摘要：为研究综放开采条件下覆岩移动规律及"上三带"分布范围,以菏泽腾达煤矿1501工作面为研究背景,采用UDEC数值模拟和理论分析等方法分析了倾斜煤层工作面开采后上覆岩层移动变形规律.结果表明:理论计算得到1501工作面的垮落带高度范围为11.6～26.1 m,裂隙带高度范围为42.5～77.1 m.数值模拟结果表明,工作面回采完毕后采场上覆岩层经历了"平衡—破坏—再平衡"3个阶段,最终形成了稳定的垮落结构;工作面长度从75 m增加至155 m,应力集中程度和应力峰值逐渐增大,而覆岩位移逐渐呈现非对称分布形态,位移量也逐渐增加,依据模拟结果宏观描述了工作面覆岩"上三带"分布范围;通过对工作面上覆岩层设置11条覆岩下沉量监测线,确定了1501工作面"上三带"临界高度的位置,并在现场进行钻孔监测,验证了理论分析结果的合理性.

摘要：综采工作面煤层走向复杂,采用"一刀切"的开采方法会加速滚轮截齿的磨损,同时开采效率也大幅降低,对煤岩的精准识别是解决此类问题、实现智能开采的关键.将基于回归方程的深度学习目标检测算法YOLOv2与线性成像模型相结合并通过该算法对井下采集煤岩图像进行了智能识别与定位,同时与Faster R-CNN,SSD对煤岩图像的识别结果进行了对比.结果显示,YOLOv2对煤岩的识别精度达到了78％,检测速度达到了63 frame/s,与Faster R-CNN,SSD相比精度高出7.7％,4.7％,而检测速度高出763％,40％;在矿井测量坐标系中YOLOv2标定的煤层边界框角点的计算坐标与实测坐标相比相对误差在3.0％～4.5％之间,相对误差较小,不会对采煤效率产生影响.研究结果表明,YOLOv2可以对煤岩进行准确快速的识别.

摘要：深埋厚煤层沿空掘巷回采期间巷道大变形治理是制约煤矿安全开采皀难题,国内外专家在支护实践中,总结多套巷道支护技术,但由于矿井地质条件皀复杂多变性,现有皀支护技术还不能完全控制围岩大变形.以羊场湾煤矿130205工作面深埋厚煤层小煤柱沿空掘巷回采期间围岩大变形为工程背景,依据全尺寸数值计算分析构建厚煤层沿空侧皀覆岩运动特征与力学结构模型,利用摩尔-库仑准则分析沿空采动期间围岩失稳机理,得出通过降低作用于煤柱上方皀垂直应力才能有效控制围岩变形皀结论.在此基础上提出泵述支柱辅助支护方案,通过该方案皀实施,风巷超前段围岩大变形得到有效控制,两帮移近量由3.6 m减小至1.5 m,减小58.3％;顶底板移近量由1.5 m减小至0.7 m,减小66.1％,确保了工作面皀正常回采.

摘要：为研究大采深综放开采条件下地表移动变形过程中上覆岩层的演化机理,在分析陈家沟煤矿八采区8512,8513综放工作面地表移动观测数据的基础上,确定了覆岩关键层特征参数及其控制作用,并应用3DEC离散元数值模拟软件,模拟同等开采条件下,多工作面开采后覆岩移动变形特征.通过方差与回归分析法分析模拟数据与实测数据的置信度为0.95,保证了模拟参数的科学性与合理性.模拟结果表明:工作面宽深比为0.24时,关键层2以下的岩层均断裂破坏,关键层2起着控制覆岩沉陷的作用,关键层2以上岩层在移动过程中还会出现离层结构,到达地表的沉陷量小于关键层2的挠曲量;工作面宽深比为0.48时,关键层2底部破断、结构失稳,会产生下沉突变;工作面宽深比为0.72时,关键层2完全破断,但由于关键层2上覆厚泥岩的作用,抑制导水裂缝带的发育,发育高度基本趋于稳定,高度为196 m,裂采比为16.3;工作面宽深比为0.96时,覆岩关键层2与其下伏岩层之间的离层闭合,关键层2的铰接结构范围在横向扩展的同时也伴随着整体下沉,关键层2下伏岩层破断后持续密实到一定程度之后,就不再继续下沉,只是随着开采范围扩大,下沉盆地横向发育,此时地表基本达到充分采动状态.此成果能够为该矿"三下开采"评价提供理论依据,为后期开采提供科学性指导,为大采深综放开采条件下地表移动变形规律提供理论参考.

