我国厚及特厚煤层高强度开采导水裂缝带发育高度区域分布规律

收集了国内厚及特厚煤层综放和大采高综采条件下导水裂缝带高度实测数据，共计179组，其中坚硬覆岩51组，中硬覆岩100组，软弱覆岩28组。在此基础上按照我国14大煤炭基地分布分别列出了不同覆岩类型条件下的导水裂缝带高度和裂采比的范围，绘制了我国煤矿导水裂缝带高度分布图，以此数据为基础回归了导水裂缝带高度(简称“裂高”)预计公式，并重点分析了3个典型矿区导水裂缝带高度分布特征和主要影响因素，以及实测导水裂缝带高度数据之间存在较大差异性的原因，取得以下研究成果：从全国区域来看，实测平均裂采比随着岩性由软弱、中硬到坚硬依次递增，坚硬覆岩的平均裂高分别是中硬覆岩和软弱覆岩的1.52倍和2.29倍，中硬覆岩平均裂高是软弱覆岩的1.5倍；不同覆岩岩性的导水裂缝带高度都随着采厚的增加而增加，且坚硬覆岩条件下增加的速率明显要高于中硬和软弱覆岩；裂采比则随着采厚的增加而降低，且减小速率随着采厚达到一定厚度有趋于稳定的趋势。黄陇基地永陇-彬长矿区属于中硬覆岩类型，导水裂缝带高度和裂采比明显高于我国东部矿区，工作面长度大于170 m时导水裂缝带发育高度受工作面长度影响较大，其高度及裂采比随着工作面长度增加，呈...     

顶板深孔爆破防治小煤柱冲击地压研究

以巴彦高勒煤矿1202回风巷小煤柱区域为研究对象,采用数值模拟、理论分析、钻孔窥视等方法,研究小煤柱区域应力分布状态及顶板断裂结构特征。对煤柱侧顶板卸压机制及其断裂结构进行了分析,结果表明:采空区顶板的断裂能够实现应力的转移和释放,较断裂前垂直应力降幅达32. 0%、应力峰值位置向实体煤侧偏移4 m,同时有效降低了拐角煤体与其他区域的应力差值。划分了小煤柱侧顶板断裂类型,结合全断面窥视结果,确定出深孔爆破技术治理煤柱侧坚硬顶板的爆破参数。顶板治理措施实施后,巷道变形量得到有效控制,降低了小煤柱区域冲击地压危险程度。     

煤矿井下避难硐室系统的构建与应用分析

为进一步减少煤矿事故发生后的人员伤亡、财产损失，在分析国内外煤矿井下避难系统发展的基础上，以何家塔煤矿井下避难硐室系统的构建设计与应用为例，详细介绍了井下避难硐室系统的分类、结构构成、功能需求和配套设施等，并通过紧急避险疏散时间的校验计算，提出避难硐室距离采掘工作面以不超过1 000 m为宜，且应按照“地面最安全，先逃生后避险”原则进行避险救援，为国内其他矿井避难硐室的构建应用和相关标准的制定提供了参考。     

深部煤柱留巷"卸-支-注"协同控制原理及实践

针对深部煤柱留巷围岩控制难题,在分析煤柱留巷围岩破坏机制的基础上,建立煤柱留巷力学模型,分析支护力、采动应力、煤岩体力学属性与莫尔圆间的相互关系,提出深部煤柱留巷"卸-支-注"协同控制原理。通过对煤柱上方支承压力进行人工调控,降低支承压力峰值和转移应力峰值位置,使其远离煤柱留巷,降低煤柱留巷的采动应力;对破碎围岩进行强力支护,增加巷道围岩的支护力,提高煤柱留巷围岩自承载能力;对煤柱留巷破碎围岩进行注浆改性,提高煤柱留巷围岩内聚力和内摩擦角等力学参数,有效改善煤岩体力学属性,使煤岩体由极限平衡状态过渡至弹性安全状态。通过协调"卸压-支护-注浆"三者的时空关系,使留巷结构体形成合理的能量耗散机制,使留巷结构体由不稳定状态转变为稳定状态。现场应用结果表明:采用"卸压-支护-注浆"协同控制技术后,煤岩体强度提高34.45%,锚索受力降低50%以上,煤柱留巷两帮移近量降低40.79%,顶底板移近量降低69.80%。"卸压-支护-注浆"协同控制技术有效改善了煤柱留巷的围岩力学属性和应力状态,实现了对王坡矿深部煤柱留巷围岩稳定的有效控制。     

煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术

针对煤矿千米深井、软岩、强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350 m超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形、支护构件失效原因;采用理论分析、实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化、偏应力诱导围岩扩容、软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理。以此为基础提出千米深井、软岩、强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护、锚杆支护、锚杆支护-注浆改性、锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力、变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理。研发出CRMG700超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉、剪、扭、弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测。监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆、锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井、软岩、强采动巷道大变形。最后,对下一步的研究工作进行了展望。     

煤矿井下低透气性煤层增透技术研究现状与发展趋势

综述了目前国内水力化措施、二氧化碳爆破、高压空气爆破及电脉冲冲击波等增透技术的研究进展。分析了这些技术在研究和运用当中存在的问题,指出这些技术基础理论研究不完善、配套装备不完整及并未形成规范的技术标准等因素制约了这些技术的推广使用。对煤层增透技术进行了展望,认为要根据地质条件来采取合理的增透技术,同时配套相应的装备将更加安全、方便、可靠,并形成一整套基础理论体系和编制相应的操作规程及应急处理方案。     

泵流量对纵向切槽水力压裂裂缝偏转距的影响

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。     

柳沟煤矿9#煤层综采液压支架选型方案分析

为了实现液压支架选型的可靠性和经济合理性,以柳沟煤矿9~#煤层支护设计为例,通过煤层综合柱状图分析、煤层及顶底板采样测试,获得了液压支架选型基础数据和依据,通过选型常规公式、初次来压强度法和岩石自重与动载系数法等多种选型理论的计算比选,综合确定了适合的液压支架型号,经过近10 a的实际采煤过程支护效果的观测,未发生支护问题,为同类型采煤工作面的液压支架选型设计提供参考和依据。