一、综放开采顶煤瓦斯渗透性研究（论文文献综述）
康红普,徐刚,王彪谋,吴拥政,姜鹏飞,潘俊锋,任怀伟,张玉军,庞义辉[1]（2019）在《我国煤炭开采与岩层控制技术发展40a及展望》文中研究指明开采方法与装备及岩层控制技术是保证煤炭正常生产的核心技术。介绍了改革开放40 a来我国采煤方法与装备、岩层控制理论与技术、特殊采煤与矿区生态环境保护技术的发展历程。基于煤炭科学研究总院开采研究分院主持和参与的科研项目,总结了40 a来煤炭开采与岩层控制技术取得的研究成果。包括薄及中厚煤层、厚煤层一次采全高综采技术与装备,厚及特厚煤层综采放顶煤开采技术与装备,及智能化开采技术与装备;采场覆岩运动与破断规律,岩层结构假说,液压支架与围压相互作用关系,及坚硬和破碎顶板控制技术;巷道锚杆支护理论与成套技术,破碎围岩注浆加固技术,及高应力、强采动巷道水力压裂卸压技术;冲击地压发生机理,冲击危险区域评价技术,冲击地压实时监测、预警及综合防治技术;开采沉陷理论,建（构）筑物下、近水体下、承压水上开采等特殊采煤技术,及矿区生态环境保护技术。40 a的研究与实践表明,我国煤矿已形成具有中国特色的煤炭开采与岩层控制成套技术体系,为煤矿安全、高效、绿色开采提供了可靠的技术保障。最后,提出了煤炭开采与岩层控制技术的发展方向与建议。
盛锴[2]（2019）在《缓倾斜煤层群采动煤岩破坏及瓦斯运移规律研究》文中研究指明我国缓倾斜煤层群是典型煤层赋存特征,研究缓倾斜煤层群采动煤岩破坏及瓦斯运移规律对瓦斯治理具有十分重要的理论意义和实用价值。开滦矿区煤层赋存是典型的缓倾斜煤层群,地质条件复杂,开采煤层多,采空区数量众多,新开采采煤工作面上方往往存在已开采煤层的采空区。高位钻孔、低位埋管抽采是有效解决采空区卸压瓦斯、预防上隅角瓦斯浓度超限的常用技术,也是确保安全回采的关键。因此,论文以开滦矿区缓倾斜煤层群为研究对象,研究缓倾斜煤层群采动覆岩移动破坏规律,得到煤岩层裂隙分布特征、卸压范围及演化规律;根据覆岩垮落沉降规律研究采空区孔隙率分布特征,研究采空区瓦斯运移规律,确定采场裂隙带内瓦斯富集区域,由此优化高位钻孔层位、低位埋管抽采参数,为开滦集团缓倾斜煤层群优化卸压瓦斯抽采系统布置,提高卸压瓦斯抽采效果,提供技术支持。论文采用工程数据综合分析、理论分析、相似模拟实验、数值模拟以及试验地点工业试验的综合研究方法,对缓倾斜近距离煤层群采动煤岩破坏及瓦斯运移规律进行研究,取得以下研究成果:（1）缓倾斜煤层开采围岩采动应力分析。采煤工作面在回采过程中,沿工作面推进方向煤层顶、底板受采动影响,原有应力平衡状态被打破。建立缓倾斜煤层开采顶、底板控制的力学模型,分析了缓倾斜煤层开采顶板、底板控制模式下缓倾斜煤层开采顶板、底板的应力分布特征。通过有限差分数值计算软件FLAC3D的连续体模型,构建不同煤层倾角煤层群模型,研究采动围岩围岩垂直应力、剪应力、位移、塑性区域分布特征。（2）缓倾斜近距离煤层群采动裂隙演化相似模拟试验研究。以开滦矿区唐山矿缓倾斜煤层群为研究对象,选取5#煤层T1452工作面和8、9#煤层Y484工作面建立物理相似模型,研究采空区下部厚煤层开采,采场围岩裂隙场分布情况、覆岩垮落沉降规律。（3）缓倾斜近距离煤层群采空区孔隙率三维分布模拟研究。以开滦矿区唐山矿缓倾斜煤层群为研究对象选取5#煤层T1452工作面和8、9#煤层Y484工作面,以离散元模拟软件UDEC的离散体模型,构建数值模拟模型研究下部煤层工作面回采过程中,采空区围岩垂直应力、覆岩垮落沉降、裂隙场分布。（4）采空区围岩裂隙场中瓦斯运移规律研究。以Y484工作面为研究对象总结分析综放综放工作面瓦斯来源及其涌出特点,根据采动覆岩裂隙带分布特征、裂隙带内瓦斯升浮扩散方向,研究影响采场瓦斯分布的影响因素（煤层倾角、重力因素）,进而研究采煤工作面采场围岩裂隙场中的瓦斯运移规律。为综放工作面采空区瓦斯防治提供理论基础。（5）采空区卸压瓦斯抽采优化设计及工程应用。根据试验地点实际情况研究高位钻孔的终孔位置、终孔间距、钻孔在倾向上控制范围、压茬距离等参数。并在现场进行工程应用,检验抽采效果,确定瓦斯富集区域。
俞海玲[3]（2019）在《高压气体预裂爆轰作用致裂煤岩机理及应用研究》文中提出煤矿生产过程中,在处理瓦斯灾害、粉尘防治、冲击地压、两硬煤层等安全技术问题时,常常需要对未开采煤层采取预裂措施,以达到增加煤层透气性、弱化煤岩强度、卸除地压的目的。本文在总结分析前人使用的煤岩致裂理论的基础上,以致裂煤岩为工程背景,提出一种新的煤岩致裂方法,即采用产气预裂剂燃烧生成高压气体预裂爆轰致裂煤岩方法。本文通过理论分析、试验研究、数值模拟和工程试验等研究方法,系统探讨了基于高压气体预裂爆轰作用对煤岩致裂弱化的理论和技术,具有重要的理论意义和广泛的工程应用前景。本文以脆性断裂力学、渗流力学、燃烧学、爆炸力学为基础对高压气体驱动裂纹扩展机理、在钻孔内承压条件下爆轰波作用于钻孔围岩的作用机理进行了理论分析。本文所提的致裂煤岩方法分为两个作用过程:一是由产气预裂剂燃烧生成高压气体,由高压气体驱动钻孔围岩初始裂纹扩展扩展过程;二是随钻孔内气体压力的不断升高产气预裂剂发生爆轰反应,由爆轰冲击波作用于钻孔周边岩体的过程。首先从煤岩体的裂隙孔隙结构入手分析了煤体的受力特征、煤层内气体渗流的特点以及钻孔在煤层中的受力状态。其次通过分析准静压气体作用下裂纹扩展条件,求出钻孔预存裂缝尖端应力强度因子。最后,分析在钻孔压力达到预定压力转爆轰时,且孔内充满高压气体的情况下,钻孔周边煤体受爆轰冲击作用的裂隙扩展规律。通过燃烧成气过程中气体预裂和爆轰冲击两个过程,使煤层内裂隙网络相互贯通,并且裂隙网络内充满高压气体,高压气体包围破碎的煤块持续向内部渗透,使煤层能够达到充分的破碎效果。以三轴压力试验机为平台,模拟井下环境,进行高压气体驱动裂隙扩展的模拟试验。试验系统整体包括加载系统、供气系统、试验盒、设备数控系统和数据采集系统组成。采用原煤试件和由相似材料制成的类完整岩石试件两种材料进行试验。采用应力应变数据采集系统和实时声发射定位系统进行数据采集,通过压力-时间曲线、声发射特征和分形特征对试验结果进行了分析。试验结果表明在试件破裂时钻孔内压力均大于试件的抗拉强度而小于试件的抗压强度,表明裂隙扩展时克服的是试件的抗拉强度。压力曲线和声发射分析表明试件在破裂过程中钻孔内气体压力呈明显的分段特征,并且类完整岩石试件在破裂后钻孔孔内压力迅速下降,而原煤试件在破裂后钻孔孔内压力在下降过程中出现了一个压力稳定区间,原因是原煤内部初始裂隙发育,主裂隙扩展过程中沟通内部小裂隙,使孔内压力在一段时间内达到一个稳定过程。应用LS-DYNA数值分析软件对高压气体预裂爆轰作用致裂煤岩过程进行了数值模拟研究,对煤岩在高压气体预裂爆轰作用下的裂隙演化过程和应力应变演化规律进行分析。数值模拟结果表明,煤岩在高压气体预裂作用下初始裂隙发生扩展,在高压气体预裂基础上发生爆轰时,爆轰冲击波沿预裂裂隙进入煤岩内部,在裂隙尖端位置生成了若干新裂隙。爆轰冲击对钻孔壁围岩的破坏与通常的炸药爆破相比明显要小,粉碎作用明显弱于普通的炸药爆破,与理论分析结果基本一致。针对坚硬顶煤的垮落困难问题,使用本文所述的技术在千树塔煤矿进行了坚硬顶煤弱化的工程实践。现场试验结果表明,本方法能够保证顶煤及时垮落,能够有效控制周期来压时间,煤炭回收率可以提高15%。针对南屯煤矿9309工作面煤尘生成量高并且具有爆炸性倾向的问题,采用高压气体预裂爆轰技术配合煤层注水,使工作面降尘率达到84.5%,有效解决了工作面的降尘问题。
刘飞[4]（2019）在《急倾斜特厚煤层综放开采顶煤爆破弱化机理研究》文中指出针对特厚煤层,采用综放开采技术是实现安全高效开采的主要方法之一。顶煤在到达放煤口时及时垮落和充分破碎是采用综采放顶煤开采的基本前提和重要保证。针对急倾斜特厚煤层,由于顶煤硬度大,工作面短,顶煤受到的夹制作用大,自然破碎效果差。采用水平分段法超前工作面爆破弱化顶煤,再进行综采放顶煤开采回收顶煤,是解决急倾斜特厚煤层顶煤难以垮落的有效方法。本文针对青海江仓一号20#急倾斜特厚煤层,运用理论分析、数值计算和实验室试验等方法,研究了煤体爆破作用机理、爆破参数对顶煤弱化效果的影响以及爆破弱化对顶煤开采及回收率的影响等,具体从以下几方面开展了工作:（1）通过现场资料分析,确定了采用水平分段放顶煤开采方法及开采设计方案。在总结前人研究成果的基础上,确定了采用爆破弱化顶煤的方法。首先在工作面内开设工艺巷,超前工作面布设爆破孔对顶煤进行爆破弱化,再进行综放开采,并针对这一过程进行研究。（2）炸药在介质中爆炸时,表现为爆炸应力波和爆生气体对介质的破坏作用。且随着距离爆炸中心距离的增加,破坏作用逐渐减弱。根据对不同距离处介质破坏效果的不同,可对介质爆破破碎进行分区。论文以岩石爆破破碎机理为基础,分析了爆炸应力波在岩石中的传播规律以及爆炸应力波和爆生气体对岩石的破坏作用。在总结岩石爆破损伤模型的基础上,对岩石爆破破碎分区理论计算公式进行了分析。针对煤体动态本构模型,研究了煤体在动载荷作用下的弹性阶段、应变硬化阶段和损伤软化阶段的力学响应过程,并对比分析了煤岩体爆破机理的相同点和不同点。以岩石爆破理论为基础,对煤体中爆炸应力波的传播规律及爆破破碎分区进行了理论分析,推导出煤体在爆炸作用下的破碎分区计算公式及一次最大起爆药量,避免了由于爆破振动对围岩及工作面产生的破坏。（3）煤体爆破破碎区的分布范围主要是由煤体自身材料参数及爆炸应力波在煤体中的传播所决定。通过在应变砖表面粘贴应变片,再将其按设计方案浇筑在煤体内不同位置处,然后对煤体进行爆破试验。采用超动态应变测试技术,对煤体内不同测点处爆炸产生的压电信号转化为应变波信号。并对不同测点处爆炸应变波的传播规律及爆炸裂纹的扩展规律进行了研究,结果表明:1)煤体爆破破碎主要是由于爆炸应力波和爆生气体的共同作用决定,径向爆炸应力波的衰减作用较切向更明显;爆生气体的准静态膨胀作用对裂缝产生反射拉伸破坏,进一步加剧煤体的破碎效果。2)现场测试结果表明,随着距装药中心距离的增加,试验测得爆炸应力波峰值与公式计算结果相比,衰减较为缓慢。这主要是由于计算公式削弱了爆生气体的准静态膨胀作用,应在实际爆破时予以考虑。3)随着距装药中心距离的增加,在径向上,爆炸应力波对煤体的加卸载破坏先减小后增加,而反射拉伸波对煤体的加载作用逐渐增加,对煤体的卸载作用先增加后减小。在切向一定范围内应力波和反射拉伸波均表现为对煤体远区的加载作用大于近区,而卸载作用小于近区。4)对爆破破碎分区进行划分,所得粉碎区半径与公式计算结果基本一致。