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.

Ground pressure law of fully mechanized large cutting height face in extremely-soft thick seam and stability control in tip-to-face area

When stepped coal getting technology was applied to high seam mining working face, with field observations the following aspects of working face were analyzed based on the inherent conditions of extremely soft thick seam mined by Liangbei Mine, such as the brokenness and activity law of rock seam in the working face, the law of load-bearing of its supports, and the instability character of coal or rock in tip-to-face area. The following are the major laws. Pressure intensity of roof in high seam mining with extremely soft thick seam is stronger than one in slicing and sublevel-caving as a whole. But the greater crushing deformation of coal side makes pressure intensity of roof in the middle of working face be equivalent to one in sublevel-caving. In the middle of working face the roof brokenness has less dynamic load effect than roof brokenness in the two ends of working face. The brokenness instability of distinct pace of roof brings several load-bearings to supports. In condition of extremely soft thick seam, the ratio of resistance increment of supports in two ends of working face is obviously greater than that of supports in the middle. Most sloughing in coal side is triangular slop sloughing caused by shear slipping in high seam mining with extremely soft thick seam. Ultrahigh mining is the major reason for roof fall. Instability of coal or rock in tip-to-face area can be controlled effectively with the methods such as improving setting load of supports, mining along roof by reinforcing floor and protecting the immediate roof in time, and so on.

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。

淮南矿区煤层顶板分段压裂水平井抽采技术及效果研究

淮南矿区为典型高瓦斯矿区,煤层碎软、渗透率低、瓦斯含量偏高、抽采难度大,为探讨地面煤层气顶板分段压裂水平井在矿区的技术可行性与瓦斯治理效果,在分析矿区主要煤层13-1煤储层特征基础上,采用应力解除法进行了煤层三向地应力测试,结果显示三向应力场类型主要为σ_(h,max)>σ_(v)>σ_(h,min),具有实施顶板分段压裂水平井技术的充分条件;利用MFrac Suite软件分别模拟了水平段距离煤层1、3、5 m时的压裂缝参数,压裂缝半长最大107.33 m、最小89.47 m,具有理想的压裂效果,说明顶板分段压裂水平井在淮南矿区具有比较好的地质适应性与可行性。以潘一煤矿13-1煤层“L”型顶板分段压裂水平井CBM01井为研究对象,采用井下钻孔检测与数值模拟等手段综合分析了瓦斯治理效果,结果显示CBM01井抽采415 d即显著降低了煤层瓦斯压力与瓦斯含量,距离水平井50、65 m处瓦斯压力由6.4 MPa分别降至2.6、2.7 MPa,降低幅度均超过55%,水平段两侧各15~20 m范围内瓦斯含量由13.5 m^(3)/t降至最大9.11 m^(3)/t、最小6.92 m^(3)/t,平均7.92 m^(3)/t,约10 m范围均降至8 m^(3)/t以下。最后,采用数值模拟方法预测了CBM01井抽采10 a的产气效果及瓦斯治理效果,气井抽采10 a累计产气约272.08×10^(4)m^(3),水平段倾向单侧约150 m范围内气含量均降至8 m^(3)/t以下、压力均降至3 MPa以下。综合研究结果表明,煤层顶板分段压裂水平井技术在淮南矿区瓦斯治理方面均具有较大的优势和应用效果。

厚硬顶板高强度开采覆岩破断 及来压规律研究

针对榆神矿区厚硬顶板高强度开采条件下,工作面煤壁片帮大、支架结构件损坏等强矿压问题,采用了数值计算、理论分析和微震监测等技术手段,对工作面覆岩破断运动及来压规律进行了分析研究。结果表明,厚硬顶板破断具有明显的垂向分区下沉特征,高、低位岩层之间较大的垂向离层空间和自下而上顺次交替垮落孕育了顶板“高+低层位组合破断”的时空基础;“小周期”来压期间内,来压强度将随着直接顶破断发育高度的降低而减弱,直接顶碎胀系数的增大将有利于来压强度的降低;“大周期”来压期间内,中高位岩层垂向破断高度和走向破断步距的增大都将引发来压强度上升,厚硬关键层的组合破断是“大周期”来压增强的关键诱因。针对该条件下的强矿压防治,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,并取得了较好的应用效果。

