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煤炭学报 2019年第02期杂志 文档列表

煤矿智能化——煤炭工业高质量发展的核心技术支撑349-357

摘要：提出了煤矿智能化是煤炭工业高质量发展核心技术支撑的科学思想,阐述了煤矿智能化的定义和总体要求,明确了煤矿智能化发展的目标是建设智慧煤矿,分析了煤矿智能、智慧、信息化、数字化等术语的内涵和关联关系,提出了我国煤矿智能化建设原则和阶段目标。进行了煤矿智能化顶层设计,提出了统筹规划煤矿智能化发展模式、科学设计智慧煤矿总体架构、建设100个智能化示范煤矿的发展思路。探讨了井工煤矿精准地质探测与4D-GIS系统、智能化开拓规划与工作面设计、智能化巷道快速掘进成套技术、智能化综采工作面成套技术、智能化主/辅运输技术、危险源智能感知与预警技术、智能化洗选系统、智能化综合保障技术、矿井物联网综合管控系统和操作平台等主要环节的发展路线。阐述了露天煤矿智能化发展方向,提出了建设露天煤矿信息化系统、开发露天煤矿智能化连续开采技术、建立露天煤矿空-天-地一体化安全预警系统、推进露天煤矿生态环境协调绿色发展的理念。大力发展煤机装备智能制造,提高煤机装备的可靠性与适应性,促进煤炭资源开发的机器人化替代,为煤矿智能化发展提供智能装备保障。提出了加大煤矿智能化发展政策支持、设立煤矿智能化标准体系建设专项、建立部级煤矿智能化技术创新研发实验平台等政策建议。

浅埋近距离煤层开采房式煤柱群动态失稳致灾机制358-366

摘要：针对我国西部矿区浅埋近距离煤层房采煤柱下开采时易发生工作面压架、地表台阶塌陷以及矿震灾害的现象,采用物理模拟及数值模拟方法对下煤层工作面采动时上覆房采煤柱群的动态失稳过程及工作面压架机理开展研究。实测统计榆阳区部分矿井本煤层房式开采后,只有当房采煤柱的弹性核区比例大于31%时,房采煤柱才能处于长期稳定。下煤层采后的模拟结果表明:上覆房采煤柱的破坏形式及其失稳次序同其与下煤层工作面相对位置密切相关,房采煤柱依次从工作面开切眼位置、工作面位置、采空区中部位置发生破坏及失稳,且工作面开切眼和工作面位置处煤柱多发生顺向采空区的斜切破坏,而采空区中部煤柱则发生垂向压裂破坏。根据石圪台煤矿数值模拟结果显示,上部2-2煤层房采后煤柱支承应力峰值由原岩应力2. 8 MPa增大至12 MPa,应力集中系数为4. 28;当下部3-1煤层工作面采后,上覆2-2煤层房采煤柱的支承应力峰值增大至30 MPa,应力集中系数达10. 71;下煤层工作面开切眼侧与工作面正上方的房采煤柱呈现横向不均匀承载特征以及受水平拉伸变形影响,最终导致边界处房采煤柱易出现对角斜切破坏模式。两侧边界煤柱失稳后,其顶板岩层瞬间发生整体拉剪破断从而引发矿震,顶板多层岩层以'整体运动'的形式急剧快速下沉并撞击底板,将采空区中部上方的房采煤柱压垮压塌,同时巨大的冲击力进而导致上下煤层间的岩层发生全厚切落,造成下煤层工作面发生切顶压架。实验发现从上覆房采煤柱群首个煤柱发生破坏至整体失稳运动并达到稳定,历时仅约为0. 45 s,其中,上下煤层之间的岩层发生全厚切落历时仅约为0. 05 s。

