深部顶板夹煤层巷道变形破坏分析及其控制

为了探究深部顶板夹煤层软岩巷道大变形破坏问题,以平煤六矿三水平戊二胶带运输巷为工程背景,开展夹煤层巷道围岩破坏分析及控制对策的研究。首先,构建原支护体系组合拱力学模型,推导出直墙半圆拱形巷道稳定判别式;其次,提出“锚网索-梁-注浆-组合砂浆锚索”联合返修控制对策,即沿戊8煤层顶板进行巷道扩刷,采用锚网索、梯子梁完成基本支护,对围岩进行深浅孔注浆加固、顶板及两帮关键部位布置组合砂浆锚索等加强支护,并通过数值模拟分析返修前后应力、位移场分布特征;最后,开展工业性试验,并监测矿压。结果表明:两帮及顶底板最大收敛量分别为93、112 mm,后期变形速率均低于1 mm/d,围岩变形得到有效控制,返修效果良好。

再生顶板煤自燃漏风裂隙控制机理

再生顶板煤自燃是矿井火灾常见类型之一,其顶板裂隙漏风是导致遗留煤炭氧化自燃的关键原因。现阶段,对于再生顶板的支护方式仅从“强帮固顶”的角度出发,针对裂隙漏风的控制研究尚不完善,尤其缺乏在应力集中导致漏风裂隙演化扩展方面的研究。基于此,针对山东鹿洼煤矿2304工作面回风巷再生顶板,以弹性力学理论、临界破坏准则及广义胡克定律为基础,分别推导了各种措施下的应力集中系数与再生顶板围岩特性参数的关系,并利用再生顶板现场情况结合压溃实验与分形维数,阐明了各种措施下的再生顶板应力集中控制情况与裂隙演化规律研究。结果表明:岩石弹性模量对再生顶板的应力集中影响最为显著,且根据现场工况计算得出,使用锚杆支护时,最大应力集中系数为2.341,水泥浆胶结支护时,最大应力集中系数为1.563,纳米浆泡材料胶结支护时,最大应力集中系数为1.393;此外,利用压溃实验发现水泥材料胶结体的裂隙主要从中心向四周扩散,其横向纵向的裂隙数量均会持续增加,并逐渐贯通,而纳米浆泡材料仅会在原有裂隙基础上继续演化发育,当单轴压力超过8 MPa后,纳米浆泡材料胶结体的裂隙基本不再发育;分形维数计算结果表明,当压力小于5 MPa时,纳米浆泡材料的多孔结构会使分形维数大于水泥材料胶结体;当压力大于5 MPa时,尤其是超过抗压强度后,纳米浆泡材料胶结体的分形维数小于水泥浆胶结体,故裂隙扩展演化速率更加缓慢,有利于阻止再生顶板的裂隙漏风。

我国瓦斯隧道施工技术进展及主要问题探讨

基于网络数据资料、期刊论著文献与现场施工资料,全面总结我国瓦斯隧道施工技术的进展与不足。结果表明:1)我国瓦斯隧道具有瓦斯工区里程长、瓦斯等级高、多分布于中西部地区等特征;2)瓦斯隧道施工灾害主要为瓦斯燃烧、瓦斯爆炸、瓦斯突出、瓦斯中毒窒息等事故,年事故发生数量总体呈下降趋势;3)我国瓦斯隧道设计施工规范近20年来得到了较为全面的完善,已颁布了铁路与公路行业标准、贵川渝等地方标准;4)隧道瓦斯工区安全施工主要依赖于超前探测、瓦斯监测、安全通风与揭煤防突等关键技术,在工程实践中各技术的关键施工参数得到了优化完善;5)绝对瓦斯涌出量测定方法与瓦斯工区等级动态调整机制是目前瓦斯隧道施工存在的主要问题,对瓦斯隧道的施工安全与成本控制影响巨大。建议根据隧道施工特征进一步开展隧道瓦斯防治专题研究,完善瓦斯隧道设计施工规范,为我国瓦斯隧道的安全高效施工提供理论与技术支撑。

