采场底板岩石渗透性试验研究

采场底板岩石的渗透性是评价煤层底板隔水层隔水能力以及能否进行安全带压开采的重要因素。通过伺服渗透试验所获得的渗透率—应变关系及应力—应变关系,分析了全应力—应变过程中岩石渗透性随变形的变化特点及不同裂隙充填物质的岩石渗透率—应变关系的主要差异和渗透率—应力之间的关联性。最后提出了采场底板岩层可以视为相对隔水层,对工程评价有一定的指导意义。     

岩石全应力-应变过程渗透变化规律分析

根据岩石渗透率变化与岩石破坏过程的对应关系,分析了全应力-应变过程中岩石渗透性能随应变的变化特点及渗透率-应变和渗透率-应力之间的关联性。研究表明岩石渗透率增长起始点与岩石的膨胀点近似对应,随全应力-应变过程的渗透率可划分为3个变化区间：压密区间、峰前屈服区间、峰后区间。岩石破坏过程变化主要是由尺度等级较小的微破裂的相互作用和生长最终形成主干断裂,进而形成贯通性的渗透通道。同时通过试验数据验证了分析的合理性。     

三轴压缩岩石应变软化及渗透率演化的试验和数值模拟

三轴压缩下岩石峰后应变软化行为及渗透率演化规律是岩石工程稳定性分析的基础。取新疆巴里坤砂岩样在室内开展了三轴压缩试验和三轴渗流试验,获得了不同围压下巴里坤砂岩的全程应力应变曲线、体积应变与渗透率关系曲线。试验结果表明：随着围压增加,岩石峰后残余强度增加,体积扩容和脆性减弱;随着轴向应变增加,岩石先发生弹性压缩,空隙空间减小,渗透率降低;当应力达到屈服强度,岩石内裂隙开始扩展,渗透率降低速率趋缓;在峰值应力后,岩样破坏,裂隙扩展加速,并伴有新裂隙的萌生,岩样渗透率开始快速增长,岩样的渗透率呈“V”型变化。提出了描述围压对岩石峰后脆性影响的新参数,即脆性模量系数,围压与脆性模量系数之间服从负指数关系。基于脆性模量系数、强度退化指数和扩容指数,建立了考虑围压影响的岩石应变软化模型。在分析体积应变与岩石渗透率之间关系基础上,建立了基于体积应变增透率的岩石渗透率演化模型。在FLAC下模拟了巴里坤砂岩不同围压下的应变软化行为和渗透率演化过程,结果表明：岩石应变软化模型能很好地模拟围压对岩石残余强度、体积扩容和峰后脆性的影响;所示模型能较好地模拟围压和剪胀对岩石渗透率的影响;岩样峰后内部出现了明显的剪切破坏带,剪切破坏带与大主应力的夹角随着围压的增加而增大。在剪切破坏带内单元的渗透率显著增长,最后形成了一个流动通道。     

煤系泥岩全应力—应变渗透试验研究

为了研究煤系泥岩在采动受力变形过程中渗透率变化的特点,进行了全应力—应变过程的渗透性试验。试验结果得出渗透率随轴向应力的增加可划分3个阶段,在此基础上,考虑渗透率与应力全过程耦合相对复杂的特点,对两者在峰前进行了耦合分析,得出其耦合曲线回归方程,探索了应力峰值和渗透率峰值相互间的关联效应。揭示了煤系泥岩在采动条件下渗透率的变化规律,为解决煤矿开采突水问题提供较重要的参考依据。     

高应力高水压下深部花岗岩力学响应联动机制

深部高应力环境下,岩体通常处于应力峰后段,裂隙发育,岩石破碎,在这样的环境下,高水压对岩体性能的影响将更为明显。本研究针对千米以深的岩体峰后特性开展试验研究工作。采用水力耦合条件下的三轴循环加卸载试验,获得全应力-应变曲线。通过获取起裂应力、扩容应力、峰值应力、残余应力等应力阈值,对岩石各个应力应变阶段进行划分。通过计算各变形参数及渗透率获取岩石水力参数的演化规律;针对高围压、高渗透压环境下花岗岩破坏后表现出的较高残余强度,对比分析不同围压等级下残余强度与峰值强度的比值,获得不同高围压等级对于花岗岩石峰值破坏时强度衰减的影响曲线;通过分析峰后残余段初始渗透率较峰值处渗透率的损失值,揭示岩石受围压因素影响从峰值处至残余段渗透性能变化过程,获得不同高围压等级与渗透率波动的相关性。最后通过拟合岩石扩容阶段、残余阶段损伤变量与渗透率演化曲线,研究两者之间的相关性。结果表明:碎裂质花岗岩受高围压、高水压耦合作用下,表现出无压密段、起裂点低、较长的屈服阶段与扩容阶段以及破坏后保留较高承载能力的力学特性;弹性模量在峰前阶段呈现下降趋势,在峰后残余阶段表现出先上升后下降的趋势,泊松比的演化规律正好相反...     

