义马长村矿煤样自燃倾向研究

义马长村矿煤样自燃倾向研究

一、义马常村矿煤样自燃倾向性研究(论文文献综述)

潘荣锟,马智会,余明高,晁江坤,马智勇,贾海林,李聪[1](2021)在《易自燃煤氧化的力学特性》文中进行了进一步梳理为了研究易自燃煤体氧化后的力学特性变化,通过程序升温和热重实验获得煤氧化过程中的特征温度,并对煤样进行氧化处理;通过测试煤氧化前后的波速,得出氧化后煤体的损伤因子;通过单轴压缩实验,分析不同氧化煤的力学参数变化规律;通过建立氧化煤受力模型,分析不同氧化煤力学特性的差异并对典型工况研究。研究表明:(1)原煤和70,135,200和265℃氧化后煤样的平均纵波波速分别为1 642,1 416,1 261,870和557 m/s,不同氧化煤的损伤因子平均值依次为0.19,0.43,0.72和0.86,随着氧化程度加深,波速降低,损伤因子变大;(2)原煤应力-应变曲线表现出较好的线性特征,其压密阶段和屈服阶段不明显;随着氧化程度加深,氧化煤应力-应变曲线压密阶段和屈服阶段越明显,多峰效应越显着,峰后台阶跌落效应越突出,且峰后存在明显残余强度,其塑性增强;(3)随着氧化加深,抗压强度从16.36 MPa降至4.10 MPa,弹性模量从3.779降至0.437,割线模量从2.05降至0.19,初始模量从0.609降至0.082,泊松比从0.37降至0.25;氧化对煤体的抗压强度影响最明显,其软化系数从0.89降低至0.25,并提出了"氧化煤动态工程强度"的概念;(4)随着氧化程度的增加,煤样的峰值应变和压密阶段最大轴应变逐渐增加,压缩阶段最大轴应变与峰值应变比值越来越大,当氧化程度达到265℃后,其比值近50%;(5)随着氧化程度的加深,煤样的破坏形式趋复杂化,破坏后的完整性变差,破坏后脱落的碎煤及煤粉增多,并伴随产生"起皮"现象;(6)氧化煤体由外向内划分为强氧化区、弱氧化区和未氧化区,并建立了氧化煤体受力模型,计算得出70,135,200和265℃氧化后的煤样未氧化区域直径为44.44,37.24,16.84和0.06 mm,分析了氧化煤体力学性质差异机制,并对典型工况进行了数值模拟分析。

苏贺涛[2](2018)在《基于重力热管换热的地下煤火治理与应用研究》文中指出煤火是暴露地层表面或者在地下煤层的不受控制的燃烧或阴燃行为,是全球普遍存在的地质灾害,造成了煤炭资源直接和间接的极大浪费以及生态环境的严重破坏,威胁人们的健康与安全。传统的煤火治理手段主要包括剥离、打钻、注水、注浆和黄土覆盖,易造成生态破坏,且降温效果有限,火区不易彻底熄灭。此外,在煤火防治过程中会浪费大量水资源,易造成地下水污染。随着小煤矿的滥采滥挖以及废弃矿井关闭缺乏有关技术要求,部分地区的煤火燃烧面积和规模甚至呈现扩大态势。因此,论文从煤火热能利用的视角,协同考虑煤火防治与资源利用,分析了煤体燃烧特征,研究了重力热管换热作用下的煤火演化规律,研发了分布式煤田火区热能提取温差发电技术,该技术从现有的注水钻孔实施热能提取以降低火区温度,防止煤火蔓延或复燃,节约煤火治理用水,并将提取的热能直接转换为清洁电能,实现了煤火的“治”与“用”的协同。主要研究内容和成果包括:1)进行了不同供氧量下的煤低温氧化和燃烧试验研究,探讨了低氧环境下的煤燃烧特征,分析了煤在低温氧化、点燃阶段、快速燃烧阶段、剧烈燃烧阶段、缓慢燃尽阶段和熄灭阶段的氧化动力学特征以及温度、气体产物等演化规律,划分了燃烧热能等级。结果表明,煤低温氧化过程中的缓慢氧化蓄热期会随着供氧浓度的减小逐渐延长,而在快速氧化阶段煤低温氧化表观活化能受供氧浓度影响较小,此外得出CO/CO2和C3H8/C2H6指标分别在50-190℃和130-190℃的特定温度范围内受供氧浓度的影响也较小;确定了氧气质量流量极小值,使得煤在剧烈燃烧阶段到熄灭阶段的耗氧速率遵循恒定的一阶阿伦尼乌斯方程,简化了煤的整个燃烧过程中的耗氧速率控制方程以及燃烧化学反应式,并提出了判定煤火燃烧阶段的指标(CO/CO2和SO2);对煤体燃烧产生热能进行品级划分,以煤体富氧燃烧的3个等级释放热为基准,对常规未知漏风量的煤体燃烧的释放热划分为高品级、中品级和低品级热能,其中煤的低氧和富氧燃烧可根据CO/CO2比值确定。2)提出了利用煤火热能进行温差发电的方法,采用4种常见的温差发电片进行基于温差发电的煤火热能应用模拟试验研究,分析了温差发电片的温差电单体热电电动势、内阻、单位热电元件横截面积的最大输出功率及单位接触面积的最大输出功率等主要热电特性,并探讨了温差发电片的最大热电转换效率和成本效益,优选出了综合热电性能相对较好的温差发电片,同时指出在给定的冷热端温差下,降低温差发电模块的冷端温度可以在一定程度上提高热电转换效率。3)耦合煤体燃烧化学场与多孔介质热传递、烟气渗流以及烟气组分的物质传递、等效重力热管换热的固体传热等多物理场进行了重力热管换热作用于煤火防治的数值模拟,得出相同时刻在用于换热的热管蒸发段的煤岩层温度随着冷凝段温度的降低而逐渐降低,其影响范围也随之逐渐增大。当冷凝段温度为20℃时,影响范围半径约为1m;火区换热对于煤层燃烧影响主要体现在重力热管蒸发段径向约0.2 m的范围内煤消耗量较少,低温氧化时间延长。4)从重力热管传热与温差发电的匹配、温差发电模块组合结构和冷端散热等三个方面对重力热管传热和温差发电的优化进行了分析。指出用充液率40%的水作为重力热管的工质具有较高的热交换量,当蒸发段温度大于100℃且小于300℃时,重力热管具有相对好的换热性能,系统发电效率随着热能输入的增加呈Hill函数变化;在温差电组件总数、冷热端接触面温度以及各部位热阻恒定的条件下,当负载电阻增大时,增加每行温差电组件串联数可获得较大的输出功率;在相同的冷热端温差下,发电模块的串并联方式对最大输出功率的影响较小,且多层级温差发电模块厚度增加会增大热量损失;分析了空冷、循环水冷和流动水冷的温差发电冷端散热方式对最大输出功率的影响,提出了在水源匮乏的情况下的无水源输入的循环水冷散热和在水源充足的条件下流动水冷散热以提高温差发电效率。5)设计了基于重力热管换热的煤火热能提取与温差发电系统,并进行了现场试验,分析了系统发电性能与热电转换稳定性、环境温度对热能提取与热电转换的影响,结果表明该系统换热较大程度地降低了钻孔温度,最高降低约154℃;提出了煤火防治与利用的“三区联动”模式:准备区域、治理区域和修复区域,以充分利用热能并减少火区治理工程量,同时提出了多钻孔联合使用多组热能提取温差发电系统进行发电,以充分实现煤火治理与热能利用的协同。