急倾斜煤层伪俯斜走向长壁工作面煤壁破坏机理367-376

摘要：急倾斜煤层走向长壁工作面煤壁和底板容易发生破坏,严重影响工作面的正常推进。通过理论建模、底摩擦实验、数值计算等方法,研究了煤层顶板破断与冒落矸石滑动特征,揭示了不同煤层赋存和开采条件下煤壁破坏机理,并提出了防治煤壁破坏与底板滑移的具体措施。研究发现:急倾斜煤层走向长壁工作面顶板冒落的矸石会对采空区形成不同程度的充填,自下而上依次为'密实充填段'、'不均匀充填段'、'非充填段'3段,而工作面中上部区域由于充填不充分,动压现象明显,容易造成严重的煤壁片帮和底板滑移现象,支架的工况随之也会变差,成为整个工作面围岩稳定性最脆弱的区域,严重影响到工作面的安全高效生产,是采场围岩控制的重点区域;工作面底板稳定性显著影响煤壁的稳定性,实际生产中发现,在煤层赋存和开采条件不同时,煤壁破坏一般会呈现出'塑性-流动'、'挤出-滑移'、'剪切-滑移'3种破坏模式;工作面采用伪俯斜布置不仅可以显著提高煤壁和底板的稳定性,也可以有效阻止液压支架倾倒和下滑,还可以避免工作面飞矸发生,配合整体推刮板输送机和'柔性加固煤壁'等技术可以实现急倾斜煤层走向长壁工作面安全高效开采,有效解决急倾斜煤层机械化开采所面临的一系列岩层控制难题。

基于震波CT探测的宽煤柱冲击地压防控技术377-383

摘要：针对深井区段煤柱冲击地压易发、多发、难防治的难题,以某矿1301工作面80 m区段宽煤柱冲击地压为例,利用数值模拟及微震数据分析,研究了宽煤柱冲击地压致灾机制,采用震波CT原位探测技术评估了宽煤柱区域内冲击危险性,并提出针对性防治方案。结果表明:3号煤层具有弱冲击倾向性,顶板岩层具有强冲击倾向性,已具备发生冲击地压的内在条件,高自重应力、强构造应力提供了基础静载荷,采空区侧向支承压力提供了增量静载荷,当两者叠加导致垂直应力超过冲击临界支承压力时,为宽煤柱静载荷冲击地压的发生提供了力源条件;震波CT原位探测技术以穿透煤岩体的实际震动波射线进行波速反演,反映煤岩体静载荷分布特征及结构特性,建立了以波速异常系数CA和波速梯度系数CG为主要因子的冲击地压危险性评估模型;鉴于宽煤柱冲击区域采掘空间实际条件,设计布置近完全观测系统观测方式,采用震波CT原位探测技术反演评估得到宽煤柱测区内冲击危险指数C=0. 5~0. 7,表明冲击发生后,宽煤柱仍然存在静载荷集中区域,具有中等冲击危险,并且运输巷侧冲击危险指数较采空区侧高,表明煤柱应力由采空区侧向运输巷侧转移,局部区域煤体破碎易冒顶片帮;制定了基于静载荷疏导的多层次防冲技术:大直径钻孔预卸压转移巷帮集中应力,耗散弹性应变能,确定合理日进尺为2. 4 m,降低开采扰动,巷道全断面补强支护,提高围岩抗冲击能力;通过上述措施,现场监测宽煤柱煤体应力未发生突增,微震能量及频次变化平缓,1301工作面已安全回采宽煤柱区,防治效果显著。