低渗煤样全应力应变过程渗透特性试验

采用MTS815.02型岩石伺服试验系统对煤样进行了应力应变全过程渗透性试验,得到不同围压下煤样的全应力-应变曲线,探讨了全应力-应变过程中煤样渗透率-应变关系曲线的几何特性,研究了煤样变形和破坏过程中的轴向应变与渗透率之间的关系,分析围压对煤样渗透率变化的影响。结果表明,轴向应力对Darcy流渗透特性和非Darcy流渗透特性的影响是同步的,煤样渗透率的峰值滞后于应力应变峰值;随着围压增大,煤样的渗透率总体上呈下降趋势。     

承压水上开采煤层底板破坏深度数值模拟及实测研究

根据某矿综采工作面煤层顶、底板岩层组合及结构性质特点,建立了反映完整底板岩层组合的工程地质模型,通过FLAC3D软件数值模拟分析了煤层开采过程中底板应力及破坏特征,结果表明:煤层底板下0～4 m内岩体破坏较为严重,不具有阻水能力;煤层底板下4～10 m内岩体虽然发生了局部破坏,但其破坏程度相对较弱,具备一定的阻水能力。结合现场煤层底板钻孔内不同深度传感器应变测试值随工作面推进的变化情况,确定出煤层底板破坏深度为8～10 m。综合对比分析得出煤层底板破坏深度为10 m。     

煤岩变形力学特性及其对渗透性的控制

通过煤岩力学试验研究了煤岩物理力学性质和煤岩全应力-应变过程中的渗透规律。研究结果表明：煤的力学强度相对煤层顶底板岩石具有低强度、低弹性模量和高泊松比特性,易于产生塑性变形;在全应力-应变过程中具有明显应变软化现象的煤样,在微裂隙闭合和弹性变形阶段,煤岩体积被压缩,煤岩渗透率随应力的增大而略有降低或渗透率变化不大;在煤岩的弹性极限后,随着应力的增加,煤岩进入裂纹扩展阶段,煤岩体积应变由压缩转为膨胀,煤岩渗透率先是缓慢增加然后随着裂隙的扩展而急剧增大;在煤岩峰值强度后的应变软化阶段煤岩渗透率达到极大值,然后均急剧降低,峰后煤岩的渗透率普遍大于峰前。在全应力-应变过程中应变软化现象不明显或者具有应变硬化现象的煤样,煤岩全应力-应变过程中最大渗透率主要发生峰值前的塑性变形阶段,在煤岩峰值强度后的应变硬化阶段,随着煤岩应力的增大,煤岩渗透率减小,峰后煤岩的渗透率普遍小于峰前。     

陷落柱填隙物全应力-应变过程的渗流特性研究

岩溶陷落柱易导通含水层与煤层从而引发底板突水事故,已经成为我国华北地区下组煤开采的重要安全隐患。对于固结良好的陷落柱,其填隙物的渗透性直接影响着陷落柱的整体渗透性,且在采动压力的影响下,陷落柱填隙物的渗透性也在不断发生变化。为研究不同应力状态下填隙物渗透率的变化规律,对填隙物进行固结重塑,并利用MTS815.02渗流试验系统对重塑后不同初始含水率的填隙物试样进行了不同围压条件下的全应力-应变过程的渗流特性试验。试验结果表明:1)陷落柱填隙物全应力-应变过程渗透率的变化曲线可划分为压密段、破坏段和蠕变段,渗透率对应的呈现出减小-增大-减小的变化规律;2)填隙物的全应力-应变过程的渗透率峰值随围压的增大而减小,其峰值比与围压差存在指数函数关系;3)填隙物的初始渗透率和孔隙度随初始含水率的增大而增大,渗透率比和孔隙度比存在幂函数关系,在全应力-应变过程中渗透率峰值与初始值的差随初始含水率的增大而减小。     

沉积岩石全应力应变过程的渗透性试验研究

通过实验室内全应力应变过程渗透性试验研究,分析了不同岩性喾岩石的应变－渗透率试验曲线,阐述了不同岩性岩石在变形破坏过程中渗透性变化的规律,概化出岩石的一般应变－渗透曲线。研究表明,岩石的应变－渗透率曲线是岩性、结构、应力状态等各种影响因素综合反映的结果。     

