摘要：在复杂灾变的矿井环境中,利用井下图像可以清晰地掌握井下状况,提升救援效率.以二维井下图像处理技术为行文脉络,介绍并分析了几种针对矿井复杂环境的二维图像处理技术及研究现状,指出了各种图像处理技术在我国矿井救援中存在的问题:在矿井复杂环境下,现有图像增强算法(如Retinex、CLAHE)存在光晕效应、颜色失真、噪声敏感等问题,且缺乏动态调整能力;现有降噪技术(如空间域滤波、小波变换、深度学习方法)对混合噪声抑制不足,存在细节模糊、计算效率较低的局限性;算法实用化面临数据与模型瓶颈,包括真实数据集缺乏、深度学习模型计算资源需求高、多任务联合优化框架不足.未来矿井图像处理应聚焦于:开发自适应矿井场景的增强算法,结合深度强化学习与物理模型(如光照物理方程)进行物理引导的联合训练,优化多尺度光照分离与边缘细节增强;构建多模态噪声联合抑制框架,利用自监督学习(如Noise2Void:Learning Denoising from Single Noisy Images)与小波-卷积神经网络混合架构多模态特征对齐,提升降噪效率与精度;推动数据-算法-硬件协同优化,通过多视角矿井图像数据集、多任务学习框架和边缘计算技术,实现端到端场景适应与分布式实时处理.通过对现有井下二维图像处理技术的分析和展望,为矿山智能监控提供理论支持和技术指导,旨在推动矿山可视化监测技术的革新和安全生产水平的提升.

摘要：针对近距离上保护层开采中保护范围测点稀疏、保护边界判定误差较大的技术难题,以象山矿 21311 工作面为工程背景,综合运用FLAC3D数值模拟与现场多钻孔联合实测的方法,系统分析了上保护层开采过程中被保护层的应力场、塑性区、膨胀变形量及渗透率时空演化规律,并考察其瓦斯治理效果,以实现卸压保护范围的精确划定与考察方法的优化.研究表明:底板应力场演化呈现"局部卸压-对称扩展-稳态平衡"3 个阶段特征,卸压区垂直应力最大降幅可达原岩应力的 95%;塑性区呈"梯形"扩展,最大破坏深度稳定在 30 m,确保被保护层整体进入完全破坏卸压状态;膨胀变形率与渗透率呈"马鞍形"对称分布,其中卸压核心区的渗透率提升了 172.5 倍,为瓦斯高效抽采提供了优势通道.沿工作面走向(切眼侧A组、终采线侧D组)与倾向(辅助进风巷侧B组、主进风巷侧C组)共布设 20 个监测钻孔,实施密集监测:基于膨胀变形率临界指标,精确确定走向切眼侧卸压角为 61°,终采线侧卸压角为 58°,倾向辅助进风巷侧卸压角为 79°,主进风巷侧卸压角为 81°,显著提高了保护边界的识别精度.配合底板定向长钻孔对下向卸压瓦斯实施拦截抽采,卸压瓦斯抽采率最高达 55.31%,被保护层残余瓦斯含量降至2.29～3.90 m3/t,透气性系数提高 8～12 倍,钻孔瓦斯流量衰减系数下降 40%～50%.