基于冲击启动过程的近场围岩冲击危险性电磁波CT评估方法384-396

摘要：近年来,随着开采深度和强度的逐渐增大,冲击地压灾害发生频率逐年升高,严重威胁矿井的安全生产。针对目前基于现场实测的冲击危险性评价方法仅从能量聚集角度进行危险性判别,导致评价结果不能反映现场全部冲击危险情况的问题,考虑了冲击启动过程经历的'能量释放→能量传递→冲击显现'3个阶段,分析了基于冲击启动过程的冲击危险性评估原理,通过理论研究,构建了包括能量集中指数、屈服接近指数、能量传递衰减指数和支护损伤指数等4个指标,设定了各指标的权重,包括根据各指标量值差异程度设定的属性权重,以及根据各指标危险等级设定的等级权重;由此,以电磁波CT探测系统为平台,建立了能够划分近场围岩冲击危险区域及危险等级的电磁波CT评估方法,并将该方法编程实现。应用此方法对亭南煤矿207工作面现场实测数据进行处理,发现区段煤柱内布置巷道大幅升高了相邻煤柱区的应力集中程度及支护损伤程度,进而增大了相邻煤柱区的冲击危险性。通过钻屑法验证了基于冲击启动过程的冲击危险性评估方法的有效性。该方法依据冲击启动过程将评估体系细化,能够有效提升对冲击危险区域及危险等级的辨识度,为巷道冲击地压治理提供了更为准确的依据,尤其能为煤柱区冲击地压防治提供借鉴。

断层破碎带巷道底臌作用机理与控制技术397-408

摘要：针对阳城煤矿-650南翼综机库(返修后为-650集中制冷硐室)底臌问题,采用现场调研和室内测试分析了底臌影响因素,包括断层破碎带影响、底板岩体质量差、底板浸水劣化和底板支护薄弱,其中前2条属于地质因素,要摸清参数分析利害,后2条属于人为因素,要优化设计设置防水。通过有限元模拟了原有支护和返修支护条件下底臌形成过程,模拟显示原支护条件下,巷道底板零位移标线距离巷道底板地坪7 m左右,零应变标线距离底板地坪10 m左右;底板有明显的3个区域:拉应变上升区、拉应变压缩区、压应变压缩区,其中拉应变上升区分布范围广且深度大(即零位移标线深度大),围岩应力作用下拉应变上升区持续位移是造成底臌的关键原因。返修方案优化了全断面支护并重点强化底板支护力,模拟显示返修后底板零位移标线距离巷道底板地坪约4 m,与原有支护条件下相比,零位移标线抬升约3 m,减小了底臌发生区深度,控底效果显著。由此,提出了以底板零位移标线深度(即底臌产生区深度)来分析底臌作用机理,在单一变量条件下,分析得出底板支护力σ、底板岩体强度σc、巷道埋深H及巷道半径R与底板零位移标线深度hs的相关函数分别符合对数函数、幂函数、线性函数和对数函数。其中底板支护力和巷道半径影响作用显著,底板岩体强度影响作用次之,巷道埋深影响作用再次之。因此,为抑制底臌,在常规支护条件下应尽可能提高底板支护力;在巷道满足使用要求条件下应尽可能减小巷道尺寸;对软岩底板应尽可能保持或优化底板岩体强度,必须进行底板防排水。最后,实施了以锚网索喷+钢管混凝土支架技术优化全断面支护并以钢筋混凝土底梁强化底板支护的综合返修支护方案,工程实践表明返修后底臌控制良好,底臌量低于20 mm,经计算钢筋混凝土底梁支护力1. 02 MPa,钢管�

深部软岩巷道高预应力增阻大变形锚杆研究及工程应用409-418

摘要：为解决深部软岩巷道大变形、返修率高等问题,在前人研究基础上研发了一种新型高预应力增阻大变形锚杆,该新型锚杆主要由托盘、夹片、杆体1、杆体2、连接套、锥形套、滑移套管等组成,可以施加不低于120 kN的高预应力,让压点可控为180~240 kN,变形量可在150~1 000 mm内灵活调节,锚杆的破断力可达到350 kN左右,且在变形的过程当中能保持较高的渐增支护阻力;室内静力拉伸特性试验结果表明,该新型锚杆与传统锚杆相比,具有'先抗后让再抗,防断增阻'的优良特性;为进一步研究新型锚杆的力学支护机理,在建立该锚杆杆体轴向力学特性曲线的基础上,采用Fish语言编程对FLAC3D数值模拟软件CABLE单元进行了相应二次开发,数值试验获得的试验结果与室内试验结果基本完全一致,高精度模拟了大变形锚杆的轴向拉伸力学行为;典型深部大变形软岩巷道-金阳煤矿-500 m疏水巷变形机制研究表明,围岩强度低、地应力高以及锚杆初始预应力低是导致其变形的主要因素,采用传统等强螺纹钢锚杆支护已经无法解决三者之间的突出矛盾,必须设法加强支护强度降低围岩的变形速率,同时提高支护构件适应围岩大变形的能力,才能保持巷道围岩的稳定;为验证该新型锚杆的支护效果,提出了以该新型高预应力增阻大变形锚杆为核心的新'锚网喷'支护技术,数值模拟及现场监测结果表明,该支护方案可有效提高锚杆受力状态,降低围岩变形量,与原支护方案相比,围岩最终变形量减少了近60%,取得了良好的支护效果,具有重要的推广应用价值。

考虑流变特性的两向不等压巷道围岩塑性区近似解419-426

摘要：针对巷道围岩受两向不等压地应力作用下的平面应变问题,分析围岩流变特性对其塑性区的影响。深埋巷道围岩因流变的发展而持续变形,其达到稳定后的峰值应力为一定围压下的长期强度。基于此,以皖北恒源煤矿-950 m进风井井底车场巷道为例,通过三轴压缩与蠕变试验测定了巷道岩石的抗压峰值强度、长期强度和残余强度。然后,考虑岩体峰后脆性软化特性将巷道围岩分为弹、塑性区,并从既有文献轴对称应力场塑性区公式出发,结合围岩总荷载不变的规律推导了两向不等压巷道围岩水平(及竖向)轴上的塑性区半径,再结合既有文献求解的塑性区形状,相对准确地给出了两向不等压巷道围岩塑性区边界的近似解。该近似解在不考虑岩体峰后脆性软化时的结果与既有文献给出的相应解析结果完全吻合;并且轴对称应力场圆巷围岩塑性区半径的解析解是该近似解在侧压系数为1时的特例。最后,结合试验数据,就考虑岩体流变特性与否的两种情况进行了对比。结果表明:考虑流变,视岩石长期强度为围岩峰值应力,得到的塑性区范围与工程实际基本吻合;否则围岩仅产生弹性变形,与实际偏差较大。可见,岩体流变特性对围岩塑性区分布具有重要的影响,理论研究及工程实际中,忽视岩体流变特性实则无形中高估了围岩岩性,不利于巷道围岩长期稳定性与安全性的评估。

基于“两介质-三界面”模型的散煤注浆固结宏细观规律427-434

摘要：为了预判水泥浆注浆加固淮北矿区松散煤层效果,提供合理注浆参数,确保松散破碎围岩体注浆加固后稳定,文章基于离散元思想,将散煤和水泥视为颗粒,结合散煤-水泥浆胶结体单轴压缩试验和颗粒流模拟软件,研究散煤注浆加固效果,从宏-细观角度揭示散煤水泥浆注浆加固规律。文章构建了散煤-水泥'两介质-三界面'模型;校核了散煤-水泥浆胶结体三界面细观力学参数,分析了颗粒配比和胶结体孔隙率对散煤注浆加固效果的影响规律。研究结果表明:'两介质-三界面'模型包括散煤颗粒、水泥颗粒,散煤颗粒之间胶结界面、水泥颗粒之间的胶结界面和散煤与水泥颗粒之间的胶结界面,模型不仅能够模拟常规岩体力学实验,还能够进行胶结参数影响特性研究,适用于散体介质注浆加固效果预判;散煤-水泥浆胶结体单轴压缩强度σc和弹性模量E随着散煤与水泥颗粒配比γ增加先增大后减小,存在最佳配比,散煤含量增加的过程分为初期骨料强化和后期胶结弱化两个阶段;胶结体单轴压缩强度σc和弹性模量E随着孔隙率n增加而加速减小,粒径越小、充填程度越高的注浆材料,加固效果越好。在现场注浆设计施工过程中,根据现场围岩破碎程度,优选粒径小、可注性好的浆液,能够获得较好的注浆加固效果。