高含量低透性近水平煤层控制性水力割缝技术

基于高压水射流割缝的技术原理和特点,针对云南省朱家湾煤矿煤层“硬度系数大、瓦斯含量高、低透气、抽放时间紧”的特点,结合矿井目前的实际采掘部署和生产情况,提出工作面“钻割一体化”的瓦斯治理增透措施,并在矿区内已经施工抽采钻孔的工作面开展试验研究.通过现场研究表明:采用“钻割一体化”增透技术,能有效提高煤层裂隙发育程度,改变和降低煤层原始应力和瓦斯含量,增大煤层瓦斯流动空间,成功消除煤层的突出危险性.试验数据显示,煤层在水力割缝后单孔瓦斯抽采量增加到原来的3.7倍,工作面抽采达标时间缩短一半,成功缓解了矿井采掘接替紧张的局面.该试验的成功,为本矿井及类似矿井的瓦斯治理提供依据和经验.

湖南煤矿瓦斯抽采存在问题及对策探讨

分析了湖南省煤矿瓦斯地质特征、瓦斯灾害情况及抽采现状,指出了造成湖南省煤矿瓦斯抽采效果不佳的客观原因和主观原因,针对存在的问题,结合省内外先进技术和成功经验,提出相应对策与建议,供省内煤矿瓦斯防治工作者和监管监察者参考.

煤矿井下气水喷雾雾化特性实验研究

为了分析煤矿井下气水喷雾雾化特性,基于自行设计的气水喷雾实验平台,采用电磁流量计、空气质量流量计及马尔文实时高速喷雾粒度分析仪对空气雾化喷嘴流量特性、雾化粒度的空间分布规律及影响因素开展了实验研究。结果表明:随着供水压力的增加,喷嘴耗气量以指数形式不断递减,而耗水量以指数形式递增;喷嘴耗气量随供气压力以指数形式递增,而喷嘴耗水量基本呈现线性递减趋势。雾滴粒径沿喷嘴轴线方向不断增大;距离喷嘴较近的纵断面上,雾滴粒径沿径向不断增大,并呈现不对称分布;位于雾流中部的纵断面上,轴线附近区域雾滴粒径沿径向不断增大,而雾流外部区域雾滴粒径呈现沿重力方向增大的趋势;在靠近雾流末端衰减区内,雾滴粒径沿重力方向不断增大。供气压力一定时,雾滴粒径随着供水压力的增加呈现先增大后减小的变化规律,且供气压力越大所对应的拐点水压越高;随着供气压力的增加,雾滴粒径不断减小,且减小幅度随供气压力增加而有所下降。

软弱再生顶板巷道围岩失稳机理及其控制原理与技术

针对软弱再生顶板巷道围岩大变形问题,结合现场调研、室内试验、理论分析等手段研究了软弱再生顶板围岩失稳机理,并提出了针对该类围岩的控制原理、支护原则和支护技术。研究表明:软弱再生顶板具有自稳平衡拱结构,但极其不稳定。在扰动作用下快速松散、破碎,表现出局部到整体的连锁失稳特征。基于再生顶板围岩条件提出再生顶板“抛物线-半双曲线”扩展力学模型,即再生顶板平衡拱边界在纵向上以“抛物线”形式向上扩展,横向上以“半双曲线”形式延伸。巷道底臌使得两帮整体下沉或两帮肩角处破坏造成再生顶板自稳平衡拱结构不断地向围岩深部转移。根据该模型计算发现,此时棚架上的载荷增加更快。再生顶板松散范围的非线性增加使得棚架上的荷载急剧增加,围岩变形量增大,最终导致巷道整体失稳。因此,提出了“护底→固帮→控顶”的软弱再生顶板围岩控制基本原理。结合州景煤矿再生顶板巷道实际情况,通过疏干排水防止底臌、改善棚架结构加强帮、顶支撑,形成了“强化整体约束、优化棚架结构和架间协同控制”的支护原则,具体形成了“双层金属网+预支撑囧型棚架+可缩性纵向连接器”的组合支护技术,经工程试验表明该支护技术可有效控制软弱再生顶板巷道围岩初期的稳定,后期回采时建议采用“三支一体”支护体系进行加强支护,控制再生顶板围岩回采期间的稳定。