（4）合理的爆破参数设计对提高顶煤爆破弱化效果、提高炸药能量利用率具有重要影响。由于现场爆破的复杂性和高成本性,大量的进行爆破参数设计现场试验不太现实。论文采用非线性有限元软件ANSYS/LS-DYNA对不同爆破参数下爆炸应力波的传播及爆炸裂纹的扩展规律进行了研究,结果表明:1)采用三角形布孔装药时,煤体的破碎效果与孔距和排距比有关。随着孔距和排距比的增加,煤体内爆破裂纹数呈现先增加后减小的趋势,且煤体的破碎程度随孔间和排间延迟时间改变而改变。2)爆炸应力波在煤岩分界面处传播时,会产生反射及折射现象。炮孔与分界面的夹角对应力波的传播具有一定影响。随着炮孔与分界面夹角的增加,煤岩体整体破碎程度逐渐减小,且炮孔与煤岩分界面距离的增加,也会减弱煤岩体的整体破碎程度。3)相同质量炸药在同一炮孔中分成不同段数装药时,对近区煤体的破碎效果不同。随装药分散度的增加,煤体破碎程度呈现先增加后减小的趋势。4)当双炮孔间煤体在含节理面爆破时,爆炸应力波在节理面处产生反射、透射和折射现象。节理面与双炮孔连线所成的角度不同,对煤体的破碎效果具有一定影响。随着节理面与炮孔连线夹角的增加,爆炸应力波的传递系数及煤体的破碎程度均逐渐增加。炮孔间延期时间的不同,对煤体的破碎效果也具有一定影响,且随着延期时间的增加,后起爆炮孔附近处煤体受到的二次破碎效果更明显。5)对前文研究的各影响因素进行综合分析,采取各自的优点进行整体模型计算,结果表明,采用微差爆破从煤体内部向边角处顺序起爆,形成了较好的爆破弱化区。根据模拟计算,单个炮孔形成的爆破裂隙区直径在实际工程中约为120cm,为公式计算及相似模拟提供了验证及指导。（5）以江仓一号20#急倾斜特厚煤层所处地质条件为基础,建立相似模拟试验。利用公式计算,对顶煤爆破破碎分区采用相似比例方法,通过预埋套管来模拟煤体爆破破碎区。采用上下水平分段法,并利用GIPS位移追踪系统对放煤过程中顶煤及顶板的位移变化进行了追踪。采用简易液压千斤顶来模拟放煤过程中的液压支架,并在支架顶端布置应力传感器,得出了放煤过程中液压支架顶端应力变化规律。并对比分析了有无爆破裂隙区时顶煤及顶板的放出规律。结果表明:1)煤体在垮落过程中形成悬臂梁结构。当煤体中存在预裂爆破时,煤体破碎较充分,垮落效果较好。顶煤在采放过程中残留少量边角煤,整体放煤形态呈现漏斗状。顶煤位移在竖向主要表现为逐渐阶梯状向下移动,在水平方向表现为向放煤口移动。2)顶板在放煤过程中出现翻转折断现象,最终形成两条竖向裂隙间包含多条横向裂隙,构成一条贯穿工作面至顶部的裂隙柱状破坏。顶板在放煤过程中水平位移主要表现为向左移动而竖直位移向下移动,部分测点位移异常主要是由于顶板在断裂时发生翻转现象。3)当煤体中不含预裂爆破时,在顶煤放出过程中观察到大片顶煤垮落现象。且顶煤上部出现分离现象,形成悬顶梁结构,直接顶出现部分离层现象。顶煤水平位移向右移动而竖直位移向下移动,且表现为整体性趋势。4)顶板在放煤过程中出现较大断裂,形成延伸至老顶的柱状断裂带。断裂带中间煤体向下破断,形成“V”状断裂。顶板水平位移主要向左移动,而竖向位移由于破断翻转而出现部分上升趋势。5)由于爆破裂隙的存在,在相同时刻上水平分段顶煤在放煤过程中位移较大,而下水平分段顶煤位移较小;支架顶部压力载荷曲线显示,上水平分段开采放煤时支架顶部压力小于下水平分段放煤时。这说明爆破裂隙的存在,减小了顶煤的完整性和整体强度,增加了顶煤在放煤过程中的可放性,对放顶煤开采顶煤回收率的提高具有重要作用。
王继林[5]（2019）在《五阳煤矿低透气性煤层瓦斯卸压抽采技术研究》文中研究指明五阳煤矿3号煤层具有瓦斯压力大、透气性系数低的特点,煤层瓦斯介于较难抽采与可以抽采之间,瓦斯预抽效果差。根据采动卸压增透原理,受煤层采动影响,一定范围内的煤岩体的渗透率和瓦斯抽采效果都将得到显着提升。为了提高五阳煤矿的瓦斯抽采效果,论文采用现场调研、理论分析、实验室试验、相似模拟、数值模拟和现场实测等研究手段,对采动煤岩瓦斯渗流特性、本煤层瓦斯有效抽采区域、上邻近层瓦斯有效抽采区域及工作面煤与瓦斯协调开采技术等内容开展了相关研究工作,得到了如下主要结论:（1）通过对矿井煤层和瓦斯赋存特征等工程背景的调研和分析,结合煤层瓦斯抽采难易程度的判别指标,对3号煤层的抽采难以程度进行了评价,确定3号煤层瓦斯介于较难抽采与可以抽采之间,煤层瓦斯预抽效果较差,提出可借助采动过程中煤岩层出现的卸压增透效应,确定合理的抽采区域并布置有效的抽采措施,以提高瓦斯抽采效果。（2）通过开展三轴渗流试验发现,煤样试件内部裂隙在加卸载过程中呈现原生孔裂隙逐步闭合——微裂隙产生——裂隙扩展连通——形成宏观破坏裂隙——产生宏观破裂面——滑移破坏的变化规律。随着煤样内部裂隙结构的变化,渗透率呈现明显的4阶段变化特征:第Ⅰ阶段内,试件处于加载过程中,随着轴压的增加,试件中原始的孔隙和裂隙逐步闭合,试件体积不断压缩,处于压缩状态,瓦斯在试件内流动的通道变窄,试件渗透率逐步降低,最低降至原始状态的56.8%;第Ⅱ阶段内,试件仍处于加载过程中,随着轴压的增加,试件中原始的孔隙和裂隙进一步闭合,但同时试件内有少量的微破裂开始发生与发展,试件体积较上一阶段开始出现一定程度的膨胀,但试件仍处于压缩状态,试件渗透率继续降低,最低降至原始状态的54.2%;第Ⅲ阶段内,试件继续处于加载状态,随着轴压的增加,微破裂的发展开始出现了质的变化,越来越多的微破裂不断发展,形成微破裂的汇聚与扩大,试件加载至压力峰值的85.91%左右时达到屈服强度,试件变形从弹性变为塑性,进入非稳定破裂发展阶段,试件体积继续膨胀且由压缩状态转为扩容状态。由于试件内部产生了大量新的裂隙,瓦斯在试件内流动的通道增多,渗透率开始逐步升高,最高可达到原始状态的355.9%;在第Ⅳ阶段内,试件加载已越过压力峰值,内部结构遭到破坏处于卸载过程,随着轴压的不断降低,试件内原本闭合的原始孔裂隙和前一阶段形成的新的破坏裂隙开始扩张连通,试件体积继续膨胀扩容,瓦斯在试件内流动的通道变多、变宽、变广,试件渗透率大幅升高,最高升至原始状态的505.1%。（3）通过综合分析渗流试验得到的渗透率变化规律及瓦斯抽采实际情况,确定将煤体达到屈服点的应力（屈服强度）作为本煤层瓦斯有效卸压抽采区域的应力判别指标。同时,结合工作面前方超前支承压力的分布特征,指出工作面前方煤体瓦斯抽采呈现4阶段的变化特征,即根据距离工作面由远及近可以划分为原压自然衰减抽采阶段、增压减透低效抽采阶段、降压增透高效抽采阶段和卸压增透干扰抽采阶段。通过现场实测确定了顺层平行抽采钻孔和顺层斜向2种抽采钻孔模式各抽采阶段的位置,并根据各阶段的抽采效果指出降压增透高效抽采阶段和卸压增透干扰抽采阶段为本煤层瓦斯卸压抽采的最佳区域。采用顺层平行钻孔和顺层斜向钻孔抽采本煤层瓦斯时,最佳抽采区域分别为工作面前方24.9m和44.8m（孔底22.4m）以内。此外,对2种布置模式的钻孔抽采效果进行了对比分析,指出顺层平行钻孔抽采浓度和抽采量要高于顺层斜向钻孔,其主要原因是顺层斜向钻孔随着工作面的推进,被逐段切割破坏,并与工作面连通导致空气进入抽采钻孔;但在最佳抽采区域内,顺层斜向钻孔单孔瓦斯抽采总量要高于顺层平行钻孔,瓦斯抽采效果更好。（4）采用相似模拟和数值模拟手段,对采动上覆岩层应力场和裂隙场的变化规律及分布特征进行了研究。相似模拟结果显示,随着工作面的不断推进,采动区范围逐步增大,上覆岩层随之逐层下沉和破断,破断边界呈梯形分布特征,采动裂隙高度不断增加,离层裂隙最大发育高度基本稳定在煤层上方95.2m处,连通导气裂隙最大发育高度基本稳定在煤层上方86.3m处。同时,当工作面推进一定距离后,采空区中部重新压实,其间采动裂隙发生闭合,同时,当工作面推进一定距离后,采空区中部重新压实,其间采动裂隙发生闭合,仅采空区覆岩破断边界平均向内31.65m、煤层上方70m以内内上覆岩层采动裂隙张开程度、连通程度及分布密度能够长期保持较高水平,其间瓦斯卸压解吸程度较高、瓦斯空间流动性强;数值模拟结果显示,随着工作面的推进,上覆岩层导气裂隙最大发育高度在煤层上方89.6m处,但由于采空区中部重新压实,仅采空区覆岩破断边界平均向内32.5m、煤层上方75.2m以内上覆岩层中保持着良好的瓦斯流动和抽采通道。同时,煤层开采过程中,上覆岩层从远离工作面到进入采空区期间,垂直应力呈现稳定——升高——降低——升高的变化规律。采空区中部由于重新压实,应力重新恢复,仅开采边界向采空区方向60m以内、煤层上方90m以内、平均宽度为37m范围内的上覆岩层保持充分卸压状态。最后,通过综合分析,预测得到了五阳煤矿3号煤层不同开采状态时上邻近层有效卸压抽采区域,其空间位置为:开采过程中,开切眼侧采空区覆岩破断边界平均向内33m、煤层上方75m以内上覆岩层属于有效卸压抽采区域,工作面侧采空区覆岩破断边界平均向内55m、煤层上方75m以内上覆岩层属于有效卸压抽采区域;开采结束后,采空区覆岩破断边界平均向内33m、煤层上方75m以内上覆岩层于有效卸压抽采区域。（5）结合对上邻近层瓦斯有效卸压抽采区域的预测结果,对7801综放工作面上邻近层瓦斯抽采钻孔布置参数进行了设计。通过邻近层钻孔瓦斯抽采效果现场实测发现,在工作面推进过程中,上邻近层瓦斯抽采效果呈现明显的3阶段性变化特征,即瓦斯抽采钻孔终孔进入采空区平均37.4m以内范围处于初始卸压抽采阶段,瓦斯卸压抽采效果相对较差;瓦斯抽采钻孔终孔进入采空区平均37.4m～85.8m之间范围处于充分卸压抽采阶段,瓦斯抽采效果显着提升,单孔最大瓦斯抽采纯量和抽采浓度较初始卸压抽采阶段分别提高了 18.64倍和13.56倍;瓦斯抽采钻孔终孔进入采空区平均85.8m以外范围处于压实增压抽采阶段,受采空区重新压实影响,单孔瓦斯抽采效果大幅降低。上邻近层钻孔瓦斯抽采的变化规律进一步验证了对上覆岩层有效卸压抽采区域预判结果的可靠性。（6）通过对工作面开采及瓦斯治理效果现场实测结果分析发现,工作面开采技术参数对瓦斯治理效果会产生一定的影响。工作面前方煤体有效卸压抽采区域内钻孔瓦斯抽采效果随推进速度的改变而产生差异,推进速度过快或过慢都会降低钻孔瓦斯抽采效果。通过实测数据分析,提出推进速度在4.0～5.6m/d（日推进5～7刀）,工作面长度为185m～259m时,可以较好地保证煤炭产量和瓦斯抽采效果。（7）通过对煤壁、落煤、遗煤等来源的瓦斯涌出量进行了理论预测,得到了工作面瓦斯涌出量的估算公式,并在考虑工作面产量和巷道瓦斯不超限的基础上,得出采煤机最大割煤速度与工作面长度间呈负幂函数关系,其函数关系式为y=41.283x-0482,其中y为采煤机最大割煤速度,x为工作面长度。并基于该计算公式得出了五阳煤矿3号煤层现有工作面长度条件下采煤机最大割煤速度不得超过3.3m/min,否则有可能导致工作面或上隅角瓦斯超限。（8）通过对现场实测瓦斯抽采与排放情况进行分析,指出现有抽采模式和抽采参数尚未达到工作面瓦斯治理的理想效果,需要进一步优化设计。提出采用空间交叉钻孔抽采本煤层瓦斯,并对钻孔布置参数进行了设计;提出采用走向高抽巷对邻近层和采空区瓦斯进行抽采,并在考虑巷道间相互影响位置和高抽巷需布置在裂隙发育区的基础上,计算确定了高抽巷的布置参数,并对抽采效果进行了数值模拟,模拟结果显示高抽巷能够较好地控制邻近层和采空区瓦斯,满足工作面瓦斯不超限的要求。同时,针对瓦斯排放巷在工作面瓦斯管理中所发挥的重要作用,提出了巷道围岩控制的支护方案和工作面管理措施。
