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煤炭学报 2017年第10期杂志 文档列表

矿山突（透）水灾害应急疏散模拟系统与工程应用2491-2497

摘要：矿山突（透）水灾害发生时,井下人员合理应急疏散是有效避免矿井群死群伤事故的重要举措。根据矿山突（透）水灾害应急疏散模拟需求及各种复杂影响因素分析,基于物联网的数据采集与识别,构建矿井地质环境与井下场景;通过突（透）水点及其相关信息获取、巷道水流模拟、人员逃生行为模拟、以及智能动态路径搜索,在VR仿真环境中进行应急疏散模拟及可视化分析,实现个体或群体行为动态过程模拟,生成安全迅速的井下人员最优疏散路径。针对应急疏散决策和疏散演练分析,进行定性定量评价与预警。经过在矿山实际工程应用,效果较好,为矿井灾害情景下的人员合理疏散、应急救援和人员培训等提供辅助决策支撑平台。

不同直径空孔对爆生裂纹扩展行为影响规律的实验研究2498-2503

摘要：为得到空孔直径的改变对爆生裂纹扩展行为的影响规律,采用动态焦散线实验方法,研究了不同空孔直径情况下爆生裂纹扩展轨迹、扩展速度及裂尖动态应力强度因子的变化规律。研究结果表明：随着试件中三条爆生主裂纹的尖端相对距离的减小,裂纹尖端应力场的相互作用逐渐增强,使裂纹扩展速度增加并达到峰值;随着空孔直径的增大,裂纹扩展后期裂纹扩展速度和应力强度因子振荡效应减弱,有利于运动裂纹向空孔方向扩展;在一定范围内,空孔直径越大,空孔对爆生裂纹的导向作用越明显;随着空孔直径的增大,三条爆生裂纹在相互贯通之前,裂尖的动态应力强度因子发生突跃增大的趋势减弱。

近浅埋煤层大采高工作面双关键层结构分析2504-2510

摘要：根据实测统计分析,近浅埋煤层大采高工作面支架载荷普遍较大,且随采高增大有增加的趋势,工作面来压存在大小周期,厚度较大的等效直接顶静载是工作面支架的基本载荷。通过物理模拟实验,揭示了大采高工作面直接顶变厚和顶板结构铰接点上移的机理,提出了＂等效直接顶＂的定义,建立了近浅埋煤层大采高工作面顶板＂双关键层＂理论。近浅埋煤层大采高工作面顶板主要表现为＂双关键层＂结构,根据等效直接顶对采空区的充填程度,双关键层顶板结构分为＂双砌体梁＂和＂斜台阶岩梁-砌体梁＂两类,常见的是＂斜台阶岩梁-砌体梁＂双关键层结构。建立了双关键层顶板结构模型,揭示了工作面出现大小周期来压的机理,给出了支架初撑力和工作阻力的计算公式,可为近浅埋煤层大采高工作面顶板控制提供理论依据。

综放开采散体顶煤对支架与围岩关系影响的实验研究2511-2517

摘要：散体顶煤的存在会改变综放开采支架与围岩相互作用关系。自主设计了散体动载荷冲击实验平台,对不同散体颗粒种类、不同颗粒大小、不同堆积厚度以及不同冲击力条件下进行动载冲击实验,揭示了散体顶煤对综放开采支架与围岩作用关系的影响。研究发现：散体密度与缓冲效果存在正相关,散体顶煤的堆积密度越大,散体缓冲上部动载荷效果越明显;散体堆积厚度变化存在临界值,当堆积厚度小于临界值时,破碎岩石堆积厚度越小冲击效果越明显,相反冲击压力随着堆积厚度的增加逐渐减小而后趋于不变;散体粒径越大,岩石缓冲上部动载荷效果越明显,但缓冲曲线的波动性较大,表明冲击过程比较剧烈。同时,提出了在支架选型时,要综合考虑煤层赋存条件、破碎顶煤性质及支架结构性能等因素,以保证放顶煤安全开采。