围压对红砂岩应力波传播特性的影响435-444

摘要：围压可以改变岩石内部微观结构,导致波阻抗发生变化,进而影响应力波在岩石中的透反射能力。为探索围压对岩石应力波传播特性的影响,通过一维应力波理论推导,得到了岩石应力波透射系数和反射系数随波阻抗值的变化关系。用红砂岩制备短试件和长试件,基于动静组合加载实验系统进行不同围压下的应力波传播试验,分析岩石的纵波波速、波阻抗、反射系数和透射系数与围压的关系。根据岩石波阻抗与围压的经验模型,结合理论分析所得的透射系数与波阻抗的关系,得到不同围压下透射系数的理论值,并与相应的试验值进行对比,证明理论分析结果的正确性。综合分析了岩石的纵波波速、波阻抗、透射系数和反射系数与围压的关系,得到围压对红砂岩应力波传播衰减特性的影响规律。结果表明,岩石短试件和长试件的纵波波速及波阻抗与围压之间均具有正向相关性。随着围压的增加,短试件反射系数的绝对值逐渐减小,透射系数逐渐增大,长试件的透射系数逐渐减小,透射系数和反射系数均与围压呈二次函数关系。纵波波速、波阻抗、透射系数及反射系数与围压的关系都表明,增大围压有利于应力波穿过岩石,减小其幅值的衰减。

胶结充填体与围岩复合体的力学特性445-453

摘要：为保证充填采场安全和矿石的连续高效开采,需要研究不同强度时期充填体与围岩相互作用规律及其对充填采场稳定性的影响。本文首先选用工业石蜡作为接触带材料模拟早期强度充填体,并考虑接触带区域应力环境的复杂性,模拟围岩与早强充填体接触区域的非均匀受力情况。为有效表征接触带区域破坏稳定情况,实现从定性分析到定量评价转变,在围岩和早强充填体的接触面放置PVC塑料薄片,结合显微成像、电镜扫描、声发射监测和应变值监测等手段,开展不同荷载作用下围岩与早强充填体相互作用室内试验研究,监测分析胶结充填体与围岩复合体的应变变化、裂纹扩展和变形演化及稳定破坏情况。试验结果表明:加载过程中,接触带区域的变形增长较快,应变值起伏变化较大,突变现象明显;加载之后,模拟接触带的石蜡存在3种不同情况的损伤特征:①螺旋式损伤破坏,②类平行式损伤破坏,③交叉损伤破坏,而接触带附近的表壁监测点应变值呈现稳定递增趋势。研究结果揭示了充填体与围岩复合体在荷载作用下的力学特性,有利于指导早强充填体下采场的稳定性,也实现了表壁裂纹扩展和内部损伤破坏之间的同步表征。这为进一步研究充填体与围岩复合体在二维和三维荷载作用下的力学特性研究提供了研究思路。

