摘要：为研究深部煤层底板卸荷劣化破坏机理,开展了轴压不变卸围压、加轴压卸围压、卸轴压卸围压不同加卸载应力路径下的假三轴力学试验,分析并拟合了不同应力路径下岩石弹性模量、广义泊松比与围压的变化关系;构建了岩石断裂力学模型,分析了不同加卸载路径下,分支裂纹端部应力集中程度;从偏应力、能量、声发射事件等方面剖析了卸荷过程中岩石力学参数劣化机制。研究表明:①不同轴压加载方式下岩样的弹性模量劣化程度和泊松比变化幅度依次为加轴压>轴压保持不变>卸轴压;相同轴压不同围压卸载速率下,岩样的弹性模量劣化程度和泊松比变化幅度与卸荷速率呈正相关变化。②围压卸荷过程中,轴向加载或保持不变的应力路径相比于轴向卸载的应力路径,岩石积聚的能量增长幅度较大;在围压卸载至一定程度时,内部闭合的微裂隙和原生裂隙重新被打开,用于裂纹扩展的能量迅速增加,泊松比和弹性模量变化比例明显增大,声发射事件振铃数呈现出非线性增长的特点。③不同加卸载路径下,偏应力是诱发岩石失稳破坏的根本原因,偏应力增长越快,岩石弹性模量劣化程度和泊松比变化程度越明显。工作面附近处于压剪破坏区偏应力相对较大,岩体劣化程度相对较为严重,这与工作面底板突水事故多发生在工作面附近相一致。

摘要：为研究深部煤炭回采过程中底板岩体能量变化特征及卸荷劣化机制,开展了不同围压卸载速率下岩石力学试验,综合理论分析和实验室试验分析了不同卸载阶段的岩石损伤断裂能量、弹性模量的变化特征。研究表明:卸围压过程中的岩石变形破坏可划分为围压卸载起始点至失稳破坏、失稳破坏到加速破坏、进入加速破坏3个阶段。在围压卸载起始点至失稳破坏阶段和失稳破坏到加速破坏阶段,相同轴压下,不同围压卸载速率对岩石弹性模量劣化程度产生的影响较小;在围压卸载起始点至失稳破坏阶段,损伤断裂能量消耗较少,但岩石弹性模量劣化程度较为明显;在失稳破坏到加速破坏阶段,弹性模量的劣化程度相比于围压卸载起始点至失稳破坏阶段趋缓,但损伤断裂能量消耗呈现增长变化趋势。在岩石进入加速破坏阶段,卸载速率越快,岩石卸围压过程中释放的损伤断裂能量越大,越易形成宏观贯穿式裂纹,煤层底板突水危险性随之增大。

摘要：为促进工作面及巷道围岩稳定性控制,利用应力监测装置对不同矿区采场支承压力进行了连续监测,总结了采场支承压力全程动态演化特征,分析了不同演化特征的机理。结果表明:采场超前支承压力的传递呈现“工作面中部向两端头扩展”的动态迁移特性,在工作面中部区域,应力的传递沿倾向方向具有同步性及均衡性,沿走向具有差异性及不均衡性,应力增量呈“工作面中部区域>临空侧>实体煤侧”的区域差异性。采场不同区域覆岩破断的时序性是超前支承压力动态迁移特性的根本原因,中部区域破断岩块同步整体回转的特性决定了应力传递的同步性及均衡性,岩块破断步距、回转角度的差别决定了应力传递的差异性及不均衡性,覆岩破断块度、空间位置决定了应力增量的区域差异性。采场侧向支承压力演化存在“单峰起伏”和“双峰起伏”两种形式,单峰状态下采空区侧向顶板处于长期悬顶状态,双峰状态下侧向顶板依次经历了破断、回转失稳及再稳定过程。工作面煤柱较宽时,双巷掘进、单侧工作面采动下,侧向支承压力呈“双承载点同步传递”的状态,侧向顶板偏载应力、煤柱内刚度区域差异化是双承载点同步传递的原因。该研究结论对工作面回撤通道支护、煤柱宽度优化的确定具有重要参考意义。

