面回采完成时,下沉量迅速衰减,逐步趋于稳定。走向线最大下沉值3 715 mm,倾向线最大下沉值3 327 mm,工作面推进在400~600 m,下沉速度超过200 mm/d,最大可达268 mm/d。地表沉降系数0.58,起动距102.6 m,超前影响角54.9°,最大下沉速度滞后角71.8°。地表移动持续时间282 d,起动阶段时间短,仅为18 d,活跃阶段移动速度大、变形剧烈,衰退阶段持续时间较长达199 d,反映了浅埋厚松散层综放高强度开采条件下,地表移动发展快、稳定也快的特征。

松软煤层水力割缝缝槽形态控制技术研究及应用

为解决松软煤层(f>0.2)超高压水力割缝期间缝槽发育难控制、易垮孔等问题,通过理论分析手段,分析了割缝缝槽周围煤体应力分布规律,获得了割缝缝槽周围煤体塑性区分布影响因素。研究了高压水射流破煤规律,得到了影响割缝缝槽形态的主要因素为割缝压力、喷嘴直径及煤体自身硬度。提出了基于松软煤层特点的超高压水力割缝缝槽形态控制技术,获得了控制松软煤层缝槽深度、宽度以及发育速度的关键参数为割缝压力、喷嘴直径及压力调节速度。通过现场应用表明,针对松软煤层其缝槽形态控制合理参数为:割缝喷嘴直径2.5~3.0 mm,割缝压力70 MPa,割缝调压间隔3~5 min。验证了松软煤层水力割缝缝槽形态控制技术适用性,可效提高松软煤层水力割缝施工成功率及安全性。

浅埋厚煤层高强度开采强矿压分布特征与控制对策

浅埋厚煤层高强度开采时,回采工作面矿压显现强烈,对煤矿安全生产造成较大影响。以五家沟煤矿5302综放工作面为工程背景,理论分析了浅埋厚煤层顶板及上覆岩层破断失稳机理,利用数值软件对工作面上方覆岩断裂特征和工作面的超前应力分布规律进行模拟分析,得出浅埋坚硬顶板综放工作面强矿压显现规律,并提出了水力压裂来破碎顶板以减低超前压力的控制对策。研究结果表明,浅埋厚煤层综放开采时,煤层覆岩中的关键层对整个工作面上覆岩层的垮落、断裂和移动起主要控制作用,与普通工作面相比,回采时工作面上覆岩层运移更加强烈,导致工作面矿压显现强烈且两带发育高度偏高,分段水力压裂通过破碎顶板能够使得顶板垮落更加充分,能够有效减低工作面超前压力,采空区垮落充填程度更高,采动影响稳定速度更快。

深井酸性浸水煤层风干氧化自然发火特性分析

为探究深井酸性浸水煤层风干氧化自然发火的特性,选取陕西省某矿煤样,利用氧化模拟试验系统,对预氧化及浸水风干煤样和原煤样进行程序升温试验,对比分析了两者的耗氧量以及CO、CO 2、CH 4的产生量,进而分析这几种不同情况下煤样的氧化自燃特性。结果表明,酸性条件下浸水风干的煤样耗氧量最小,说明该煤样在氧浓度低时容易发生氧化自燃;酸性条件下浸水风干的煤样CO、CO 2、CH 4的产生量最大,说明该煤样发生氧化自燃的危险性越大。总之,当煤体处于高地温、弱酸性浸水风干条件下发生煤体氧化自燃的危险性最大,研究结论可为矿井高产高效和安全生产提供一定的指导。