徐玉胜[6]（2019）在《大采高采场顶板卸荷损伤演化及抽采优化应用》文中进行了进一步梳理大采高一次采全厚开采技术作为厚煤层开采工艺的重要发展方向之一,在我国晋城、神府及东胜煤田等煤层赋存厚度6.0m左右的矿区得到广泛应用。但由于开采高度及开采强度的增加,造成工作面瓦斯涌出强度增大且涌出规律呈不均衡性,作为煤炭伴生清洁能源的瓦斯在采场和回风流中浓度却极易超限,严重制约了煤炭安全高效开采。当前,大采高采场由于多采取“两进一回”、“三进两回”等多巷通风系统风排瓦斯,一定程度上降低了采场及采空区瓦斯浓度,但存在采空区通风的安全隐患,并与《煤矿安全规程》规定的“采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区”严重不符,且矿井瓦斯随乏风排到大气中,污染了空气,浪费了煤层气资源。因此,研究解决大采高采场的瓦斯超限问题,改变现有多巷通风系统格局,实现矿井瓦斯抽采利用,不但可消除安全隐患,提高矿井安全条件和经济效益,也可减少煤柱损失,对减少温室气体排放,保护环境等具有重要意义。本文运用理论分析、实验室试验、数值计算、现场实测及工程应用等综合研究方法,结合瓦斯抽采-渗流模型研究了大采高采场卸压瓦斯运移特征,借助卸荷岩体力学等理论对大采高采场顶板瓦斯通道与采高的关系及其卸荷损伤演化进行了详细的探究,取得的主要结论和创新性成果如下:（1）现场地应力测定表明长平矿σH最大为7.85MPa,侧压系数小于1,以垂直应力为主,3#煤层顶板中粒砂岩单轴抗压平均75.7MP;钻孔窥视发现,超前工作面5.4m、距煤层顶面5.1m时岩体间存在断裂距离约10mm的断裂裂隙,直接顶在采场前方5.4m处出现断裂;距煤层顶面18m、工作面后方11m的采空区处存在错断裂隙,错距大于25mm,垮落带至少18m,裂隙带高度在30～55m之间。（2）基于采动力学试验分析了采空区顶板裂隙的演化发育,结果表明:采高越大,采空区顶板煤岩体支承压力越大,裂隙越贯通发育;结合关键层理论及裂隙带计算的经验公式,得出裂隙带理论上限高度为39～51m,可结合“砌体梁”结构及关键层位置在裂隙带贯通发育的瓦斯过渡流通道区内精准布置高效抽采钻孔。（3）根据顶板岩体的采动力学过程,应用卸荷岩体力学理论分析了采高对采空区顶板裂隙岩体应力卸荷及瓦斯通道损伤演化的影响,推导了损伤因子与卸荷量的关系,应用离散元软件3DEC模拟计算了不同采高下采空区顶板卸荷及瓦斯通道演化规律,基于煤岩渗透-力学实验及有效应力概念,建立了损伤因子与渗透率的关系,得到了不同采高下瓦斯通道的卸荷损伤范围,并指出:①采高增加,采空区顶板卸荷量增加,损伤因子增大,卸荷对顶板裂隙岩体及瓦斯通道的损伤破坏加剧,裂隙发育数量增多;当卸荷应力或卸荷量达到一定值时,瓦斯通道的损伤扩展及渗透性将失稳突变;较普通采高,大采高采场的卸荷应力及卸荷量增速变缓,采空区顶板裂隙岩体的卸荷应力及卸荷量随采高增大呈非线性增长;采高增加,采空区顶板卸荷应力及卸荷量增大导致深部水平位移增加,大采高开采更利于顶板裂隙及瓦斯通道的横向贯通发育。②随采高增加,采空区顶板裂隙岩体卸荷损伤后渗透率增加;随距煤层顶面距离减小,岩体渗透率逐渐增大,当裂隙岩体距煤层顶面降低至一定值时,渗透率突变骤增,且采高越大,采空区顶板裂隙扩展发育及渗透率突变点的高度越大,瓦斯通道发育高度的上限越高;采空区顶板卸荷损伤的渗透率突变点可作为确定大采高采场裂隙带发育及瓦斯通道高度的依据。（4）基于大采高采场通风系统及瓦斯抽采现状,建立了大采高采场采空区瓦斯治理模型,应用采空区瓦斯扩散和运移的抽采-渗流定解模型分析了不同通风系统下大采高采场的瓦斯分布特点,应用Fluent数值软件计算研究了不同通风系统下大采高采场的瓦斯运移特征及治理效果,并得出:①采高增大后,采空区流场高度增加,岩石碎胀系数变化,不同通风系统和抽采方式下采场涌出瓦斯将产生不同程度的扩散和运移;通过风排瓦斯、定向钻孔抽采或穿透钻孔抽采改变通风系统的边界条件可系统改变大采高采场的瓦斯扩散和运移,并影响采场上隅角及采空区瓦斯分布。②抽采钻孔的导向作用系统改变了采场及采空区流场,高浓度瓦斯随抽采作用运移至抽采钻孔入口处并使采场附近的采空区下部形成低瓦斯区域;而穿透钻孔抽采对上隅角风流的强导向作用使流经上隅角和瓦斯排放巷内的风流强度大幅减弱,瓦斯浓度大幅降低;采用中高位定向钻孔及穿透钻孔配合U型通风系统抽采时沿煤层垂向采空区下部形成了较大范围的低浓度瓦斯区域,治理效果最好。（5）根据大采高采场多巷通风系统特点,分析了多巷通风的弊端,提出了应用中高位定向钻孔及穿透钻孔相结合的采空区大流量抽采技术,运用多巷布置思路解决U型通风系统的关键技术难题,现场工程应用优化确定了中高位定向钻孔及煤柱内穿透钻孔的布置参数,结果表明:①在中高位裂隙带内采用Φ 153mm大直径钻孔抽采流量为Φ96mm的2-3倍,中高位瓦斯通道发育区内钻孔瓦斯抽采浓度约为中低位钻孔的2.4倍,大采高开采利于采空区顶板瓦斯通道的卸荷损伤演化及优势瓦斯通道的形成;②间距5m的Φ250mm大流量穿透钻孔瓦斯抽采效果最好,其配合中高位裂隙带定向钻孔抽采后,上隅角瓦斯浓度维持在0.55%～0.6%,避免了瓦斯超限,并成功实现了长平矿U型通风系统下大采高采场的安全高效开采。
贾光明[7]（2018）在《金川煤矿综放煤层分区弱化注水防冲技术研究》文中研究指明新疆是我国第十四个大型煤炭开发基地,煤炭是新疆三大优势资源之一。由于疆内煤层受到天山残余构造应力的作用,形成特殊高应力开采环境。冲击灾害已经是疆内煤矿开采活动中的一大自然灾害。为此,本论文以新疆两个典型高应力煤层矿井为背景,采用实际分析、实验室实验、理论计算、现场试验与工程实际相结合的方法,研究水亲合作用下煤体渗流特性和硬煤弱化机理,系统地分析了厚煤层综放开采面冲击地压显现规律与影响因素,提出了依据煤层应力差异设计注水技术方法,建立水力耦合煤层分区弱化防冲技术体系,并进行了现场工程应用。研究得出:在水力耦合影响下,高应力煤层的应变-渗透率和应力-应变关系,煤体裂隙场与渗流场的变化关系,以及在采动应力的扰动作用下煤体孔隙裂隙的扩展、贯通规律。揭示了孔隙裂隙煤层水压耦合作用,不仅为流体的渗流提供了路径,也直接影响和弱化了煤体的力学性质。通过微震监测等分析方法,研究了注水工艺与煤层冲击性能的关系,分析了支架支护阻力与注水参数的影响因素。结果表明:煤层分区弱化注水会增加煤层裂隙孔隙数量和发育程度,增加煤层注水量,从而起到润湿,软化煤层,降低硬煤强度的作用。结合新疆典型综放面条件,进行了系统地煤层分区弱化注水技术的工业试验研究。对综采支架工作阻力的监测表明,水压耦合作用煤层综采工作面支架的顶板冲击高能量次数明显的减少,顶板断裂及时;试验区间,支架工作阻力均衡,没有发生冲击事故。应用表明,煤层分区注水弱化技术,对综放工作面支架冲击地压的预防以及降低工作面粉尘浓度等方面具有重要的意义和作用。
崔梓墨[8]（2018）在《错层位巷道布置采空区矿山压力与自然发火关系研究》文中研究说明工作面回采率偏低、采空区中浮煤较大易自然发火一直是放顶煤采煤法两个亟待研究和解决的重要问题。本文以西山煤电集团镇城底矿2#煤层错层位负煤柱巷道布置采煤法为工程背景,对易自燃煤层错层位负煤柱综放开采技术矿压显现特点及规律对采空区自然发火的影响展开分析与研究。本文在研究过程中应用了如下几种研究方法:理论分析与公式推导、实验室物理相似模拟实验、计算机数值模拟试验和工程现场实测数据采集及综合评估等,提出通过错层位采煤法改变巷道搭接形式来影响采空区垮落煤岩体碎胀系数、孔隙率及渗透率以达到提高回采率和利于防治采空区自然发火的目的。论文首先从厚煤层综放开采的重要性入手,分析了放顶煤开采过程中存在的两个主要问题,其次结合镇城底矿的实际开采情况整理与分析了关于煤炭自然发火的国内外研究现状、错层位采煤法研究的现阶段状况,在此前提下对本文的主要研究内容、方法及技术路线进行了明确。1、分析研究综放采空区自燃空间特性,通过对综放采空区自然发火三带及自燃危险区域进行分析,同时指出综放采空区多孔介质的概念、基本参数、裂隙形成理论及其渗流规律,发现:（1）国内外研究学者普遍认为采空区自燃三带在沿着回采工作面指向采空区深部方向划分为:散热带、氧化升温带和窒息带三部分;但是作为防治采空区自燃的重要基础,自燃三带的划分标准在目前的学术界还没有形成一个统一准则。（2）采空区多孔介质的重要概念及参数主要有:孔隙率、比面、弯曲率、固体颗粒尺寸（粒径分布）和孔隙尺寸等流动表征结构参数;以及速度、比流量、渗透率、饱和度、毛细压力等流动基本特性参数。（3）然后接着分析了采空区覆岩孔隙率的三维空间分布特点,运用弹性薄板弯曲理论计算未破断失稳岩层发生挠曲下沉量基础上,推导出计算采空区垮落带岩层和离层带岩层孔隙率的公式如下,并对公式进行了试用性验算:分析采空区主要气体组分及其渗流模型,对采空区破碎煤岩体漏风风流流态、孔隙率、风压梯度、渗流风量等有关漏风参数之间相互关系进行研究,得出:①巷道围岩破碎煤岩体形成多孔介质的漏风风流雷诺系数一般小于0.25,风流流态属于层流符合线性达西定律;②防止漏风导致自然发火可重点主要从降低风压梯度、风流流量及漏风介质的孔隙率和渗流系数等方面着手;③导致产生破碎煤岩体漏风风压的主要因素包括浮煤堆积造成氧化升温而形成的热力风压和煤柱稳定性受到影响而产生裂隙致其两侧产生的风压差;④错层位巷道布置下相邻工作面搭接处不留端头顶煤及巷道顶煤,即开采过程中大量减少了浮煤,使得热力风压减少而利于采空区防治漏风与自然发火。