摘要：以西部矿区大采高工作面煤壁片帮现场监测为基础,将煤壁片帮过程细分为煤壁发生破坏与煤壁破坏体发生失稳2个阶段。通过对煤壁片帮的应力路径效应分析,研究得出了煤壁发生破坏与煤壁破坏体发生失稳的内部与外部影响因素。研究了各主要影响因素与煤壁破坏深度、超前支承压力峰值大小及超前距离之间的关系,并通过引入正交试验方法,进行了各主要影响因素对煤壁片帮不同阶段的单目标多因素敏感性分析。确定了煤壁发生破坏的影响因素敏感性排序依次为煤体的内摩擦角>内聚力>抗拉强度>采高>埋深>支护强度;煤壁破坏体发生失稳的影响因素敏感性排序依次为煤壁破坏面的内摩擦角>内聚力>抗拉强度>护帮强度>埋深>支护强度。基于大采高工作面煤壁片帮影响因素的敏感性分析结果,提出了基于内因与外因相结合的大采高工作面煤壁片帮防治措施。

摘要：针对大采高工作面煤壁易发生片帮、冒顶这一难题,以王庄矿8101工作面为背景,构建"顶板–煤壁–支架"系统力学模型,对煤壁稳定性影响因素进行敏感度分析;设计煤壁稳定性控制实验台对煤壁稳定性与采高、支架工作阻力、煤壁压力及煤体强度的关系进行模拟实验;采用UDEC数值软件对不同采高、黏聚力、支护强度、推进距离下煤壁变形情况进行模拟。研究得到:煤壁处的顶板压力是煤壁发生破坏的主要因素,煤体强度决定着煤壁所能承受的顶板压力;采高越大、煤壁发生破坏时的临界压力越小,煤壁越不稳定;支架的支护强度越大,作用在煤壁处的压力就越小,煤壁越稳定,但提高支护强度对于控制煤壁破坏的作用是有限的;支架护帮板在控制塑性区煤体继续破坏起的作用不大。煤壁破坏前,煤体具有较大的变形量,且煤壁破坏位置多发生在煤壁中上部,为采高的60%~70%。研究成果为煤壁片帮的防治提供了基础。

摘要：针对浅埋大采高工作面在周期来压期间煤壁片帮严重的问题,采用理论计算和数值模拟的方法,计算出顶板断裂前后弹性应变能密度的变化量,定量地表示了大采高工作面在周期来压期间煤体破坏的能量源,阐述了大采高煤体片帮机制,实现了黏结强度弱化-摩擦强度强化(CWFS)本构模型,并对煤壁破坏机制进行了验证,将CWFS模型中脆性系数引入煤壁破坏深度公式中,得到了修正的煤体破坏深度公式。研究结果表明:大采高工作面的开采引起煤体内应力状态的改变,使得煤体处于低围压或无围压状态,因煤体黏聚力强度组分和剪切强度组分并非同时启动,而是煤体黏聚力随着塑性应变增加逐渐减小,摩擦强度随塑性应变的增加而增加,从而导致大采高工作面煤体出现张拉破坏,同时煤体内存在剪切破坏,形成了拉-剪破坏共存的现象。

摘要：基于谢桥矿东二采区四阶段1341(3)大采高工作面的支护实践,通过改进以往的收作扩面方式,优化巷道的支护设计,采用锚网支护及配套施工2排锚索的技术措施控制了顶板下沉和巷帮变形,保证了巷道安全,取得了良好的支护效果。

摘要：基于乳化液泵站采用变频恒压供液技术的必要性,提出塔然高勒煤矿大采高工作面乳化液泵站采用智能变频恒压供液系统,并对变频驱动方式进行优化设计,确定采用变频器+组合开关的驱动方式,该驱动方式较其他2种驱动方式具有投资小、控制简单、维护方便等优点。通过分析比较,最终确定选用BPJ-315/1140型变频器和KJZ-1500/1140-9型组合开关联合运行,以实现乳化液泵站的恒压供液。该驱动方案可为其他矿井乳化液泵站变频恒压供液系统设计提供参考。