分段多簇密切割压裂技术在淮南矿区煤层气抽采中的应用

针对淮南矿区碎软低渗煤层瓦斯抽采技术难题,以13-1煤层为例,在分析煤层及其顶底板概况的基础上,采用煤层顶板分段压裂水平井技术,充分利用水平井水平段,单段分3簇射孔,簇间距25 m,实现分段多簇密切割体积压裂改造。微地震监测结果表明,单段裂缝长度102.5~211.4 m,缝高17.3~27 m,裂缝主体向下延伸,实现了井筒与煤层的沟通。排水采气效果表明,最高产气量1519 m^(3)/d,取得了良好的产气效果。研究成果为淮南矿区煤层气地面预抽和瓦斯区域治理提供了工程借鉴。

基于孔隙结构表征的煤层顶板油气层岩石流体赋存特征

以鄂尔多斯盆地富县矿区煤层顶板延安组砂岩为研究对象,综合铸体薄片、扫描电镜及核磁共振实验结果,探讨了顶板砂岩孔隙结构特征对油气赋存的影响。结果表明,延安组砂岩孔隙-喉道大小分布范围广,普遍为双峰分布,残余粒间孔及溶蚀孔组成大孔喉系统,而晶间孔构成了微小孔喉系统,孔喉体积及连通能力是影响砂岩中油气赋存的关键因素。

瞬变电磁法和激光雷达扫描微动勘探联合探测煤层富水区的应用

地下水在岩石中流动时,会对岩石产生物理和化学作用,如溶蚀、侵蚀和搬运作用,这些作用会加剧岩石的裂隙化和断层的活动,导致煤层富水区勘探难度增加。而通过瞬变电磁法精确测量地下介质对电磁脉冲的响应,结合激光雷达高精度监测地表高程变化和微小震动,可以实现对深部和复杂地质条件下煤层富水区的精确识别与地表形变预测。以国能榆林能源郭家湾煤矿为例,研究瞬变电磁法和激光传感微动勘探联合探测煤层富水区的应用。根据岩层分布深度在地表搭建电磁信号发射装置,通过介质反射扩散原理来探测视电阻率变化,获取实时感应到的电阻率变化数据。利用激光雷达扫描的数据,得到补充的微动勘探短剖面。结合电阻率的变化和微动勘探短剖面,进行联合分析,以约束电阻率的特征与微动勘探短剖面的分析。根据分析结果,可以精确划定煤层顶板的富水区范围,实现煤层顶板富水区勘探。实验结果表明,这种联合方法能够很好地分析煤层顶板的富水性,对煤层顶板富水区分布勘探结果与实际结果完全一致,勘探精度达到100%。因此,联合勘探方法具有良好的应用效果,实际应用价值较高。

煤油气共生矿井顶板油气赋存特征及防治措施研究

为了提高煤油气共生矿井油气灾害治理的科学性,以富县矿区为例,采用钻探取芯、物探识别、分析化验等多种方法,研究了采掘工作面煤层顶板油型气赋存特征,并探讨了顶板油型气富集的主控因素。结果表明油气主要赋存于煤层顶板3套砂体中,油气富集受到沉积相带、构造鼻隆与厚层砂体的共同控制,建议加强油型气综合探查技术、油型气灾害预测预报技术、油型气综合抽采技术和智能化矿井建设等方面的研究。

煤层分岔区变厚度夹矸下巷道支护技术研究

针对赵楼煤矿7302工作面巷道分岔区变厚度夹矸以及因上层回采导致顶板稳定性区别较大的问题,采用滑移场理论进行计算,并辅以钻孔窥探顶板塑性破坏深度,利用ANSYS软件模拟支护优化前后巷道顶板的塑性破坏,应力、应变分布,研究优化后支护方案的安全性。研究结果表明:上层巷道回采导致顶板塑性破坏深度为4.71 m;当巷道顶板厚度大于5 m时,夹矸内部裂隙较少;采用原支护方案对7302工作面进行回采时,运输顺巷和轨道顺巷顶板都出现了贯穿型塑性破坏;根据各厚度夹矸顶板的破坏情况,将巷道顶板划分为1~3 m、3~5 m和5 m以上3种类型,并采用相应的支护方案,最终顶板最大沉降量为15.2 mm,可安全进行回采。

