煤岩电信号影响因素分析

为研究煤岩电信号产生机理,以利用电信号预测煤岩动力灾害,选用煤、花岗岩、砂岩等不同性质煤岩体,利用建立的试验系统分析了煤岩温度、煤岩性质、煤岩摩擦、煤岩加载速度及煤岩载荷等因素对煤岩电信号的影响。结果表明:随温度升高过程中,煤岩电信号的变化规律可分为3个阶段;性质不同的煤岩体单轴压缩下产生的电信号幅值有明显差别;煤岩摩擦过程中能产生电信号;随加载速度增大,煤岩即将破裂时产生的电信号有增强趋势;电信号大小与载荷大小不成比例关系,但在即将破裂时产生的电信号最大。     

层状节理岩体模型冲击实验

为研究层状节理岩体在冲击荷载作用下的力学特性,实验采用水泥砂浆预制层状节理岩体模型,设计4个落锤高度对不同节理组数的岩体进行冲击加载。通过对冲击过程中载荷及加速时程信号的分析处理,得出节理岩体动态承载力与节理组数呈负相关性,压缩位移与冲击高度呈正相关性;当冲击荷载较小时,节理岩体动态压缩位移主要来自节理法向闭合,节理周边开始产生细微裂缝;随着冲击荷载的逐渐增大,裂缝逐渐沿节理面扩展贯通导致岩体破坏。     

煤岩体巷道壁面钻孔减震吸能性能研究

为了掌握瓦斯爆炸冲击载荷在煤岩巷道壁面钻孔下的传播衰减规律,揭示煤岩巷道壁面钻孔减震吸能机理,提高巷道系统的安全稳定性能,基于一维平面应力波理论和节理刚度模型分析了煤矿井下巷道围岩钻孔的减震吸能机理,解释了煤岩壁面钻孔的存在对应力波传递的减弱和阻隔作用。为了深入研究巷道壁面钻孔的减震吸能性能,利用ANSYS/LS- DYNA建立方形巷道模型,模型壁面设置有钻孔,针对巷道右壁面和顶板布置相应监测点,对瓦斯爆炸冲击载荷作用下巷道壁面钻孔的减震吸能性能进行了数值模拟。结果表明:由于介质的非连续性和不同介质之间特性存在差异,煤岩体巷道壁面钻孔有效消减了钻孔后煤岩体质点中波的强度及速度,具有一定的减震吸能作用。研究煤岩巷道壁面钻孔在冲击载荷作用下的减震吸能性能,为研究瓦斯爆炸冲击载荷对巷道系统安全性和稳定性提供依据。     

煤岩体巷道壁面钻孔减震吸能性能研究北大核心CSCD

为了掌握瓦斯爆炸冲击载荷在煤岩巷道壁面钻孔下的传播衰减规律,揭示煤岩巷道壁面钻孔减震吸能机理,提高巷道系统的安全稳定性能,基于一维平面应力波理论和节理刚度模型分析了煤矿井下巷道围岩钻孔的减震吸能机理,解释了煤岩壁面钻孔的存在对应力波传递的减弱和阻隔作用。为了深入研究巷道壁面钻孔的减震吸能性能,利用ANSYS/LS-DYNA建立方形巷道模型,模型壁面设置有钻孔,针对巷道右壁面和顶板布置相应监测点,对瓦斯爆炸冲击载荷作用下巷道壁面钻孔的减震吸能性能进行了数值模拟。结果表明:由于介质的非连续性和不同介质之间特性存在差异,煤岩体巷道壁面钻孔有效消减了钻孔后煤岩体质点中波的强度及速度,具有一定的减震吸能作用。研究煤岩巷道壁面钻孔在冲击载荷作用下的减震吸能性能,为研究瓦斯爆炸冲击载荷对巷道系统安全性和稳定性提供依据。     

复合煤岩受载破裂电磁辐射和红外辐射相关性试验

利用煤岩电磁辐射采集系统和红外测温仪,试验研究由顶板岩、煤层、底板岩组成的复合煤岩体受载破裂的电磁辐射信号及煤层内部的红外辐射温度。对复合煤岩体内部进行钻孔,利用红外测温仪研究试样内部红外辐射温度的演化特征,采用环形天线测量电磁辐射信号强度。结果表明:煤岩内部微观裂隙和宏观破裂均对电磁辐射及红外辐射信号产生明显影响,且其影响程度随载荷增强而逐渐增强;红外辐射主要来源于摩擦热效应与热弹效应,呈温阶跃式、突增型上升。两者呈现较强的相关性,决定系数均在0.8以上。     

