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%.

Research into comprehensive gas extraction technology of single coal seams with low permeability in the Jiaozuo coal mining area

For a low permeability single coal seam prone to gas outbursts, pre-drainage of gas is difficult and inefficient, seriously restricting the safety and efficiency of production. Radical measures of increasing gas extraction efficiency are pressure relief and infrared antireflection. We have analyzed the effect of mining conditions and the regularity of mine pressure distribution in front of the working face of a major coal mine of the Jiaozuo Industrial （Group） Co. as our test area, studied the width of the depressurization zone in slice mining and analyzed gas efficiency and fast drainage in the advanced stress relaxation zone. On that basis, we further investigated and practiced the exploitation technology of shallow drilling, fan dril- ling and grid shape drilling at the working face. Practice and our results show that the stress relaxation zone is the ideal region for quick and efficient extraction of gas. By means of an integrated extraction technology, the amount of gas emitted into the zone was greatly reduced, while the risk of dangerous outbursts of coal and gas was lowered markedly. This exploration provides a new way to control for gas in working faces of coal mines with low permeability and risk of gas outbursts of single coal seams in the Jiaozuo mining area.

Numerical calculation for gas and strata movement law caused by protection layer mining

According to the problem during mining coal seam with high gas and its control, the theory numerical calculation of gas and strata movement law caused by protection layer mining was studied, with the background of Snake Mountain coal mine. First of all, the basic principle of fluid(gas)-solid coupling was briefly described, and a three dimensional model was established by FLAC software. Secondly, the calculation parameters of fluid-solid coupling were obtained based on the measured data, and the numerical calculation of sublevel mining was carried out in turn. Lastly, initial stress state, gas movement law, deformation law of pore pressure and movement characteristics of rock strata were studied, respectively. The results show that the gas and pressure were greatly reduced with the advance of 4 coal seam working surface, as well as the constant increase of area of goaf. Facilitating gas and the stress were gradually penetrated and released to goaf during the whole process of mining. The gas pressure, the aggregation degree and the surrounding rock pressure of the 1 coal seam and the 3 coal seam were greatly reduced.

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。

覆岩应力-漏风综合影响下浅埋煤层群下煤层开采巷道布置研究

针对浅埋近距离煤层群上部遗留煤柱影响下的下部工作面巷道合理布置位置确定问题,以活鸡兔井为例,采用离散元方法(DEM)模拟研究了遗留煤柱底板应力分布与上、下煤层开采采空区裂隙发育特征。结果表明:12号煤层开采过后,22号煤层水平距上覆煤柱20 m内为垂向应力与主应力差增高区,22号煤层水平应力在区段煤柱内侧较低;下煤层巷道布置采用外错式与重叠式时,巷道两侧围岩主应力差较大,且外错式与重叠式布置方式下22号煤层工作面开采时夹层与上部老空区覆岩二次运移剧烈,采空区两侧斜向裂缝带发育与贯通较好;采用内错式,巷道两侧围岩主应力差随与煤柱距离增大先降低、后升高,在距煤柱25~35 m处主应力差达到最低,且该布置方式下上部采空区覆岩沉降均衡,裂缝带闭合性较好,极大阻止了地表与层间贯通漏风通道的发育。

浅埋近煤层群采动“三区”漏风裂隙场时空演化规律数值模拟

浅埋近煤层群采动下,地面采空区工作面“三区”之间易形成连通的漏气通道引发工作面低氧和采空区煤自燃,如何厘清采动效应下浅埋煤层群“三区”漏气通道的时空分布演化规律是有效防控煤自燃和低氧的关键。以陕煤柠条塔煤矿S1232工作面为研究背景,采用理论与数值模拟相结合的方法,研究了单一煤层、复合煤层重复开采下覆岩破坏特征,分析了煤层间距与采厚对裂隙二次发育的影响规律。结果表明:浅埋近煤层群开采下上覆岩层裂隙仅存在垮落带与裂缝带,主关键层破断后裂缝带快速发育至地表,关键层周期破断控制地表裂隙周期生成与下沉;上煤层裂隙密度发育由原始阶段先后经历快速增长、稳定和二次增长3个阶段;随采厚增大,各区间裂隙密度增大,大裂隙发育更充分,裂隙宽度整体增大;随煤层间距增大,小于0.2 m的裂隙宽度随采厚增大,且增加的速度逐渐加快,大于0.2 m的裂隙宽度随采厚增大,但增加速度逐渐变缓;采厚相同时,裂隙宽度大于0.2 m的裂隙密度随着煤层间距的增大逐渐减小。

