摘要：传统锚索延伸率低、抗冲击能力差,在强冲击载荷作用下易出现脆性破断失效,导致巷道出现冒顶、冲击地压事故等问题。基于此,自主开发了具有高强度、高延伸率及高抗冲击等特性的锚索,采用实验室试验、理论分析及现场试验等综合手段,分析了高延伸率锚索的静、动载力学性能,研究了高延伸率锚索化学成分、金相组织和夹杂物与普通锚索的差异,提出了高延伸率锚索支护吸能原理,并将高延伸率锚索在现场进行了应用。研究结果表明:静载作用下,高延伸率锚索抗拉强度为1790 MPa,最大力总延伸率8.1%,是普通锚索的1.61~2.25倍;动载作用下,高延伸率锚索钢丝不易散开,破断载荷与普通锚索基本相同,断后伸长率分别是锚索A、B、C的1.82倍、1.68倍和1.52倍,单位长度吸能量分别是锚索A、B、C的2.54倍、1.99倍和1.70倍,高延伸率锚索塑性变形能力更强,吸能能力更高。高延伸率锚索通过在冶炼和轧制工艺过程中控制有害化学元素和有益化学元素含量、细化金相组织及减少夹杂物尺寸和数量等方式提高了钢丝的塑性变形能力,进而提高锚索整体的抗冲击性能。高延伸率锚索在现场应用过程中经受了多次大能量冲击后,巷道支护效果良好,高延伸率锚索未出现破断,有效控制了巷道冲击破坏。

摘要：介绍了薄煤层工作面开采技术现状,分析了薄煤层开采需求和存在难点,研究针对薄煤层工作面高效开采设备选型配套关键技术,为解决薄煤层工作面安全高效开采提供技术支持。

摘要：陕西神木某煤矿短壁工作面切眼长度75 m,推采长度240 m,工作面上覆坚硬顶板。针对短壁工作面初采期间采空区顶板冒落不及时这一现象,采用了水力压裂技术对工作面上覆顶板进行有效弱化。通过分析该矿ST5201工作面采用水力压裂弱化顶板的效果,得出深孔水力压裂强制放顶时裂隙扩展半径可达30 m左右,压裂后工作面初次来压步距为20.5 m左右;从回采期间采空区顶板冒落效果,施工期间人工劳动强度、操作安全角度等方面验证了水力压裂对短壁工作面回采期间的安全可靠性,为短壁工作面坚硬顶板治理提供了有效途径。

摘要：针对隆德煤矿近距离煤层上下同采工作面巷道围岩稳定性控制问题,采用现场实测和理论分析方法,对多次采动影响下巷道支护体受力特征和煤柱应力演化特征进行研究。结果表明,巷道锚杆/索受力经历7个变化阶段,包括采动影响前初始稳定阶段、单工作面超前影响阶段、双工作面超前影响阶段、采动卸压区快速升高阶段、采动应力恢复区慢速升高阶段、二次稳定阶段和双工作面开采扰动升高阶段;煤柱采动应力演化经历5个阶段,包括采动影响前初始稳定阶段、单工作面超前影响区缓慢上升阶段、采动卸压区快速上升阶段、采空区压实自由演化阶段和双工作面开采扰动升高阶段。随着钻孔应力计安装深度增加,煤柱应力呈现先升高后降低趋势,煤柱浅部3 m左右进入塑性状态,承载能力降低;基于上述观测结果,对新掘巷道支护参数进行优化,在保证围岩长期稳定性的同时还可以降低支护费用,实测结果表明,支护参数优化后巷道表面位移量在工程允许范围内,巷道围岩裂隙发育程度较低。

摘要：为分析常村煤矿倾斜煤层覆岩运移规律及“上三带”高度,基于1501综采工作面地质条件,采用理论经验公式对垮落带和导水裂隙带进行计算,利用UDEC数值模拟对采空区煤层顶板覆岩最大主应力分布、覆岩位移和垂向应力分布进行模拟计算,并在工作面设置11条测线,分析不同位置、不同高度覆岩下沉值,通过对比分析,得出“上三带”高度。结果表明:经验公式计算1501综采工作面垮落带范围11.5~26.0 m,导水裂隙带范围42.4~77.0 m;随着工作面宽度的增加,应力集中程度也增加,覆岩位移呈不对称形态。最后在工作面合适位置设计探查钻孔对“上三带”进行探查,结果证实经验公式计算、数值模拟结论与钻探探查成果基本吻合,可以作为工作面安全回采的论证依据。

摘要：矿震是冲击地压孕育及诱发的重要影响因素,针对煤矿矿震灾害地音预警问题,通过现场地音监测数据,对矿震发生前地音活动演化规律和前兆特征进行了分析,基于M-K趋势评估法,建立了矿震发生危险评价预警模型,并进行了效果检验和应用分析。研究结果表明:矿震发生前在生产班和检修班期间,煤岩体内应力受采动影响处于波动增长状态,导致地音活动具有“波动增长”的前兆模式;危险评价预警模型通过对地音前兆信息给出的定量评价对矿震的发生能够起到较好的预警作用。

摘要：为研究冲击载荷下预制孔洞煤样力学特性及能量耗散规律,制备含轴向孔洞的直径50 mm,高50 mm圆柱体煤样,利用分离式霍普金森压杆(SHPB)装置,开展8个孔洞尺寸和3个冲击气压水平的加载试验研究,借助平面场应变测量技术(VIC-2D)和高速摄像机,分析了冲击加载过程中试件动态应力、动态应变、裂纹演化、破坏失效及能量耗散特性。结果表明:①在试验涉及的孔洞直径范围内,冲击载荷下完整与孔洞煤样动态应力-应变过程均呈现微裂隙压密阶段、弹性阶段、塑性阶段和破坏阶段。同一冲击气压下,随孔径增大,煤样动态抗压强度、动态峰值应变均降低;孔径由0增大至8 mm时,煤样动态抗压强度和峰值应变下降出现快-慢分区特征。与完整煤样以拉伸裂纹破坏为主不同,孔洞煤样主要以拉伸裂纹-剪切裂纹复合破坏为主,且随着孔径增加,试件内部裂纹扩展能力变弱。②揭示了冲击载荷下孔洞煤样的能量耗散规律:孔洞煤样透射能、吸收能与孔径呈负相关,反射能与孔径呈正相关,这主要由孔洞改变试件过波面积造成。随孔径增大,煤样过波面积降低,其吸收能和透射能随之降低,与冲击载荷下孔洞煤样破碎度与孔径负相关结论相一致。研究成果有利于明晰冲击地压巷道钻孔卸压机理,为冲击地压防治提供理论支持。

摘要：为研究冲击地压多煤层同时开采终采线外错对冲击地压的影响,以台格庙矿区地质条件为工程背景,采用FLAC3D对下部2-2煤层终采线与上部2-2上煤层终采线的6种不同错距进行数值模拟分析,基于模拟结果和理论分析研究了终采线不同错距煤层应力分布特征以及下部煤层终采线外错对上覆顶板铰接结构的影响。研究表明:当下部煤层终采线外错时,工作面超前应力集中程度增加,同时下部煤层开采可能破坏上部顶板铰接结构,造成变形失稳,动静载荷叠加作用使得下部煤层终采线外错后冲击风险大幅增加,由此提出了优化终采线位置、预裂上部煤层顶板和实施下部煤层卸压3种防治途径。

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。