冻融循环作用下砂岩劣化试验研究

为从宏观与微观两方面研究砂岩在冻融循环作用下的劣化特征,选取内蒙古新乌苏矿区的青砂岩作为试验材料,并对3组试件分别进行10次、30次、40次冻融循环试验,采用图像二值化和核磁共振的方法对试件的外观、质量变化率、孔隙变化率、核磁共振T2谱进行分析。试验结果表明：随着冻融循环次数从10次增加到40次,试件外观劣化程度也随之加深;冻融循环次数越多,试件吸水量、质量变化率和孔隙变化率也随之增大,孔隙变化率最终趋于稳定;青砂岩孔隙是一种大小孔隙并存的状态,且随着冻融循环次数增加,青砂岩小孔隙数量减少,大孔隙数量显著增加。     

瓦斯对冲击性煤样能量耗散的影响

基于煤的冲击倾向性分类及指数测定方法,进行了不同瓦斯压力下煤样冲击倾向性测定,应用能量积聚与耗散的方法,分析了不同瓦斯压力环境中煤样单轴压缩与循环加卸载过程中能量积聚与耗散关系。研究表明：随着瓦斯压力的增大,煤样的冲击倾向性指数减小,冲击倾向性降低;煤样破坏前储存的弹性能降低,破坏时耗散能增率呈非线性快速降低趋势;在循环载荷作用下,煤样在相同循环中耗散能随着瓦斯压力的增加而增加。在不考虑瓦斯膨胀能的情况下,瓦斯压力的增加降低了煤层冲击地压的破坏性。因此,高瓦斯矿井在深部开采中进行冲击倾向性评价时应考虑瓦斯因素。     

基于“三壳”承载结构的软岩巷道底鼓治理技术研究

针对贵州省盘江矿区某矿131运输巷底鼓严重问题,本文通过现场调研、室内试验、理论分析及数值模拟等研究方法,揭示底鼓的变形破坏特点及破坏原因。分析认为底板围岩破碎且处于无支护状态,在高应力作用下发生剪切破坏,水理作用导致底板围岩进一步破碎是底鼓发生的主要原因。基于此提出"三壳"支护理论,分析其底鼓支护机理,构建了"底板浅部注浆锚杆+深部注浆锚索束+灌浆500mm+U型可缩性支架"的"三壳"治理底鼓技术并成功运用。现场监测结果表明:巷道的围岩变形分为三个阶段,20d变形剧烈,20～45d较为缓和,45d以后变形趋于稳定,底鼓量最大95 mm,稳定后变形速率0.35mm/d,变形量在可控范围内,支护效果显著。     

深井软岩巷道双套棚灌浆支护技术研究与应用

为解决深井软岩巷道变形大、支护难的问题,以盘江矿区某矿121213工作面运输上山为工程背景,进行深井软岩巷道变形破坏特征及变形破坏原因的研究,得出结论:高地应力、围岩遇水易膨胀变形及围岩承载能力难以发挥是造成巷道变形失稳的主要原因。针对性地提出了双套棚灌浆支护技术,设计一种"锚杆锚索+灌浆+双U型套棚"的复合支护方案,即在锚杆、锚索支护的基础上,在围岩外部两架U型棚之间进行高压注浆,强化围岩承载结构。现场监测结果表明:采用双套棚灌浆支护后,巷道顶板、两帮及底板平均变形速率分别为0.55,0.43mm/d和0.36mm/d,最大变形量分别为145,115,87mm,巷道变形量在可控范围内,有效地控制了深部软岩巷道收敛变形。     