翟镇煤矿智慧矿山生产模式研究与实践

针对翟镇煤矿井下综采装备落后、生产效率低、矿井运行体系复杂的问题,提出了智慧矿山生产模式,围绕煤矿八大系统,建立了智慧生产系统评价模型,分析了智慧矿山建设中八大系统的权重.在翟镇煤矿研究应用了采煤工作面无人化开采智能集控技术、掘进工作面智能化自动控制技术、矿井运输系统无人化巡检及自动控制技术、矿井生产保障系统自动化控制技术、基于数据融合的安全检测智能控制技术及智慧矿山综合信息平台与手机APP软件等,形成了智慧生产系统关键技术体系.实践证明,翟镇煤矿智慧矿山建设后,采煤效率提高了35%,掘进效率提高了30%,辅助系统高度智能、安全监控系统更加可靠,单班下井人数减少了115人,实现了煤矿生产的少人化和自动化,为我国智慧矿山建设提供了理论与技术借鉴.

深井薄煤层保护层坚硬顶板破断机理及控制技术

针对坚硬顶板薄煤层保护层工作面开采后上覆岩层破断机理及控制问题,以九龙矿15445野青灰岩工作面为研究对象,通过现场调研、理论分析、相似模拟和数值模拟试验,分析该煤层顶板结构以及顶板沉降运移规律,并对顶板岩层破断机制和开采中应力变化进行了研究。研究结果表明:15445保护层工作面开采后覆岩垮落带和裂隙带最大发育高度分别为25.67 m和32.24 m;采空区侧及上覆被保护煤层下部存在细微裂隙发育;设计的预裂爆破炮眼可对野青灰岩顶板实施定向切顶卸压,工作面每推进10 m即停产实施顶板预裂爆破,并优化保护层顶板控制距离,可使支架压力减少10~75 MPa,卸压效果显著,说明保护层开采时覆岩垮落带和裂隙带的发育高度判断是正确的,坚硬顶板控顶距过长辨识是合理的。

软弱破碎顶板巷道围岩变形机理及控制技术

针对软弱破碎顶板巷道支护困难的问题,通过现场调查和钻孔探测发现软弱破碎顶板巷道围岩具有自稳平衡拱结构,但极不稳定,在扰动作用下表现为局部到整体的连锁失稳特征。现场取样进行试验,发现顶板破碎岩块强度低,帮部煤块裂隙发育、底板泥岩软弱是造成巷道全断面变形失稳的主要原因。原支护棚架架型不合理、接顶效果差、支护缺乏整体性以及支护系统不能协调变形是导致巷道失稳的直接原因。进一步试验表明,该巷道的软弱破碎岩样在侧限约束条件下压实后具有较高的承载能力,在无侧限约束条件下则难以自稳。掺入一定水泥进行胶结后形成的弱胶结岩体,其稳定性和承载能力有明显提高。结合普氏自然平衡拱理论和"类双曲线"模型,构建了软弱破碎顶板巷道围岩"抛物线-半双曲线"破碎边界扩张模型,发现软弱破碎顶板载荷呈指数形式增长,当帮部煤体不稳定时顶板载荷急剧增加,而底鼓是造成帮部失稳的重要因素。因此,提出了强力控制软弱破碎顶板,强化约束帮部煤体,加强隔水预防巷道底鼓的控制原理和"控顶先固帮,固帮先护底"的支护原则。针对州景煤矿5305工作面的实际情况提出了"双层金属网+喷射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩性纵向连接器"的组合控制技术,经初步的现场工程实践,取得了较好的支护效果。