许凯航[3](2018)在《氧浓度对淮南煤自燃特性的影响实验研究》文中指出本文选取了淮南矿区潘三矿、顾北矿、张集矿的煤,采用实验分析方法,研究氧浓度对淮南煤自燃特性的影响,氧浓度设定分别为3%、7%、12%、15%、21%,主要研究内容如下:(1)采用热重实验设备,对淮南矿区三个煤矿的煤分别在在不同氧浓度条件下进行实验,根据实验所得结果分析TG曲线进行阶段性,确定在不同氧气浓度条件下淮南煤样氧化过程中的特征温度,分析在不同氧浓度下煤样的特征温度及变化规律以及氧浓度对热重曲线的影响。结果表明随着氧浓度越高,煤氧化反应速率越快,但氧浓度大小对特征温度的影响并不明显,说明氧气浓度对特征温度点存在一定影响,但影响效果不大。(2)通过对淮南煤在不同氧气浓度下氧化热效应分析,得出不同氧气浓度条件下实验煤样用量为10mg的条件下吸热量潘三煤在238~2364mJ范围内,顾北煤在485~1350mJ之间,张集煤在18~2279mJ之间;放热量范围分别为29357~59711mJ、34298~68539mJ、25075~64681mJ。可以看出煤样氧化过程中放热量远大于吸热量,可见煤氧复合反应是以放热为主的反应。淮南矿区煤样的氧化放热量总体与氧浓度大小呈正比例关系,放热量随氧浓度增大而增大,这是由于氧浓度越高,耗氧速率越大,煤氧化反应越强烈,导致放热强度增加,从而放热量也随之变大。(3)对淮南煤在不同氧气浓度条件下进行程序升温实验,分析实验数据得出氧浓度对耗氧速率、气体产生速率、放热强度的影响,结果表明在不同氧浓度条件下淮南矿区煤样CO浓度随温度升高时的变化曲线相似,整体趋势表现为,随着温度升高,温度越高,产生的CO浓度随之越大。并且在同一温度下,随着氧浓度的升高CO浓度表现出明显升高趋势,CO浓度从小到大的排列顺序依次为3%、7%、12%、15%、21%。实验表明:氧浓度越高则越有助于氧化发展,反之,氧浓度低则对氧化发展产生抑制作用。在温度超过60~80℃之后,淮南煤样的耗氧速率以及CO、CH4等气体的产生率迅速变大,因此可以推断淮南煤的临界温度在60℃到80℃之间。在不同氧浓度以及不同温度下CO浓度的变化趋势皆较为明显,适合作为标志气体来预测预报煤自燃发火。在一定温度下,氧浓度越大,煤样耗氧速率越大,且变化幅度随着温度的升高而变大。(4)通过不同氧浓度条件下的淮南煤氧化动力学参数分析,得出在氧化反应第一阶段,张集煤、潘三煤、顾北煤分别在氧气浓度在15%、21%、21%时最容易开始发生煤氧化合反应;在氧化反应第二阶段,随着氧浓度的增大淮南矿区煤样活化能整体呈现增大趋势,这可能是由于氧浓度增大,煤氧化反应需要更多的活性基团来参与氧化反应,从而需要更多得能量来活化基团,因此,煤样活性基团呈现增大趋势,活化能变大;在氧化反应第三阶段,反应剧烈,随着氧浓度增大,淮南矿区煤样活化能整体呈现下降趋势,在21%氧气浓度下,活化能达到最低,表明在干裂温度点以后,化学反应占据主导地位,氧浓度越大,煤氧化合反应所需最低能量越小,煤氧化合反应越容易进行,氧浓度越大,越有利于煤氧化合反应。

蒋一峰[4](2018)在《受载煤体-瓦斯-水耦合渗流特性研究》文中进行了进一步梳理瓦斯的抽采与利用对于预防矿井瓦斯灾害,实现清洁能源的有效利用及环境保护具有十分重要的意义,煤层瓦斯渗流特性则是决定瓦斯抽采效果的关键因素。天然煤层一般是含水的,此外,煤矿井下采取水力化措施进行增透消突过程也会将外界水引入煤层。水对煤层瓦斯渗流特性影响较为显着,煤体、瓦斯和水之间存在着耦合作用关系,因此,研究受载煤体-瓦斯-水耦合渗流特性,不仅有助于认识水对煤层瓦斯流动的影响规律,对含水煤层瓦斯抽采也具有重要的指导意义。本文通过开展一系列实验较为系统地分析了水对煤体的力学性质、瓦斯吸附以及渗流过程的影响,建立了考虑瓦斯-水耦合作用的煤体相对渗透率模型和考虑瓦斯-水分耦合作用的煤体渗透率模型,并将两类渗透率模型分别应用到瓦斯-水两相渗流和瓦斯单相渗流耦合模型中,构建了受载煤体-瓦斯-水耦合气液两相渗流模型和瓦斯单相渗流模型。在此基础上,根据工作面实际情况,运用两类耦合模型模拟了高含水饱和度煤层和残余水状态煤层的瓦斯抽采过程以及含水煤层瓦斯抽采的全过程,分析了煤层瓦斯和水的流动规律以及影响因素,根据模拟结果对含水煤层瓦斯抽采提出了改进措施。最后,采用水力化措施煤层瓦斯抽采测定数据对所提出的改进措施进行了现场验证。本文根据挥发分的高低将实验所取的四种煤样分为低阶烟煤、中阶烟煤、高阶烟煤和无烟煤。首先,对四种不同变质程度的煤样进行了微观结构特征分析。通过液氮吸附实验、压汞实验和傅里叶红外光谱实验分析得到了煤体微观孔隙结构和含氧官能团随着煤的变质作用的演化规律,为后续相关实验分析奠定基础。然后,从水分对瓦斯、煤体特性影响作用的角度,开展了水分对煤体吸附瓦斯特性影响和水分对煤体力学性质影响两方面的研究。在水分对煤体吸附瓦斯特性影响方面,首先测定了四种不同变质程度的煤样在相同温度、不同湿度条件的吸附水量,分析了煤体吸水能力与煤阶关系。接着,测定了四种煤体在不同含水率的条件下的等温吸附线,分析了煤体瓦斯吸附特征随含水率的变化规律,水分对煤体瓦斯吸附的影响机理,对比了三种考虑水分影响的瓦斯吸附量修正方程对实验数据的拟合情况。最后,分析了微观孔隙结构和含氧官能团参数对煤体吸附水、瓦斯的影响,探讨了水分对不同变质程度煤体瓦斯吸附影响差异的原因。在水分对煤体力学性质影响方面,本文开展了不同含水率的原煤煤样和型煤煤样的单轴压缩力学实验,研究发现,随着含水率增大,原煤煤样和型煤煤样的应力-应变曲线均表现压密阶段区间增大,弹性阶段区间缩小,屈服阶段更加明显的规律。