大断面煤巷快速掘进空顶距及支护方案研究

为了提高小甘沟煤矿1102综放面大断面煤巷掘进效率,综合运用理论分析、数值模拟及现场试验手段,研究了大断面煤巷空顶距、支护方案。主要结论：基于大断面煤巷顶板岩层岩性、厚度、力学性质特征,利用薄板理论建立空顶区顶板力学模型,得到最大安全空顶距为3.2m;将巷道原支护方案改进为“一次让压+二次补强”支护,并确定了二次补强滞后一次让压支护的合理距离为12.8m;现场试验表明,在改进后的空顶距及支护方案下,巷道顶底板最大相对移近量为68mm,两帮最大相对移近量为42mm,巷道掘进效率比原来提高了60%,巷道实现了安全快速掘进。     

掘进巷道空顶板壳理论分析与超越函数的数值解算及其验证

合理空顶距的确定对巷道安全高效掘进意义重大.采用理论推导计算与数值模拟相结合的方法,对不同空顶距离的掘进巷道围岩应力分布及塑性区演化特征进行分析,并提出安全合理空顶距离及支护优化设计.结果表明:掘进工作面超前煤体内部塑性区宽度与超越函数特征值呈负相关自然对数关系,当特征值为0时,塑性区最大宽度为2.02 m;推导所得公...     

快速掘进巷道高性能锚杆支护技术优化研究及应用

为解决凌志达煤矿大断面煤巷采用快速掘进技术空顶区顶板易冒落及围岩变形严重的问题,通过数值模拟手段研究空顶距对空顶区围岩变形的影响规律及不同支护参数对巷道围岩塑性区分布的影响规律,设计15210运输巷高性能锚杆支护方案,工程应用阶段井下矿压监测表明：最佳空顶距为4 m,高性能锚杆支护有效控制了掘巷阶段围岩变形,杜绝了空顶区顶板冒落现象,取得了较好的应用效果。     

巷道掘进空顶距确定的差分方法及其应用

提出了一种空顶距确定方法。该方法首先建立顶板稳定分析力学模型，然后采用差分法计算得到顶板应力分布规律与空顶距的关系，根据顶板应力与其抗压强度和抗拉强度关系判定顶板稳定性，在此基础上确定合理掘进空顶距。结合张双楼煤矿9802工作面回采巷道生产地质条件，应用该方法确定了巷道合理空顶距为6 m。在6 m大循环进尺掘进条件下采取2 m小循环内临时支护、高预紧力锚杆支护技术，现场应用效果表明，该方法有效控制了巷道围岩变形、提高了掘进速度。     

榆家梁煤矿52煤三盘区边界巷连采机掘进面合理空顶距设计

为确定榆家梁煤矿52煤三盘区边界巷连续采煤机掘进巷道空顶距的合理长度,建立了空顶巷道薄板模型,得出最大空顶距为10 m,确保了巷道的安全高速掘进。     

近距离坚硬顶板巷道水力控顶理论及其应用研究

为研究近距离坚硬顶板巷道水力控顶理论,通过理论分析和数值模拟研究了水力化控顶卸压时煤层载荷、巷道应力分布规律,揭示了水力化控顶卸压对巷道围岩稳定性的影响机制,阐明了该技术的工艺流程。研究结果表明：81403回风巷道未开掘时,工作面周期来压步距19 m,直接顶厚度4.84 m,基本顶厚度10.64 m,内应力区范围5.2 m;远离81401采空区侧的15~#煤层荷载与巷道开掘和单向切顶后相比分别降低了20%、15%;现场观测切顶钻孔试验区域巷道高度收敛率为33.7%、巷道宽度收敛率为23.0%,巷道高度收敛率较对比区域降低39%、宽度收敛率较对比区域降低32%。采用单侧高压磨料射流钻孔切顶能使顶板岩层及时垮落,切断顶板岩层间应力传递途径,能有效改善巷道围岩应力状态,减少工作面回采巷道后期顶底板及两帮变形量,降低巷道维护难度。     

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。     

基于塑性区扩展的煤层巷道变形破坏影响因素分析

为了分析煤层巷道赋存条件对巷道围岩变形破坏的影响,选取煤层厚度、顶底板厚度、顶底板岩性、煤层瓦斯压力作为分析因素,利用FLAC^3D数值模拟软件进行正交试验,得到不同赋存条件下煤层巷道围岩塑性区情况,分析了各因素对塑性区扩展的影响程度。研究表明：影响煤层巷道围岩变形破坏程度的因素从高到低依次为煤层厚度、煤层瓦斯压力、底板厚度、底板岩性、顶板厚度、顶板岩性,其中煤层厚度和煤层瓦斯压力对围岩变形破坏有显著影响并呈正相关;当顶板厚度30 m、煤层厚度15 m、底板厚度15 m、顶板岩性为泥岩、底板岩性为粉砂岩、煤层瓦斯压力为0.7 MPa时,煤层巷道围岩塑性区最大半径最大,巷道最易发生变形破坏。     