大采高液压支架结构优化设计及适应性分析2518-2527

摘要：针对大采高工作面动载矿压显现、煤壁易片帮等问题,基于红柳林煤矿7.0 m大采高开采实践,建立了大采高工作面顶板岩层断裂的＂悬臂梁＋砌体梁＂结构模型及支架与围岩的简化动力学模型,确定了7.0 m大采高液压支架合理工作阻力;对比分析了大采高液压支架架型、护帮结构对围岩的适应性,进行了大采高液压支架结构优化设计及适应性分析。研究结果表明：将大采高工作面＂砌体梁＂结构上方岩层作为动力学模型的边界条件,以支架立柱的抗冲击特性要求为理论判据,通过动力学仿真计算可得大采高支架的合理工作阻力。两柱掩护式大采高支架较四柱支撑掩护式支架具有支护强度大、四连杆稳定机构受力状态好、质量轻等优点;护帮板与伸缩梁分体结构的护帮力、合力作用位置及可靠性均优于护帮板与伸缩梁连体结构;设计采用抗冲击双伸缩立柱、高压升柱系统等,提高了大采高液压支架对围岩的适应性。

一侧采空（煤柱）弹性基础边界基本顶薄板初次破断2528-2536

摘要：建立长壁工作面,一侧采空（煤柱）、三边弹性基础边界基本顶薄板结构力学模型,运用有限差分法计算并研究了基本顶主弯矩分布特征及破断规律。得到：基本顶的起始破断位置为长边偏煤柱侧深入煤壁上表面（基本顶的弹性模量E、厚度h较小,弹性基础系数k较大时）或中部偏煤柱侧下表面（E,h较大,k较小时）;煤柱的宽度Lm及支撑系数km变化时基本顶长边区,实体煤侧短边区以及中部区的主弯矩极值几乎不改变,但是煤柱区基本顶主弯矩极值变化显著、即显著影响煤柱侧基本顶的破断形式及基本顶整体的破断形态;由于考虑煤柱支撑的作用,当h,E较小,Lm,km较大时,基本顶深入煤柱区的上表面会发生破断,此种条件下基本顶的破断顺序为：长边深入煤壁上表面→中部下表面或实体煤侧短边深入煤壁上表面→煤柱区上表面,最终破断形态为非对称＂O-X＂型;h,E较大,Lm,km较小时煤柱区基本顶的上表面不破断,此种条件下基本顶的破断顺序为：中部下表面→长边深入煤壁上表面→实体煤侧短边深入煤壁上表面,最终破断形态为＂U-X＂型。

锚固参数对地震作用下岩质边坡锚固界面剪切作用影响的数值分析2537-2544

摘要：基于FLAC^3D建立锚固岩质边坡数值分析模型,并用优化的cable单元建模分别模拟分析锚杆-砂浆界面上和砂浆-岩体界面上的剪切作用,通过改变全长黏结锚杆的锚固参数（锚固角、锚固段长度、锚杆竖向间距、锚杆直径、锚孔直径）,对地震作用下锚固岩质边坡锚固界面上的剪应力及动力响应规律进行研究。研究发现：在地震作用下,随着锚固角的增大,锚固界面上的峰值剪应力减小,边坡永久位移增大;当锚杆在结构面两侧的长度相等时锚杆界面的锚固作用最大化;当锚杆竖向间距减小,峰值剪应力和边坡永久位移均减小;随锚杆和锚孔直径的增大,峰值剪应力和边坡永久位移总体呈减小的趋势。在考虑安全性、经济性的前提下,建议适当减小锚固角和锚杆竖向间距,保持锚杆拉拔段与锚固段长度相等,锚杆和锚孔直径保持合理的比值。该研究可为相关理论、试验研究和锚固边坡抗震设计提供参考。