含水率的增加导致煤体的峰后应力-应变曲线跌落速度变缓,出现多级跌落平台。两种煤样的抗压强度与含水率均满足负线性函数,峰值应变与含水率均满足正线性函数,弹性模量和含水率均满足负指数函数,泊松比与含水率均满足正线性函数。随着含水率的增大,加载破坏后,原煤煤样破坏形式依次为:剪切破坏、拉伸-剪切组合破坏;型煤煤样破坏形式依次为:剪切破坏、拉伸破坏、拉伸-剪切组合破坏。水分对煤体产生的损伤作用有两部分:结合水导致的初始损伤作用和自由水引起的加载叠加损伤作用,两种损伤的共同作用加剧了受载煤体的破坏。在实验的基础上,本文推导了不同含水率的分段形式的煤体损伤统计本构模型,模型克服了应力-应变拟合曲线与试验曲线在峰前部分偏离较大的问题,相比前人的模型更适用于分析不同含水率条件下煤体单轴压缩力学问题。接着,本文根据含水煤层抽采过程瓦斯和水流动特点,将煤体瓦斯渗流分为两个阶段,受吸附水影响瓦斯单相渗流阶段和受自由水影响的瓦斯-水两相渗流阶段,并分别开展了试验和理论方面的研究。为了研究煤体吸附水含量(含水率)与瓦斯渗透率之间的关系,本文进行了不同含水率、有效应力和瓦斯压力组合条件下的原煤煤样和型煤煤样瓦斯渗流实验。研究显示,不同含水率的原煤煤样和型煤煤样的渗透率均随着有效应力的增大而减小,呈负指数关系。在低有效应力区间,渗透率随有效应力增大快速下降,在高有效应力区间,渗透率随有效应力的增大缓慢下降。恒定轴压和围压条件下,不同含水率的原煤煤样和型煤煤样的渗透率随着瓦斯压力的增大呈现先减小后增大的规律,渗透率与瓦斯压力之间符合二次多项式关系。不同含水率的原煤煤样和型煤煤样均出现明显的Klinkenberg效应。在相同有效应力和瓦斯压力条件下,原煤煤样和型煤煤样的渗透率均随含水率的增大而减小,原煤煤样的渗透率与含水率呈现指数关系,型煤煤样的渗透率与含水率呈现线性函数关系。笔者在改进的火柴棍模型的基础上,考虑水分占据裂隙体积、水分对煤体吸附瓦斯的影响、水分对煤体力学性质的影响以及煤体吸水膨胀的影响,推导了适用于任意边界的考虑瓦斯-水分耦合作用的渗透率模型,并针对不同边界条件对模型进行了简化。采用简化后的模型对不同含水率的红岭原煤煤样和型煤煤样的渗流实验数据进行了验证,结果显示理论计算值与实验数据吻合度较高,模型具有较好的适用性。为了分析自由水对煤体渗流特性的影响规律,利用瓦斯-水两相渗流实验系统测定了在不同应力条件下煤体的相对渗透率以及相同条件下不同变质程度煤的相对渗透率。研究发现,随着有效应力的增大,相对渗透率曲线凹曲程度增大,说明煤体的有效孔隙率减小,渗流通道减小,气体驱动水难度增大。在较高的有效应力条件下,瓦斯并不是完全从煤体裂隙中通过,部分瓦斯从煤基质孔隙中通过。煤样的瓦斯渗透率主要由煤体的裂隙孔隙结构和煤基质瓦斯解吸能力决定,而煤样的水渗透率,与煤样的亲疏水性有关。为了分析自由水对煤体渗流特性的影响规律,利用瓦斯-水两相渗流实验系统测定了在不同应力条件下煤体的相对渗透率以及相同条件下不同变质程度煤的相对渗透率。研究发现,随着有效应力的增大,相对渗透率曲线凹曲程度增大,说明煤体的有效孔隙率减小,渗流通道减小,气体驱动水难度增大。在较高的有效应力条件下,瓦斯并不是完全从煤体裂隙中通过,部分瓦斯从煤基质孔隙中通过。煤样的瓦斯渗透率主要由煤体的裂隙孔隙结构和煤基质瓦斯解吸能力决定,而煤样的水渗透率,与煤样的亲疏水性有关。在瓦斯-水两相渗流过程,低、中阶烟煤的水的渗流占主导,高阶烟煤和无烟煤瓦斯瓦斯渗流占主导。随着煤阶的升高,煤体等渗点的含水饱度降低,束缚水饱和度升高,相对渗透率增大。在两相渗流实验的基础上,根据束缚水饱和度与孔隙度关系,结合本文所得到瓦斯-水分耦合作用下孔隙度方程,建立了煤体瓦斯-水耦合作用的相对渗透率模型,并对本文所测的不同应力条件下煤体的相对渗透率实验数据进行了验证,拟合结果显示模型具有较好的适用性。最后,将所建立的考虑瓦斯-水分耦合作用的瓦斯渗透率模型和考虑瓦斯-水耦合作用的相对渗透率模型引入瓦斯渗流场方程、水分渗流/输运场方程中,联合含水煤体应力场方程,构建了受载煤体-瓦斯-水耦合气液两相渗流模型和瓦斯单相渗流模型。针对红岭煤矿二1煤层1507工作面实际情况,模拟了高含水饱和度煤层和残余水状态煤层的瓦斯抽采过程及含水煤层瓦斯抽采全过程,分析了煤层瓦斯和水流动的规律、影响因素以及两个阶段的产水/产气规律。研究发现,在高含水饱和度煤层抽采初期,钻孔产水量较大,煤体含水饱和度大幅降低,吸附瓦斯大量解吸,煤层初始瓦斯压力会出现短暂上升,钻孔产气量随之上升较快,并达到峰值。随着抽采时间增长,产水量大幅下降,产气量在峰值后先快速下降,而后缓慢下降。残余水状态煤层钻孔周围煤体水分在抽采初期含量较大,对瓦斯抽采影响较大,随着抽采时间的增长,煤体水分蒸发并随瓦斯输运损失,钻孔周围煤体逐渐接近干燥状态,瓦斯抽采几乎不受水分影响。本文分析了各控制因素单独作用下,残余水状态煤层的瓦斯抽采流量变化情况,结果显示弹性模量、水分蒸发系数、最大水分吸附应变、Langmuir瓦斯吸附体积和Langmuir极限瓦斯吸附应变与瓦斯抽采量具有正相关性。泊松比,初始含水率、瓦斯吸附的水分影响系数、Langmiur水分吸附常数、Langmuir瓦斯压力与瓦斯抽采量具有负相关性。通过数值模拟和现场观测发现,水力化措施使得外界水侵入煤层,由于煤体-瓦斯-水的耦合作用导致煤层渗透率下降,因此在钻孔抽采初期通过增大抽采负压使孔周煤体水分尽快排出,可以改善煤体的渗透性,从而达到提高瓦斯抽采效果的目的。