冲击载荷作用下煤岩孔隙演化特征试验研究

为研究冲击载荷作用下煤岩的孔隙与裂隙演化特征,以贵州马场矿的突出煤岩为研究对象,利用分离式霍普金森压杆(SHPB)试验系统、核磁共振(NMR)试验系统和扫描电镜(SEM)试验系统对不同冲击载荷作用下的煤岩孔隙与裂隙的演化特征进行试验研究,分析煤岩在冲击载荷的作用下的孔隙、裂隙的演化规律与煤岩冲击对煤与瓦斯突出的影响。研究表明:随着冲击气压的增加,煤岩的微小孔峰值信号量与孔径占比先增大后减小,孔隙与裂隙的连通性增强,中大孔峰值孔径占比先减小后增大;马场矿煤样微小孔的孔喉分布占总孔喉的38. 85%～56. 14%,中大孔的孔喉分布占总孔喉的43. 86%～61. 15%;在冲击载荷作用下,煤体中孔隙与裂隙演化是以孔隙扩展、裂隙扩张与延伸和次生裂隙的产生等形式进行的,冲击载荷增强了孔隙与裂隙的连通性,瓦斯的吸附/解吸平衡被打破,瓦斯压力升高,煤体中产生了应力集中和能量积聚,使得煤与瓦斯突出发生的可能大大增加。     

基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究

厚煤层沿底布置巷道顶板维护难度较大,从爆破扰动影响顶板稳定性的角度对此进行了研究.在分析爆破应力波远区破坏效应的基础上,建立了沿底布置巷道顶板的剪切梁模型,依此研究了顶板煤、岩体的水平位移及应力分布规律,最后以某矿地质条件为原型利用Flac3D数值软件进行了模拟研究.研究发现:基于爆破应力波的远区破坏效应,沿底布置巷道的顶板煤层与上覆岩层的相对错动可以用剪切梁理论加以分析.基于此得到了厚煤层巷道顶板中煤层与岩层单调加载过程及循环加载条件下的位移及应力分布,单次爆破对顶板的影响有限,多次扰动的累积效应会对其产生一定程度的损伤.模拟中,随着装药量的增加,沿底布置巷道顶板煤、岩体的水平位移随之增加,且煤体的位移量大于岩体;持续扰动条件下,煤、岩体的水平位移均出现了累加效应,且随着动力扰动作用次数的增加,煤、岩体的相对错动逐渐增大,容易产生顶板离层垮落等动力灾害.研究成果对加强扰动作用下顶板的支护管理具有一定的理论与指导意义.     

冲击载荷作用下不同断面形状巷道稳定性数值仿真分析

为了研究动载荷作用下井巷的稳定性,基于波动冲击理论,利用FLAC~(3D)值模拟软件,对深井不同断面巷道在动载荷作用下的围岩位移场变化规律进行了数值仿真。结果表明:不同巷道断面形式对冲击荷载作用的响应程度存在显著差别,巷道顶板监测点的速度产生波动从大到小依次为矩形、直墙拱形和圆形断面巷道;巷道顶板均产生明显下沉,矩形断面巷道的下沉量最大,其次是直墙拱断面巷道,圆形断面巷道的下沉位移最小;对于巷道围岩垂直应力的分布范围,圆形断面巷道最小,矩形断面巷道最大,直墙拱断面巷道居中,并得到了现场监测结果验证。     

动力扰动诱发巷帮煤体冲击矿压机制研究

基于煤岩介质的动力扰动载荷理论,对动力扰动诱发深埋巷道帮部煤体冲击矿压机制进行了研究。利用FLAC3D软件数值模拟了深埋巷道围岩,尤其是帮部煤体对动力扰动的响应。结果表明,随扰动载荷增加,巷道围岩速度、应力和位移均产生了急剧变化,两帮煤体发生严重拉伸破坏,塑性分布区明显扩大。始终维持极限平衡状态的深埋巷道帮部煤体在动载反复扰动下容易产生超高应力集中,帮壁煤体发生破坏,形成应力转移,导致深部煤体由三向应力状态迅速转化为双向或单向应力状态。同时,动载产生的强烈振动改变了顶底板对煤层的约束条件,降低了摩擦阻力,诱发深埋巷道帮部煤体冲击矿压。根据现场统计,大安山矿+550 m西二褶曲轴10下槽回风顺槽动力扰动诱发的冲击矿压为35次,约占冲击显现总数的93.3%。     