不同肋间距锚杆锚固性能实验室试验研究2545-2553

摘要：为确定右旋螺纹钢锚杆肋间距与锚固性能的关系,对锚固于壁厚5.5和7.0 mm刚性套筒的肋间距分别为12,24,36,48 mm锚杆锚固试件进行拉拔试验,测定和计算拉拔力、剪胀位移量、耗能值、套筒周向应变等。试验结果显示,拉拔力、剪胀位移量、耗能值随肋间距的增加呈近似线性增长趋势;壁厚5.5和7.0 mm套筒拉拔试验中,肋间距48 mm试件相较肋间距12 mm试件的拉拔力分别增加了27.4%,50.43%,剪胀位移量分别提高了379.18%和813.55%,耗能值相比提高了52.06%和124.32%。周向应变量随肋间距增加呈现先增加后减小,其最大值出现在肋间距36 mm,与肋间距12 mm相比分别增加95.14%和112.84%。分析表明随着杆体肋间距的增加,嵌入锚固杆体相邻肋间距内的树脂长度增加,树脂的受剪面积增大,因而抗剪力、拉拔力在增加;树脂破坏后体积膨胀以及轴力在径向的分力增加,使得套筒周向产生应变,直接引起树脂剪胀破坏后的位移量增加。肋间距的增加可以提高锚固性能,肋间距为48 mm时右旋螺纹钢锚杆的锚固性能最好。

深部软弱破碎复合顶板煤巷稳定控制技术2554-2564

摘要：针对深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷易冒顶、大变形、难支护等特点,基于锚杆和锚索支护理论,提出了兼具组合梁和组合拱承载效应的梁-拱锚固承载结构,分析了梁-拱锚固结构的几何特征,揭示了不同锚固参数条件下梁-拱锚固结构的形成过程及演化规律,反映了不同支护形式下煤巷顶板的锚固结构效应。采用FLAC^3D模拟研究了4种支护技术方案条件下深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩位移与塑性区损伤扩展演化规律,揭示了不同支护技术方案对矩形断面煤巷围岩的控制效果,验证了采用基于梁-拱锚固结构的深部软弱破碎复合顶板矩形断面煤巷支护技术方案的合理性,并进行了井下工业性试验。监测结果表明,采用＂梁-拱锚固结构＂支护技术方案有效地控制了深部软弱破碎复合顶板煤巷离层与大变形,维持了深部软弱破碎复合顶板煤巷围岩与支护结构的稳定及安全。

弱胶结地层条件下垮落带岩层破碎冒落特征与压实变形规律试验研究2565-2572

摘要：采空区顶板岩层的破碎、冒落、压实、类固结等性能是影响垮落带高度变化的重要因素。通过破碎岩石压缩实验和岩石崩解实验,研究了不同类型岩石的破碎、崩解性能,分析了岩石膨胀变形—破碎冒落—充填压实—蠕变固结的变形过程及特征,揭示了我国东部和西部矿区岩石变形破坏的差异性。研究结果表明：弱胶结岩石具有强碎胀、易崩解的特性,西部弱胶结岩石较中东部岩石更易破碎,耐崩解指数较中东部岩石偏小,岩石耐崩解指数随崩解循环次数增加呈线性递减关系;相同采高条件下,西部弱胶结地层工作面初始垮落带高度较中东部岩层工作面小,弱胶结地层工作面垮落带趋于稳定后垮落带高度的变化量大,弱胶结岩石的胶结性越差这种特性越强。相似模拟试验结果证明了理论分析的可靠性。

综放工作面采动诱发逆断层张剪失稳特征及矿震活动规律分析2573-2581

摘要：由于综放工作面开采空间大,对周边煤岩体扰动强烈,易引发断层构造活化,进而诱发大能量矿震导致冲击地压灾害,基于赵楼煤矿1303综放工作面生产和地质条件,理论分析了工作面回采对断层构造扰动影响的主控因素。采用相似模拟方法分析了断层构造错动滑移时空演化特征,并统计分析了工作面采动实际矿震震源活动演化规律。结果表明：逆断层下盘工作面回采,断层面发生张拉离层和剪切滑动的主控因素为表征开采扰动垂直作用力Pv和水平作用力Ph的比值k、表征断层几何特性的断层倾角θ、以及表征断层力学特性的内摩擦角φ;工作面开采首先引发覆岩低层位断层岩块滑动,并随工作面与断层面距离的减小逐渐向高层位断层岩块扩展;断层诱发矿震需满足断层产生滑动失稳且滑动表现为黏滑两个条件。工作面矿震活动规律：采空区范围越大,矿震活动越剧烈;矿震震源丛集于采空区区域,且随工作面推进向前方及高层位岩层转移。对1303工作面矿震事件影响程度：Fd96断层张剪失稳〉采空区覆岩破断运动〉FZ14断层张剪失稳。