王浩[5](2018)在《采动应力场下地质弱面张剪活化诱冲机制及防治研究》文中指出煤岩巷交界面、断层弱面、煤层分叉线等地质弱面在采动应力场下不仅会发生张拉离层还会发生剪切滑移,进而诱发冲击地压灾害,针对此问题本文综合运用现场调研、理论分析、实验室试验、数值模拟等方法,对地质弱面张剪活化诱冲显现特征、采动应力场分布特征、岩石剪切摩擦致震机制、断层地质弱面对采动应力场响应规律等进行了系统研究,研究发现:(1)采动应力场下煤岩巷交界面、断层面、煤层分叉线等地质弱面的存在使围岩冲击危险性升高岩层自重应力场、构造应力场、采掘应力重分布、矿震应力波扰动是采动应力场的主要组成部分。岩层自重应力场下,煤岩体承载应力大小与埋深成正比关系,垂直应力为最大主应力;构造应力场由地壳构造运动引发,在地质构造周边存在残余构造应力,构造应力有明显方向性,根据Anderson断层构造理论,正断层构造周边岩体,垂直应力为最大主应力,断层倾角通常为5565°,平移断层、逆断层周边岩体,水平应力为最大主应力,平移断层倾角较大,通常为7090°,逆断层倾角较小,通常为2535°,平移断层和逆断层周边构造应力相对正断层高;采掘扰动应力重分布与采掘布置相关,主要影响采掘扰动圈内煤岩体,对采掘扰动圈以外煤岩体扰动作用较弱;矿震应力波扰动实质为空间煤岩体瞬时破坏引发的位移扰动以应力波形式向四周传播过程,应力波对煤岩体应力大小和方向均有扰动,应力扰动大小与应力波在煤岩体中传播速度、煤岩体密度、煤岩体受扰动质点振动速度成正比,针对应力扰动方向,煤岩体表面应力波扰动不会引起煤岩体差应力变化,但会引起主应力轴的偏转。冲击地压受采深、地质构造、开采布置等因素影响,冲击破坏区通常埋深大,应力集中程度高;煤岩巷交界面、断层面、煤层分叉线等地质弱面附近煤岩体冲击地压危险显着升高,冲击破坏时煤岩体破坏滑移面通常即为已存在的地质弱面;煤岩体沿地质弱面张拉离层或剪切滑移,将对周边煤岩体形成静载集中及冲击载荷扰动,极易诱发煤岩体冲击失稳。(2)根据采掘扰动圈与断层弱面距离不同,断层弱面活化类型可分为远场开采扰动下的剪切活化和近场开采扰动下的张剪活化两种形式当断层弱面位于采掘扰动圈外较远位置时,断层面上各点受采动影响程度无明显差异,此时断层弱面处于整体给定位移扰动状态,断层弱面两侧岩体仅发生沿断层面的剪切滑移,而不会发生岩体间相对张拉离层。岩石接触面剪切滑移存在两种状态:一种为稳滑,沿断层面的剪应力无突降现象,另一种为粘滑,沿断层面的剪应力存在突降现象,剪应力突降为矿震形成诱因。当断层弱面位于采掘扰动圈内时,断层面上各点受采动影响程度具有明显差异,此时断层面两侧岩体既存在张拉离层危险,也存在剪切滑移危险。采掘工作面与断层弱面间的断层岩块空间运动状态对断层弱面张剪活化起决定作用。根据采掘工作面与断层弱面相对空间位置,采掘扰动类型可分为上盘开采扰动和下盘开采扰动,上盘开采扰动下断层岩块易沿断层弱面发生剪切滑移,无岩体间相对张拉离层危险,下盘开采扰动下断层岩块易沿断层弱面发生向下剪切滑移和岩体间相对张拉离层,无沿断层弱面向上剪切滑移危险。断层张剪活化危险程度由采掘扰动附加垂直作用力和水平作用力、断层倾角、断层内摩擦角综合确定。(3)采用煤岩组合结构试验方法研究断层弱面受煤层开挖扰动响应规律,发现煤岩组合结构试验结果与现场矿震数据、相似模拟实验结果具有一致性借鉴岩石力学实验方法,现场采集忻州窑矿大尺度煤岩试块,设计了类逆断层煤岩组合结构,在双向等压条件下,由煤岩组合结构边界向断层面开挖下盘煤块。开挖过程中水平方向、垂直方向载荷均出现―卸荷‖现象;断层弱面附近煤岩体平行断层面方向正应变?fs在煤岩组合结构加载阶段,随载荷升高而增加;断层弱面附近煤岩体垂直断层面方向正应变?fn受煤层开挖影响较?fs更显着,?fs变化有明显的―波动‖现象,而?fn变化无―波动‖现象;煤岩组合结构监测到的声发射电压信号持续时间约50 ms,无―前震‖现象,主频段为00.2 MHz,且主频段呈―双峰‖分布,声发射事件主能量级为10E-1310E-10 J,占总声发射事件数84%,主要丛集于煤岩组合结构开挖侧煤岩块,随着开挖面与断层面距离减小,声发射源向高层位岩体转移。赵楼矿1303综放工作面回采期间诱发矿震主能量级为10E310E4 J,占总矿震事件的50.6%,矿震波形存在明显的―前震‖现象,主波段呈―单峰‖分布,矿震震源在煤层与断层弱面交接处最先出现,数量也较多,随着开挖工作面临近断层弱面,断层弱面上震源越来越多,并沿断层弱面向高层位岩层转移。相似模拟实验发现,工作面向断层弱面开挖时,上覆岩层破坏区向高层位岩层扩展,同时断层岩块沿断层弱面向下剪滑,沿断层面上距离开采煤层越近岩体受开采扰动越剧烈,距离越远岩体受开采扰动影响越弱;煤岩组合结构试验结果与现场矿震演化规律、相似模拟实验结果具有一致性,佐证了煤岩组合结构试验方法的可行性。(4)开挖工作面与断层弱面距离越小、沿断层弱面上距煤层越近,岩体受开采扰动影响越剧烈基于受扰动岩体应变率大小,划分岩层自重应力、构造应力、采动应力重分布为静载扰动,岩层破断、地质构造活化、人工放炮等引发的煤岩应力波扰动为动载扰动;采用FLAC5.0有限插分软件,选用Interface模块的Coulomb剪切模型模拟断层弱面,岩体材料选用Mohr-Coulomb(M-C)本构模型,动载计算中选用Dynamic模块并以实际矿震波形为动载扰动源。模拟发现:静载扰动下,当回采工作面与断层面相距120 m以上时,断层面受开采扰动影响不明显,当工作面与断层面相距小于70 m时,断层面库仑应力开始明显上升,当工作面与断层面相距20m时,断层面库仑应力达到最大值,断层面剪切活化危险性最高,当工作面与断层面相距10 m时,断层面库仑应力下降,分析认为断层已发生剪切活化;在工作面煤壁上覆5 m处岩层设置能量为2.8E5 J,里氏震级ML(28)1.9的实际震源,模拟发现,矿震震源距断层面越近,断层弱面受应力波扰动产生的应力增量越大,当震源与断层面相距大于120 m时,断层面垂直应力、水平应力无显着增加,当震源与断层面相距12030 m时,垂直应力增量小于0.5 MPa,水平应力增量小于0.06MPa,当震源与断层面距离小于30 m时,断层面受应力波扰动变的复杂,垂直应力在震源与断层面相距20 m时增加了1.3 MPa,而相距10 m时,应力下降了2.2MPa,水平应力在相距20 m时下降幅度达到0.35 MPa;矿震引发的水平位移增量大于垂直位移增量,当矿震震源与断层面相距大于120 m时,水平位移偏向工作面方向,垂直位移扰动不明显,当矿震震源与断层面相距12020 m时,水平位移偏离工作面方向,垂直位移向下,垂直位移及水平位移增量在震源与断层面相距小于30 m时均呈现复杂变化。(5)大直径卸压钻孔配合瓦斯抽采钻孔可有效降低工作面临断层弱面开采冲击地压危险赵楼矿1303工作面过Fd96正断层严重冲击危险区域,施工大直径卸压钻孔后,工作面在揭露Fd96断层过程中虽然矿震频次增加且能量较高,但工作面5月份、6月份发生的大能量矿震事件并未造成工作面及两侧巷道冲击破坏,表明大直径卸压钻孔防冲有效;朱集西矿11501工作面具有冲击地压、煤与瓦斯突出复合动力灾害,结合已有工作面瓦斯抽采钻孔,设计在瓦斯抽采钻孔中间补充大直径钻孔卸压防冲,工作面回采0500 m过程中,工作面内监测到最大钻屑量为3.8kg/m,低于冲击危险临界值3.9 kg/m,及煤与瓦斯突出临界值6 kg/m,施工大直径卸压钻孔后,工作面内监测到的钻屑量最大值呈现出一般冲击危险区域>中等冲击危险区域>严重冲击危险区域的特征,表明大直径钻孔卸压防冲有效。

