摘要：裂隙注浆封堵是降低抽采钻孔漏气与提高瓦斯浓度的关键途径,而"含气"性则是煤层瓦斯抽采钻孔围岩裂隙的普遍属性.为探明含气裂隙浆液扩散特征及封堵机理,首先开展单一含气裂隙注浆扩散试验,明确浆液锋面扩散及注浆压力响应特征;然后,基于裂隙注浆扩散数学模型,研究含气裂隙浆液锋面及浆液压力分布,阐明浆液(液)-气体(气)耦合效应;最后,根据注浆前后含气煤体裂隙分布,结合数值模拟明确浆液在煤体裂隙中的运移规律,揭示液-气耦合下煤体裂隙的注浆封堵机理.研究结果表明:含气裂隙浆液扩散锋面呈现为明显的"U"型并随着浆液迁移而趋平缓,锋面圆弧角度随裂隙气压而降低,随裂隙开度、浆液黏度及注浆速率的升高而增大;气压对注浆压力的影响相较于浆液黏度、裂隙开度与注浆速率更为显著.负气压环境有利于提高裂隙中部浆液的扩散速度但会减缓裂隙壁附近浆液的速度,进而增大浆液锋面圆弧角;裂隙中液-气体系压力在液-气界面处突降,液-气耦合效应随浆液迁移及裂隙开度增大而减弱,但随气压绝对值、浆液黏度和注浆速率增大而愈发显著.注浆后含气煤体大开度裂隙显著减少或消失,一些大开度裂隙内的部分空间被浆液充填进而转变为较小开度的裂隙,造成小开度裂隙比例增加;负压环境有利于浆液流入小开度裂隙,而正气压则会阻止浆液进入分支小开度裂隙.研究成果丰富了含气裂隙注浆封堵理论,对井下抽采钻孔围岩裂隙高效注浆封堵具有一定指导意义.

摘要：为了研究节理几何特征对液态CO2爆破效果的影响,基于液态CO2爆破应力波的传播特征,构建了不同节理几何特征条件下CO2爆破应力波入射模型,结合LS-DYNA软件及分形维数,分析了节理长度、宽度、倾角、弧度、距炮孔间距对液态CO2爆破效果的影响规律.结果表明:节理对液态CO2爆破应力波具有明显的阻滞作用,阻滞系数一般在0.2～0.8之间,节理几何特征对阻滞系数波动性的影响程度由大到小依次为:节理间距L,节理倾角θ,节理宽度d,节理弧度μ,节理长度l.节理岩体液态CO2爆破后的岩体损伤可分为破碎区、爆破裂纹2部分,其中,破碎区主要位于炮孔与节理之间,爆破裂纹主要位于炮孔周边及节理端部.通过分形维数表征节理岩体的损伤情况,发现节理几何特征对液态CO2爆破岩体损伤情况的影响程度由大到小依次为:节理宽度d,节理长度l,节理间距L,节理倾角θ,节理弧度μ,结合回归分析及线性拟合建立了相应的损伤预测模型.研究成果在洛阳嵩县某金矿进行了试验验证,在减小施工量的同时有效提升了节理岩体的爆破效果,促进了液态CO2爆破技术的推广应用.

摘要：溶胀是能够改善煤性质、提升煤使用效率的方法,近年来离子液体作为溶胀试剂被用于煤炭溶胀.尽管普通离子液体作为溶胀试剂稳定性强且对环境友好,但由于极性较低,对煤溶胀效果较差,而卤素离子液体凭借卤素原子高极性的特点具有较强的极性.因此选用不同卤素离子液体1-丁基-3-甲基咪唑氯盐([Bmim]Cl)、1-丁基-3-甲基咪唑溴盐([Bmim]Br)、1-丁基-3-甲基咪唑碘盐([Bmim]I)对长焰煤进行溶胀,以探索卤素离子液体对煤结构性能的影响.结果表明:溶胀效果有[Bmim]Cl＞[Bmim]Br＞[Bmim]I的规律,其中[Bmim]Cl溶胀煤样在25 ℃下处理36 h的溶胀度提升最大,为25.07％.且溶胀使煤样结构发生改变,煤样芳香片层间距明显增加,表面小分子碎片明显增多;氧元素质量分数降低,最高降低了 3.63％.溶胀样品失重率增加,热解温度向低温区域移动.模拟结果表明:卤素离子液体使含氧官能团形成的氢键普遍发生弱化,强氢键转变为弱氢键,部分氢键甚至发生断裂.研究结果为提高煤炭热解、液化效率,促进煤炭资源的高价值利用提供了理论基础.