摘要：为模拟井下浸水煤样的低温氧化过程,探究浸水时长对未干燥煤低温氧化特性的影响.通过自主开发的气浴式煤低温氧化实验系统,对安泽矿区 12 组不同浸水时长的未干燥煤样进行程序升温实验,分析了煤在低温氧化不同阶段的气体产出和表观活化能变化规律,并基于实验结果探讨了其中的微观机理.结果表明,不同温度阶段,不同浸水时长对煤的低温氧化能力有着不同的影响:在 75℃之前,水分对煤氧反应起到抑制作用,并且浸水时间越长,抑制效果越显著,出口氧气体积分数和缓慢氧化(SⅠ)阶段的表观活化能随浸水时间增加逐渐增大,标准耗氧速率和标准CO生成速率随浸水时间增加逐渐减小;75℃之后,水分对煤氧反应起到促进作用,并且浸水时间越久,促进作用越明显,出口氧气体积分数和加速氧化(SⅡ)阶段的表观活化能随浸水时间增加逐渐减小,标准耗氧速率和标准CO生成速率随浸水时间增加逐渐增大.根据推断,这与水浸后煤样内部发生的一系列复杂物理化学变化有关:在 75℃之前,煤体中的水分吸热蒸发,阻碍氧气扩散,抑制了煤氧反应;而在 75℃之后,煤中水分大量蒸发,在水的侵蚀作用下,煤体的物理结构发生改变,同时也暴露出更多的化学基团,一些化学反应释放热量,共同促进煤氧反应.

摘要：在复杂加载条件下,开采应力扰动使受扰煤体孔隙和裂隙结构发生动态演化,引起渗透率非线性变化,显著影响瓦斯抽采效率.为此,依托三轴试验设备,以刘庄矿 150804 工作面煤样为研究对象,采用煤岩心渗透率自动测量仪,开展了不同轴压、围压、气体压力条件下煤体渗透率的演变特征及破坏行为试验,并分析了渗透率的变化规律.结果表明:在轴压 3～9 MPa、围压 1～3 MPa、气体压力 0.2～1.0 MPa 范围内,轴压和围压与煤体渗透率总体呈负相关关系,气体压力高会促使煤体裂隙闭合,导致渗透率降低,但在高应力组合条件下渗透率的变化幅度趋于减小;围压增大压缩了煤体孔隙结构,渗透率随围压升高而持续下降,当轴压为 3 MPa、围压从 1 MPa增至 3 MPa时,渗透率降低了 0.52×10-17 m2;轴压对渗透率的影响呈现先增强后减弱的趋势,初始阶段(轴压 3～5 MPa)因煤体压实导致渗透率下降,超过屈服极限后(轴压 5～9 MPa),内部裂隙与孔洞增多,渗透率上升.

摘要：在煤层开采过程中,如何实现规模化处置煤矸石一直是煤炭行业绿色、高效发展亟待解决的重要难题.垮落带采动空隙作为矸石注浆充填的主要空间,其演化过程与覆岩运移密切相关.通过分析垮落带覆岩运移规律,发现垮落带可充填空间是解决上述问题的根本途径之一.以曹家滩煤矿 122109 超大采高工作面为研究对象,采用相似模拟试验和理论分析相结合的方法,研究了采空区垮落带的形态特征、覆岩下沉规律及垮落带可充填空间,揭示了覆岩运移自下而上逐渐发展的演化规律.在此基础上,利用ImageJ软件处理图片,计算得到裂隙网络图的分形维数,定量表征了裂隙的发育程度与复杂性.结果表明:工作面开采条件下,垮落带覆岩裂隙发展可分为裂隙发育阶段、裂隙加速发育阶段、压实阶段、裂隙整体平稳阶段等变化阶段;垮落带空隙面积占比为 28.6%,其空隙空间"O形圈"靠运输巷侧空隙、裂隙带和垮落带间的离层区、"O形圈"靠回风巷侧空隙及垮落带内部空隙占比分别为 14.6%、14.0%、15.1%、56.3%;基于垮落带松散岩石的空隙计算模型,得到垮落带内松散岩石空隙率为 29.13%,垮落带可充填空间536.6 万m3,垮落带单侧矸石可充填量为 206.5 万t,充填率为 9.4%.

