摘要：基于煤岩电渗特性与双电层原理,自行研制了煤岩电动-压动三轴渗流试验装置,并进行了煤样在不同电位梯度条件下的饱水单相渗流与气水两相渗流试验。煤岩电动-压动三轴渗流试验装置主要由加载系统、三轴渗透室、孔隙压控制系统、电化学作用系统及数据采集系统等5部分组成,其最大轴压30 MPa、最大围压10 MPa、最大孔隙压10 MPa、最大电位梯度15 V/cm,试件尺寸Φ75 mm×150 mm,绝缘、耐酸碱腐蚀。该装置可实现三轴应力状态下煤岩流体在电势差与压力差双重动力作用时的渗流规律研究,测试煤岩电动渗透系数并阐明电化学方法的增透效果;特殊设计了一种多功能加卸载绝缘压头,可固定电极并均匀通过流体;三轴渗透室特殊设计的底座与上盖等零部件配合法兰,实现了绝缘与高强度。试验结果表明:煤中水渗流流量随着电位梯度升高呈线性增大,煤样的渗透系数为3.597×10-10 cm 2/(Pa·s),电动渗透系数为8.211×10-5 cm 2/(V·s),说明单位电势差(V/cm)提供的水流量约为单位压差(Pa/cm)作用的2.49×105倍;施加电场后煤中的残余水饱和度降低,两相流区间、气水相对渗透率与气体有效渗透率均增大。因此,可通过电渗作用改善煤层注水效果,以及减小煤层气储层含水饱和度并延长产气周期。

摘要：针对煤矿坚硬难垮顶板带来的冲击灾害,提出沿钻孔轴向预制裂缝定向水力压裂缩短悬顶长度的降冲技术。选用尺寸为300mm×300mm×300mm的紫砂岩试样,在试件中心打通孔,孔径为25mm,沿孔壁不同方位预制裂缝长度为10mm的对称裂缝,共制备试件16块,利用真三轴压裂试验平台与恒流恒压注液泵开展水力定向压裂试验,监测获得注液压力-注液时间的变化曲线,统计压裂裂缝路径形态,并引入裂缝偏转角表征裂缝路径的偏转特征,研究了不同预制裂缝角、水平应力差异系数及注液速率对水力裂缝的起裂、扩展规律的影响,并结合Hubbert-Willis弹性水力压裂模型与Ⅰ-Ⅱ型复合裂纹水力压裂模型分别讨论了试验结果中水力裂缝的起裂机理与扩展机制。试验结果表明:预制裂缝定向压裂均形成单一裂缝,且裂缝形态可归纳为两类:转向裂缝和平直裂缝。起裂压力随预制裂缝角的增大而增大,随着水平应力差异系数的增加而减小,随着注液速率的增加而增大;具有定向作用的预制裂缝角度随水平应力差异系数增大而减小。在相同偏转角下裂缝的扩展长度随预制裂缝角的增大先减小后增加,在45°时为最小;随着水平应力差异系数的增加而减小;随着注液速率的增加而增大。结合试验结果与理论模型讨论可知:预制裂缝具有定向作用时,可用Ⅰ-Ⅱ型复合裂纹水力压裂模型预测起裂压力和裂缝偏转规律;预制裂缝定向作用失效时,适用Hubbert-Willis弹性水力压裂模型求解起裂压力。研究结果为现场预制裂缝定向压裂参数设计提供参照。

摘要：油页岩是各向异性明显的沉积岩,以水蒸汽作为载热流体热解油页岩的过程中,岩体内部结构会发生复杂的变化。为了研究水蒸汽温度对油页岩渗透率及各向异性特征的影响规律,设计注水蒸汽热解油页岩的反应装置,对平行层理和垂直层理2个方向上的油页岩样品进行渗透率测试试验,计算得到渗透率各向异性系数,同时进行不同加热模式下油页岩渗透率的对比。研究结果显示:首先,垂直层理方向油页岩的渗透率较小,其量级最大也仅为10^(-2) mD,当热解温度从314℃增加到382℃的过程中,渗透率增幅明显,达到了2933倍;其次,平行层理方向油页岩渗透率的量级要远大于垂直层理方向油页岩渗透率,当热解温度从382℃增加到555℃,渗透率增幅显著;再次,当热解温度为314℃时,渗透率各向异性系数达到最大值,热解温度从382℃增加到555℃的过程中,渗透率各向异性系数较小,基本上呈缓慢增加趋势;最后,蒸汽加热和直接干馏2种加热模式下油页岩渗透率的区别主要体现在平行层理方向上,当热解温度从314℃增加到382℃,高温水蒸汽作用后油页岩在平行层理方向渗透率的增大程度要显著于直接干馏模式。