摘要：深部煤层注CO2地质封存及强化煤层气开采是能源行业节能减排最主要途径之一,然而,煤层是非均质多孔介质,具有纳米到厘米级的孔径尺度分布,CO2、CH4和H2O等流体多相共存于煤岩多尺度孔网,将形成大小迥异的毛细压力,进而影响注入CO2驱替置换和渗流传质,强烈毛细作用下的关键问题就是:"注入CO2究竟能够进入哪些尺度孔网空间驱替置换原位流体而地质封存呢?".鉴于此,首先建立煤层注CO2多尺度孔隙入侵渗流动力学模型;其次以真实煤样上的90条微纳米级交叉孔网为例,对CO2注入驱替和停注封存两个连续流动过程进行了定量研究.结果表明:煤层环境CO2、CH4和H2O等流体因不混溶产生不混溶相界面毛细阻力,注入CO2总是选择阻力最小孔隙路径驱替置换和渗流前行,造成CO2只会进入那些尺度大阻力小的孔裂隙空间.煤层注CO2渗流过程本质是驱替压差ΔP与孔隙不混溶界面毛细压力之间的竞争,驱替压差越大,能够进入的孔隙就越小,封存CO2的有效空间就越大.注入CO2运移过程并不遵循普遍认同的达西渗流,而是呈现出多个阶段性流动特征:注入初期,CO2只能进入润湿性孔隙与CH4竞争性吸附解吸;注入中期,CO2在非润湿孔隙遵守入侵渗流运动,在润湿性孔隙或孔隙交叉节点符合海恩斯跳跃不稳定流动;注入后期,CO2突破煤层孔裂隙网络形成连续流动路径,才按照达西渗流运动;停止注入CO2后,煤层水等润湿流体自发渗吸,将已注入CO2截断和关闭为结构封存和残余封存两部分.本研究对于揭示煤与瓦斯突出、页岩和煤等多孔介质储层CO2注不进、负压瓦斯抽采效率低等工程现象背后的本质具有重要的启示意义.

摘要：本研究围绕不同离子型聚丙烯酰胺(PAM)对—30 μm超细赤铁矿颗粒絮凝沉降行为的调控作用,构建了"界面吸附-絮团结构-沉降性能"跨尺度响应模型,系统揭示了分子级吸附特性对宏观沉降性能的跨尺度影响机制.选取非离子型(NPAM)、阴离子型(APAM)、阳离子型(CPAM)和两性离子型(AmPAM)4种PAM类型,分别通过Zeta电位与吸附密度测试、傅里叶变换红外光谱(FTIR)与X射线光电子能谱(XPS)表征、分子动力学模拟和扩展DLVO理论计算,分析其在吸附密度、吸附能及氢键形成等界面行为方面的差异.结果表明:APAM分子链伸展性强,界面结合最稳定,吸附能最低、氢键最多.进一步结合聚焦光束反射测量技术(FBRM)动态检测、扫描电子显微镜(SEM)形貌观察、分形维数与孔隙率分析,发现APAM体系形成的絮团平均弦长达519.5μm,分形维数为1.82,孔隙率仅为38.9％,结构致密性最优.在沉降阶段,APAM体系絮凝反应时间仅为1.01 s,上清液浊度为331 NTU,絮团浓度达51.9％,沉降性能显著优于其他体系.研究从分子、介观到宏观尺度定量阐明了 PAM离子结构对赤铁矿絮凝过程的协同调控机制,为细粒矿浆絮凝剂的高效筛选与工艺优化提供了理论支撑.

摘要：甲烷原位燃爆压裂技术通过引燃储层解吸甲烷与助燃剂的混合气体产生高温高压冲击波,从而形成复杂裂缝网络.为揭示甲烷原位燃爆压裂井筒非均匀混合燃爆特性,基于预充式助燃剂投放方法,耦合Arrhenius动力学方程与涡耗散方程,建立了密闭井筒甲烷非均匀燃爆三维模型,研究了井筒燃爆压力特征,分析了井筒压力、温度、甲烷体积分数和点火方式对燃爆压力的影响规律.结果表明:预充式投放导致井筒内形成特征鲜明的甲烷体积分数分区,以投放工具为中心,两侧对称分布着低体积分数弱燃爆区(5％～14％)、强燃爆区(15％～55％)及高体积分数弱燃爆区(55％～92％).相较于均匀燃爆工况,非均匀混合条件下井筒底部峰值压力显著提升,同时密闭井段上端峰值压力降低12％～15％,形成更优的压裂安全窗口.参数敏感性研究表明,初始压力从5 MPa增至15 MPa时,燃爆峰值压力提升39.3 MPa,但增压速率随压力升高呈衰减趋势;当初始压力保持不变时,环境温度每升高40 K,峰值压力衰减幅度达10.4％;非均匀混合使甲烷燃爆最佳体积分数从33.3％降至26.8％,显著降低了对混合比例的敏感性要求;采用高温点火方式可使井筒上部峰值压力提升30％,并有效消除了电火花点火时的滞燃现象.研究结果揭示了非均匀混合条件下的燃爆增强效应,可为现场应用提供理论参考.