摘要：综采工作面是矿井粉尘污染最严重的区域之一,大采高工作面开采时落煤高度较大,采煤机割煤时产生的粉尘容易扩散至人行道,对矿工的身体健康造成严重威胁.为深入探究大采高工作面截割工序中挡煤板对粉尘的防控机理,以陕北张家峁煤矿 15211 工作面为研究对象,建立了三维数值模型,采用计算流体动力学-离散相模型(CFD-DPM)的数值模拟方法,分析了不同挡煤板高度下综采工作面的风流特性、紊流分布和粉尘运移轨迹、分布范围及粒径分布变化.结果表明:随着挡煤板高度的增加,其对气流的分隔效应愈发显著,导致人行道区域气流流线减少,风速逐渐降低,而滚筒附近的风速则急剧上升,风速超过了 2.5 m/s;当挡煤板高度达到1.6 m时,采煤机前方形成了长达 30 m的高风速区域,增强的气流效应与物理阻隔相结合,有效改变了粉尘的运移路径与分布格局,显著抑制了粉尘的横向扩散,缩短了粉尘的暴露时间及运移距离;人行道内侧的粉尘污染区域显著减小,粉尘质量浓度降至 50 mg/m3,大部分粉尘被有效地限制在了人行道外侧,对粒径大于 40 μm的粉尘拦截效果尤为明显;对比挡煤板为0.8 m与 1.6 m时的粉尘质量浓度分布,随着挡煤板高度的增加,人行道呼吸带处的粉尘质量浓度显著降低,降尘率达 50.2%;将数值模拟结果与现场实测数据进行比对,平均误差为 6.9%,进一步验证了模拟的准确性和可靠性.

摘要：为解决煤矿核心作业产尘区粉尘污染严重的问题,系统梳理并分析了煤矿粉尘控制技术的最新研究进展,重点探讨了喷雾降尘技术与通风除尘技术在实际应用中的关键问题,并结合新型喷雾与通风技术的发展,对不同技术的除尘效能进行了系统剖析.采用文献研究方法,将国内外相关研究归纳为试验研究与数值模拟 2 类进行对比分析,明确了各技术路径的特点与适用条件.研究发现,通风除尘技术存在风流-粉尘运移规律不完善、风量控制精度不足及辅助通风装置性能不佳等问题;喷雾降尘技术则面临气-尘-雾三相耦合模型计算复杂、喷雾环境仿真精度有限以及动态监测与控制能力滞后等挑战;化学抑尘与注水减尘虽可抑制粉尘扩散,但受化学试剂兼容性差和煤层渗透效率低等因素制约,实际抑尘效果难以保障.因此,未来研究应致力于发展先进仿真技术,融合人工智能与物联网技术实现风流-粉尘的实时监测与精准调控;构建计算效率更高、精度更好的气-尘-雾三相耦合模型,定量解析降尘效率并精确模拟复杂风流对雾场扩散的影响;积极推进环保型抑尘剂的研发,以实现高效抑尘与生态安全的统一,促进注水减尘、化学抑尘等技术的集成应用,全面提升煤矿粉尘的综合控制水平.通过理论创新与工程实践的深度融合,推动粉尘控制技术向智能化方向发展,从而改善井下作业环境,保障矿工身体健康,为煤矿粉尘治理技术的研发提供理论支持与方法参考.

摘要：为解决露天煤矿富水泥质粉砂层中止水帷幕注浆过程中浆液扩散均匀性差、难以形成连续止水幕墙的问题,以黑龙江朝阳露天煤矿为工程背景,提出采用高压脉冲气体对土层进行预劈裂造缝后再实施压力注浆的方法.首先,基于流固耦合理论建立离散元(DEM)模型,从细观角度分析脉冲气体参数(压力与频率)对土体劈裂裂缝扩展规律的影响,并结合地层特征确定最优脉冲气体技术参数.随后,利用自主研发的脉冲气体预劈裂注浆控制系统开展现场注浆试验,通过注浆过程监测、取心试验及压水试验对比评价脉冲气体劈裂处理后的注浆效果,验证该施工方法的优越性.研究结果表明:高压脉冲气体可显著增加泥质粉砂层中的劈裂裂缝数量,土体裂缝数量的增长过程可分为快速增长(Ⅰ)、缓慢增长(Ⅱ)和稳定(Ⅲ)3 个阶段;土体劈裂裂缝的有效扩展范围与气体压力呈正相关关系,随气体频率增大呈先增大后减小的趋势,最优气体技术参数为压力 2 MPa、频率 2.5 Hz;脉冲气体预裂注浆技术可显著降低注浆压力,在松散砂层和泥质粉砂层中的注浆量分别提高 24%和 92%,在露天矿地层中的扩散半径可达 2 m,有效提升了低渗透性泥质粉砂层的可注性,防渗止水效果良好.