2、通过“砌体梁”理论、关键层理论、克希荷夫定理、塑性力学和胡克定律等,并考虑岩层垮落角对错层位采煤法采空区围岩应力分析与自然发火关系展开研究,得到主要结论如下:（1）对错层位采煤法覆岩基本顶在不同煤柱尺寸条件下建立了几种常见的力学模型,并对其支撑条件分别求解得到相应模型的弯矩峰值分布及其断裂步距计算公式;基于以上弯矩分布与计算公式分析了错层位采煤法三角煤柱区域受力和塑性区分布,修正得到三角煤柱区域塑性区最大发展深度计算公式:分析错层位采煤法围岩大、小结构形成及稳定性,得到接续工作面侧三角煤柱曲边上垂直应力计算公式:（2）结合以上错层位采煤法矿山压力特点力学分析基础,对其工作面不同开采阶段采空区漏风机理研究,认为错层位巷道搭接布置所产生三角煤柱起坡段侧煤岩体碎胀系数、孔隙率较传统放顶煤与分层开采相应区域其值变小,由达西定律可知风压梯度相同情况下的错层位采煤法三角煤柱侧漏风量亦会减小。但其接续工作面进风巷道顶板需要借鉴分层采采空区注浆办法防治自然发火。（3）错层位巷道搭接布置所产生的三角煤柱形式提高了工作面回采率,降低导致采空区自然发火遗煤量的产生。其采空区冒落带的煤柱起坡段孔隙率值低于采空区另一侧及传统放顶煤相应位置的孔隙率值,使得错层位采煤法冒落带孔隙率值在采空区空间呈现出一种不对称分布的新变化:（4）通过模糊数学与层次分析法原理建立了错层位采煤法自然发火危险性模糊评价模型,并计算得到煤层自然发火指数评定值从采用传统放顶煤的0.56（属于Ⅰ类危险）降低到采用错层位巷道布置采煤法的0.493（属于Ⅱ类危险）,即利于防治采空区自然发火。3、基于西山煤电集团镇城底矿2#煤层工程背景进行实验室物理相似模拟,分析开采过程中上覆岩层的垮落特征对垮落岩体碎涨系数、孔隙率及渗透系数的影响,并对比错层位留煤柱巷道布置和传统放顶煤留煤柱的稳定性和对漏风的影响,主要结论如下:（1）错层位采煤法由于接续工作面巷道位于首采面采空区下,采空区垮落后为上部岩层,大量减少松散浮煤堆积,削弱了热力风压造成的漏风而降低了巷道自然发火的可能性。（2）错层位采煤法接续工作面顶板进入周期性垮落阶段后,三角实体煤柱处于上工作面采空区内回风巷侧大结构下方,利于其保持稳定而防止漏风,但接续工作面顶板为垮落的岩体,漏风将大于传统放顶煤开采,需采取向工作面进风巷侧采空区注浆等措施,虽然存在一定漏风,由于起坡段不留顶煤亦可降低自然发火几率。（3）对比分析传统放顶煤留设煤柱及错层位巷道搭接下留设煤柱的稳定性,得出错层位采煤法留设煤柱的稳定性优于传统放顶煤开采,有效减少煤柱裂隙产生及其发展,利于防治由于煤柱两侧风压差产生漏风而导致自然发火。（4）基于相似模拟实验应变片对应力检测结果分析可以看出,错层位三角煤柱起坡处的采空区应力高于传统放顶煤开采,其相应区域孔隙率及渗透性降低。同时验证了错层位采煤法采空区冒落带孔隙率呈现不对称分布变化的理论分析。4、运用软件ANSYSR18.0并结合西山煤电集团镇城底矿2#煤层工程背景进行数值模拟实验,模拟分析了三种错层位巷道布置及传统放顶煤留煤柱布置煤层开采过程中垂直正应力及塑性区发展的分布情况,及其对煤岩体碎胀系数、孔隙率变化及渗透率等自然发火因素的影响,主要结论有:（1）通过留设煤柱达到防治巷道向相邻采空区漏风的效果,通过错层位巷道布置可以减小煤柱损失,提高煤炭回收率。错层位巷道布置下留设相同宽度的煤柱时较传统放顶煤对防治漏风更有利;经对比分析四种方案,得出针对于类似镇城底矿2#煤层易自燃条件来说,采空区自然发火的防治效果有:错层位负煤柱巷道布置>错层位零煤柱巷道布置>错层位留设5m煤柱>传统放顶煤留设5m煤柱。（2）错层位负煤柱综放工作面采空区不同位置处应力峰值不同,具体表现为:采空区中部受力>采空区下部起坡段受力>采空区上部受力,佐证了本文第四章物理相似模拟和第三章3.7节关于错层位三角煤柱起坡段区域碎胀系数、孔隙率及渗透率呈现新空间分布规律的结论,分析其主要原因是受到错层位起坡段区域采高渐小的影响。（3）基于方案2的数值模拟结果分析得出错层位负煤柱巷道布置综放工作面进风巷两侧围岩变形移近量大致相同;并且与进风巷相比,回风巷（起坡段）围岩变形量、围岩应力均较小,使其掘进和维护较容易,说明错层位负煤柱巷道搭接布置形式可以削弱巷道冒顶现象,有效的规避巷道高冒区发生火灾隐患。5、利用流体软件FLUENT并结合镇城底矿2#煤层实际工程条件以及错层位负煤柱条件下采空区孔隙率空间分布的新变化,模拟分析了错层位三维采空区渗流场、压力场和浓度场多场综合下气体组分的分布规律,包括相对静压力、速度矢量、组分浓度及自燃氧化带范围分布。主要结论有:（1）采场风流从进风巷流入,主要流经工作面与支架部分,经回风巷流出。进入采空区的漏风量的大小与采空区多孔介质的孔隙率和渗透率、采空区压力、采空区瓦斯涌出情况、进风侧的风流速度等因素有关。采空区漏风流的流进、流出分别自进风侧、回风侧完成,其流动范围主要为工作面周围的采空区浅部,且主要在相当于巷道高度的z平面高度范围内流动。在其他部分也有流动,但流速较小,且局部流场受气体浓度场影响。（2）由于U形通风是“一源一汇”的情况,顶板处风流也是流向工作面,进而从回风巷流出。（3）毗邻工作面上隅角的采空区相对静压力较小,形成了负压区,采空区各组分气体易聚集在毗邻工作面上隅角的位置。（4）采空区瓦斯总的分布规律是采空区深部CH4浓度高,靠近工作面侧的采空区CH4浓度低。采空区瓦斯在倾向一般是不对称的,进风巷侧CH4浓度低,而回风巷侧浓度高。（5）CH4、O2、CO和CO2在采空区浅部受进风侧的新鲜空气漏风影响,各自相应组分浓度低,而向着采空区深部方向上浓度逐渐增加;并且,O2、CO和CO2在采空区进风侧毗邻工作面下隅角处浓度大,而在采空区深部回风侧的浓度小,同时CO和CO2的浓度相对O2小很多。（6）采空区三角煤柱侧（回风侧）多孔介质孔隙率、渗透率比采空区另一侧（进风侧）较小,加之采空区深部受到工作面进、回风“一源一汇”大循环的影响远小于采空区浅部,导致在工作面倾向上,O2、CO和CO2浓度分布与CH4浓度分布相类似而呈现出不对称分布,即在回风侧（三角煤柱起坡段侧）浓度分布普遍高于采空区另一侧,而这种不对称性分布特点随着向采空区深部方向出现逐渐减弱的现象。（7）在不同z平面高度上的CH4、O2、CO和CO2分布规律有:在较低平面上,靠近工作面的采空区浅部各组分浓度较小且向回风侧聚集;而在较高平面上,浓度较大且受浮力作用,易聚集在采空区深部回风侧。（8）以漏风风速V漏<0.004 m/s的区域和氧气体积分数C氧>10%的区域的交集区域所划分出来错层位负煤柱采煤法采空区氧化自燃带范围分布。本文得到工程背景下采空区遗煤氧化自燃带范围在沿采空区倾向上是不对称的,且在进风侧的氧化带宽度要大于在回风侧（起坡段侧）的宽度。6、最后,本文结合错层位采煤法在镇城底矿实际应用时的巷道布置、工作面回采率、对漏风自然发火防治措施的分析,现场实地实测液压支架受力及运行状态、动态观测与采集采空区自燃指标气体数据,研究分析得到主要结论如下:（1）错层位负煤柱巷道布置可将工作面端头与区段平巷上方的顶煤采出,连同节省的区段煤柱,可提高回采率10%以上,并取得了可观的经济效益;由于没有了巷道顶煤和端头松散垮落的浮煤,将从根本上遏制传统放顶煤的巷道顶煤、工作面端头和相邻采空区的煤炭自燃,提出以提高回采率取消浮煤为防治自然发火根本前提的理念,本论文实现了通过改变巷道布置既提高了工作面回采率,又取消了浮煤实现了在易燃煤层防治自然发火。（2）现场实测工作面矿山压力特点发现,就工作面液压支架的工作阻力而言,从高到低依次为中部、下部、上部,支架上的工作阻力均没有超过其额定值。此现场实测结果侧面验证了错层位采煤法采空区冒落带的孔隙率分布不再是一般传统上对称的“铲子”状态,而是呈现出一种沿着三角煤柱一边低于采空区另一边的不对称空间分布规律。（3）在针对综放采空区多组分气体展开观测实验之后,获取了其内部的相关数据信息,并对其加以整体性剖析,得到气体组分和温度数据相应的立体云图和等值线图。从而使得错层位采空区隐蔽空间气体流场、温度场的改变排列规律及采空区自然发火规律的探究活动得以深度开展。（4）在错层位负煤柱布置采煤法的立体化系统中,工作面端头与相邻采空区不再留有垮落浮煤,只有少量的三角形实体煤损,使着火问题得到了根本性的好转,形成了以消除松散浮煤为基础的综合防治火技术。而在镇城底矿2#煤层多年实际应用生产中,没有发生过漏风自燃、巷道顶煤着火等自然发火问题。论文取得了如下创新点:1、分析了采空区垮落覆岩孔隙率的三维空间分布规律,推导出计算采空区垮落带岩层和离层带岩层孔隙率的公式,并对公式进行了试用性验算:2、按照传统的坐标系和原点位置,定义巷道左下帮位置坐标值为所留煤柱长度值,因此引出“负煤柱”的概念,突破与丰富了现有矿压分区理论;且在此新表述分区系统下,也利于准确便利地计算采区斜长,较之前分层采中内错一巷、内错半巷等表述更加准确形象。3、借助理论力学、塑性力学及岩体力学等力学理论,对错层位采煤法覆岩几种基本顶支撑条件求解得到其弯矩峰值和断裂步距分布;并对其三角煤柱区域塑性区最大发展深度计算公式修正如下:分析错层位采煤法围岩大、小结构形成及稳定性,得到接续工作面侧三角煤柱曲边上垂直应力计算公式:4、基于本文有关章节对错层位采煤法工作面矿山压力显现特点分析,提出其采空区冒落带的煤柱起坡段侧孔隙率值低于采空区另一侧及传统放顶煤相应位置的孔隙率值,而在采空区空间呈现出一种不对称分布的新变化。并通过实验室相似模拟、计算机数值模拟和现场实测等方法进行了验证,完善了错层位负煤柱布置采空区孔隙率变化研究,为其今后自然发火防治研究方面更好、更全面的发展提供参考。
马巍[9]（2016）在《漳村矿2601工作面高抽巷层位确定研究》文中进行了进一步梳理矿井瓦斯灾害是制约煤矿安全高效生产的难题,尤其在应用综采放顶煤的采煤工艺进行回采过程中,来源于采空区的瓦斯涌出量较大,直接导致上隅角和回风顺槽的瓦斯浓度上升乃至超限,不仅影响煤矿的正常生产,甚至会引发重大安全事故。大量现场实践和实验理论证明了,通过在回采煤层的顶板布置高位瓦斯抽放巷抽采采空区及邻近层涌出的瓦斯,可以使上隅角、回风顺槽的瓦斯浓度降低,较为明显的解决采场瓦斯超限的问题。而高抽巷布置的布设参数直接影响着其抽采效果。所以,对高抽巷的层位研究尤为关键。论文以潞安集团漳村煤矿2601工作面为研究对象,理论分析2601工作面瓦斯构成,预测了本采面的瓦斯涌出量,提出布置高抽巷来解决瓦斯问题;通过统计高抽巷应用矿井将高抽巷布置的层位占裂隙带范围的比率,根据山西省中硬顶板条件下类比的方法确定2601工作面的高抽巷合理层位的合理比率范围;针对受采动影响下覆岩的破坏规律进行研究,选取经验公式初步计算2601工作面的裂隙带高度范围,并利用UDEC软件对2601工作面开采过程进行建模模拟,分析不同推进距离下的工作面上覆岩层的应力变化及破坏范围,根据覆岩位移下沉量的监测和分析对裂隙带高度优化,根据得到的裂隙带高度范围及高抽巷合理层位比率得出它的布置垂距;通过现场高位钻孔对这一层位的合理性进行抽采验证。