煤矿综放工作面矿压显现规律与切顶压架预警指标分析

煤矿特厚煤层综放开采时受技术装备等条件限制,放顶煤时由于顶板松散程度较高难以形成稳定结构,导致工作面顶板更容易大面积切落,瞬间冲击支架,损坏液压支架结构,严重影响矿井安全高效生产。以不连沟煤矿F6218综放工作面为工程背景,通过实测数据分析了工作面支架初撑力、安全阀开启情况及工作阻力频率等支架基本工况,揭示了工作面矿压显现规律,建立了适合该矿的切顶压架灾害预警指标体系。结果表明:不连沟煤矿预警指标界限分别为循环增阻率40 kN/min、安全阀开启率50%、动载系数1.4、活柱下缩量500 mm、支架前柱不低于25 MPa,前柱合格率不低于90%;后柱不低于20 MPa,后柱合格率不低于90%。

小甘沟煤矿综放采空区三维流场演化规律及自燃区域判定

针对放顶煤开采采空区遗煤量大的实际特点,采用现场测试和数值模拟的方式开展小甘沟煤矿11121综放工作面复杂氧化条件煤体下采空区三维流场演化规律研究及自燃危险区域判定。通过FLUENT模拟不同配风量及压注参数等条件下采空区流场演化规律。结合束管及温度动态监控系统,提出以采空区氧浓度、漏风风速和孔隙率相结合的采空区自燃危险区划分方法,精准判断采空区自燃“三带”范围,综合判定小甘沟工作面自然发火危险区域,有效提高采空区自燃危险性预测准确性。

淮南矿区开采煤层顶板抽放瓦斯技术的研究

针对淮南矿区低透气性高瓦斯煤层开采过程中采煤工作面上隅角和回风流中浓度超限、瓦斯事故时有发生但又缺乏合理有效的根治技术这一难题,开展了淮南矿区开采煤层顶板抽放瓦斯技术的研究.通过采空区顶板岩层移动的理论分析,采用数值模拟计算、实验室相似材料试验和工业性试验研究方法,找到了顶板抽放瓦斯钻孔或顶板巷道合理布置的位置,采煤工作面瓦斯抽放率达到60%以上,使淮南矿区采煤工作面瓦斯灾害问题得到了根治.

基于模糊层次分析法的西南岩溶地区煤层顶板水害危险性评价方法研究

根据西南岩溶地区煤层顶板水害的特点,从水源特征、开采扰动、隔水层性能及地质构造4个方面出发,分析选取了相应的评价指标,同时结合模糊层次分析法确定评价指标权重,探讨了一种西南岩溶地区煤层顶板水害危险性评价指标体系及评价方法,并结合具体工程实例,对某典型煤矿顶板水害危险性进行了评价,可为今后煤层顶板水害预测评价的研究提供一定的借鉴。

榆家梁煤矿多煤层开采矿压显现规律研究

通过神东矿区榆家梁煤矿4^(-2),4^(-3)和5^(-2)近距离煤层群分层同采的实测对比,分析了近浅埋煤层群开采下煤层过采空区和煤柱的矿压显现规律,以及不同面宽、不同采高工作面的矿压显现变化规律。研究表明,下煤层开采过上煤层采空区时,工作面来压步距变短,强度平均增大29.0%.下煤层工作面过上煤层煤柱时的矿压影响最大,煤柱影响区的支架载荷增幅达41.4%.相同面宽条件下,随着采高的增大,工作面支架载荷增大。在工作面宽度为240~360 m范围内,宽度变化对矿压影响不明显。

