摘要：针对煤矿坚硬难垮顶板控制的研究现状及存在的问题,进行定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板井下试验。通过在压裂孔两侧布置监测孔和在压裂过程中实时监测泵压变化,深入分析煤矿坚硬难垮顶板水力压裂特点。试验结果表明:(1)KZ54型切槽钻头能够在坚硬岩层中预制横向切槽,可有效降低裂缝破裂所需压力;(2)采用跨式膨胀型封隔器可对岩层坚硬段分段逐次压裂,压裂过程中可在顶板中产生多条裂缝,从而有效弱化顶板;(3)随着压裂处与孔口距离的增大,裂缝破裂和扩展所需的压力也相应增大,裂缝的扩展半径最大可达20 m;(4)在压裂过程中,由于岩层均匀性、渗透性、地应力场、岩层结构面等影响因素的变化,压力–时间曲线呈现出多种形态;(5)岩石抗拉强度与地应力值较为接近时,岩石强度对水力压裂有较大影响。

摘要：采用小孔径水压致裂地应力测量装置,在典型的急倾斜、特厚煤层矿区——甘肃华亭矿区的大型向斜构造附近进行14个测站地应力测量,以分析向斜构造不同部位的地应力变化。实测数据表明:华亭煤矿、砚北煤矿井下构造应力占绝对优势;在向斜翼部,水平应力较小;在向斜轴部,水平应力急剧增加,增加幅度远大于垂直应力;向斜构造对矿区地应力分布产生严重影响。基于山西晋城矿区的地应力实测数据,分析断层对地应力值与方向的影响。断层附近某些区域水平应力有所减小,大型断层会引起最大水平主应力方向的扭转。在实测数据基础上,采用FLAC3D数值计算软件,分析华亭矿区大型向斜构造周围地应力场分布,并与地应力实测数据进行对比。将地应力实测与数值模拟有机结合,是全面了解煤矿井下地应力场分布特征的有效途径。

摘要：布置超长工作面是中厚煤层实现高产高效的必然趋势。基于国内外工作面参数的调研分析,以数值模拟方法为手段分析了工作面长度对矿山压力显现的影响,得出了超长工作面支护参数确定的关键影响因素。以高可靠性支护为目标,通过有限元分析,优化设计了2 050 mm超大中心距、1 800~3 200 mm超大伸缩比的ZY16000/18/32D型超强力中厚煤层液压支架,为超长工作面顶板控制提供了有力支撑。

摘要：为研究水力压裂的机理和评价压裂效果,采用空心包体应变计,对水力压裂前后钻孔附近煤层应力的变化,及水力压裂实施后,随着工作面推进,前方煤层应力的变化进行了监测。通过分析监测数据,得到以下应力演化规律与结论:①水力压裂前后,在压裂钻孔附近煤层中的主应力增量值、倾角和方位角均会出现突变。突变程度与至压裂孔的距离、水压、裂缝扩展方式及煤层力学性质等多种因素有关;压裂后主应力增量得到恢复,但比压裂前均有所降低,水力压裂可改变煤层的应力状态。②顶板压裂后,再受到工作面采动影响,煤层垂直应力增加,水平应力有降低的趋势,但采动引起的主应力增量变化幅度远小于压裂引起的变化,而且采动对主应力增量的倾角和方位角的影响不大;水力压裂可使顶板来压强度降低,工作面超前支承压力的影响减弱。③晋城王台铺煤矿坚硬顶板综采工作面进行水力压裂后,顶板的整体性和强度得到弱化,工作面采动影响减弱,顶板能够紧随工作面推进及时垮落,说明水力压裂效果良好。

摘要：为研究厚煤层综放开采工作面底板破坏特征,运用滑移线场理论,构建了靠近工作面超前支承压力影响的底板破坏深度计算模型,采用数值模拟分析了不同推进度下的覆岩破坏特征,采用瞬变电磁法,开展煤层底板破坏深度探测工作。研究结果表明,在考虑超前支承压力影响下工作面煤层底板最大破坏深度为28.15 m,在工作面达到充分采动时,上覆岩层破坏形态呈现出马鞍形,而煤层底板破坏呈现出勺形,采用瞬变电磁法获取的煤层底板破坏深度为35 m,且工作面回采后未出现异常突水现象,研究结果确保了工作面的安全回采。