刘林兵[10]（2015）在《高效开采综放面裂隙带抽采技术研究》文中研究说明综放工作面由于产量释放集中,造成瓦斯涌出强度大;同时,本煤层预抽后,现有通风、综放开采条件下,瓦斯集中涌出问题得不到解决。因此,必须考虑采动裂隙带瓦斯富集区域的裂隙带抽采措施。通过单一煤层分源预测法预测的相对与绝对瓦斯涌出量以及根据工作面断面、风速规定,确定N2202工作面在日产量为6000t、计划配风4000m3/min条件下,工作面绝对瓦斯涌出量为29.1 m3/min、极限风排瓦斯能力为58.4m3/min。运用UDEC软件模拟采高为6.31m的综放开采工作面覆岩动态演化过程;运用砌体梁与关键层理论计算确定冒落带与裂隙带的高度范围分别为36.2m、69m。水平分支井钻孔能够解决采空区冒落带与裂隙带过渡离层空间富集的瓦斯;通过多元回归分析确定千米钻机钻孔水平投影距回风巷距离对钻孔的抽采纯量影响呈负相关,并求出了线性相关公式;通过考察高位钻场距离工作面前方与后方采空区不同位置时抽采参数的变化,确定工作面前方应力集中范围以及采空区瓦斯抽采钻孔破坏特点;通过分析低位钻场平行设计的裂隙带钻孔高效抽采水平区间,几何计算得到低位钻场裂隙带钻孔高效抽采期间垂直层位的高度范围;结合两配对样本t检验,对不同设计参数下上隅角顶板插管钻孔抽采纯量的变化特征进行了统计分析,确定钻孔数量与抽采纯量呈显着的线性正相关性,钻孔方位角的改变能够提高部分钻孔的抽采纯量。通过对五种裂隙带钻孔抽采方式的考察、分析确定了每种抽采方式的设计参数与抽采参数的相关性。水平钻孔对于煤层顶板20m60m采空区冒落带与断裂带过渡范围内形成的离层空间富集的瓦斯作用效果明显;通过对高位钻场钻孔、低位钻场裂隙带钻孔的考察分析发现,钻孔控制层位越低要求钻孔倾角越大。裂隙带钻孔抽采作用发挥后,综放开采产量翻倍、上隅角瓦斯浓度明显下降。
二、综放开采顶煤瓦斯渗透性研究（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、综放开采顶煤瓦斯渗透性研究（论文提纲范文）
（1）我国煤炭开采与岩层控制技术发展40a及展望（论文提纲范文）
| 1 煤炭开采技术与装备 |
| 1.1 我国煤炭开采技术与装备发展历程 |
| 1.2 一次采全高综采技术与装备 |
| (1)薄及中厚煤层综采技术与装备 |
| (2)厚煤层大采高综采技术与装备 |
| 1.3 综采放顶煤开采技术与装备 |
| 2 岩层控制理论与技术 |
| 2.1 采场岩层控制理论与技术 |
| 2.1.1 采场岩层控制理论与技术发展历程 |
| 2.1.2 采场岩层运动破断规律 |
| 2.1.3 液压支架与围压耦合作用关系 |
| 2.1.4 坚硬顶板及煤层控制技术 |
| (1)深孔炸药爆破技术 |
| (2)水力压裂技术 |
| (3)CO2气相爆破压裂技术 |
| 2.1.5 破碎顶板及煤层控制技术 |
| 2.2 巷道围岩控制理论与技术 |
| 2.2.1 巷道围岩控制理论与技术发展历程 |
| 2.2.2 巷道围岩地质力学原位测试技术 |
| 2.2.3 锚杆支护技术 |
| 2.2.4 破碎围岩注浆加固技术 |
| 2.2.5 水力压裂卸压技术 |
| 2.2.6 巷道矿压监测仪器与技术 |
| 2.3 冲击地压控制理论与技术 |
| 2.3.1 冲击地压控制理论与技术发展历程 |
| 2.3.2 冲击地压发生机理 |
| 2.3.3 冲击危险区域评价技术 |
| 2.3.4 冲击地压实时监测预警技术与平台 |
| 2.3.5 冲击地压综合防治技术体系 |
| 3 特殊开采与矿区环境治理 |
| 3.1 特殊开采技术发展历程 |
| 3.2 开采沉陷理论 |
| 3.2.1 地表移动计算理论 |
| 3.2.2 覆岩破坏与控制机理 |
| (1)不同开采工艺条件下覆岩破坏规律 |
| (2)浅埋煤层采动覆岩破坏规律 |
| (3)覆岩破坏控制技术 |
| 3.3 特殊采煤技术 |
| 3.3.1 建(构)筑物下采煤技术 |
| (1)条带开采技术 |
| (2)充填开采技术 |
| (3)协调开采技术 |
| 3.3.2 抗采动影响建(构)筑物设计技术 |
| 3.3.3 近水体下安全开采技术 |
| (1)大型地表水体下综放顶水开采技术 |
| (2)不同类型水体下控水开采技术 |
| (3)松散含水层下溃砂机理及判据 |
| (5)充填保水开采技术 |
| 3.3.4 承压水上开采技术 |
| 3.4 矿区生态环境治理技术 |
| 4 结论与展望 |
（2）缓倾斜煤层群采动煤岩破坏及瓦斯运移规律研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状分析 |
| 1.2.1 采动覆岩运动演化及破坏规律理论与假说 |
| 1.2.2 瓦斯渗流理论研究现状 |
| 1.2.3 采空区瓦斯运移与浓度分布规律研究 |
| 1.2.4 采场围岩裂隙和瓦斯流动关系研究 |
| 1.2.5 煤层群开采研究现状 |
| 1.2.6 文献研究评述 |
| 1.3 研究内容与技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 2 缓倾斜煤层群采动围岩应力分析 |
| 2.1 缓倾斜煤层群围岩采动应力理论分析 |
| 2.1.1 岩体自重应力 |
| 2.1.2 岩体构造应力 |
| 2.2 缓倾斜煤层顶板采动影响下应力分析 |
| 2.2.1 缓倾斜煤层开采工作面顶板力学模型 |
| 2.2.2 缓倾斜煤层开采顶板采动影响受力分析 |
| 2.3 缓倾斜煤层底板采动影响下应力分析 |
| 2.3.1 缓倾斜煤层开采工作面底板力学模型 |
| 2.3.2 缓倾斜煤层开采底板采动影响受力分析 |
| 2.4 不同倾角煤层群采动围岩数值模拟 |
| 2.4.1 FLAC 3D软件简介 |
| 2.4.2 数值模型的设计原则 |
| 2.4.3 缓倾斜煤层群开采模型的建立 |
| 2.4.4 数值模拟研究方案 |
| 2.4.5 煤层群采场围岩垂直应力变化特征分析 |
| 2.4.6 煤层群采场围岩剪应力变化特征分析 |
| 2.4.7 煤层群采场围岩位移变化特征分析 |
| 2.4.8 煤层群采场围岩塑性区变化特征分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 缓倾斜近距离煤层群采动裂隙演化相似模拟试验研究 |
| 3.1 相似模拟试验工作面概况 |
| 3.2 缓倾斜煤层群走向开采物理相似模拟试验 |
| 3.2.1 相似试验材料的制备 |
| 3.2.2 模型的搭建与监测点的布置 |
| 3.3 上部煤层工作面采动裂隙演化规律研究 |
| 3.4 下部煤层工作面采动裂隙演化规律研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 缓倾斜近距离煤层群采空区孔隙率三维分布模拟研究 |
| 4.1 缓倾斜近距离煤层群开采数值模拟研究 |
| 4.1.1 模型模型参数 |
| 4.1.2 数值模拟方案设计 |
| 4.1.3 上部煤层工作面回采过程中垂直应力、采动裂隙研究 |
| 4.1.4 下部煤层工作面回采过程中垂直应力、采动裂隙研究 |
| 4.1.5 采空区覆岩冒落规律研究 |
| 4.2 采空区孔隙率三维分布规律研究 |
| 4.2.1 二维模拟走向、倾向沉降量之间的修正 |
| 4.2.2 二维交界面下沉量结果向三维的转换 |
| 4.2.3 岩层下沉量二维空间向三维空间的转换 |
| 4.2.4 采空区三维空间孔隙率分布计算 |
| 4.3 缓倾斜煤层群物理相似模拟试验与数值模拟对比 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 采空区围岩裂隙场中瓦斯运移规律研究 |
| 5.1 缓倾斜近距离煤层群综采工作面瓦斯来源与涌出分析 |
| 5.1.1 采空区瓦斯来源分析 |
| 5.1.2 瓦斯涌出的影响因素分析 |
| 5.1.3 回采工作面瓦斯涌出量 |
| 5.2 采场围岩裂隙带中卸压瓦斯运移数学模型 |
| 5.3 模型参数设置对采空区瓦斯运移规律模拟研究的影响分析 |
| 5.3.1 模型的简化与假设 |
| 5.3.2 几何模型建立 |
| 5.3.3 模型主要参数 |
| 5.3.4 重力因素对采空区瓦斯浓度分布的影响 |
| 5.3.5 煤层倾角对采空区瓦斯浓度分布的影响 |
| 5.4 综采面采空区瓦斯运移规律数值模拟研究 |
| 5.4.1 模型的建立 |
| 5.4.2 采空区埋管抽采效果分析 |
| 5.4.3 采空区埋管+高位钻孔抽采效果分析 |
| 5.4.4 抽采效果过对比 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 采空区卸压瓦斯抽采优化设计及工程应用 |
| 6.1 高位钻孔终孔位置研究 |
| 6.1.1 冒落带与裂隙带经验公式的局限性 |
| 6.1.2 围岩裂隙分布规律 |
| 6.2 高位钻孔优化设计 |
| 6.3 唐山矿Y484工作面采空区卸压瓦斯抽采效果考察 |
| 6.3.1 Y484工作面瓦斯抽采设计 |
| 6.3.2 高位钻孔抽采效果考察 |
| 6.4 唐山矿Y484工作面高位钻孔抽采效果 |
| 6.5 测点抽采效果与上覆岩层位置关系 |
| 6.6 采空区围岩裂隙场瓦斯运移及富集区域分析 |
| 6.7 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（3）高压气体预裂爆轰作用致裂煤岩机理及应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状及分析 |
| 1.3 课题的提出与主要研究内容 |
| 1.4 研究方法和技术路线 |
| 2 高压气体预裂爆轰作用致裂煤岩机理分析 |
| 2.1 煤岩结构特征与煤层内钻孔受力分析 |
| 2.2 高压气体预裂爆轰致裂煤岩过程分析 |
| 2.3 高压气体驱动裂纹扩展机理 |