摘要：针对松软强吸附煤层瓦斯抽采难题,本文采用大功率超声场"机械振动-空化-热"协同效应增渗促解瓦斯的创新思路,开展了超声场激励下煤体微观孔隙演化、宏观解吸扩散行为研究,研制了超声场增渗系统装置和井下长钻孔增渗实施工艺,进行了井下顺层/穿层钻孔超声场激励促抽工程试验.结果表明:超声场激励后余吾煤和新田煤的最大氮气吸附量由2.314 0和1.661 6 cm3/g分别提升至3.542 4和3.694 4 cm3/g,增幅分别为53.09％和122.34％;比表面积分别提升155.86％和659.90％,孔容分别增长66.67％和100.00％;微孔与中孔数量明显增加且孔隙结构有效连通,显著改善了煤基质内部的气体输运通道.瓦斯吸附/解吸试验结果表明:超声场激励后2种煤样的扩散系数分别由1.76×10-8,8.95×10-8 m2/s提升至1.99 × 10-8,1.05×10-7 m2/s,增幅达13.00％和17.32％;超声场激励对于孔隙气压具有敏感性,在低孔隙压力阶段强化解吸效果更为显著.为适应井下松软强吸附煤层增渗需求,研制了 18 kW大功率超声场增渗系统,开发了小直径长钻孔内水压协同超声分段增渗技术工艺.井下松软强吸附煤层超声增渗工程试验结果表明:余吾煤矿顺层钻孔经超声场激励后,30 d内瓦斯浓度提升101.82％～119.90％,流量增长29.37％～136.72％,促抽影响半径达14 m;在余吾矿水力造穴煤层进行超声场增渗后瓦斯浓度提升5.14％～55.91％;新田煤矿穿层钻孔经超声增渗后,瓦斯浓度与流量分别提高58.35％～96.36％和49.80％～54.57％,有效促抽半径超过12 m,有效促抽时间超过60 d.本研究结合了微观、宏观及工程多尺度研究,阐明了超声场改性微观孔隙增渗促解瓦斯机制,揭示了孔隙水对超声扩孔增渗的强化效应,证实了超声场在松软强吸附煤层强化抽采中的良好效果,为松软强吸附煤层瓦斯促抽提供了重要支撑.

摘要：风积沙覆盖区煤矿开采地表下沉是基岩下沉和风积沙松散层响应流动的耦合破坏,风积沙赋存特性对地表变形具有显著影响.为了揭示神东矿区高强度开采扰动下风积沙松散层厚度对基岩-地表沉降传导的影响机制,本文结合现场实测、理论分析、数值模拟等方法研究了风积沙覆盖区基岩-地表沉降传导特征.基于风积沙、基岩的物理力学特性差异及其互馈作用构建了基岩-地表沉降传导模型,并利用弹性地基梁理论提出了充分采动条件下考虑基岩、风积沙松散层双介质的地表沉降预计公式.进一步提出了基岩-风积沙双介质的块体-颗粒离散元组合模拟方法,通过风积沙松散层模型底部应力与基岩顶部破坏形态的循环传导实现了基岩-地表动态耦合变形模拟,揭示了基岩-地表沉降传导特征,并阐述了不同风积沙厚度影响下地表沉降特征.实测结果表明:基岩顶部相对地表沉降量仅为75～126 mm,说明了主关键层导控作用下岩土体协同沉降传导特性;风积沙厚度由9 m增加至23 m时地表下沉系数相对减小了 6.45％～26.58％.模拟结果进一步显示风积沙厚度由8 m增加至40 m时,地表相对基岩下沉减小量由6.41％上升至12.82％,表明风积沙厚度的增加减缓了基岩沉降的传导.此外,不同风积沙厚度模型开采前后风积沙孔隙率平均增加了 0.085 3,使得基岩下沉空间在向上传导过程中耗散在风积沙空隙中.通过现场实测、数值模拟、理论预测的相互对比验证,说明了数值模拟方法和考虑基岩、风积沙松散层双介质的地表下沉预测理论模型的可靠性.研究成果揭示了薄风积沙松散层、厚基岩条件下基岩对地表的导控特性和风积沙松散层对地表变形的缓冲作用,为神东矿区同类型矿井地表变形预计和防治提供了科学支撑.

