煤岩冲击倾向性研究

 基于大量试验数据,系统分析煤岩冲击倾向性各种指标的相关数据,并针对现有行业标准中关于煤岩冲击倾向性评价存在的问题,提出将煤的单轴抗压强度作为评价煤层冲击倾向性的新指标,并给出判据;对原煤矿顶板岩层冲击倾向性指标的适用性进行分析,并指出不足,提出并推导出新的基于简支梁模型的顶板岩层冲击倾向性计算公式及其界定指标;分析脆性系数、含水率等与冲击倾向性之间的相关性。研究结果表明,煤的单轴抗压强度可以作为煤层冲击倾向性评价指标;依据简支梁模型确定的弯曲能量指数的计算公式,其计算结果与现场实际情况相吻合。     

组合煤岩冲击倾向性演化及声电效应的试验研究

在采掘工作面及巷道中,顶板、煤层、底板共同组成一个力学平衡系统,当这个系统受到采动的影响时,就有可能诱发煤岩体所积聚的弹性能通过弱面结构突然释放,形成冲击矿压灾害。因此,研究不同组合类型的顶板–煤样–底板组合试样的冲击倾向性演化及声电效应规律对于监测、预警冲击矿压灾害及强度弱化治理起到非常重要的指导作用。通过大量组合煤岩试样的冲击倾向性及声电效应的试验研究发现,随着煤样强度、顶板岩样强度及其厚度的增加,组合试样的冲击倾向性随之增强,且电磁辐射与声发射信号强度随着组合试样的强度、顶板岩样的高度比例以及冲击能指数的增加而增强。同时发现试样冲击破坏前,声电信号的强度达到极值,冲击破坏之后,信号强度均产生突降。上述研究成果对于指导现场冲击矿压灾害强度的弱化控制以及卸压解危效果的检验具有重要的意义。     

冲击倾向性煤体破坏过程声热效应的试验研究

介绍自行设计的多系统、同步监测试验机构，并对冲击倾向性煤体分别进行单向加载和循环加载破坏试验。利用系统所具有的红外热像、声发射、应变等监测方式，分析两种加载条件下，冲击倾向性煤体破坏过程的声、热效应及破坏前的异常信息特征。对比研究不同监测方式下，冲击倾向性煤体中同一破坏事件的响应速度以及各自响应的灵敏度；获得冲击倾向性煤体的固有物理力学特性，并发现强冲击倾向性和非冲击倾向性煤体单轴压缩时的最终破坏前兆点分别为0．9和0．7个荷载强度比，也说明强冲击倾向性煤体的失稳破坏更突然、更难于预测。     

应用煤岩组合模型方法评价煤岩冲击倾向性探证

在大量实验室试验的基础上，总结、分析了煤岩组合模型的冲击倾向性，并与单一煤模型的冲击倾向性进行了对比分析。研究结果表明，采用煤岩组合模型测得的冲击倾向性指标均高于单一煤模型；同时考虑到实际煤岩层结构特点与覆存特性，建议采用组合模型来评价煤岩冲击倾向性。     

饱水时间对千秋煤矿2#煤层冲击倾向性指标的影响

 为分析饱水时间对煤体的力学性质与冲击倾向性指标的影响,对千秋煤矿2#煤层自然和饱水7～28 d处理后煤样,在RMT–150B岩石力学试验系统进行冲击倾向性指标测定。结果表明：在自然与饱水状态下,煤样的抗压强度与弹性模量、峰前积蓄能量和冲击能量指数均成正相关。饱水煤样的抗压强度、弹性模量、冲击能量指数以及峰前积蓄能量均有不同程度降低。饱水7～10 d后煤的力学性质和冲击倾向性指标变化显著,而后有所减缓。在自然含水状态下,2#煤层属于中等冲击类(II类),饱水7～28 d后2#煤层的冲击倾向性指标有较大降低,由中等冲击类变为弱冲击类(弱II类);建议千秋煤矿采煤工作面注水超前时间7～10 d,超前距离约30 m为宜。     

