倾斜特厚煤层采空区孔隙率分布规律研究*

为了研究倾斜特厚煤层综放开采采空区孔隙率分布规律，确定采空区高位钻孔位置，有效治理采空区瓦斯灾害，以硫磺沟煤矿9-15（06）工作面为例，采用UDEC数值模拟软件研究采空区覆岩垮落和裂隙演化规律，根据采空区覆岩下沉量，计算得到采空区孔隙率三维分布规律。研究结果表明:倾斜特厚煤层采空区覆岩位移云图在垂直方向呈3段分布，以距离工作面底板23 m和80 m为分界线，位移矢量密度显著降低，冒落带高度为23 m，与经验公式25 m基本一致，大于薄、中厚和厚煤层；受倾角影响，垮落矸石滑移、充填采空区下端，覆岩下沉量呈非对称椭圆形，中上部下沉量最大；冒落带孔隙率在上、下隅角处最大，中上部最小，随着覆岩高度增加，采空区边缘处和深部孔隙率差值逐渐减小。研究结果为倾斜特厚煤层采空区瓦斯抽采高位钻孔的布置提供了理论基础。     

极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”发育规律研究*

为深入研究极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”的动态发育规律,采用理论推导、数值模拟和现场实测相结合的方法,分析袁店一矿824工作面覆岩“两带”的裂隙演化特征。结果表明:从岩层层向拉伸率角度,研究上覆岩层垮落带和导水裂隙带的垮落程度,考虑角度影响推导出岩层弯曲下沉边缘段变形前后的长度计算公式,根据覆岩的碎胀特征计算各岩层的最大下沉量,预测垮落带和裂隙带的范围分别为30.2~41.2 m和70.7~78.2 m;采用3DEC数值模拟分析该矿824工作面开挖后上覆岩层垮落的基本形态和裂隙分布规律,结合其应力、位移云图和监测线位移曲线的分布特征,得出垮落带和裂隙带的高度分别为32.50 m和77.25 m;采用分布式光纤应变监测系统,监测工作面前方80 m处上部顶板的受力情况,得出受采动影响的光纤应变呈起伏变化,且应变分布与地层岩性存在对应关系,得出垮落带高度约30.4 m,裂隙带高度约74.8 m,验证采用层向拉伸率和覆岩碎胀性2个方面来预测工作面覆岩“两带”高度的合理性,可为类似方面的研究与施工提供相应的技术依据。     

采空区多孔介质空隙率与渗透特性三维空间动态分布模型*

为揭示采空区垮落后堆积体及上覆岩层空隙率与渗透率三维空间的动态分布规律，基于开采空间守恒理论，构建采空区的空隙率与渗透率三维空间动态分布模型。利用该模型，得出不同空间位置与不同开采结束时间下空隙率和渗透率分布图。结果表明:采空区垮落岩体的空隙率和渗透率在水平方向呈“凹”状分布，采空区两侧巷道附近空隙率和渗透率较大，中部较小；在垂直方向随着与底板距离的增大，空隙率和渗透率大幅度减小。该模型描述了采空区多孔介质空隙率与渗透特性三维空间分布随时间逐步压密实的过程，可为煤矿瓦斯预测与防治提供一定的借鉴和参考。     

工作面动态推进下采空区煤自燃分布特征模拟

为了研究动态推进过程中工作面推进距离对采空区煤自燃分布特征的影响,采取及时有效的煤自燃防治措施,以13210综放面为工程背景,基于采空区渗透率分布公式和传热传质控制方程,建立采空区煤自燃数值解算模型。利用COMSOL软件模拟了工作面不同推进距离下以流速和氧体积分数为划分指标的采空区氧化带范围和高温区域的变化规律,分析了高温区域与氧化带的叠加效应。通过现场实测与模拟结果比对,验证了模拟的准确性。研究结果表明:采空区渗透率随着工作面推进距离的增加而不断变化,近工作面端渗透率变化不大,而中深部采空区的渗透率不断减小;采空区氧化带分布随工作面推进距离的增加呈现阶段性变化特征,推进初期氧化带范围不断变化,推进后期氧化带范围趋于稳定;采空区氧化带分布与高温区域重叠深度随工作面推进不断增加,最终稳定于工作面后方60~70 m范围内。     

综放条件下垮落直接顶“两带”分布高度研究

通过相似模拟实验和理论分析,对直接顶不规则垮落和规则垮落两带分布形成的原因及其分布高度进行了深入的分析研究。研究认为,在综放条件下,散体状态的直接顶在渐进流动过程中的某一时刻形成的＂散体拱＂结构构成了不规则垮落带和规则垮落带的分界线,是垮落直接顶呈＂两带＂分布的原因。不规则垮落带分布的研究是＂两带＂分布研究的关键,其分布的高度取决于拱的高度和煤层厚度,其中拱的高度又是重要影响因素。文章对垮落直接顶＂两带＂分布高度的研究,对于深化综放采场煤岩流动规律的研究具有重要意义。     

