能源科学综合

邵强，王恩营，王红卫，等

能源科学综合

构造煤分布规律对煤与瓦斯突出的控制

邵强，王恩营，王红卫，等

目的：按照综合假说的观点，煤与瓦斯突出受煤层瓦斯、地应力和煤的物理力学性质的控制，其中，煤层瓦斯和地应力为突出提供动力，煤的物理力学性质是阻止突出的因素。构造煤的物理力学性质比较弱，有利于煤与瓦斯突出，而且，在现有开采深度条件下，发生突出的部位一般都有构造煤发育，因此，研究构造煤分布规律是瓦斯地质研究的重要内容之一，也是开展煤与瓦斯突出预测的重要评判指标之一。方法：以生产揭露、测井解译等资料为基础，统计了华北板块挤压构造带、伸展构造带边缘和伸展构造带内3个不同构造区构造煤的发育特点，包括36个矿区的366对主要生产矿井，其中，突出矿井74对；统计的煤层包括太原组、山西组、下石盒子组等主要可采煤层。通过不同构造区和不同煤层中构造煤发育特征对比分析，揭示构造煤的发育规律，并探讨构造煤对煤与瓦斯突出的控制作用。结果：统计结果表明，构造煤的区域分布主要受构造控制，挤压构造带是构造煤主要分布区，煤体结构类型主要为Ⅲ～Ⅳ类，是板块内煤体结构类型分布最高的区域；其次是伸展构造带的边缘，煤体结构类型主要为Ⅱ～Ⅲ类，构造煤呈条带状，其展布方向与构造线的展布方向一致；伸展构造带的内部主要是原生结构煤分布区，煤层变形较小，煤体结构类型主要是Ⅰ～Ⅱ类。构造煤的层域分布主要受煤厚控制，即构造煤主要发育在厚煤层中，薄煤层中发育较差；纵弯褶皱作用下一般形成开阔褶皱和中常褶皱，构造煤主要形成在褶皱的翼部，转折端一般发育较弱；断层作用下构造煤主要形成在断层的上盘，但断层性质不同，构造煤发育程度也不同，在正断层、逆断层、平移断层3种切层断层中，逆断层最有利于构造煤的发育，其次是平移断层，最后是正断层。构造煤最发育的区域和层位，煤与瓦斯突出也最严重，如推覆构造区和滑动构造区、断层上盘和褶皱的翼部等。结论：构造煤的区域分布主要受构造控制，构造煤的层域分布主要受煤厚控制，因此，该认识从纵向和横向上揭示了构造煤的发育规律。利用该研究成果，通过对未知区煤层赋存的瓦斯地质条件分析，可以确定煤层中构造煤的发育特点，结合煤层中瓦斯含量和地应力分析等，可以对煤与瓦斯突出危险性进行预测，为矿井瓦斯治理提供技术依据。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(2): 250-254

入选年份：2014

煤层底板突水评价的新型实用方法Ⅴ：基于GIS的ANN型、证据权型、Logistic回归型脆弱性指数法的比较

武强，张波，赵文德，等

摘要：目的：煤层底板突水在煤矿开采过程中非常突出和普遍，为解决煤层底板突水预测预报评价难题，在煤层底板突水主控指标体系和脆弱性指数法提出基础上，以峰峰九龙矿煤层底板突水为研究对象，本文应用3种不同的数学理论与方法，进一步补充完善脆弱性指数法的基本数学模型，分别对煤层底板突水进行预测预报，并对比分析不同数学模型的评价预测特点、效果和精度。方法：应用基于GIS的ANN型、证据权型、Logistic回归型脆弱性指数法分别进行煤层底板突水预测预报评价研究。以峰峰九龙矿煤层底板突水为研究对象，首先，以GIS为操作平台，在分析确定煤层底板突水主控因素基础上，充分分析矿井已有资料数据，建立各主控因素的子专题层图；其次，应用多源地学数据复合叠加原理，采用ANN、证据权重法和Logistic回归三种现代非线性数学方法分别建立数学模型，通过反演识别或学习训练，得出各主控因素对复杂煤层底板突水过程的“贡献”或“权重”，建立3种煤层底板突水预测预报评价模型；然后，根据统计研究区各单元的突水脆弱性指数得出的频率直方图，确定对应的分区阈值，分别对煤层底板突水脆弱性进行区划，生成相应的煤层底板突水脆弱性评价分区图；进一步，对3种预测评价结果进行详细对比和拟合分析。结果：根据3种预测评价结果并进行对比分析可知：（1）研究区煤层底板突水脆弱性均分为5级：脆弱区、较脆弱区、过渡区、较安全区和安全区。脆弱区基本都分布在井田的西北部，在图中均以红色显示；较脆弱区分布也基本一致，绝大部分在井田的北部偏中地区，在图中以紫色显示；但是从过渡区到安全区的分区范围，3种评价模型得出的结果有一定的差异。（2）ANN模型对于断层对底板突水影响的描述较其他两种方法准确，断层线、端点及交点的位置和断层规模较大的区域都判定为脆弱区，显示了断层对底板突水影响较大；而证据权模型对发育规模较大的断层和缓冲区划定为较危险区；Logistic回归模型对于断层的刻画不太准确，它将断层线及缓冲区划定为较安全区，明显与实际情况不符。（3）从突水点对于突水的验证角度来看，ANN模型要优于证据权模型和Logistic回归模型。从拟合图上可以看出，在ANN模型中，16个拟合点中有15个落在了目标区域，拟合率达到了93.75%；而证据权模型中，16个拟合点中有13个落在了目标区域，拟合率为81.25%；Logistic回归模型中16个拟合点中有14个落在了目标区域，拟合率为87.5%。（4）从总体评价结果来看，ANN模型对于各个主控因素的综合考虑要优于证据权模型和Logistic回归模型。ANN模型通过多级映射，将各个主控因素中的点、线、面对于研究区域的影响全部分析处理，最终得出各因素的影响权重；而证据权模型和Logistic回归模型在考虑各因素的影响权重时，更多地考虑了面积元素，而对断层线密度和断层交点及端点密度等点线状要素对目标值的影响考虑较少。因此，ANN模型对于煤层底板突水的评价预测更为全面客观，而证据权模型和Logistic回归模型更适合应用在构造不是特别发育，各主控因素都是面积元素控制并且有较多的验证突水点的地区。结论：煤层底板突水受控于多种主要因素，这些因素相互作用，共同影响煤层底板突水的发展过程。采用GIS与ANN或证据权法或Logistic回归等现代非线性数学的耦合方法，建立了ANN模型、证据权模型和Logistic回归模型分别对九龙矿煤层底板突水进行了预测评价，拟合结果较为理想，证明3种方法应用于底板突水评价是切实可行的；经过详细比较分析，ANN预测模型对综合因素考虑最为全面，预测结果最为理想；证据权模型和加权逻辑回归模型虽然对断层的刻画并不是很理想，但对于面积元单因素的考虑要更加充分，预测结果也比较符合实际情况。

来源出版物：煤炭学报, 2013, 38(1): 21-26

入选年份：2014

采动裂隙椭抛带动态演化及煤与甲烷共采

李树刚，林海飞，赵鹏翔，等

摘要：目的：甲烷（又称瓦斯）是煤矿特有的宝贵资源，一方面可引起瓦斯事故，另一方面又是清洁、高效资源。煤与甲烷共采可实现矿井安全生产、清洁能源供应以及环境保护等多重效应，其主要科学问题是采动覆岩裂隙演化及其中瓦斯运移规律，本文利用物理相似材料模拟、数值模拟、理论分析及现场实践对此进行了研究。方法：利用物理相似材料模拟及数值模拟手段研究了煤层开采后采场上覆岩层裂隙发育演化规律，分析采动裂隙椭抛带的形成过程、采高与第一亚关键层层位对其影响，并据此建立了考虑两者影响的采动裂隙椭抛带方程。应用环境流体力学、传质学、渗流力学及采动岩体力学等理论，构建出采动裂隙椭抛带煤层卸压瓦斯渗流、岩层之间破断裂隙导通后的瓦斯升浮及关键层控制下离层裂隙中的瓦斯扩散等模型，分析了其中卸压瓦斯抽采机理。通过山西和顺天池煤矿103综放工作面的现场工程实践，分析了椭抛带内高抽巷抽采卸压瓦斯技术及其实现煤与甲烷共采的效果。结果：（1）工作面经历2—3个周期来压后，采场覆岩离层裂隙与破断裂隙之间相互贯通，形成了压实区及裂隙区，覆岩裂隙形态可用椭抛带来表征；其带宽在切眼侧等于初次来压步距，工作面附近为1～2倍周期来压步距，进、回风巷附近约为0.8倍初次来压步距，高度随关键层层位及工作面推进距变化；建立了采高及第一亚关键层层位影响下的采动裂隙椭抛带数学方程，为进一步研究采动裂隙椭抛带中瓦斯运移提供了数学基础。（2）在煤层瓦斯渗流方程的基础上，结合渗透系数与含瓦斯煤体应力状态及孔隙压力之间关系，建立了采动裂隙椭抛带中卸压瓦斯渗流方程；根据定常浮力源条件下物质浮力及岩层破断裂隙贯通度控制方程，得到椭抛带中瓦斯升浮方程；基于离层裂隙内瓦斯在其本身浓度梯度作用下的扩散运动，结合离层区域的当量面积及气体扩散通量，得到椭抛带中瓦斯扩散方程。（3）构建出椭抛带中卸压瓦斯的渗流-升浮-扩散综合控制模型，明确了瓦斯在椭抛带中的升浮路径及运移过程；据此得到椭抛带上部离层裂隙发育区漂浮并聚集大量瓦斯，周边（层面上呈现的椭圆形圈）破断裂隙发育区内运移有大量的游离瓦斯，将高抽巷、高位钻孔等布置于该区域，可抽采高浓度卸压瓦斯。（4）依据采动裂隙椭抛带瓦斯储运规律指导了山西和顺天池煤矿103综放工作面高抽巷抽采瓦斯技术，工作面推进前60 m范围，椭抛带还未形成，高抽巷抽采瓦斯平均抽采量为5.5 m3/min，平均体积分数为2.99%；当工作面推进到62.2 m之后，椭抛带逐渐形成，高抽巷抽采瓦斯平均抽采量为35.1 m3/min，平均体积分数为24.1%，抽采量占总瓦斯涌出量的60%，杜绝了工作面、上隅角及回风巷中瓦斯超限的问题。结论：本文建立的采动裂隙椭抛带控制方程，及构建的椭抛带中卸压瓦斯渗流-升浮-扩散综合控制模型，可掌握卸压瓦斯运移与覆岩纵向破断裂隙及横向离层裂隙之间的动态演化关系，明确采动裂隙椭抛带中的瓦斯运移机理。通过现场工业实践考察，进一步说明采动裂隙椭抛带是卸压瓦斯的储运区，将瓦斯抽采系统布置在其中可取得良好效果，保证工作面安全高效回采。

