摘要：为解决厚煤层软岩巷道沿空留巷巷道变形量大,不能满足施工要求的问题,通过对工作面地质条件分析,采用类比法,确定预裂爆破采用双向聚能管,装药结构采用4-2-2-1-0方式,钻孔设计倾角15°,孔间距1 m,孔深9 m。通过矿压监测,在采用顶板定向预裂切顶等技术后,16011工作面周期来压平均压力减小1 490 kN,降低25.9%,沿空留巷段巷道成型较好,变形量较小,能够满足巷道施工要求。

摘要：为解决主采煤层存在巨厚坚硬顶板,造成初次来压期间矿压显现严重,工作面局部支架压死的难题,对3104工作面地质条件进行分析,对目标层位实施定向水力压裂措施,并对初次来压期间工作面矿压显现、支架工作阻力变化情况进行观测、分析和对比,确定其初次来压步距。观测结果表明:在开展顶板定向水力压裂措施后,3104工作面基本顶初次来压步距30.8 m,相比原始状态顶板,减少54.9%。实践证明:对于上覆厚层坚硬顶板,通过定向水力压裂措施对顶板进行压裂是有效可行的工作面初次放顶技术。

摘要：为解决31201工作面上覆房柱式采煤采空区集中煤柱受到破坏形成动载矿压易导致下部工作面发生顶板事故的难题,对工作面地质条件及顶部采空区集中煤柱对下部工作面回采产生的影响进行分析,分析工作面过应力集中区支架循环末阻力云图可知:31201工作面矿压显现为通过集中煤柱后大范围来压>2-2煤房采低回收率区>杨树洼上坡区>其他区域。对工作面顶板动载矿压进行FLAC^(3D)数值模拟,通过模拟结果可知:诱发大面积强动载矿压原因是集中煤柱的突然破坏,上覆岩层顶板垮落及工作面自身顶板切落,使顶板载荷完全作用在支架上,造成液压支架压架事故。通过动载矿压发生机理,提出有针对性的应对措施,为后续安全回采提供依据。

摘要：1研究现状我国煤矿分布地域较广,岩层赋存特征呈多样化,开采深度跨度范围较大,不同煤矿的采掘工艺及施工技术也差异显著。随着煤矿开采深度、强度和广度的增加,与岩层控制相关的难题也越来越多。我国坚硬顶板赋存煤层约占30%,覆盖50%以上的矿区。

摘要：针对特厚煤层坚硬顶板、宽煤柱条件下临空巷道面临的高围岩应力、大变形等问题,以老石旦煤矿16403综放工作面为工程研究背景,从宽煤柱顶板侧向破断结构角度对临空巷道大变形的影响因素进行了理论分析,采用数值模拟方法研究了对16402运输巷实施不同切顶卸压方案时,临近采空区的16403回风巷侧向顶板采动应力传递规律,并在现场施工水力压裂钻孔进行切顶卸压,实现临空巷道围岩变形控制。研究结果表明:“低位坚硬岩层悬臂梁+高位坚硬岩层砌体梁”破断结构是特厚煤层宽煤柱临空巷道大变形的主要原因,可采用切顶卸压技术破坏宽煤柱顶板侧向破断结构来控制临空巷道围岩大变形;切顶角变化可使关键块B长度发生改变,切顶角越大,则关键块B长度越小,临空侧顶板载荷向煤柱传递的程度越弱,临空巷道围岩承受的采动应力越小,切顶角为100°时临空巷道围岩垂直应力与变形量最小;在16402运输巷以切顶角100°施工水力压裂钻孔后,16403回风巷顶底板变形量较未实施切顶卸压的16402回风巷减小86.5%,两帮变形量减小87.1%,临空巷道围岩稳定性得到极大提高。

摘要：为了研究充填开采步距对覆岩移动及地表建筑物变形的影响,首先,采用弹性地基梁理论,建立了顶板的位移方程,并采用力学等效转换,推导得出了顶板最大跨距、控顶距与充填步距间的数学关系式,进而得到充填步距的理论计算公式;其次,根据地表建筑物的特性及对变形形式的敏感分析,得到建筑物的抗变形限值,并进一步计算得出地表沉陷的最大允许值,反算出顶板位移值,按照推导公式计算分析,得出顶板跨距及相应的充填步距.从而建立了充填步距与地表建筑物变形之间的相互关系,通过调整充填步距,达到控制顶板位移和地表沉陷以及保护建筑物的目的.通过实例应用分析,在设定地表水平变形为1 mm/m的变形限值时,得出充填步距为6.4 m,当井下充填步距设为该值时,实测地表下沉为237 mm,且水平变形值小于预设限值,达到了良好地控制地表移动变形及保护地面建筑物的效果.