含雁行裂纹砂岩静态加载速率效应实验研究2582-2591

摘要：为研究裂隙岩体的静态加载速率效应,以含预制雁行裂纹砂岩为实验对象,测试了不同加载速率下试样的力学性质、破裂模式、能量耗散及声发射响应特征,综合声发射定位和裂纹扩展演化录像,分析了裂纹扩展演化过程及加载速率效应机制。结果表明：（1）裂隙砂岩受载过程存在着明显的静态加载速率效应。随着加载速率的升高,试样峰值强度、峰值应变、起裂应力、峰值处积累的弹性能和声发射计数峰值均逐渐增大但增幅放缓,弹性模量呈现出先增大后减小趋势,累计声发射总计数则逐渐减小。（2）试样新裂纹的起裂萌生均对应着应力的局部下降、耗散能的突升及声发射的高值响应。（3）加载速率较小时,试样沿一条预制裂纹扩展、滑移而形成剪切型破坏;当加载速率较大时,试样最终破坏模式为裂纹岩桥贯通,并由裂纹外端沿与加载方向平行扩展而成的拉破坏。研究结果为深入认识煤岩动力灾害的力学响应机制及揭示其演化过程提供了有益的参考。

不同水压与初始卸荷水平下砂岩的力学特性及卸荷本构模型2592-2600

摘要：为研究深埋高水压条件下岩石卸荷力学特性,以砂岩为研究对象,开展了不同水压及初始卸荷水平条件下的三轴加、卸荷试验,研究了卸荷下砂岩的应力-应变特征、强度变形特征等,并推导了卸荷本构模型。研究表明：对于卸荷试验,当初始卸荷水平n降低或者水压p增大时,砂岩的卸荷极限强度和轴向应变ε1降低,表现出更明显的脆性特征,侧向应变ε3增大,扩容特征越明显。相对于常规加载试验,卸荷试验的峰值黏聚力c最大降低59.78%,峰值摩擦角最大增加54.72%,初始卸荷水平n每降低0.1,峰值c（φ）约多减少10%（10%～15%）。将卸荷应力-应变曲线划分为4段,选取Mohr-Coulomb屈服准则,对参数af,ar,bf,br进行了一元、二元函数拟合,获得了各参数的变化规律,最后得到了卸荷条件下的本构关系。结果表明,理论模型与试验结果吻合较好。

倾斜煤层窄长形露天矿横采内排分期境界优化2601-2608

摘要：为了使采用横采内排开采程序的倾斜煤层窄长形露天矿开采境界最优化,依据露天开采原理,提出一种分时期优化境界的方法。该方法依据剥离物流向流量的变化,将其矿山工程划分为3个时期,即：全部外排期、部分内排期、全部内排期;通过构建各时期剥、采、排工程位置模型,分析了开采过程中不同时期剥离物流向流量的变化对经济合理剥采比的影响,揭示了经济合理剥采比与内排工作线推进度的关系,构建了各煤、岩层边帮厚度拟合函数,阐释了采用循环判断方式确定剖面最优边帮位置的方法,给出了分期境界优化的原则、适用条件及优化模型。将此方法运用于神新能源黑山露天煤矿,结果表明：经济合理剥采比由8.06 m^3/t逐期增加至10.54 m^3/t,较原设计境界经济可采储量增加44.95 Mt,服务年限增加4.26 a,实现了露天开采经济效益最大化。

