摘要：研究松软破碎煤体力学性质对巷道支护和煤与瓦斯突出预测等工作具有重要意义,但当前缺乏有效的松软破碎煤体取样、制样及力学特性分析装置。为此,研发了一套松软破碎煤体取制样与剪切试验系统,主要由取样装置、制样装置和力学特性参数测试系统组成,各部分具有以下主要功能与特点:①取样装置中的单动三管取芯器包含脑袋总成、外管总成及内管总成3部分,内外管间设置稳定环,保证内外管同心,内管总成腔体内部设置衬管用于储存煤心,取芯钻进时内管不随外管旋转;当钻取的煤心充满衬管后,退出取芯器,拆卸取出衬管,将煤心连同衬管一并取出并进行封装。取样装置灵活、轻便、易拆装携带。②制样装置包含脱模仪、切割机、冰箱、热风枪4部分,脱膜仪用于脱去煤心外层衬管,切割机、冰箱和热风枪用于对煤心进行切割、冷冻和热缩;制作标准煤心试件分为打孔润湿、冷冻切割和热缩脱模3个步骤,采用端头局部冷冻切割、脱模与热缩均匀同步等技术,实现多种标准尺寸试件制备,制样方法完善、成功率高。③力学特性参数测试系统包含主体结构、伺服油源控制装置和软件系统3部分,能实现限制性及非限制性直剪试验功能,主要用于开展松软破碎煤体标准试件不同法向应力下直剪试验、不同围压下三轴压缩试验。整体设计结构简单、操作方便。研究利用单动三管取芯器获取松软破碎煤体,利用脱模仪等制样装置将其制备成标准试件,进而在力学特性参数测试系统上分别开展松软破碎煤体标准试件在0.04、0.05、0.06、0.07、0.08、0.09 MPa法向应力下的直剪试验和0.2、0.3、0.4 MPa围压下的三轴压缩试验,并求得两种试验条件下松软破碎煤体的黏聚力和内摩擦角等抗剪强度参数,其中直剪试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.125 kPa和37.2°,三轴压缩试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.121 kPa和36.4°。结果表明,该套系统具有较好的实用性和可靠性,为研究松软破碎煤体力学特性提供了较好的试验平台和方法。

摘要：瓦斯含量是煤与瓦斯突出危险预测、煤层瓦斯资源量估算、矿井瓦斯治理工程设计的重要参数。围绕如何在大区域准确快速测定煤层瓦斯含量,依托国家科技重大专项、国家自然科学基金和煤炭企业联合基金等项目科技攻关,在取样、测试方面取得了一定进展。主要表现在如下4个方面:①煤层瓦斯含量测定取样经历了孔口接样、岩心管定点取样、压力引射定点取样和密闭取样4个阶段,密闭取样装备保压能力达到11.5 MPa,煤心直径达到38 mm;②针对不同煤层地质条件,发展形成了顺煤层定向长钻孔密闭取样、底板穿层钻孔密闭取样和顶(底)板梳状定向长钻孔密闭取样3种取样技术;③在河南焦作和山西晋城矿区硬煤层中,顺层定向长钻孔取样深度达到516 m,密闭取样法测得煤层瓦斯含量较常规取样法分别平均提高了0.44倍和1.04倍。在安徽淮南矿区碎软煤层中,穿层钻孔密闭取样深度达到209 m,测得煤层瓦斯含量较常规取样法平均提高了0.26倍;在安徽淮北矿区碎软煤层中,顶(底)板梳状钻孔密闭取样深度达到484 m,测得煤层瓦斯含量较常规取样法平均提高了0.19倍,密闭取样法在煤层瓦斯含量测定精度、探测范围上优于常规取样法;④在瓦斯含量测试方面,除了传统解吸法测试,发展了系列煤矿井下瓦斯含量快速测试装备,可实现最快30 min内测得煤层瓦斯含量,一般用于百米孔内的瓦斯含量测试。提出了煤层瓦斯含量测定密闭取样装备需向小型化、轻量化的方向发展,并能实现随钻密闭取样。在测试上,应根据实际情况确定合理的解吸终止限,并将测试装备和密闭取样装备进一步结合,以实现深孔瓦斯含量快速准确测定。密闭取样技术已成为煤层瓦斯含量大区域精准勘查、预测的主要手段,是煤炭安全高效开采的重要技术保障。