低透气性突出煤层群首采层水力割缝卸压抽采技术研究

针对中近距离松软低透气性突出煤层群抽采防突难题,以皖北矿区任楼煤矿突出煤层群瓦斯地质条件为工程背景,在对松软煤层水力割缝卸压增透机制、首采层割缝工艺参数等研究的基础上,提出了首采层煤巷条带水力割缝卸压增透、煤层群瓦斯联合抽采的综合治理技术,优化了钻孔布置方式,并进行了工程应用。结果表明:割缝实施后钻孔的瓦斯抽采浓度、单孔日均抽采纯量分别是常规钻孔的4.27倍、3.94倍,煤层透气性提高了22~31倍,首采层72号煤层割缝后的防突有效半径可提高至5 m以上,检验抽采半径5 m处的瓦斯含量指标为4.13 m 3/t,在有效解决首采层煤巷条带瓦斯灾害的同时,钻孔工程量降低了2/3以上。

缓倾斜近距离煤层群重复开采“两带”高度研究

以四川省石屏一矿缓倾斜近距离开采工作面为工程背景,针对重复开采中缓倾斜近距离煤层的“两带”高度发育问题,采用FLAC^(3D)数值模拟与经验公式计算的方法进行研究。对工作面开采之后引起上覆岩层塑性区的变化特征进行了分析;确定了重复采动下“两带”的高度;并与经验公式进行对比验证;得出在重复采动情况下“两带”高度并不是简单的相加,而是存在一种叠加效应。通过该研究,进一步探索了缓倾斜近距离煤层群重复开采情况下“两带”高度的发育问题,为缓倾斜近距离煤层群安全开采提供了依据。

近距离煤层群重复上行开采岩移规律初探

为解决近距离缓斜煤层群受重复采动影响的上行开采可行性问题,根据新安煤矿南区煤层群工程地质情况,综合运用理论分析、物理相似模拟等方法,对2^(-3)号煤下部煤3、煤4、煤5不同顺序开采后2^(-3)号煤的连续性和完整性进行探究,分析煤层群开采后覆岩垮落特征及岩层下沉变形规律,论证煤层群上行开采的技术可行性。研究结果表明,2^(-3)号煤位于下煤层裂隙带范围内,在重复采动影响下仍能保持较好的连续性,未产生台阶错动,满足上行开采所需的条件。

近距离煤层采空区下厚煤层开采强矿压机理及控制研究

针对近距离煤层采空区下W1701厚煤层工作面开采顶板强矿压现象,利用物理相似模拟实验、理论分析及数值模拟实验,研究了一次采全厚条件下W1701工作面顶板强矿压诱发机理及控制对策。研究结果表明:W1701工作面顶板受其上方“高位关键层(硬岩)-巨厚软弱岩组-低位关键层(硬岩)”覆岩结构破断运动影响,顶板呈现大周期、小周期来压变化,其中,低位关键层“砌体梁”结构性失稳形成小周期来压,巨厚软弱岩组纵向裂隙周期性贯通并发生台阶下沉,形成大周期来压,大周期来压造成工作面顶板支承压力跳跃式突增,支架载荷高达67248kN,是支架额定工作阻力的3.7倍,极易将整个工作面支架压死,并引发重大生产安全事故。对于准南煤矿此类近距离多煤层采空区下厚煤层不宜采用一次采全厚开采,宜采用分层开采,分层开采使得高位关键层、低位关键层之间的巨厚软弱岩组产生了分次破坏,工作面来压相对于一次采全厚有效缓和,能够有效避免工作面强矿压事故。

