摘要：8101工作面为王庄煤矿首个一次采全高工作面,无相似矿压数据可供参考,采高增大后,工作面煤层片帮范围增大,片帮程度加剧,随之顶板的端面距也将增大,暴露顶板容易发生离层垮落,煤层顶板管理困难。为了掌握工作面顶板来压的规律,采用统计类比法方法,分析一次采全高工作面周期来压步距、支架的工作阻力变化规律,为顶板管理及巷道支护设计提供科学依据,从而为正常生产提供可靠的保证。

摘要：为了解决10 m以上特厚煤层矿井开采工作阻力问题,通过现场勘查并对支护强度分析计算,特设计ZF15000/27.5/42型液压支架,将支架支护强度确定为1.46 MPa,对应的支架工作阻力为15000 kN。现场使用结果表明,该型号支架的支护强度和结构特点能够满足特厚煤层强矿压要求,达到了预期的效果。

摘要：结合大采高综放工作面顶底板条件,采用3种计算方法确定液压支架支护强度。通过力学分析、周边矿井调研,小纪汗煤矿确定选用ZFY21000/30/55D两柱掩护式放顶煤液压支架。通过提高立柱抗冲击性、增大平衡千斤顶受力,该支架可有效支护工作面顶板、防止煤壁片帮,在小纪汗煤矿取得良好的使用效果。

摘要：基于平面杆系模型研究了两柱掩护式液压支架承载特性,根据支架接顶情况的不同,对该型支架的力学平衡区与承载能力进行了定义与划分,并对支架承载能力影响因素进行了研究。在此基础上,结合该型支架结构特点,应用岩梁模型研究了液压支架顶梁柱帽的合理位置,给出了支架顶梁前后比的解析结果,并由此得出了支护强度估算公式,理论结果与经验数据一致。实践表明,理论结果能够很好地解释两柱掩护式液压支架工作特性,为支架设计提供参考。

摘要：针对巷道围岩强度测试中泥岩取芯率低、常忽略应力扰动影响和应力扰动分区困难的3个问题,开展了理论分析、现场实测、试验研究。为获得不同深度处泥岩强度,采用钻孔触探法进行原位测定。基于钻孔触探法边界面上受集中力模型,理论分析应力扰动程度与探针临界压力的关系,结合钻孔窥视、RQD、实验室矿物成分、单轴抗拉强度等分析手段,对比研究了不同钻孔深度下泥岩强度变化规律,并进行了应力扰动分区。结果表明:①探针在集中力作用下产生主动承载区、辐射剪切区、被动承载区,巷道浅部扰动程度较大,泥岩容易出现“拉-压”滑移破坏。当被动承载区处于巷道浅部位置时,滑移变得更为容易,探针临界压力较低,导致所测泥岩强度偏低;当被动承载区处于巷道深部位置时,泥岩处于“压-压”受力状态抑制滑移活动,探针压力增加,泥岩力学强度增加。②泥岩取芯率低的位置,一处为泥岩与砂质泥岩互层且胶结性较弱位置,另一处为黏土含量高且厚度较大位置。③采用强力短锚索技术,增加顶板支护强度,减少应力扰动程度,浅部泥岩力学强度增加了71%~76%。④随着距巷道表面深度的增加,现场所测抗压强度和实验室所测抗拉强度数据离散程度均减少,根据二者比值关系,划分了应力充分扰动区、部分扰动区、未扰动区。实验研究应力扰动对泥岩力学特征的影响,对于泥岩从实验室到现场强度换算具有重要参考意义。