摘要：为研究冲击载荷下预制孔洞煤样力学特性及能量耗散规律,制备含轴向孔洞的直径50 mm,高50 mm圆柱体煤样,利用分离式霍普金森压杆(SHPB)装置,开展8个孔洞尺寸和3个冲击气压水平的加载试验研究,借助平面场应变测量技术(VIC-2D)和高速摄像机,分析了冲击加载过程中试件动态应力、动态应变、裂纹演化、破坏失效及能量耗散特性。结果表明:①在试验涉及的孔洞直径范围内,冲击载荷下完整与孔洞煤样动态应力-应变过程均呈现微裂隙压密阶段、弹性阶段、塑性阶段和破坏阶段。同一冲击气压下,随孔径增大,煤样动态抗压强度、动态峰值应变均降低;孔径由0增大至8 mm时,煤样动态抗压强度和峰值应变下降出现快-慢分区特征。与完整煤样以拉伸裂纹破坏为主不同,孔洞煤样主要以拉伸裂纹-剪切裂纹复合破坏为主,且随着孔径增加,试件内部裂纹扩展能力变弱。②揭示了冲击载荷下孔洞煤样的能量耗散规律:孔洞煤样透射能、吸收能与孔径呈负相关,反射能与孔径呈正相关,这主要由孔洞改变试件过波面积造成。随孔径增大,煤样过波面积降低,其吸收能和透射能随之降低,与冲击载荷下孔洞煤样破碎度与孔径负相关结论相一致。研究成果有利于明晰冲击地压巷道钻孔卸压机理,为冲击地压防治提供理论支持。

摘要：应力是引起采矿工程地下空间围岩变形与破坏的根本驱动力,大范围、高集中应力是煤矿井下采动应力的显著特点。煤矿井下应力场包括原岩应力场、采动应力场及支护应力场,三者共同构成井下综合应力场。以应力为主线,论述煤矿井下围岩应力演化特征及围岩控制理论与技术。在原岩应力方面,基于大量现场地应力测量数据,详细分析我国煤矿井下地应力场分布特征及影响因素。在采动应力方面,采用理论分析、数值模拟、相似模拟和现场监测相结合的方法,从多个维度综合研究掘进工作面与巷道围岩应力的演变过程,分析采煤工作面周围的采动应力演化特征及主要影响因素。在支护应力方面,自主研发一系列巷道支护测试及模拟试验平台,系统开展锚杆及护表构件在多种复杂受力状态下的测试试验,揭示它们的力学响应特征及破坏机制。深入研究各种支护方式在支护结构自身及围岩中产生的支护应力场分布特征及演化规律。在研究原岩应力、采动应力及支护应力的基础上,分析围岩表面支护、锚固、改性、卸压及联合法的围岩控制机制、设计方法、支护加固材料及控制技术。应用实例重点介绍水力压裂卸压技术、支护+改性+卸压协同控制技术,井下试验与应用表明,基于采动应力演化的围岩控制技术显著提高了巷道围岩稳定性和安全程度,取得良好的围岩控制效果。最后,分析煤矿井下应力场研究及巷道围岩控制中存在的问题,并对未来围岩应力测试与分析、围岩控制理论与技术发展趋势进行展望。

摘要：目前钻孔机器人位姿调节多采用手动遥控调节与人工复测结合,未实现全自动调节,开环控制精度低、自动化能力低、无法实现煤矿用探放水、防突和防冲钻孔机器人精确开孔定位与孔群全自动施工。通过分析钻孔机器人钻臂结构和动作,建立了钻臂运动学模型;通过对加工误差、机身变形、装配间隙等影响因素分析,发现采用回转减速器蜗轮蜗杆结构间隙会引起倾角和方位角误差放大,并在机身平时会引起倾角和方位角误差最大达0.85°;为消除误差,首先采用传统钻臂运动学误差补偿方法建立了钻臂静、动态误差补偿模型,利用全站仪测试关节间隙和变形量,基于补偿模型和RBF神经网络法求逆解得到误差补偿量,钻臂期望位姿与实际位姿误差的x方向平均误差为9.6 mm,y方向平均误差为18.2 mm,z方向平均误差为16 mm,满足工程应用要求;其次为解决传统全站仪试验测量的方法的复杂性和非实时性问题,提出了一种通过激光测距仪和高精度开孔定向仪组合获得位姿误差检测的方法,通过测距实时计算实际和理论倾角、方位角差值,作为误差补偿后的新倾角和方位角的控制输入量,对钻臂进行实时误差检测与补偿;最后利用传统全站仪精度检测方法对激光测距组合位姿误差补偿模型进行验证。试验表明:激光测距组合定位误差检测法最大误差差值在±0.5°以内,方位角最大误差在±0.5°以内,比未采用误差补偿前分别提高了41.1%和37.5%,满足了钻孔机器人开孔定位误差要求。在煤炭行业开展了钻孔机器人钻臂在线精确定位与误差补偿研究,对钻孔机器人精确自动开孔定位及孔群全自动施工具有重要的借鉴和指导意义。