摘要：为探究水力冲孔造穴作用下煤体的增透机理及瓦斯运移规律,基于煤层内部多流态并存与多物理场耦合作用特征,系统揭示造穴参数对煤体渗透性演化及瓦斯抽采响应的影响机理.基于多流态转捩思想,构建了瓦斯渗流理论与应力场、吸附变形场相耦合的多物理场全耦合模型,对煤层内部瓦斯流态进行了区分,揭示了瓦斯流动由层流向湍流转捩的特征;基于球形颗粒假设,推导了造穴后塑性破碎区渗透率表达式;结合有效应力原理与吸附诱导变形理论,建立了弹性区渗透率的动态演化模型,通过瓦斯流动场与煤岩应力场耦合,实现了多流态转捩过程及应力-渗流-吸附相互作用的统一描述.以沁水盆地SX006-1 井为工程实例,采用现场实测瓦斯压力数据对模型进行验证,模型计算结果与现场压力监测数据吻合良好,能够较为准确地反映水力冲孔造穴条件下瓦斯抽采过程中压力的时空演化特征.结果表明:水力冲孔造穴显著改变了煤层局部应力分布,形成以造穴为中心的柱状塑性破碎区,强化了卸荷与结构破碎效应,并诱发更大范围的微裂隙扩展与孔隙连通,从而提高了煤体的整体渗透性;随着造穴孔径的增大,煤层内部逐渐形成环状增渗区,影响范围持续扩大,渗透性明显增强,瓦斯运移能力与抽采效率同步提升;塑性破碎区内的瓦斯流动表现出由层流向湍流发展的流态转捩特征,而忽略湍流效应将导致流速与压力分布的明显偏差;水力冲孔造穴通过应力卸荷、结构破碎及孔隙连通协同作用实现了煤体增透,其增透效应受造穴孔径影响显著;孔径增大可强化卸荷增透与瓦斯压降效果,但渗透率提升呈非线性特征,当孔径超过一定范围后增透效益趋于饱和,且孔径过大可能带来排渣效率降低与施工风险增加等问题.

摘要：鄂尔多斯东缘临兴区块煤层气资源丰富,但受限于埋藏深度大、地层非均质性强等因素,钻井作业面临效率低、施工难度高等挑战.现有机械比能模型对于井下复杂情况的钻压、转速、扭矩的准确计算存在困难,造成能量浪费.为此,针对临兴区块深煤层地质特征,结合水力能量对岩石破碎和井底净化的作用,考虑螺杆钻具对转速和扭矩的影响,提出了考虑射流-螺杆作用的机械比能模型.经验证,相比于Teale模型、Pessier模型、孟英峰模型,提出的模型计算的机械比能值与岩石抗压强度的相关性较好,更加接近真实的机械比能值.以临兴区块LX-55-7D井 2 368～2 776 m井段为例,基于皮尔逊相关性法则,对钻井参数进行相关性分析,得到了与机械比能正相关性较强的参数,依次为转速、钻压、排量、立压、钻头压降、岩石抗压强度、大钩负载,负相关性较强的参数为机械钻速、扭矩,确定了机械比能的主要影响因素为钻压、转速、排量;通过响应面法设计了交叉试验,进行了钻井参数优选,得到了适用于该井段煤岩钻进的最佳参数:钻压 50 MPa、转速 55 r/min、排量 35 L/s.将优化的钻井参数应用于LX-58-6D井的钻井现场设计,结果显示:优化后的钻进参数组合使机械能量转化效率提升了 50.5%,钻速提高了 19.1%.该方法可降低煤岩互层导致的能量耗散,为深煤层高效钻井提供了技术支撑.