组合煤岩冲击破坏电磁辐射规律研究

大量理论研究和物理试验已经证实煤岩变形破裂过程中会产生宽频带的电磁辐射信号,因此研究坚硬顶板–煤体–底板所构成的组合煤岩变形破裂电磁辐射规律对于预测预报煤岩动力灾害具有重要的意义。采用MTS815伺服加载以及Disp–24声电测试系统对组合煤岩变形破裂所产生的电磁辐射及声发射信号进行了测定,试验结果表明,试样在发生冲击破坏前,电磁辐射强度呈小幅度上升的波动趋势,且冲击破坏前兆会产生突变;而声发射信号计数率在试样冲击破坏时将急剧增加并达到最大值,随后产生突降。电磁辐射与声发射信号峰值位置出现的时间并不同步,电磁辐射信号的最大值出现在试样变形破坏的峰后阶段,而声发射信号的最大值位置则出现在试样的峰值强度处。电磁辐射信号出现峰值时声发射相对较弱,且声发射信号出现峰值时其电磁辐射强度也相对较弱。依此规律,可以对冲击矿压的危险性进行正确地评价和预测预报。     

煤层冲击倾向性与含水率关系的试验研究

 利用试验分析方法, 系统测定了煤层冲击倾向性与煤层含水率、煤层含水率与煤层孔隙度之间的关系。试验研究表明, 煤层冲击倾向性与煤层含水率成反比关系, 并在原始含水率状态对含水率的升高最为敏感, 煤层饱和含水率与煤层孔隙度成正比关系。结果可为用注水法防治冲击矿压提供可靠的定量依据。     

饱水时间对千秋煤矿2~#煤层冲击倾向性指标的影响

为分析饱水时间对煤体的力学性质与冲击倾向性指标的影响,对千秋煤矿2#煤层自然和饱水7~28 d处理后煤样,在RMT–150B岩石力学试验系统进行冲击倾向性指标测定。结果表明:在自然与饱水状态下,煤样的抗压强度与弹性模量、峰前积蓄能量和冲击能量指数均成正相关。饱水煤样的抗压强度、弹性模量、冲击能量指数以及峰前积蓄能量均有不同程度降低。饱水7~10 d后煤的力学性质和冲击倾向性指标变化显著,而后有所减缓。在自然含水状态下,2#煤层属于中等冲击类(II类),饱水7~28 d后2#煤层的冲击倾向性指标有较大降低,由中等冲击类变为弱冲击类(弱II类);建议千秋煤矿采煤工作面注水超前时间7~10 d,超前距离约30 m为宜。     

城郊矿煤样冲击倾向性指数的试验研究

利用 RMT-150B 伺服试验机对城郊矿煤样进行冲击倾向性试验,试验结果表明：测定冲击倾向性指数时煤样峰后变形特征与加载控制方式相关,测定动态破坏时间采用应力控制方式,冲击能量指数则采用应变控制方式;煤样的抗压强度与弹性模量、冲击能量指数、弹性能量指数和剩余能量指数呈正相关,而与动态破坏时间呈负相关,表明煤样抗压强度越高时发生冲击地压的危险程度越大;煤样的冲击能量指数与弹性能量指数,弹性能量指数与剩余能量指数均具有良好的正相关性;动态破坏时间与冲击能量指数具有呈良好负相关;剩余能量指标和弹性模量能否作为评判煤层冲击性等级划分有待进一步研究;城郊矿二2煤层煤样的动态破坏时间为306 ms、弹性能量指数为5.91、冲击能量指数为2.48、单轴抗压强度为8.86 MPa,依据规程模糊综合法评判二2煤层属于弱冲击类。     

真三轴加卸载条件下组合煤岩冲击破坏特征研究

采用真三轴试验系统对煤岩组合体开展加卸载实验,探究不同煤厚比例组合体的力学行为响应特征,分析煤厚比例对组合体冲击破坏特征的影响规律。结果表明:(1)随着煤厚比例的增加,试样形成较多的X型共轭剪切裂纹,强度呈现出明显的下降趋势,下降梯度逐渐减小,冲击破坏特征逐渐明显;(2)试样变形主要发生在初始应力加载阶段及垂向应力再加载阶段,最大主应变是试样变形的最主要构成部分;(3)不同煤厚比例试样的全应力–应变曲线特征相似,随着煤厚比例的增加,试样的塑性变形逐渐增加。根据实验结果分析,在开采及地质条件相似情况下,底板冲击趋势随底煤厚度的增加而增加,增加梯度逐渐降低;当底煤厚度增加到一定程度时,底煤厚度的再增加对底板冲击无明显叠加影响。研究成果可为深入认识底板冲击地压发生机制及建设防控技术中试平台并开展工程仿真研究提供参考。     

