大采高综放面支架—围岩系统失稳的模糊事故树法研究

基于同忻矿大采高综放面支架—围岩系统失稳机理,探究影响综放面稳定性的因素,建立了大采高综放面支架—围岩系统失稳事故树;运用三角模糊函数和布尔代数法求出顶事件发生的模糊概率,评价系统的安全性;对基本事件的模糊重要度进行排序,从而确定导致综放面支架—围岩系统失稳的主要因素。     

超高巷道巷帮变形特征及支护技术

通过以山西某矿回采巷道掘进过程中出现的巷道超高段为工程背景,采用数值分析的手段演算了巷道高3～9 m时两帮位移特征:巷高越高巷帮中点水平位移和下沉越明显,大于某临界高度后位移会明显增加且巷帮有产生整体滑移的趋势。揭示了巷帮是超高巷道围岩控制的关键部位,采用锚杆索加固浅部围岩形成的锚固结构对围岩具有约束作用,并采用了相应的"三高"锚杆支护技术。     

大倾角孤岛综采面支架-围岩稳定性控制研究

针对1523大倾角工作面进入孤岛区后支架-围岩事故频发的开采难题,探析了支架-围岩事故频发原因,采用现场测试与回归计算分析方法研究冒漏片帮与支护参数的相关性关系,并提出了支架故障诊断、防倒防滑装置、稳定性控制指标和设备操作工艺等综合控制技术。结果表明：采用该技术后端面顶板冒高大于0.40 m的冒顶频率由76%减小到16%,端面煤体片深大于0.5 m的片帮频率由72%减小到23%,未发生恶性片帮冒顶与支架倒架现象,有效解决了大倾角孤岛面支架-围岩失稳的控制难题。     

复杂地质条件下综采面安全高效开采关键技术

某矿高瓦斯近距离煤层群、松软低透以及软弱围岩等复杂地质赋存条件导致矿井在煤炭资源开采过程中出现了瓦斯超限、采场端面冒顶事故和巷道垮冒等一系列的难题.应用理论分析与现场实践,提出并研究了综采面瓦斯治理新技术、采场支架一围岩控制技术与采动煤巷围岩主动支护技术,确定了关键技术参数,并进行了现场工业性试验.实践表明,实施上述关键技术后,解决制约矿井发展的关键科技难题,实现了矿井安全高效开采,同时为类似复杂地质条件的推广应用提供了技术支撑.     

长边采空与弹-塑性软化基础边界基本顶薄板初次破断研究

为研究长边煤柱（采空）条件下基本顶板结构的破断规律及工程价值,构建考虑长边煤柱宽度及承载能力与实体煤弹塑性软化特性的基本顶板结构力学模型,全面计算探究该条件下基本顶板在长边煤柱区及实体煤区的断裂位置、顺序及形态,并从6个层面、3个区域与传统模型对比,阐述模型所得新结论及意义。结论如下：（1）长边煤柱宽度与承载能力可显著影响实体煤区基本顶主弯矩大小及初次破断顺序,但是对实体煤区基本顶破断线所处区位（弹性区、塑性区、弹塑性分界区）影响小,长边煤柱也可显著改变基本顶在煤柱区的破断位态（3类）,且随基本顶的弹性模量E及基本顶厚度h增大,长边煤柱的支撑系数k_cm、宽度L_cm,实体煤的塑化范围L_t-s、塑化程度k_s-0、弹性煤体基础系数k_tt及工作面跨度L_d减小,其演变模式为：1条连续“长直线+两端短弧线”型（CM-N式）→2条临接对称“直线+短弧线”型（CM-L式）→2条大间距对称“短弧线”型（CM-D式）;（2）实体煤的长边与短边区基本顶破断线的区位特征有5类,且...     