苏贺涛,宋小林,史波波[6](2015)在《氧体积分数与煤低温氧化动力学参数的相关性研究》文中认为针对煤矿采空区、储煤仓、封闭区等低氧浓度环境中遗煤可能自然发火实际情况,通过煤低温氧化实验,得出了氧体积分数与义马侏罗纪煤低温氧化动力学参数的相关性,即:随着供气氧体积分数的减小,缓慢氧化蓄热期逐渐延长,但快速氧化阶段表观活化能受影响较小,并确定出氧体积分数11.7%可作为义马矿区侏罗系煤层防灭火工作中参考上限临界值。

张科学[7](2015)在《构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理研究》文中研究表明冲击地压是煤矿开采中因采动或动载诱发煤岩体变形能剧烈释放,并伴随地下采掘空间煤岩体突然、急剧和猛烈破坏的现象。随着煤矿开采深度和开采强度的持续增加,地下开采面临的构造地质条件日趋复杂,我国越来越多的煤矿开始出现冲击地压现象,破坏性冲击地压频繁发生且日益严重。冲击地压的孕育和显现是构造特征和地层特征,在采掘动态平衡过程中能量稳定态积聚、非稳定态释放的结果,是煤岩体性质、地质特征和开采技术条件的综合反映,同时该问题具有明显的时空演化特征。义马矿区是冲击地压的高发矿区,且冲击地压多发生在回采巷道,巷道冲击地压的本质是巷道围岩在高应力作用下的突然失稳、变形和破坏。向斜构造应力、断层构造应力、上覆巨厚砾岩局部离层断裂垮落造成巷道的非均匀应力和开采扰动是义马矿区回采巷道冲击地压发生的主要影响因素。本文运用现场调研、相似模拟试验、数值计算和现场工业性试验相结合的方法,深入研究构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理及防治技术。首先,针对义马矿区11个典型工作面发生的89次冲击事件进行统计分析,得出义马矿区冲击地压以回采巷道冲击地压为主,冲击引起的回采巷道变形破坏以底鼓为主;通过设计具有义马矿区向斜、断层和巨厚砾岩地质特征的相似模拟试验,并采用数字散斑全位移场监测、应力场监测、能量场监测,研究采动影响下距工作面不同距离和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性及失稳变形破坏特点,并分析了巨厚砾岩离层断裂时巷道围岩变化规律和断层滑移活化时巷道围岩变化规律。其次,建立具有向斜、断层和巨厚砾岩特征的数值模型,研究采动影响向斜作用下巷道围岩冲击特性,从向斜轴部和翼部回采巷道围岩冲击特性入手,对比分析向斜轴部和翼部回采巷道围岩冲击特性异同;研究采动影响断层作用下巷道围岩冲击特性,从断层下盘和上盘回采巷道围岩冲击特性入手,对比分析断层下盘和上盘回采巷道围岩冲击特性异同;研究采动影响巨厚砾岩作用下回采巷道围岩冲击特性,从不同砾岩厚度条件下对比分析回采巷道围岩冲击特性;研究采动影响构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩冲击特性,对同时间不同地点距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性、同地点不同时间距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性分别进行详细分析;得出构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理。最后,提出义马矿区回采巷道冲击地压综合防治体系和具体防治措施,并对回采巷道强力柔性支护体系、u型钢联合支护体系和锚杆支护体系进行进行评价总结,同时根据回采巷道冲击地压前兆规律,得出强力柔性支护体系是适合义马矿区回采巷道的防冲支护。本文取得的创新性研究成果具体如下:1.依据义马矿区的工程地质特征和煤岩体冲击倾向性试验结果,对义马矿区11个工作面89次冲击事件的发生规律进行深入分析,得出:掘进冲击地压共发生29次,占32.6%,回采冲击地压共发生59次,占66.3%,其它冲击地压共发生1次,占1.1%,义马矿区冲击地压以回采冲击地压为主,但掘进冲击地压必须给予充分重视;工作面冲击地压共发生9次,占10.1%,巷道冲击地压共发生80次,占89.9%,义马矿区冲击地压以巷道冲击地压为主;结合冲击地压的发生时序和发生位置,得出义马矿区冲击地压以回采巷道冲击地压为主,共发生51次,占57.3%;巨厚砾岩局部离层断裂垮落造成巷道的非均匀受力是诱发下巷冲击地压的主要原因;冲击引起的回采巷道变形破坏以底鼓为主,并伴随上帮移出、下帮肩角鼓出等破坏;义马矿区回采巷道冲击地压发生的影响因素主要有向斜构造应力、断层构造应力、上覆巨厚砾岩局部离层断裂垮落造成巷道的非均匀应力和开采扰动。2.设计具有向斜、断层和巨厚砾岩地质特征的相似模拟试验,得到工作面直接顶垮落和老顶断裂变化规律,即直接顶初次垮落步距为35m,垮落高度2m,老顶初次垮落步距为85m,垮落高度为66m,老顶巨厚砾岩垮落高度已扩展至90m;得到巨厚砾岩断裂离层变化规律,即工作面回采90m时,巨厚砾岩在上覆岩层载荷的作用下,局部发生离层垮落,离层范围20m,垮落高度扩展至110m;得到断层滑移活化变化规律,即工作面回采95m时,断层有滑移失稳迹象;断层易发生滑移失稳破碎的区域是交界区、直接顶区和老顶区;断层滑移失稳加剧回采巷道围岩变形,尤其是断层滑移活化前,巷道底鼓变形更加严重,甚至发生巷道底板冲击。3.通过研究巷道围岩全阶段变化特征、距工作面不同距离巷道围岩变化特征、距断层不同距离巷道围岩变化特征、巨厚砾岩离层断裂时巷道围岩变化特征和断层滑移活化时巷道围岩变化特征,得到了如下规律:(1)回采过程中的断层滑移活化阶段巷道围岩位移大于巨厚砾岩断裂离层阶段;随工作面推进巷道围岩能量场变化呈增大趋势;回采70m时,巷道围岩能量积聚较大;回采85m时,巷道围岩能量释放较大;回采95m时,巷道围岩能量急剧释放;工作面回采至断层距离28m时,断层发生失稳、滑移和活化,巷道围岩能量急剧释放,巷道变形以底鼓突变表现,巷道彻底破坏,甚至发生底板冲击。(2)巷道距工作面距离大于50m区域为巷道显现影响区,但巷道围岩变形很小;巷道距工作面距离1050m区域为巷道显着影响区,巷道围岩变形有大幅度的增加;巷道距工作面距离小于10m区域为巷道突变影响区,巷道围岩变形急剧增加,甚至突变增加,巷道底鼓变形表现的尤为突出。(3)距断层下盘20m,巷道围岩变形最为严重;采动影响下巷道围岩变形,随着距断层下盘距离减小先是缓慢增加,再是非线性急剧增加,最后突变增加,尤其巷道底鼓表现的更为明显;巷道围岩顶底板变形明显大于两帮变形,其中底鼓最为严重,断层帮变形次之。(4)断层下盘煤岩体位移及移近速度明显大于断层上盘,断层下盘巷道围岩变形明显大于断层上盘;采动影响下断层滑移活化过程中巷道围岩变形最严重为巷道底鼓,右帮移近次之,顶板下沉和左帮移近较小。4.建立具有向斜、断层和巨厚砾岩特征的数值模型,采用3dec、flac3d和cdem数值软件计算得到如下规律:(1)采动影响下向斜轴部巷道围岩变形以底鼓为主,向斜翼部巷道围岩变形是底板和帮部同时变形;向斜轴部巷道围岩变形整体上大于向斜翼部,其中向斜轴部巷道底鼓量约为向斜翼部的2倍;向斜轴部巷道底板13m深度围岩变形剧烈,底板58m深度围岩较为稳定,而向斜翼部巷道底板1m深度围岩变形明显大于底板28m深度围岩,且底板28m深度围岩变形具有线性变化规律。(2)断层下盘附近围岩应力比断层上盘应力易转移;断层下盘底板围岩稳定后的应力小于断层上盘;断层下盘附近围岩能量比断层上盘易发生积聚和易释放;巷道围岩能量的释放以底板和帮部最为明显,断层下盘底板围岩能量瞬间变化幅度为1500kj/m3,明显大于断层上盘能量瞬间变化幅度914kj/m3,约为断层上盘能量释放的1.5倍;断层下盘巷道围岩塑性区以底板扩展为主,逐渐向左帮扩展,断层上盘巷道围岩塑性区也以底板扩展为主,但逐渐向右帮扩展;断层下盘巷道底鼓最大值为1.83m,明显大于断层上盘巷道底鼓最大值1.04m,约为断层上盘底鼓的1.8倍;巷道底板13m深度围岩变形较为严重,底板58m深度围岩较为稳定。(3)采动影响巨厚砾岩作用下巷道围岩趋于稳定后,砾岩厚度在50190m时左帮围岩应力值大于底板围岩,帮部易发冲击,砾岩厚度在260400m时左帮围岩应力值小于底板围岩,底板易发生冲击;巷道底板围岩垂直应力和水平应力在砾岩厚度50190m时呈现波动变化,且应力值较小,在砾岩厚度260400m时应力迅速增大,最后稳定在高应力状态,最大应力值分别为42mpa和37mpa。(4)采动影响构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩应力总体上呈现“几”字型分布;巷道底板和右帮围岩能量总体上呈现“一”字型分布,易发生围岩冲击;巷道顶板和左帮围岩能量总体呈现“厂”字型分布,不易发生围岩冲击。(5)巷道底板围岩随距工作面距离减小,水平应力对巷道围岩变形起到控制作用,且由于水平应力的大范围释放,易引发底板冲击地压,底板深部围岩水平应力对围岩变形起到关键控制作用,且底板13m深度围岩发生突变后,其应力值明显低于底板58m围岩应力;随距工作面距离减小,巷道围岩应力整体上由水平应力起到关键控制作用,垂直应力起到辅助作用。(6)回采巷道顶板、底板、右帮围岩能量随距断层距离减小能量变化不大,且能量值较低,底板能量值几乎都为0;巷道左帮围岩能量随距断层距离减小先升高后降低,再升高再降低,最后突变增加,距断层距离50m时为极小值点,距断层距离20m时为突变极小值点;随距断层距离减小巷道底板13m深度围岩能量整体上低于底板58m;巷道随距断层距离减小,巷道围岩变形呈现非线性增加,甚至急剧突变,尤其巷道底鼓表现的更为明显,底板13m深度围岩变形比较剧烈,底板58m围岩较为稳定,变形量较小;距断层60100m时巷道围岩变形显现;巷道距断层2060m时巷道围岩变形显着显现;巷道距断层1020m时巷道围岩变形突变显现。5.提出构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理,即采动影响或动载作用下,复杂构造应力释放主要造成围岩水平应力突变增加,其首先传递到断层帮,但帮部支护强度通常较高,因此应力迅速向底板转移并积聚大量能量,当巷道围岩积聚的能量大于其到达巷道煤壁所消耗的能量与煤壁强度的极限承载能之和时,自身围岩强度和支护强度都较低的底板是其能量释放的最佳位置,于是底板围岩急剧失稳、变形,甚至完全破坏,进而引发底板冲击。6.提出义马矿区回采巷道冲击地压综合防治体系和具体防治措施,并对回采巷道强力柔性支护体系、U型钢联合支护体系和锚杆支护体系进行评价总结,依据应用实践得到的回采巷道冲击地压前兆规律,得出强力柔性支护体系在防冲巷道支护中对巷道围岩应力场、能量场和位移场的关键控制作用明显优于U型钢联合支护体系和锚杆支护体系,且可以很好的适应并控制巷道围岩变形,对构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压防治起到积极且显着的作用。

许永祥[8](2015)在《特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究》文中指出为保持回采巷道稳定、隔离相邻采空区以防止有害气体溢出、煤层自燃,塔山煤矿区段间采用留设宽煤柱护巷,煤柱宽度38m45 m,造成了煤柱损失严重、矿压显现强烈等问题。本文以塔山煤矿石炭系35#煤层8204工作面为工程背景,对特厚煤层综放开采沿空掘巷技术进行研究,采用理论计算、数值模拟、相似模拟、工程类比等方法对8204试验工作面5204临空巷道合理煤柱宽度进行分析,分析探讨沿空巷道支护方案,通过现场工业性试验对煤柱宽度、支护方案的合理性进行检验。研究结果表明:塔山煤矿特厚煤层综放工作面侧向支承压力峰值区位于距煤壁35 m左右,应力降低区为010 m左右;采用6 m煤柱时,巷道位于应力降低区内;采用合理的锚杆+W钢带+锚索+11#工字钢+组合锚索+喷浆全封闭的锚网索耦合支护对策,通过对比分析不同支护方案下锚杆、锚索对围岩形成的附加应力大小及范围,选取了合理的支护参数,现场监测表明巷道掘进期间矿压显现程度较小;巷道两帮移近量小于65 mm,顶底板移近量小于55 mm,锚杆、锚索受力较小,围岩稳定性较易控制;掘巷对采空区内气体产生扰动,采空区内气体浓度和压差出现波动,煤柱内裂隙发育,巷道表面喷浆未能完全解决采空区漏风问题,需进一步采取注浆等措施。

