摘要：当工作面上覆岩层中含有断层,开采造成断层带岩体滑移失稳时,断层露头处地表移动变形值往往异常增大。含有断层时的地表移动变形规律与不含断层时具有显著差别。为研究上下盘开采断层滑移失稳诱发地表异常沉陷机理,通过理论推导建立上下盘开采断层滑移失稳力学模型和土体近似悬臂断裂模型,并结合数值模拟和相似模拟实验对比分析上下盘开采断层滑移失稳机理及其难易程度。研究结果表明:断层露头处地表异常沉陷是断层滑移失稳后土体在断层露头处受悬臂作用而发生断裂的结果,上盘开采断层露头附近地表裂隙或台阶偏向采空区外侧,下盘开采断层露头附近地表裂隙或台阶偏向采空区;上盘开采断层可稳定区域比下盘开采大,上盘开采断层更容易维持稳定,下盘开采断层露头处地表更容易产生台阶下沉;上盘开采随断层倾角增大,断层稳定性变差,下盘开采当断层倾角小于断层带岩体内摩擦角时,断层一定会滑移失稳,而下盘开采随断层倾角增大,断层稳定性增强;下盘开采断层露头处剪应力与正应力的比值为上盘开采的5倍左右,下盘开采断层带岩体更容易滑移失稳;断层作为岩体中天然弱面存在,对采动应力的传递具有阻断效应。研究结果对分析断层影响下的地表沉陷规律及断层露头处建、构筑物的保护具有一定意义。

摘要：基于初撑阶段液压支架对围岩控制的重要性,提出了依据立柱的伸长量由谁主导承担和支架阻力变化将初撑阶段划分为3种情形和3个细分阶段,理论分析了支架位姿与推移机构之间的约束关系以及与驱动千斤顶的映射关系,通过坐标变换构建了三机设备位置关系的数学描述,并采用数值计算和试验方法研究了支架位姿的调整策略。结果表明:推移机构不会约束底座向采空区方向的运动;支架位姿与驱动千斤顶的一一映射必须在同一底座偏转角下才能成立;支架在初撑阶段主要发生顶梁偏转、底座偏转及水平运动,顶梁偏转可通过平衡千斤顶调节,底座偏转可通过立柱调节;底座下陷、支架整体向煤壁倾斜、采煤机仰采是造成三机配套关系失稳的关键因素。研究结果为实现支架位姿的自动控制提供了理论基础,对于坚硬顶板和松软底板的地质条件,适当加大梁端距能够有效避免采煤机与支架的干涉。

摘要：针对煤矿井下腐蚀环境中螺纹钢锚杆易产生应力腐蚀断裂的现象,采用慢应变速率拉伸方法研究了4种锚杆在模拟高矿化度矿井水中的应力腐蚀行为,得到应变速率和外加电位对锚杆应力腐蚀行为的影响规律,定量评价了应力腐蚀敏感性,并结合断口微观特征阐释了应力腐蚀机制.研究表明:在模拟矿井水中锚杆塑性下降明显,表现出应力腐蚀敏感性;应变速率对断面收缩率和延伸率的影响大于对强度的影响.施加阴极电位后锚杆的应力腐蚀敏感性大幅增加.在腐蚀参与下锚杆断裂形式由韧脆混合断裂向脆性断裂转变,且应力腐蚀敏感性越高,脆性特征越明显.综合锚杆在不同环境下的应力腐蚀特征及断口形貌演化过程,判断应力腐蚀以氢致开裂为主.现场失效锚杆分析表明腐蚀参与了锚杆断裂过程,呈现应力腐蚀断裂特征.

摘要：以贺西煤矿3311工作面沿空留巷为背景,采用FLAC^(3D)有限差分程序计算分析了不同工作面回采阶段沿空留巷围岩、充填墙体及煤柱中的应力、变形分布特征,提出了沿空留巷合理的支护对策。研究结果表明:沿空留巷直接顶内的垂直应力和水平应力变化剧烈程度明显大于基本顶;围岩及充填墙体受力变化受3311工作面回采滞后采动应力作用明显,且主要对垂直应力的变化产生影响;3313工作面二次采动阶段,巷道围岩的变形受采动影响的敏感性远大于受力,即在充填墙体和巷道围岩应力增加很小的情况下,巷道变形增幅却相对较大,且主要表现为底鼓和两帮移近。井下试验表明,采用锚杆锚索与充填墙体联合支护后,通过优化现场施工工艺,沿空留巷满足了回采工作面的通风需求,降低了巷道掘进成本,实现了回采工作面快速推进。