基于压水试验的底板泥岩阻水能力研究

现场原位压水试验是揭示岩层阻水能力的可靠方法。为探究下组煤底板泥岩阻水能力,采用现场压水试验的手段对兖州矿区破碎程度不同的两段泥岩进行测试。采用渗透系数和平均阻水强度作为评价指标,对岩体的阻水能力进行对比分析。研究结果表明：破碎泥岩的渗透性远高于厚层状完整泥岩的渗透性,阻水能力有限;岩体的渗透性在水压达临界值后发生突变,水压对岩体渗透性的改变,在破碎泥岩中表现出持续性,而在厚层状完整泥岩中表现出瞬时性;厚层状完整泥岩的平均阻水强度明显超过破碎泥岩的平均阻水强度,能够阻抗更高的水压。本研究成果对兖州矿区下组煤底板泥岩阻水能力的认识,有一定的指导作用,同时也为下组煤的安全开采提供了重要参考依据。     

赵庄矿峰峰组碳酸岩层隔水性能研究及应用

为解决山西晋煤赵庄矿下组煤水压高、传统隔水层薄所带来的安全带压开采问题,采用水文地质钻探、抽水试验、压水试验、地应力测试及室内试验等技术手段,通过对奥灰顶部岩性、裂隙岩溶充填情况、钻探漏水、岩石力学指标及渗透性试验等各方面的综合研究,论证了下组15#煤底板奥灰顶部峰峰组岩层的相对隔水性。结果表明：赵庄矿15#煤下伏的奥陶系顶部峰峰组上段岩性为深灰色厚层石灰岩,致密坚硬,局部夹白云质灰岩和泥灰岩,强度较高,裂隙多呈不规则状且大量被充填,构成渗透性很差的岩层|本区奥灰峰峰组顶部至少存在30m厚度的相对隔水层段,15#煤底板隔水层厚度在38.75～67.25m之间,平均厚度为57m,且隔水性能较好|采用突水系数法对赵庄矿开采下组15#煤突水危险性评价,说明利用奥陶系顶部相对隔水层可使突水危险性大幅降低,从而解放大量煤炭资源。     

锚杆预紧力对锚固体强度强化的模拟实验研究

锚杆预紧力在巷道支护中发挥着重要作用,但其对锚固体强度强化特征的研究仍存在不少问题;以砂蜡材料、预紧力锚杆和平面应变约束装置制作锚固分离体,在RMT-150C实验机上对其力学特性进行了研究。实验结果表明：锚固体的峰值强度、残余强度的强化系数和岩体强度、锚杆预紧力呈正相关,岩体强度一定时,随着锚杆预紧力的增大,强化系数逐渐增加,锚杆预紧力对锚固体峰后残余强度的强化大于对锚固体峰值强度的强化。锚固体的应变-应力全程曲线与锚杆受力存在着对应关系,锚固体屈服之前,锚杆受力增加缓慢;屈服点之后,受力急剧增加;峰后软化阶段锚杆受力逐渐增加,摩擦阶段锚杆受力处在不断的调整下降中。预紧力一定时,岩体强度越高,锚杆受力增加幅度越小;岩体强度一定时,高预紧力锚杆受力增幅较小;软弱岩层破坏后,锚杆载荷的损失比坚硬岩层大,预紧力锚杆对软弱岩层的作用比坚硬岩层明显。现场实践表明,提高锚杆预紧力能够有效控制围岩的变形。     

相对固定位置采动煤层底板应变的解析法及其应用

在分析矿山压力的基础上,建立了煤层底板应力分析的计算模型,并运用弹性力学理论对煤层底板下相对固定位置剖面应变分布规律进行了初步探讨。结合实际资料,对软岩底板和硬岩底板2种情况进行分析研究。随着工作面的推进,煤层某相对固定位置剖面底板应变沿深度变化幅度越来越小,但在底板浅部均出现了一定程度的拉应变,并且软岩的变化幅度远比硬岩大。这可为煤层回采巷道发生底鼓的原因提供部分力学参考依据。     

