摘要：介绍了薄层状碎裂顶板综采切眼采用螺纹钢锚杆-金属网-钢筋焊接梯子梁-锚索-槽钢梁等进行联合锚固的地质力学条件、围岩特征和施工方式,提出了该条件下锚周材料的选择原则和选择结果。运用以巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比设计方法和以地质力学条件为基础的数值计算设计方法,给出了薄层状碎裂顶板综采切眼锚固参数的确定方法与结果。对顶板离层的监测结果表明:(1)采用的锚固方式和锚固参数能够有效地控制薄层状碎裂顶扳综采切眼的顶板变形与漏冒顶;(2)在巷道掘出后20d内,顶板岩层处于剧烈活动期,20d后趋于稳定;(3)初次掘巷后,顶板岩层的下沉量以锚杆锚固范围内的顶板下沉量为主;(4)二次扩巷后,顶板岩层所产生的下沉量以锚索锚固范围内的顶板下沉量为主;(5)联合锚固技术取得了显著的经济和社会效益。

摘要：随着煤炭资源的大规模开发,大型设备进入煤矿井下,修筑特大断面硐室已必不可少,随之而来的深部层状碎裂煤岩体所具有的特殊工程地质问题更加突出。棋盘井煤矿井底特大断面换装硐室(跨度9.9 m、高9.45 m)处于硐室密集区的层状碎裂围岩中,可供类比工程很少,施工难度很大。针对其围岩特点,采用三维小模型分析施工顺序、高边墙破坏规律和支护单元的功效,用三维大模型真实再现施工过程,反映围岩空间动态变化情况;优选出最优施工方案及块段施工合理错距;理论分析得出高边墙围岩潜在破坏机制不尽相同,水平应力释放是高边墙产生片帮、剥落的主要原因,并提出承载墙的概念。研究成果可为日后类似工程的设计、施工和研究提供有益的借鉴和参考。

摘要：运用相似模拟试验和分形几何理论,研究了受采动影响的回采巷道围岩裂隙产生-扩展-贯通-破坏的演化规律。巷道两帮围岩裂隙呈弧形向巷帮深处扩展,并按幂函数规律衰减;两帮顶板裂隙呈二次曲线演化规律;巷道上方顶板裂隙主要集中在巷帮上方。用裂隙密度分形维数定量描述了巷道围岩裂隙的分布和演化。研究结果有利于了解巷道围岩内部破裂的发生与发展规律,为选择巷道锚固方案和优化锚固设计参数提供了依据。

摘要：基于坚硬顶板长壁工作面初次跨落步距大、周期断裂悬顶长,对采场安全危害严重的特点,系统研究工作面顶板初次断裂的3种控制放顶方式和周期断裂的合理悬顶长度。通过建立两端固支岩梁力学模型,分析并比较采用循环浅孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3种爆破控制放顶方式缩短坚硬顶板工作面初次断裂步距的拉槽深度与爆破工程量。结果表明,就爆破工程量而言,端部拉槽最小,中部拉槽次之,循环浅孔拉槽最大。通过顶板周期断裂悬臂岩梁力学模型的建立及其分析,基于工作面支架的设计工作阻力,推导顶板周期断裂的合理悬顶长度与工作面支架设计支护阻力,以及上覆岩层荷载和工作面控顶距之间的关系式。研究结果在晋城七岭煤矿15102工作面成功应用,可以为相应条件下坚硬顶板控制放顶提供理论依据与应用指导。

摘要：在对8种岩石矿物成分XRD分析和使用三维白光干涉仪对其抛光表面进行表面形貌表征的基础上,在自行设计的试验装置上,对自然、饱水和干燥状态下8种岩石试块的摩擦系数进行了试验研究。试验结果表明:抛光岩石表面的摩擦系数和其矿物成分相关。在多矿物组成成分的硅酸盐岩中,饱水与自然状态时的摩擦系数增加幅度大于干燥和自然状态时摩擦系数减小的幅度。在多矿物组成成分的碳酸盐岩中,饱水与自然状态时的摩擦系数增加幅度小于干燥和自然状态时摩擦系数减小的幅度。在3种不同状态下单矿物岩石的摩擦系数比多矿物岩石的摩擦系数变化幅度大。

摘要：根据路天煤矿二采区1604工作面煤层赋存条件,运用1∶25的大比例物理模拟试验,定量研究了浅埋深煤层裂隙组数及其与工作面方位匹配对顶煤放出率的影响规律。研究结果表明:①顶煤放出率随裂隙组数的增加呈线性规律提高。与无裂隙煤体相比,含有单组、双组和三组裂隙的煤体,顶煤放出率分别提高18%,26%和35%。②单组裂隙时,随着裂隙方位与工作面夹角的增大,顶煤放出率呈线性规律降低。裂隙与工作面平行时,顶煤放出率最高,为70%。③双组裂隙时,随着次裂隙方位与工作面夹角的增大,顶煤放出率呈线性规律降低。主裂隙垂直、次裂隙平行于工作面时,顶煤放出率最高,为79%。④三组裂隙时,随着次次裂隙与工作面夹角的增大,顶煤放出率呈线性规律降低。主裂隙垂直、次裂隙斜交、次次裂隙平行于工作面时,顶煤放出率最高,为86%。将研究结果应用于1604工作面,取得了显著的经济效益,为具有相同条件的煤矿合理设计工作面的推进方向提供了参考依据。

摘要：针对坚硬顶板初次断裂步距大容易引起冲击矿压、瓦斯积聚以及在放顶煤开采中降低初采期间顶煤放出率等问题,对唐安煤矿3301综放工作面进行深孔预裂爆破弱化顶板的设计并进行现场试验。试验表明:优化的炮眼间距、炮眼仰角等爆破参数合理,爆破能够使顶板预裂并改变其受力状态;工作面基本顶初次断裂步距成功地缩短了38.43 m,可增加产量22 801 t;基本顶提前垮落,避免冲击矿压问题,同时避免采空区通风困难导致的瓦斯积聚问题。

摘要：为了解决孤岛综放工作面沿空掘巷矿压显现剧烈、巷道围岩控制困难的难题,运用理论计算、数值模拟及现场实测的方法,研究了孤岛综放工作面回采巷道在不同宽度窄煤柱条件下的围岩稳定状况。基于采空区侧煤体支承压力分布特征以及沿空掘巷的力学模型,分别从内应力场和极限平衡理论角度计算分析,确定了护巷窄煤柱留设宽度的合理尺寸范围为4.46~7.3m。采用数值模拟方法对窄煤柱留设尺寸进行了对比分析,得到3204孤岛综放工作面护巷窄煤柱的最优尺寸为5 m。现场监测数据表明:3204工作面回风巷道两帮的最大变形量为147 mm,顶底板最大变形量为95 mm,能够满足安全生产要求。

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：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。