摘要：为准确掌握煤矿老采空区覆岩残余移动变形特征及规律,在分析不同条件下各类采空区覆岩结构特征的前提下,总结归纳了覆岩移动变形的监测对象及要点,并对目前存在的监测方法及适用性进行了简要分析,最后以条带老采空区为监测对象,采用光纤—微震相结合的方法,从方案设计、数据采集、结果分析等角度对采空区覆岩移动变形进行系统研究。研究结果表明:条带老采空区覆岩移动变形处于毫米级,监测期范围内覆岩无明显移动破坏现象,覆岩结构相对稳定,光纤—微震相结合的方法可有效地对采空区覆岩移动变形进行实时监测,满足预期监测目的。

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：中小型煤矿地质力学参数普遍匮乏,巷道围岩稳定性评价缺乏定量化方法和指标,巷道支护设计以经验为主。在系统测试分析巷道围岩工程地质条件的基础上,确定巷道围岩强度、顶板裂隙岩层发育厚度、地应力量值及采动影响是晋阳煤炭事业部中小型煤矿巷道围岩稳定性关键影响因素。基于巷道围岩强度、围岩结构和地应力现场原位测定结果,提出顶板应力强度因子、煤体应力强度因子和顶板松散性系数3个综合指标,将各综合指标进行交叉组合,结合巷道矿压显现程度,对巷道围岩稳定性进行定量化评价。根据分级结果,结合采动影响、巷道服务年限和巷道跨度等条件,提出以预应力锚杆支护为基础的巷道围岩分级支护形式和支护参数,并成功进行工业性应用,保证了巷道掘进和回采期间的稳定。研究成果对提升中小型煤矿巷道支护技术水平具有一定的理论意义和实用价值。

摘要：为深入研究冲击地压巷道锚杆支护材料的抗冲击力学性能,自主研制了30 000 J多功能落锤冲击试验机。该试验机由主机框架、抓脱锤装置、提升装置、锤体组件、液压缓冲装置、安全防护装置及电气装置等部分组成,可实现锚杆、锚索、托板及金属网等多种支护材料全尺寸动态力学性能测试和锚固岩体相似模型的冲击试验。选取了冲击地压煤矿常用的锚杆支护材料,初步开展了支护材料动态力学性能测试,测试结果表明:动载下锚杆颈缩不明显,表现出明显的脆性。随着冲击能量的增加,锚杆的冲击力峰值逐步增加,而延伸率大幅度降低;锚索受动载后钢丝易散开,外侧的钢丝更容易出现破断,破断位置通常位于夹具区域。动载作用下锚索的强度略有提高,而延伸率却大幅度降低,锚索的断后伸长率约为其静载的1/2;动载下拱形托板冲击力曲线具有明显的平稳震荡阶段,托板的冲击力峰值要明显大于其静载,变形量与静载基本相同,拱部结构在动载下能平稳变形吸能;随着冲击能量的增加,菱形网的冲击力峰值逐步增加,而变形量先增加后减小,菱形网具有很好的缓冲性能。多功能落锤试验机的研制为冲击地压巷道支护材料的动态力学性能测试提供了手段,为不同冲击危险性巷道的锚杆支护材料选取和支护设计奠定了基础。

摘要：根据裂隙岩体水力学分析了承压水导升运动过程中的水压变化与导升位置的变化规律,推导了二者之间的数学关系;通过分析底板采动应力场空间分布规律,构建含隐伏断层底板承压水导升力学模型,基于半无限体理论推导了采动影响在底板空间的应力传递规律表达式;结合断裂力学理论推导了矿山压力-水压力联合作用下的裂隙扩展的临界水压及承压水导升高度计算公式;采用单因素分析法对其影响因素进行了分析,并通过FLAC3D重点模拟分析了隐伏断层倾角对承压水采动导升规律的影响。研究结果表明:承压水导升高度受初始水压力、隐伏断层倾角增大而增大,而随着动水流速、岩体断裂韧度增加而减小;采动承压水导升高度还与其导升过程中的能量损失系数结构岩体的力学性质、原始地应力等相关联;模拟结果也表明受隐伏断层倾角影响,采动渗流场表现出随着隐伏断层倾角增大而导升强度越剧烈和强渗流区范围更大的现象。