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：破碎岩体锚杆支护加固作用已被普遍证明,但对荷载作用下破碎岩体锚固及承载失稳机制仍不清晰。基于此,开展系列破碎岩体锚固试验,揭示破碎岩体锚固及承载失稳机制,得出不同条件下破碎岩体稳定承载支护条件,提出破碎岩体锚固支护建议。与常规岩体锚杆支护受力特征截然相反的是,破碎岩体在荷载作用下产生变形破坏特征响应时,锚杆受力呈现逐渐衰减演化特征,锚杆支护对破碎岩体支护作用仅体现为施加预紧力产生的主动支护效应。锚固破碎岩体间呈力链结构铰接,以压力拱结构承载,拱下岩体起着支撑压力拱及将锚杆支护作用传递至压力拱的力学媒介作用,是压力拱能否稳定承载的关键。破碎岩体产生变形破坏响应特征时,岩体间力链结构稳定性降低,拱下岩体对压力拱支撑及将锚杆支护作用传递至压力拱的力学媒介作用减弱。破碎岩体锚固失稳机制表现为拱下岩体支撑作用弱化及锚杆支护作用衰减双重因素叠加诱导的结构性失稳。不同物理力学及支护参数条件,改变的是压力拱拱下岩体稳定性及其力学媒介作用,影响破碎岩体压力拱结构稳定性及锚杆支护作用。获得了不同物理力学参数条件下破碎岩体锚固稳定承载条件,提出了破碎岩体锚固支护合理建议:统计破碎岩体平均粒径,确定合理锚杆支护密度;提高锚杆预紧力及护表支护强度。

摘要：为了弄清声发射与冲击倾向性的关联性,对具有强、弱和无冲击倾向性的煤体开展单轴压缩下的声发射试验,分析了煤体的声发射能量特征与定位事件的时空演化规律。结果表明:强冲击倾向性煤体在受载前期和中期,声发射能率与总能量数均很低,临近峰值强度时开始急剧增长;弱、无冲击倾向性煤体声发射能量在整个阶段表现较活跃,尤其在受载的中后期,呈阶梯式逐步增长趋势;不同冲击倾向性煤体均在临近破坏时出现大量高能量声发射信号。声发射能率和总能量数趋于活跃可作为煤体破坏的前兆信息,随着冲击倾向性的增强,声发射能量趋于活跃越滞后。声发射空间定位演化结果直观反映了煤体内部声发射源位置与破裂发展状况,其空间分布与聚集位置可对应于煤体内部应力集中与宏观破坏区域;随着煤体冲击倾向性的增强、受载应力水平的增大,声发射定位事件数量逐步增加,临近峰值强度时,声发射定位事件急剧增长。声发射总能量数、定位事件数与冲击倾向性呈正相关关系,从一定程度上揭示了煤体积聚和释放弹性能的能力。

摘要：针对红柳林煤矿浅埋深薄基岩巷道顶板锚固力低的难题,分析了风化基岩分布特征以及矿物成分,开展了薄基岩注浆加固试验,分析了薄基岩巷道注浆加固机理,提出了巷道锚注加固技术方案,并开展了井下工程实践,分析了工程应用效果。结果表明:风化薄基岩黏土矿物成分含量高,增大了顶板岩体软化和膨胀变形,影响巷道围岩稳定性;井下注浆充填了风化基岩裂隙,封堵了顶板水渗流通道,提高了顶板完整性,增大了薄基岩层的抵抗破坏的能力;通过锚索注浆达到了较好的注浆固结效果,锚杆(索)初期受力缓慢增大,随后基本保持稳定,锚杆受力55~67 kN,锚索受力92 kN左右,顶板离层量3 mm左右,巷道围岩变形明显减小,达到了较好的巷道支护效果,表明锚注加固技术可有效解决浅埋深薄基岩巷道变形控制难题。

摘要：为了解决大跨度高煤帮巷道支护难题,采用数值模拟方式,分析了"定宽不定高"和"定高不定宽"2种状况下大跨度高煤帮巷道的变形破坏特征,得出:"定宽不定高"时,巷道高度和两帮煤岩体的稳定性有直接的关系,高度越大,帮部塑性区越大,大断面巷道两帮必须降低起锚高度,防止巷道底角的屈服破坏;"定高不定宽"时,巷道跨度的变化主要影响顶板底板的塑性区分布,而当顶板围岩条件差时,需利用锚索的减跨作用来控制顶板挠曲。

摘要：为了揭示近直立特厚煤层冲击地压发生过程,采用PASAT-M便携微震仪和ARAMIS M/E微震监测系统进行近直立特厚煤层冲击地压致灾因素识别。利用PASAT-M便携式微震仪对水平分层开采形成的"高阶段"区域应力异常进行探测,以及ARAMIS M/E微震监测系统对近直立围岩进行监测,研究了"高阶段"区域的应力分布和围岩的致灾关键层与近直立煤层冲击地压发生关系。结果表明:应力异常和"诱冲关键层"是近直立特厚煤层的冲击地压主要致灾因素,"高阶段"区域致灾因素是煤体高应力集中,"诱冲关键层"是B2-B3煤层之间的岩柱,近直立特厚煤层冲击地压致灾过程是采掘活动扰动下的煤体高应力释放过程和由"诱冲关键层"产生的"诱冲事件"引发冲击显现的过程。