摘要：为提高煤矿井下无轨辅助运输胶轮车的运行安全性与智能化控制水平,针对传统监控方式与仿真建模技术难以直观展现运行状态和构建高保真模型的问题,提出了一种融合了新一代信息技术与数字孪生理念的无轨胶轮车运动仿真与人机交互系统.以具备多传感器设计的无轨胶轮车为研究对象,采用MATLAB/Simulink设计了系统架构与功能模块,结合CAN总线完成了多元传感器数据的标准化转换与高速传输.通过整车控制器(Vehicle Control Unit,VCU)的I/O接口实现了数字孪生模型与物理实体的实时数据交互,构建了虚实融合的运行环境,并实现了对车辆转矩、转速、制动压力等关键安全参数的连续监测.系统引入了基于物理建模与实时数据驱动的预测性仿真方法,能够高精度模拟车辆在不同工况下的动态响应,特别适用于VCU的程序优化与控制算法的参数调整.以某煤矿井下低速四轮转向工况为例,基于数字孪生模型构建的仿真平台复现了真实转弯环境,结合车辆动力学特性开展了多轮仿真试验,优化了比例-积分-微分(Proportional-Integral-Derivative,PID)控制参数.优化后的控制策略显著提升了车辆横摆角速度,减小了转弯半径,仿真结果与实测数据变化趋势高度一致:最大相对误差为1.34%,平均误差为0.85%,验证了模型的准确性与可靠性;控制系统整体时间延迟控制在30 ms以内,充分体现了系统的实时性.

摘要：为解决煤矿生产、运输及堆储过程中煤尘污染问题,降低煤矿工人尘肺职业病发病率,基于天然高分子改性理念,以黄原胶(XG)和羟丙基甲基纤维素(HPMC)为复合底物,在引发剂与交联剂作用下,引入N-羟甲基丙烯酰胺(NAM)分子链进行接枝改性制得凝胶成膜组分,与表面活性剂十二烷基磺酸钠(SDDS)和保水剂聚乙烯吡咯烷酮(PVP)复配,制备了一种具有凝胶网络结构的结壳型煤尘抑制剂.利用傅里叶变换红外光谱(FTIR)、X射线光电子能谱(XPS)和扫描电子显微镜(SEM)表征手段研究了接枝过程和抑尘机理,并通过黏度测试、溶胀能力测试和抑尘性能试验验证其性能优势.结果表明:抑尘剂中凝胶网络结构显著提升了材料的黏结性与溶胀性,可有效黏结煤粉并在煤尘表面形成致密固结层,从而提升抑尘效果;保水性能测试中,抑尘剂处理的煤样在 45℃下蒸发 5 h后保水率大于 50%;抗风蚀性能测试中,抑尘剂处理的煤样在 15 m/s风速下抗风蚀效率较传统洒水处理的煤样提高 79.5%,且固结层形貌保持完好;固结层耐候性测试中,抑尘剂处理煤样经过 7 次冻融循环试验后,固结层硬度仅下降 12%,且固结层无明显裂纹.研究表明,制备的凝胶抑尘剂可显著抑制煤尘扩散,为矿区环境保护和煤矿工人职业健康防护提供了新策略.