来源出版物：煤炭学报, 2014, 39(8): 1455-1462

入选年份：2014

沁水盆地南部致密砂岩和页岩的气测显示与气藏类型

秦勇，梁建设，申建，等

摘要：目的：单纯的煤层气单井产量往往较低，综合勘探开发煤系非常规天然气是提高煤层气开发效益的重要途径。在盆地中心地带，煤层、砂岩、页岩往往呈气饱和状态，煤系本身能够形成具有工业开发价值的致密砂岩气和页岩气藏，其综合勘探开发目前受到国内高度关注。在勘探初期阶段，煤系储层含气性和气藏难以识别，气测录井可为气藏识别、有利区优选和勘探方向确定提供关键依据。方法：依托17口井的气测录井资料，分析沁水盆地南部石炭二叠纪煤系致密砂岩气和页岩气的成藏显现特征；结合盆地生储盖组合以及煤系自身特点，划分气藏类型；进一步结合区内天然气成藏基本条件分析，讨论了致密砂岩气与页岩气的综合勘探前景。结果：（1）沁水盆地南部砂岩和页岩气测显示十分普遍，区域和层位显示差异较大。砂岩气勘探发现几率相对较高，但页岩气品位可能相对较好；下石盒子组具有砂岩气和页岩气的勘探潜力，太原组可能具有页岩气厚度品位，山西组具有砂岩气厚度品位。页岩气最有利勘探层位为太原组，砂岩气最有利层位是下石盒子组，山西组也有一定的砂岩气和页岩气勘探潜力。沁源区块页岩气层发育，含气品位高，有利勘探深度可能超过1200～1700 m；柿庄北区块砂岩气和页岩气显示厚度大，品位中等，始显深度相对较浅，有利勘探深度可能超过1000 m。（2）区内存在有利于砂岩气和页岩气成藏的主控因素配置条件。煤层的生烃强度和排烃强度高，为砂岩和页岩储层提供了丰富气源。发育下生（太原组和山西组）、下—中储（太原组—下石盒子组）、上盖（上二叠统—三叠系）的含气系统，存在有利的油气生储盖组合关系。砂岩气和页岩气成藏圈闭形式多样，包括构造圈闭、岩性圈闭和水力圈闭。煤系具有封盖性质的泥页岩与具有游离气储集功能的砂岩互层产出，该套地层本身就具有良好的内幕封盖条件。（3）砂岩气和页岩气有利区总体上呈NNE向展布，其中3个核心区值得关注。初步认为区内发育独立砂岩气、独立页岩气、煤-页岩-砂岩互层3种气藏类型，有利区主要位于盆地中央地带，总体上沿复向斜轴部呈NNE向展布。其中，沁源区块中-南部、郑庄区块北部-马必区块东北部-沁南区块南部、柿庄北区块西北部3个核心区应为优先勘探区域。结论：沁水盆地南部具有煤系砂岩气和页岩气与煤层气综合勘探开发的前景。其中：页岩气最有利勘探层位为太原组，砂岩气最有利层位是下石盒子组。在沁源区块中-南部等3个地区，存在煤系气生储盖条件的有利配置，值得关注。

来源出版物：煤炭学报, 2014, 39(8): 1559-1565

入选年份：2014

极近距离煤层下层煤采场顶板结构与控制

朱涛，张百胜，冯国瑞，等

摘要：目的：为进一步发展顶板岩层控制技术，给极近距离煤层下层煤采场矿山压力控制研究提供理论基础，通过理论研究和现场数据实测，揭示了极近距离煤层下层煤开采时端面顶板冒落、顶板岩层结构与控制的机理，确定了极近距离煤层下层煤工作面液压支架载荷的计算方法。为国内大同矿区、新汶矿区、义马矿区、西山矿区等这些存在极近距离煤层开采问题的矿区继续实现高产高效和可持续性发展提供了相关技术支持。方法：根据极近距离煤层下层煤开采时的下层煤下位直接顶和上位直接顶存在的状态，建立了“散体-块体”结构模型，如图1所示。为定量分析下层煤下位直接顶结构的稳定性，具体构建了下位直接顶的“块体”结构模型和A、B类“块体”结构力学模型。运用块体理论对下层煤下位直接顶的稳定性进行分析，即从A类块体（x≤L/2）和B类块体（x＞L/2）任意横截面上所受的剪力Q(x)、任意截面上的弯矩M(x)、任意截面上的最大拉应力σ(x)max和A、B类块体产生破断时所需的竖向载荷集度qy4个方面进行了分析。关于极近距离下层煤采场支架受力分析，主要从支架顶梁受力（松散矸石拱的平衡分析）和支架掩护梁受力（支架掩护梁受力模型）两个方面进行了分析。采用对支架顶梁所受载荷和掩护梁所受垂直载荷进行理论计算，对支架所受垂直载荷进行实测的方法，达到通过实测结果校验理论分析的准确程度。结果：在相同载荷集度qy的作用下，B类块体在端面产生破断的可能性较A类块体大。当B类块体破断成C类块体后，原来由B类块体所承受的载荷，会转移到A类块体上，A类块体在新的载荷作用下产生破断。相同的破断过程会引起连锁反应，造成工作面端面顶板的冒落。研究得出了散体矸石作用在工作面上方块体结构上的竖向载荷集度、液压支架顶梁所承受的最大载荷集度、掩护梁所受的水平推力和垂直压力的计算公式。通过计算支架所受顶板垂直载荷与实测结果，可以看出，理论计算结果与现场实测结果基本一致。结论：根据极近距离煤层下层煤开采时的顶板岩层结构特点，构建了顶板结构的“散体-块体”结构模型。根据“散体-块体”结构特征，运用散体和块体理论，对极近距离煤层下层煤工作面下位直接顶岩层结构的稳定性进行了力学分析，揭示了下层煤工作面端面顶板于易冒落的机理和冒落的动态过程。推导出了A、B类块体产生破断时所需的竖向载荷集度公式，得出在相同载荷集度的作用下，B类块体在端面产生破断的可能性较A类块体大。推导出了支架顶梁及掩护梁受力的计算公式，并在现场实践中得到了验证。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(2): 190-193