真三轴应力条件下加卸荷速率对砂岩力学特性与能量特征的影响454-462

摘要：为了更准确地认识真三轴应力条件下加卸荷速率对岩石力学特性与能量特征的影响规律,利用自主研发的'多功能真三轴流固耦合试验系统'开展了砂岩真三轴加卸荷力学特性试验,实现了最小主应力方向上的单面卸荷,模拟实际围岩应力演化过程。试验结果表明:随着卸荷速率的增大,砂岩破坏时的最大主应力、最大主应变、最小主应变和体积应变均减小、中间主应变增大,扩容起始点提前,岩样破坏模式逐渐由剪切破坏转为张拉破裂,且张性裂纹多集中于卸荷面附近。加载速率的增大,砂岩破坏时的最大主应力、最大主应变、最小主应变和体积应变增大,扩容起始点滞后,岩样破坏模式逐渐由张剪破坏转向剪切破坏,产生非贯通性裂纹。引入应变偏应力柔量分析不同加卸荷速率下砂岩变形规律,最小主应变和体积应变的偏应力敏感性与卸荷速率呈正相关,最大主应变的偏应力敏感性与加载速率呈正相关。此外,岩石在峰值应力前能量演化有明显的阶段性,峰前吸收的能量大多以可释放弹性应变能的形式存储,耗散能在峰后超过弹性应变能。耗散能比例Ud/U随着最大主应变的增加呈现出先增后降再增的趋势,峰值应力时Ud/U随着卸荷速率的增大而减小,随着加载速率的增大而增大。达到峰值应力时,岩石吸收的总能量U、弹性应变能Ue、耗散能Ud和相应的应变能增量与时间间隔的比值u均随着卸荷速率的增大而减小,随着加荷速率的增大而增大。

基于层叠模型组合煤岩体动态力学本构模型463-472

摘要：为研究冲击载荷下组合煤岩的动态力学特征,利用75 mm的分离式霍普金森压杆(SHPB)实验系统,对不同组合比煤岩样(砂岩:煤:砂岩分别是1:1:1,2:1:1,1:1:2,1:2:2)进行不同速率(4. 590~8. 791 m/s)的冲击加载实验,获得了组合煤岩的动态应力-应变曲线,结合煤、岩本构的研究成果和层叠模型原理,并充分考虑了组合煤岩体在动态破坏过程中的应变率相关性和损伤特性,构建了7参数组合煤岩层叠本构模型。研究结果表明:①不同组合比煤岩的弹性阶段和塑性阶段持续时间不同,不同组合比煤岩的应力应变曲线前期均呈现出明显的非线性;②组合煤岩动态冲击屈服强度随应变率的增大而增大,随煤的占比增大而减小;③构建的7参数组合煤岩层叠本构模型数值拟合曲线与实测动态本构曲线具有较好的一致性,拟合参数分析发现在中应变率(110. 41~195. 49 s-1)冲击载荷作用下,组合煤岩体损伤软化效应超过应变率强化效应成为主导因素;④拟合参数范围和试样冲击破坏特征均表明,组合体试件主要破坏部位以煤体破坏为主,不受组合方式的影响。研究成果为进一步深入认识冲击地压等煤岩动力灾害发生机理和预测预防措施提供参考借鉴。由于组合煤岩冲击破坏SHPB实验条件有限,并未考虑围岩影响,围压下的组合煤岩动态破坏特性有待利用实验和数值模拟手段进一步研究。

含水率对红砂岩瞬时和蠕变力学性质影响的试验研究473-481

摘要：水是影响岩体工程稳定性的重要因素。为了全面分析水对岩石瞬时及蠕变力学特性的影响,设计了两类试验:单轴压缩强度试验和蠕变试验。通过吸水试验分析红砂岩的吸水特征,并以此为依据制备不同含水率的标准试件。首先对9组不同含水率的试件进行单轴压缩强度试验。利用体积应变法和LSR法(Lateral Strain Response)确定红砂岩在单轴压缩条件下的4个特征应力:闭合应力、启裂应力、损伤应力和破坏应力,从而得到了含水率与红砂岩力学参数的定量关系。结果表明,应力应变曲线上各阶段特征应力随含水率增大而服从负指数规律衰减,并且当试件达到饱和后,各特征应力趋于稳定。由于高孔隙率的特性,导致红砂岩的特征应力在短时间内显著降低。启裂应力σi与闭合应力σc之差随着含水率的增加而减小。这说明水的增加导致红砂岩非线性特征增强。强度和弹性模量损失系数随含水率呈指数函数增长的趋势,饱和红砂岩的强度和弹模总损失系数分别是0. 484和0. 334。此外,将5组不同初始含水率的试件持续浸在充满水的环境试验箱中,开展荷载与水共同作用下的蠕变试验,从而得到长期水环境对红砂岩蠕变力学特征的影响。结果表明,试件的瞬时应变和稳态应变率随含水率增加呈指数形式增大,蠕变应变和破坏时间随含水率增加而减小。当含水率趋于稳定时,红砂岩的蠕变特性仍然有显著的变化,其原因在于环境中的水沿蠕变新生成的裂缝进一步运移到裂缝尖端,初始裂纹进一步扩展。实验结果不仅强调了短时间内水对高孔隙率岩石瞬时力学性质的急剧弱化作用,而且强调了环境中的水对饱和岩石蠕变力学性质的持续影响作用。此外,实验数据和拟合方程将为岩体工程长期稳定性的评估提供一定的参考价值。