摘要：由于煤层底板隐伏断层分布广、数量多、隐蔽性强且不易探测的特点,使得底板隐伏断层活化突水成为深部开采突水的主要形式之一。根据底板隐伏断层发育规模及空间位置条件,总结提出了底板沟通隐伏性断层突水、上位隐伏性断层突水及下位隐伏性断层突水3种模式。针对承压水体上煤层底板下位隐伏断层底板突水模式,通过力学分析、底板突水相似模拟及FLAC3D数值拟研究了煤层回采过程中底板空间采动应力变化规律、隐伏断层扩展及突水通道演化过程。研究结果表明:近煤层底板采动岩体随工作面推进,经历压缩-卸荷-恢复过程,形成采动破坏带,底板空间采动应力状态以工作面为分界线呈现水平“S”型分布形态;采动-水压-隐伏断层作用下,隐伏断层将对采动应力随工作面移动起到阻隔作用;隐伏断层顶部受矿压-水压作用的破坏程度时机更早、程度更严重,更易诱发导水裂隙发育,隐伏断层原生裂隙扩展并向逆工作面推进方向上方发育,与采动破坏带沟通形成突水通道;采动承压水导升运移与采动裂隙发育紧密相关,采动承压水导升强度及强渗流区范围随工作面推进渐进发展,底板隐伏断层采动突水先出现隐伏断层上方采空区,突水量随工作面推进渐进增加。在将含隐伏断层底板采动空间划分为隐伏断层采动活化区、阻隔水区和采动影响区的基础上,揭示了承压水上底板下位隐伏断层突水机制。

摘要：为研究深部煤炭回采过程中底板岩体能量变化特征及卸荷劣化机制,开展了不同围压卸载速率下岩石力学试验,综合理论分析和实验室试验分析了不同卸载阶段的岩石损伤断裂能量、弹性模量的变化特征。研究表明:卸围压过程中的岩石变形破坏可划分为围压卸载起始点至失稳破坏、失稳破坏到加速破坏、进入加速破坏3个阶段。在围压卸载起始点至失稳破坏阶段和失稳破坏到加速破坏阶段,相同轴压下,不同围压卸载速率对岩石弹性模量劣化程度产生的影响较小;在围压卸载起始点至失稳破坏阶段,损伤断裂能量消耗较少,但岩石弹性模量劣化程度较为明显;在失稳破坏到加速破坏阶段,弹性模量的劣化程度相比于围压卸载起始点至失稳破坏阶段趋缓,但损伤断裂能量消耗呈现增长变化趋势。在岩石进入加速破坏阶段,卸载速率越快,岩石卸围压过程中释放的损伤断裂能量越大,越易形成宏观贯穿式裂纹,煤层底板突水危险性随之增大。

摘要：为揭示缓冲垫层对锚杆托板动、静载力学特性的影响,从而为冲击地压巷道支护中缓冲垫层的选取提供理论依据,在实验室专门搭建缓冲垫层与托板组合结构冲击实验台,测试5种组合结构的静、动载力学性能,利用高速摄像仪捕捉组合结构的变形破坏过程,分析冲击能量、缓冲垫层材质、厚度等参数对托板结构力学响应的影响规律。研究结果表明:缓冲垫层会显著影响托板结构的静、动载变形破坏形态,具有一定延性和变形能力的缓冲垫层能提高托板结构的静载承载能力。缓冲垫层材质和厚度对冲击载荷的缓冲吸能效果影响显著,延性、变形能力大的缓冲垫层吸收冲击能量更多,能降低托板结构变形程度,反之亦然。刚度越低、变形量越大及厚度越厚,组合结构的冲击力峰值越小,托板变形量越小;而刚度大、脆性强的缓冲垫层对组合结构的冲击力峰值影响不大,但会显著增加托板的变形量。从托板变形量来看,5种组合结构吸能效果优劣依次为泡沫金属+托板、木材+托板、橡胶+托板、混凝土+托板和托板。