摘要：在役压力设备服役过程中,经常承受启停波动、装配偏差以及弯扭耦合作用等复杂载荷,易产生Ⅰ/Ⅲ-复合型裂纹.裂尖构型的差异会显著影响等效断裂韧性,进而影响失效评定的判定结果.针对这一问题,以三维能量模型为基础,提出"构型判别-等效门槛-FAD评定"的一体化方法.首先,对三叉开裂、边翼分叉开裂、对称分叉开裂、折裂及扩展开裂 5 类典型裂尖构型进行描述,并利用统一标度实现等效断裂韧性的归一化处理;其次,引入以中位数和MAD离散度为核心的稳健统计方法,结合最近邻判别准则,建立由分散试验数据提炼代表值的工程化路径,实现不确定性输入向可确定评定参数的转化.以 3 台厚壁压力设备的 8 处焊接缺陷为对象,结合-20℃冲击功测试和断裂力学计算得到相应的等效断裂韧性,并将其嵌入FAD曲线进行评定.结果表明:在常规口径下,全部缺陷评定点均落入安全区;而依据本文方法所得评定点纵坐标整体有所上移,其中部分缺陷接近失效曲线,提示存在潜在风险.与传统方法相比,研究提出的路径能够给出更为保守的评定结果,对裂纹类缺陷具有更高的敏感性和安全裕度,为过程压力设备在复杂载荷下的完整性评价提供了可追溯的技术依据.

摘要：采动应力集中是采场煤岩发生变形失稳的主要原因之一,掌握采场煤岩采动应力演化规律,对防控煤岩发生动力灾害具有重要意义.采用物理模拟与数值模拟相结合的研究方法,分析了重复开采作用下覆岩宏观变形破坏特征,研究了间隔岩层主应力传递演化路径与方向偏转特征,揭示了重复采动作用下工作面采动应力演化机理.结果表明:下层煤开采过程中,间隔岩层变形破坏范围呈先增大后逐渐稳定的演化趋势,位于上层煤底板下方间隔岩层处出现大量微裂隙,裂隙未与上层煤底板贯通,覆岩未发生二次变形破坏;重复采动作用下,间隔岩层应力释放范围与主应力偏转程度不断增加,受上层煤底板卸压与覆岩变形破坏范围的影响,工作面前方煤岩的采动应力集中程度变化不同;受下层煤顶板卸压-上层煤底板增压-重复卸压-下层煤顶板增压-两煤层增压影响,间隔岩层第一主应力角度偏转具有区域性,在此过程中,在覆岩载荷传递与上层煤底板应力释放范围作用下,工作面前方煤体的支承压力峰值呈先稳定后缓慢增加到快速增加的演化趋势,当工作面推进距离与工作面长度之比大于 1.2 时,工作面采动应力峰值增长率快速增加,工作面极易发生变形失稳.

摘要：煤炭是我国的主体能源,在一次能源消费结构中占比一半以上,是保障国家能源安全的压舱石.截至2023 年年底,全国煤矿共有约 4300 处,其中约 92％为井工煤矿.井工煤矿开采条件复杂,部分煤炭会遗留在采空区,矿井新鲜风流由进风巷流入工作面的过程中,部分新鲜风流会进入采空区,即产生了工作面漏风,在漏风作用下矿井普遍存在煤层自然収火和煤尘爆炸等危险.煤自燃及瓦斯(煤尘)爆炸等热动力灾害具有易収性、继収性和严重性,长期以来对煤矿安全生产造成了巨大威胁.据不完全统计,1949—2020年,我国共収生 10 起煤燃烧(含自燃)引収的特大瓦斯爆炸事故,55 起瓦斯爆炸诱収的特大煤尘爆炸事故;24 起死亡百人以上的特大事故中,热动力灾害事故就有 22 起.