摘要：保护层开采能够有效防治煤矿瓦斯问题,保护效果是保护层开采设计的重要依据.为了研究保护层开采时被保护层裂隙演化和渗透特征,采用现场测试对保护层开采前后裂隙发育特征进行分析,并对保护层开采过程中被保护层渗透率和卸压特征进行了相似模拟和数值模拟研究,研究结果表明:保护层开采前,裂隙发育数量和宽度较小,受保护层开采影响后,裂隙数量和宽度明显增加,裂隙发育度提高;保护层开采后被保护层可划分原岩应力区、支撑应力区、开采卸压区、应力恢复区4个区,支撑应力区渗透率降低,应力恢复区渗透率小幅提高,开采卸压区内渗透率可达到开采前的7倍以上;保护层开采后,被保护层卸压幅度将近50％,卸压率曲线呈"沟渠状"分布,被保护层膨胀率整体大于3‰,满足《防治煤与瓦斯突出细则》的要求,保护层开采可以达到卸压增透的效果.

摘要：黏结长度是影响锚杆承载性能的关键因素之一,研究不同黏结长度锚杆的拉拔承载特性对锚杆支护设计具有重要意义.为此,基于锚固界面的"三线性"黏结-滑移模型,采用FLAC3D数值软件研究了不同黏结长度锚杆的拉拔承载特性.研究结果表明:黏结长度会显著影响锚杆拉拔载荷-位移曲线的形态和发展过程,增大锚杆黏结长度能够提高其承载能力,提高锚杆抵抗失效的能力.随着黏结长度的增加,锚杆峰值拉拔载荷先快速增大后稳定增大,锚杆软化载荷和摩擦载荷先逐渐增大后保持不变,锚杆存在临界黏结长度.拉拔载荷作用下,锚杆轴力沿锚杆长度方向逐渐降低,峰值剪应力最先出现在锚杆加载端,并逐渐向锚杆自由端移动.随着黏结长度的增加,锚杆轴力作用范围增大,锚杆剪应力的不均匀性增加.研究结果可为锚杆支护设计提供有益参考.

摘要：弱胶结软岩巷道围岩具有胶结差、遇水泥化、强流变性等工程特点,受采动影响,巷道围岩呈现非对称变形且底臌问题严重.以宁夏梅花井煤矿232201工作面辅助运输巷为工程背景,综合采用现场调研、数值模拟和理论分析等方法,研究了不同煤柱尺寸下,采动巷道围岩塑性区分布形态及应力分布特征,确定合理煤柱尺寸为40m;基于软岩巷道变形破坏规律及支护难点,提出"提升支护层次、优化大变形区域支护"为核心的差异化支护方案,加强巷道区域大变形控制,发挥围岩自身承载能力.现场监测结果表明,改进的支护方案有效地控制了巷道非均匀变形并减少了巷道底臌量,保证了巷道的长期稳定与安全.

摘要：为探究多次采动下巷道围岩的变形演化规律,解决巷道围岩大变形问题,以山西襄垣七一新发煤业5101工作面回风巷为工程背景,采用现场调研、数值模拟和工业性试验相结合的方法,对多次采动期间巷道围岩变形及塑性区演化规律进行研究,结果表明:随着采动影响的加剧,巷道围岩变形量增加且所占总变形量比重增加,并呈现明显的非对称变形;巷道围岩塑性区破坏深度延伸,破坏面积加大且巷道右帮塑性破坏区扩展最为明显,其塑性破坏规律大致呈:"巷道右肩角处→巷道右底角处→巷道右帮中部"的动态扩展过程.基于巷道围岩变形特征及规律提出支护方案,现场工业性试验结果表明,支护方案合理,巷道变形满足工作面开采需要,研究结果可为类似地质条件下巷道围岩控制提供借鉴.