三软煤层坚硬老顶深孔预裂爆破试验

深孔预裂爆破技术是巷道开展切顶卸压进行围岩灾害控制的重要手段,爆破参数的合理设计对于取得良好的预裂效果至关重要,以桑树坪二号井3309工作面运输平巷坚硬老顶为研究对象,基于对老顶深孔预裂爆破机制理论研究,通过经验公式计算求解,结合现场深孔爆破试验及爆后孔壁窥视结果分析,最终通过一系列试验确定爆破参数设计孔径为75 mm,深度为15 m,装药长度为2 m(质量6.8 kg),封孔长度为10 m,炮眼间距为0.6 m,单次循环爆破6个炮眼时,炸药爆破能量利用率更高,可在相邻空孔孔壁观察到明显的变形破坏、形成贯穿性裂隙等,预裂效果基本满足巷道顶板超前卸压工程实施需求。研究结果表明:顶板深孔预裂爆破裂隙区相互贯通时可取得最佳的预裂效果,试验中选取装药量越大,炮眼间距越小,导向空孔布置合理,则爆破预裂效果愈加明显。研究成果可为类似条件下坚硬老顶深孔预裂爆破技术研究提供参考依据。

大倾角煤层长壁伪俯斜采场围岩应力演化及顶板破断特征

以绿水洞煤矿3132俯伪斜工作面为工程背景,研究了大倾角伪俯斜采场围岩应力演化、顶板破断及采场空间尺度特征。结果表明,大倾角伪俯斜采场围岩存在应力拱特性,沿走向呈对称性应力拱,沿倾斜方向呈非对称性应力拱;在工作面推进过程中,基本顶应力演化形态依次为楔形→倒立桃形→倒立梯形等主要形态;基本顶岩层在中上部区域呈拉、压破坏,在下部区域呈压破坏;伪俯斜采场支承应力峰值较真倾斜采场支承应力峰值略大,随开挖次数的增加支承应力峰值逐渐叠加产生累积效应;伪俯斜采场受顶板断裂、垮落"时序性"以及矸石充填"负约束效应"的影响,易形成空间尺度上大、下小的非对称性采场空间。

浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱稳定性研究

为了降低房柱式采空区煤柱失稳引发顶板灾害的危险性,通过建立浅埋煤层房柱式采空区单个煤柱失效引发大面积垮落的数值模型,对房柱采空区煤柱的承载特征进行分析,得到了房柱式采空区煤柱尺寸对整个采空区稳定性的影响关系。基于房柱式采空区煤柱应力与强度的关系,建立了浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱群系统数学分析模型,借助数值模拟方法,对鄂尔多斯地区奎乌煤矿房柱式采空区顶板-煤柱群系统的稳定性进行迭代计算,可对该矿房柱式采空区的稳定性及破坏发展过程进行预测,为浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱群系统稳定性的评价提供了理论支持,同时再现了在流变条件下诱发大面积顶板灾害的煤柱群失稳过程。

韩城矿区碎软煤层顶板梳状孔水力压裂瓦斯抽采工程实践

韩城矿区碎软煤层发育,煤层透气性差,本煤层钻孔钻进困难,瓦斯抽采效果差。顶板梳状孔水力压裂技术结合了水力压裂技术和定向钻进技术二者的优势,是解决碎软低渗煤层瓦斯抽采难题的有效技术途径。在韩城矿区王峰煤矿3号煤层顶板粉砂岩中施工长钻孔并向煤层开分支,采用套管+封隔器座封的整体压裂方式进行水力压裂工程试验。钻孔总长度344 m,有效压裂长度284 m,累计注水量874.79 m3,最大泵注压力9.4 MPa。试验结束后对钻孔瓦斯抽采相关参数连续监测86 d,钻孔瓦斯抽采体积分数27%~51%,平均42.11%,钻孔瓦斯抽采纯量8.25~21.41 m3/min,平均17.02 m3/min,钻孔累计抽采瓦斯量约210万m3。与常规的穿层钻孔水力冲孔技术相比,该技术百米钻孔瓦斯抽采量提高了11.48倍,初步证明了该技术在碎软煤层瓦斯强化抽采领域的适用性。

三软突出煤层掘进防突钻孔设计

为了预防煤巷掘进过程中发生煤与瓦斯突出事故,根据相应的技术规范,针对三软突出煤层中煤巷掘进防突的特点,对马池煤矿11031运输巷掘进中的效果检验钻孔、超前释放瓦斯钻孔、超前卸压控制钻孔、巷帮挂耳抽放钻进行了参数设计。采取防治突出技术措施以后,经效果检验发现:钻孔瓦斯涌出初速度q的最大值由9.5 L/min下降到3.2 L/min;钻屑量S的最大值由6.3kg/m下降到5.4 kg/m。