入选年份：2015

瓦斯压力对原煤渗透特性的影响

曹树刚，郭平，李勇，等

摘要：目的：多年来，煤矿瓦斯造成了大量人员伤亡和财产损失，国内外许多专家、学者对煤层瓦斯渗流特性进行了许多深入的研究。但是，大多数学者主要是以型煤试件为研究对象，以地应力对渗透率的影响为研究重点，而有关瓦斯压力对原煤渗流特性影响的研究却很少。笔者以典型突出煤层的原煤试件为研究对象，利用所在实验室研制的三轴渗透仪，探讨瓦斯压力与突出原煤渗流特性之间的关系。方法：本文以松藻煤电公司渝阳煤矿8号突出煤层原煤试样为研究对象，利用实验室研制的三轴渗透仪，进行不同轴压围压条件下瓦斯压力对突出原煤渗流特性试验。在实验室将原煤加工成φ50 mm、h=100 mm的圆柱体标准试件。试验中，采用纯甲烷气体作为实验气体，在固定轴压与围压条件下，分别施加0.3、0.6、0.9、1.2、1.5 MPa等5个等级的瓦斯压力，每级瓦斯压力下用3个试件进行渗流试验，模拟不同条件下瓦斯压力对突出原煤试件渗透率的影响。结果：根据实验数据分析，瓦斯压力对突出煤体瓦斯渗流速度影响比较明显，当轴压为3 MPa、5种不同围压同条件下，瓦斯压力分别从0.3增加到1.5 MPa时，突出煤体的平均瓦斯渗流速度从0.56 mL/s增加到5.98 mL/s；当围压为3 MPa、5种不同轴压同条件下，瓦斯压力分别从0.3 MPa增加到1.5 MPa时，突出煤体的平均瓦斯渗流速度从0.64 mL/s增加6.49 mL/s。瓦斯渗流速度随瓦斯压力的增大而增大，存在着如v＝ap2＋bp＋c表示的非线性关系。随着瓦斯压力的增加，突出煤体的渗透率呈现出先减小后增大的趋势，具有明显Klinkenberg效应。渗透率变化随瓦斯压力的增加具有明显的阶段性，拟合出瓦斯压力与渗透率之间关系的一般模式，即渗透率随瓦斯压力的变化呈“V”形趋势。轴压与围压一定时，随着瓦斯压力的增加，Klinkenberg系数b与绝对渗透率Kg之间呈显著的幂函数关系，即b＝aKgc；瓦斯压力p与渗透率K之间呈显著的二次多项式函数关系，即K＝αp2＋βp＋ξ。结论：通过瓦斯压力对原煤渗流特性影响试验的研究，得到瓦斯渗流速度随着瓦斯压力的增加而增加，呈显著的二次多项式函数关系；随着瓦斯压力的增加，突出煤体的渗透率呈现出先减小后增大的趋势，具有明显的Klinkberg效应；渗透率随瓦斯压力的增加呈“V”字形变化，具有明显的阶段性；随着瓦斯压力的增加，Klinkberg系数b与绝对渗透率Kg之间呈显著的幂函数关系；瓦斯压力p与渗透率K之间呈显著的二次多项式函数关系。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(4): 595-599

入选年份：2015

西部地区深基岩冻结井筒井壁结构设计与优化

姚直书，程桦，荣传新

摘要：目的：我国西部地区冻结法凿井过程中地层冻结特性及水文地质条件与中、东部地区存在较大差异，现行冻结井壁设计方法难以适用。为解决西部地区深基岩冻结井筒支护结构设计中出现的技术难题，本文在深入研究西部岩层冻胀特性和水压特性的基础上，提出了冻结井壁结构设计原则和优化方法。方法：在井壁结构形式方面，分别讨论了双层井壁结构和单层井壁结构在西部地区深基岩冻结井筒中应用的可行性。并对双层井壁的内、外层井壁设计参数进行了详细分析，其中，考虑到外层井壁主要承受冻结压力作用，为与中东部地区深厚黏土层冻胀力进行比较，分别对内蒙古泊江海子煤矿和安徽丁集煤矿的岩土层冻胀率进行了室内冻结实验；内壁则对现行设计方法中的水压折减系数进行了探讨。根据渗流场原理，假设岩层和井壁为各向同性均质连续材料，含水层厚度不变，将其视为无限延伸，水流为稳定流符合达西定律，建立轴对称径向稳态渗流模型。根据地下水动力学理论，分析井筒涌水量、井壁和注浆帷幕外表面的水压力关系，并对内壁水压力折减系数与围岩渗透系数及井壁混凝土渗透系数的关系进行分析，给出了水压折减系数。从最不利工况和渗流连续性角度考虑，提出深基岩冻结井壁结构优化方法。结果：通过对国内、外冻结法凿井井壁结构对比分析可见，目前，我国西部地区深基岩冻结法凿井采用双层钢筋混凝土井壁结构是可行和合理的。内蒙古泊江海子煤矿和安徽丁集煤矿井筒检查孔岩土样室内冻结实验结果表明，内蒙古地区冻结岩层的冻胀率远小于两淮矿区丁集煤矿第四系冲积层的冻胀率，特别是内蒙古地区侏罗系岩样本出现了冻缩，即岩石冻胀率出现负值，说明它们在冻结过程中不是胀而是缩，相应地冻结压力也就很小，在外壁设计时，根据厚壁圆筒条件满足稳定性要求即可。计算分析结果表明，现行内壁设计方法在西部地区冻结深度不大时是可行的，但由于西部地区冻结法凿井主要属于全基岩地层冻结，通常冻结深度较大，此时如果仍然采用现行井壁设计方法计算内壁将会很厚，不但掘砌效率降低，而且难以保证施工质量。根据渗流场原理分析表明，当围岩渗透系数与井壁混凝土渗透系数比值近似无穷大时，井壁基本不渗水，此时水压力折减系数为1，井壁承受着全水压；当井壁出现渗漏水，则井壁承受的水压将大大减小，水压折减系数主要取决于围岩渗透系数与井壁混凝土渗透系数的比值关系。如果井壁渗透系数接近于围岩渗透系数，则井壁几乎不受水压力作用。对采用模板浇筑法井下现浇的混凝土井壁来说，可采用提前进行壁间注浆按内外壁整体受力承受外载、壁后围岩注浆和内壁设置卸压装置进行井壁结构优化。结论：对于西部地区的深基岩冻结井筒，采用双层钢筋混凝土井壁是可行和合理的。室内冻胀试验结果表明，西部地区岩层冻胀率远小于中、东部地区，甚至出现了冻缩现象，说明他们的岩层冻胀性弱，冻结压力小；考虑到围压本身具有一定的强度和稳定性，外壁设计要求满足厚壁圆筒结构的最小厚度。根据渗流场理论分析表明，在不进行壁后围岩注浆情况下，如果井壁基本不渗水，井壁将承受全水压；在进行壁后注浆条件下，注浆效果越好，围岩渗透性越小。在井壁渗透系数相同情况下，井壁承受的水压力将大大减小。特别是当围岩中的注浆帷幕全部形成后，水压力将由注浆帷幕承担，井壁将几乎不受水压作用。井壁结构优化途径主要可采用壁间提前注浆技术，使内、外壁形成整体共同承受外荷载；通过对壁后围岩进行深孔注浆，减少围压的渗透系数，降低作用于井壁上的水压力。为提高注浆效果，可采用超细水泥或化学浆液；在内壁中设置卸压装置，使内壁承受的水压值不超过设计值，确保内壁安全使用。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(5): 760-764

入选年份：2015

锚杆支护组合构件的力学性能与支护效果分析

康红普，吴拥政，李建波

摘要：目的：组合构件是锚杆支护系统的重要组成部分，对提高锚杆支护整体支护效果、保持围岩的完整性起关键作用。早在20世纪70年代。组合锚杆支护技术在美国、澳大利亚及前苏联等主要产煤国家得到了广泛应用。采用的组合构件有各种类型的钢带与钢梁，显著提高了锚杆支护的适应性与支护效果。除一般巷道外，在大断面交叉点、硐室及顶板冒落区也都采用组合锚杆支护，提高了工程的安全性。本文在分析组合构件力学性能的基础上，采用有限元数值模拟分析钢带的受力与变形特征。通过井下实例介绍，分析钢带支护效果及存在的问题，提出改进意见。方法：介绍了常用的组合构件类型，对其力学性能进行了比较。总结了组合构件的支护作用。采用数值模拟方法分析了钢带在拉、弯、剪切条件的力学响应。选择了5个有代表性的工程实例，对锚杆支护组合构件的应用效果进行了详细的分析与评价。分析了组合构件在应用中存在的问题，提出了改进建议。介绍了井下实测的钢带受力监测结果。结果：（1）常用的组合构件的类型包括钢筋托梁、平钢带、W形钢带、M形钢带，以及锚索组合构件槽钢、工字钢梁等。给出3种等强度和等刚度组合构件的几何尺寸。组合构件具有四种作用：锚杆预应力和工作阻力扩散，支护巷道表面和改善围岩应力状态，均衡锚杆受力和提高整体支护，减少锚杆预应力损失。（2）具体分析了5个典型案例，分别是钢筋托梁在大断面煤巷支护中的应用，W钢带在煤层上山群支护中的应用，W钢带在千米深井煤巷支护中的应用，W钢带在深部沿空留巷支护中的应用，组合锚索在松软煤层大断面巷道支护中的应用；监测结果显示组合构件合理应用显著降低了巷道变形量，组合构件的支护作用在实际工程案例中得到充分验证。（3）常见的组合构件破坏形式为：钢筋托梁焊接处开裂，钢筋破断现象，扭曲等；钢带压穿、撕裂、扭曲等；锚索槽钢梁弯曲。出现这类破坏现象时，需要提高组合构件的强度和刚度。（4）采用专用的测力钢带在井下监测了W钢带受力，监测结果显示巷道在掘进期间顶板离层量小，锚杆受力整体上不大，钢带受力较小。结论：（1）组合构件是锚杆支护系统的重要组成部分。组合构件应有一定的护表面积、抗拉强度与抗弯刚度，其几何参数、力学参数应与锚杆参数与力学性能相匹配。（2）组合构件的支护作用主要表现为：锚杆预应力和工作阻力扩散作用；支护锚杆间围岩。改善围岩应力状态；均衡锚杆受力和提高整体支护作用；及减少锚杆预应力损失的作用。（3）W钢带在受拉状态下，沿拉伸方向出现明显的应力降低区，而在垂直方向上出现明显的应力集中现象。钢带在受弯状态下，两压槽承受拉力较大，而受压部分面积较大，受力较小。（4）W钢带等组合构件已经广泛应用于煤矿各类巷道，有效解决了千米深井巷道、深部沿空掘巷与留巷及大断面巷道等支护难题。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(7): 1057-1065