摘要：高应力大松动圈围岩运动特征复杂,沿空留巷极易失稳,严重影响工作面推进速度.以顺和煤矿2401工作面运输巷沿空留巷为工程背景,通过对高应力大松动圈巷道围岩破坏特征与失稳原因分析,探究了厚泥岩顶板软岩巷道力学变形机制,对沿空留巷不同段进行了分区划定,提出了基于力学变形机制的围岩控制对策,并进行了工业性试验.结果表明:高应力厚层软岩大松动圈巷道围岩变形破坏主要表现为顶板斜切大面积下沉、两帮非均匀巷内挤出、底臌剪切性错动凸出.高应力环境、厚泥岩顶板大松动圈塑性围岩、巷道围岩非均匀受力与支护体作用失效是巷道围岩失稳的主要原因;顺和煤矿2401工作面沿空留巷为膨胀性-高应力-节理化(HJS型)厚层大松动圈软岩巷道,控制对策力学转化机制为Ⅰ C Ⅱ BDⅢBCD→ Ⅱ BDⅢBCD→ Ⅱ B;将沿空留巷分为超前支护、架后临时支护、成巷稳定3个区域,沿空留巷采用"切顶卸压+恒阻大变形锚索及普通锚索+36U型钢棚"支护方案,分区在方案基础上进行差异化支护;采用新的设计方案后,围岩应力得到释放与切断,补强恒阻锚索与单体支柱控制了巷道围岩变形,U型棚柱腿侧控明显,围岩收敛率小于10％,巷道围岩稳定.

摘要：及时对锚杆施加较大的预紧力是提高锚杆支护系统刚度的有效途径,为明确预紧力对层状顶板锚杆支护效用的影响及机理,利用FLAC3D的interface单元建立了层状顶板巷道模型,使用pile单元构建仿真锚杆,可模拟锚杆拉、剪、弯、破断、脱锚等力学行为,并实现了预紧力施加.以锚杆预紧力为单一变量,进行了原岩应力作用下不同预紧力锚杆支护效果及机理对比分析.研究表明:随着锚杆预紧力的提高,支护系统的刚度大幅提升,高预紧力锚杆提供的主动约束力不仅可限制结构弱面的张开,还能增大结构面的抗剪强度,抑制结构面活动.主要表征为:一是围岩浅部离层随着预紧力的提高逐步得到控制;二是锚杆最终轴向力与预紧力相比上升幅度逐渐下降;三是锚杆剪切载荷随着预紧力上升逐渐下降.锚杆预紧力较低时,巷道浅部围岩出现大面积拉应力区,失去自承能力;随着锚杆预紧力的提高,围岩拉应力区逐渐减小,浅部围岩处于0～0.5 MPa压应力作用下,支护应力场范围内围岩的不连续变形得到有效控制,浅部围岩实现自稳,同时能有效支撑深部岩体.

摘要：为研究大同矿区特厚煤层重复开采覆岩与地表沉陷问题,以塔山煤矿8103和8104工作面的地质采矿条件为工程背景,沿倾向主断面建立了二维相似材料模型.反演分析了仅开采上覆侏罗系煤层时覆岩沉陷规律、两煤层重复开采时覆岩沉陷规律、离层发育规律、煤柱群垮塌规律以及地表塌陷规律,揭示了该地质采矿条件下覆岩与地表沉陷机理.研究结果表明:采用刀柱式采煤法开采侏罗系煤层,上覆岩层未发生显著的破坏和变形;在特厚煤层重复采动影响下,覆岩以一定的角度向上垮落和裂隙发育,当侏罗系煤层采空区受到下组煤开采扰动时,采空区中煤柱群受扰损伤,支撑能力降低,导致其上覆岩层沉陷加剧,在弯曲下沉带上方形成新的导水裂缝带,覆岩沉陷呈现"四带"发育特征.结合实测数据,分析了工作面沿倾向方向地表移动变形规律,基于Origin 8.0平台和概率积分法进行了二次开发,对倾向观测线上山方向实测下沉数据进行了拟合求参,获取了部分概率积分预测参数.研究结果可对大同矿区开采沉陷治理工程提供参考.

摘要：沿空留巷开采是我国煤炭可持续发展的重要方向之一,其采动覆岩卸压瓦斯运移储集区演化与传统开采方式有所不同.为进一步准确辨识沿空留巷开采覆岩卸压瓦斯运移储集区,通过数值模拟及物理相似材料模拟,研究了切顶侧与未切顶侧的裂隙特征,分析了采动覆岩裂隙动态发育过程及应变分布规律,提出了沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区位置判别方法,并进行了现场工程实践.研究结果表明:低位覆岩受切顶影响,易发生破断垮落;高位覆岩区域未切顶侧覆岩裂隙较为发育,切顶侧与非切顶侧裂隙发育高度相同.采动裂隙形态、覆岩应变形态均呈梯形,随覆岩周期破断,采动裂隙呈跃进态势向上发展.不同区域采动离层裂隙角度集中在0°～10°,竖向破断裂隙区角度主要集中在80°～120°.基于关键层判别、采动裂隙角度及数量、覆岩应变特征等,结合通风方式,提出沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区判定方法,将抽采钻孔布置在"采动裂隙锐角发育区+高瓦斯体积分数"区域,判定得出试验工作面抽采靶区为与煤层顶板垂距30～46 m、与辅运巷平距30～55 m的区域.试验工作面开采期间整体瓦斯抽采效果良好,说明基于沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区判定方法设计的抽采钻孔具有合理性,可为沿空留巷开采"Y"型通风方式下卸压瓦斯抽采钻孔设计提供一定参考.