摘要：为了提高地下水循环井修复用不锈钢滤水筛管的抗拉能力,保证其在下管和提管时不发生拉伸变形破坏,确保滤水筛管在井内的安全运行,从整体结构、筛网丝型和参数3个方面进行了滤水筛管结构设计,并通过有限元模拟和室内拉伸试验评价滤水筛管的抗拉性能。设计采用三角形不锈钢丝型和全焊式绕丝工艺,共研制2种结构、6种规格的不锈钢滤水筛管,模拟及试验结果表明:筛管断裂均发生在接头与筛网的焊缝处,仿真结果与试验结果具有较好的吻合性;对于外绕丝内竖丝型滤水筛管,随着筛网孔隙和绕丝尺寸的增大,筛管最大拉伸载荷逐渐降低,SG1-0.9/2.3型筛管抗拉载荷最大,试验和仿真结果分别为1072.75和1114.39 kN,二者误差率为3.88%;对于外竖丝内绕丝型滤水筛管,随着筛网孔隙的增大,筛管圆周竖丝的横截面积逐渐减小,筛管最大拉伸载荷逐渐减小,SG2-0.9/2.3型筛管抗拉载荷最大,试验和仿真结果分别为1662.06和1668.23 kN,二者误差率为0.37%;对于相同的筛网参数,外竖丝内绕丝型结构在承受拉伸载荷时能够产生更大的变形,其抗拉强度优于外绕丝内竖丝型滤水筛管。该研究结果可为地下水循环井修复用不锈钢滤水筛管的设计提供理论指导。

摘要：传统锚索延伸率低、抗冲击能力差,在强冲击载荷作用下易出现脆性破断失效,导致巷道出现冒顶、冲击地压事故等问题。基于此,自主开发了具有高强度、高延伸率及高抗冲击等特性的锚索,采用实验室试验、理论分析及现场试验等综合手段,分析了高延伸率锚索的静、动载力学性能,研究了高延伸率锚索化学成分、金相组织和夹杂物与普通锚索的差异,提出了高延伸率锚索支护吸能原理,并将高延伸率锚索在现场进行了应用。研究结果表明:静载作用下,高延伸率锚索抗拉强度为1790 MPa,最大力总延伸率8.1%,是普通锚索的1.61~2.25倍;动载作用下,高延伸率锚索钢丝不易散开,破断载荷与普通锚索基本相同,断后伸长率分别是锚索A、B、C的1.82倍、1.68倍和1.52倍,单位长度吸能量分别是锚索A、B、C的2.54倍、1.99倍和1.70倍,高延伸率锚索塑性变形能力更强,吸能能力更高。高延伸率锚索通过在冶炼和轧制工艺过程中控制有害化学元素和有益化学元素含量、细化金相组织及减少夹杂物尺寸和数量等方式提高了钢丝的塑性变形能力,进而提高锚索整体的抗冲击性能。高延伸率锚索在现场应用过程中经受了多次大能量冲击后,巷道支护效果良好,高延伸率锚索未出现破断,有效控制了巷道冲击破坏。

摘要：煤矿顶板水害防控与水资源保护的核心是控制导水裂缝带发育高度,降低煤层开采对上覆含水层扰动。基于覆岩破坏控制技术和顶板预裂弱化控制矿山压力显现方面研究现状,提出通过主动预裂弱化坚硬主控岩层,在不影响开采效率和资源回收率的情况下控制采动导水裂缝带发育高度的低损害开采技术构想。采用相似模拟,理论分析和数值模拟分析相结合的研究方法探究预裂弱化坚硬主控岩层控制导水裂缝带发育高度作用机制,并根据数值模拟结果提出含水层下坚硬覆岩预裂层位确定方法。研究结果表明:坚硬岩层相较于软弱岩层采动破断块度较大,采动破坏后整齐堆积于采空区,采动破坏膨胀量较小;不同层位坚硬岩层预裂弱化条件下采动响应存在显著差异,因此预裂层位选择将直接决定预裂弱化控制导水裂缝带高度效果;数值模拟结果显示中位岩层预裂和中、低位岩层同时预裂时导水裂缝带发育高度控制效果较好。研究成果为含水层下煤炭资源安全、高效和绿色开采提供了新的技术途径。

