煤矸石—粉煤灰似膏体充填料浆流变仪研制及应用

 根据流体力学等相关理论,研制了煤矸石—粉煤灰似膏体充填料浆流变参数测试仪器,并完成对自制流变仪器的标定,得出仪器相关转换系数,将测量的力学参数转变成电学量,使测量更容易实现自动化。研究成果不但具有一定的理论意义,而且对下一步似膏体充填管路设计和充填实践具有实用的参考价值。     

采空区瓦斯抽放技术的改进及在响水矿的应用

针对目前高瓦斯矿井采空区瓦斯抽采过程中回收瓦斯抽放管时容易发生顶板及瓦斯事故、抽放效果不好以及材料浪费的情况,研究采用可移动软管与可伸缩钢性风筒配合阀组的新型抽放管对采空区瓦斯进行抽放,并采用该方法对响水矿某工作面采空区瓦斯进行抽放。使用效果表明:使用改进的抽放管进行采空区瓦斯抽放效果好,能有效控制采空区瓦斯超限,减少煤矿安全事故。     

贵州中小煤矿顶板事故多发原因及控制对策

巷道顶板控制是矿井安全生产的关键问题,顶板冒落可能导致巷道堵塞,引起瓦斯超限。贵州省煤炭资源丰富,但是地质条件复杂,开采技术水平落后,煤矿巷道支护技术水平低,由于煤矿巷道支护问题而引起的煤矿顶板灾害事故不断发生。针对贵州中小型煤矿顶板事故多发的原因,提出了防治措施。     

浅埋近距离多煤层采空区下厚关键层破断特征及支架工作阻力确定

针对浅埋近距离多煤层中间厚关键层破断呈现的大小周期来压现象,以神东补连塔煤矿上煤层采空区下大采高工作面为背景,采用现场实测与理论分析等方法对多煤层工作面厚关键层破断特征及矿压显现规律进行了研究。结果表明:多煤层中间厚关键层在矿山压力和自身弱面结构影响下将以分层方式垮落;根据关键层判别方法、钻孔岩芯和工作面矿压显现综合判断,垮落位置位于该岩层中部,上位厚关键层顶板形成"砌体梁"结构,下位厚关键层顶板形成"悬臂梁"结构;"砌体梁"结构对工作面矿压影响减弱,"悬臂梁"结构成为支架作用力的主要力源;正常回采时影响支架稳定的最危险状态是悬臂梁与砌体梁组合同时破断,对工作面顶板管理带来一定的困难;厚关键层在特殊情况下会产生整层破断形成"台阶岩梁"结构,应提前采取应对措施。     

筛分车间内粉尘颗粒在气流中的受力分析及其运动轨迹的研究

文章对筛分车间内在气流中的粉尘进行了受力分析,并分析各力对粉尘运动轨迹的影响,在此基础上,建立了选煤厂筛分车间粉尘运动轨迹方程。通过计算得知在筛分车间内粉尘的运动扩散主要是受到气流曳引力、粘性阻力、虚假质量力、Basset力和旋转升力的作用。这将为选煤厂筛分车间的粉尘治理工程提供理论支持。     

煤层群采动下围岩应力演化规律及协同控制技术研究

针对煤层群开采过程中巷道支护困难问题,以贵州土城矿212回风石门为工程背景。综合采用现场调研、数值模拟、相似模拟及现场试验等手段,揭示了212回风石门应力演化规律,并提出了“卸-转-固”协同控制技术。研究结果表明：212回风石门遭受破坏的主要原因是煤层群采动过程中存在的地质力学问题导致了围岩失稳。巷道底板及两帮在采动过程中产生不同程度的应力集中。当遭受垂直应力挤压时,巷道底部承受的挤压力较大,而顶部围岩承受的拉伸力较大,由于力学不平衡导致围岩的破坏。基于此提出了“卸-转-固”协同控制技术。通过爆破卸压的方式,利用爆破产生的冲击波引起围岩的震动和应力波动,使表层围岩中原本集中的应力分散到更深的围岩区域,降低表层围岩的应力集中程度。同时,利用爆轰和封孔工艺进一步加固卸压孔周围的围岩,形成两个承载结构。即由巷道支护体形成的内承载体和由深部围岩形成的外承载体。两者相互作用有效承受巷道浅部及深部围岩的应力,并转移到支护结构,起到保护和稳定围岩的作用。利用该技术在212回风石门现场试验,结果显示：使用该技术区域应力长期趋于稳定甚至缓慢降低,巷道顶底板及两帮移近速率分别降低了74.49%及47.67...     