摘要：地下煤火是一种全球性的重大灾害,其可以在自身产生的高温烟气引发的热浮力驱动作用下保持长期的自维持阴燃,这种自维持特性是地下煤火持久致灾、极难防控的根本原因,如何理解这种自维持特性仍是尚未解决的科学难题.从能量分析的角度探索地下煤火的自维持特性原理,通过搭建小尺度实验装置开展热浮力驱动地下煤火物理相似实验,利用不同厚度的多孔泡沫构建不同的热浮力驱动供风条件,结合数值模拟获得了不同热浮力驱动供风条件下地下煤火阴燃过程中烟气温度、热浮力及其引起的风速变化,并进一步分析了热浮力驱动供氧能耗与烟气排出能量之间的关系.结果表明:随着泡沫厚度的增加,烟气温度逐渐降低,热浮力及其引发的风速均逐渐减小,地下煤火阴燃强度逐渐减弱,热浮力驱动供氧能耗逐渐减少,但其相对于烟气排出能量的比值变化不大;热浮力驱动供氧能耗相对于烟气排出能量的比值随地裂缝深度增加而增大,但总体比值极小,随地裂缝深度变化在 10-5～10-3 区间内变化;相对于烟气排出能量,仅需耗费极小比例(可低至十万分之一)便可以实现热浮力驱动下的地下煤火自维持蔓延,这也是地下煤火极难防控的根本原因之一.

摘要：为了提高突出、低透气性煤层瓦斯抽采效率,以液态CO2 驱替煤层CH4 技术为核心,通过数值模拟与现场试验相结合的方法,探究了CO2 注入压力与钻孔间距对瓦斯抽采效果的影响.基于集贤煤矿突出煤层地质条件,建立了流固耦合模型,分析了液态CO2 在不同注入压力(2～7 MPa)和钻孔间距(5、8、12 m)条件下,煤层瓦斯压力的动态演化规律,据此优化并确定了现场试验的最佳工艺参数.结果表明,液态CO2 注入压力对有效抽采半径的影响呈明显的阶段性特征,随注入压力的增大,有效抽采半径显著扩大:当注入压力为 2～3 MPa时,有效抽采半径为 5～8 m;当注入压力增至 4～5 MPa时,有效抽采半径扩大至 8～13 m;当注入压力增至 6～7 MPa时,有效抽采半径为 13～20 m.瓦斯抽采过程中,注入压力的变化可分为 3 个阶段:在 0～100 d内,注入压力为 6～7 MPa下,CH4 压降速率高于平均值(0.004 5),驱替效果优于低压条件;在 100～200 d内,注入压力为 5～7 MPa下,CH4 仍维持较高的压降速率;200 d后,因前期CH4 已被大量抽出,压降速率明显下降.研究表明,最佳注入压力为 5～7 MPa;钻孔间距为 5 m的抽采效果优于钻孔间距为 8 m和 12 m的工况,建议工程中优先采用的钻孔间距为 5 m.现场应用中,单孔注入8.2 m3 液态CO2 后,瓦斯抽采体积分数提高了 3.57 倍,瓦斯抽采纯量提高了 6.96 倍,抽采活跃期可持续 85 d以上.

摘要：为了探究预氧化煤水分浸润过程、润湿放热特性及对煤体氧化蓄热能力的影响,通过低场煤岩核磁共振仪、C600 高精度微量热仪、傅里叶红外光谱对预氧化煤水分浸润过程、孔隙渗透性能、润湿热、官能团的演变规律进行了分析.实验结果表明:水浸时煤样水信号含量呈现着稳定线性增加的趋势,但是预氧化煤增加趋势远远大于原煤,60 min水浸后,原煤和 40、60、80、100℃预氧化温度处理后的煤体吸附孔相对含水率分别达到了 94.8%、95.7%、97.7%、99.6%、99.8%,相同水浸时间下,预氧化煤吸附孔相对含水率增幅更高,吸附性能更强;预氧化处理后煤体中大孔整体占比降低,微孔进阶发育促使过渡孔占比增加,孔隙度由 15.9%增加到 32.3%,渗透率扩大了 50 倍左右,氧气吸附和渗流能力增强;预氧化作用下煤体芳香度和芳香核缩聚程度均呈增加趋势,生烃潜力呈降低趋势,煤体羟基、羰基等亲水性基团整体占比增加,芳香烃类疏水性基团占比降低,促使煤水亲和性增强;煤水两相润湿热从 6.3 J/g升高到了 25.7 J/g,润湿热前后放热强度差异明显,润湿后热量积聚促使放热强度明显提升,煤体疏松多孔性质得到进一步体现,煤体氧化蓄热能力增强.在预氧化和润湿的共同影响下,煤自燃的风险加剧,且预氧化温度越高,风险越大.

