摘要：结合石墨电极的实际使用情况,基于热弹性应力理论,针对有限长度的圆柱轴对称模型分别建立轴向、径向和切向的热应力方程组,并采用数值方法求解温度场及应力场,最终在所得温度场、应力场计算基础上求得应变场,由应力场可以判断是否达到材料的力学强度,根据本体和接头的位移量,设计接头与接头孔螺纹的合理配合。

摘要：为消除平煤十矿己15-16-24100工作面在准备和回采过程中的突出危险,精细化模拟研究了水力冲孔结合抽采钻孔的瓦斯治理过程。分析了瓦斯解吸、渗流及煤岩变形的相互作用,构建了煤层瓦斯运移应力-渗流耦合数学方程,采用有限元软件对其求解,通过数值模拟己15-16-24100工作面顺层钻孔、底板巷穿层钻孔、水力冲孔掩护风巷、机巷和开切眼掘进及本煤层回采全过程,研究瓦斯抽采对降低工作面突出危险性的影响,并结合现场监测结果对抽采效果进行验证。研究结果表明:对己15-16煤层进行“穿层钻孔+顺层钻孔+穿层水力冲孔”综合抽采瓦斯可有效降低己15-16-24100工作面在准备和回采过程中的突出危险。在该设计方案下,己15-16煤层中残存瓦斯压力值降为0.25~0.45 MPa,相应的煤层残存瓦斯含量降为2.8~4.5 m^3/t,均满足平煤十矿煤与瓦斯突出防治规定要求。

摘要：深刻认识采动应力路径下岩体力学响应的卸载速率效应,是科学界定实际工作面推进最优速率的重要基础。基于平煤矿区煤岩初始地应力环境,定量分析了千米级赋存深度煤岩保护层开采条件下应力演化特征,展开更为符合真实应力状态的不同卸载速率下煤岩体力学行为试验测试;同时,与未考虑采动试验结果进行对比分析。研究结果表明:1)常规三轴压缩试验,试样强度受卸载速率影响较小,在卸载速率为1-4 MPa/min时,强度并无明显变化;达到5 MPa/min时,强度才有明显的上升,约为115 MPa。2)随卸载速率增加,采动过程中煤岩体强度呈现先下降后上升再下降的趋势;卸载速率为1和4 MPa/min时,煤岩体强度达到最大,其峰值应力约为64 MPa,较卸载速率3 MPa/min时提高了12%。3)低卸载速率下试件内部的微小裂隙可以充分发育、扩展,试样裂隙密度随卸载速率增加呈减小趋势,其中,卸载速率为1 MPa/min的试样裂隙密度约为卸载速率为5 MPa/min时的1.61倍,适当降低开采速度可提高瓦斯抽采效率。4)考虑采动影响的不同卸载速率下,煤岩不仅在卸载前期出现体积压缩,在破坏阶段还出现了体积膨胀,这与未考虑采动影响的煤岩卸载全过程始终处于压缩状态有明显区别,且采动煤岩强度更小,破损程度更大。研究成果可为类似地质条件开展保护层开采设计奠定一定的理论基础。

摘要：为了更加有效地防止高压水射流割缝施工过程中可能引起的瓦斯喷孔现象,对传统防喷敛集装置进行了优化设计。优化后的防喷敛集装置采用胶囊封孔、注水加压的工作方式,其质量较传统装置减少了50%,同时敛集端部分采用合页式开口设计,操作更加方便,工序更加简化。其次,试验测试了优化后防喷敛集装置的抗冲击性能,表明优化后的装置具有较好的抗冲击性能,其能承受的最大累积冲击量为1 188 N·s。现场试验结果表明：钻孔体积较传统装置减少39%~67%,基本防止了瓦斯超限事故的发生,证明优化后的装置具有更好的密封性及更强的稳定性。

摘要：为了解决目前高瓦斯煤层瓦斯抽放布孔密度大、单孔抽放影响范围小、抽放量少、钻机搬运频繁和工作效率低下等问题,采用高压组合水射流技术,优化设计前、后喷嘴以及转向器;在轴向孔的基础上,实现多个径向分枝子孔抽采技术。研究结果表明:以多组合高压喷头和软管配合破煤岩、转向装置小半径转向,对煤体瞬时施加动能载荷,实现煤岩体动态损伤和裂隙,可以快速提高煤层瓦斯透气性。

摘要：为提高瓦斯抽采钻孔的抽采浓度,实现煤矿瓦斯回收利用,针对现有的＂一体式囊袋两堵一注＂封孔器漏气问题,对其工艺进行改进,设计出＂两堵一注一排＂封孔装置,并进行井上试验研究和井下工程试验,对比分析2种封孔器的抽采效果。结果显示：井上试验＂两堵一注一排＂新工艺注浆段密实,＂一体式囊袋两堵一注＂出现明显的空白段;井下在相同煤层条件下,＂两堵一注一排＂新工艺抽采90天平均瓦斯体积分数为75%,＂一体式囊袋两堵一注＂抽采瓦斯体积分数为55%。

摘要：为探究不同赋存深度采动煤岩体巷道稳定性及其差异性,选择Data Mining(数据挖掘)技术,基于平顶山矿区不同赋存深度(700 m,850 m,1 050 m)巷道的现场监测数据,选择多元线性回归和神经网络模型对顶板离层进行公式拟合和影响因素的权重分析,并开展顶板离层及锚杆应力的时序预测研究,初步揭示不同赋存深度开采扰动影响范围、巷道变形及应力变化特征。研究结果表明:(1)距工作面距离及锚杆应力对顶板离层变化影响最大,但随着赋存深度的增加,其所占权重降低近50%。(2)顶板离层及锚杆应力的时序预测分析发现,随工作面推进,赋存深度1 050 m巷道顶板离层位移及锚杆应力将出现激增现象,且其最大锚杆应力预测值达15 MPa,为千米以浅两巷道的2~3.5倍;离层预测值高达80 mm,为千米以浅两巷道的6~8倍。表明随着赋存深度增加,煤岩巷道变形及应力变化受开采扰动的影响越来越剧烈,对千米以深巷道应及时加强开采过程中的稳定性监测及控制工作。以上技术路线和研究结果对不同赋存深度煤炭资源安全高效开采具有一定指导作用。

摘要：基于立井井筒掘砌过程中,将通过多层表土砂层含水层及基岩段砂岩含水层,经常伴有井壁注浆封堵水施工。重点介绍了在装备后的井筒进行防治水注浆施工前,优化机电辅助系统并进行改造,合理解决注浆用操作平台,既能实现立井上下人员正常提升互不影响,又能满足井壁注浆施工的需要,达到安全生产的目的。实践证明:该设计方案简单、经济、实用、安全可靠。

摘要：为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。

摘要：本文以水力冲孔卸压增透理论为指导,分析水力冲孔应力分布规律,通过现场实测分析冲孔有效影响范围,进一步优化设计冲孔参数,并指导现场施工。现场应用表明,水力冲孔之后,单位时间冲孔强度越高,所形成的孔洞越大,在孔洞内壁产生较强的应力集中现象。在冲孔时孔口水压为18 MPa、单孔冲孔时间2 h、每米冲出煤量控制在0.5 t左右,冲孔影响范围可达3~4 m。不仅有效增加了卸压增透效果,而且增加了现场瓦斯管理的可控性。