摘要：为获取不同岩性的煤层底板采动破坏特征,建立了不同内摩擦角对岩体强度影响的莫尔圆解,构建了采场端部最大底板破坏深度/采空区最大底板破坏深度的比值与内摩擦角的关联公式;运用FLAC3D数值模拟软件,分析了不同岩性条件下的煤层底板塑性区、最大剪应力、弹性应变能分布特征;从能量积聚与耗散的角度,建立了煤层底板采动破坏形态的概化模型;最后,结合平朔19110工作面底板实测数据进行验证。研究结果表明,超前支承压力作用下底板岩性为软弱岩体易发生剪切破坏,而未发生剪切破坏的中硬岩或硬岩,在应力卸荷作用下仍存在进一步破坏的可能性;随着煤层底板岩体内摩擦角的不断增大,煤层底板采动破坏范围的最大值将逐渐由采场端部向采空区后方转移;与煤层底板岩性为中硬岩或硬岩相比,岩性为极软岩或软岩的煤层底板岩体在煤壁附近剪应力和弹性应变能存在明显的衰减,并向深部转移,导致采场端部塑性区范围较明显;将煤层底板采动破坏区域划分为能量释放区、能量承载区、能量平衡区,与煤层底板岩性为软弱或极软弱类型相比,中硬岩或硬岩类型下的煤层底板能量释放区分布范围较小甚至缺失,主要通过能量承载区和能量平衡区实现采动扰动能量的平衡。现场实测发现煤层底板岩性为细砂岩、灰岩等、未发生剪切破坏的坚硬岩体,采动卸荷作用下进一步发生破坏,并呈现出由剪切破坏转变为剪切-拉伸变形复合破坏的特征。

摘要：综采工作面倾向长度的增加,对顶板破断及应力演化产生的影响效应是复杂的,导致工作面支架支护特性存在分区差异。为深入理解超长工作面支架与围岩相互作用关系,以小保当煤矿450 m超长工作面为工程背景,构建弹性基础岩梁力学模型,运用数理统计及均化循环分析方法,对工作面支架实测数据开展循环末阻力、工作阻力分布频率、支架增阻特性分析,明晰不同面长工作面倾向方向顶板运动及支架工作阻力分布特征,探究超长工作面支架倾向分区内支架增阻特性。研究结果表明:工作面倾向长度增加,导致两巷煤体对中部顶板的支承减弱,中部峰值区域向两巷移近,超长工作面支架工作阻力分布趋势呈M型三峰值分布;超长工作面上部、中部、下部三区域支架呈对数型增阻时,其均化曲线仍为对数函数,表现为先急增阻后趋于平缓,此种支架增阻情况反映了来压期间工作面顶板由快速下沉逐渐变为缓慢下沉;呈对数-指数型增阻时,中上部区域支架增阻均化曲线为对数函数,中部及中下部均化曲线为对数-指数型复合函数,表现出先急增阻然后趋于平缓最后急增阻的特征;当支架工作循环时间超过一定值,对数-指数复合增阻型支架会急速增阻,不利于顶板控制,通过优化工作面割煤速度,降低支架工作循环时间,可减小支架增阻量,避免高阻力状态下支架再次瞬时增阻,提升工作面支架支护效果。

摘要：峰峰矿区九龙矿4号煤层顶板为厚3.5 m的坚硬野青灰岩,煤层底板岩层组合为“厚隔水层夹薄层灰岩+奥陶系灰岩”,九龙矿开采4号野青煤以来,发生多起底板奥灰突水事故。针对煤层底板存在厚隔水层且传统井下底板加固甚至区域治理仍无法完全消除奥灰突水的现状,笔者基于零位破坏理论,建立了考虑顶板压力传递的煤层底板采动破坏力学模型,分析了顶板压力传递和承压导升作用下的底板突水致灾机理,提出底板水害“采前−采中−采后”全周期治理技术并通过井下底板验证孔−工作面涌水量−奥灰水位动态变化“三位一体”立体化监测对治理效果进行评价。研究结果表明:①坚硬顶板条件下,采空区悬露面积大,周期来压强烈,导致底板破坏深度增加,在煤层底板导水构造阶梯式导升作用下容易发生滞后突水;②通过采前区域治理对煤层底板进行全面加固消除致灾因素,采中对煤层底板微震事件多发、构造发育区域进行重点加固达到减水开采,采后补强加固实现保水开采,创建了工作面底板奥灰水害全周期治理模式;③治理后,工作面底板薄层灰岩与奥灰无水力联系,奥灰水位与工作面底板涌水量随工作面来压发生变化,但变化幅度较小,工作面涌水量仅为0.46~1.12 m^(3)/min,治理效果较好。研究结果对华北型煤田坚硬顶板厚隔水层条件下煤层开采底板奥灰水害防治具有一定借鉴意义。