采空区渗透率分布对流场的影响

根据多孔介质渗流理论,利用计算流体力学软件Fluent,设定采空区渗透率为均匀分布、分段均匀分布和连续性分布,分别模拟这3种情况的采空区漏风流场。当渗透率均匀分布时漏风量小,自燃带靠近工作面。渗透率分段均匀分布时,速度在分区界面上产生跳跃。采空区渗透率连续分布条件下的漏风分布与假设分段均匀分布和均匀分布条件下的漏风量、漏风风速分布和自燃三带的位置和宽度有很大差别。结果表明,只有采用更能如实反映采空区岩石冒落和压实规律的渗透率分布,得到的采空区的风流流动规律才更符合实际。     

采空区渗透率对瓦斯运移影响的模拟研究

根据计算流体力学基本理论,利用Fluent软件,对采空区渗透率为均匀分布、分段均匀分布、连续分布、"O"型连续分布4种不同分布情况下采空区瓦斯运移规律进行数值模拟。当渗透率均匀分布时采空区漏风较少,高浓度瓦斯分布靠近工作面;当渗透率分段均匀分布时,在采空区中有2条跳跃的瓦斯沟壑;当渗透率连续分布时,采空区漏风较多,高浓度瓦斯分布靠近采空区深部;当渗透率"O"型连续分布时,采空区漏风最多。结果表明,当渗透率不同分布情况下采空区漏风和瓦斯分布有很大差别。因此,为了得到更符合现场实际情况的瓦斯运移规律,在模拟采空区瓦斯运移规律时需要描述更能如实反映采空区煤岩冒落规律的渗透率分布。     

长壁综采工作面覆岩采动变形破坏时空演化规律研究

回采工作面煤层被采出以后,上覆岩层产生离层、断裂、垮落等运动,形成的冒落带和裂隙带范围对煤矿安全生产影响极大.以顾桥煤矿1116(1)综采工作面为工程背景,采用数值模拟和井下电法测试技术,研究了淮南矿区11-2煤层开采时覆岩移动破坏的规律.结果表明:在垂直方向上,采空区上方覆岩破坏分区特征明显,由下而上依次为双拉应力破坏区、拉伸裂隙区、剪切破坏区和未破坏区域;冒落带最大高度11.5～14.5 m,裂隙带最大高度45～47.5 m;覆岩破坏最终形态类似于马鞍形,破坏在水平方向的范围要比开采区域大.     

煤与瓦斯共采在错层位巷道布置中的机理研究及应用构想

为了完善现有煤与瓦斯共采技术，创新煤与瓦斯共采方法，对错层位巷道布置下的煤与瓦斯共采系统展开研究，利用相似模拟试验，分析错层位巷道布置覆岩运动情况，预测其开采围岩裂隙发育和瓦斯运移形式，提出了创新煤与瓦斯共采技术构想。研究结果表明:采空区覆岩三带高度随接续工作面的增加而增大，相邻采空区垮落矸石压实区呈现“O-L-O”形变化，多个相邻采空区覆岩出现大“O”形圈裂隙带；相邻采空区内瓦斯可实现相互运移，大“O”形圈裂隙带内赋存大量瓦斯气体；研究提出了地面钻井抽采瓦斯、走向高位瓦斯抽采巷和外错尾巷穿层钻孔3种煤与瓦斯共采技术，比传统巷道布置情况下的煤与瓦斯共采技术在安全、经济等方面更具优势。     

晋牛矿1303综放面采空区注氮方案研究及数值模拟

为了合理设计采空区注氮防灭火方案，以晋牛煤矿1303综放工作面为研究对象，通过在采空区进、回风侧布置束管监测系统，连续测定采空区气体浓度变化，划分采空区自燃“三带”分布区域,并基于采空区自燃“三带”划分标准和数值模拟的方法，利用流体力学COMSOL计算软件，研究不同注氮量、注氮位置下采空区氧化自燃带的分布规律。研究结果表明:注氮量和注氮位置参数的变化，对氧化自燃带上界限的影响并不显著，而对氧化自燃带的下界限影响比较显著；最合适的注氮位置应该在距离切顶线30 m左右，运用Origin软件得出注氮量与氧化自燃带宽度呈指数关系，由拟合式计算出最优注氮量为386 m3/h，此时氧化自燃带的宽度为31.5 m。     