冯仗伟,屈永利,袁晓翔,任宏安,许满贵[9](2011)在《澄合矿区东西区5#煤层自燃性能对比实验》文中提出对澄合矿区东西区5#煤样进行了自燃程序升温实验。通过实验确定该矿区东西部5#主采煤层煤样的临界温度、裂化温度以及CO,CH4气体浓度与温度关系等自燃特性参数,并进一步分析了两区耗氧速度、C2H6,C2H4等气体的变化规律,对澄合矿区东西区5#煤的煤自燃规律做出了初步的探讨。研究结论对该矿区煤自燃预测预报工作有重要的指导意义。

文虎,张博,马威[10](2010)在《枣泉矿2#煤层自然发火特性实验研究》文中研究说明利用大型煤低温自然发火实验台,对枣泉矿2#煤层煤样自燃特性参数进行了测定,确定了煤的最短自然发火期、临界温度、干裂温度、指标气体产生率、氧化放热强度和自燃极限参数,为枣泉矿自燃火灾的预测预报及防治提供了参考依据。

二、义马常村矿煤样自燃倾向性研究(论文开题报告)

(1)论文研究背景及目的

此处内容要求:

首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景,再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题,并提出你的论文准备的观点或解决方法。

写法范例:

本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。

(2)本文研究方法

调查法:该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。

观察法:用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。

实验法:通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。

文献研究法:通过调查文献来获得资料,从而全面的、正确的了解掌握研究方法。

实证研究法:依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。

定性分析法:对研究对象进行“质”的方面的研究,这个方法需要计算的数据较少。

定量分析法:通过具体的数字,使人们对研究对象的认识进一步精确化。

跨学科研究法:运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。

功能分析法:这是社会科学用来分析社会现象的一种方法,从某一功能出发研究多个方面的影响。

模拟法:通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。

三、义马常村矿煤样自燃倾向性研究(论文提纲范文)

(1)易自燃煤氧化的力学特性(论文提纲范文)

1 煤样准备与氧化处理
    1.1 煤样准备
    1.2 煤体氧化处理
    1.3 实验设备及方案
        1.3.1 波速测试
        1.3.2 力学实验
        1.3.3 实验方案
2 实验结果分析
    2.1 氧化煤波速变化规律
    2.2 力学效应分析
        2.2.1 应力-应变曲线
        2.2.2 力学特性
        2.2.3 应变特性
        2.2.4 破坏特征
3 力学性质差异机制分析
4 工程应用
    4.1 底抽巷抽采对被保护层影响
    4.2 煤柱局部氧化应力分布
5 结 论

(2)基于重力热管换热的地下煤火治理与应用研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
Abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 研究背景与意义
    1.2 地下煤火形成、发展与演化
    1.3 煤火防治研究现状
    1.4 煤火热能资源利用分析
    1.5 研究内容与方法
    1.6 本章小结
2 煤火发展与演化特征试验研究
    2.1 前言
    2.2 低氧浓度条件下的煤低温氧化特征试验研究
    2.3 低氧低温氧化特征试验结果与讨论
    2.4 煤火演化特征试验平台及试验方法
    2.5 煤火演化特征试验结果与讨论
    2.6 不同燃烧阶段下煤火可利用热能品级评估
    2.7 本章小结
3 基于温差发电的煤火热能应用模拟试验研究
    3.1 前言
    3.2 温差发电基本模型与计算公式
    3.3 热电转换性能测试试验平台及试验方法
    3.4 结果与讨论
    3.5 本章小结
4 重力热管换热作用于煤火防治的数值模拟
    4.1 前言
    4.2 多场耦合数学模型和边界条件
    4.3 重力热管换热作用下的煤火演化规律的二维数值模拟
    4.4 二维数值模拟结果与讨论
    4.5 本章小结
5 重力热管传热和温差发电的优化分析
    5.1 重力热管传热匹配温差发电优化设计
    5.2 温差发电模块的组合结构设计
    5.3 温差发电模块冷端散热模块优化
    5.4 本章小结
6 煤火热能提取与温差发电系统设计与工程试验
    6.1 大泉湖火区概况与治理现状
    6.2 热能提取与温差发电系统设计
    6.3 现场试验结果分析
    6.4 煤火防治与废热资源利用的协同作用
    6.5 本章小结
7 结论与展望
    7.1 关键结论
    7.2 主要创新点
    7.3 展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(3)氧浓度对淮南煤自燃特性的影响实验研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
1 绪论
    1.1 选题背景及研究意义
        1.1.1 选题背景
        1.1.2 研究意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 煤自燃特性参数研究现状
        1.2.2 氧浓度影响煤自燃研究现状
    1.3 研究内容和技术路线
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 技术路线
2 氧浓度对淮南煤热失重特性影响分析
    2.1 工业分析、元素分析及比表面积分析
        2.1.1 实验装置及原理
        2.1.2 实验结果及分析
    2.2 不同氧浓度下淮南煤热重实验
        2.2.1 实验目的
        2.2.2 实验条件
    2.3 不同氧浓度下煤样热失重特性
        2.3.1 TG/DTG曲线阶段性
        2.3.2 氧浓度对特征温度的影响分析
    2.4 氧浓度对热重曲线的影响分析
    2.5 小结
3 氧浓度对淮南煤氧化热效应影响分析
    3.1 实验装置及条件
    3.2 实验原理
    3.3 氧浓度对淮南煤氧化热效应影响分析
    3.4 氧浓度对DSC曲线影响分析
    3.5 小结
4 氧浓度对淮南煤氧化气体规律及动力学参数影响分析
    4.1 实验装置及条件
        4.1.1 实验装置
        4.1.2 实验条件
    4.2 实验原理
    4.3 氧浓度对淮南煤自燃特性参数影响分析
        4.3.1 气体浓度分析
        4.3.2 耗氧速率
        4.3.3 气体产生速率
        4.3.4 放热强度
    4.4 氧浓度对淮南煤氧化动力学参数影响分析
    4.5 小结
5 结论及展望
    5.1 结论
    5.2 展望
致谢
参考文献

(4)受载煤体-瓦斯-水耦合渗流特性研究(论文提纲范文)

摘要
abstract
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 研究现状及不足
        1.2.1 煤体吸附水研究
        1.2.2 水对煤体吸附瓦斯影响
        1.2.3 煤体力学特性与水的关系
        1.2.4 瓦斯-水耦合渗流规律
        1.2.5 研究尚存在的不足
    1.3 研究内容与技术路线
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 技术路线
2 煤体微观结构特征
    2.1 引言
    2.2 煤样采集
    2.3 煤体的孔隙结构及分形特征
        2.3.1 煤体孔隙的表征方法及分类
        2.3.2 低温液氮吸附实验研究
        2.3.3 压汞实验研究
        2.3.4 煤的孔隙分形特征
    2.4 煤体的表面官能团结构特征
        2.4.1 测定方法
        2.4.2 煤样的红外光谱定性分析
        2.4.3 煤样的红外光谱定量分析
    2.5 本章小结
3 水分对煤体吸附瓦斯影响规律
    3.1 引言
    3.2 瓦斯等温吸附实验
        3.2.1 煤样制备
        3.2.2 实验装置
        3.2.3 实验方法
    3.3 煤体吸附水分规律
    3.4 水分对煤体吸附瓦斯特性影响
        3.4.1 不同水分煤体的瓦斯等温吸附线
        3.4.2 不同水分煤体的瓦斯吸附特征
        3.4.3 水分对煤体瓦斯吸附影响机理
        3.4.4 考虑水分影响的瓦斯吸附修正方程
    3.5 煤体的微观结构对水、瓦斯吸附影响
        3.5.1 孔隙结构参数对煤体吸附水、瓦斯影响
        3.5.2 孔隙分形特征对煤体吸附水、瓦斯影响
        3.5.3 含氧官能团对煤体吸附水、瓦斯影响
    3.6 水分对煤体瓦斯吸附影响差异分析
    3.7 本章小结
4 含水煤体力学特性与损伤演化规律
    4.1 引言
    4.2 试验概述
        4.2.1 试验装置
        4.2.2 煤样加工
        4.2.3 试验方案和步骤
        4.2.4 含水煤样制备
    4.3 试验结果和分析
        4.3.1 单轴压缩应力-应变特征分析
        4.3.2 含水率与煤体的力学特性关系
        4.3.3 煤样的破坏形式和损伤机理分析
    4.4 煤体损伤统计模型
        4.4.1 分段式煤体损伤本构模型的建立
        4.4.2 微元统计分布量
        4.4.3 不同含水率的煤体损伤本构模型
        4.4.4 模型验证
    4.5 本章小结
5 水分对受载煤体瓦斯渗流影响规律试验研究
    5.1 引言
    5.2 水分对受载煤体瓦斯渗流影响试验
        5.2.1 煤样准备
        5.2.2 实验设备
        5.2.3 实验流程
    5.3 实验结果分析
        5.3.1 渗透率随有效应力变化规律
        5.3.2 渗透率随瓦斯压力变化规律
        5.3.3 渗透率随含水率的变化规律
    5.4 考虑瓦斯-水分耦合作用的渗透率模型
        5.4.1 模型假设
        5.4.2 渗透率模型
        5.4.3 不同边界条件下的渗透率表达式
        5.4.4 渗透率模型验证
    5.5 本章小结
6 受载煤体瓦斯-水两相渗流试验研究
    6.1 引言
    6.2 瓦斯-水两相渗流实验平台搭建
    6.3 两相渗流实验测定原理
        6.3.1 单相渗透率测定原理
        6.3.2 相对渗透率测定原理
    6.4 瓦斯-水两相渗流实验过程
        6.4.1 应力对瓦斯-水两相渗流影响实验
        6.4.2 不同变质程度煤体的瓦斯-水两相渗流实验
    6.5 瓦斯-水两相渗流实验结果和分析
        6.5.1 应力作用下瓦斯-水两相渗流规律分析
        6.5.2 不同变质程度煤体瓦斯-水两相渗流规律
    6.6 考虑瓦斯-水耦合作用的相对渗透率模型
        6.6.1 相对渗透率理论模型概述
        6.6.2 瓦斯-水耦合相对渗透率模型
        6.6.3 相对渗透率模型验证
    6.7 本章小结
7 受载煤体-瓦斯-水耦合渗流模型及数值分析和验证
    7.1 引言
    7.2 受载煤体-瓦斯-水耦合气液两相渗流模型及数值模拟
        7.2.1 模型假设
        7.2.2 控制方程
        7.2.3 耦合模型
        7.2.4 高含水饱和度煤层瓦斯抽采模拟
        7.2.5 模拟结果分析
    7.3 受载煤体-瓦斯-水分耦合瓦斯单相渗流模型及数值模拟
        7.3.1 模型假设
        7.3.2 控制方程
        7.3.3 耦合模型和耦合关系
        7.3.4 残余水状态煤层瓦斯抽采模拟
        7.3.5 模拟结果及分析
    7.4 含水煤层瓦斯抽采全过程分析
    7.5 现场工程验证
    7.6 本章小结
8 结论与展望
    8.1 研究结论
    8.2 论文主要创新点
    8.3 存在不足及研究展望
参考文献
致谢
作者简介