摘要：针对大采高工作面煤壁片帮严重影响生产的实际,提出了基于煤壁稳定性控制的支架工作阻力确定方法。以8101工作面为背景,构建了"煤壁-支架-顶板"的力学模型,分析煤壁压力与支架工作阻力的关系;设计了煤壁稳定性控制实验台并进行了三维相似模拟试验,分析了不同支护强度下煤壁破坏情况;数值模拟了不同支护强度下煤壁变形破坏特征。研究结果表明:顶板压力由煤壁和支架共同承担,提高支架工作阻力,煤壁所受压力就会减小,煤壁的稳定性就会增强,支架的工作阻力确定要以煤壁稳定性控制为前提;综合理论分析、相似模拟、数值模拟,得出该工作面支架工作阻力确定为15 000 k N,工程实践表明是可行的。

摘要：为了延长矿井服务年限,以山西福达煤矿15202工作面为例,从小(无)煤柱开采技术角度研究资源回收率提升的可行性。根据该工作面开采条件,分别设计了小煤柱护巷、沿空留巷、沿空留墙技术方案,并从技术、安全、经济三方面对各方案进行分析,结果表明:小煤柱护巷实施难度最低,投资少见效快,安全性较好,但长期效益最低;沿空留墙受扩巷施工制约,短期效益较低,但安全性最高;沿空留巷受扩巷及回风系统施工影响,短期效益最低,巷道二次复用维护难度较高,但长期效益最高。考虑到矿井短期内如采用沿空留墙、沿空留巷两方案将严重制约矿井整体效益,最终决定15202工作面采用小煤柱开采技术,后期采掘接续紧张局面得到缓解后再改用沿空留巷布置方式。

摘要：基于大采高工作面巷道冒顶制约煤矿安全生产的问题,采用现场实测和数值模拟方法研究了巷道局部冒顶的影响因素。现场测试表明:冒顶位置巷道直接顶板为5.8 m泥岩,且为多层复合,锚索锚固端附近存在泥质页岩软弱岩层,黏土矿物占比达54.3%。锚杆锚固区内外均发生明显离层,支护体受岩层错动发生剪切变形。数值模拟得出,受回采动压未稳定区域掘巷、护巷煤柱尺寸小、支护强度和刚度不足等因素影响,顶板软弱节理面发生离层,支护应力场完整性丧失,围岩塑性破坏后发生冒落。提出在地质异常区及时支护、增大支护强度防止锚固区离层、加强施工质量检测等技术手段,提高巷道安全系数,为减少冒顶事故提供工程借鉴。

摘要：针对大采高工作面顶板运移规律及工作面支架阻力确定问题,以某矿15101工作面为工程背景,建立了采场力学模型,对支架的工作阻力进行了合理确定。采用理论分析和UDEC数值模拟,研究了大采高工作面顶板运移规律。研究结果表明:随着大采高采场的不断推进,顶板破断后,基本顶形成"砌体梁"结构;在不同采高下,随着采高的增加,工作面的初次来压步距也随着加大,顶板稳定性变差,顶板压力增加,超前支承压力增大且峰值前移,影响范围增加,矿压显现更加强烈;15101工作面的初次来压步距为35.12 m,工作面支架的额定工作阻力为9 100 k N。

摘要：大采高工作面回采过程中,端头后方顶板不易及时垮落。优选适应性高、安全高效的大采高工作面端头切顶技术与工艺,对于煤矿安全生产具有一定现实意义。通过对高效煤岩静态胀裂剂性能和现场工程应用实践的不断探索和深入,以大柳煤矿1405大采高工作面隅角悬顶问题为研究背景,采用高效煤岩静态胀裂切顶卸压技术,通过优化设计钻孔关键参数及数值模拟分析等技术手段,构建一套适用于大采高强矿压工作面的静态胀裂切顶技术与工艺,使端头顶板实现定向垮落。经实践表明,高效煤岩静态胀裂切顶卸压技术保证了顶板及时垮落,有效防止了端头处坚硬顶板悬顶距离过长对巷道内超前支护段造成强矿压影响。