再生顶板破碎岩石胶结体力学特性实验

本文以州景矿破碎巷道围岩为例,通过室内试验研究破碎岩石在胶结后的强度特性,利用RMT-150岩石力学实验系统对试件进行单轴压缩试验,并分析其影响因素,制作了破碎岩石重组水泥胶结试件。结果表明:胶结对破碎岩石的结构和强度特性具有显著影响,胶结后的破碎岩石抗压强度显著提高,被胶结的块体强度和破碎程度是影响胶结体强度的主要因素;被胶结的块体单粒径、粒径级配对胶结体强度有明显的影响,抗压强度随岩块粒径大小的变化而变化。通过对不同条件下破碎岩石的胶结体强度影响因素进行分析,为州景矿再生顶板支护研究提供参考依据。

基于FLAC^(3D)的分层开采再生顶板裂隙控制效果分析

为了解决顶板裂隙漏风诱发的顶煤甚至采空区遗煤自燃问题,基于州景煤矿再生顶板现场实况,应用FLAC^(3D)软件对比研究有无灌注纳米浆泡材料处理的再生顶板应力、位移以及孔隙率变化。结果表明:在不采取任何控制措施的情况下,巷道顶板位移大,极有可能会发生顶板垮塌事故且应力在两帮集中,两帮位移大,巷道断面收缩率极大;若使用纳米浆泡材料胶结再生的顶板,可以使巷道顶板产生不明显的位移,仅有稍微的下沉,虽然两帮仍有应力集中的区域,但两帮位移极小,巷道基本未发生收缩;依据顶板蠕变与孔隙率之间的关系进行理论推导发现,使用纳米浆泡材料注浆胶结的再生顶板其孔隙率变化幅度小,孔隙演化不显著,有利于提高顶板强度并解决再生顶板裂隙漏风问题,进而避免漏风导致顶煤甚至采空区遗煤自燃。

煤矿生产物流存在的问题与对策分析

本文分析煤矿生产物流存在的问题,探讨煤矿生产物流的特点,建立煤矿生产物流仿真模型,通过仿真模型分析煤矿生产物流过程中物流不畅的原因,提出优化改善方案,以提高煤矿物流的通畅度、减少煤矿企业生产物流成本。

基于数值仿真的煤层瓦斯钻孔参数优化

为提高煤层顺层钻孔瓦斯抽采效率及经济效益,以湖南某矿3#煤层为原型,建立煤层顺层钻孔瓦斯抽采物理模型.采用COMSOL软件进行不同工况参数组合下的煤层顺层钻孔瓦斯抽采仿真研究,并结合该矿现场实际情况优化钻孔参数.结果表明:抽采负压对煤层瓦斯压力影响极小,对瓦斯抽采量影响明显;在同一抽采负压下,钻孔直径对煤层瓦斯压力有影响;在该矿3#煤层顺层钻孔瓦斯抽采中,抽采负压为18 kPa、钻孔直径为94 mm时可以达到理想的抽采效果及较好的经济效益.

应力波斜入射下砂岩层裂破坏的试验研究

在地下工程结构中,爆破或地震等产生的动载荷会以任意方向作用于围岩,容易导致其发生层裂破坏。为了研究应力波斜入射对砂岩试样层裂破坏特性的影响,利用50 mm杆径的霍普金森压杆装置开展了应力波在0°、30°、45°和60°入射下砂岩试样的层裂试验,并利用高速摄影仪记录试样的层裂破坏过程。试验结果表明,试样初始层裂长度和层裂强度受应力波入射角度影响显著。在相同冲击气压下,试样初始层裂长度随着应力波入射角度的增大而增大;而试样层裂强度随着应力波入射角度的减小而增大。此外,采用离散元代码(particle flow code, PFC)对本次试验进行了数值模拟,模拟结果与试验结果较为吻合。在模拟中,进一步研究了冲击速度对应力波斜入射下砂岩层裂破坏的影响,在较高冲击速度下,应力波垂直入射造成的层裂裂纹数量与较低冲击速度下变化程度不大,而应力波在斜入射下造成的层裂裂纹数量显著增多,且损伤较为明显。