强动压“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩控制技术

针对强动压影响下“三软”煤层巷道围岩控制难的问题,以仲恒煤矿“三软”煤层115-101回风巷为工程背景,通过现场调查、围岩松动和地应力测试,采用UDEC数值软件根据实际建立数值模型,研究了巷道变形破坏原因,并基于应力控制原理,提出受强动压影响的“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩综合控制理论。研究结果表明:115-101回风巷围岩松动圈范围0~5 m,应力峰值在深入围岩5~6 m处,采用“卸-转-固”围岩控制技术,在原有的29U型钢支护条件下,降低支护排距,根据煤层倾角及厚度设计并施工爆破卸压孔,在孔底连线安装炸药,利用自制的封孔设备将加固材料通过高压风压入钻孔进行封孔,实施爆破。爆破后,围岩应力重新分布,重新形成破碎区、塑性区和弹性区,并使应力集中的弹性区转移到围岩更深处,降低巷帮及底板浅部围岩应力集中,在巷道周围表层一定范围内形成低应力卸压圈,而在围岩深部形成了应力集中的自承载圈,集中应力主要由该自承载圈的岩体承担。该自承载圈的岩体处于围岩深部,基本处于三向应力状态,降低集中应力对巷道的破坏作用,稳定性得到很大提高。巷道围岩顶底板移近速率降低了79.43%,两帮移近速率下降了54.17%,巷道围岩变形量明显减少,有效控制了强动压影响下“三软”煤层巷道围岩变形。     

加卸载条件下煤岩变形特性与渗透特征的试验研究

以原煤为研究对象,利用自主研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流试验系统,采用加轴压、卸围压的应力控制方式开展煤岩加卸载试验,分析加卸载条件下煤岩变形特性和渗透特征的演化规律。研究结果表明：① 加卸载试验峰值强度明显低于常规三轴压缩试验峰值强度,在加卸载过程中,主应力差有一个明显增加趋势,卸载第2阶段速率越大,其曲线斜率也越大,但峰值强度越小,对应的径向应变ε3 、体积应变εV增加速率也越快,而到峰值后破坏阶段,均呈下降趋势。② 加卸载过程中,煤岩渗透率、应力差与应变关系可以分为3个阶段,初始压密和屈服阶段、屈服后阶段、破坏失稳阶段。试件达到峰值后瓦斯渗透率出现突然小幅度上升,持续一段时间后,渗透率出现急剧陡增趋势。③ 煤岩渗透率的变化与煤岩的变形损伤演化过程密切相关,渗透率随变形的增大均呈二次多项式函数递增。     

构造应力作用下冲击地压发生的条件及判据

针对许多矿区冲击显现受构造应力作用影响的特点，用数值计算方法模拟了底板冲击显现，得出了冲击时煤岩体应力变化情况和破坏过程，以及数值模拟冲击时所具有的特征．在此基础上研究了不同侧向加载系数对冲击发生条件的影响，提出了在不同加载条件下，冲击时存在不同的临界水平应力；研究了不同的煤岩组合情况对冲击发生条件的影响，得出了顶、底板中存在着相对硬软的岩层是发生顶、底板冲击的一个必要条件．通过以上综合研究，得出了构造应力作用下冲击地压发生条件的判据，并成功应用于现场实际冲击危险预测．     

深井软岩巷道底鼓机理与钻孔卸压技术研究

为解决深井开采条件下软岩巷道的底鼓问题,以青云煤矿020202运输平巷为工程背景,建立巷道底鼓力学模型,理论分析了巷道底鼓的特征及其影响因素,通过分析得出：在岩石处于极限平衡的塑性状态下,当集中应力超过岩石的承载能力后,平衡状态被破坏,底板岩石沿底板剪切滑动面被挤出,最终达到新的平衡,从而引起底鼓。通过弹塑性理论分析得到卸压范围与巷道底鼓量之间的关系,并根据煤矿实际地质条件,提出巷道帮部钻孔卸压的方法,使巷帮应力峰值点向深部转移。采用FLAC^3D数值模拟方法,分析了不同卸压钻孔深度对巷道围岩应力场、塑性区及顶底板位移的影响,最终确定卸压钻孔合理深度为4 m。现场工业性试验结果表明：巷道围岩变形得到了有效控制,取得了较好的经济效益。     

三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术

为有效解决软岩巷道支护难题,提出并研究了钻孔卸压与U型钢联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件分析了卸压钻孔对巷道围岩变形及应力转移作用机理,模拟结果表明,实施卸压钻孔后,巷道围岩的变形量减小,巷道周边围岩应力峰值向深部转移,巷道处于应力降低区。现场试验结果表明：采用钻孔卸压与U型钢联合支护方案,巷道两帮最大移近量193 mm,降低55%,巷道顶底板最大移近量267 mm,降低55%,巷道支护状况得到明显改善。