大型水体下顶水安全开采的可行性研究

在大型水体下顶水采煤,一方面要确保煤矿井下安全生产,同时要保护地表水资源不被破坏。基于峰峰矿区小屯矿的地质采矿条件,在分析与评价上覆岩层结构的基础上,选取水体下11个计算特征点,探讨上覆岩层破坏高度、防水安全煤岩柱及安全煤岩柱最小富余尺寸,绘制各类等值线图。采用概率积分法,从下沉、倾斜、水平变形和裂缝深度等方面,研究分析顶水开采后水体底部所受的采动影响。结果表明,在特定的地质采矿条件下,各工作面开采以后,上覆岩层中导水裂隙带发育的最大标高与基岩顶部之间具有较厚的岩柱,导水裂隙带不会波及到地表水体,水体底部的地表移动变形较小,不会影响到矿井安全生产,在大型水体下顶水采煤是安全可行的。     

熵权属性测度理论在导水裂隙带高度预测中的应用

确定导水裂隙带高度是水下开采防水煤岩柱尺寸设计的关键。结合导水裂隙带形成机理和分布形态,选取采场采深、采厚、煤层倾角、覆岩单轴抗压强度和工作面斜长五个主要影响因素作为导水裂隙带高度的判别指标。利用24组样本数据,构建导水裂隙带高度的熵权属性测度预测模型。为检验模型的有效性,将其用于预测丁集煤矿1262(1)工作面导水裂隙带高度,结果为66.03m,与采用Midas/GTS-Flac3D耦合模拟得出64.63m的结论非常接近。研究结果表明,熵权属性测度模型预测的相对误差较小,可以在工程实际中推广应用。     

桃山水库二期工程蓄水对矿井开采的影响评价

桃山水库二期建设工程蓄水后,将对周围矿井开采带来影响.对茄子河区某煤矿的开采现状进行分析,讨论了水库蓄水后,矿井需留设的安全煤岩柱及其安全性,并提出了相应的建议.     

DDS系列煤炭自燃阻化剂实验研究

为寻找高效阻化剂以防止煤炭自热引燃，在控温炉中对ＤＤＳ系列煤自燃阻化剂的阻化效果进行了实验研究，并与经前的阻化剂做了比较。实验采用烟煤作为试样，借助于著名的Ｆｒａｎｋ－Ｋａｍｅｎｅｔｓｋｉｉ模型，利用４，６，８和１０厘米立方体阻化煤磁地６０－２２０℃温度范围估测其氧化反应的活化能。     

新型高聚物阻化剂的阻化效果研究

煤炭自燃会造成资源的浪费和环境污染,是重大灾害之一.采用阻化剂防止煤炭自燃是目前应用最多的技术,但普遍存在阻化效果不稳定、寿命短等不足之处.结合选择阻化剂的基本理论,选择合适的高聚物分子作为阻化剂,并以水玻璃、表面活性剂等为添加剂.通过程序升温氧化实验、阻化性实验和堵漏风性能实验等多方面验证:在煤体表面喷洒这种新型的阻化剂能使煤粒相互粘结,最后能在煤层表面形成一定厚度和一定强度的固化层,覆盖在煤表面,阻缓氧气进入煤体,提高了对煤炭的阻化效果,并且在高温条件下性能稳定,不会发生氧化.     

氯盐阻化剂对煤自燃极限参数影响的试验研究

阻化技术是防治煤自燃的常用技术之一,研究阻化剂对煤自燃极限参数的影响是确定阻化效果的关键.采用程序升温试验,分析气煤和长焰煤的原煤样和经MgCl2、KCl、CaCl2、NaCl 4种阻化剂处理后的煤样耗氧速率和放热强度,并计算自燃极限参数和阻化率.结果表明:氯盐阻化剂可降低煤自燃低温阶段的煤耗氧速率和放热强度;4种阻化剂中对气煤煤样的平均阻化率最高是MgCl2 (63.6％),对长焰煤则是CaCl2 (45.9％),平均阻化率与自燃极限参数变化率呈正相关;气煤经MgCl2处理后自燃极限参数变化率最大,长焰煤经CaCl2阻化处理后的自燃极限参数变化率最大,对于气煤4种阻化剂阻化能力由大到小为MgCl2 KCl、CaCl2、NaCl,对长焰煤则为CaCl2、MgCl2、KCl、NaCl;氯盐阻化剂中MgCl2对气煤自燃极限参数影响最大,阻化效果好,而对长焰煤则为CaCl2.     

国家煤矿安监局召开全国煤矿总工程师座谈会

12月11日,国家煤矿安监局在山东省泰安市召开了全国煤矿总工程师座谈会。国家煤矿安监局副局长兼总工程师王树鹤出席会议并讲话,要求加强煤矿企业安全基础建设和安全技术管理,加快推进“科技兴安”战略,落实安全科技“四个一批”项目,进一步强化防治煤与瓦斯突出和防治水工作,提高科技支撑保障能力,有效遏制事故,促进煤矿安全生产形势持续稳定好转。     

公篓矿采空区上覆岩层导水性探测

通过在公篓矿充分采动、沉降稳定后的采空区地面施工钻孔，对采空区上覆岩层的导水性进行观察，测试和分析研究，确定导水裂隙带高与煤层采高的关系，计算公篓矿水体下采煤的最小防水安全煤岩柱尺寸，为右江河底下采煤提供可靠依据。对地层条件相似的矿山开展水体下采煤工作具有特别重要的参考意义。     

新型高聚物煤自燃阻化剂的试验研究

煤堆自然发火是一个严重的经济和安全问题,是重大灾害之一.目前有许多采用阻化剂防止煤炭自燃的技术,但普遍存在阻化效果不稳定、寿命短等不足.本文选用合适的高聚物分子作为阻化剂,并以水玻璃、CaO、表面活性剂等为添加剂.进行双氧水氧化升温试验、程序升温氧化试验和阻化性试验,结果表明,这种新型阻化剂阻化效果良好,阻化率达90%以上.高聚物分子通过物理吸附、机械结合、化学吸附等作用使煤粒相互粘结,最后能在煤堆表面形成一定厚度和一定强度的固化层,覆盖在煤表面,阻缓氧气进入煤体,提高了对煤炭的阻化效果.这种阻化剂无毒无害、使用方便,具有良好的应用前景.     