(5)采动应力场下地质弱面张剪活化诱冲机制及防治研究(论文提纲范文)

摘要
abstract
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 冲击地压研究现状
        1.2.2 地质弱面张剪活化诱冲研究
    1.3 目前研究存在的问题
    1.4 论文主要研究内容、方法及路线
        1.4.1 研究内容
        1.4.2 研究方法及路线
2 地质弱面张剪活化诱发冲击地压案例分析
    2.1 邻煤岩交界弱面冲击地压显现
        2.1.1 张双楼矿西一采区概况
        2.1.2 上山集中巷冲击破坏情况
        2.1.3 上山集中巷冲击诱因分析
    2.2 临断层弱面冲击地压显现
        2.2.1 跃进矿25110工作面概况
        2.2.2 工作面冲击破坏情况
        2.2.3 工作面冲击诱因分析
    2.3 临煤层分叉线弱面冲击地压显现
        2.3.1 赵楼矿1305工作面概况
        2.3.2 工作面冲击破坏情况
        2.3.3 工作面冲击诱因分析
    2.4 本章小结
3 采动应力场下地质弱面张剪活化力学机制
    3.1 煤岩采动应力场构成
        3.1.1 岩层自重应力场
        3.1.2 构造应力场
        3.1.3 采掘应力重分布
        3.1.4 矿震应力波扰动
    3.2 地质弱面剪切摩擦力学过程
        3.2.1 岩石剪切摩擦
        3.2.2 岩石粘滑致震机制
    3.3 采动诱发地质弱面张剪活化分析
        3.3.1 采动诱发地质弱面张剪活化过程
        3.3.2 远场采动诱发地质弱面剪切活化
        3.3.3 近场采动诱发地质弱面张剪活化
    3.4 矿震扰动对地质弱面张剪活化影响
        3.4.1 矿震对应力大小影响
        3.4.2 矿震对应力方向影响
    3.5 本章小结
4 煤岩组合结构张剪活化规律及验证
    4.1 煤岩基本力学参数测定
        4.1.1 煤岩基本力学参数
        4.1.2 煤岩基本力学参数测定结果
    4.2 煤岩组合结构试验
        4.2.1 煤岩剪切摩擦试验
        4.2.2 煤岩组合结构试验
    4.3 煤岩组合结构试验结果分析
        4.3.1 采动引发整体载荷扰动
        4.3.2 采动引发断层面附近围岩应变扰动
        4.3.3 采动引发煤岩震动
    4.4 现场矿震数据统计分析
        4.4.1 矿震频次能量变化
        4.4.2 矿震波形频谱分析
        4.4.3 矿震震源空间位置演化
    4.5 临断层面开采相似模拟试验
        4.5.1 相似模型搭建
        4.5.2 试验结果分析
    4.6 本章小结
5 矿震应力波扰动下煤岩力学响应分析
    5.1 开采扰动分类
        5.1.1 静载荷扰动
        5.1.2 动载荷扰动
    5.2 地质弱面及煤岩本构模型
        5.2.1 地质弱面本构模型
        5.2.2 煤岩本构模型
        5.2.3 动态分析模型
    5.3 数值模拟方案
        5.3.1 实际生产地质条件
        5.3.2 数值模型构建
    5.4 静载扰动下煤岩响应特征
        5.4.1 静载开挖围岩应力响应特征
        5.4.2 静载开挖断层面响应特征
    5.5 动载扰动下煤岩响应特征
        5.5.1 动载扰动源
        5.5.2 动载扰动断层面应力响应特征
        5.5.3 动载扰动断层面位移响应特征
    5.6 本章小结
6 地质弱面张剪活化诱发冲击地压防治
    6.1 冲击地压防治方法
        6.1.1 冲击地压防治一般流程
        6.1.2 冲击地压危险预评估
        6.1.3 冲击地压区域防治方法
        6.1.4 冲击地压监测预警方法
        6.1.5 冲击地压解危方法
        6.1.6 冲击地压解危效果检验
    6.2 赵楼矿邻断层综放工作面冲击地压防治
        6.2.1 工作面概况
        6.2.2 工作面冲击危险评估
        6.2.3 工作面冲击地压防治措施
        6.2.4 工作面冲击地压防治效果
    6.3 朱集西临断层综采工作面冲击地压防治
        6.3.1 工作面概况
        6.3.2 工作面冲击危险评估
        6.3.3 工作面冲击地压防治措施
        6.3.4 工作面冲击地压防治效果
    6.4 本章小结
7 结论
    7.1 主要结论
    7.2 创新点
    7.3 展望与不足
参考文献
致谢
作者简介

(6)氧体积分数与煤低温氧化动力学参数的相关性研究(论文提纲范文)

1实验设备及方法
    1. 1实验设备
    1. 2实验方法
2煤低温氧化动力学参数测定数学模型
3实验数据分析
    3. 1表观活化能分析
    3. 2耗氧速率分析
4结论