摘要：为确定上层煤柱影响下底板巷道应力集中区范围并揭示其围岩承压行为及破坏特征,以灵新矿 15#和 16#近距离煤层为研究对象,引入"主应力差"代替传统的"垂直应力"作为煤岩体承压特性评价指标,采用"半平面体理论"和FLAC3D数值模拟等方法对此展开研究.结果表明:15#煤层底板不同埋深下的主应力差曲线存在唯一包络线,依据 16#煤层顶板位置主应力差曲线"突变点",推断出该应力集中区范围约为 45 m;15#煤采空后,留设 35 m边界煤柱底板的浅部围岩主应力差分布呈"双峰状",随埋深的增加,主应力差值开始由"双峰状"转变为"单峰状";依据不同宽度煤柱影响下巷道围岩主应力差分布,结合巷道断面的特殊性,分析认为 20 m煤柱护巷条件下虽能形成一定宽度弹性核区,但顶板围岩内仍呈现显著的非对称受力和破坏特征.

摘要：为研究煤中低分子化合物对煤自燃的影响,基于有机溶剂萃取低分子化合物技术,选用甲醇(JC)、四氢呋喃(THF)、二甲基甲酰胺(DMF)3 种有机溶剂通过索氏萃取和超声波辅助萃取煤中低分子化合物,通过傅里叶变换红外光谱(FTIR)试验、比表面积测试(BET)试验分析煤结构的变化,利用程序升温试验测试低分子化合物对煤自燃的影响.结果表明:萃取方式不会影响 3 种溶剂的萃取率变化趋势,均为DMF>THF>JC;超声波辅助萃取的萃取率均大于索氏萃取的萃取率,JC、THF、DMF超声辅助萃取率较索氏萃取的萃取率分别增长了 33.77%、112.15%、87.85%.超声波辅助萃取对官能团的影响大于索氏萃取,JC、DMF、THF索氏萃取后官能团面积增加了 22.74%、25.05%、15.26%,超声波辅助萃取后增加了 28.85%、33.71%、21.31%.原煤经过JC萃取后,萃余煤的官能团含量变化幅度较小;经THF萃取后,-OH的含量减少,其他含氧官能团占比增加;经DMF萃取后,煤样中的脂肪烃含量大幅度减少,-OH和-COOH含量略微下降,C=O和C-O含量大幅度增加.萃取出低分子化合物后,孔隙的复杂程度增加,JC、THF、DMF索氏萃取后最大孔容分别达到 0.053、0.060、0.040 cm3/g,介孔占比由之前的 75.0%扩大到了 83.0%、77.5%、83.3%,大孔占比从原煤的 25.0%下降到了 17.0%、22.5%、16.7%;超声波辅助萃取后,总孔容较索氏萃取增加了 0.129、0.120、0.120 cm3/g,超声波产生的极大能量使溶剂更好地渗透到煤分子当中,萃取作用效果优于索氏萃取.萃余煤耗氧能力与萃取率的大小呈正相关关系,对于同一种溶剂来说,超声波辅助萃取煤样的耗氧量整体高于索氏萃取煤样,因为孔径和比表面积的增加给萃余煤更多的活性位点,有利于发生氧化反应;萃余煤的CO体积分数增长趋势和耗氧能力均为DMF>THF>JC,说明煤中的小分子结构对煤自燃有抑制作用.