摘要：为进一步提高综采工作面末采回撤速度、确保设备回撤空间,采用理论计算、现场试验相结合的方法对浅埋深中厚煤层预掘回撤通道支护技术进行初步研究,建立了工作面残余煤柱承载力学模型,理论分析得知残余煤柱宽度对煤柱承载性能的时空演化规律具有重要影响,末采期间残余窄煤柱出现区域性脆性破坏失稳状态是导致超前采动应力、顶板岩层断裂线前移的主要原因。现场试验末采段残余煤柱宽度约5 m时,整条窄煤柱在多重载荷作用下发生屈服,进而呈现大面积失稳破碎状态,巷内支护体承载受力急剧增加,锚索最大受力约为225 kN,最大顶底板移近量出现在通道中部靠工作面侧,约为100 mm,结果表明,采用高预应力强力锚杆(索)联合支护结构配合垛式支架外部支撑,可有效控制末采期间预掘回撤通道顶底板之间的闭合位移,为类似条件下预掘回撤通道支护提供工程借鉴。

摘要：基于内蒙古双欣矿业有限公司实测资料,利用开采沉陷理论、数值模拟等方法,研究了浅埋深、多煤层开采地表移动规律和移动参数。对初次采动、重复采动等不同条件下的地表移动观测数据进行了总结和分析。结果表明,浅埋深多煤层开采条件下,地表移动的初始期和活跃期均较短,其中地表移动初始期约0.5个月,活跃期一般为3~6个月;受老采空区的活化作用影响,下层煤开采地表下沉系数、主要影响角正切明显增大,双欣矿业浅埋深多煤层开采老采空区活化系数可取为0.045~0.13;上覆岩层的破坏主要为剪切破坏和拉张破坏,地表易出现地裂缝等不连续变形,并在地表形成波浪状下沉盆地。

摘要：为解决浅埋深8.8m超大采高综采面冒顶问题,实现特厚煤层综采面安全高效开采。以浅埋深8.8m超大采高12403综采面为研究对象,结合工作面地质条件与工作面参数,分析了工作面顶板冒落、煤壁片帮机理并以此制定了工作面煤壁加固、单向割煤采煤工艺、重型支架架缝、倒架、载头及咬架处理、刮板输送机内矸石快速处理及超大跨度梁端距假顶铺设等多项治理冒顶的关键技术。提出了做好地质资料分析、加强矿压预测预报、优化工作面设计、加强工程质量控制、提高员工技能水平及制定冒顶应急预案等多项预防冒顶的关键举措,为类似条件浅埋深超大采高综采面围岩控制、冒顶治理及预防提供了技术支撑。

摘要：通过分析新疆某矿一段时间内现场矿压显现情况并结合实测微震和工作面支架压力数据,获得了冲击地压发生机理:坚硬厚层顶板是冲击地压发生的主要力源,采煤工艺影响和支架支护质量低导致顶板压力转移到工作面煤壁上,形成了煤体应力集中和弹性能量积聚,推进速度过快加剧了煤体应力和能量积聚程度,在煤体自身强冲击倾向性作用下导致冲击地压发生。据此提出冲击地压防治原则:避免坚硬厚层顶板的压力转移到煤壁上形成应力集中。具体方法为及时切断坚硬顶板,对煤体进行卸压爆破,并提高工作面支架初撑力。现场实践表明,防治效果明显。

摘要：探索浅埋深薄基岩煤层组开采采动裂隙演化对认识溃水溃砂通道形成机制具有指导意义。基于大柳塔矿地质条件,设计相似模拟试验,首采1-2上煤层,充分开采后再采1-2煤层。由此,揭示采动裂隙演化规律,指出上煤层采动碎胀作用明显,下煤层采动地表下沉线性增长明显。利用分形与逾渗理论定量评价了采动裂隙的演化特征。上煤层开采,根据周期来压特征,分维变化划分2个线性阶段。下煤层开采,非线性受控于上覆煤层引起的分维变化,分形维数将趋于一个稳定值。进一步揭示了采动裂隙逾渗概率随推进度的线性关系的,得到整个煤层组开采覆岩裂隙非线性演化的2个临界状态。研究了切落式破坏形成机制,提出了岩层板簧效应并分析了崩塌式切落特征,指出拉破坏是典型切落式台阶形成的主要原因。

摘要：结合浅埋深薄煤层综合机械化开采的特点,指出了浅埋深薄煤层强力液压支架设计的难点,着重介绍了浅埋深薄煤层强力液压支架的主要设计思路。

摘要：针对目前浅埋深沿空留巷中充填体承载特性不明确,载荷计算公式缺乏的现状,通过理论分析、现场验证等方式进行了浅埋深高强度充填体的承载特性及载荷计算的探索。结果表明:浅埋深沿空留巷中混凝土充填体呈现控制变形特性,表现为巷道变形小,充填体载荷大。基于长壁工作面煤柱稳定性分析方法,提出沿空留巷充填体最大载荷估算公式。现场验证表明公式较好吻合浅埋深条件下沿空留巷充填体的实测载荷,可为类似条件下的沿空留巷充填参数设计提供一定的参考。

摘要：以神东矿区补连塔煤矿12煤四盘区综采工作面回风隅角低氧防治为案例,对浅埋深近距离煤层群开采的同一盘区大采高综采工作面回风隅角出现的"低氧"与"未发生低氧"2种现象进行原因剖析,并通过通风系统调整、回风隅角管理、开采设计、巷道一般防火密闭设计、地表回填等多项技术多措并举,成功地解决了综采工作面回风隅角低氧问题,确保了矿井的安全、高效生产。

摘要：以常兴煤业5#煤层为对象,采用数值模拟和井下试验的手法,对浅埋深半煤岩回采巷道锚杆支护参数优化问题进行研究。采用有限差分程序FLAC3D对比分析三种不同支护方案的支护效果,确定出合理的支护参数。研究表明：提高锚杆预应力可降低锚杆支护密度;对于常兴煤业浅埋深半煤岩回采巷道,当锚杆预紧力达到杆体屈服载荷的30%~50%,锚杆间排距可由0.8~1.0m增大到1.0~1.2m。井下试验表明：锚杆间排距设为1.2m是合理的,能保证巷道安全。

摘要：针对浅埋深高应力巷道条件,在地质力学现场测试和钻孔窥视的基础上,分析了浅埋深高应力巷道变形破坏的主要原因,提出采用高预应力锚杆支护技术进行此类巷道支护,并成功应用于枣泉煤矿11201工作面回风巷,巷道围岩变形得到有效控制,巷道变形降低80%以上,支护状况发生了本质改变。