煤泥基充填材料流动性与强度特性试验研究

为研究煤泥基充填材料的流动与强度特性,运用正交试验设计了以煤泥、高水、水泥、粉煤灰为组合的胶结充填材料,采用极差、方差分析及多元回归分析等方法,研究了煤泥水百分浓度(A)、高水添加比例(B)、水泥添加比例(C)、粉煤灰添加比例(D)等4个关键因素对充填材料的初凝时间、扩散度及抗压强度、抗剪强度的影响机制。试验结果表明:①煤泥基充填材料的初凝时间为52~67 min,扩散度为42.0~76.5 cm,抗压强度为0.076~0.247 MPa,抗剪强度为0.033~0.139 MPa。对于初凝时间,影响显著性有B>C>A>D;对于扩散度,有A>D>B>C;对于抗压强度,有D>C>A>B;对于抗剪强度,有C>D>A>B。②拟合出了A、B、C、D与流动性指标及强度指标的数学关系式,初凝时间与A、B成二次函数关系、与C、D均呈指数关系;扩散度与A、B、C均呈指数关系,与D呈三角函数关系;抗压强度与A、D均呈指数关系,与B、C呈二次多项式关系;抗剪强度与A、B呈二次多项式关系、与C、D均呈指数关系;在A、B、C、D等4个因素与4个参数独立拟合方程的基础上,建立4因素共同影响下煤泥基充填材料流动性及强度特性参数预计模型,并进行了验证。

基于DIC及CPG技术的热冷循环后花岗岩Ⅰ型断裂特性

深部储层岩石的热力学特性,尤其是循环热冷作用下损伤破坏特性,对于增强型地热系统井壁稳定性分析及地热开采效率评估具有重要意义。针对中心直裂纹半圆盘(NSCB)花岗岩试样,首先进行不同热冷循环处理(加热温度400℃,最高循环次数13次),然后开展3点弯Ⅰ型断裂韧度特性试验。基于裂纹扩展计(CPG)和数字图像相关(DIC)测试技术,研究了热冷循环作用下花岗岩Ⅰ型断裂韧度、断裂过程区(FPZ)、裂纹扩展速率及断裂轮廓特征的影响规律。试验结果表明:当热冷循环次数达到10次以上,花岗岩试样脆性明显减弱,而峰前软化特性和峰后延性增强;花岗岩的断裂过程区由裂缝尖端开始逐步孕育,断裂过程区长度随荷载增大呈先增大后减小的趋势,Ⅰ型断裂韧度、最大断裂过程区长度及裂纹平均扩展速度随热冷循环次数增大而指数减小,Ⅰ型断裂面随热冷循环次数增大越来越不平整。最后,基于X-ray衍射(XRD)和扫描电镜(SEM)等微观测试技术,研究了热冷循环作用对花岗岩矿物成分及微观结构的影响规律,结果表明花岗岩4种矿物成分的峰值衍射强度及矿物质量分数均随热冷循环次数增大而降低,而微裂纹大小及数量随热冷循环次数增大而增大。热冷循环作用下花岗岩的损伤劣化机理包含了多次高温热损伤、水冷冲击及水弱化等3方面的联合作用结果。