入选年份：2015

四川地区志留系页岩气成藏的地质背景

朱炎铭，陈尚斌，方俊华，等

摘要：目的：继煤层气开发获得巨大成功之后，沉积岩中最为丰富的岩石——页岩也终于得到了其应有的重视。长期以来，页岩一直被认为是一种盖层或烃源岩，因此钻井人员在钻井过程中直接穿越页岩层段开采砂岩或碳酸盐岩储层。近年来，随着社会经济的迅速发展，能源需求更趋迫切，地质科学和开发技术等方面得到很大进展，美国与加拿大的不少公司已把目标对准页岩气领域，并做了大量的工作。其中，美国已进入页岩气开发的快速发展阶段，而加拿大则处于商业开采的起步阶段。四川地区的下古生界龙马溪组黑色页岩层系，分布面积广、厚度大，对其页岩气成藏特征的研究，将对中国页岩气开发具有重要的现实意义。方法：运用X射线衍射技术、显微光度计、等温吸附仪等先进的仪器，定量分析四川盆地下志留统龙马溪组的厚度展布、有机质岩石学及页岩储层物性；运用构造解析法，深入分析了四川地区构造-埋藏史、生烃演化史及页岩气成藏史。结果：四川地区的龙马溪组沉积环境为深水陆棚与浅水陆棚为主，厚度区域上有一定的分异，变化在20～800 m，一般为200 m，其主要特征如下：（1）由黑色#灰黑色及深灰色页岩#砂质页岩组成，向上粉砂质逐渐增多，碳质逐渐减少，颜色也由黑色逐渐变灰，顶部有薄层状或透镜状的灰岩夹层；（2）整个龙马溪组均含有笔石，下部含非常丰富的笔石化石，向上笔石化石逐渐减少，另外还可见三叶虫-腕足等化石，该组中还普遍见有分散状黄铁矿晶粒；（3）本组中发育水平层理及断续的水平层理，水平波状层理；有机质类型为I型、有机碳含量变化在0.1%～5.6%，平均1.96%，成熟度达2.2%～4.0%，已达高-过成熟阶段；等温吸附试验显示，页岩具有较强的吸附能力，吸附量可达1 m3/t；四川地区志留系的演化大致可以划分为加里东期、海西期、印支期、燕山期-喜马拉雅早期、喜马拉雅晚期等5个构造-埋藏阶段，最大埋藏可达7000 m，但目前埋藏在2000～4000 m；龙马溪组有机质大约在晚二叠世进入生烃门限，一直延续到中三叠世末，主要以生油为主；从晚三叠世到侏罗纪末，主要以生湿气为主，应该是本区龙马溪组页岩气初次成藏阶段; 而此后直到古近纪，龙马溪组烃源岩演化进入高-过成熟阶段，主要以生干气与裂解气为主，大量形成的天然气的排除增加了页岩的裂缝，导致吸附气与裂缝游离气共生，是本区页岩气成藏的主要时期。最晚一期生气作用发生在喜马拉雅早期，有利于页岩气的成藏，指出四川地区，特别是威远-泸州-宜宾和自贡区域龙马溪组页岩气资源潜力很大。结论：四川地区的志留系龙马溪组黑色页岩是一套富含有机质的烃源岩，属I型干酪根，具有厚度大、埋藏适中、有机质成熟度高等有利条件，为页岩气在该地区的形成和聚集成藏，并形成大规模的气藏提供可能。深入研究龙马溪组的页岩气成藏机制，探究页岩储层特征，必将为取得中国页岩气开采的突破奠定良好的基础，同时也对丰富和发展中国的天然气地质理论具有重要意义。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(7): 1160-1164

入选年份：2015

煤矿巷道支护技术的研究与应用

康红普，王金华，林健

摘要：目的：我国煤矿主要是井工开采，保持巷道稳定对煤矿建设与生产具有重要意义。随着开采深度、广度及开采强度的不断提高，巷道埋深逐年增加，地质条件日趋复杂化，高地应力巷道、强烈采动影响巷道、松软破碎围岩巷道及特大断面巷道和硐室等复杂困难条件占的比重越来越大，显著增加了巷道支护难度。国内外的实践经验表明，锚杆支护是经济、有效的支护技术。锚杆支护显著提高了巷道支护效果，降低了巷道支护成本，减轻了工人劳动强度，为采煤工作面的快速推进和煤炭产量的大幅度提高创造了良好条件。本文从支护理论、支护成套技术和典型案例3个方面，全面、系统地介绍我国煤矿巷道支护所取得的成就。方法：从巷道支护理论研究与技术应用2个方面进行分析，介绍巷道支护技术领域的成就和进展。侧重分析了我国近年来在锚杆支护技术和理论方面的进展。选择了两个有代表性的工程实例，对锚杆支护技术的应用效果进行了详细的评价和分析。结果：（1）巷道支护包含6种类型：砌碹支护，棚式支架，锚喷支护，注浆加固，复合支护和应力控制技术。（2）早期的巷道支护理论包括新奥法支护理论，联合支护理论，松动圈支护理论和围岩强度强化理论。（3）1996—1997年我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，高强度锚杆支护技术得到广泛认可。（4）2005年以来，开发出高预应力、强力锚杆与锚索支护技术，提出高预应力、强力支护理论。逐渐形成了锚杆支护成套技术，包括地质力学测试与评估、锚杆支护设计、支护材料、施工机具与工艺、支护工程质量检测及矿压监测、特殊地质条件支护技术等诸多方面。（5）分析了2个支护实例。一是平庄红庙煤矿所代表的极软岩巷道，采用树脂全长预应力锚固锚杆与锚索支护，在距采煤工作面3 m位置，两帮移进量为256 mm，顶板下沉量为110 mm，围岩变形不大，满足了安全生产的需要。二是淮南谢一煤矿所代表的深部沿空留巷，采用高预应力、高韧性、强力支护技术，在留巷期间顶底板移近量增加163 mm，围岩位移总体不大，围岩与巷旁充填体稳定。结论：（1）锚杆支护是经济、有效的巷道支护技术，是煤矿实现高产高效生产必不可少的关键技术之一。（2）煤矿锚杆支护技术经历了从低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程。目前已开发出包括巷道围岩地质力学测试、动态信息支护设计、高强度与高刚度支护材料、快速施工机具与工艺、工程质量检测与矿压监测及锚固与注浆联合加固在内的锚杆支护成套技术，成为首选、安全高效的主要支护方式。（3）高强度、高刚度锚杆支护技术成功应用于千米深井巷道、软岩巷道、强烈动压影响巷道、沿空掘巷与留巷、采空区留巷等复杂困难条件，取得良好的支护效果。（4）锚杆支护技术是采掘技术方面的又一次革命。它不仅保证了采煤工作面的安全、快速、高效推进，煤炭产量和效益的大幅度增长，而且深刻地改变了矿井的开拓部署与巷道布置方式。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(11): 1809-1814

入选年份：2015

采场底板应力分布及破坏机理

孟祥瑞，徐铖辉，高召宁，等

摘要：目的：煤层开采引起的集中应力会造成底板的破坏，底板应力场及破坏深度的研究是底板承压水突水研究的基础。本文根据工作面前方支承压力分布规律，探索采场底板应力分布及底板岩体破坏规律。方法：首先采用理论分析方法，将工作面前方支承压力可看成煤壁至应力峰值的三角形带状载荷与应力峰值前方的梯形带状荷载，工作面前方底板任一点的应力则看成这两个带状载荷在半无限弹性体下的传递，建立了底板任意一点应力计算的弹性力学模型，结合莫尔-库伦准则给出了底板岩体破坏的判据；根据孙疃1028工作面实际情况，利用上述理论分析方法和FLAC3D数值模拟方法进行了采场底板应力及底板破坏规律研究，采用钻孔波速检层技术和直流电阻率法CT技术，监测1028工作面回采过程中底板动态破坏规律，验证理论分析与数值计算结果。结果：从采场底板应力分布及底板岩体破坏机理分析可以看出，采场底板应力分布特征及底板岩体破坏规律：（1）从现场矿压观测可知，工作面超前支承压力分布在工作面前方0～50 m，集中应力最大值在煤壁前方10 m，最大集中应力系数为2.4，对孙疃1028工作面底板破坏深度进行了计算，分析得出底板岩层中从上到下的泥岩、粉砂岩及细砂岩岩层均发生破坏，破坏深度为17 m。（2）数值计算表明：底板浅部深度为1、2、3 m点在工作面煤壁前方0～10 m应力剧增，10～40 m应力逐渐减小，工作面煤壁后方采空区0～20 m底板应力迅速释放，在后方40 m垂直应力恢复到原岩应力的0.5倍。底板5 m处的垂直应力分布特征：煤壁前方0～4 m垂直应力逐渐增大，4～8 m出现峰值，最大值为28 MPa，远离煤壁垂直应力逐渐减小，在前方50 m左右恢复到原岩应力值；煤壁后方20 m垂直应力小于2 MPa，20 m以后随着顶板的弯曲下沉垂直应力逐渐增加，在采空区后方70 m左右，垂直应力最大值约为0.8倍的原岩应力。受采动影响最为明显的是底板0～20 m，20～60 m影响微弱，60 m以下垂直应力随深度的增加逐渐增加，基本为原岩应力状态。在工作面倾斜方向，工作面中部底板塑性区深度最小，工作面两端头受采场支承压力的叠加，底板岩体受剪应力最大，底板破坏深度最大，最大值达17 m。（3）采用钻孔波速检层技术和直流电阻率法CT技术进行综合探测结果为：0～－17 m为底板破坏影响带，即岩层中垂向裂隙和横向裂隙发育明显，底板最大破坏深度为17 m，－17～－33 m岩层受煤层开采影响较小。结论：煤层开采引起的集中应力会造成底板的破坏，底板应力场及破坏深度的研究是底板承压水突水研究的基础。因此，本文从煤层开采引起工作面前方支承压力的变化着手，建立了煤壁前方支承压力作用下底板应力分布的弹性力学模型，基于莫尔-库伦准则给出了底板岩体破坏的判据，并采用数值模拟方法分析了底板应力分布特征及底板破坏规律，可以进一步对不同底板岩层结构分析，通过理论分析和数值计算可以判断承压水突水危险性，实现承压水上开采突水危险性评估，为承压水上煤层安全开采提供技术支撑。