| 2.4 爆轰冲击加强钻孔周边岩体裂隙发育机理 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 高压气体驱动裂纹扩展模拟试验研究 |
| 3.1 试验目的 |
| 3.2 试验系统设计 |
| 3.3 试件的制备 |
| 3.4 试验方案与试验结果 |
| 3.5 数据分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 基于高压气体预裂爆轰作用煤岩破坏数值模拟研究 |
| 4.1 数值计算模型设计 |
| 4.2 煤层高压气体预裂爆轰模拟结果分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 高压气体预裂爆轰技术致裂煤岩工程应用 |
| 5.1 井下高压气体预裂爆轰致裂煤岩工艺 |
| 5.2 综采工作面预裂注水试验 |
| 5.3 综放工作面坚硬顶煤预裂弱化工程试验 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
| 学位论文数据集 |
（4）急倾斜特厚煤层综放开采顶煤爆破弱化机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 研究现状综述 |
| 1.2.1 综放开采技术发展与研究现状 |
| 1.2.2 急倾斜煤层开采技术发展与研究现状 |
| 1.2.3 顶煤爆破弱化技术发展与研究现状 |
| 1.3 本文主要研究内容 |
| 1.4 研究方法及技术路线 |
| 1.4.1 研究方法 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 1.5 本章小结 |
| 2 煤体爆炸应力波理论分析 |
| 2.1 炸药爆破破岩机理 |
| 2.1.1 岩石爆破机理学说 |
| 2.1.2 岩石爆破损伤模型 |
| 2.1.3 岩石破碎分区 |
| 2.2 煤体爆破破碎机理 |
| 2.2.1 煤岩爆破机理相同点 |
| 2.2.2 煤岩爆破机理不同点 |
| 2.3 煤体应力场及本构模型 |
| 2.3.1 炮孔初始应力场 |
| 2.3.2 煤体本构模型 |
| 2.4 煤体爆破分区 |
| 2.4.1 煤体爆炸应力波传播 |
| 2.4.2 煤体爆破粉碎区分布特征 |
| 2.4.3 煤体爆破裂隙区分布特征 |
| 2.4.4 煤体爆破震动效应控制 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 煤体爆破机理试验 |
| 3.1 煤体爆破应变波测试 |
| 3.1.1 试验方法及设备 |
| 3.1.2 煤体应力波传播机理及参数测定 |
| 3.1.3 爆炸应变波测试原理 |
| 3.1.4 应变砖的制作 |
| 3.1.5 模型浇筑 |
| 3.1.6 爆炸应变波测试 |
| 3.1.7 爆炸波应变率与时间的关系 |
| 3.2 爆炸应变波及应变率分析 |
| 3.2.1 爆炸应变波分析 |
| 3.2.2 爆炸应变率分析 |
| 3.2.3 各点应变波和应变率峰值 |
| 3.2.4 爆炸应力波衰减规律 |
| 3.3 破碎效果 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 爆破工艺对煤体破碎的研究 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 ANSYS/LS-DYNA软件简介 |
| 4.3 爆炸模拟常用算法 |
| 4.4 数值模拟理论基础 |
| 4.4.1 基本控制方程组 |
| 4.4.2 时间积分 |
| 4.4.3 本构方程及材料参数 |
| 4.4.4 关键字设置 |
| 4.4.5 模型设置 |
| 4.5 孔网参数对煤体的破碎 |
| 4.5.1 研究目的 |
| 4.5.2 模型的建立 |
| 4.5.3 应力传播过程分析 |
| 4.5.4 不同布孔方式时煤体破碎情况 |
| 4.5.5 不同延期时间对煤体破碎的影响 |
| 4.6 炮孔与煤岩分界面夹角的影响 |
| 4.6.1 研究目的 |
| 4.6.2 爆轰机理 |
| 4.6.3 模型建立 |
| 4.6.4 结果分析 |
| 4.7 装药分散度对煤体破碎的影响 |
| 4.7.1 研究目的 |
| 4.7.2 模型建立 |
| 4.7.3 方案设计 |
| 4.7.4 集中装药爆破效果 |
| 4.7.5 不同方案煤体破碎效果 |
| 4.7.6 测点应力分析 |
| 4.8 节理面和延期时间的影响 |
| 4.8.1 研究目的 |
| 4.8.2 模型建立 |
| 4.8.3 网格划分 |
| 4.8.4 模拟结果 |
| 4.9 综合因素影响 |
| 4.9.1 研究目的 |
| 4.9.2 模型建立 |
| 4.9.3 网格划分 |
| 4.9.4 结果分析 |
| 4.10 本章小结 |
| 5 爆破弱化对顶煤运移规律的研究 |
| 5.1 工程背景 |
| 5.2 相似模拟理论 |
| 5.2.1 相似比及模型图 |
| 5.2.2 模型煤岩体的强度指标计算 |
| 5.2.3 相似试验材料的制备 |
| 5.2.4 相似试验模型的构建 |
| 5.2.5 爆破分区相似模拟计算 |
| 5.3 相似模拟试验研究 |
| 5.3.1 模型制作 |
| 5.3.2 测点及工作面布置 |
| 5.3.3 位移检测仪器及设备 |
| 5.3.4 上水平分段放煤 |
| 5.3.5 下水平分段放煤 |
| 5.3.6 结果对比 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 论文创新点 |
| 6.3 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（5）五阳煤矿低透气性煤层瓦斯卸压抽采技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 上覆岩层移动规律理论研究现状 |
| 1.2.2 煤层瓦斯渗流、扩散理论研究现状 |
| 1.2.3 采动覆岩破坏特征及卸压瓦斯抽采 |
| 1.2.4 瓦斯抽采技术与抽采方法的发展 |
| 1.2.5 存在的问题 |
| 1.3 主要研究内容、方法与技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究方法与技术路线 |
| 2 矿井地质及瓦斯赋存特征 |
| 2.1 矿井概况及地质构造 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 井田地质构造 |
| 2.2 煤层与瓦斯 |
| 2.2.1 煤层 |
| 2.2.2 瓦斯赋存特征 |
| 2.2.3 瓦斯涌出特征 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 采动煤体瓦斯渗流特性及有效抽采区域研究 |
| 3.1 本煤层瓦斯卸压抽采机理概述 |
| 3.2 加卸载条件下含瓦斯煤体渗流特性试验 |
| 3.2.1 渗流试验系统 |
| 3.2.2 试验煤样制备 |
| 3.2.3 试验方案 |
| 3.2.4 试验步骤 |
| 3.2.5 试验结果及分析 |
| 3.3 本煤层瓦斯卸压抽采分区特征 |
| 3.4 工作面超前支承压力分布规律数值模拟研究 |
| 3.4.1 数值模拟模型建立 |
| 3.4.2 数值模拟结果分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 覆岩采动裂隙演化规律及瓦斯有效卸压抽采区域研究 |
| 4.1 邻近层瓦斯卸压抽采机理概述 |
| 4.2 上覆岩层采动裂隙演化规律及分布特征相似模拟研究 |
| 4.2.1 相似模拟模型设计及铺设 |
| 4.2.2 测点布置 |
| 4.2.3 相似模拟实验及分析 |
| 4.3 上覆岩层采动裂隙演化规律及分布特征数值模拟研究 |
| 4.3.1 数值模拟模型建立 |
| 4.3.2 数值模拟结果分析 |
| 4.4 上邻近层瓦斯有效卸压抽采区域分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 五阳煤矿瓦斯卸压抽采工程实践 |
| 5.1 本煤层瓦斯抽采效果现场实测研究 |
| 5.1.1 本煤层瓦斯抽采措施 |
| 5.1.2 本煤层瓦斯抽采效果观测方案 |
| 5.1.3 本煤层瓦斯单孔抽采效果及分析 |
| 5.1.4 不同布置形式钻孔抽采效果对比分析 |
| 5.2 邻近层瓦斯抽采效果现场实测研究 |
| 5.2.1 邻近层瓦斯抽采措施及观测方案 |
| 5.2.2 邻近层瓦斯单孔抽采效果及分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 五阳煤矿瓦斯综合治理技术优化设计 |
| 6.1 工作面通风方式 |
| 6.2 工作面瓦斯涌出规律 |
| 6.3 工作面瓦斯抽采与风排特征 |
| 6.4 工作面开采技术参数优化设计 |
| 6.4.1 工作面推进速度优化设计 |
| 6.4.2 采煤机割煤速度优化设计 |
| 6.5 瓦斯治理技术参数优化设计 |
| 6.5.1 本煤层瓦斯抽采钻孔布置参数优化设计 |
| 6.5.2 邻近层瓦斯抽采参数优化设计 |
| 6.5.3 瓦斯排放巷围岩控制 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 存在的不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（6）大采高采场顶板卸荷损伤演化及抽采优化应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景 |
| 1.1.1 煤炭地位及大采高开采特点 |
| 1.1.2 大采高煤与瓦斯共采主要制约因素 |
| 1.1.3 选题意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 大采高采场顶板断裂研究现状 |
| 1.2.2 采空区顶板裂隙及瓦斯流动通道演化研究现状 |
| 1.2.3 采场及采空区顶板覆岩卸荷损伤研究现状 |