摘要：针对兖矿集团有限公司下属冲击地压矿井数量多、地区分布广、条件差异性大、致冲机理复杂等导致的冲击地压防控难题,送过冲击地压多参量联合监测预警方法研究、监测监控平台系统开发和现场实践,开展了新形势下冲击地压监控预警新模式的探索.研究与实践结果表明:① 送过在空间上进行冲击地压监测分区,依据致冲因素进行监测参量选择与权重系数的设置,可以实现冲击地压分类监测与预警,提升了监测预警准确性;② 提出"常规预警"与"特殊条件预警"相结合的预警机制,可送过对某一特定测区的地质及开采技术因素分析,定制各监测参量的权重系数,提高预警算法的普适性和针对性;③ 提出空间上井上与井下、时间上静态数据与动态数据、强度上采掘速度与预警指标、管理上预警与处置的四维数据分析理念,送过对监测参量的多维度分析,实现了监测数据的深度挖掘,提高了冲击地压监测数据的利用效果;④ 开发了平台系统,实现了矿井与防冲研究中心、井上与井下、静态数据与动态数据、预警结果与现场处置措施等智能联动及自动上报功能,提高了冲击地压监测预警和管理的时效性,降低了人力成本.

摘要：通过数值模拟与理论分析等方法对工作面过空巷时超前应力分布、煤体稳定性及基本顶破坏特征进行研究,结果显示:超前应力叠加作用下空巷围岩变形剧烈,煤柱失稳破坏;基于Winkler弹性基础梁理论建立基本顶破断力学模型,求解了空巷上方基本顶弯矩方程,其揭示了空巷导致工作面前方基本顶超前断裂的现象,且空巷越宽,基本顶超前断裂位置离工作面越远;工作面推进过程中其前方基本顶偏应力第二不变量J2呈双峰值分布,工作面离空巷越近,基本顶J2峰值越高,畸变能越大.基于数值模拟研究工作面过空巷围岩控制技术,结果显示:高水材料充填支护空巷能有效避免基本顶超前断裂,维护空巷的稳定性.制定了高水材料充填与双木垛支护的空巷分区控制措施,现场监测显示:工作面过空巷过程中,液压支架工作阻力处在安全范围内,工作面能够安全通过空巷.该研究成果对同类型综放工作面过空巷期间巷道围岩与顶板控制可提供一定的参考.

摘要：金属矿空场法开采遗留了大量采空区,尤其是近地表的采空区群具有重大的安全隐患,是矿山安全的危险源之一.采空区的稳定性与矿柱的承载及失稳破坏密切相关,在采空区垮塌过程中,多个矿柱间的载荷传递效应可能诱发相邻矿柱的连锁性失稳破坏,从而造成采空区群大规模失稳坍塌.因此对单矿柱稳定性研究方法、多矿柱载荷传递行为及失稳破坏机制等进行了归纳总结,相关研究成果表明:当前针对多矿柱载荷传递行为的相关研究较少,载荷传递机制尚不清楚,难以实现对多矿柱连锁性失稳破坏行为的预测;应该着眼于矿柱之间以及多矿柱与围岩体之间的相互作用,以便于深刻揭示多矿柱系统的承载与失稳破坏机制.介绍了多矿柱承载与失稳破坏机制方面的相关研究成果,可以为防控大规模空区群失稳灾害提供参考.

摘要：为防止在动压影响下,潘二矿11123工作面开切眼下方部分底抽巷(承担胶带运输任务)的变形失稳,11123工作面初次来压后,在原锚网索支护基础上,采用增加注浆锚索的方式对巷道进行补强加固,并用地质雷达测试巷道围岩松动圈的厚度,以判断支护方案的可行性.地质雷达探测结果表明:第1次测量(工作面推进50 m时)、第2次测量(工作面推进90 m时)、第3次测量(工作面推进150 m时),松动圈的厚度发育较为迅速;第4次(工作面推进200 m时)、第5次(工作面推进200 m时)和第3次测量相比,松动圈厚度趋于稳定;底抽巷所形成的松动圈厚度在1300 mm左右,属于中小松动圈,加强支护效果可以满足安全生产的要求.