强动压“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩控制技术

针对强动压影响下“三软”煤层巷道围岩控制难的问题,以仲恒煤矿“三软”煤层115-101回风巷为工程背景,通过现场调查、围岩松动和地应力测试,采用UDEC数值软件根据实际建立数值模型,研究了巷道变形破坏原因,并基于应力控制原理,提出受强动压影响的“三软”煤层巷道“卸-转-固”围岩综合控制理论。研究结果表明:115-101回风巷围岩松动圈范围0~5 m,应力峰值在深入围岩5~6 m处,采用“卸-转-固”围岩控制技术,在原有的29U型钢支护条件下,降低支护排距,根据煤层倾角及厚度设计并施工爆破卸压孔,在孔底连线安装炸药,利用自制的封孔设备将加固材料通过高压风压入钻孔进行封孔,实施爆破。爆破后,围岩应力重新分布,重新形成破碎区、塑性区和弹性区,并使应力集中的弹性区转移到围岩更深处,降低巷帮及底板浅部围岩应力集中,在巷道周围表层一定范围内形成低应力卸压圈,而在围岩深部形成了应力集中的自承载圈,集中应力主要由该自承载圈的岩体承担。该自承载圈的岩体处于围岩深部,基本处于三向应力状态,降低集中应力对巷道的破坏作用,稳定性得到很大提高。巷道围岩顶底板移近速率降低了79.43%,两帮移近速率下降了54.17%,巷道围岩变形量明显减少,有效控制了强动压影响下“三软”煤层巷道围岩变形。     

煤矿钻屑量与瓦斯解吸指标的测定影响因素研究

现行的煤与瓦斯突出预测方法中最常用的是钻屑指标法,其两个主要参数是钻屑量和解吸指标.在对预测的过程、步骤以及影响预测指标误差的因素进行分析的基础上,提出了从钻孔布置、施工、采样和仪器操作等方面采取一些措施,用以减小或避免测定过程中产生的误差,以便提高预测的准确性和可靠性.     

五凤煤矿煤与瓦斯突出的控制因素分析

针对五凤煤矿地质构造特征,分析了地质构造对瓦斯赋存的影响,指出地质构造是煤与瓦斯突出的主控因素;在此基础上,结合该矿实际生产情况,阐明了采掘活动是发生煤与瓦斯突出的先决条件,为煤与瓦斯突出的预测和治理提供了依据.     

跨石门开采巷内加强支护技术研究

为解决工作面跨石门回采过程中出现的石门巷道变形量大、破坏严重的问题,采用理论分析方法对综采工作面跨石门开采时的顶板临界安全岩柱厚度和加强支护距离进行研究,结果表明:跨采期间,工作面和石门巷道之间的垂直距离越小,石门巷道的稳定性越差,反之,稳定性越好,特定的地质和采动条件下,工作面和石门之间存在临界安全岩柱厚度,可作为石门巷道加强支护和一般支护的分界线;巷内支护的临界安全岩柱厚度主要由工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度3个部分组成;采用岩体极限平衡理论、温克尔弹性地基梁理论和平衡拱理论,分别推导得出了工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度的计算公式,基于得到的临界安全岩柱厚度,可确定石门巷道内加强支护段的范围。以湾田煤矿11002回采工作面跨1490运输石门开采为例进行了工程应用。计算得出11002工作面底板破坏深度、承载层厚度和1490运输石门巷道顶板破坏高度分别为2.9、3.4、0.7 m,考虑一定的安全系数,最终取顶板临界安全岩柱厚度为10.5 m,需要加强支护的石门巷道距离为29 m,包括14 m的充填支护段和15 m的抬棚支护段。工程实践表明,跨采期间对运输石门采用充填支护和抬棚支护结合的加强支护方式既能保证巷道稳定,又能提高采出率,产生了可观的经济效益。