| 1.2.4 采空区卸压瓦斯运移及其流场分布规律研究现状 |
| 1.2.5 大采高采场瓦斯治理及抽采技术研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 主要研究内容、方法及技术路线 |
| 1.4.1 主要研究内容及方法 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 2 大采高采场顶板卸荷破断及裂隙发育特征 |
| 2.1 工程地质及力学测试 |
| 2.1.1 工程地质 |
| 2.1.2 地应力测定 |
| 2.1.3 煤岩力学参数测试 |
| 2.2 采动顶板关键层位置及其破断特征 |
| 2.2.1 关键层位置确定 |
| 2.2.2 采场覆岩关键层破断特征 |
| 2.3 大采高采场采动裂隙发育特征 |
| 2.3.1 采高对顶板采动裂隙发育的影响 |
| 2.3.2 大采高采场采动裂隙现场实测 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 大采高采场瓦斯运移的卸荷通道分区特征 |
| 3.1 裂隙场瓦斯流动规律及模型分析 |
| 3.1.1 瓦斯涌出规律 |
| 3.1.2 瓦斯浓度场模型分析 |
| 3.2 采动卸荷裂隙场瓦斯运移力学模型 |
| 3.3 采动裂隙场瓦斯卸荷通道分区特征 |
| 3.3.1 裂隙场瓦斯宏观通道竖向分布特征 |
| 3.3.2 裂隙场瓦斯宏观通道横向分布特征 |
| 3.3.3 采空区瓦斯宏观流动通道的采高效应 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 不同采高下顶板瓦斯通道卸荷损伤演化 |
| 4.1 采高对采空区顶板应力卸荷及瓦斯通道演化影响 |
| 4.1.1 采高对采空区顶板应力卸荷的影响 |
| 4.1.2 采高对采空区瓦斯通道损伤演化的影响 |
| 4.2 不同采高下瓦斯通道卸荷损伤演化 |
| 4.2.1 数值模型建立 |
| 4.2.2 不同采高下顶板应力卸荷演化规律 |
| 4.2.3 不同采高下采空区顶板位移演化规律 |
| 4.2.4 不同采高下顶板瓦斯通道演化规律 |
| 4.3 不同采高下瓦斯通道卸荷损伤范围 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 不同通风系统下大采高采场卸压瓦斯运移特征 |
| 5.1 不同通风系统下大采高采场流场分布特征 |
| 5.1.1 U型通风系统采空区流场模型 |
| 5.1.2 多巷通风系统采空区流场模型 |
| 5.2 大采高采场采空区瓦斯运移模型 |
| 5.3 不同通风系统下大采高采场瓦斯运移特征 |
| 5.3.1 不同通风系统下采空区流场分布 |
| 5.3.2 不同通风系统下采空区瓦斯运移特征 |
| 5.3.3 不同通风系统下采场瓦斯治理效果分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 大采高采场大流量抽采技术应用 |
| 6.1 大采高采场通风系统优化 |
| 6.2 基于瓦斯通道卸荷损伤的大直径定向钻孔抽采技术 |
| 6.2.1 大直径定向钻孔布置 |
| 6.2.2 钻孔数量确定 |
| 6.2.3 钻场布置和钻孔设计 |
| 6.2.4 大直径定向钻孔抽采效果 |
| 6.3 大流量穿透钻孔抽采技术 |
| 6.3.1 大流量穿透钻孔布置 |
| 6.3.2 钻场布置和钻孔设计 |
| 6.3.3 钻孔间距设置及测试效果 |
| 6.4 采空区大流量瓦斯抽采效果 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（7）金川煤矿综放煤层分区弱化注水防冲技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题的背景和意义 |
| 1.1.1 选题的背景 |
| 1.1.2 选题的意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 厚煤层开采冲击地压研究现状 |
| 1.2.2 冲击煤岩注水防治技术研究现状 |
| 1.3 本文的主要工作 |
| 1.3.1 研究目标 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 1.3.3 研究方法 |
| 2 煤层冲击倾向性分析 |
| 2.1 矿区概况 |
| 2.2 地质构造 |
| 2.3 煤层结构 |
| 2.4 典型冲击倾向危害 |
| 2.5 典型冲击倾向的影响因素 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 水力耦合作用下煤体渗流试验及弱化机理研究 |
| 3.1 试验原理与方案 |
| 3.1.1 试验原理 |
| 3.1.2 试验方案 |
| 3.2 渗流特征分析 |
| 3.2.1 采动应力作用下煤岩渗透特性 |
| 3.2.2 孔隙水压力作用下煤岩渗流特性 |
| 3.3 水力耦合作用下煤层弱化机理分析 |
| 3.3.1 水力耦合作用下煤岩变形与渗透率的关系 |
| 3.3.2 煤岩水力耦合相互作用力学机理 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 煤层分区弱化注水防冲击技术研究 |
| 4.1 采动过程工作面前方应力演化规律 |
| 4.2 采动煤岩裂隙场演化规律 |
| 4.3 分区注水防冲技术 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 工程应用 |
| 5.1 试验条件 |
| 5.2 试验方案 |
| 5.3 煤层分区弱化注水防冲技术 |
| 5.3.1 技术方案 |
| 5.3.2 钻孔间距 |
| 5.3.3 钻孔倾角 |
| 5.4 煤层高压注水快速高效封孔技术 |
| 5.4.1 封孔材料 |
| 5.4.2 封孔试验 |
| 5.4.3 封孔技术 |
| 5.5 工程应用效果检验 |
| 5.5.1 微震监测 |
| 5.5.2 应力分布 |
| 5.5.3 液压支架 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 主要结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（8）错层位巷道布置采空区矿山压力与自然发火关系研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 题的背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 煤炭自燃学说的研究现状 |
| 1.2.2 综放开采自然发火机理发展 |
| 1.2.3 采空区自然发火风流特性研究 |
| 1.2.4 采空区覆岩垮落岩体渗流特性研究 |
| 1.2.5 采空区覆岩垮落特征对风流介质参数影响 |
| 1.2.6 采空区垮落岩体孔隙率自然发火研究 |
| 1.3 主要研究内容与方法 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 研究路线图 |
| 1.4 本章小结 |
| 2 综放采空区自然发火空间特性研究 |
| 2.1 采空区自燃三带及自燃危险区域的分析 |
| 2.2 综放采空区多孔介质及渗流特性 |
| 2.2.1 多孔介质的概念 |
| 2.2.2 多孔介质的基本参数 |
| 2.2.3 采空区多孔介质和裂隙形成理论 |
| 2.2.4 采空区多孔介质渗流及渗流速度 |
| 2.3 采空区覆岩孔隙率三维空间分布规律 |
| 2.3.1 覆岩的竖向位移 |
| 2.3.2 覆岩运动的平面伸张量 |
| 2.3.3 覆岩离层带的孔隙率分布 |
| 2.3.4 覆岩冒落带的孔隙率分布 |
| 2.3.5 模型试用性验算 |
| 2.4 采空区主要气体组分及运动机理 |
| 2.4.1 采空区主要气体组分 |
| 2.4.2 采空区气体渗流模型 |
| 2.4.3 采空区漏风机理研究 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 错层位采煤法理论分析研究 |
| 3.1 错层位巷道布置采煤法简介 |
| 3.2 错层位巷道布置不同尺寸三角煤柱分区方法研究 |
| 3.3 错层位不同煤柱尺寸条件下覆岩断裂矿山压力分析 |
| 3.3.1 弯曲薄板基本理论及边界条件 |
| 3.3.2 弯曲矩形板平衡问题 |
| 3.3.3 开采过程中常见的基本顶板支撑条件及求解 |
| 3.4 错层位三角煤柱区域底板力学和塑性区分析 |
| 3.4.1 错层位三角煤柱区域底板岩层应力分布 |
| 3.4.2 采场应力σ的确定 |
| 3.5 覆岩大、小结构下错层位三角煤区域应力研究 |
| 3.5.1 错层位三角煤柱区域围岩变形失稳机理 |
| 3.5.2 错层位接续面侧三角煤柱受力分析 |
| 3.6 错层位工作面不同开采阶段漏风特性分析 |
| 3.6.1 错层位首采面老顶初次断裂前漏风分析 |
| 3.6.2 错层位首采面老顶周期断裂阶段漏风分析 |
| 3.6.3 错层位接续面老顶断裂前漏风分析 |
| 3.6.4 错层位接续面老顶周期断裂阶段漏风分析 |
| 3.7 错层位巷道布置采空区渗透率分析 |
| 3.8 错层位采空区自然发火类别分析 |
| 3.8.1 层次分析法基本原理 |
| 3.8.2 煤炭自燃危险性等级划分 |
| 3.8.3 模糊综合评价模型的建立 |
| 3.8.4 模糊综合评价模型计算分析 |
| 3.9 本章小结 |
| 4 错层位采煤法矿山压力与自然发火关系实验室模拟研究 |
| 4.1 相似模拟实验的原理及用途 |
| 4.1.1 相似模拟实验的原理 |
| 4.1.2 相似模拟实验的用途 |
| 4.2 错层位采煤法相似模拟实验 |
| 4.2.1 相似模拟实验煤、岩性质及模型制作 |
| 4.2.2 实验步骤与观测内容 |
| 4.2.3 实验过程及分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 错层位采煤法矿山压力与自然发火关系数值模拟研究 |