深井软岩巷道钢管混凝土支架支护技术研究

通过对某矿141211运输巷进行现场调查和变形监测,采用室内试验、理论研究、数值模拟、理论计算等研究方法,分析巷道变形破坏特征,揭示了巷道变形破坏机制,确定工程地质条件差、围岩强度低,自稳能力差、支护设计不合理,施工不严、高地应力且受水理作用是巷道变形破坏的主要原因。基于高阻让压耦合支护、关键部位加强支护、围岩强化阻水支护的围岩控制原理,提出了顶帮锚杆网索、帮角高强锚杆、灌浆400mm+钢管混凝土支架的联合支护方案并进行工业试验。试验结果表明:巷道修复后,90d顶板最大变形量108mm,两帮移近量72mm,50d后围岩变形区域稳定,总变形量在可控范围内,支护效果良好。     

EBZ-160型综掘机的实践与应用

采掘并举,掘进先行。巷道掘进速度的快慢是决定煤矿高产高效的一个关键性因素,综掘机的问世不仅提高了巷道掘进的效率,降低了掘进成本,还确保了掘进的安全性。主要叙述了EBZ-160型综掘机在土城矿15158采面的实践与应用,并提出了其使用过程中出现的主要问题及解决措施。     

基于扩展有限元法的煤岩体水力裂隙特征

为合理探究煤岩体水力裂隙相关特征,基于扩展有限元理论,建立煤岩体水力压裂模型,得出煤岩体的水力压裂裂隙特征.结果表明:前30 s裂隙应力场扩散速度最快,在30 s达最大值,随后以极大的速度降低,裂隙应力场向裂隙四周扩散直到注水结束后达到稳态且压强几乎无变化;水力裂隙整体和横截面均为椭圆形,孔隙宽度由中央向两端逐渐减小,...     

下保护层开采上覆煤层顶板破断规律研究

为研究下保护层开采上覆煤层顶板破断规律,以贵州某矿为工程背景,建立基本顶破断不同时期力学分析模型,推导破断临界条件及破断步距,构建物理相似模型反演顶板破断下沉历程,现场监测工作面顶板来压破断步距。研究表明：下保护层开采时上覆煤层直接顶随采碎冒,基本顶初次来压破断步距为20m、周期来压破断步距10m,破断角55°～65°;采空区上覆岩层塑性破坏区呈“梯形”结构,基本顶在空间上依次经历“离层-破断-垮落”有规律交替运动;顶板下沉时依次经历“稳定-加剧-饱和”3个阶段,最大下沉量21 mm,同一水平位置顶板下沉时呈“边坡”状分布;现场监测结果与理论分析、相似模拟结果基本吻合,工作面来压时需适当加快工作面推进速度以避免发生压架事故。     

多煤层联合水压裂缝扩展规律应用研究

为进一步研究多煤层联合水压裂缝扩展规律,采用物理相似模拟实验和工程试验相结合的方法,进行地应力作用下2个煤层联合压裂的试验研究.结果表明:1)模拟煤层与煤岩体水力压裂具有相似的特性,水压裂缝为垂直缝,裂缝沿垂直于最小水平主应力方向扩展,沿平行于最大主应力方向延伸;2)在2个煤层的联合压裂过程中,水压裂缝可以在2个煤层中扩展延伸;3)多煤层的石门揭煤实施联合水力压裂后,相比未进行水力压裂的石门揭煤,其平均瓦斯抽采体积分数提高了83％,平均瓦斯抽采纯量提高1.4倍,瓦斯平均单孔抽采纯量提高约1倍,压裂后的石门揭煤时间比未压裂的揭煤时间缩短了43 d,实现了石门的快速揭煤.     

含断层煤层群开采围岩应力演化规律研究

采用FLAC3D数值模拟分析煤层开采过程中邻近煤岩体及断层应力分布特点、裂隙发育演化规律、及煤岩层卸压范围。结果表明:切眼、工作面前方、断层面和断层端部均出现不同程度的应力集中现象。当工作面推进距断层一定距离时,采空区上下方邻近煤层卸压瓦斯大量运移并集中在开采空间。断层面应力与工作面应力区叠加贯通,达到应力最大值,此时应对该范围内的瓦斯进行合理的抽采,避免裂隙带形成的瓦斯积聚造成瓦斯突出。