淮南矿区典型煤岩体全应力—应变渗透性表征试验

煤岩体是一种多孔介质,地下开挖使岩体的应力状态发生改变,导致岩体的力学性质和渗透性质发生改变,围岩应力状态和渗流场特性是获取储层瓦斯气、评价或计算矿井涌水量、防突水危害等具体工程问题的理论基础和科学依据。通过对淮南矿区煤岩进行三轴压缩全过程渗透性试验,分析了煤岩变形破坏全过程以及不同围压和瓦斯压力下的瓦斯渗透特性。得出煤岩全应力—应变曲线与煤岩瓦斯渗透率—全应力应变曲线之间的对应关系。结果表明:在微型裂隙闭合和弹性变形阶段,煤样渗透率随应力增大而减小,进入屈服阶段后,渗透率达到最小值并在峰值后呈持续增大之势;固定瓦斯压力作用下,煤样应力峰值随着围压的增加而逐渐增大,煤样渗透性与围压关系呈指数函数变化规律,且表现出应变滞后的特点;固定围压作用下,渗透率与瓦斯压力关系呈“V”字型走势,即在扩容阶段煤岩样渗透性达到最佳。     

煤岩组合体峰后渐进破坏特征与非线性模型

利用煤岩组合体的单轴和三轴压缩试验结果,基于轴向裂纹应变,分析了其峰后渐进破坏特征。在此基础上,通过将峰后阶段的煤岩组合体概念化为裂纹体和基体两部分,建立了考虑自然应变的裂纹体在峰后裂纹贯通阶段的本构模型,然后考虑基体的弹性变形,最终得到煤岩组合体峰后阶段的非线性应力-应变关系。实例验证表明,该模型能较好地反映煤岩组合体峰后应变软化行为和残余强度。对模型的2个参数进行分析,结果表明:轴向裂纹扩展应变极值在单轴压缩时取得最大值,围压存在时远小于最大值;等效非弹性柔度与轴向裂纹扩展应变极值存在负相关关系,与能量跌落系数大致存在线性相关关系,表明等效非弹性柔度可间接评价煤岩组合体峰后破坏的脆性程度;等效非弹性柔度比轴向裂纹扩展应变极值对煤岩组合体峰后破坏行为的影响更明显。     

基于小波包熵和流形学习的垮落煤岩识别

针对垮落煤岩识别的技术问题,基于垮落煤岩冲击液压支架后尾梁的振动信号,提出了一种基于小波包熵和流形学习的特征提取方法。该方法首先对振动信号进行小波包分解并单支重构,计算该信号的小波包能量熵,从而确定信号能量分布的复杂度,计算各频带的样本熵,从而确定各频带小波包系数的复杂度。以小波包能量熵和频带样本熵构造特征向量,输入BP神经网络识别垮落煤岩。然后利用局部线性嵌入(LLE)挖掘特征向量的低维流形结构,并输入神经网络对比其识别效果。并提出了未知样本低维估计方法以得到其低维嵌入。结果表明:基于小波包熵和LLE提取的特征向量准确又简单,输入神经网络识别率达到92.5%;基于低维估计方法得到的未知样本低维嵌入也较准确。     

煤与瓦斯突出过程的细观机制研究

 煤与瓦斯突出过程是地下煤矿开采中的一个很复杂的动力灾害问题。在综合收集整理国内外煤与瓦斯突出模拟研究基础上,以颗粒法为基础,建立数值模型和模拟过程,对煤与瓦斯突出过程中相关的微裂纹和位移演化、应力和速度场演化、瓦斯压力和颗粒分层刚度比等细观机制进行模拟和研究。研究结果表明：采用颗粒法模拟所得出的煤与瓦斯突出过程是一个相对很快的动力过程,发生的时间极短,煤岩体损伤主要以拉裂纹为主,剪切裂纹主要集中在瓦斯突出前端,而拉裂纹则深入到煤岩体中的更深部位;同时研究认为瓦斯压力对煤岩体损伤有很大影响,当瓦斯压力相对较小时,剪切裂纹主要在分布侵入体前端,而拉裂纹则沿着侵入煤岩体贯入一定的深度。当瓦斯压力相对较大时,剪切裂纹与拉裂纹贯入深度基本一致,且在煤岩体的损伤中,剪切裂纹比例随之增大;最后对模型中的分层刚度比与裂纹分布形态和应力分布进行了研究,当分层刚度比不相同时,其裂纹传播速度和形态都不相同。这些研究对于认识瓦斯突出机制和瓦斯突出防治提供了理论基础。     

能量分析在冲击地压发生过程中的应用

诱发冲击地压的主要因素为自然因素和开采因素.运用能量原理研究了冲击地压的分类,并从力学角度解释了冲击地压能量释放机制,最后从降低煤岩体积聚能量的角度出发,提出了防治冲击地压发生的主要方法.研究成果对有冲击地压的矿井具有一定的指导作用.     

