海拉尔盆地褐煤液氮吸附孔的孔隙结构及分形特征

采用分形维数计算方法可以对煤的孔隙结构进行精确的定量描述。为了表征海拉尔盆地褐煤吸附孔的孔隙结构,基于液氮吸附实验、扫描电镜等手段,对研究区煤储层的吸附孔孔隙结构进行了分析,并利用FHH(Frenkel-Halsey-Hill)模型计算了煤样吸附孔分形维数,讨论了最大镜质体反射率(R_o,max)及分形维数与煤质、孔隙比表面积、总孔体积等之间的关系。研究结果表明:①研究区煤样吸附、脱附曲线可以分为A、B、C共3种类型;②A型孔隙形态为开放型的平板孔及圆筒孔,煤样具有较大的比表面积、总孔体积和较小的平均孔径;③B型孔隙形态为开放型的平板孔及楔形孔,煤样具有较小的比表面积、总孔体积和较大的平均孔径;④C型孔隙形态为一端封闭的平行板状孔及楔形孔,煤样具有较小的比表面积和较大的总孔体积、平均孔径;⑤煤孔隙表面分形维数(D1)与水分含量无关,与灰分产率呈正相关,与固定碳含量呈"U"字形关系,与R_o,max呈倒"U"字形关系;⑥孔隙结构分形维数(D2)与水分含量呈负相关,与灰分产率呈正相关,与固定碳含量呈"U"字形关系,与R_o,max...     

高深矿井冲击矿压综合防治技术

为分析孙村矿深部2号和4号煤层及其顶板岩层的冲击倾向性,采用了冲击倾向试验和岩体浸水力学试验,对煤岩样的各冲击倾向性指数及其浸水后的强度变化进行了试验研究。结果表明：煤岩均具有中等冲击倾向性,且浸水7 d后强度降低明显。为了确保安全开采该煤层,提出了防治、预测预报、解危和防护等综合方法来防治冲击地压,在2423工作面回采过程中,2423回风巷煤岩钻孔0～7 m深内的煤粉量在0.7～7.3 kg/m变化且均小于危险指标,4422运输巷钻孔煤粉量在距孔口3 m范围内变化不大,且都处于危险值以下,实现了安全掘进和回采。     

顶板瓦斯尾巷采动变形规律及控制技术

为研究顶板瓦斯尾巷采动变形破坏规律,结合五阳煤矿7605高瓦斯综放面地质条件,采用物理模拟和FLAC3D数值计算方法,对顶板瓦斯尾巷和回采巷道围岩应力分布和塑性区发育特征进行了分析。结果表明:工作面充分采动后,在煤壁前方10～16 m范围内出现应力叠加集中区,最大竖向应力集中系数2.72。现场采用瓦斯尾巷围岩控制技术后取得了较好效果。     

工作面宽度对采动裂隙“O”形圈发育形态的影响规律

以阳泉三矿K8206工作面为工程背景,采用离散元数值模拟软件UDEC和实验室相似模拟实验研究了工作面宽度对采动裂隙"O"形圈发育形态的影响规律。模拟结果表明:工作面宽度的变化对采动裂隙"O"形圈宽度有着显著影响,在一定的覆岩关键层结构条件下,采动裂隙"O"形圈的宽度随工作面宽度增加而增大;采动裂隙"O"形圈的高度受工作面宽度的影响很小,工作面宽度在一定范围内变化时采动裂隙"O"形圈高度均止于覆岩主关键层。     

济阳煤矿膏体充填沿空留巷技术

济阳煤矿为了使2709N工作面回采时的材料巷得以保留下来作为2710N工作面开采时的材料巷,采用粉碎的煤矸石、粉煤灰和胶结料按一定比例配制的膏体材料对2709N工作面材料巷一侧的采空区进行充填形成巷旁支护体,巷旁支护体宽度为9 m。留巷后巷道稳定,满足使用要求,不仅减少了巷道掘进量,而且消耗了大量煤矸石并多回收资源6 226.5 t,取得了重大的经济价值。     