来源出版物：煤炭学报, 2010, 35(11): 1832-1836

入选年份：2015

基于高精度微震监测的煤岩破裂与应力分布特征研究

夏永学，潘俊锋，王元杰，等

摘要：目的：目前微震监测已成为煤矿冲击地压预测预报和机理研究的重要手段之一，提高定位精度是其工程应用的保障。在高精度定位的基础上，根据微震事件的时空分布规律，可以判断煤岩体受力破坏特征，其结果不仅可以评价岩层运动和矿山灾害，而且可以用于解决工程中的实际问题。本文基于理论和现场实测，研究提高微震定位精度的方法，并在此基础上，探索微震活动与煤岩破裂和应力分布特征的关系，并应用于工程实践。方法：采用“最佳D值”法探索了微震台网布设理论上的最优值，将其作为实际台网设计的“指南”。在台网布设后，采用井下定点爆破的方法确定合理的P波波速，以进一步提高微震定位精度。利用ARAMIS M/E微震定位系统对义马千秋煤矿煤岩破裂信息进行连续动态监测，基于监测结果分析微震活动与工作面煤岩破裂和应力分布特征的关系，包括：微震活动与构造应力异常的关系、微震活动与岩层破裂高度的关系、微震活动与超前支承压力的关系、微震活动与侧向支承压力的关系。根据上述关系指导冲击地压防治等相关工作。结果：根据“最佳D值”设计准则得出最优台站布置点即为以震源位置为中心的正n边形的顶点，台网布设时应采用立体空间形式，并尽量确保当前开采区域和其他重点监测区域处于监测台网的中心。以义马千秋矿为例，在采用合理的台网布置和波速模型后，微震事件的平均水平定位误差3～5 m，垂直定位误差小于10 m。通过对21141工作面微震活动与煤岩破裂和应力分布特征的关系表明：（1）微震事件的丛集区域为高应力区域，据此划分了冲击地压的3个高危险区域；（2）开采活动已经引起了上覆巨厚砾岩层的运动，其断裂和失稳易产生高能震动，从而加剧冲击地压发生危险；（3）下巷底板是冲击能量释放的主要区域，采用底板爆破能有效的降低冲击危险；（4）工作面超前50 m范围为煤体裂隙发育区，巷道密闭墙与停采线间距应大于50 m，工作面前方50～300 m范围为超前支承压力升高区，需要预防冲击地压的发生；（5）工作面侧向支承压力峰值位置在12 m左右，区段煤柱应小于5 m。结论：基于微震监测结果，研究煤岩破裂与应力分布特征并将其用于解决工程中的实际问题，其前提条件之一就是微震系统能实现较高的定位精度。本文根据“最佳D值”法获得的理论计算结果，可在微震台站分布的几何形状上提供有用帮助，通过结合矿井具体条件制定合理的台网布置方案，以达到最佳的监测效果。微震事件的时间序列、空间分布以及能级大小等信息能综合反映煤岩体的受力破坏状态和冲击危险程度，因此，在微震活动性分析的基础上获得的一些有益结论，可为解决工作面顶板岩层控制、煤柱留设、巷道超前支护、防冲措施实施时机及位置等工程实际问题提供指导依据。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(2): 239-243

入选年份：2015

高应力极软破碎岩层巷道高强度耦合支护技术研究

王卫军，彭刚，黄俊

摘要：目的：高应力软岩巷道的围岩控制一直是煤矿开采过程中的难题。而且，随着矿井开采深度的增加，这类巷道中的各种非线性力学现象越来越多，支护越来越困难。本文在总结已有研究成果的基础上，采用现场工程地质调查、室内实验和数值计算等手段，探索这类巷道的围岩控制原理与技术。方法：以湖南牛马司水井头煤矿－300 m东大巷（简称东大巷）为工程背景。东大巷为高应力软岩巷道，一般掘出20天左右，巷道断面收敛达50%，1500 m长的巷道掘进了8年仍为完工。通过工程地质调查、围岩取样进行X衍射图谱分析，得到巷道围岩的矿物组成为：石英33.3%、蒙脱石10.3%；绿泥石20.5%、伊利石15.4%、钾长石占20.5%；通过现场摄录仪观测了围岩裂隙的分布状况，在成巷6个月左右的区段在巷道断面两帮和顶板各布置一个观测孔，观测孔深均为8 m，从观测孔中看到，无论两帮、顶板还是底板，岩层裂隙分布密度大，破碎范围大，巷道两帮围岩深部5.6 m处有次生裂隙，顶板上方4.3 m处有次生裂隙，底板破碎岩层厚度约2.5 m；通过现场测试和调研，分析了该巷道曾经试用过的砌碹支护、U型钢支护、双层碹支护和锚喷网支护等一系列支护形式失败的原因；引入“大、小承载结构”原理，通过数值模拟方法确定围岩支护方案和参数。结果：对上述方法和手段得到的数据进行综合分析，确定－300 m东大巷围岩破坏机理为：（1）工程地质条件恶劣；（2）围岩中蒙脱石和伊利石含量达到25.7%，遇水剧烈膨胀；（3）围岩强度低（3～8 MPa)，支护强度不足，尤其是初期支护强度低；（4）没有充分发挥围岩承载能力。根据变形机理及围岩控制原理，确定巷道支护方案及参数，整个支护方案实施分为5步：（1）采用29U型钢可缩性拱形支架，棚距为700 mm；（2）采用φ＝20 mm×2200 mm的高强度、高预应力左旋螺纹钢锚杆，为有效控制底鼓，底角锚杆倾角为45°，排距缩小为顶板锚杆排距的1/2；（3）全断面喷射水泥砂浆，喷层厚度30～50 mm，封闭围岩；（4）注浆支护，全断面布置7个注浆孔，注浆材料为高水速凝材料，水灰比1.2∶1；（5）锚索采用高强度低松弛的1×19钢绞线，直径22 mm，长度6.3 m。新的支护方案实施后，围岩的稳定性得到了较好的控制，两年内巷道只须维修一次，完全满足了巷道的使用要求。结论：（1）东大巷围岩属于特软岩层，不仅富含遇水膨胀的岩石，而且巷道处于构造应力区，围岩松散破碎，常规支护方式下围岩强烈变形的根本原因是支护不能阻止围岩塑性区、破碎区的快速发展，在巷道周围形成大范围的破碎区，因而难以维护巷道的稳定；（2）本文根据“大小承载结构”原理确定的“高阻让压、高强度支护”方式，取得了良好的支护效果。（3）对于此类高应力软岩巷道，由于围岩膨胀应力和构造应力巨大，让压是必不可少的，但不能采用主动让压方式，而必须进行高阻让压，这样既部分释放了围岩的变形能，又阻止了围岩破碎区的快速发展。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(2): 223-228