摘要：为研究复合顶板中锚杆锚固力的扩散规律,以大阳煤矿3306轨道顺槽为工程背景,采用应力扩散效应、梁弯曲理论和现场监测手段,构建复合顶板中单根锚杆锚固力扩散模型和锚杆间排距设计优化模型,并通过现场工程应用对该模型进行了验证。结果表明:锚固应力穿过复合顶板岩层界面时发生应力衰减和应力扩散角突变是导致复合顶板与均质岩层中锚固应力分布差异的本质原因;基于优化模型得到的支护方案在保证顶板安全的同时,比原方案锚杆间排距增加了180 mm;锚杆间排距随锚杆预紧力的增加呈线性规律增大,随下岩层与上岩层厚度比的增大呈对数型规律增大,随下岩层与上岩层弹性模量比的增加呈指数型规律增大;预紧力对锚杆间排距的影响最大,厚度比和弹性模量比次之,由于顶板岩层弹性模量不易改变,优化支护时优先考虑提高锚杆的预紧力;研究成果对复合顶板的支护理论和支护设计优化方案提供理论依据。

摘要：为了研究动压巷道两帮煤体刚度劣化对顶板变形的影响,以大阳煤矿3405运输巷的地质及开采条件为工程背景,采用弹性地基梁理论、极限平衡区理论和现场监测手段,讨论了考虑与不考虑两帮极限平衡区内煤体弹性模量劣化情况下顶板位移的差异。结果表明:考虑与不考虑弹性模量劣化时,巷道顶板最大变形分别为267 mm和138 mm;考虑弹性模量劣化后顶板变形计算结果与实测结果平均误差减少了45.9%;顶板最大位移随弹性模量劣化程度降低呈指数降低,随极限平衡区宽度增加呈对数增加;采掘扰动导致两帮内裂隙发育,其等效弹性模量减小,两帮对顶板支撑能力减弱导致顶板位移增加,故基于巷道顶板变形设计支护方式时需考虑两帮极限平衡区内煤体弹性模量劣化的影响。

摘要：针对薄直接顶工作面开采时垮落顶板不能有效充填采空区,进而引起厚硬基本顶形成较长悬臂结构并挤压巷道的现象。以黑龙煤业1103工作面薄直接顶、厚基本顶条件为背景,建立了下位切缝基本顶悬臂梁断裂力学模型,推导出基本顶沿切缝面扩展断裂时所需的巷旁切顶阻力计算方法,利用数值模拟确定出合理的切顶参数。研究结果表明:当顶板侧向悬臂长度及岩层载荷等参数一定时,巷旁切顶阻力随着切顶高度的增大先增加后减小;为使得上覆厚基本顶沿切缝面断裂并失稳滑落,合理的切顶参数应为切顶高度4m、切缝角度10°,此时巷旁提供的切顶阻力至少为3350kN。研究成果在现场实际工程中成功实施,可为类似条件的切顶留巷工程提供借鉴和参考。