摘要：针对目前冲击地压矿井卸压爆破参数常不合理导致支护损伤,降低防冲效果的问题,采用锚杆无损检测系统在井下强冲击危险巷道进行现场原位试验研究,定量化分析了爆破动载下锚杆轴向工作阻力的定量损失规律。通过分析,获得了不同药量的爆破导致锚杆轴力损失的影响程度及空间范围。发现了爆破药量不小于6 kg时,随至震源距离的增大锚杆轴力的平均损失率基本呈乘幂关系衰减,但也存在局部突增的可能。同时爆破下锚杆轴力损失是与锚杆方位相关的,距震源越近与锚杆方位的相关性越显著。随着爆破药量的增大锚杆轴力损失率升高,药量越大升高速度越快。通过分析发现,众多影响因素中至震源的距离和锚杆方位只是表层因素,而爆破药量和煤体性质才是核心因素,并且核心因素间也存在相互影响。综合考虑爆破下锚杆轴力损失规律以及煤层爆破的卸压效果,优化了内蒙某矿强冲击危险巷道爆破卸压参数,现场应用效果理想。由此建立了冲击地压矿井煤层卸压爆破参数优化的现场原位试验方法。

摘要：以晋城矿区回采工作面多巷布置留巷为工程背景,基于大量实测数据,分析留巷围岩变形与破坏的特征及机制。采用数值模拟软件FLAC3D研究巷道布置方式、煤柱尺寸、回采工作面宽度等参数对留巷围岩变形与破坏的影响,分析留巷及采煤工作面周围的应力分布。在此基础上,提出适合留巷特点的巷道支护形式与参数。在井下进行支护试验,监测留巷从掘进到报废全过程的围岩位移与支护体受力,评价支护效果。研究结果表明:留巷在受到本工作面超前支承压力作用后,围岩位移虽有增加,但变化不大;在本工作面后方一定距离围岩位移急剧增加,并在50～200 m范围内位移速度达到最大值,之后逐步趋于稳定;当留巷受到下一个工作面超前支承压力作用后,围岩位移再次显著增加。留巷围岩变形与巷道布置方式、煤柱尺寸及回采工作面参数密切相关。高预应力强力锚杆与锚索支护、全锚索支护是比较适合留巷的支护方式,能够大幅度减少围岩位移,保持巷道长期稳定。最后分析存在的问题,并提出改进意见。

摘要：针对我国煤矿岩巷掘锚失衡、成巷效率低问题,采用理论分析、仿真模拟及现场试验的方法,开展了煤矿巷道全断面硬岩掘进机盾构法施工适应性及系统匹配性分析,提出了影响立井煤矿巷道盾构法施工效率的四个关键因素,包括设备出入立井、快速组装与运输、轨迹控制及快速支护。结合矿井现有条件,设计了井下大型硐室设备组装与拆卸平台,优化了施工工艺,形成了集掘、支、装、转、运、喷多工序协调统一的盾构施工技术体系。研究成果在阳泉新景煤矿岩巷掘进中首次成功应用,实现了最高月进尺608m,最高日进尺31.5m,创造了煤矿单次掘进、一次成巷3490m的水平,大幅提高了岩巷成巷效率,缩短了矿井准备周期,取得了显著技术经济效益。

摘要：采用实验室试验的方法研究了目前煤矿巷道支护常用的5种不同杆体外形树脂锚杆的锚固性能、树脂锚固剂搅拌均匀性、搅拌扭矩和搅拌推力。研究结果表明：5种锚杆在125 mm锚固长度下抗拔力均在170 k N以上;精轧右旋全螺纹锚杆搅拌效果差,锚固段中多处出现空洞或杆体与锚固剂分离现象;搅拌扭矩阻力最小的为细肋左旋无纵肋螺纹钢锚杆,精轧右旋全螺纹粗牙锚杆、新型低宽肋左旋锚杆、精轧右旋全螺纹细牙锚杆、普通左旋无纵肋螺纹钢锚杆分别是它的1.16倍、1.18倍、1.24倍和1.65倍;锚杆安装推力最小的为精轧右旋全螺纹粗牙锚杆,新型低宽肋左旋锚杆、精轧右旋全螺纹细牙锚杆、细肋左旋无纵肋螺纹钢锚杆、普通左旋无纵肋螺纹钢锚杆分别是它的1.75倍、1.85倍、2.7倍和2.5倍;在全长锚固情况下,精轧右旋全螺纹粗牙锚杆和精轧右旋全螺纹细牙锚杆在安装时需要1~2个工人才能完成安装,新型低宽肋左旋锚杆需要2~3个工人才能完成安装,细肋左旋无纵肋螺纹钢锚杆和普通左旋无纵肋螺纹钢锚杆需要3~4个工人才能完成安装。虽然新型低宽肋左旋锚杆在锚固性能和安装性能上明显优于目前常用的左旋无纵肋螺纹钢锚杆,但还存在一定的优化空间,特别是在横肋宽度和高度方面。

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。