入选年份：2015

含瓦斯煤岩卸围压变形特征及瓦斯渗流试验

蒋长宝，尹光志，黄启翔，等

摘要：目的：实际工程岩体在开挖过程中既有加压也有卸压，卸压过程中岩石的力学变形特性与加压条件下是不同的。而在地下煤矿开采中，石门揭煤时产生的卸围压效应常常会引起煤与瓦斯突出。煤岩的力学性质、地应力和瓦斯是影响煤矿是否发生煤与瓦斯突出的重要因素。因此，本文以含瓦斯煤岩为研究对象，开展不同初始围压卸围压瓦斯渗流试验，研究其卸围压过程中的变形和瓦斯渗流特性。方法：试验采用重庆大学自行研制的含瓦斯煤热流固耦合三轴伺服渗流实验装置对重庆松藻煤电有限责任公司打通一矿7#煤层所制成规格为φ50 mm×（100 mm±0.25 mm）的成型煤样，先进行常规三轴试验，然后再进行三轴卸围压试验。（1）常规三轴加载采用位移控制方式，首先按静水压力条件逐步施加轴压σ1＝围压σ2（σ3）至预定值（预定初始围压4 MPa、6 MPa、8 MPa），接着通瓦斯（瓦斯压力P1分别为0.5 MPa，1.0 MPa，1.5 MPa），待瓦斯吸附平衡后，以轴向位移0.2 mm/min的加载速度连续施加轴向载荷至煤岩破坏，同时进行瓦斯渗流试验。（2）三轴卸围压加载采用载荷控制方式，首先按静水压力条件逐步施加σ1＝围压σ2（σ3）至预定值（初始围压4 MPa、6 MPa、8 MPa），接着通瓦斯（瓦斯压力P1分别为0.5 MPa，1.0 MPa，1.5 MPa），待瓦斯吸附平衡后，以5 kN/s的加载速度连续施加轴向载荷至，然后保持不变，并以预定速度（0.006 MPa/s）降低围压，在煤岩破坏失稳后将无法承受比更大的应力，因此煤岩破坏失稳后加载方式必须由荷载控制切换成轴向位移控制（0.1 mm/min），直至围压降到目标值（σ3）后停止试验，同时进行瓦斯渗流试验。结果：对三轴卸围压含瓦斯煤岩变形及瓦斯渗流特征分析可以看出，在煤岩轴向应力达到，开始卸围压后，煤岩承载一段时间后才会发生破坏，破坏后煤岩的承载能力随着围压的降低迅速降低，并在围压降低到后和常规三轴压缩试验一样，还有一定的残余承载能力。根据卸围压过程中围压-应变曲线，可将卸围压过程中煤岩的应力-应变分成3个特征阶段：屈服前阶段，屈服后阶段，破坏失稳阶段。其与突出的准备、发生、发展和终止四个阶段相对应，在卸围压开始后的屈服前阶段和屈服后阶段对应于突出的准备阶段，破坏失稳阶段对应于突出的发生和发展阶段。屈服前阶段由于煤岩在承受时应变速率不大，所以相对比较稳定，而屈服后阶段煤岩承受时应变速率增大，煤岩变的越来越不稳定。因此在矿井开挖现场要及时对巷道进行支护和抽放瓦斯，尽量不要让煤岩进入屈服后阶段，从而避免煤岩失稳发生煤与瓦斯突出。从泊松比-轴向应变和变形模量-轴向应变关系可以看出，进入屈服前阶段，煤样的泊松比发展趋势迅速由减小转变向增大的方向发展，变形模量发展趋势迅速由增大转变向减小的方向发展，进入屈服后阶段和破坏失稳阶段，煤样的泊松比和变形模量发展趋势不变，但变化速率发生了改变。围压对煤岩的变形和渗透率有重要影响，卸围压后渗透率-应变曲线与围压-应变呈现出明显的对应关系，表明煤岩渗透率的变化与煤岩的变形损伤演化过程密切相关。结论：（1）卸围压试验煤样破坏形式，是以剪切破坏为主的张剪复合破坏。（2）卸围压过程中，含瓦斯煤岩围压-应变曲线可以分为3个阶段，屈服前阶段，屈服后阶段，破坏失稳阶段。渗透率-应变曲线与围压-应变曲线呈现出明显的对应关系，表明围压对煤岩的变形和渗透率的影响重大，煤岩渗透率的变化与煤岩的变形损伤演化过程密切相关。（3）卸围压后，含瓦斯煤岩的泊松比立即转为向变大的方向发展，变形模量立即转为向变小的方向发展，并在卸围压过程中发展趋势保持不变。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(5): 802-807

入选年份：2015

煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术

袁亮，薛俊华，刘泉声，等

摘要：目的：开展深部巷道围岩稳定控制理论研究，首先需要研究深部巷道的围岩分类方法与标准，国内缺乏针对深部巷道或地下工程围岩稳定特点的分类方法。为从根本上解决煤矿深部巷道的支护和围岩稳定控制难题，清除煤炭生产运输的主要障碍，本文从深部地应力场和围岩赋存条件着手，系统总结深部巷道围岩稳定性特点，分析研究深部煤巷破裂机理和围岩稳定控制理论，旨在科学构建深部围岩分级标准体系，提出深部巷道围岩稳定控制理论，形成深部巷道支护和围岩稳定控制的支护技术。方法：本文结合淮南、平顶山、国投新集等为代表的深部岩巷围岩稳定控制理论研究和支护技术实践，针对影响煤矿深部围岩稳定的主要因素、支护对策及实践应用案例等进行较为系统的研究。通过现场大规模地质调查、围岩超声波测试、原位地应力测试、室内岩石力学试验和对各种条件下的巷道围岩稳定性进行测定分析，结合数值模拟和理论分析等研究方法，系统开展深部巷道围岩稳定性控制理论与支护技术的研究。结果：（1）建立了煤矿深部岩巷围岩分级体系，提出了一种围岩参数反演分析新方法——进化神经网络模型算法，得出深部围岩分级参数取值，将深部巷道围岩分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类，综合得出了各类围岩的变形强度参数。（2）基于高预紧力和“超高强”原则，研发了高预紧力“超高强”锚杆、左旋无纵筋和可控预紧力的支护装置；研制价廉、高强、高韧的注浆材料，实现喷层在高锚固力作用下不弯曲开裂，采用“钢筋格栅＋内外双层钢筋网”的骨架结构，实现高强抗折喷层；采用大扭矩锚杆预紧安装机，增大转子直径、偏心距和冲击块旋转冲击扳轴，实现扭矩两级放大，旋转冲击功转化成大扭矩输出；（3）提出了底臌控制关键技术，采用“帮脚锚杆和底角注浆”技术控制剪切滑移，锚杆注浆固结修复两角剪切破坏区，通过“钢筋格栅＋双层钢筋网”骨架的喷层结构封闭围岩，保证围岩膨胀变形时不开裂，阻断空气中的水分向膨胀岩中迁移，同时采用泡沫砼垫层填充预留变形空间，释放膨胀势，使得底板围岩应力状态得到恢复改善、强度得到增强，可有效控制底臌破坏。结论：（1）在研究围岩完整性、坚硬性、岩石强度与地应力等稳定性影响因素基础上，提出了煤矿深部岩巷围岩分级标准，得出了各级围岩的变形强度参数；（2）分析总结深部围岩变形破坏机理基础上，提出了以“应力状态恢复改善、围岩增强、破裂固结与损伤修复、应力转移与承载圈扩大”为核心内容的深部岩巷稳定控制的分步联合支护理论；（3）以分步联合支护理论为指导，提出了深部岩巷支护成套技术，主要包括：深部岩巷锚注支护新技术、深部岩巷底臌控制关键技术与装备、深部膨胀岩巷道稳定控制技术；（4）形成了淮南矿区深部岩巷支护技术标准，在其他矿区10多万米深部岩巷中得到应用与推广，能有效降低支护成本20%～30%。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(4): 535-543

入选年份：2015

深部软岩巷道围岩稳定控制技术研究及应用

牛双建，靖洪文，张忠宇，等

摘要：目的：随着浅部煤炭资源的枯竭，越来越多的矿井进入了深部开采，深部软岩巷道稳定控制已成为制约我国许多老矿井向纵深发展的关键性技术难题。本文以某深部矿井典型极软岩难维护巷道为工程背景，探讨其变形破坏失稳机理，并探索实践深部极软岩巷道稳定控制技术。方法：以甘肃平凉某深部矿井典型极软岩大变形难维护巷道为研究对象，首先现场对其进行了长期的矿压监测，包括各主要巷道拱顶下沉量、底鼓量及两帮内挤量、变形破坏轮廓等，基于监测数据分析获得了巷道矿压显现规律；其次，选取典型的顶底板围岩，室内分别采用日本理学公司D/Max-3B型X射线衍射仪及岩石力学试验机对其主要成分及力学性能进行了测试分析；最后，结合上述两方面研究成果及声波法测试获得的围岩松动圈厚度，探讨了该矿井典型巷道围岩变形破坏失稳机理，并探索实践了深部矿井极软岩大变形难维护巷道的稳定控制技术，即初期采用主动柔性支护对破碎围岩力学性能“固”、中期预留变形量对高应力“卸”、后期采用全断面高强度和高刚度支护对其流变变形强“抗”的刚柔耦合动态加固技术，并在该矿＋535水平集中胶带巷进行了工业性试验，取得了较好的支护效果。结果：通过现场长期矿压监测及室内围岩成分分析及力学性能参数测定结果综合分析，该矿区典型极软岩大变形难维护巷道围岩变形破坏失稳机理为：巷道开挖后由于应力的重分布不可避免的形成松动圈，巷道围岩初次失稳，造成松动圈内围岩的破裂面黏结力、抗拉强度和内摩擦角等参数都发生了不同程度的恶化，表现出强度衰减的特性。在支护结构不合理的条件下，围岩强度的衰减将导致其力学参数的进一步恶化，而力学参数的恶化又加剧了围岩的强度衰减，同时扩大了松动圈的范围，正是这种恶性循环，发展到一定时期，巷道出现较大的收敛变形量，随后，由于软岩强烈的时效性，变形持续发展，最终导致了巷道的完全失稳。基于上述分析，针对该矿深部极软岩大变形难维护巷道提出了初期柔性“固”、中期高应力“卸”、后期高刚度高强度“抗”的刚柔耦合动态支护技术。具体实施方案：初期采用锚索、锚杆、金属网、喷射混凝土和钢筋梯子梁组成“锚网喷梯”主动支护结构，加固与完善巷道围岩力学性能，充分保证围岩的完整性，发挥围岩的自承载能力；在初期对巷道围岩物理与力学特性“固”后，中期预留围岩收敛变形量，允许围岩产生一定的变形，使围岩中的高应力向深部转移，从而实现让压，避免高应力导致围岩的弱化与支护结构的失稳；考虑该矿区巷道围岩变形具有明显时效性特点，一味的让只会加剧围岩的进一步破碎，使围岩进一步失去自承能力，故，等高应力“卸”到一定程度时，后期通过全断面的高强度、高刚度的钢筋混凝土壳体结构给围岩提供高阻力，强“抗”其变形。选取该矿区典型极软岩大变形难维护巷道＋535水平集中胶带巷进行了工业性试验，新的支护方案实施后，巷道几乎没有发生任何变形，表明，基于初期柔性支护“固”＋中期预留变形量“卸”＋后期高强度高刚度支护“抗”的刚柔联合支护技术能够有效控制深部极软岩难维护巷道的大变形问题。结论：获得了甘肃平凉某深部矿井典型极软岩大变形难维护巷道矿压显现的规律及特点、围岩的主要成分及力学性能，揭示了其围岩变形破坏失稳机理，提出了初期柔性“锚网喷梯”主动支护对围岩“固”、中期预留变形量对高应力“卸”、后期及时实施高强度与高刚度支护结构对软岩流变进行强“抗”的刚柔耦合动态加固技术，实现了该矿区极软岩大变形难维护巷道一定时期或长期保持稳定。虽然该支护技术存在支护成本高、施工速度慢的不足，但是对深部极软岩巷道大变形的控制是有效的，为深部极软岩大变形难维护巷道稳定控制提供了一项新的支护技术。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(6): 914-919