(7)构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
第一章 绪论
    1.1 选题背景及研究意义
        1.1.1 选题背景
        1.1.2 研究意义
    1.2 国内外研究现状及问题提出
        1.2.1 向斜作用下回采巷道冲击地压机理研究现状
        1.2.2 断层作用下回采巷道冲击地压机理研究现状
        1.2.3 巨厚砾岩作用下回采巷道冲击地压机理研究现状
        1.2.4 问题提出
    1.3 研究内容及思路
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 研究思路和技术路线
    1.4 本章小结
第二章 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压发生规律及影响因素
    2.1 工程地质特征
        2.1.1 构造特征
        2.1.2 地层特征
    2.2 煤岩体冲击倾向性实验测定
        2.2.1 煤岩体冲击倾向性判别指标
        2.2.2 煤岩冲击倾向性指标的实验测定
        2.2.3 煤岩冲击倾向性实验结果
    2.3 构造与巨厚砾岩耦合条件下冲击地压发生规律分析
        2.3.1 千秋矿冲击地压规律分析
        2.3.2 跃进矿冲击地压规律分析
        2.3.3 义马矿区矿冲击地压规律分析
        2.3.4 回采巷道易发冲击地压原因分析
    2.4 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压发生规律与特征
        2.4.1 千秋矿回采巷道冲击地压发生规律与特征
        2.4.2 跃进矿回采巷道冲击地压发生规律与特征
        2.4.3 义马矿区矿回采巷道冲击地压发生规律与特征
    2.5 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压影响因素
    2.6 本章小结
第三章 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压试验研究
    3.1 相似模拟试验原型工程地质背景
        3.1.1 试验工作面工程概况
        3.1.2 实际岩体力学及物理性质
    3.2 相似模拟试验目的
    3.3 相似模拟试验系统介绍
        3.3.1 模型加载系统
        3.3.2 液压控制系统
        3.3.3 数据采集系统
        3.3.4 红外探测系统
    3.4 相似模拟试验内容设计
        3.4.1 模型相似比及相似参数
        3.4.2 相似试验材料制备
        3.4.3 相似试验模型构建
        3.4.4 相似模型制作步骤
        3.4.5 相似模型测点布置
        3.4.6 数据采集监测手段
        3.4.7 模型试验加载方案
    3.5 相似模拟试验开采过程及结果分析
        3.5.1 直接顶垮落变化规律
        3.5.2 老顶垮落变化规律
        3.5.3 巨厚砾岩离层断裂变化规律
        3.5.4 断层滑移活化变化规律
    3.6 本章小结
第四章 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩冲击特性研究
    4.1 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩全阶段变化规律
        4.1.1 采动影响下巷道围岩全阶段应力场变化规律
        4.1.2 采动影响下巷道围岩全阶段能量场变化规律
        4.1.3 采动影响下巷道围岩全阶段位移场变化规律
    4.2 构造与巨厚砾岩耦合条件下距工作面不同距离回采巷道围岩变化规律
        4.2.1 采动影响下距工作面不同距离巷道围岩应力场变化规律
        4.2.2 采动影响下距工作面不同距离巷道围岩位移场变化规律
    4.3 构造与巨厚砾岩耦合条件下距断层不同距离回采巷道围岩变化规律
        4.3.1 采动影响下距断层不同距离巷道围岩应力场变化规律
        4.3.2 采动影响下距断层不同距离巷道围岩位移场变化规律
    4.4 巨厚砾岩离层断裂回采巷道围岩变化规律
        4.4.1 采动影响下巨厚砾岩离层断裂巷道围岩应力场变化规律
        4.4.2 采动影响下巨厚砾岩离层断裂巷道围岩位移场变化规律
    4.5 断层滑移活化回采巷道围岩变化规律
        4.5.1 采动影响下断层滑移活化巷道围岩应力场变化规律
        4.5.2 采动影响下断层滑移活化巷道围岩位移场变化规律
    4.6 本章小结
第五章 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压数值研究及机理
    5.1 向斜作用下回采巷道冲击地压数值分析
        5.1.1 CDEM数值软件介绍及模型建立
        5.1.2 向斜轴部回采巷道围岩冲击特性分析
        5.1.3 向斜翼部回采巷道围岩冲击特性分析
        5.1.4 向斜轴部和翼部回采巷道围岩冲击特性对比分析
    5.2 断层作用下回采巷道冲击地压数值分析
        5.2.1 FLAC~(3D)数值软件介绍及模型建立
        5.2.2 断层下盘回采巷道围岩冲击特性分析
        5.2.3 断层上盘回采巷道围岩冲击特性分析
        5.2.4 断层下盘和断层上盘回采巷道围岩冲击特性对比分析
    5.3 巨厚砾岩作用下回采巷道冲击地压数值分析
        5.3.1 3DEC数值软件介绍及模型建立
        5.3.2 不同砾岩厚度回采巷道围岩冲击特性分析
    5.4 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压数值分析
        5.4.1 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压数值模型建立
        5.4.2 同时间不同地点距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性分析
        5.4.3 同地点不同时间距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性分析
        5.4.4 距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性分析
    5.5 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理
    5.6 本章小结
第六章 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压防治体系
    6.1 冲击地压综合防治原则及体系
        6.1.1 冲击地压综合防治原则
        6.1.2 冲击地压综合防治现有体系
    6.2 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压综合防治体系及措施
        6.2.1 回采巷道冲击地压综合防治体系
        6.2.2 回采巷道冲击地压具体防治措施
    6.3 构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道防冲支护体系评价分析
        6.3.1 千秋矿21221工作面下巷现有支护体系
        6.3.2 千秋矿21221工作面下巷防冲支护设计
        6.3.3 防冲支护体系对回采巷道围岩冲击特性的影响分析
        6.3.4 防冲支护体系在跃进矿25110工作面下巷的现场应用
        6.3.5 回采巷道冲击地压前兆规律及防冲支护体系应用效果对比
        6.3.6 回采巷道防冲支护体系评价总结
    6.4 本章小结
第七章 结论与展望
    7.1 主要研究结论
    7.2 创新点
    7.3 不足及展望
参考文献
致谢
作者简介

(8)特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
Abstract
1 绪论
    1.1 问题的提出及研究意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 国外研究现状
        1.2.2 国内研究现状
        1.2.3 研究内容
    1.3 研究内容
    1.4 创新点
    1.5 技术路线
2 工程背景
    2.1 塔山煤矿简介
    2.2 8204小煤柱沿空掘巷试验工作面介绍
        2.2.1 采煤范围内外及其上下的采掘情况及其影响
        2.2.2 煤层情况
    2.3 8204工作面布置方案选择
3 合理窄煤柱宽度理论分析
    3.1 采空区侧向支承压力分布理论计算
    3.2 微震监测结果
    3.3 数值模拟
        3.3.1 宏观应力场分布
        3.3.2 煤柱宽度对侧向支承压力分布的影响
    3.4 相似模拟
    3.5 工程类比
        3.5.1 工程类比的必要性
        3.5.2 千秋矿与塔山矿开采技术条件对比
        3.5.3 工程类比分析
    3.6 其他因素
    3.7 本章小结
4 沿空巷道支护设计
    4.1 巷道支护形式和参数选择原则
    4.2 锚网索耦合支护参数确定
        4.2.1 锚网索耦合支护参数分析
        4.2.2 锚网索耦合支护初始设计方案
        4.2.3 锚网索耦合支护初始设计方案数值模拟
        4.2.4 锚固作用下围岩变形与锚杆受力分析
    4.3 巷道超前支护方案的选择
        4.3.1 巷道超前液压支架
        4.3.2 单体柱支护
        4.3.3 超前液压支架与单体柱对比
    4.4 破碎段支护
5 掘巷期间现场监测
    5.1 钻孔窥视
    5.2 掘进期间巷道围岩变形实测
    5.3 锚杆锚索受力检测
    5.4 相邻采空区气体浓度和压差监测
        5.4.1 采空区内气体浓度监测
        5.4.2 采空区与巷道内压差
6 结论与展望
    6.1 结论
    6.2 不足与展望
参考文献
作者简介
学位论文数据集

(9)澄合矿区东西区5#煤层自燃性能对比实验(论文提纲范文)

1 煤样的煤质特性
2 煤样自燃程序升温实验
    2.1 实验装置组成
    2.2 实验条件
3 实验结果分析
    3.1 CO气体浓度与温度关系
    3.2 CH4气体浓度与温度关系
    3.3 耗氧速度
    3.4 C2H4和C2H6气体
4 结 论

四、义马常村矿煤样自燃倾向性研究(论文参考文献)

  • [1]易自燃煤氧化的力学特性[J]. 潘荣锟,马智会,余明高,晁江坤,马智勇,贾海林,李聪. 煤炭学报, 2021(09)
  • [2]基于重力热管换热的地下煤火治理与应用研究[D]. 苏贺涛. 中国矿业大学, 2018(12)
  • [3]氧浓度对淮南煤自燃特性的影响实验研究[D]. 许凯航. 西安科技大学, 2018(12)
  • [4]受载煤体-瓦斯-水耦合渗流特性研究[D]. 蒋一峰. 中国矿业大学(北京), 2018(01)
  • [5]采动应力场下地质弱面张剪活化诱冲机制及防治研究[D]. 王浩. 中国矿业大学(北京), 2018(01)
  • [6]氧体积分数与煤低温氧化动力学参数的相关性研究[J]. 苏贺涛,宋小林,史波波. 煤炭工程, 2015(11)
  • [7]构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机理研究[D]. 张科学. 中国矿业大学(北京), 2015(09)
  • [8]特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究[D]. 许永祥. 河南理工大学, 2015(11)
  • [9]澄合矿区东西区5#煤层自燃性能对比实验[J]. 冯仗伟,屈永利,袁晓翔,任宏安,许满贵. 西安科技大学学报, 2011(04)
  • [10]枣泉矿2#煤层自然发火特性实验研究[J]. 文虎,张博,马威. 煤炭工程, 2010(07)

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义马长村矿煤样自燃倾向研究
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