摘要：为探索巷道底板反拱支护结构失效机制,以刘园子煤矿+1100 m轨道石门为工程背景,采用现场勘察、理论分析、数值计算和工程实施相综合的研究方法,阐明底板反拱结构失稳的原因,揭示反拱结构失稳的力学机制,提出反拱结构失稳的'滑转梁'力学模型,并基于Lamé公式、弹塑性理论及力学原理给出'滑转梁'的平衡方程,以该方程分析摩擦因数、岩体内聚力、'锚护岩'深度和'滑转梁'厚度对反拱结构的稳定性及支护强度的影响。结果表明:1)底板反拱结构与U型支架连接处刚度不足是其失稳的关键;2)摩擦因数和底板岩体强度对反拱结构的稳定性有较大影响,而'锚护岩'深度和'滑转梁'厚度对其影响则不明显;3)'滑转梁'的力学状态决定底板的稳定性,当底板支护强度小于临界值时,反拱结构会发生'滑移上升''旋转上升''滑转上升'3种不同的失稳,每种失稳方式的判式及临界值亦不同;4)在巷道及其应力分布对称条件下,3种失稳判式可写成一个程式;5)通过增加反底拱结构与U型钢支架接触处的约束力,或增大底板岩体内聚力可有效控制底鼓;采用底板锚杆支护和增大反拱结构厚度亦能在一定程度上抑制底鼓。基于以上研究,采用底角锚杆+喷浇筑混凝土+36U型圆棚联合支护方案来提高巷道底角刚度及岩体强度,数值分析及现场实施结果均表明该方法能有效控制石门底鼓。

摘要：针对深部高应力碎胀围岩的变形特点及难支护问题,以江西曲江矿区为例进行了二次支护参数优化设计的研究。根据曲江矿区深部巷道变形特点,在原支护方案的基础上提出了具体支护方案。采用分段线性的应变软化模型,获得了巷道围岩峰后软化强度参数;考虑锚固体的强度效应,提出了锚索的支护强度指标ID概念及计算公式,并给出了锚固效应修正的岩体计算参数。针对16个设计方案进行了数值计算,并采用提出的巷道工程稳定性综合得分指标ES进行优选方案。计算结果表明,方案11(锚索长度la为8 000 mm,间排距ea×ia为1000 mm×1000 mm;初次支护时机位移值da为60 mm)不但能保证巷道的稳定,而且经济合理,为最佳方案。另外,分别分析了不同锚固效应对巷道稳定性的影响,以及不同二次支护时机位移值对巷道稳定性的影响,并提出了支护参数的总体评价及设计原则。

摘要：针对掘进迎头附近顶板稳定性影响因素多、空顶距离取值不合理导致掘进速度慢的难题,建立梁结构模型,分析空顶区直接顶下沉规律,并采用数值模拟和响应面法分析影响迎头顶板变形的关键因素及其交互作用关系。结果表明:地质力学环境不变条件下,影响顶板变形破坏的因素中空顶距离最关键,其次是软岩厚度,最后是支护强度。提出通过采用响应面法分析空顶距离、支护强度和岩层结构等关键因素的交互作用来确定最大空顶距离的方法;根据霍尔辛赫矿井条件,空顶距离超过2m且软岩厚度超过2m条件下顶板的下沉较难控制。在霍尔辛赫3603运输巷进行现场应用,将空顶距离定为2 m左右,并提高支护强度至0.1~0.15 MPa后,掘进速度提高约36%,而且巷道整体稳定可控,验证了研究结论的合理性。

摘要：针对济东矿区某矿煤层赋存情况,通过液压支架与煤层赋存条件适应性分析,对综采工作面液压支架的主要结构进行选型设计,并通过工程类比法和顶板分类法对液压支架的支护强度进行了理论计算,确定了支架的主要参数和结构形式,为国内类似煤层条件下的液压支架选型设计提供了依据。

摘要：为了解决小康煤矿三软煤层大采高孤岛工作面顶板与煤壁控制难题,采用理论计算与数值模拟方法分析对比了孤岛工作面与正常工作面顶板控制的差异,并进行了支架参数优化设计。研究结果表明:受两侧采空的影响,孤岛工作面顶板岩层的应力、位移、破坏区均明显高于正常工作面,导致顶板与煤壁难以控制;基于支架支护强度与顶板下沉量关系曲线,确定支架支护强度应不小于1.3MPa;通过分析支架初撑力与煤壁水平位移量曲线,确定支架初撑力应不小于1.0MPa,并通过提高乳化液泵额定压力来弥补远距离供液沿程压力损失;液压支架型号确定为ZY13500/31/65,采用伸缩梁与护帮板连体结构形式,支架护帮高度为3.0m,设计采用抬底座机构,提高支架对底板的适应性。