摘要：为研究冲击载荷作用下矿用锚杆的动态力学性能,选取蒙陕矿区冲击地压巷道常用的锚杆材料,利用AW-1500微机控制电液伺服试验机和落锤冲击试验机分别测试了锚杆的静、动载力学性能,获取了锚杆载荷与位移曲线、冲击力时程曲线、位移时程曲线等数据。研究发现:锚杆冲击力时程曲线分为急剧增加、平稳和衰减三个阶段。随着冲击次数或冲击能量的增加,锚杆的冲击力峰值逐步增加,锚杆冲击力稳定在200~300 kN之间,当锚杆达到冲击破断时,冲击力峰值位于250~300 kN之间。冲击载荷作用下锚杆杆体破断位置颈缩不明显,表现出明显的脆断特征,动态破断载荷略大于其静载破断载荷,而延伸率大幅度降低,动载下的断后延伸率为10%左右。该研究结果可为冲击地压巷道锚杆支护设计和材料选取提供一定的试验依据。

摘要：【目的】煤矿开采扰动破坏覆岩含/隔水层结构,造成集中涌水,影响矿井安全生产。【方法】以面临典型顶板砂岩水影响的蒙陕接壤区主采煤层3-1煤开采涌水过程为研究对象,采用物理相似材料模拟、数值仿真模拟、现场原位监测3种方法,并通过周边地质和开采条件相似矿井实测数据对比,分析3-1煤典型工作面开采煤体支承压力周期性演变规律、采空区覆岩垂直位移演变规律,定量获取实验室尺度顶板周期来压瞬间微震能量事件变化特征,综合确定顶板导水裂隙带随采发育特征,以及顶板涌水随覆岩周期来压变化趋势。【结果和结论】结果表明:工作面开采覆岩初次来压步距约40 m,周期性来压步距12~28 m,覆岩破断瞬间围岩周期性来压呈现“先增后稳定”的趋势,在推进至第5次周期来压(推进距离约140 m)时,超前支承压力达到最大,覆岩周期性来压、破断瞬间垂直位移峰值随采呈现“之”字型变化特征,同样,位移监测数据、微震事件总能量、事件频次等综合指标指示,在第5次周期来压瞬间,覆岩垂直位移变幅达到最大值,塑性区发育高度基本稳定;导水裂隙带发育最大高度在120 m左右,将直接沟通顶板直罗组砂岩含水层,地下水随采涌入过程呈现两种波动变化趋势,工作面全局尺度上呈现长周期“阶梯式”增长趋势,“阶梯式”增长周期约800 m,局部尺度呈现短周期“振荡”变化趋势,振荡周期16~48 m,并表现出与覆岩来压周期之间的较强关联性。研究结果为工作面涌水量预测以及防排水系统布设提供参考。

摘要：积极推进中深层地热能供暖技术,是践行国家碳达峰碳中和“双碳”目标的重要举措。中深层同轴套管式换热系统可避免对地下水资源和环境造成损害,且影响要素之间存在着复杂的非线性相互作用。基于中深层同轴套管式换热器的理论分析和数学描述,建立地热井分层换热模型,并验证其可靠性;以陕西关中盆地某中深层地热井为依托,采用数值模拟方法对各项因素影响下的地热井换热性能及连续运行过程的取热能力进行系统分析。结果表明:采用均质模型、分层模型计算地热井出水温度与实测值最大相对误差分别为14.08%、11.50%,平均误差分别为7.29%、6.93%,分层模型较均质模型具有较高的计算精度;影响因素中地热井深度、地温梯度及地层导热系数对取热功率影响最为显著,在一定程度上取热功率与地温梯度、进水温度、内管导热系数基本呈线性关系,且固井材料导热系数对传热过程具有热阻效应;中深层地热井取热量随运行年限的增加而降低,前5个供暖季取热量降幅较大,之后取热量降幅减缓,经过50个供暖季,年平均取热功率下降15.59%,将地温下降值超过1℃视为地温场受到影响,地温场平均受影响半径约为65 m,此外,由于地层的差异性,地热井周围地层温度下降及恢复等值线在地层交界面处出现了“阶梯式”变化,岩石导热系数较大的地层在地层交界面附近造成的温度扰动距离更远。研究成果可应用于中深层地热井取热换热能力的评估,同时为中深层同轴套管式换热系统的设计提供借鉴。