摘要：深部矿井巷道处于高静载应力环境,与开采作业产生的强扰动相互叠加,导致冲击动力灾害频发.为探究深埋巷道动静载叠加诱冲机理,以针对性制定防冲措施,研制动静载叠加诱冲物理模拟试验系统,并配套研发石膏基低强度、高冲击性、易成形模型材料,再现动静组合加载下深埋巷道冲击破坏过程.动静载叠加诱冲物理模拟试验系统主体结构包括试验机框架、静载装置和动载装置,通过高静载应力均衡加载和动静载荷独立加载,还原深部矿井"高静载+动载扰动"复合应力环境;对所研发模型材料标准试样进行常规单轴压缩试验,材料强度约为6.54 MPa,破坏过程碎屑弹射现象剧烈,展现出较强冲击性,满足物理模型试验需求.针对试验操作过程与生产实践流程不一致、物理模型试验对工程实践还原度低等问题,物理模型制作过程中充分考虑模型尺寸、应力环境、支护材料及参数等方面的相似性,并设计了巷道冲击物理模拟标准化作业方法及实施流程.以某千米深井综放工作面巷道特征参数及生产条件为典型案例背景,开展深埋巷道动静叠加诱冲验证性模拟试验,试验系统成功监测并记录了循环反复冲击及不同支护条件下深埋巷道围岩变形和支护构件动态响应,验证了所研发试验系统、模型材料及流程方法的可靠性.该物理模拟试验系统可还原深部矿井巷道复杂静态应力环境,并可施加冲击扰动,对探究复杂应力环境下巷道变形破坏规律、动静叠加诱冲机理、各类技术手段防冲支护效果具有重要意义.

摘要：深埋过程中黏土矿物转化与微观结构、岩石物性和地层压力等密切相关,是泥岩压实研究的重点.本文选择准噶尔盆地腹部地区深层中生界泥岩为研究对象,在矿物组分测试的基础上,探讨黏土矿物转化规律及其对泥岩压实过程和测井响应的影响.结果表明:准噶尔盆地腹部地区中生界泥岩黏土矿物主要由伊蒙混层和伊利石组成,含有少量高岭石和绿泥石,不含离散的蒙脱石.中生界泥岩在深度4 000～4 800 m、温度90～105 ℃窗口内经历了明显的黏土矿物转化,伊蒙混层中的蒙脱石快速转化为伊利石,混层比降低,混层构型从R0型转变为R3型.根据黏土矿物转化程度将泥岩压实过程划分为3个阶段,并且发现不同压实阶段减孔机制有所差异.中浅层机械压实阶段以有效应力减孔为主,而黏土矿物转化和有效应力增大共同加剧了深层孔隙损失.黏土矿物转化导致泥岩孔隙度降低和密度增大,在一定程度改变了不同测井对于压实过程的响应,影响了压实阶段及超压成因的准确识别.基于不同压实阶段正常压实趋势线改进的声波时差-密度交会图版可有效区分深层泥岩的压实阶段,并能够准确识别超压成因机制.本研究有助于深化泥岩压实理论,同时对深层地层压力预测具有重要指导价值.

摘要：为了明晰煤转化为金刚石的微观过程,促进煤炭资源的清洁高效利用,采用反应力场分子动力学(ReaxFF MD)研究了煤中杂原子脱除、金刚石形核和金刚石生长的过程.结果表明:温度越高,煤热解产生的无机气体和有机气体的数目越多.温度为4 000 K时,3次脱除杂原子产物后长焰煤中碳元素含量为98.54％,无烟煤中碳元素含量为98.83％.在金刚石形核阶段,煤的金刚石形核最低压力(pmin)与温度呈负相关,与升压速率呈正相关;长焰煤的pmin高于无烟煤,且二者形成的金刚石核均为六方金刚石.在金刚石生长阶段,煤的金刚石转化率随压力增加而升高,提高反应温度和降低升压速率能够有效提高金刚石转化率.温度为4 000 K时,以0.05 GPa/ps的升压速率将压力升至80.00 GPa时,长焰煤的金刚石转化率为46.97％,无烟煤的金刚石转化率为45.77％.温度为4 000 K,以0.1 GPa/ps的升压速率将压力升至80.00 GPa时,延长恒温恒压时间对长焰煤的金刚石转化率提升作用更强;经过恒温恒压350 ps,长焰煤的金刚石转化率由29.68％提升至53.65％,无烟煤的金刚石转化率由21.32％提升至31.27％.煤形成金刚石核后将进入金刚石生长阶段的过渡期,在此期间2种煤的金刚石转化率随压力升高变化缓慢.在煤经高温高压转化为金刚石的过程中,金刚石结构与非金刚石结构发生相互转化,同时也存在立方金刚石和六方金刚石结构的相互转化.