爆炸荷载下含预裂缝的裂纹扩展实验研究482-489

摘要：预裂爆破技术目前广泛应用于爆破工程中,为了探究预裂爆破形成的预裂缝对爆生裂纹和原生裂纹动态断裂特性的影响,基于数字激光动态焦散线实验开展了一系列研究,获得了裂纹扩展的时实动力学参数。研究结果表明:预裂爆破形成的预裂缝可以阻挡爆生裂纹向保留岩体内扩展,加大被爆岩体的损伤;其两端产生的翼裂纹向保留岩体扩展,且扩展长度随着预裂缝长度的增加而增大;长度较短的预裂缝(L=20~80 mm),对保留岩体内原生裂纹扩展有促进作用,只有当预裂缝长度增加到一定程度(L=100 mm),才会对保留岩体内原生裂纹扩展有抑制作用,预裂缝A长度L=100 mm时,其B裂纹扩展长度为无预裂缝A模型时的21%,Bz和By扩展速度均值为无预裂缝A时的0和64. 8%;当有预裂缝存在时,原生裂纹两端翼裂纹的起裂时间随着预裂缝长度增加而增加,当预裂缝长度增加到一定程度(L=100 mm),迎爆侧翼裂纹没有起裂,By起裂时间推迟到和无预裂缝时一样的150μs;原生裂纹迎爆侧翼裂纹断裂韧度小于背爆侧断裂韧度;当有预裂缝存在时,原生裂纹两端起裂韧度均小于无预裂缝时的起裂韧度,且随着预裂缝长度增加迎爆侧翼裂纹起裂韧度降低;原生裂纹两端应力强度因子峰值随着预裂缝长度增加而减小。

低瓦斯矿井封闭采空区“呼吸”现象特征及防控技术490-501

摘要：低瓦斯矿井停采工作面进行封闭处理后,大量游离瓦斯会集聚在封闭空间内。当密闭质量下降到一定程度时,采空区外界空气压力的波动会引发封闭采空区'呼吸'现象,该现象会使密闭外侧存在瓦斯超限的安全隐患。以正利煤矿14-1103封闭采空区为研究对象,分析了不同大气参数条件下封闭采空区内、外气压以及密闭外侧瓦斯体积分数的变化规律。运用通风能量方程和理想气体状态方程分析了'呼吸'现象的产生机理,结合达西定律得到了密闭内外压差与密闭外瓦斯体积分数的关系表达式。结果表明,封闭采空区'呼吸'现象的产生是地面大气参数、井巷风流参数、井巷特征和采空区内气体状态参数综合作用的结果;在密闭内外压差的持续作用下,封闭采空区会与外界产生气体交换,当压差分别为正值和负值时,采空区内气体压力分别呈逐渐降低和逐渐升高趋势;封闭采空区内气压变化幅度很小,密闭内外压差产生正负交替的主导因素为密闭外空气静压的波动;当井巷特征和井巷风量稳定时,密闭外侧空气静压的变化趋势与地面大气压相似,与地面大气温度相反;在密闭渗透率和密闭外侧风量比较稳定的前提下,密闭内外压差为正值时,密闭外瓦斯浓度与密闭内外压差呈正相关关系,两者的变化趋势相似。为了预防密闭外侧瓦斯超限,设计了由监测信号采集子系统、现场自动控制子系统和管道抑爆子系统组成的瓦斯释放自动监测调控系统,确定了基于压差阈值和瓦斯浓度阈值的联合调控准则,提出了阀门开度的分级调控逻辑思路。