入选年份：2015

煤层脉动水力压裂卸压增透技术研究与应用

翟成，李贤忠，李全贵

摘要：我国高瓦斯煤层渗透率普遍较低，煤层开采前瓦斯抽采难度大、效率低，瓦斯灾害已成为制约煤矿安全生产的主要因素。瓦斯抽采是解决煤矿生产安全、实现煤和瓦斯共采、减少环境污染的主要措施。为了提高高瓦斯低透气性煤层瓦斯抽采效率，本文进行了不同压力、频率条件模拟试块的脉动压裂实验和力学分析，分析了脉动水作用下煤体的疲劳损伤破坏特点及高压脉动水楔致裂机理。实验采用脉动水压载荷控制方式，通过控制台输出一定压力、频率的脉动水，脉动泵加载波形为正弦波，脉动频率为5～25 Hz。在本实验中，脉动水力压裂的注水压力、注水频率是影响压裂效果的两个关键因素，通过不同考察孔的出水压力来考察不同注水压力、注水频率影响因素下的压裂效果。同时采用乳化液泵进行普通注水压裂，类似于静压注水压裂，观测普通注水条件下各观测孔出水压力。实验结果表明脉动水力压裂比普通水力压裂致裂效果好，在脉动频率5～25 Hz范围内，随着注水频率的提高，各考察孔贯通出水压力越来越小。与普通水力压裂相比，脉动水力压裂所需要的压力较低，25 Hz时致裂试样最大压力16 MPa，15 Hz时致裂试样最大压力12 MPa，而普通水力压裂致裂试样压力需要达到26 MPa。由脉动泵产生的水力脉动波作用在钻孔周围裂隙，根据波的传播特性，脉动波的频率越高，能量衰减越快，渗入煤体裂隙中的距离越短，15 Hz的脉动水压裂效果优于25 Hz的脉动水。脉动水力压裂煤层可以分成4个阶段，首先脉动水进入煤体原生裂隙和孔隙中，对煤体产生周期性的冲击，使高压水渗透到煤体中的裂隙和孔隙中并使其充满水。其次，当水充满煤体裂隙后一定频率的脉动压力开始作用煤体，裂隙表面受到交变荷载作用，在脉动水累积冲击下逐渐出现疲劳损伤。再次，随着脉动水压力的逐渐增加，当其超过煤体裂隙的起裂压力时裂隙开始扩展，衍生更多裂隙。最后，在持续的脉动作用下，部分初始裂隙相互连接，新生裂隙进一步延伸，形成贯通裂隙网，煤体透气性大幅度提高。整个脉动水力压裂过程中，煤体的疲劳损伤和脉动水的“水楔”作用是最终形成裂隙网的关键。煤体原生裂隙在强烈的脉动水压力作用下，会在缝隙末端产生交变应力，使煤体的裂隙孔隙产生“压缩-膨胀-压缩”反复作用，煤体将产生疲劳损伤破坏。煤体内部裂隙弱面扩展、延伸，形成相互交织的贯通裂隙网络。工业性试验结果表明脉动水力压裂比普通水力压裂卸压增透效果明显，脉动水力压裂孔抽采纯流量最高达到0.96 m3/min，普通水力压裂孔抽采纯流量最高达到0.55 m3/min，是普通水力压裂孔抽采流量的1.75倍，抽采效果明显优于普通水力压裂。

来源出版物：煤炭学报, 2011, 36(12): 1996-2001

入选年份：2015

浅埋厚煤层大采高工作面顶板岩层断裂演化规律的模拟研究

付玉平，宋选民，邢平伟，等

摘要：目的：对于浅埋煤层开采的矿压显现问题的研究采用理论分析、数值计算及相似模拟实验等手段研究浅埋煤层开采的矿压显现问题，取得了较多的成果。随着开采技术及设备的进步，工作面的采高逐步加大到4.5 m至5.5 m，现场生产中也仅仅是根据经验在加大支架的工作阻力，针对这种采高条件下的采场上覆岩层移动规律的研究很少。本文基于此情况，依据上湾煤矿1-2煤层赋存条件，采用相似模拟实验研究覆岩移动演化规律，丰富浅埋大采高采场覆岩移动理论。方法：以相似模拟实验理论为基础，运用尺寸为3 m×3 m×0.2 m（长×高×厚）的平面应变相似模拟试验台进行模拟实验，其四周和底板用20号槽钢和厚25 mm的有机玻璃板约束，顶部为自由端。实验采用1∶50的大比例几何相似比，确定容重相似比为0.68，应力相似比0.0136；时间相似比0.1414。采用Nikon DTM-531E型全站仪测量煤层直接顶、基本顶及上覆岩层中所布测点的坐标，用以求得测点位置模型的位移量，用数码相机记录开采过程中的典型现象，从而对浅埋煤层工作面采高加大后上覆岩层移动演化规律进行研究。结果：从相似模拟实验开挖过程可以看出：（1）直接顶岩层的垮落形式为分层垮落，呈松散块体分布，难以充满采空区，最大自由空间高度为3 m。（2）基本顶岩层的垮落形式也为分层垮落。第一分层的基本顶岩层垮落后形成松散块体，演变为直接顶，也就是说采高的增大使得直接顶的范围变大了；第二层断裂后两块相互铰接，形成三铰拱结构；推进至40 m，基本顶的第三第四分层垮落；推进至50.4 m，基本顶第五分层垮落，上覆岩层随之垮落，工作面初次来压，步距为50.4 m。之后工作面经历了4次周期来压，来压步距分别为19.2 m、10.4 m、20 m、15.2 m，平均周期来压步距为16.2 m。（3）直接顶在工作面推过时，有与基本顶离层下沉趋势，工作面推过后基本上自行垮落；基本顶一般在工作面推过后才开始缓慢下沉变形，直至破断垮落；基本顶上方载荷层一般下沉变形与基本顶一致；更上方的岩层变形下沉则滞后与基本顶岩层。（4）基本顶初次来压时顶板在煤壁上方断裂；周期来压前，顶板断裂位置平均超前工作面7.65 m。（5）浅埋煤层大采高开采中，坚硬岩层的破断使得顶板垮落带和断裂带“两带”高度呈现台阶式上升。结论：以神东矿区上湾煤矿1-2煤层赋存条件为原型，采用相似模拟实验方法对浅埋煤层大采高工作面顶板岩层断裂演化规律进行研究，主要结论如下：基本顶下位分层断裂后无法形成铰接结构，垮落为松散块状，即采高加大后，原部分基本顶岩层演化为直接顶岩层，使得直接顶岩层范围变大；煤层上方坚硬岩层间隔破断，造成周期来压步距呈“大周期”“小周期”间隔分布，亦使顶板垮落带和断裂带“两带”高度呈台阶式上升。