高压水射流破岩能量耗散与释放机制2609-2615

摘要：从应力-应变角度建立的高压水射流破岩准则,其精确度取决于对屈服应力的表述,由于表达式中不含材料参数,不能精确计算高压水射流破岩参数,而从能量角度建立的岩石强度理论具有更好的适用性和准确性。开展了基于能量耗散和释放机制的高压水射流破岩机理,理论研究了自由射流段速度分布特征,分别计算了等速核区和射流边界层扩展区动能,建立了不同靶距处射流动能计算模型。高压水射流冲击破岩能量表征为冲蚀坑的形成和岩体的体积破坏;射流能量耗散于剪切面的扩展和滑动,储存弹性势能的释放导致岩体的整体体积破坏。根据岩石的统一能量屈服准则,建立了高压水射流破岩能量准则。通过砂岩、灰岩和花岗岩的单轴压缩应力-应变曲线得出3种岩石的材料参数,计算每种岩石的剪切应变能和体积应变能,得出射流破岩临界速度。根据高压水射流冲击破岩实验结果修正了考虑喷嘴流量系数的高压水射流破岩能量准则,该准则能够较为精确的计算射流破岩速度。且岩体的破坏形态证明从能量角度研究破岩机理更为适合。

蠕变-渗流耦合作用下不同埋深有效抽采半径研究2616-2622

摘要：为了研究不同埋深有效抽采半径,建立了钻孔周围煤体黏弹塑性模型,研究了不同埋深钻孔孔径变化规律及有效抽采时间,建立了蠕变-渗流耦合作用下的瓦斯运移模型,确定了不同埋深钻孔的有效抽采半径。研究结果表明：深部煤层有效抽采半径受到煤体蠕变变形加剧、渗透率降低及瓦斯压力升高的综合作用;试验矿井埋深400及600 m煤体蠕变变形较为平缓,钻孔缩孔幅度有限,仍维持较好的抽采通道,所有抽采时间均为有效抽采时间,但是埋深800 m煤体蠕变变形愈加剧烈,钻孔缩孔速度快速增加,仅30 d就会堵塞抽采通道,其有效抽采时间仅为30 d;埋深400,600和800 m钻孔3个月的有效抽采半径分别为2.88,1.62和0.82 m,数值计算结果与现场实测相吻合,研究成果可为抽采钻孔的优化布置提供参考。

含孔试样渐进性破坏的表面变形特征2623-2630

摘要：瓦斯抽采钻孔孔周裂隙漏气是抽采失效的主要原因之一,孔周裂隙扩展在煤体破坏的过程中表现孕育、稳定扩展及迅速扩展3个阶段。为探究孔周裂纹在松软煤体不同破坏阶段的发展特征,开展含孔试样渐进性破坏过程中的孔周裂纹扩展规律研究。将石膏与水以质量比7∶3混合制成类软煤含孔方形试样,进行单轴压缩试验并采用数字散斑相关测量方法（DSCM）获取试样表面全场变形。基于此,提出了利用DSCM系统确定应力门槛值的方法,并将其用于含孔试样渐进性破坏过程的孔周变形精细化分析,利用该方法所确定的应力门槛值可将试样的破坏过程划分为5个阶段,通过提取与计算分析试样表面全场变形数据,得到在不同阶段内试样表面相对位移、以及孔周位移。结果表明：试样表面相对位移发展历经缓慢降低,加速降低以及迅速降低3个阶段,其中加速降低和迅速降低阶段与应力-应变曲线的裂纹稳定扩展和裂纹加速扩展对应;在压缩过程中,由于孔周对称移动造成孔周表面拉伸和压缩错动,最终在表面形成主拉伸裂纹和法向剪切裂纹。

低渗煤层定向多簇气相压裂瓦斯治理技术研究与实践2631-2641

摘要：为解决低渗透煤层瓦斯抽采难题,在潞安矿区5 a多的研究和规模化现场试验基础上,提出了一种低渗透煤层CO2气相定向多簇压裂瓦斯综合治理技术。该技术是应用改进后的CARDOX装置系统所产生的高压CO2气体在煤层中进行定向多簇造缝,实现煤层的卸压和增透,均化和改善局部地应力集中和瓦斯含量/压力的异常分布状态,提高瓦斯抽采效率。研究表明,在气相压裂试验区段,瓦斯突出危险性降低,煤层渗透率提高1～2个数量级,瓦斯抽采浓度和流量提高1个数量级,抽采达标时间由原来的720 d减少到210 d,实现了高瓦斯煤层的安全掘采协调生产。