近距离下层煤开采瓦斯并层涌出的防治技术

极近距离煤层的开采必然会给后采煤层带来瓦斯问题。当层间距很小,下层煤开采时,由于两层煤采空区在下层煤直接顶垮落后合为一体,原上层煤密闭的较高浓度的采空区内瓦斯会在负压作用下大量向工作面涌出造成瓦斯超限。研究了近距离煤层下层煤开采存在的瓦斯问题,得出在综采工作面开采过程中造成瓦斯超限的主要原因。针对这种情况,运用风窗—风机联合调压的均压通风原理,确定了相应的调压参数,现场实践结果表明,均压通风技术很好地解决了本工作面瓦斯超限的问题,达到了保障安全生产的目的。     

矿井通风系统环境温度实时计算与应用

结合矿井通风网络解算,对矿内通风巷道风流温度进行了实时计算与分析.首先对影响风流温度的不同热源进行了分类,选定了基本热源计算公式;然后根据对矿井不同特征巷道的划分,对不同性质的巷道进行了分析,最后结合大强煤矿实际状况,计算并分析了矿井风流温度参数.成果可为高温矿井的系统开拓、改扩建和通风系统的设计提供参考。     

长边两侧采空(煤柱)弹性基础边界基本顶薄板初次破断

建立长边两侧采空(煤柱)与短边两侧弹性基础边界基本顶板结构力学模型,根据薄板主弯矩破断准则并结合偏微分方程有限差分算法计算研究了基本顶破断的影响因素及权重关系。得到:① c1与c2煤柱的支撑系数 kc1, kc2及宽度 Lc1, Lc2不仅显著影响基本顶在两侧煤柱区的主弯矩大小及位置且显著影响短边区及中部区主弯矩大小及位置;② 基本顶的弹性模量E与厚度h越大,短边实体区及两侧煤柱区的基本顶断裂线深入煤体距离越大;Lc1,Lc2越大,kc1,kc2越小,煤柱区断裂线深入煤柱距离越大;③ Lc1,kc1,Lc2及kc2较小而E,h较大时,基本顶在c1与c2煤柱区均不断裂,最终断裂形态为非对称“||-X”型;④ Lc2及kc2较大而h,E,Lc1及kc1较小时,基本顶在c1煤柱区(较弱煤柱)不断裂而在c2煤柱区(较强煤柱)会断裂,最终断裂形态为非对称“C-X”型;⑤两侧煤柱支撑系数及宽度均较大而E,h较小时,断裂形态为非对称横“O-X”型;⑥ k,kc1,kc2,E及h均改变而比值k/(Eh3)不变时（其中,比值k/kc1与比值k/kc2也不变）,主弯矩大小不变且初次破断位置不变。     

高瓦斯煤层群“煤与瓦斯共采”技术研究

为了解决沙曲矿近距离高瓦斯煤层群开采过程中综采面上隅角和回风流中浓度超限这一难题,结合从德国引进的千米定向钻机设备,提出了高抽钻孔纽和顶板裂隙钻孔组联合抽采瓦斯技术,构建了沙曲矿"煤与瓦斯共采"技术体系.本文在项板千米钻孔抽采技术原理分析的基础上,采用UDEC4.0数值模拟软件计算得出采空区冒落带和裂隙带高度为9 m和30 m,采动裂隙"0"形圈的范围为距工作面顶板垂高10～25 m,距采空区两侧水平距离为10～35 m.研究表明,顶板千米大直径钻孔抽采技术治理瓦斯效果明显,上隅角瓦斯体积分数稳定在0.8%以下,且钻孔抽采瓦斯体积分数达55%以上,抽采量达50 m3/min以上,实现煤与瓦斯安全高效共采.     

垮冒煤巷顶板模拟分析与支护研究

以阳煤集团新元公司D302回风巷道在掘进期间发生冒顶事故为例,探究了导致巷道垮冒的原因,提出采用高预应力桁架锚索、单体锚杆(索)双支护技术,利用FLAC软件进行参数模拟研究,并结合工程类比法确定巷道最终支护方案。现场矿压观测结果表明,巷道服务期间,断面收敛率小,顶板无冒漏现象。