考虑孔隙瓦斯劣化作用的煤岩损伤本构模型

矿井瓦斯是煤岩体赋存环境因素之一,同时也是影响煤岩力学性质的主要因素,研究基于煤岩损伤统计特征及Drucker-Prager破坏准则,分析得出了煤岩单轴压缩载荷作用下损伤演化本构模型,基于煤岩弹性波速相关理论建立了孔隙瓦斯对煤岩力学性能劣化损伤力学模型,并在此基础上得出了考虑孔隙瓦斯劣化作用的煤岩损伤本构模型;以原煤及型煤试样为研究对象,开展了不同孔隙瓦斯压力条件下煤岩单轴压缩破坏实验,基于实验研究结果对模型进行了验证。研究结果表明所建立的模型可以很好的反映孔隙瓦斯作用下煤岩单轴压缩载荷条件下的应力-应变关系。     

吸能让位防冲支护结构与围岩协同作用体系研究*

为防治冲击地压危害,减小人员伤亡与经济损失,采用数值计算方法建立吸能让位防冲液压支架与围岩协同作用体系模型,计算支架和围岩组合体系在静载和冲击载荷作用下的受力状态。结果表明:静载条件下,受煤层影响巷道右侧拱肩位置应力值与塑性应变相对最大,此处最易发生破坏;吸能装置在静载条件下没有发生压缩变形,表明吸能装置不会影响支架正常工作;竖向冲击荷载条件下,受煤层结构影响巷道右侧拱肩处等效塑性应变值增大相对比较明显,吸能防冲支架中间液压柱与右侧液压柱水平位移变化相对最明显;冲击地压发生过程中,支架与围岩间相互作用力变化较大,总体可分为振动段、平稳段、上升段、波动段4个阶段。     

不同推进速度下煤岩体采动力学行为响应特征与控制

为获得不同推进速度下煤岩体的采动力学行为特征,通过轴压和围压分别模拟不同推进速度下垂直应力、水平应力,采用增轴压降围压的方式模拟煤岩体的采动力学行为,同时采用数值模拟和工程实践相结合的方法对不同推进速度下煤岩体的采动力学行为进行研究。结果表明:在围压卸载速率相同的条件下,随着轴压加载速率（推进速度）的增加,煤体的峰值强度、轴向应变和横向应变呈增大趋势,在峰值阶段产生了较大的轴向应变和横向应变,呈现出一定的延性,破坏形式具有塑性特征;在轴向加载和围压卸载的综合作用下,煤体体积一直处于膨胀变形状态,围压的卸载加速了煤体损伤破坏的进程,煤体破坏时的峰值应力和体积扩容受控于围压卸载的程度,控制轴压加载速率和围压卸载程度可控制煤体破坏时的峰值应力和体积变形。生产实践中,应结合煤岩体的采动力学行为特征,确定合理的推进速度并加以控制,以保证回采巷道与采场围岩的稳定性。     

软弱煤岩体巷道围岩锚固力衰减特性研究

软弱煤岩体巷道围岩存在强度低、胶结程度差、遇水弱化等特点,正常树脂锚固时出现锚固力低、衰减速度快等问题,易造成巷道围岩严重变形破坏。利用自行研发的锚固孔底单翼倒楔形扩孔装置进行孔底扩孔锚固试验,分析了软弱煤岩体不同锚固状态下锚固力与位移的变化关系。试验结果表明:正常锚固和扩孔锚固状态下脱锚点发生前锚固力与位移曲线表现一致,脱锚点发生后正常锚固状态下残余锚固力瞬间衰减到几乎为0,而扩孔锚固状态下残余锚固力衰减程度较小,并出现残余锚固力大于脱锚力的情况;扩孔锚固状态下脱锚点处扩孔锚固的最大锚固力比正常锚固状态下平均提高2.8倍。软弱煤岩体锚固段发生脱锚界面为锚固剂与孔壁的交界面,脱锚后扩孔段锚固剂对倒楔形孔壁产生挤压破坏,从而提高了软弱煤岩体残余锚固力。试验结果为解决软弱煤岩体巷道锚网支护技术难题提供重要借鉴。     

冲击载荷下各向异性煤体渗透-应力敏感性试验研究*

为揭示冲击煤样渗透率的变化规律,通过立式分离式霍普金森（SHPB）冲击装置对不同层理方向煤样进行动态冲击,进而采用渗透仪对冲击后的煤样进行渗透率测试,分析不同冲击荷载下煤岩的渗透率及应力敏感性。结果表明:冲击煤样的渗透率远大于原煤样品,冲击载荷越大,渗透率越大;在相同的冲击载荷和气体压力下,平行于层理方向的煤样渗透率最大,其次是斜交45°层理方向的煤样渗透率,垂直于层理方向的煤样渗透率最小;渗透率受有效应力影响显著;在冲击荷载的作用下,垂直于层理方向煤样渗透率的变化率对孔隙压力更为敏感。     