| 5.1 软件ANSYS~(R18.0)原理与应用 |
| 5.2 数值模型的建立 |
| 5.2.1 数值模拟的内容 |
| 5.2.2 数值模拟模型的建立 |
| 5.2.3 模型边界条件与计算参数 |
| 5.2.4 数值模拟计算过程 |
| 5.3 数值模拟结果分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 错层位负煤柱下采空区多场综合数值模拟研究 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 CFD模拟和场模拟原理 |
| 6.2.1 数值模拟 |
| 6.2.2 CFD模拟 |
| 6.2.3 场模拟 |
| 6.3 FLUENT软件概述 |
| 6.3.1 FLUENT软件模块和TECPLOT后处理软件 |
| 6.3.2 FLUENT在本文数值模拟中的应用 |
| 6.4 采空区气体渗流场、压力场及浓度场综合模拟 |
| 6.4.1 物理模型构建和边界条件设定 |
| 6.4.2 气体运动基本守恒方程组 |
| 6.4.3 方程组的离散及解算方法 |
| 6.4.4 采空区气体压力分布规律 |
| 6.4.5 采空区气体流场分布规律 |
| 6.4.6 采空区气体组分浓度分布规律 |
| 6.4.7 采空区遗煤氧化自燃带范围的确定 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 镇城底矿2#煤层错层位采煤法应用与现场实测 |
| 7.1 地理条件 |
| 7.2 错层位工作面巷道布置优化 |
| 7.2.1 提高回采率的经济效益方面 |
| 7.2.2 防治自然发火的安全效益方面 |
| 7.2.3 错层位防治自然发火在其他项目取得的效益方面 |
| 7.3 错层位负煤柱综放工作面矿压显现规律现场实测 |
| 7.3.1 监测目的及方案 |
| 7.3.2 测区液压支架监测结果数据分析 |
| 7.3.3 测区液压支架整体平均受力分析 |
| 7.4 错层位负煤柱采空区自然发火多参数现场观测 |
| 7.4.1 工作面概况 |
| 7.4.2 现场观测与数据采集 |
| 7.4.3 测点布置 |
| 7.4.4 测试数据 |
| 7.4.5 错层位采空区多参数数据分析 |
| 7.5 本章小结 |
| 8 主要研究结论、创新点与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 论文创新点 |
| 8.3 论文研究展望与不足 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（9）漳村矿2601工作面高抽巷层位确定研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 覆岩破坏规律研究现状 |
| 1.2.2 瓦斯运移规律研究现状 |
| 1.2.3 瓦斯抽采技术研究现状 |
| 1.2.4 高抽巷应用研究现状 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 2 2601工作面瓦斯涌出特征分析及治理方法研究 |
| 2.1 研究背景 |
| 2.1.1 地质构造 |
| 2.1.2 煤层基本情况 |
| 2.2 瓦斯基础参数测定 |
| 2.3 2601工作面瓦斯涌出构成 |
| 2.4 瓦斯涌出量计算及高抽巷布置必要性分析 |
| 2.4.1 瓦斯涌出量计算 |
| 2.4.2 漳村矿2601工作面瓦斯治理方法研究 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 高抽巷现场应用层位布置规律研究 |
| 3.1 已有高抽巷层位布置情况统计 |
| 3.2 高抽巷层位布置数据分析 |
| 3.2.1 统计数据特殊情况分析 |
| 3.2.2 不同矿区相同顶板岩性条件下高抽巷应用分析 |
| 3.2.3 相同矿区不同顶板岩性条件下高抽巷应用分析 |
| 3.3 层位布置比率选取优化 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 2601工作面覆岩裂隙带高度范围研究及高抽巷层位确定 |
| 4.1 覆岩“三带”高度经验公式计算 |
| 4.2 采动覆岩“三带”高度数值模拟研究 |
| 4.2.1 UDEC软件简介 |
| 4.2.2 数值模型建立 |
| 4.2.3 2601工作面采场“三带”模拟结果及分析 |
| 4.3 高抽巷布置层位确定 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 高抽巷布置层位现场验证及优化 |
| 5.1 2601工作面高抽巷布置层位验证方法 |
| 5.1.1 高位钻孔抽采验证法确定 |
| 5.1.2 高位钻孔抽采验证法原理 |
| 5.1.3 高位钻孔布置参数 |
| 5.2 高位钻孔抽采效果分析 |
| 5.3 2601工作面高抽巷布置层位验证及优化结果 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（10）高效开采综放面裂隙带抽采技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究目的及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 对采动覆岩结构破坏特征的研究 |
| 1.2.2 对采动裂隙带瓦斯渗透、扩散理论的研究 |
| 1.2.3 对抽采技术进行的研究 |
| 1.2.4 对综放开采的研究 |
| 1.3 本文研究目的及主要研究内容 |
| 1.3.1 研究目的 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 1.3.3 论文特色与创新 |
| 1.3.4 研究思路 |
| 2 综放开采特点 |
| 2.1 放顶煤开采技术原理 |
| 2.2 余吾煤业N2202工作面综放开采特点 |
| 2.2.1 N2202工作面概况 |
| 2.2.2 N2202工作面煤层地质情况 |
| 2.2.3 N2202工作面综放开采情况 |
| 2.2.4 N2202综放面通风系统 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 N2202综放面采空区“两带”动态发育特征的数值模拟 |
| 3.1 建模过程 |
| 3.1.1 建模规划 |
| 3.1.2 确定模型连续体划分原则 |
| 3.1.3 模型测量线与测量点的选择 |
| 3.1.4 模型边界设定 |
| 3.1.5 模型所需力学理论 |
| 3.2 综放开采采空区上覆岩层发育特征模拟 |
| 3.3 N2202综放面开采“两带”高度理论确定 |
| 3.3.1 垮落带高度的确定 |
| 3.3.2 裂隙带高度的确定 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 N2202综放面裂隙带抽采技术研究 |
| 4.1 水平分支井裂隙带抽采技术 |
| 4.1.1 技术总体目标 |
| 4.1.2 钻孔施工简介 |
| 4.1.3 钻井区地质概况 |
| 4.1.4 设计依据及基本参数 |
| 4.1.5 随工作面切入分支井距离抽采参数考察 |
| 4.1.6 1#井与 2#井抽采效果对比 |
| 4.1.7 总体抽采效果考察 |
| 4.2 千米钻机裂隙带抽采技术 |
| 4.2.1 技术背景及总体目标 |
| 4.2.2 钻孔施工简介 |
| 4.2.3 施工设计参数 |
| 4.2.4 抽采参数考察 |
| 4.2.5 回归统计分析 |
| 4.3 高位钻场裂隙带抽采技术 |
| 4.3.1 设计参数 |
| 4.3.2 抽采参数考察分析 |
| 4.4 低位裂隙孔抽采技术 |
| 4.4.1 施工设计参数 |
| 4.4.2 施工设计参数的优化 |
| 4.4.3 抽采效果考察 |
| 4.5 上隅角顶板插管抽采技术 |
| 4.5.1 上隅角插管设计参数的确定 |
| 4.5.2 上隅角插管抽采参数考察 |
| 4.5.3 上隅角插管抽采参数统计分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 N2202工作面裂隙带空间协同抽采及效果检验 |
| 5.1 裂隙带抽采方式协同 |
| 5.1.1 裂隙带抽采方式抽采量协同 |
| 5.1.2 五种抽采方式空间协同 |
| 5.2 五种采动裂隙带抽采钻孔协同抽采效果 |
| 5.2.1 抽采率对比分析 |
| 5.2.2 上隅角瓦斯浓度变化分析 |
| 5.2.3 工作面产量变化情况 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
四、综放开采顶煤瓦斯渗透性研究（论文参考文献）
- [1]我国煤炭开采与岩层控制技术发展40a及展望[J]. 康红普,徐刚,王彪谋,吴拥政,姜鹏飞,潘俊锋,任怀伟,张玉军,庞义辉. 采矿与岩层控制工程学报, 2019(02)
- [2]缓倾斜煤层群采动煤岩破坏及瓦斯运移规律研究[D]. 盛锴. 中国矿业大学(北京), 2019(04)
- [3]高压气体预裂爆轰作用致裂煤岩机理及应用研究[D]. 俞海玲. 山东科技大学, 2019(02)
- [4]急倾斜特厚煤层综放开采顶煤爆破弱化机理研究[D]. 刘飞. 中国矿业大学(北京), 2019(09)
- [5]五阳煤矿低透气性煤层瓦斯卸压抽采技术研究[D]. 王继林. 中国矿业大学(北京), 2019(10)
- [6]大采高采场顶板卸荷损伤演化及抽采优化应用[D]. 徐玉胜. 中国矿业大学(北京), 2019(08)
- [7]金川煤矿综放煤层分区弱化注水防冲技术研究[D]. 贾光明. 西安科技大学, 2018(01)
- [8]错层位巷道布置采空区矿山压力与自然发火关系研究[D]. 崔梓墨. 中国矿业大学(北京), 2018(12)
- [9]漳村矿2601工作面高抽巷层位确定研究[D]. 马巍. 辽宁工程技术大学, 2016(03)
- [10]高效开采综放面裂隙带抽采技术研究[D]. 刘林兵. 河南理工大学, 2015(11)