摘要：为揭示煤矿基本顶细砂岩定向水力压裂裂缝起裂、扩展规律,在煤矿井下原位获取并加工成300 mm×300 mm×300 mm大尺寸细砂岩,在试样正中布置直径26 mm的压裂孔,采用专用切槽钻头垂直钻孔轴向预制长12 mm的三维楔形横槽,开展大型真三轴定向水力压裂试验与高能工业CT扫描,研究了原生层理方向与水平应力差大小对水力裂缝起裂压力、扩展形态、水压-时间曲线、压裂体积的影响规律,并引入定向偏转距概念(预制切槽处裂缝沿其方向定向扩展不发生偏转的距离)来表征定向压裂效果。试验结果表明:预制横向切槽可驱使其附近裂缝沿着切槽定向起裂、扩展,裂缝形态分为单一横切型和复杂“H”型;水压-时间曲线根据裂纹扩展阶段的不同,分为平缓式波动型和断崖式跌落型。水平应力差对切槽处的裂缝定向偏转距影响程度大于层理方向。高水平应力差作用下切槽尖端应力集中程度更高,穿越层理面能力更强,裂缝从切槽尖端起裂后与层理交汇后不发生偏转,切槽定向效果较好;而低水平应力差作用下裂缝扩展时遇到层理易发生转向,切槽定向效果差。高水平应力差作用下裂缝定向偏转距为低水平应力差作用下的10倍,前者切槽可定向裂缝扩展至试样边界,后者切槽仅可控制其附近裂缝扩展方向,之后逐渐偏转至与最大水平主应力方向平行。层理平行切槽时,裂缝平均起裂压力、压裂体积是垂直切槽时的1.7倍;高水平应力差作用下裂缝平均起裂压力、压裂体积是低水平应力差作用下的1.3倍。层理效应在低水平应力差作用下明显,当切槽与层理方向一致时,切槽附近层理最易被激活并沿切槽定向扩展,裂缝宽度与形态复杂多样,反之,较难被激活,裂缝形态单一;而高水平应力差作用下不同方向的层理均能被激活,裂缝扩展充分,形成形态复杂多样的缝网。

摘要：水力压裂技术近年来越来越多地被应用于强烈动压巷道的卸压工程中,水力压裂卸压的核心是如何人为控制水力裂缝的开裂、扩展方向及路径。将裂缝起裂点与裂缝扩展路径上与切槽方向呈1/2切槽角度的点之间的连线长度定义为裂缝偏转距,并作为试验重点考察指标。采用真三轴物理试验的方法,对尺寸为300 mm×300 mm×300 mm的预留钻孔和纵向切槽水泥试块水力压裂过程中不同泵流量对裂缝偏转距的影响规律进行了详细研究。研究结果表明:纵向切槽水力压裂裂缝首先沿切槽方向起裂,在扩展的过程中逐渐转向最大主应力方向;裂缝呈S型非对称形态,裂缝较为单一,无复杂微裂隙产生,裂缝在横向扩展的同时沿纵向扩展且扩展过程中无较大偏转。压裂过程明显呈现3个阶段性特征:初次起裂阶段、裂缝持续扩展阶段和裂隙贯通阶段;随着泵流量的增加,起裂压力略有增高,压裂时间明显缩短。在水平应力比为1.5条件下,泵流量由0.5 mL/s增加到1.0 mL/s,裂缝偏转距增加了54.9%;泵流量由1.0 mL/s增加到1.5 mL/s,裂缝偏转距增加了16.7%;随着泵流量的增加,裂缝偏转距明显增大,增大趋势呈半抛物线特征。水平应力比为2.0条件下,泵流量由1.0 mL/s增加到1.5 mL/s,裂缝偏转距增加了30.6%;泵流量由1.5 mL/s增加到5.0 mL/s,裂缝偏转距增加了67.9%;与应力比为1.5相比,相同泵流量条件下裂缝偏转距明显减小。试验采用真三轴试验方法仅能对小尺寸试块进行物理模型试验,下一步将选取合适的数值计算方法,进一步开展大尺度岩层水力压裂效果试验研究。

摘要：斜井提升系统经常会发生因操作工未挂好钢丝绳，或者钢丝绳断裂而造成的跑车事故。常用的简易拦车装置虽然实用，但因其故障率高、人为疏忽等因素造成事故的案例时有发生。为确保斜井提升安全，经过考察，借鉴国内各种斜井防跑车保护原理，开发了可靠、安全的斜井自动化防跑车装置。