摘要：提出了煤矿绿色开采的概念,阐述了它的内涵和技术体系.绿色开采的理论基础为:开采后岩层中的关键层运动形成的节理裂隙与离层规律以及瓦斯与地下水在破断岩层中的渗流规律.绿色开采技术的主要内容包括:保水开采、建筑物下采煤与离层注浆减沉、条带与充填开采、煤与瓦斯共采、煤巷支护与部分矸石的井下处理、煤炭地下气化等.

摘要：我国煤矿巷道从1956年开始研究应用锚杆支护技术,至今已有60 a.介绍了煤矿巷道锚杆支护技术的发展历程,不同时期采用的锚杆类型及应用条件;总结了煤矿巷道锚杆支护技术取得的研究成果,包括锚杆支护作用模式与支护理论;动态化、信息化的设计方法;支护材料与构件类型、力学性能及匹配性;施工工艺与机具;矿压监测方法与仪器;及锚杆支护在全国的推广应用情况.60a的研究与实践表明,我国煤矿已形成有中国特色的锚杆支护成套技术体系,锚杆支护成为煤矿巷道主体支护方式,为煤矿安全、高效建设与生产提供了可靠的技术保障.最后,根据我国煤矿巷道特点,提出了锚杆支护技术今后的发展方向与建议.

摘要：建立了判别覆岩中关键层位置的实用方法,并编制了相应的计算机软件KSPB.首次建立了相邻两层硬岩层同步破断的理论判别式,并就相邻两层硬岩层破断顺序的影响因素进行了分析,结果表明,两硬岩层厚度、间距及上层硬岩所承受的载荷大小是影响相邻两层硬岩层破断顺序的主要因素.

摘要：采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法,研究深部巷道围岩稳定问题,认为深部巷道围岩控制的基本方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术.提出了深部巷道围岩控制的基本技术和控制过程:1) 应力转移降低巷道浅部围岩应力;2) 采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、锚索支护系统,强化锚固区围岩强度,提高巷道围岩自身稳定性;3) 加强巷道两帮、底角支护,提高巷道最薄弱部位(两帮、底角)残余强度、提高巷道围岩的整体稳定性;4) 应用高水速凝材料注浆加固破碎区,提高破碎围岩的完整性和力学参数.该研究成果已成功应用于工程实践.

摘要：在综述巷旁支护技术发展历程的基础上,提出膏体材料巷旁充填沿空留巷新技术;分析沿空留巷顶板破断垮落特征,建立了膏体材料巷旁充填沿空留巷的力学模型,提出了膏体材料巷旁支护体主要参数的确定方法,并将研究结果应用于工程实践.

摘要：结合锚杆使用中存在的问题,提出了煤巷高强预应力锚杆支护技术,分析了高强预应力支护控制顶板离层的机理,提出了包括高性能预拉力锚杆、钢绞线预拉力桁架和M型钢带等几种新型实用的预应力控制手段,介绍了谢桥矿复合顶板沿空掘巷采用预应力支护技术的实用效果.

摘要：针对传统沿空留巷施工工艺繁琐、留巷成本高的问题,提出了切顶卸压沿空留巷新技术.在沿空留巷覆岩运动规律的基础上,研究了采空侧顶板预裂卸压机制,建立了不同顶板位态下“围岩结构-巷旁支护体”力学模型,分别推导得出了巷旁支护阻力的计算方法.结果表明:通过顶板预裂爆破,采空侧低位基本顶间接转化为直接顶冒落,切落后碎胀的矸石对上位岩层起到了较好的支撑作用,限制了其旋转变形,并降低了顶板断裂冲击载荷;将顶板断裂线转移至采空区侧,顶板在侧向形成了切顶短臂梁结构,减小了侧向悬臂长度,降低了巷旁支护体承受的附加载荷.在此基础上,提出了聚能预裂爆破、恒阻大变形锚索及巷旁密集单体支柱等围岩控制技术,并在哈拉沟煤矿12201工作面得到了成功应用.

摘要：对比分析了村庄压煤采用传统迁村开采、条带开采存在的问题,以及采用固体废物膏体充填不迁村采煤技术的优越性,阐明我国煤矿发展固体废物膏体充填的重要意义.提出5种不迁村膏体充填采煤方法.分析煤矿膏体充填的特殊性,介绍了专门为煤矿膏体充填研究的2种膏体胶结料,并指出了膏体充填不迁村采煤技术的研究方向.