摘要：当回采工作面过空巷时,周围应力分布状态复杂化,煤柱容易突然失稳,需要安装外部支护方式来加强空巷的支护。新型复合结构强力墩柱通过在母杜柴登煤矿30212工作面通风逃生措施巷成功应用,改变了传统混凝土支柱的整体性能,从墩柱承载能力、塑性变形能力、截割性、施工便捷性、经济性等方面均具有较大提高。保障工作面快速推过空巷,保证了生产安全,提高经济效益,应用效果良好。

摘要：针对煤层大巷冲击地压频发的实际问题,采用数值模拟、现场实测、监测分析等方法,对采动影响下强冲击煤层大巷致冲机理开展研究,并提出了防治方法。结果表明,坚硬顶板下特厚煤层开采,单采空区超前应力影响范围约为180 m,同侧双采空区叠加应力影响范围约为240 m,且双采空区叠加影响程度明显大于单采空区。工作面末采期间,受到双采空区叠加影响,煤层大巷区微震能量和频次均呈指数型升高,尤其是当工作面至煤层大巷的距离小于180 m后,升高幅度迅速增大,每15 d释放的能量总和为前15 d的43倍。相邻采空区上覆坚硬顶板形成的悬臂、巷道交叉密集是煤层大巷区静载荷的源头,而回采期间产生的扰动效应以及坚硬顶板突然垮断是煤层大巷区动载荷的源头;由上述因素产生的静、动载荷及其之间的“互馈”效应是导致采动影响下煤层大巷区冲击地压发生的显在原因。而采动影响下煤层大巷围岩内复杂力学系统基本机制的不稳定性,及其对周边环境扰动的敏感性,是其冲击显现的潜在原因。由此,将保护煤柱宽度优化、顶板深孔预裂爆破与煤层解危等方法相结合,开展有针对性的协同防控。现场实践表明,协同防控效果较好,尤其是优化保护煤柱宽度,使其大于双采空区叠加影响范围,能够大幅提升防控效果。

摘要：公路建设提高了矿区及周边地市的出行速度与出行质量,对于受采煤沉陷影响的公路治理,常采用封路且标准化路面重建、局部封路标准化修复、快凝材料快速修复、预制板机械吊装快速修复等方法进行道路的重建或修复;该类工艺存在或因修复路段过长而增加建设费用,或因无法适应地表剧烈移动变形、或无法避免工作面二次采动影响、或造价高、或封闭且重建道路周期长等特点,不适用于煤矿采煤沉陷区。为解决路面移动变形大、范围广、多次扰动的采煤沉陷损坏问题,以黄玉川煤矿西青线公路为背景,首先对工作面开采后地表移动变形进行计算分析,基于路面与地表的移动变形数值差异,结合当地路面移动变形损害阈值、路面抗采动能力等,建立了西青线路面移动变形与地表移动变形的关系方程;其次依据路面损坏分区判别准则对西青线路面损坏进行了分区;然后开展了各分区的路面快速维修技术工艺研究与实践。研究及工程应用表明:结合地表与路面的移动变形关系方程,将路面损坏分为一般裂缝区与非连续型裂缝区;轻微变形裂缝区域路面采用灌封处理,剧烈变形非连续型裂缝区域采用六角形混凝土砖及其附属工艺进行路面快速修复处理,地表移动变形稳定后再进行标准沥青路面的重铺。

摘要：针对沿空巷道侧向坚硬顶板垮落不及时导致巷道围岩应力和位移急剧增高的问题,利用深孔预裂爆破技术,控制沿空留巷条件下的巷道围岩变形。以南阳煤矿3208综放工作面为工程背景,利用弹性力学理论,构建工作面沿空巷道侧向悬臂梁结构模型,分析深孔爆破和巷旁支护体对岩梁应力分布的影响作用,揭示深孔爆破切顶前后巷道岩梁内部应力分布及破断规律,确定爆破切顶关键参数,对深孔爆破预裂顶板及巷道主动支护后沿空巷道的围岩控制效果开展评价。研究结果表明:深孔爆破预裂顶板能充分发挥切落岩体的自承载作用,阻挡高位岩层的下沉破断,有效改善沿空留巷顶板应力分布状态;切顶后岩梁最大主应力和剪应力明显降低,可转移沿空留巷顶板压力和减弱巷旁支护体的承载力;顶板易于在巷道煤壁上方发生压剪破坏,爆破预裂顶板以及巷旁支护体的存在,均使得巷道顶板破坏范围明显减小;3208综放工作面应设计爆破切顶高度16.8 m,爆破钻孔倾角60.3°为宜;结合锚杆锚索补强支护和单体支柱临时加强支护,可有效控制3208工作面沿空巷道变形。