摘要：针对煤矿智能化快速发展,煤矿掘进面临新的机遇和挑战,笔者对我国煤矿快速掘进20 a的发展进行全面综述,以期理清掘进工艺、关键工序的技术及装备、成套装备的发展脉络及趋势,以便更好地推动掘进智能化的高速健康发展。在掘进工艺方面,双巷掘进开辟了截割、支护在不同巷道同时作业的新途径;掘锚同步工艺,时间-空间多维同步快速掘进工艺打破了先掘后支、及时全部支护的传统,创立了掘锚同步、迎头必要支护与多维空间永久支护动态匹配的分区支护方法。在掘进装备方面,形成了以纵轴、全宽横轴截割滚筒为主,全断面截割滚筒为辅的截割滚筒结构形式,并且在高功率密度减速器及整机设计理念不断突破的基础上,成功研制纵轴截割功率达315 kW、全宽横轴截割功率达560 kW的系列高效截割系统。在锚护装备方面,由传统的单体锚杆钻机发展出锚杆钻机、一键操作流程化钻机、钻机集群等,在有限空间内钻机的数量和作业安全性得到大幅提升,作业流程得到大幅简化,锚孔识别、锚护路径自动规划等智能化技术已进入工业性试验阶段。柔性运输系统的发明解决了掘进面短距离高效转载难题。在成套装备配置上,形成了以连续采煤机、掘锚一体机、掘锚机(掘进机+机载锚杆钻机)、煤矿全断面掘进机为龙头的四大类快速掘进系统,在四大快速掘进系统下,又分别形成了不同的作业线,实现了对不同地质条件巷道快速掘进的全覆盖。掘进工程系统层级上实现了具有成套装备的远程控制、集中控制、视频监测、闭锁联动、人员接近预警等智能化功能。回顾快速掘进的发展历程,提出完善时间-空间多维同步快速掘进理论、以智能掘进搜集透明地质的基础大数据、加强掘进巷道辅助作业工艺及设备研究、加强装备的智能化核心技术研发等智能掘进的发展方向。

摘要：针对深部煤层开采坚硬覆岩条件下导水裂缝带控制问题,充分借鉴坚硬顶板预裂弱化技术,提出预裂弱化坚硬主控覆岩控制导水裂缝带高度的新方法。综合采用实验室试验、理论分析、数值模拟等方法,研究了坚硬主控覆岩预裂弱化改性效应,详细阐述了不同弱化层位对导水裂缝带的控制机理,并进行了实测验证。研究结果表明:预制裂缝可以使坚硬岩石往强度低的方向进行转变,并将完整岩样的劈裂破坏特征转变为以预制裂缝为主控的张拉剪切破坏,坚硬岩石的破坏程度由剧烈趋于缓和;揭示了预制裂缝对坚硬岩体的弱化改性效应,计算得到应力与裂缝耦合的损伤变量,定性的分析了弱化程度与岩性转变的关系,改性后岩体能量存储能力降低,耗散能力增强;数值模拟了不同弱化层位对导水裂缝带的控制效果,综合对比覆岩破坏形态、裂隙数量及破坏高度动态演化规律,发现“马鞍形”破坏形态随着弱化层位的升高而逐渐减弱,覆岩裂隙数量演化基本呈现“缓增−突增”的演化趋势,未弱化以及中、高位弱化覆岩破坏高度动态演化近似呈现“S”形,而中位弱化呈“半抛形”,综合分析得出低位弱化对导水裂缝带的控制效果最好;在分析高、中、低位坚硬岩层破坏特征的基础上,揭示了不同预裂弱化层位控制导水裂缝带发育机理;钻孔实测孟村矿顶板压裂条件下的“两带”发育高度,对比发现预裂弱化条件下裂采比降低,初步验证了顶板预裂弱化对导水裂缝带发育的抑制性。研究成果将为深部矿区耦合灾害防控、水资源及生态保护等领域提供理论和科学依据。