摘要：多灾害综合预警是国家煤矿智能化建设中智能安全监控系统板块的重要建设内容。为了加快煤矿多灾害综合预警技术的发展,提高煤矿灾害预警能力,阐述了煤矿灾害预警数据呈现的多源异构、数据频率和预警指标方面的特征;设计了由终端支撑层、数据处理层、系统应用层和系统展示层组成的煤矿多灾害综合预警系统架构;总结了多灾害综合预警系统中的关键技术,包括基于致因分析的灾害综合预警、基于数据驱动的灾害综合预警、应急辅助决策和灾变联动控制技术4部分,形成完整的多灾害预警技术链,对煤矿多灾害事前、事中和事后进行全过程管控,实现煤矿多灾害综合预警。以曹家滩煤矿多灾害综合预警系统建设为典型案例进行了工程实践,有效提升了煤矿的灾害预警能力和应急管理水平,为煤矿多灾害综合预警技术的研究及建设提供了新思路和新方法。

摘要：为了解决石圪台煤矿常规钻机施工探放水钻孔时自动化程度低、安全性差等问题,引进了ZDY4500LFK自动钻机进行钻孔施工。介绍了石圪台煤矿31303工作面回撤通道钻孔设计、ZDY4500LFK自动钻机结构组成和自动钻孔流程。在31303工作面回撤通道从钻机可靠性、施工效率两方面进行了试验。结果表明,ZDY4500LFK自动钻机提高了探放水钻孔施工的安全性,经过改进的钻机提升了可靠性和效率,为石圪台煤矿探放水钻孔施工减人增效提供了技术支撑,也为其他矿区探放水施工提供了借鉴。

摘要：由于煤矿井下的恶劣工作环境和钻臂动力学特性的复杂性,传统的固定参数控制方法难以确保稳定且精确的控制。特别是在控制信号传输过程中,抖振现象的出现不仅影响控制精度,还可能导致系统的不稳定。为此,提出一种煤矿井下液压锚杆钻机钻臂定位控制方法。通过建立液压锚杆钻机钻臂位移系统模型,设计死区预补偿器减少控制信号抖振,并结合自适应滑模控制器与金豺优化算法优化控制参数,实现液压锚杆钻机钻臂的定位控制。实验验证,该方法显著提升了钻臂定位精度,特别是在水平和转角控制上,即使在干扰环境下也能保持低稳态误差。

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：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：为实现冲击地压巷道支护参数的定量化确定,提出了基于能量计算的冲击地压巷道支护参数确定方法,主要包括巷道冲击危险性评估、震源参数、巷道围岩最大冲击动能和支护结构吸能量确定。利用理论计算、数值模拟及实验室测试等方法确定出了耿村矿13230工作面上巷的单位面积释放的冲击动能和位移势能之和为78.53 kJ/m^(2),基于能量计算方法确定了13230工作面上巷的支护参数,三级支护系统吸能量为82.66 kJ/m^(2),并在井下进行了工业性试验,试验结果表明:锚杆(索)初始受力较低,随着围岩变形的增加,锚杆(索)受力逐步增加,然后保持稳定。在大能量冲击事件作用下,锚杆支护结构受力出现了一定的波动,但巷道变形量不大,三级支护系统有效控制了巷道在高能量事件下的变形破坏,有效耗散了冲击动能。

摘要：受高瓦斯/承压奥灰水威胁的工作面开采前,一般采取定向钻进技术在工作面底板开展压裂或注浆工程保障开采安全。利用底板定向钻孔开展孔中探测工作,可更加精细揭露工作面内隐伏构造,还可实现“一孔多用”。为解决定向钻孔内的探测问题,提出一种在水平定向钻孔中进行直流电阻率法探查的方法。定向钻孔施工完毕后,退出定向钻孔施工的通缆钻杆,送入内平钻杆,将孔中高密度电缆通过钻杆尾端特制水便送入钻孔,使孔中电缆平铺于钻孔中,在定向钻孔水平段,进行孔内直流电阻率法径向探测。在理论上通过数值模拟研究层状介质下单孔测量工作模式的接收信号衰减规律、视电阻率曲线变化特征、顶底板岩性对测量结果的影响等,并采用单孔测量数据对孔旁异常范围进行反演定位。数值模拟研究表明,孔中电阻率探测方法对隐伏的异常体有良好的探测效果。通过在陕西韩城某矿井下实际煤层底板探测试验,对研究区2个定向抽采钻孔孔中探测数据进行处理,反演结果异常区与工作面内隐伏小断层位置吻合,验证了定向钻孔中电缆布置的可行性和定向钻孔内通过孔内径向和孔间透视探测隐伏构造的可靠性。