深部矿区煤岩体强度测试与分析

 基于钻孔触探法原理,开发出小孔径井下煤岩体强度测定装置。在实验室对34个煤岩样品进行试验：在煤岩块上钻取标准试件,测量单轴抗压强度;在留下的钻孔中,用煤岩体强度测定装置测定探针临界载荷,分析探针破坏钻孔壁煤岩的形态;然后确定煤岩块单轴抗压强度与探针临界载荷的关系。试验表明,探针破坏钻孔壁煤岩的形状、深度及范围与煤岩性质密切相关。煤岩体强度越高,破坏范围、侵入深度越小,破坏形状越规则。结合井下实测数据,回归得出描述探针临界载荷与煤岩体单轴抗压强度关系的公式。同时,分析临界载荷的离散性及控制措施,讨论结构面对煤岩体强度的影响及测试分析方法,并在典型的深部矿区——新汶矿区进行井下原位测试。新汶矿区巷道顶板不同岩性的岩层强度相差很大,不同矿井的岩层强度也存在明显差别。煤层强度由于煤帮出现破碎区、煤层性质不均匀、煤层结构面分布不均匀等原因变化较大,出现明显的波动。基于井下煤岩体强度实测数据的巷道支护设计,符合井下环境中的煤岩体条件,设计的合理性与可靠性显著提高,巷道围岩稳定性与支护状况得到明显改善。最后分析钻孔触探法存在的问题,并提出改进建议。     

煤矿深部岩巷围岩稳定与支护对策

在淮南矿区深部岩石巷道地应力场和支护研究的基础上,提出了煤矿深部岩巷围岩稳定受高地应力、高渗透压力和温度梯度影响的支护对策。试验和理论分析表明,采用与围岩内部潜在滑移面呈±22.5°布锚方法,运用具高初锚力的超高强锚杆支护,辅助以注浆固结、能量释放等措施可有效控制围岩稳定。     

深部巷道围岩分区破裂化现象现场监测研究

 随着矿产资源的开发,深部巷道围岩中出现了破裂区和完整区相间的分区破裂化现象,这是一种新发现的特殊工程地质现象,引起了国内外岩石力学界的关注,但相关研究还不深入。为在现场监测深部巷道围岩的分区破裂化现象,在淮南矿区近千米深井半径不同的巷道选择了4个监测断面,每个断面布置了3～5个钻孔,采用矿井钻孔电视成像仪对巷道断面围岩不同钻孔内的破裂情况进行了监测,监测到了围岩内的分区破裂化现象,并给出了4个断面围岩的分区破裂分布图。通过分析巷道所在岩层、地质资料及钻孔内裂隙的形状,说明裂隙是由巷道开挖引起的。监测结果表明,3个大断面巷道围岩内的相同破裂分区的半径和厚度相差不大,小断面巷道围岩内的破裂分区与大断面相似,只是相同各破裂分区的半径和厚度相应减小,表明各破裂分区的半径是巷道半径r的关系式为 (i = 1,2,3,4)。4个监测断面围岩内均产生了4个破裂分区,第1个破裂分区厚度与巷道半径相当,破裂程度最严重,第2个破裂分区其后各破裂分区厚度和破裂程度均依次减小。研究结果对于认识深部巷道围岩的破裂模式及其稳定性支护具有重要意义。     

煤矿底板突水评价突水系数–单位涌水量法

 在突水系数Ts基础上,引入反映充水含水层富水性的指标——单位涌水量q,并在大量突水实例统计分析基础上,对突水危险性与突水系数、充水含水层富水性之间的关系进行深入研究,得到一些规律性的认识;提出评价底板突水危险性的新方法：突水系数–单位涌水量法,作为突水系数法的补充,可为含水层富水性较弱而突水系数较大的深部开采底板突水安全评价提供参考依据。     

长壁采场覆岩空间结构探讨

基于微地震定位监测技术监测岩休在三维空间破裂的成果，以及多种边界条件工作面岩层运动和应力场的观测结果，提出长壁采场覆岩空间结构的概念，并根据采场的边界条件．将覆岩空间结构分为中间育支撑的“e”型、中间无支撑的“O”型、“S”型和“C”型4类。基于观测实例，阐述微地震定位监测技术用于监测窄间结构的形成过程和范围、采空区边缘煤体内应力计用于反演综采放顶煤采场中间无支撑空间结构内部的覆岩运动、“孤岛”煤体应力计用于判断中间有支撑空间结构煤柱变形方式等多种观测方法及这些方法在覆岩空间结构研究中的综合应用途径。最后，展望覆岩空间结构学术观点及其研究方法在采矿工程中的应用前景。     