基于拓扑图论的煤岩裂隙网络分形渗透率模型

错综复杂的裂隙网络为煤层气渗流提供了主要通道,其结构特征显著影响着煤层气产能。针对现有煤层气渗流模型未考虑裂隙网络连通性这一不足,基于拓扑图论分析了煤岩裂隙网络的连通性,推导了裂隙分支长度的幂律关系表达式。结合分形几何,在经典立方定律的基础上构建了考虑裂隙网络结构特征的渗透率模型,模型表明裂隙网络渗透率是分形维数、裂隙率、迂曲度分形维数、比例系数、连通性、最大裂隙分支长度、方位角、倾角以及特征长度的函数。开展了真三轴应力条件下煤岩裂隙网络渗流试验,分析了真三轴应力条件下煤岩裂隙网络渗透率演化规律;试验结果表明:随着主应力σ_(1)、σ_(2)和σ_(3)的升高,煤岩中的裂隙逐渐被压缩,气体的渗流通道变窄,裂隙网络渗透率随着主应力σ_(1)、σ_(2)和σ_(3)的升高均呈现出了负指数降低的趋势。从试验规律和结果出发,将构建的煤岩裂隙网络分形渗透率模型和S&D模型(Shi-Durucan)相结合,建立了真三轴应力条件下煤岩裂隙网络渗透率计算模型,并通过试验数据验证了模型的有效性,获得的渗透率变化趋势与加载3个主应力的过程相吻合,能够体现出三向应力的变化对渗透率的影响趋势,相比S&D模型更能反映煤岩裂隙网络渗透率的各向异性特征。

高水材料充填沿空留巷应力控制与围岩强化机理及应用

高水材料被广泛应用于不同条件下的薄及中厚煤层沿空留巷、部分条件较好的厚煤层沿空留巷,形成了丰富的高水材料充填沿空留巷围岩控制实践。基于高水材料充填沿空留巷理论研究和现场实践,以应力控制与围岩强化为主线,分析了充填留巷围岩在巷道掘进、工作面超前采动影响、留巷围岩调整稳定和邻近工作面复用4个阶段的应力与变形特征,提出了“基本顶二次破断”的覆岩顶板运动特征。以青龙同昌煤矿15102工作面沿空留巷为背景,数值模拟研究了留巷过程中围岩应力和塑性区分布特征,揭示了充填留巷覆岩基本顶的旋转下沉是留巷巷道所受外力的主要来源;在此基础上,提出了充填留巷围岩控制的关键区域,根据高水材料固结体的较强塑性变形特性,提出了高水材料充填沿空留巷围岩分时分区强化机理,确定了合理的高水材料充填体支护阻力计算式、留巷顶板离层计算式和实体煤帮的支护强度计算式,给出了高水材料充填沿空留巷围岩控制关键参数设计方法,关键参数包括充填体支护阻力(充填体宽度和强度)、顶板支护强度(巷内支护和临时支护)、实体煤帮支护强度。介绍了山西高平青龙同昌煤业15号煤层和赵庄煤业9号煤层高水充填沿空留巷围岩控制2个应用实例,留巷围岩变形控制效果良好。最后,提出了高水充填沿空留巷围岩控制技术的发展方向。

高流态封孔注浆材料力学性能及水化机制

为提高深部矿井煤层气抽采效率,针对目前常见的封孔注浆材料存在的高分子封孔材料价格昂贵易燃、普通水泥材料渗透性差、粉煤灰等膏体材料强度不足等问题,采用超细水泥为基料研发一种高流态封孔注浆材料。通过对高流态封孔注浆材料开展力学性能试验研究、结合扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)等一系列试验的结果,揭示新型高流态封孔注浆材料水化机制。结果表明:高流态封孔注浆材料在水化初期就生成大量的水化硅酸钙(C-S-H)凝胶和钙矾石(AFt)晶体;随着水化反应的持续,水化产物的凝胶粒子充填材料中的孔隙。与普通水泥封孔注浆材料相比,材料的水化反应更迅速、更充分、整体结构致密,比普通水泥封孔注浆材料抗压强度提高3.68%,更有利于保持瓦斯抽采钻孔的稳定性,提高瓦斯抽采效率。