摘要：针对软弱煤岩体锚固性能差、锚固力低的技术难题,提出采用锚固孔扩孔锚固的方法提高锚固力;采用数值模拟方法分析了钻孔围岩、锚固剂及锚杆的力学特征,并对扩孔参数进行优化分析;结合实验室树脂锚固剂的锚固效果试验,确定了扩孔段长度120 mm,最大扩孔直径58mm为最佳扩孔参数,并研发了扩孔装置。实验室锚杆拉拔对比试验表明:扩孔锚固所能提供的抗拔力显著高于正常锚固,平均锚固力增大1.63倍,且在锚固剂与钻孔围岩脱粘后,锚固力衰减较小;扩孔段锚固体对钻孔围岩具有“压密-破坏-压密”的循环过程,表现出“延性破坏”特性,避免锚固力出现较大幅度的衰减。

摘要：采用理论分析的方法对特厚煤层综放开采顶板岩层所成结构及支架工作阻力进行了研究。根据特厚煤层综放开采顶板岩层形成的"悬臂梁-铰接岩梁"结构,给出了直接顶、基本顶的新概念及判据;得出了特厚煤层综放开采支架工作阻力的解析计算式,并进行了实例验证。最后对所选架型现场的动态承载特征及其适应性进行了分析。结果表明:依据支架工作阻力解析式计算结果所选架型可靠性高、支架运行合理,利用率高,对工作面顶板条件适应性较好。

摘要：针对距离震源不同距离的采掘区域冲击地压显现响应程度不同的问题,采用ARAMIS M/E微震监测系统、PASAT-M便携式微震监测系统和冲击地压多参量过程监测系统开展了矿震发生与响应过程规律研究,并通过井下爆破激发震动试验研究了震动传播衰减规律。结果表明：（1）冲击地压多参量过程监测系统监测到矿震的单参量（煤体应力）、多参量（煤体应力、围岩位移及锚杆受力）的响应过程,实现了震动与响应信号捕捉与记录;（2）矿震单参量响应规律,响应时间短（368 ms）,响应过程引起距震源75 m的煤体应力最大升高0.9 MPa,响应终值为煤体应力升高0.5 MPa,矿震的响应并非都是多参量同时响应;（3）矿震引起多参量响应规律,响应时间不同步,响应时间几百毫秒至几分钟不等,响应过程引起距震源150 m的煤体应力整体降低0.7~0.8 MPa、锚杆受力降低7~8 k N、顶煤位移增加4 mm,且捕捉到矿震发生10 h前的岩层位移信息,持续时间1000 ms,位移量最大24 mm,可作为矿震前兆信息;（4）矿井围岩介质中震动能量传播呈指数E=E0eηD关系衰减,距震源200 m范围能量衰减快;震动主频的衰减变化规律也呈指数f=f0eηD关系。距离震源200 m范围的采场、巷道对矿震响应比较显著,与矿震诱发冲击显现区域比较吻合。矿震发生至响应的传播衰减过程的定量关系研究,对进一步提高冲击地压监测预警与防治技术水平具有一定的现实意义。

摘要：针对浅埋煤层矿压显现强烈,易于发生切顶压架事故的问题,以神东矿区浅埋煤层为例,统计分析了7个矿、30余个综采工作面矿压数据,结果认为,与普通埋深及深部煤层相比,浅埋煤层工作面液压支架载荷大、周期来压步距短、动载系数大。采用钻孔位移计实测分析了上湾矿8.8m超大采高工作面覆岩破断及地表岩移特征,破断位置位于工作面后上方,各层位测点呈整体同时破断,破断范围快速波及地表,当工作面推进11m后,距顶板26m处测点最大下沉量227mm,当工作面推进296m后,地表最大下沉量5.89m。对比分析覆岩破断与液压支架工作阻力的对应关系,认为覆岩破断后没有直接与采空区矸石接触,而是形成某种结构并产生缓慢下沉现象。采用相似模拟方法分析了上湾矿8.8m超大采高工作面覆岩破断及运动规律,认为正常情况下,呈整体同时破断的块体能够相互铰接并形成结构,当支护质量不足或者遇到地质异常区时,结构易发生整体滑落失稳,导致工作面压架事故。基于以上认识,提出了浅埋超大采高工作面覆岩“切落体”结构模型,分析了切落体结构的稳定条件及失稳类型,认为浅埋煤层覆岩呈整体切落式破断,形成以滑落失稳为主的铰接结构。研究得到了液压支架合理工作阻力计算公式,并以上湾8.8m工作面为例进行了验算,结果表明,基于“切落体”结构计算的支架工作阻力能够满足工作面顶板支护要求。“切落体”结构为浅埋煤层液压支架合理工作阻力确定提供了理论依据,丰富了浅埋煤层开采岩层控制理论。