精铸煤岩钻头铸造缺陷的研究

本文通过对煤岩钻头铸造缺陷的检验,从理论和实践两个方面对其常见铸造缺陷进行了分析和研究,找出了缺陷生成的原因,并针对性地提出了改进措施。     

基于改进BP网络的煤岩界面自动识别

本文介绍了煤岩界面识别的BP神经网络方法,探讨了影响网络训练的若干因素,对BP算法加以了改进,使得其性能有所提高,收敛速度加快,对推广煤岩界面识别有重要的意义。     

基于双树复小波域统计建模的煤岩识别方法

针对煤炭开采与加工过程中采煤机滚筒高度调节、选煤厂预排矸等工程实际问题,提出了1种有效的基于双树复小波域统计建模的煤岩识别方法。首先,通过双树复小波变换对煤岩图像进行多级分解;然后,提出了1种旋转不变增强策略,即对每1级双树复小波变换产生的高频子带按系数模的均值和方差之积从大到小排列;接着,提出了高频子带系数模符合广义伽玛分布模型的假设,并采用1种基于尺度独立形状估计方程的广义伽玛分布参数估计方法确定模型参数;最后,根据相对熵相似性测度完成煤岩图像的自动识别。结果表明:在双树复小波域中,广义伽玛分布模型具有较强的区分煤岩图像的能力;所提出的旋转不变增强策略在一定程度上提高了煤岩识别的正确识别率,并且使正确识别率与时间复杂度之间的折中权衡变得更加灵活;与现有的其他方法相比,所提出方法具有更高的正确识别率,其时间复杂度也是可以接受的。     

不同加载路径煤岩破裂过程声-电荷复合信号特性

通过开展不同加载路径下煤岩力学行为及其变形破裂过程声发射和电荷信号特性试验研究,从能量角度分析了加载路径影响的煤岩力学行为和承载能力的变化规律。对极化引起的煤岩表面微电势的产生和衰减进行了理论推演,理论分析结果对煤岩变形破坏过程中声发射与电荷信号产生和变化特征进行了较好的解释。试验结果表明:煤岩变形破坏过程声-电荷信号增减与承载结构破坏所致应力突降呈现出较好的一致性。受载初期两种信号幅值较低且为离散型,随载荷增加,信号幅值、密集程度显著提高且向连续型过渡,峰值前后声-电高值信号连续出现。煤岩受载变化次数越多,强度、峰前应变能越高,振铃计数变化率和能量变化率越高,电荷量变化率越大。由此提出了基于声-电荷复合信号幅值和信号变化率的煤体破坏和失稳灾变预测方法。     

Ground pressure law of fully mechanized large cutting height face in extremely-soft thick seam and stability control in tip-to-face area

When stepped coal getting technology was applied to high seam mining working face, with field observations the following aspects of working face were analyzed based on the inherent conditions of extremely soft thick seam mined by Liangbei Mine, such as the brokenness and activity law of rock seam in the working face, the law of load-bearing of its supports, and the instability character of coal or rock in tip-to-face area. The following are the major laws. Pressure intensity of roof in high seam mining with extremely soft thick seam is stronger than one in slicing and sublevel-caving as a whole. But the greater crushing deformation of coal side makes pressure intensity of roof in the middle of working face be equivalent to one in sublevel-caving. In the middle of working face the roof brokenness has less dynamic load effect than roof brokenness in the two ends of working face. The brokenness instability of distinct pace of roof brings several load-bearings to supports. In condition of extremely soft thick seam, the ratio of resistance increment of supports in two ends of working face is obviously greater than that of supports in the middle. Most sloughing in coal side is triangular slop sloughing caused by shear slipping in high seam mining with extremely soft thick seam. Ultrahigh mining is the major reason for roof fall. Instability of coal or rock in tip-to-face area can be controlled effectively with the methods such as improving setting load of supports, mining along roof by reinforcing floor and protecting the immediate roof in time, and so on.