摘要：为研究水和不同应力路径下泥岩崩解演化特征,采用扫描电镜、高能CT、三轴伺服压力机,探究微观颗粒结构、细观孔隙数量、宏观崩解及破坏块度的分形维数变化规律,揭示泥岩的跨尺度破坏机制。结果表明:(1)泥岩中黄铁矿与高岭石颗粒粒径和形态差异,产生的原生孔隙会成为水渗通道;随着含水率增加,高岭石结构劣化导致水渗通道变宽,细观孔隙分形维数逐渐增大。(2)大孔隙数量增多、贯通,泥岩发生自然崩解,崩解块度分形维数为1.26~1.77,大于孔隙分形维数。加卸载作用下破坏块度分形大于自然崩解状态块度分形,体现出力的损伤叠加作用。(3)加卸载作用下破坏块度分形维数具有分区性,在特征含水率之前,块度分形维数与强度成负相关关系,超过特征含水率后与强度成正相关关系,分形维数拐点可以作为含水率和应力影响的分界点,该点处水对主破裂面影响程度达到峰值。(4)卸载应力路径影响含水泥岩破坏特征和形态,低含水率泥岩呈脆性破坏,高含水率泥岩呈塑性破坏,张拉破坏增多,碎块多为“片状”。

摘要：针对液压支架工况不良导致支架支护能力得不到有效发挥并容易诱发顶板灾害的问题,为实现支架工况的有效监测预警,分析了液压支架工况的主要影响因素,通过液压支架工作阻力数据挖掘获取了反映液压支架工况的多个关键指标信息,确定了支架工况综合评价及实时预警的6个主要指标,即:支架初撑力不合格比例、工作阻力高报比例、安全阀开启比例、支架不保压比例、不平衡比例、工作阻力不合格比例。根据模糊数学隶属度综合评价方法建立了支架工况多参量综合评价与预警模型,将支架工况按照良好、中等、较差、很差划分为4个等级,给出了液压支架工况等级隶属度区间和各预警指标参数对应的隶属度函数,并基于变权理论确定了各预警指标的变权重系数,突出了预警指标状态量变化对支架整体工况的影响,最终得出支架工况的综合评价与预警等级,并在系统预警界面以雷达图的形式展示支架工况预警信息。该预警模型在KJ21顶板灾害监测预警系统中得到开发与现场应用,验证了该支架工况评价体系的合理性,有效提升了综采工作面液压支架支护质量。

摘要：针对日益严峻的煤矿大巷群冲击问题,以某矿中央大巷复合构造区为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测与工程实践相结合的方法,研究大巷群重复冲击致灾机制及防治方法,得到如下结论:(1)中央大巷复合构造区冲击地压是在特定地质环境和工程结构叠加作用下,以静载为绝对主导的自发型冲击;(2)冲击后巷道围岩抗冲击能力下降和煤体应力恢复性增长是冲击地压重复发生的根本原因,没有支护的厚底煤承受高集中应力,成为能量释放的突破口,表现为底煤冲击;(3)采用顶板超长孔水平分段压裂技术对中央大巷复合构造区进行区域卸压,通过压裂,使原本完整较好的坚硬目标岩层内形成数量众多、方位和长度不一的网状裂缝,大幅减弱岩层的整体强度,破碎后的岩层可视为塑性垫层,能起到吸收部分能量和减弱上覆顶板应力传递的作用,使应力由“硬传递”转化为“软传递”,进而降低压裂区域下方煤层的整体静载水平,使其无法恢复到冲击地压发生所需临界载荷,实现了降低冲击致灾风险的目的。

摘要：为确定煤壁极限稳定高度,对不同煤层条件的煤壁片帮特性进行研究。基于唯象法构建煤壁片帮三维模型,基于平衡微分方程得出煤壁片帮破坏面剖面轨迹线近似直线的结论;以此为基础,采用三维楔块简化模型建立煤壁片帮的应力方程,分析煤壁片帮剪切与张拉破坏机制,推导出煤壁极限稳定高度估算公式,将软煤剪切破坏和硬煤张拉破坏2种不同片帮形式统一到一个公式当中;依据实际工作面煤层条件参数,重点分析煤体泊松比、煤体黏聚力和内摩擦力、节理裂隙、煤-岩界面黏聚力和内摩擦力等煤层参数对煤壁极限稳定高度的影响,得出煤壁极限稳定高度随煤-岩界面和煤体的黏聚力、内摩擦力、泊松比的增大而增大的结论;在此基础上,研究护帮强度对煤壁稳定性的作用效果,给出考虑护帮强度的煤壁极限稳定高度估算公式,分析不同护帮装置的结构特点,提出液压支架护帮装置改进方案。最后,分别以河南禹州某矿软弱煤层和榆林矿区某矿坚硬煤层工作面为例,验证研究结果的有效性。理论研究结果与生产实践数据基本一致,较好地解释不同条件煤层煤壁稳定性特点,为超大采高工作面的煤壁稳定性控制和液压支架的设计优化提供理论支撑。