浅埋煤层综放开采上覆岩层活动规律相似模拟试验

浅埋煤层综放开采因煤层埋藏浅、采出空间大,上覆岩层活动规律仍不清楚。以辛安矿1402工作面为研究对象,采用试验研究的方法建立相似模拟试验模型,研究放顶煤开采过程覆岩破断、沉降规律和覆岩应力演化及模拟液压支架受力等规律。试验结果表明:辛安矿1402工作面放顶煤开采初次来压来压步距是73m、周期性来压步距是31.5m、垮落角是59°;支架工作阻力88%分布在5000~7000kN,且分布呈现正弦波形,分布合理;上覆岩层垮落后在采空区内可形成"应力拱"结构,拱脚的应力大,沉降量多,应力拱结构支撑上覆垮落岩层;老顶垮落后可形成铰接结构,形成铰接结构的岩层旋转的角度可以通过函数公式计算。     

放顶煤工作面立体自燃带动态变化特性研究

为探究采空区自燃带动态分布特征,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,研究空隙、裂隙结构及氧化速率改变对采空区漏风及氧气体积分数分布特征的影响,揭示综采放顶煤自燃带由采空区后部向工作面顶煤动态变化特性.结果表明:受采动应力及上覆岩层垮落滞后影响,顶煤裂隙及采空区空隙结构随暴露时间延长发生改变;支架后方中上部伞檐...     

基于采动覆岩三维裂隙场演化规律的地面L型钻井瓦斯抽采技术*

为了解决目前采用的直立型地面钻井抽采范围小、工作面所需钻井数量多及瓦斯流量和浓度偏低的问题,基于屯兰矿12507工作面Ⅱ段工程地质情况,提出地面“L”型钻井提高瓦斯抽采效率的理论和实践研究。通过PFC3D颗粒流离散元数值模拟软件对工作面覆岩采动影响进行模拟,得到采动影响下的覆岩结构、裂隙和孔隙率变化。研究结果表明:屯兰矿12507工作面Ⅱ段的垮落带高度为15.87 m,裂隙带高度为49.46 m,采空区上方15~50 m、沿倾向方向距离采空区边界20~100 m的范围内裂隙较发育,孔隙率高且稳定。在屯兰矿12507工作面Ⅱ段进行工程实践,得到地面“L”型钻井在抽采效率、工作面上隅角瓦斯治理及采空区瓦斯有效利用方面优于普通地面钻井抽采,抽采系统工作149 d瓦斯抽采浓度平均为52.52%,抽采纯量平均为9.48 m3/min,上隅角瓦斯浓度平均为0.21%,降低了矿井瓦斯灾害出现的风险并提高了煤层气的利用。     

腾晖煤业采空区顶板超长定向钻孔模拟与应用研究

基于采动裂隙椭抛带理论提出顶板超长定向钻孔治理技术,通过理论推导、数值模拟、现场应用相结合的方法对腾晖煤业2-100放顶煤工作面顶板超长定向钻孔的合理距离及合理层位进行研究。研究结果表明:1~5号顶板超长定向钻孔内错回风巷的合理距离为20~40 m;钻孔的合理终孔层位依次为60,60,60,61和63 m。顶板初次垮落后,顶板超长定向钻孔开始发挥作用,单孔的瓦斯抽采纯量随着工作面推进开始呈周期性变化,当顶板岩层发生周期性垮落时,钻孔瓦斯抽采纯量开始急剧升高;抽采纯量达到的最大值分别为13.88 ,13.92 ,13.96,14.24 和14.32 m3/min;顶板超长定向钻孔抽采期间,上隅角瓦斯浓度与回风流瓦斯浓度呈周期性变化趋势,上隅角瓦斯浓度为0.32%~0.8%,整个过程中上隅角瓦斯浓度均在可控范围内。顶板超长定向钻孔治理技术可有效解决放顶煤工作面采空区的瓦斯治理难题。     

U型通风采空区注氮参数优选

现场实测了某矿工作面采空区的氧气浓度分布,并利用反演的方法确定了更符合现场实际的基础参数,模拟得到的氧气浓度分布与实测数据基本吻合,以确定的基础参数为条件,利用FLUENT软件对U型通风方式下采空区注氮防灭火技术参数进行了研究。研究结果表明:注氮量相同的条件下,注氮口位置不同时的采空区氧气浓度分布规律也不尽相同,其所达到的防灭火效果也不一样,对比分析自燃“三带”及考虑相应的安全回采速度,确定了最佳注氮口位置为进风侧距工作面10m处;注氮口位置相同时,随着注氮量的增加,采空区自燃带不断回缩前移,自燃带宽度越来越小,通过比较模拟结果及参照相关判定条件,确定了注氮口为10m时的最佳注氮量180m3/h。     

风帘长度对采空区瓦斯体积分数及自燃“三带”分布的影响

采用Fluent软件,对工作面进风侧无风帘、风帘长度20 m、30m、40m四种情况下的采空区流场进行了数值模拟,分析了不同风帘长度下采空区瓦斯和自燃“三带”的分布情况.结果表明:随风帘长度增加,采空区瓦斯爆炸范围虽变化不明显,但距工作面越来越近;采空区自燃带逐渐向工作面靠近,能使窒息带在采空区走向方向上变宽,覆盖原本位于采空区自燃带中后部(靠近窒息带)的高温点,降低采空区自燃发火的危险性.     