寺河矿煤层瓦斯赋存规律与应用

基于瓦斯地质学的理论和方法,探讨了寺河矿瓦斯地质规律,分析了地质构造特征、围岩及上覆地层有效厚度、水文地质条件等因素对瓦斯赋存的影响,结果表明地质构造和上覆地层有效厚度是控制寺河矿3号煤层瓦斯赋存和造成部分区域瓦斯涌出量异常的主要因素。寺河矿根据上述研究结果进行瓦斯突出预警与瓦斯抽放,并加强了突出危险性预测,通过建立完善的监测监控系统和瓦斯抽放系统,目前全矿井瓦斯抽放率已达到73%。     

凹山排土场坡脚挖损后的安全评价及治理方案

为了评价凹山排土场被挖损后的稳定性,并提供相应的治理方案,对基底的地层结构和边坡内部的水流进行分析,明确了该排土场不存在形成泥石流的隐患。根据排土场的边坡特点,选择极限平衡法进行稳定性计算,按照排土程序和堆载时间的差异进行分层参数赋值和建模。采用GEO-studio对排土场进行稳定性分析,结果表明:排土场现状稳定系数为1.023,采用回填压脚的方式,可提高排土场稳定性。排土场稳定性随着回填压脚宽度的增大呈线性增长,当压脚宽度达到15.9 m时,稳定系数达到1.20以上。     

南芬露天铁矿下盘采动时边坡稳定性数值模拟

通过分析南芬露天铁矿下盘边坡的区域地质资料,确定出降雨和爆破震动为影响边坡稳定性的主要因素。根据前期研究成果,对5#坡体剖面建立数值模拟计算模型,同时导入SLOPE/W模块,分析爆破和降雨耦合作用对扩帮前后边坡稳定性的影响。研究结果表明：岩体扩帮采动前后孔隙水压力变化不大,但是在近似梯形岩体开挖之后,一部分自重应力被消除,对边坡的地应力产生了显著影响。扩帮采动后的边坡在耦合作用下整体安全性变差,但依然保持稳定。286~454 m段属危险性边坡,454~574 m段边坡保持稳定。     

渗水厚砾石层斜井围岩破坏机理模型试验

以新疆伊犁一矿为工程背景,设计了物理模型试验,建立了渗水条件下厚砾石层斜井围岩破坏机理模型试验方法.实现了渐进加载作用下渗流状态时井筒围岩塌方破坏过程的试验模拟,并结合模型试验结果对渗流状态下井筒围岩破坏过程及破坏过程中围岩应力和围岩位移变化规律进行了分析.研究结果表明,渗流条件下,非耦合支护厚砾石层巷道顶板离层现象明显,围岩顶板下沉量大于两帮围岩位移量,支架上承受的荷载明显增加;同时由于围岩的自承力明显减少,强度明显较低,支架受力就会变得很大,支架容易失稳;不同级渗流条件下,渐进加载时顶板土压力变化最为明显也最大,两帮的土压力次之.     

无煤柱分阶段沿空留巷煤与瓦斯共采方法与应用

针对深井高瓦斯低透气性煤层群的典型赋存特征,结合淮南矿区千米深井无煤柱煤与瓦斯工程实践,提出了改进Y型通风模式,即分阶段沿空留巷方法,完善了对共采工程的维控预应力锚固技术.工程实践表明:预应力锚固技术可以实现深井强动压开采过程中对沿空留巷和回风巷道围岩稳定的有效维控,至第1阶段结束,留巷顶板下沉量为144mm,两帮移近量为351mm,分阶段沿空留巷对共采巷道的维护时间缩短了4/5.减少了留巷变形速度稳定后累计变形的不利影响.超前工作面布置的瓦斯抽采工程中,单孔抽采瓦斯浓度(体积分数)达到40%,实现了煤与瓦斯共采.