掘进迎头顶板变形特征及合理空顶距确定方法

针对掘进迎头附近顶板稳定性影响因素多、空顶距离取值不合理导致掘进速度慢的难题,建立梁结构模型,分析空顶区直接顶下沉规律,并采用数值模拟和响应面法分析影响迎头顶板变形的关键因素及其交互作用关系。结果表明:地质力学环境不变条件下,影响顶板变形破坏的因素中空顶距离最关键,其次是软岩厚度,最后是支护强度。提出通过采用响应面法分析空顶距离、支护强度和岩层结构等关键因素的交互作用来确定最大空顶距离的方法;根据霍尔辛赫矿井条件,空顶距离超过2m且软岩厚度超过2m条件下顶板的下沉较难控制。在霍尔辛赫3603运输巷进行现场应用,将空顶距离定为2 m左右,并提高支护强度至0.1～0.15 MPa后,掘进速度提高约36%,而且巷道整体稳定可控,验证了研究结论的合理性。     

基于煤柱应力实测的沿空掘巷煤柱宽度留设与围岩控制技术

针对复合顶板沿空巷道煤柱合理尺寸难以确定及支护困难等问题,以泊江海子矿3-1煤层一面三巷布置的工作面为工程背景,采用理论分析和现场实测的方法,研究工作面回采后煤柱应力的分布规律。现场实测结果表明,工作面回采后煤柱应力沿侧向可分为低应力区和高应力区,低应力区距采空区边缘距离为14.5m,高应力区距采空区边缘距离为14.5～20m,最大应力峰值为29MPa,考虑到煤层裂隙发育、煤壁片帮等因素,综合确定沿空掘巷煤柱宽度为9m。同时结合具体地质条件进行沿空掘巷支护方案设计及矿压观测,巷道支护实践表明,试验巷道采用所确定的煤柱宽度及锚索网支护参数后,巷道围岩稳定,实现了工作面安全高效开采。     

混联二自由度机械臂的运动学研究

提出了一种混联机械臂,该机械臂是串并联混合机构,具有串联机构工作空间大和并联机构承载能力高的优点,可以实现较大活动空间内对重物的搬运仓储。对该机械臂进行了自由度分析,得到该机械臂的自由度为2,具有平面内的一个移动和一个转动自由度。基于几何解析法分析了该机构的运动学正反解,并且给出了5组正反解分析数值算例,验证了正反解分析的正确性。     

煤中镜质组反射率的测定

介绍了煤中镜质组反射率的测定原理及在测定过程中应注重的问题,从镜质组富集程度的差异性、样品处理、镜质组颗粒鉴别、测试条件和技术方法等方面探讨了其反射率测定的影响因素,并概括论述了煤中镜质组反射率在生产实践中的确定煤级、指导炼焦配煤等实际应用。     

某高速公路岩石单轴抗压强度结果的不确定度评定

依据JTG E41—2005《公路工程岩石试验规程》,结合工程项目实例,对岩石单轴抗压强度进行了试验,对试验结果采用JJF 1059—2012《测量不确定度评定与表示》进行分析与评定,了解测试中造成误差的因素,结果显示影响该项目单轴抗压强度试验的主要因素来源于样品的不均匀性和压力试验机的测量。     

磨机筒体螺栓孔漏料问题分析

对球（棒）磨机筒体衬板螺栓孔漏料、螺栓易松动及断裂原因进行了深入分析,找出了问题的根本所在,提出了处理措施,并给出了全新的结构方案。     

复杂管类零件空间尺寸加工误差分析

介绍某柴油机排气过渡管的加工工艺,分析空间尺寸较多的复杂管类零件的加工工艺及角度误差对空间尺寸的影响。通过角度在公差范围内的微量调整,解决了排气过渡管由于毛坯铸造及加工时找正存在的误差而造成气口处壁厚不均的问题。     

影响横轴式掘进机截割机构振动特性的因素分析

在横轴式掘进机截割机构横向截割的刚体动力学模型基础上,利用计算机模拟方法获得其在不同参数下的振动特性曲线,并分析了截割头质量、悬臂质量、液压系统刚度及阻尼变化对掘进机截割机构振动特性的影响,为研究横轴式掘进机的振动特性,改进机器设计创造了条件.     

矿柱流变对采空区顶板稳定性的影响

为研究岩石流变特性对采空区长期稳定的影响,基于Reissner厚板和流变力学理论构建了矿柱-顶板流变力学模型,并推导出顶板沉降位移关于流变时间的关系式;依据不同边界条件将顶板破坏过程划分为固支、固支-简支、简支和内部破坏四个阶段。研究结果表明:所建立的流变力学模型可用于对采空区稳定时间的预测,并为采空区及时处理提供参考。     

煤矿提升机齿轮箱振动分析

提升机作为煤矿中的重要设备,其故障率对于煤炭的安全高效生产有着极为重要的作用。在详细分析了煤矿提升机工作环境和工作特性的基础上,建立了提升机齿轮箱振动的数学模型,分析了速度和载荷变化情况下的提升机齿轮箱振动的特点,分析了变工况条件下齿轮箱故障信号的分布特征,为变工况条件下提升机齿轮箱的故障诊断提供了一定的理论基础。