非等值冒落采空区“三带”考察及其模拟验证

为提高高位裂隙钻孔抽采采空区瓦斯的效果,必须掌握采空区"三带"特征。在理论分析的基础上,现场考察黄陵2号煤矿107工作面冒落带分布,结果表明:冒落带呈拱形分布,并且沿采空区横向对称,最大冒落高度为19 m。通过Fluent数值模拟方法,得出采空区瓦斯抽采的最佳区域,验证了现场考察冒落带非等值高度的正确性。这表明,在分析采空区"三带"特征时,应考虑冒落高度的非等值性,进而通过理论分析、现场考察、数值模拟等手段得出采空区抽采的最佳区域。     

矿山开采对生态环境的影响评价

根据邵新煤矿的地质采矿条件,按照概率积分法和<建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程>预测矿山开采造成的地表移动变形和导水裂隙带高度.预测结果表明,邵新煤矿西北区多煤层重复开采后斜率i=1.273～26.498 mm/m,曲率k=0.006×10-3～1.081×10-3 m-1,水平变形ε=0.729～15.183 mm/m;东南区多煤层重复开采后斜率i=1.273～22.473 mm/m,曲率k=0.006×10-3～1.011×10-3 m-1,水平变形ε=0.729～12.878 mm/m;冒落带高度为3.118～3.274 m,导水裂隙带高度为18.76～20.91 m.受深部煤层采动的影响,矿山开采后地面建筑物破坏等级为I～IV级,结构处理为简单维修～大修;受近距离煤层采动的影响,K21煤层露头线2侧附近居民建筑破坏等级可能达到IV级,结构处理为大修.导水裂隙带最高达到K21煤层以上19.27 m,花石水库出露地层为侏罗系中统下沙溪庙组(J2x),矿井开采不会导致水库漏失,但会对须家河组第2段T3xj2、第4段T3xj4裂隙含水层地下水产生疏降作用.煤矿开采会导致邵新煤矿采空区内煤层浅部坡耕地出现细小地裂缝,但不会改变农业生产的基本格局.     

不同瓦斯压力和孔隙率的原煤电阻率和渗透率变化规律研究

为了解不同瓦斯压力和孔隙率下原煤的电阻率和渗透率变化及电阻率和渗透率的响应规律,以淮南矿区谢一矿51采区C15煤层煤体为研究对象,研究不同瓦斯压力和孔隙率下煤样三轴压缩全过程的电阻率与渗透率的变化规律。研究结果表明:孔隙率相同时,最小电阻率和最小渗透率随着瓦斯压力的增大先增加后减小,瓦斯压力在4 MPa时,最小渗透率基本为0;瓦斯压力相同时,最小电阻率和最小渗透率随着孔隙率的增大而增大;全应力应变过程电阻率和渗透率满足随应变的增大先减小后增大的规律,不同加载阶段电阻率变化和渗透率变化规律保持一致,渗透率变化幅度比-应变曲线拐点滞后于电阻率变化幅度比-应变曲线;可利用电阻率变化规律反映应力变化以及渗透率变化情况。     

蠕变-渗流耦合作用下水力冲孔周围煤体渗透率时空演化规律

为了研究水力冲孔周围煤体瓦斯运移规律,研究了水力冲孔周围煤体的应力、体积应变和孔径变化规律,建立了蠕变-渗流耦合作用下的水力冲孔周围煤体渗透率动态演化模型,揭示了水力冲孔周围煤体渗透率的时空演化规律,阐明了蠕变变形和基质收缩对渗透率的控制作用机理。研究结果表明:水力冲孔措施可以大幅度提高钻孔周围煤体的渗透率,在空间上煤体渗透率随距离呈负幂函数关系迅速降低（K=2×10-16 r -2.4）;在时间上煤体渗透率随抽采时间的延长而逐渐增大,但是增加梯度会逐渐降低;水力冲孔周围煤体渗透率的增加主要受到煤的蠕变变形控制,基质收缩效应虽然有利于渗透率的增加,但对渗透率的贡献远小于煤体的蠕变变形;钻孔由于蠕变变形会产生缩孔现象,很容易堵塞抽采通道,此时即使渗透率大幅度的提高,也很难保证抽采效果,因此迫切需要制定相应的防堵孔措施。