浅埋近距离煤层群上覆采空区火灾及气体下泄防治研究

针对沙坪煤矿13103工作面浅埋近距离煤层上覆采空区煤层自燃和气体下泄问题,综合利用地面红外探测和同位素测氡等多种方法探测13103工作面上覆采空区自然发火状态,在此基础上用SF6气体进行漏风通道测定,并采用数值模拟方法分析了CO气体的下泄机理。研究结果表明:煤层自燃倾向性、复杂埋藏条件和老窑火区是发生煤层自燃的主要原因,在标定12个火区中心点和39 077 m2隐患区域基础上,发现地面、采空区火区和工作面三者裂隙相互连接是导致CO气体在工作面后半部分涌入工作面并在回风隅角处聚集的主要原因。同时,研究发现,采用井上下联防联控手段可消除上覆采空区内高温点,使得CO气体浓度稳定在0.05%以下,有效控制了采空区自燃和气体下泄问题,保障了13103工作面安全生产。

高位钻孔在黄白茨煤矿瓦斯治理中的应用

以黄白茨煤矿020913综采工作面为研究对象,通过分析近距离煤层群采空区瓦斯涌出来源及采动覆岩裂隙场分布规律,针对性地选择高位钻孔作为工作面瓦斯治理的主要措施。通过理论计算,初步得到高位钻孔布置参数。为了将进一步得到高位钻孔最佳布置参数,通过对比分析不同层位高位钻抽采浓度变化规律,根据现场考察结果,得到了020913综采工作面高位钻孔最佳布置层位。现场实践结果表明,在距煤层顶板25 m层位布置高位钻孔抽采效果最佳,采用高位钻孔抽采后,020913工作面回采期间回风流瓦斯浓度最大为0.52%,上隅角瓦斯浓度不超过0.6%,达到了预期的瓦斯治理效果,切实保障了矿井的安全生产。

近距离煤层群隔层“探、治”瓦斯技术体系研究及应用

为解决贵州地区近距离复杂群层群采掘过程中邻近煤层瓦斯防治难题,提出了包括邻近煤层瓦斯参数探查技术、保护层开采上覆岩层“三带”范围考察技术和邻近煤层瓦斯抽采防治技术的隔层“探、治”瓦斯技术体系。该技术体系在安顺煤矿的应用结果表明:M9煤层工作面采空区冒落带和裂隙带高度分别约为3.8 m和15.7 m,能够有效增益上覆M8煤层瓦斯治理;临近煤层瓦斯抽采效果受到抽采孔空间位置、长度和工作面推进情况影响,高位钻场、高位巷、高位定向长钻孔和密集穿层高位钻孔抽采方式的抽采纯量分别能达到12、37.7、10.0、40.1 m^(3)/min,高位巷和密集穿层高位钻孔抽采效果更优。研究成果为贵州地区煤层群瓦斯高效治理提供了理论和工程实践基础。

乌达矿区近距离煤层群开采瓦斯治理技术及装备

针对乌达矿区近距离煤层群重复采动下工作面瓦斯涌出规律较单一煤层更为复杂的难题,通过引入大功率定向钻机等一系列瓦斯治理新装备和现场实践,形成了乌达矿区近距离煤层群开采瓦斯综合治理技术体系。工作面回采前,采用走向钻孔结合“梳”状穿层分支孔对本煤层及邻近层进行大规模区域立体联合抽采,实现采前抽采达标;回采期间根据9#、10#、12#煤层的瓦斯涌出来源及瓦斯涌出规律,针对性选择大孔径顶板高位钻孔抽采技术、大直径水平钻孔桥接采空区抽采技术、V形钻孔抽采技术和上隅角插管抽采等瓦斯治理措施进行瓦斯治理,主要回采工作面回风流瓦斯浓度均不超过0.6%,取得了较好的治理效果,确保了矿井的安全生产。