冲击地压机制的细观实验研究

在国内外现有研究成果的基础上，总结冲击地压发生特征，结合我国最新冲击地压案例，分析冲击地压的诱发因素。基于非平衡态热力学和耗散结构理论，阐述冲击地压孕育过程中“煤体-围岩”系统内能量集聚及耗散特征：同时，研究煤体细观结构参数及有机组分分布等因素与煤体冲击倾向性的内在关系。通过煤样断裂过程的细观实验，探讨煤岩体在采动等外界因素影响下内部微裂纹快速成核、贯通、扩展进而诱发煤体整体失稳的机制。     

地球物理测井技术在煤矿岩体工程勘察中的应用

 介绍当前地球物理测井技术在煤矿岩体工程勘察领域的应用现状,剖析GSR的基本原理和分析方法,指出GSR是以声波测井数据为基础,并从地质力学的角度考虑各种因素(如矿层、裂隙等)对波速的影响;强调GSR不是要评估岩体的强度,相反,它是提供一种对岩体性质进行定量、综合的评估方法。使用的测井类型分别为声波测井、伽玛测井和密度测井。工程实践表明,地球物理测井方法在识别岩体内部的性质及变化规律方面,有其自身的优势,尤其是在软岩区域圈定、关键层识别、底板突水危险区勘察方面,具有直观、定量表述的优越之处;GSR与单轴抗压强度的对比结果证明,“单一岩体强度指标反映岩体性质”有一定的局限性,GSR的结果更符合现场情况;三维地震勘探与GSR的耦合分析方法,为对钻孔之间的“盲区”探查提供了有益的帮助,是原位探测隔水关键层的有效方法。最后提出基于地球物理技术的“矿山岩体性质原位研究”的基本思路,即利用测井技术对矿山岩体性质进行开采前的三维“静态定量”描述;借助于微震、电磁辐射等监测技术,在煤矿开采过程中对岩体破坏规律的三维“动态定量”描述。     

煤巷强帮强角支护技术模型试验研究与应用

为研究煤巷支护技术,以汾西矿区煤巷为原型进行相似模型试验。通过配比试验确定煤岩层的相似材料,设计模拟锚杆和锚索的结构形式,阐述了实现过程。建立3组模型,分别模拟煤巷在常规支护、强帮支护、强帮强角支护下的效果,对试验结果数据进行对比分析,验证煤巷强帮强角支护技术的有效性,并成功应用于工程实践。研究结果表明:(1)强帮强角支护技术能提高顶底板的竖向应力,降低帮部应力集中区的竖向应力,改善围岩应力状态,形成顶板、帮部和底板的良性作用。(2)强帮强角支护技术能减小围岩的绝对位移和相对位移。煤巷帮部相对位移大于顶板相对位移,表明帮部比顶板整体性差,易发生局部失稳。(3)强帮强角支护技术能控制裂纹的产生与扩展,防止帮部和顶板发生破坏,提高安全性。(4)新峪矿工程应用及监测表明,强帮强角支护技术具有良好的适用性。     

深井煤层巷道围岩控制技术及试验研究

分析深井煤层巷道围岩变形特征和支护失效的原因，提出此类巷道的内外结构耦合平衡支护原理。对深井煤层巷道的围岩控制，必须有较高强度的支护结构参与巷道开掘后围岩应力的调整过程，减少围岩内部煤体强度损失。在巷道周围应尽快形成稳定内部承载结构，这样才能缩小围岩塑性流动区的范围，维护巷道的稳定。进行工业性试验，取得较好效果。     

平顶山矿区深部大规模松软围岩巷道支护技术

针对平顶山矿区深部大规模松软围岩稳定性控制问题，以典型大规模松软围岩巷道为研究对象，研究确定其围岩的赋存条件，采用离散元方法模拟巷道围岩的变形破坏过程，揭示其破坏机制，提出相应的支护对策，结合深部巷道围岩稳定性控制理论拟定支护的总体思路，确定具体支护方案，研发围岩巷道的抗折抗裂喷层技术及深部巷道底臌治理技术。研究结果表明：围岩承受的高地应力与其自身低强度之间的矛盾是造成深部大规模松软围岩巷道失稳的主要原因；巷道首先在拱顶、底板中央区及两侧边墙受张拉破坏，拱肩及两侧底角受剪破坏，破坏区范围逐渐向深部扩展直至失稳。现场实测数据表明：在方案实施2个月后，锚杆、锚索受力在较高值趋于恒定，充分发挥了支护作用；水平收敛、拱顶下沉和底板臌起趋于稳定，大规模松软巷道围岩稳定性得到有效控制。