摘要：8.8 m超大采高综采工作面一次开采高度及开采强度大,采场围岩控制困难。采用立柱压力传感器、位移传感器对工作面回采期间支架工作阻力、顶板下沉量进行了全程系统监测,对工作面矿压显现规律、支架工作阻力循环曲线、顶板下沉量及割煤循环内下沉曲线进行了分析,对支架工作阻力、初撑力、支架刚度与顶板下沉关系进行了研究。研究结果表明:超大采高工作面开采具有来压区域性明显、来压急增阻、非来压恒阻、大小周期来压的宏观特征;工作面顶板下沉具有明显的时空差异性,空间上呈现工作面“两端小-中部大”的特征,时间上呈现来压期间大、非来压期间小的特点;工作面支架ΔF-T和顶板下沉ΔS-T均化循环曲线具有高度的一致性,来压期间2者均呈对数-大斜率线性复合增长,非来压期间呈现近常数或小斜率线性增长;顶板下沉与支架工作阻力呈线性对应关系,随支架工作阻力的增加而增大,安全阀开启后,顶板下沉速度明显增大,最大下沉速度为安全阀开启前的4.3倍,安全阀长时开启时顶板下沉速度由急增逐渐过渡至缓增状态,ZY26000/40/88液压支架在来压期间一定时间内可以将顶板下沉控制在一定的范围内,但并不能阻止其继续下沉;初撑力及支架刚度大小对顶板控制影响较为明显,随着初撑力的不断增大,顶板下沉及下沉速度显著降低并趋于稳定,临界点为15 MN,顶板下沉与支架刚度呈现类双曲线关系,支架刚度达到14 MPa/m以上时,支架刚度对顶板下沉的抑制作用减弱,顶板下沉趋于平稳状态。

摘要：在冲击地压巷道中,冲击载荷会造成锚杆支护系统构件与围岩相互作用力急剧增加,托板在高作用力下易出现变形破坏。针对上述问题,采用微机控制电液伺服试验机和自主研发的落锤冲击试验装置,对煤矿常用的拱形托板及其组合构件等3种试样进行了力学性能测试,获取试样静载力-位移曲线、冲击力时程曲线、位移时程曲线及变形破坏特征,分析了锚杆托板及组合构件的抗冲击性能。研究结果表明:静载作用下,托板承载力位于228~243 kN,最大变形量14.10 mm,变形呈现拱高降低、四角翘起、连接部位向圆心转移等特征。动载作用下,托板变形均经历拱高降低、四角翘起及压平3个阶段,冲击能量为500~3 000 J时,冲击力时程曲线呈现急剧上升阶段、震荡作用阶段和迅速下降阶段;冲击能量为3 500~5 000J时,冲击力时程曲线呈急剧上升阶段、震荡稳载阶段、震荡上升阶段和迅速下降阶段。随着冲击能量的增加,试样的冲击力峰值均逐渐增大,与静载相比,托板试样的动载荷峰值较大。试样位移时程曲线可分为弹塑性变形和回弹变形两阶段,弹塑性变形阶段变形量与作用时间呈现线性关系,正、反向及组合构件最大形变量平均作用时间占比分别为68.66%、69.25%、66.66%;回弹变形阶段,3种试样平均弹性形变量分别为1.71、1.84、3.23 mm。整个冲击过程中,3种试样冲击能量平均转化率分别为96.82%、97.33%、93.78%。总体来看,托板正、反向冲击力学性能及变形特征一致性较好,与单独托板相比,组合构件可实现吸能、延长冲击力整体作用时间、缩短震荡作用时间、改善托板承载特性等作用。研究成果为冲击地压巷道锚杆支护的托板及组合构件选取提供一定借鉴。