摘要：煤层注水广泛应用于煤矿井工开采,注水后煤体湿润,使其强度和脆性减弱、塑性增加,并减少浮尘的产生量。对于深部低渗透、难注水煤层,煤层注水孔周围煤体变形破坏特征影响着煤层注水效果。基于有限差分法(FDM)与离散元法(DEM),构建了流固耦合模型,分析不同侧压系数条件下钻孔周围煤体变形破坏规律以及煤层注水渗流规律。研究结果表明:双向等压条件下,钻孔周围变形破坏范围以及注水孔隙水压力大致呈现圆形分布;而双向非等压条件下,则呈椭圆形分布,且在较小应力方向应力集中现象较为明显。随着侧压系数在1.6以内增大,钻孔上下两侧破碎区域相应扩大,但当侧压系数为1.6,1.8,2.0时,裂隙分布区域无明显差异。水压力分布和有效润湿范围与破坏区域分布相似。垂直润湿范围随着侧压系数的增大而发生较大的变化,总体呈先增大而后变化趋势较小。当侧压系数为1.0~1.6时,垂直润湿范围受侧压系数影响较大,而后因上下两侧的应力集中程度加大,致使上下两侧发生局部区域强烈挤压,润湿范围不会随之明显扩大。研究结果可为深部低渗透、难注水煤层的注水钻孔设计提供参考依据。

摘要：青海共和盆地花岗岩高温热损伤力学特性的研究,对于青海共和干热岩地热示范工程的顺利实施具有重要意义,可为干热岩钻井工程、人工热储的设计与施工提供有关岩石热损伤力学参数。采用宏观力学试验方法,结合显微CT扫描,对取自青海共和盆地的花岗岩热损伤的抗压强度、抗剪强度、抗拉强度,以及高温状态花岗岩试件自然冷却降温、裂隙生成进行研究。在试验测得高温热损伤花岗岩的抗压强度、弹性模量、抗剪强度、抗拉强度数据基础上,拟合获得抗压强度、弹性模量、抗拉强度、黏聚力、内摩擦角随温度变化的经验公式,建立热作用下花岗岩剪切破坏强度准则。同时揭示了温度对青海共和盆地花岗岩脆性-延性转变的影响,发现温度在500℃~600℃时,延性特征表现突出;降温速率与花岗岩的热破裂裂隙密度密切相关,花岗岩在空气中自然冷却过程中,前400 s降温速率最大,形成的温度梯度也最大,特别是前150 s,热破裂最剧烈。研究结果可为我国干热岩的开发与利用提供理论依据与技术支持,丰富和发展高温岩石力学理论。

摘要：针对工作面煤壁片帮影响大采高综采开采技术效益发挥的问题,以红庆河煤矿3-1煤层赋存条件为研究背景,通过设计正交试验方案,运用FLAC3D数值软件进行模拟,基于Drucker-Prager准则计算了工作面煤壁的破坏系数,综合分析了影响工作面煤壁破坏的5个因素。结果表明,埋深、支架合力作用点到煤壁距离、采高和工作面长度越大,煤壁破坏程度越高,而液压支架初撑力越大,煤壁破坏程度越低;煤壁破坏影响因素的主次排序为:埋深>支架合力作用点到煤壁的距离>支架初撑力>采高>工作面长度;给出了3-1煤层开采的合理工艺参数:采高6.2 m,工作面长度225 m,支架合力到煤壁的距离2 m,支架初撑力12000 kN。

摘要：电化学方法应用于强化煤层瓦斯抽采的效果主要取决于工程设计与参数选取的合理性。采用实验室实验的方法,用H2SO4、Na2SO4和NaOH 3种电解液分别对贫煤进行电化学改性,对改性前后煤样的瓦斯吸附解吸特性进行了测试,并通过低温液氮吸附测试和红外光谱测试分析了改性对贫煤煤样孔隙结构和表面基团的改变。结果表明:未改性煤样的饱和吸附量为30.03 mL/g,Langmuir压力为0.88 MPa,最终解吸率为83.20%;经H2SO4、Na2SO4和NaOH 3种电解液电化学改性后,煤样的饱和吸附量分别为23.70、26.67、32.79 mL/g,煤样的Langmuir压力分别为1.15、1.05、0.80 MPa,煤样的最终解吸率分别为90.10%、87.84%和81.71%;用H2SO4电解液电化学改性后的贫煤,比表面积最小,平均孔径最大,含氧官能团数量最多,故抑制瓦斯吸附、强化瓦斯解吸的效果最好。