摘要：水力压裂技术近年来越来越多地被应用于强烈动压巷道的卸压工程中。在强烈动压巷道水力压裂切顶卸压过程中,裂缝的扩展方向最终会与最大主应力方向保持一致,而最大主应力的大小和方向会因受到工作面回采超前应力的影响而改变,如何保证裂纹最终扩展方向和巷道轴线基本保持一致是确保卸压效果的关键。采用全钻孔注浆锚固的改进型空心包体应力计在晋城王坡煤矿3310回风巷进行了顶板三维应力随工作面推进演化规律实测及分析研究。研究结果表明:随着回采工作面的推进,煤柱侧15 m上方顶板三维主应力相对值在距工作面250 m处开始受到回采影响,三维主应力方位角和倾角在距工作面200 m以远就基本完成了调整。工作面侧15 m上方顶板相对主应力值在距工作面252 m处开始受到回采影响,三维主应力方位角和倾角在距工作面180 m以远就基本完成了调整,但在距工作面50 m以内由于受采空区影响,方位角逐渐出现逆时针偏转;巷道正上方顶板相对主应力值在距工作面164 m处开始受到回采影响,距工作面越近影响越显著,特别是在距工作面57 m以里影响更加剧烈。三维主应力方位角和倾角在距工作面140 m以远基本完成了调整,超前回采工作面140~80 m最大主应力σ1方位角和巷道轴向夹角(13°~20°)较小,为水力压裂的最佳时机,同时不影响回采巷道的超前支护施工。

摘要：为了解决目前煤矿锚杆支护材料存在的问题,采用实验室试验、数值模拟及现场试验相结合的手段及方法,开发矿用预应力钢棒支护成套技术,包括钢棒材料、锚具、构件、锚固方式、施工工具及技术等;实验室试验得出钢棒屈服强度不低于1 140 MPa,抗拉强度不低于1 270 MPa,延伸率大于15%,冲击吸收功不低于30 J,开发与钢棒强度匹配的托板及锚具;数值分析钢棒应力场分布特征及影响因素,得出在高预应力下,钢棒预应力场的应力值大,压应力区范围广,钢棒的主动支护作用明显。在潞安漳村煤矿25排水巷进行矿用预应力钢棒支护技术现场试验,巷道变形量不大,顶板离层基本为0,钢棒初始预紧力为100~120 k N,受力稳定,基本不受巷道掘进影响,支护效果良好。采用钢棒支护比高强锚杆支护材料费用下降29.5%,钢棒间排距大、预紧力施加快,可适当提高巷道掘进速度,具有较好的推广价值。

摘要：预应力钢棒具有预紧力等级高、延伸率高、受力状态好等优点,越来越广泛地应用于煤矿巷道支护工程中。为了进一步探究矿用预应力钢棒材料力学性能,在实验室进行了矿用预应力钢棒拉伸试验、金相组织分析、冲击韧性测试、预应力损失试验、偏载试验、安装推进阻力试验及配套锁具性能试验。结果表明:直径20 mm矿用预应力钢棒拉伸时极限承载能力为422 kN,与直径20 mm、牌号HRB335锚杆杆体相比,增幅达176%,断后伸长率平均为13.3%,为锚索断后伸长率的2.4倍,断后呈杯锥状断口;钢棒拉断前后冲击吸收功分别为46.0 J和23.3 J,材料组织结构为回火索氏体,晶粒度为9.5和8.5,属于超细晶粒度;受力长度为1 230 mm和1 500 mm时,预应力损失为38.37%,和36.74%,随着载荷的加大,预紧力损失率减小;受力长度的增加,钢棒预紧力损失率减小;偏载角度为5°、10°、15°、20°及25°时,极限承载能力降幅分别为18. 3%、22. 5%、26. 4%、26. 9%及27. 5%;采用28 mm钻孔时,直径18 mm和直径20 mm钢棒平均最大推进阻力分别为179 N和453 N,两者相差274 N,但两者推进均比较容易;预应力钢棒锚具平均承载能力为398.2 kN,锚环与夹片的洛氏硬度分别为27.78和58.39,能够满足国标和钢棒材料力学性能要求。

摘要：随着世界高油价时代来临,以前高成本的油页岩生产变得经济。如何提高油页岩井工开采方式的效率和降低开采成本,是目前油页岩开采规模化发展的一个需要迫切解决的问题。论文针对国内一大型油页岩矿井实况,结合开采工艺和采掘设备发展现状,创新和优化了新型的油页岩井工开采工艺设计。