来源出版物：煤炭学报, 2012, 37(3): 366-371

入选年份：2015

煤层气/页岩气开发地质条件及其对比分析

孟召平，刘翠丽，纪懿明

摘要：目的：煤层气和页岩气是世界上已进行商业开发的2种重要的非常规天然气资源。在成藏地质条件、赋存环境条件和工程力学条件等方面都有诸多共性，且它们在诸多盆地伴生存在，但也存在一定的差异性，将直接影响煤层气和页岩气的开发效果。方法：从煤层气、页岩气基本概念入手，采用非常规油气地质理论与方法，系统分析了煤层气/页岩气成藏地质条件、赋存环境条件和开发工程力学条件，进一步对煤层气与页岩气开发地质条件及其评价参数进行了对比分析，揭示了煤层气与页岩气开发地质条件的共性和差异性。结果：（1）煤层气/页岩气赋存于煤/页岩中的一种自生自储式非常规天然气，煤层气/页岩气成藏地质条件包括生气条件、储气条件和保存条件，这些因素相互耦合作用从而决定了煤层气/页岩气在储层中的富集程度，并控制煤层气/页岩气开发效果。不同赋存环境条件下所形成的煤/页岩储层差异性大，使煤/页岩储层中吸附气和游离气相互转化，导致煤层气/页岩气成藏类型、规模和质量等方面的差异性。（2）煤层气/页岩气的基本成因与常规天然气没有实质性差别，在一定埋藏深度范围内煤层气/页岩气都发生过解吸-扩散-运移，并普遍存在“垂向分带”现象，有机质演化程度越高解吸带深度越小，风化带越深解吸带深度越大，解吸带内煤层气/页岩气富集在一定程度上服从于常规天然气的构造控气规律；原生带内煤层气/页岩气富集却更多地受控于煤储层/页岩层的吸附特性。（3）形成商业性煤层气开发的地质条件为:主力煤层单层厚度大于1.5 m、累计厚度大于4 m，煤层气含量应不小于8 m3/t或资源丰度大于1.0×108m3/km2，煤层的埋藏深度在300～1500 m范围，裂隙相对发育，地应力相对较低、且渗透性和保存条件较好等条件。（4）形成商业性页岩气开发的地质条件为：页岩厚度＞30 m，且页岩厚度越大，富有机质页岩必须具备较高有机质丰度（TOC＞2%）、热成熟度Ro＞1.1%～1.2%、脆性矿物含量（石英、长石等矿物）＞40%、低黏土矿物含量（小于30%）、含气量高，成气后保存条件较好、存在超压以及较高弹性模量和低泊松比等特征。结论：煤层气/页岩气开发地质条件是影响开发效果的前提条件。煤/页岩储层处在特定的环境条件（地应力、地温和地下水）之中，煤层气/页岩气开发地质条件受控于地应力场、地下水压力场和地温场等多场耦合作用。煤层气/页岩气开发是通过特定的工程及其开发方式改变煤层气/页岩气赋存环境条件，使其储层条件发生变化的过程。本文对煤层气与页岩气开发地质条件及其评价参数进行了对比分析，揭示了煤层气与页岩气开发地质条件的共性和差异性，为我国煤层气/页岩气开发探索了有效途径。

来源出版物：煤炭学报, 2013, 38(5): 728-736

入选年份：2015

修正离散正则化算法的截割煤岩载荷谱的重构与推演

刘春生，任春平，李德根

摘要：目的：为探求截齿破碎煤岩载荷谱重构求解方法，实现破煤载荷谱特征定量提取及有效辨识，分析不同楔入角截齿破碎煤岩载荷谱特征相互关联以及不同截割参数的拓扑关系。基于截齿截割煤岩理论，利用自行研制可同时测截割扭矩与截割阻力的多截齿参数可调式旋转截割实验台，采用修正离散正则化方法重构和推演所测实验载荷谱，定量研究镐型截齿截割煤岩机理。方法：以实验为研究方法，在多截齿参数可调式旋转截割实验台上开展截齿截割煤岩测试，获取截齿楔入角分别为35°、40°、45°及50°的实验载荷谱，探讨截齿楔入角对截割载荷的影响规律。以实验载荷谱为基础，建立截齿截割载荷谱重构数学模型，基于载荷谱重构属于反问题的范畴，具有其该问题的求解特征，采用修正离散正则化解算方法，研究楔入角为40°和45°截齿旋转截割实验载荷谱重构效果及其特征值辨识程度，给出不同楔入角下载荷谱统计特征及频率特征内在解析关系，以及不同楔入角等参数的拓扑关联。结果：根据实验测试结构条件及截割阻力与轴向截割载荷有正比关系，可得到单齿实验截割阻力为1.4～1.5倍的轴向截割载荷。在楔入角和齿尖半锥角之和小于90°实验条件下，截割载荷曲线轮廓拟合图及其峰值轮廓拟合图与截割面类似呈月牙形状，截割载荷轮廓拟合均值及载荷峰值轮廓拟合的均值随截齿楔入角增大呈先减小后增大的变化，当楔入角较小（35°）时，截齿楔入煤岩体的楔入效果差，载荷有所增大；当楔入角较大（50°）时，截齿与截槽底部接触，即截齿与煤岩发生挤压干涉，此时载荷明显增大。采用修正离散正则化解算方法得到重构载荷谱，其截割能量主要处在低频带，集中在1～4 Hz，均值关系为F40°≈1.2F45°，幅值呈正相关性，相关系数为0.9676，推演和重构载荷的特征值与实验最大值误差分别为1.5%、9.8%，均值误差分别为5.5%、1.6%，而推演与重构载荷的最大值误差为8.9%，均值误差为4.0%。结论：在楔入角和齿尖半锥角之和小于90°实验条件下，给出截齿轴向截割载荷均值随着截齿楔入角的增大呈先减小后增大的变化规律，因此，合理选择楔入角对提高破碎煤岩效率非常重要，为避免截齿与煤岩发生干涉，楔入角较佳范围40°～45°，随截齿齿尖锥角增大，相应偏小取值。利用修正离散正则化方法重构的40°和50°楔入角截齿的载荷谱能够表征截齿实际破碎状态，其特征值易辨识和提取，同时建立了合理45°楔入角推演40°楔入角截齿载荷的数学模型，截割载荷的特征值不但与截齿楔入角有内在的关联，还与煤岩的性质参数相关，因此，重构与推演的算法为截齿截割载荷的反演定量求解提供了有效的方法。

来源出版物：煤炭学报, 2014, 39(5): 981-986

入选年份：2015

我国煤炭开采中的冲击地压机理和防治

姜耀东，潘一山，姜福兴，等

摘要：目的：总结我国煤矿冲击地压灾害发生的特点，分析冲击地压、岩爆和矿震之间存在的联系和区别，建立煤矿冲击地压的力学模型，提炼出煤炭开采中的冲击地压研究需要解决的关键科学问题，总结归纳近年来我国在冲击地压机理与防治技术方面的研究成果以及存在问题，指出今后我国煤矿提高冲击地压防治水平的努力方向。方法：煤矿冲击地压是外部荷载、内部结构、构造及物理力学性质的综合反映，形成过程非常复杂。根据煤炭开采的特点，从应力状态的突然变化导致煤岩体的突然失稳破坏的本质对冲击地压进行分类研究。针对我国煤炭开采空间范围大、开采扰动强烈、介质属性和应力状态复杂等鲜明的特征，提出了煤炭开采中冲击地压机理和防治研究中亟待解决的4个关键科学问题，有利于揭示冲击地压机理并提出行之有效的防治方法。结果：从力学本质上讲煤矿冲击地压是特定地质赋存条件下的煤岩体系统由于采矿活动在变形破坏过程中能量的稳定态积聚、非稳定态释放的非线性动力学过程。根据当前冲击地压的研究现状及煤炭开采的特点，将我国煤矿冲击地压分为3类：材料失稳型冲击地压、滑移错动型冲击地压和结构失稳型冲击地压，并提炼出煤炭开采中的冲击地压研究需要解决的4个方面关键的科学问题：地质赋存环境对冲击地压的作用机制及量化分析方法、深部断续煤岩体的变形破坏规律和工程动力响应特征、采动应力分布和能量场的时空演化规律与多因素耦合致灾机理、煤矿冲击地压的多参量监测预警与防治理论与方法。目前，煤矿开采中冲击地压的机理和防治研究取得了如下研究成果：深部煤矿冲击地压的形成与矿井深部地质构造特征、构造形成和演化过程及区域构造应力环境等因素密切相关，是诱发冲击地压的主要因素；煤岩的冲击倾向性、断层和褶皱赋存状况、坚硬上覆岩层（特别是坚硬厚层砂岩顶板）赋存条件为冲击地压的发生提供了主要地质条件；在高应力和强扰动的深部开采环境中，煤矿冲击地压发生过程中的采动空间应力场和能量场的时空演化规律直接决定了冲击地压特点和孕育条件；采动覆岩空间结构运动的研究揭示了不同尺度、不同量级动力灾害的孕灾过程和触发机制；冲击地压的监测预警等方面形成了多参量综合监测体系，为冲击地压前兆信息的提取提供了思路和预警模式；冲击地压综合防治方法等方面逐步建立了组织体系、技术体系和管理体系的闭环式矿井防冲工作流程，形成了强卸压、强监测和强防护的防冲技术体系，保障了煤炭资源的安全高效开采。结论：我国煤炭深部开采中冲击地压的研究取得了一系列研究成果，但仍需在深部煤层地质构造特征与动力灾害的关系，冲击地压防治方法的理论研究等方面做进一步的探索。

来源出版物：煤炭学报, 2014, 39(2): 205-213

入选年份：2015