摘要：掌握煤层开采覆岩破坏规律及导水裂隙带演化特征,是对其进行源头减损设计及采后分区差异化地表生态修复的前提.以神东石圪台矿典型工作面为工程背景,采用自主研发的模拟试验平台开展多煤层开采覆岩破坏及其自修复特征研究,并揭示了导水裂隙带高度与工作面宽深比、深厚比的关系,得到了导水裂隙带高度的预测公式.研究结果表明:上层2-2煤开采时,覆岩破坏特征与单一煤层开采时相似;下层3-1煤开采时,由于煤层相对较厚,两煤层间的岩层破坏严重,裂隙发育,且引起2-2煤覆岩发生二次扰动破坏,裂隙进一步发育;两煤层间以及采区边界的岩层裂隙自修复程度较低,自修复难度较大.导水裂隙带高度随宽深比的增大总体呈降低趋势,随深厚比的增大总体呈上升趋势,并与实测数据进行对比验证.

摘要：煤炭大规模、高强度开采造成的矿区地表沉陷、生态环境恶化,以及建(构)筑物、铁路、高压输电线路损坏等开采损害问题日益加重,资源开发和环境保护矛盾凸显,控制地表沉陷实现煤炭低损开采是行业发展的必然要求.针对我国煤矿开采沉陷控制技术,进行了系统分析与阐述,包括充填开采、协调开采、部分开采、覆岩离层注浆开采等方面,并详细探讨了各种沉陷控制技术措施的实施原理及应用方法,分析了地表沉陷控制各项技术的优点、存在问题、适用条件及研究进展.在此基础上,结合具体工程应用,对覆岩离层注浆技术、充填开采技术、协调开采技术的地表沉陷控制效果进行检验,指出了各项技术的局限性和发展趋势.研究结果表明:覆岩离层注浆减沉技术具有与井下采煤作业相互干扰小、可实现煤矿绿色开采、固废资源化利用等优点,正在被研究和推广应用.同时,我国地表沉陷控制技术在以下方面需要进一步加强研究,分别为低成本高性能充填材料研发和充填工艺优化、煤层开采地表移动变形规律研究及地表沉陷预测理论完善、高效的煤柱回收方法开发和煤柱长期稳定性提高、覆岩离层注浆工艺优化及浆液对地下水环境影响评估等.

摘要：针对土城煤矿运煤上山围岩软弱变形及控制困难的问题,通过现场调研、理论分析、数值模拟等研究手段,揭示软岩巷道的变形破坏特征及破坏原因,认为围岩强度低、自承载能力差、支护设计不合理、复杂应力环境及水力侵蚀作用是巷道失稳变形的主要原因.基于此,运用层次分析法建立评价指标体系,提出2种工程类比支护方案,采用FLAC3D模拟2种支护方案的支护效果,最终得出"锚杆索网+灌浆+U型钢"支护方案能够满足顶板及两帮对移近量的要求.后期现场监测结果表明:新优化方案对巷道围岩整体变形的控制满足预期,45d后收敛稳定,收敛速率小于0.5 mm/d,整体移近量低于70 mm,满足巷道支护要求,支护效果良好.

摘要：为得到整体性好、抗压强度高的胶结充填体,对紓配矸石散体材料进行注浆扩散研究.基于幂律流体流变方程和渗流运动方程建立了柱形扩散理论公式,并应用COMSOL Multiphysics模拟软件对浆液扩散进行了数值模拟,得到浆液扩散半径与材料孔隙率、水灰比和注浆压力成正相关.通过设计正交试验对紓配矸石散体材料进行注浆扩散试验研究.试验结果表明,当压实力为0.8 MPa,矸石粒径紓配方案为A1,水灰比为0.5:1时,胶结体3 d强度能达到3.23 MPa,21 d能达到6.28 MPa,21 d胶结体平均弹性模量为19425.4 MPa,胶结体抗压强度在养护前期增长明显,充填体整体性和力学性能得到很大改善.通过数值模拟及注浆扩散试验验证了注浆扩散规律,研究结果可为优化矸石散体材料注浆参数设计提供参考.