摘要：针对红柳林煤矿浅埋深薄基岩巷道顶板锚固力低的难题,分析了风化基岩分布特征以及矿物成分,开展了薄基岩注浆加固试验,分析了薄基岩巷道注浆加固机理,提出了巷道锚注加固技术方案,并开展了井下工程实践,分析了工程应用效果。结果表明:风化薄基岩黏土矿物成分含量高,增大了顶板岩体软化和膨胀变形,影响巷道围岩稳定性;井下注浆充填了风化基岩裂隙,封堵了顶板水渗流通道,提高了顶板完整性,增大了薄基岩层的抵抗破坏的能力;通过锚索注浆达到了较好的注浆固结效果,锚杆(索)初期受力缓慢增大,随后基本保持稳定,锚杆受力55~67 kN,锚索受力92 kN左右,顶板离层量3 mm左右,巷道围岩变形明显减小,达到了较好的巷道支护效果,表明锚注加固技术可有效解决浅埋深薄基岩巷道变形控制难题。

摘要：为探究综采工作面长度显著加长后工作面矿压显现和顶板活动的新特点,以国内首个中厚煤层千万吨级450 m超长工作面为工程背景,基于支架压力和微震实时监测手段,全面分析了超长工作面支架阻力分布、增阻特性和覆岩破断微震能量分布特征。研究结果表明:综采工作面长度由300 m加长为450 m后,支架阻力沿倾向分布特征由单峰状转变为双峰状,工作面支架支护强度平均增大约7%,工作面加长后,工作面矿压显现强度整体增强;超长工作面来压期间支架增阻形式主要为“对数-指数”复合函数型增阻,呈现先快、中缓、最后短时急速增阻的特点,超长工作面大截深开采是造成采煤循环末期支架快速增阻的主要诱因,在顶板状态不稳的情况下,应适当减小采煤机截深并提高支护质量;工作面覆岩破断微震事件的发生能量小、频次低,主要活跃在工作面后方40 m至前方80 m范围,微震事件分布特征表明超长工作面顶板垮落及时,无长距离悬顶现象,不易造成强动载事件,在垂直方向微震事件主要分布在垂高25m以下顶板,厚度17.82 m的细粒砂岩基本顶是造成工作面矿压显现的主导岩层,高位岩层破断对工作面矿压显现影响较小。

摘要：煤矿开采作业过程中,冲击地压灾害作为一种矿山压力现象,属于动力灾害的范畴。由于矿山压力现象具有特殊性,具体形成冲击时的原因十分复杂,一般的冲击地压都会对矿井带来较大的危害。因此需要明确煤矿冲击地压灾害的特征及破坏机理,并掌握煤矿冲击地压灾害的分类,分析冲击地压灾害产生的条件及影响因素,并进一步采取煤矿冲击地压灾害的防治技术是十分必要的。

摘要：在多级压力源切换系统中,存在系统节能机理不明晰以及系统关键参数选取缺乏依据的问题。基于此,本文通过建立多级压力源切换系统和传统负载口独立阀控系统的能耗数学模型,对多级压力源切换系统的节能效果进行理论推导;搭建两系统的仿真模型,将两系统在给定工况下进行对比,对多级压力源切换系统的节能效果进行仿真研究;通过绘制系统位移跟随误差和节能功率的曲面图,分析总结了影响系统能耗和控制特性的主要因素,确定了系统的主要工作参数——阀芯位移比和中间压力等级的取值大小。研究结果为提高多级压力源切换系统的系统性能和优化系统参数提供了分析依据。

摘要：基于国内首个年产千万吨450m超长智能化开采工作面,采用实测手段全面分析了其矿压显现和地表移动变形规律,结果表明:450m超长工作面初次来压步距平均为77.1m,周期来压步距主要分布在5~15m,平均为11.4m;超长工作面周期来压步距小、来压频繁、持续时间短,且工作面沿倾向不同步来压;来压期间,支架工作阻力在工作面中部两侧形成两个高阻力区,沿倾向方向呈现“马鞍”形的双峰状分布特征;450m超长工作面支架工作阻力主要分布在8000~14000kN中等阻力区间,呈现正态分布特征,支架适应性良好。在超长工作面强采动影响下,地表沉降具有影响范围大、下沉速度快等特点,工作面临空侧地表移动范围和沉降幅度均显著大于实体煤侧,地表呈现不对称沉降现象。研究成果可为我国同类超长工作面的顶板管理和开采设计提供借鉴。

摘要：采用文献查阅和现场调研的方式分析了我国特厚煤层开采现状,分析了不同开采工艺的适应性和适用条件,针对曹家滩煤矿不同区域煤厚分布情况,结合产量提高及煤质提升的要求,设计了10 m超大采高综采工艺,提出了合理采高范围,通过经验类比法提出了10 m超大采高液压支架技术参数,可有效提高煤炭的回收率。