含弱约束结构受限空间甲烷爆炸及传播特征实验研究502-508

摘要：为研究含弱约束受限空间内甲烷爆炸压力升高及沿扩散管的传播特征,对不同体积分数甲烷的爆炸特征参数进行了系列实验。获得了含弱约束结构受限空间在不同浓度甲烷爆炸时的压力升高规律,研究表明,含弱约束受限空间内的甲烷爆炸压力升高趋势类似封闭空间,但压力峰值远小于封闭空间,封闭空间最大压力是含弱约束结构空间的3. 2倍。由于弱约束结构的存在,甲烷体积分数较低时破膜压力较大,腔体内高压持续时间较短,而接近爆炸当量浓度时腔体内高压持续时间增长。扩散管中的爆炸压力和火焰传播规律随甲烷体积分数变化呈现明显不同。在实验条件下,当甲烷体积分数低于7. 0%时,破膜激波与火焰锋面时间差最大为5. 255 ms,扩散管中的火焰主要为膨胀火焰。而甲烷体积分数高于7. 4%时,破膜激波与火焰锋面时间差为28~40 ms,说明在管外发生了二次爆炸,以湍流火焰为主。爆炸压力的沿管道传播则分为3种情况,甲烷体积分数低于7. 0%时,爆炸压力随传播距离增大而减小;甲烷体积分数为7. 4%和11. 0%时,爆炸压力随传播距离增大呈线性增大;甲烷浓度为当量浓度时,其压力传播特征类似于全管道甲烷爆炸的特征,随传播距离呈现锯齿形增大。实验结论对天然气长输管道、LNG和CNG储罐检修过程中的爆炸事故预防和含弱约束结构的其他气体泄爆具有参考意义。

气体吸附过程中煤比表面Gibbs函数变化规律509-519

摘要：煤体瓦斯吸附为放热过程,解吸为吸热过程,其温度能量变化的幅度与煤的变质程度、瓦斯吸附平衡压力等有关。以往的研究都采用等温吸附实验得出气体相关吸附数据,并通过其孔隙结构、相互作用力等来分析煤吸附气体的影响因素,但是鲜有学者从比表面Gibbs函数变化角度来探讨煤吸附气体机理。为此,研究了气体吸附过程中煤比表面Gibbs函数变化的相关特征参数计算公式,利用凤凰山矿和裴沟矿两种煤样进行等温吸附实验,得到了在4个不同温度(20,30,40,50℃)以及6个压力(0. 2,1. 2,1. 5,2. 5,3. 0,4. 0 MPa)下的等温吸附实验数据,利用单层吸附和多层吸附模型分别计算出不同煤样吸附气体过程中的比表面Gibbs函数变化。研究表明:采用两种不同方式计算煤样吸附甲烷的比表面Gibbs函数,随着温度的升高比表面Gibbs函数变化量减少,随着压力的升高比表面Gibbs函数变化增加。而应用单层吸附和多层吸附计算的能量相差较大,对这种现象分析了原因;计算了气体吸附解吸过程的热量,对比分析可知采用多层BET吸附模型得出的比表面Gibbs函数变化更接近实际;探讨了气体吸附能量变化的机理,表明气体吸附能量变化影响着吸附量的变化,而能量变化又同样受到煤样微观结构以及内部化学结构的影响。因此,煤样吸附解吸是一个复杂多变的过程,可以从改变能量的角度去探讨如何影响瓦斯解吸,达到提高瓦斯抽采效果的目的。