液压支架安装运输车旋转机构动态特性分析

为进一步提高液压支架安装运输车旋转机构偏载工况下旋转调向的安全性,建立了旋转机构的数学模型,分析了齿轮接触力、旋转板与液压支架间摩擦阻力、主轴质心随旋转角的变化情况。以此为依据,改进了安装运输车旋转支撑结构,并进行了试验分析。结果表明:三种工况下,齿轮接触力始终波动,仅X向偏载时启动性能较好,Y向偏载对齿轮接触力影响较大,X、Y均偏载时齿轮运动不平衡,易出现啮合冲击;随着偏心距的增加,摩擦阻力激增明显,均值变大,液压支架和旋转板之间的相对滑动趋势越明显,X、Y向均偏载时会出现最大摩擦阻力超过最大允许的静摩擦力,旋转板和液压支架会发生瞬间滑动;随着偏心距的增大,主轴转速振动频率和幅度增大,偏载对主轴转动的稳定性具有很大影响;主轴质心在X、Y平面内的位移和Z向攒动均随着偏心距的增大而增大,且质心位置也随着偏载量的增加而变得越分散。     

深部大跨度硐室顶部卸压应力控制机理及数值模拟研究

深部大跨度硐室在高应力下常出现明显的围岩变形破坏,严重的会影响矿井的正常生产甚至引发事故。以新庄煤矿机头硐室受围压破坏变形为工程背景,分析机头硐室巷变形破坏的地质因素,提出采用顶部卸压法进行硐室维护的方案,并模拟卸压前后围岩应力及变形的变化。数值模拟结果表明顶部卸压后,硐室围岩应力重新分布,围岩应力下降和向深部转移;硐室顶底板围岩铅垂应力及两帮水平应力均减小,顶板围岩铅垂应力平均减少61.5%,底板浅部0-2 m区间内围岩铅垂应力接近0,水平应力平均减小75.4%。从模拟结果看,顶部卸压实施后有利于机头硐室的长期稳定。     

巨厚砾岩作用下底板冲击地压诱发机理及过程

以千秋煤矿21141工作面下巷冲击地压发生的地质和采掘情况为基础,建立煤层巷道底板冲击地压诱发机理模型。水平应力的大小是影响巷道底板岩层稳定性的最主要因素,并确定最大水平应力的计算方法。采场上覆巨厚砾岩层断裂所产生的动载扰动能使巷道底板水平应力瞬间积聚升高。数值模拟分析得出,随着动载应力和加载时间的增加,巷道底板变形量、变形速度和加速度都明显的大幅度增加;同时巷道围岩塑性区也逐渐扩大。研究表明采场上覆巨厚砾岩层断裂、垮落对煤层巷道所产生的动载扰动会诱发规模较大的冲击地压,巷道底板由于缺少有效支护会成为冲击破坏的突破口。     

考虑煤岩体成拱效应的工作面区段煤柱合理尺寸研究

为研究综采工作面面间煤柱留设宽度及加固范围,以陕西铜川玉华煤矿一采区为工程背景,首先建立采空区上覆岩土体自重荷载向煤柱传递的传力拱模型,通过求解传力拱模型,对采空区上覆岩土体荷载向煤柱的传递机理进行分析研究。再结合极限平衡理论与刚塑性理论,给出煤柱最小留设宽度与煤帮加固范围计算式。进一步对传力拱影响范围的各参数进行分析,结果表明:当开采宽度小于临界值,煤柱留设宽度随工作面埋深、工作面倾向长度增大而增大,随顶板材料黏聚力、内摩擦角的增大而减小;开采宽度超过临界值时,作用在煤柱上的荷载发生绕流现象。最后根据研究结果进行工程验证,巷道表面位移观测结果说明所设计的煤柱尺寸合理可靠。研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定具有参考意义。     

基于钻杆推力法结合钻杆位移预测围岩应力的研究

为准确预测矿井冲击地压的发生规律,基于钻杆推力法结合钻杆位移理论,建立钻杆力学模型,利用新型钻削设备,结合钻削采集测试试验。根据试验数据绘出在不同围压轴压下推力、位移随时间的变化曲线,对应力变化进行预测。根据建立动力学模型及公式推导进而得出预测冲击地压的规律,通过测试钻杆推力估算煤体应力的大小,进而预测冲击地压的危险性。研究结果为煤矿动力灾害预测预报提供一定的理论与实验基础。