摘要：水力压裂技术近年来越来越多地被应用于强烈动压巷道的卸压工程中,水力压裂卸压的核心是如何人为控制水力裂缝的开裂、扩展方向及路径。将裂缝起裂点与裂缝扩展路径上与切槽方向呈1/2切槽角度的点之间的连线长度定义为裂缝偏转距,并作为试验重点考察指标。采用真三轴物理试验的方法,对尺寸为300 mm×300 mm×300 mm的预留钻孔和纵向切槽水泥试块水力压裂过程中不同泵流量对裂缝偏转距的影响规律进行了详细研究。研究结果表明:纵向切槽水力压裂裂缝首先沿切槽方向起裂,在扩展的过程中逐渐转向最大主应力方向;裂缝呈S型非对称形态,裂缝较为单一,无复杂微裂隙产生,裂缝在横向扩展的同时沿纵向扩展且扩展过程中无较大偏转。压裂过程明显呈现3个阶段性特征:初次起裂阶段、裂缝持续扩展阶段和裂隙贯通阶段;随着泵流量的增加,起裂压力略有增高,压裂时间明显缩短。在水平应力比为1.5条件下,泵流量由0.5 mL/s增加到1.0 mL/s,裂缝偏转距增加了54.9%;泵流量由1.0 mL/s增加到1.5 mL/s,裂缝偏转距增加了16.7%;随着泵流量的增加,裂缝偏转距明显增大,增大趋势呈半抛物线特征。水平应力比为2.0条件下,泵流量由1.0 mL/s增加到1.5 mL/s,裂缝偏转距增加了30.6%;泵流量由1.5 mL/s增加到5.0 mL/s,裂缝偏转距增加了67.9%;与应力比为1.5相比,相同泵流量条件下裂缝偏转距明显减小。试验采用真三轴试验方法仅能对小尺寸试块进行物理模型试验,下一步将选取合适的数值计算方法,进一步开展大尺度岩层水力压裂效果试验研究。

摘要：采用高精度微震监测技术,结合现场支架阻力观测,对大采高综放开采顶板活动规律进行了研究。研究表明:微震事件的频次和能量具有明显的周期性,微震事件在高度上的动态发展规律反映出大采高综放顶板来压存在大小周期现象,且这种现象与工作面宏观观测得到的周期来压具有一致性;根据微震监测和支架阻力观测结果得出大采高综放开采顶板为"悬臂梁-铰接岩梁"结构。

摘要：通过分析松散地层条件下地表点沉降规律和Knothe时间函数模型在预测松散地层条件下的不足,在原时间函数中增加了表达松散地层下沉的时间影响参数c_2,构成了双因素时间函数模型;理论分析结果表明,双因素时间函数模型具有收敛慢,对参数值变化适应性强的特点,但并不完全符合地表点动态下沉的全过程;为此结合双因素时间函数的特点对其进行改进,并在薄松散、厚松散和特厚松散地层3种不同条件下对改进后的双因素时间函数进行了验证计算。结果表明:改进后的双因素时间函数能较好的预测赋存不同厚度松散地层条件下地表点的动态沉降全过程。研究成果可为"三下"采煤提供参考。

摘要：针对目前冲击矿压巷道锚杆支护存在变形量大、锚杆易破断的问题,在实验室对HRB400,HRB600和CRM600三种锚杆杆体材料进行了常规力学性能试验和冲击载荷下力学性能试验。试验结果表明,CRM600锚杆材料不仅能够满足常规巷道支护的要求,在冲击载荷作用下表现出优越的瞬时延伸性能和吸能能力。在瞬时冲击载荷作用下,CRM600锚杆材料总变形量为HRB600锚杆材料的7.9倍,为HRB400锚杆材料的1.5倍;冲击全过程总吸收能量为HRB600锚杆材料的4.2倍,为HRB400锚杆材料的2.1倍。CRM600锚杆在冲击矿压巷道支护井下工业性试验中克服了锚杆破断的问题,巷道变形得到有效控制。

摘要：依据微震监测结果,通过总结分析,指出冲击地压发生过程经历3个阶段,将冲击地压重新分为集中静载荷型和集中动载荷型,建立2种类型的工程结构模型,分析各自冲击启动的能量判据,引进"不确定性系统分析法",提出统一的煤矿开采冲击地压启动理论。结果表明,采动围岩近场系统内集中静载荷的积聚是冲击启动的内因;可能的冲击启动区为极限平衡区应力峰值最大区;应用冲击启动理论能够揭示2类典型冲击案例冲击过程,并将冲击地压的时间序列与空间序列对应起来,为冲击地压监测与防治提供指导。

摘要：动静加载下煤的破坏特性及机制是研究动载冲击地压机制的基础问题,利用改进的霍普金森杆对该问题进行试验研究。首先,通过试验结果的回归分析发现煤在动静加载下有其不同于均质致密岩石的独特的破坏特性。然后,通过对试验结果的讨论对动静加载煤的破坏机制进行分析,发现较多裂隙的存在是导致独特破坏特性的主要原因。破坏模式以裂隙脆性扩展为主;动载的作用主要是使裂隙扩展,进而发生破坏;而静载的作用主要是改变原生裂隙的数量和裂隙尖端的蓄能。最后,基于试验结果对动静加载下煤的冲击危险性进行分析,得出动静加载下煤具有临界静载和最优动载;并将动静载荷下煤的强度作为动载抵抗指数,用来反映抵抗动载能力的强弱;将碎片的分维值作为动载冲击能量指数,用来衡量动载冲击破坏的剧烈程度。