摘要：针对深井高应力强采动巷道的支护难题,分析顶板水力压裂技术原理,建立巷道围岩水力压裂数值计算模型,开展水力压裂切顶卸压应力转移研究,分析巷道围岩应力场响应机制,并开展现场工程应用。结果表明:水力压裂后煤柱应力集中区应力降低率为7.73%,平均降幅为13.9 MPa,最大降幅为24.9 MPa,采空区应力增长率为3.75%,在采空区应力增长区内,顶板压裂后底板应力较无压裂时平均高出约6.4 MPa,有效弱化了坚硬悬顶,阻断了顶板岩层的应力传递,促使煤柱侧悬顶应力向采空区内转移;水力压裂后工作面周期来压步距和液压支架动载系数显著降低,煤柱应力趋于均匀化,且平均应力显著低于无压裂时的煤柱应力,超前采动影响时矿压显现强度得到有效降低;压裂段滞后工作面30 m范围内采空区顶板及时垮落,应力增长较快,滞后工作面距离大于30 m时,压裂段采空区应力基本呈缓慢增长,最大应力值为1.35 MPa,无压裂段采空区应力且仍呈快速增长趋势,最大应力值为1.64 MPa。这表明水力压裂可有效弱化坚硬顶板完整性,改善采空区覆岩结构运动状态,降低巷道围岩应力状态,提高巷道围岩的稳定性。

摘要：为解决岳城煤矿高瓦斯动压巷道瓦斯抽采后围岩变形大、支护困难的问题,采用现场调查和矿压监测方法,测试了巷道围岩的地质力学参数,深入分析了围岩变形破坏特征与机理,提出高预应力高延伸率锚杆锚索+强力护表构件+补强锚索强帮强顶控制技术,并进行现场应用。矿压监测数据显示:在掘进期间,锚杆与锚索受力比较稳定;巷道在工作面回采期间,两帮最大变形量为249mm,顶底板最大移近量为262mm,满足正常生产要求。应用结果表明:该支护技术明显改善了围岩的应力分布,提高了围岩的整体承载能力,能够有效控制高瓦斯动压巷道围岩的大变形。

摘要：采用ABAQUS软件,建立了纵向切槽水力压裂裂缝扩展的有限元二维模型,分析了不同泵流量条件下纵向切槽水力压裂裂缝扩展规律。研究表明:裂缝开裂初期,受地应力差的影响,裂缝很快转向最大主应力方向;随着泵流量的大幅增加,裂缝的偏转情况得到减缓,曲率半径增大,偏转距明显增加,流量在120L/min以内时,增长速度较快;目前常用注水泵流量为90L/min,其裂缝偏转距为4.05m。结论对于实际的钻孔距设计和注水泵选取具有参考意义。

摘要：矿车连接插销是矿山运输车辆的重要部件,由销轴、圆台和挂环组成,销轴插入矿车连接部位的销孔中,圆台限制插销位置,防止其落下,圆台上焊接挂环,方便操作人员抽出和插入插销。插销与链环把矿用车辆联接组列,满足水平和倾斜运输要求。1存在的问题目前山东黄金矿业公司使用的车辆为0.75 m3侧卸式矿车,采用?40 mm×190 mm的圆柱形插销,结构如图1所示。该插销插入矿车牵引联接孔后,正常情况下依靠自重不会出现上窜跑出。由于插销下端不能实现锁闭,斜巷运输途中,列车振动颠簸会发生跳销,引起列车脱节而跑车,存在较大的安全隐患。

摘要：针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明:深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100~250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20~22m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。

摘要：针对深井高应力软岩巷道变形量大、变形持续时间长、巷道难支护等问题,以口孜东矿沿空巷道为工程背景,通过现场调研、地应力测试、矿物成分分析及巷道围岩力学性能测试等手段,揭示高地压、强扰动是巷道产生大变形破坏的主要动力源,低抗载性围岩破裂加剧了巷道围岩的结构风化和强度劣化,加剧了巷道扩容变形,构成巷道产生大变形的主要内因;巷道断面不合理,支护强度低,加剧了巷道围岩扩容变形,构成巷道大变形的主要外因。从巷道破坏模式方面分析巷道5种典型变形破坏特征及发生机制;通过现场观测,揭示巷道表面变形的空间非对称性、不同深度围岩变形的跳跃性,以及巷道围岩内部结构劣化的非均匀性和跳跃性;总结了巷道大变形机理是高应力驱动下塑性区劣化后的围岩产生显著的流变与强烈的扩容变形,加速了巷道的变形失稳。提出口孜东矿沿空掘巷以“高预应力主动支护、注浆改性加固、强帮护顶”为核心的沿空掘巷支护技术,现场监测表明,该支护方案可有效控制深部高应力软岩巷道变形。

摘要：为实现掘锚机组在特厚顶煤巷道的安全快速掘进,采用理论计算和数值模拟手段研究了掘进速度对巷道周围应力场、位移场的影响;基于掘锚机组的结构特征,提出顶板和帮部锚杆空间不成排的支护体系;通过改进支护材料、优化操作工序的手段,整体提升了掘进速度。研究结果表明:提高掘进速度,巷道前方支承压力峰值位置向掘进工作面靠近,峰值应力增大,产生的侧向应力区范围和周围煤岩体破坏区的位移都相应减小;不成排的支护体系一定程度减少了顶、帮应力场的叠加,但实现了帮部及时支护。掘锚机施工期间,日均进尺增加到14 m/d,同时降低工人劳动强度,为特厚煤层快速成巷的应用提供了良好的借鉴。