近距离煤层采空区下巷道支护技术研究

3号煤层32501综采工作面位于2号煤层采空区下方4.3~7.9 m位置,采面回采巷道受上覆采空区影响,导致围岩变形控制难度较大.采用理论方法计算2号煤层回采后底板最大破坏深度,分析2号煤层回采会破碎3号煤层顶板完整性,导致顶板破碎,给采面回采巷道围岩控制带来制约.结合3号煤层埋深较浅、地应力显现不明显且回采区地质构造简单特点,提出采用锚网索方式支护围岩,顶板通过高强锚杆+短锚索支护,巷帮帮肩采用高强长锚杆补强、避免巷帮片帮,辅助采用金属网、W钢带提高护表强度.现场应用后,32501综采工作面围岩变形量在较小范围内,实现了近距离煤层采空区下破碎顶板回采巷道围岩变形有效控制.

极近距离煤层群下行开采采空区瓦斯治理技术

针对极近距离煤层群下行开采中采空区瓦斯治理难题,提出了1套创新性的技术方案。分析了极近距离煤层群瓦斯涌出的规律,并基于钻孔施工、采空区瓦斯抽采施工、采空区密封工程3个方面提出了1种适用于极近距离煤层群下行开采的采空区瓦斯治理技术,旨在提高极近距离煤层群下行开采的安全性,减少瓦斯事故的发生,为中国煤炭行业的高质量发展提供技术支持。

极近距离煤层群下煤层开采巷道支护技术研究

极近距离煤层群开采导致下煤层顶板破坏严重,支护难度增大。为了研究下煤层巷道顶板支护最佳方案,以甘庄煤矿11和14号煤层开采为背景,通过岩石力学实验、现场窥视和理论计算得到了巷道的理论支护方案,采用数值模拟的方法对理论支护参数进行模拟分析,并在现场展开监测。研究表明,14号煤层理论计算支护参数为锚杆φ18 mm×2 000 mm的螺纹钢,间排距1 200 mm×1 100 mm;锚索φ15.24 mm×4 000 mm的钢绞线,间排距为2 400mm×1 100 mm,根据巷道垂直应力和垂直位移云图得到最优支护方案,并进行现场监测验证。该研究为后续巷道的支护提供了理论依据,并为类似地质条件提供了一种解决方案。

高位钻孔在近距离煤层群综采工作面瓦斯治理中的应用

为确保近距离煤层群综采工作面瓦斯高效治理,以2303综采工作面为研究对象,结合现场地质条件提出将高位钻孔应用到采空区瓦斯治理中,通过拦截采空区瓦斯涌出确保回风隅角、回风流瓦斯体积分数在安全范围内。结合2303综采工作面现场条件给出高位钻孔布置层位、钻进工艺并分析瓦斯治理效果。现场应用后,2303综采工作面回风隅角、回风流瓦斯体积分数分别为0.2%~0.5%、0.08%~0.30%,表明高位钻孔可有效拦截采空区瓦斯,确保采面安全回采。

金达煤业9、10号煤层耦合高应力场回采巷道支护研究

金达煤业9、 10号煤层属于近距离煤层,上覆9号煤层基本采空,9号煤层的开采活动导致10号煤层顶板的完整性受到了严重的破坏,由于9号煤层开采形成的保护煤柱在其底板的一定范围内形成了集中应力,从而导致10号煤层工作面顶板极易冒落,且支护困难。因此,针对近距离煤层的开采,探讨了耦合高应力场的巷道支护方式及其参数,提高了矿井生产的安全性。

近距离煤层群支架拆装间支护技术的探索实践

平煤股份四矿己16.17-23160工作面末采回撤期间,回风巷需施工大断面支架拆装间,受近距离煤层群开采影响,己16.17-23160回风巷支架拆装间处于上覆己15-23140机巷、己15-23160瓦斯尾巷下方,通过现场钻探实测上下煤层距离及老巷状况,针对末采期间工作面超前支承应力影响和围岩状况,优化棚索联合支护方式,改进施工方法,实现安全高效生产和精准有效支护。采用数值模拟的方法进行分析验证,为近距离煤层群复杂条件工作面末采回撤期间大断面支架拆装间施工和支护技术提供可靠的技术经验支持。