水溶剂效应对煤氧化特性的影响

水既可以隔绝空气,又可以吸热降温,是防火、灭火的绝好材料。但经过大量的煤矿现场应用及实验研究发现:很多情况下,注水不仅不能预防煤炭自燃灾害,反而易于灾害发生。为了揭示煤矿井下注水易引起煤自燃的原因,应用Gaussian09程序,采用含时密度泛函理论（TD-DFT）,在B3LYP/6-31G (d,p)水平上,分析水溶剂效应对煤氧化特性的影响。由计算结果可知:煤各模型的HOMO与O2的LUMO对称性相同,且能级差均小于0.4 eV,符合前线轨道理论提出的反应条件,所以煤HOMO轨道的电子将流向O2未占据的LUMO轨道,从而发生氧化反应,氧化反应剧烈时将引起煤炭自燃;当煤浸泡在水中,煤分子与水分子间将产生静电相互作用,氢键及孔洞能等相互作用,这些相互作用影响了煤分子的核外电子排布,改变了煤的前线轨道能级,煤各模型的HOMO与O2的LUMO能级差比在气相中更小,因此,被水浸泡的煤更容易发生氧化自燃。     

宜兴煤矿安全经济护巷煤柱宽度的研究确定

为节省资源,留最窄护巷煤柱,在借用FLAC3D模拟软件掌握不同护巷煤柱宽度下巷道围岩应力应变后,结合模拟的结果和实验室试验新材料GRT-201加固后的煤岩体强度指标,最终确定煤柱留设宽度为2m,较正常煤柱宽度留设减小了20多米.现场操作后巷道的变形率控制在5％以内,大大降低留设煤柱宽度的同时保证了工作面的正常接替和安全回采.     

特厚煤层沿空掘巷合理留设小煤柱的试验研究

为减少煤柱损失量,改善巷道维护现状和提高煤炭回采率,以庞庞塔煤矿10#特厚煤层为工程背景,采用理论计算、FLAC3D数值模拟和现场观测方法对该矿特厚煤层综放沿空掘巷留设的小煤柱宽度进行了研究。计算表明:小煤柱合理留设宽度为7.7～9 m。以小煤柱理论计算为基础,结合工作面端头侧的应力与煤柱侧向支承压力分布特征,提出了4种小煤柱留宽方案,通过数值模拟对比分析不同留宽煤柱在掘巷和回采阶段的围岩应力和受载变形情况,最终得出小煤柱合理留宽为9 m。工程实践表明:按9 m留设区段煤柱,并采用合理支护设计,巷道顶底板及两帮变形量较小,煤柱稳定性良好,留宽方案满足生产使用要求。     

深部巷道围岩变形的数值模拟和模型试验

为研究煤柱宽度和煤层倾角对深部沿空巷道围岩的变形影响规律,采用数值模拟对沿空巷道煤柱宽度和煤层倾角的变化对围岩的变形影响规律进行分析,结果表明,煤柱宽度的变化对巷道围岩变形的影响十分明显。随着煤层倾角的增大,巷道围岩变形曲线呈现凹槽形状,表现出在煤层倾角中间值的巷道围岩变形值小于煤层小倾角和大倾角对应的巷道围岩变形值。然后,用模型试验验证数值模拟结果。验证结果表明,煤柱宽度和煤层倾角对应的巷道围岩变形较敏感期发生在开采深度600 m和900 m左右,开采深度在600～900 m之间时,巷道围岩变形与煤柱宽度和煤层倾角的大小基本上呈线性增长关系,而当开采深度超过900 m后,应适当加宽护巷煤柱宽度,以确保深部巷道围岩的稳定。     

软弱底板特厚煤层综放面矿压特征研究与应用

水帘洞煤矿3802工作面是彬长矿区首个采用8m小区段煤柱护巷、面临软弱底板问题的特厚煤层工作面,生产条件复杂,类似开采技术经验较少。针对此问题,采用岩石物理力学性质测试和计算机数值模拟等手段,明确软弱底板对综放面矿压影响机理;通过现场实测,对3802工作面矿压特征和覆岩移动规律等进行研究,结果表明,软弱底板条件下特厚煤层综放面较一般底板下特厚煤层综放面矿压显现特征不同,软弱底板吸收能量,将应力转移到深处,一定程度上消除了冲击地压危险,同时矿山压力显现平缓不明显,动载系数小。现场实测结果表明巷道围岩稳定,研究结果可以在类似条件下推广应用。     

基于重整化群理论的采空区煤柱群临界失稳概率研究

为对房柱式采空区煤柱群安全稳定性进行客观评价,以概率分析为手段结合重整化群理论,深入研究了煤柱个体与相邻煤柱之间的荷载传递规律及煤柱群-顶板系统临界稳定性。得出结论:重整化群理论可适用于采空区煤柱群稳定性分析,确定煤柱群临界概率范围为0.147≤p*≤0.333;煤柱失稳荷载传递过程中的损失程度可用荷载传递系数α衡量,临界破坏概率p*随着荷载传递系数α的增加而递减;针对不同工况,需通过试验或现场实测获得传递系数α,才能准确的确定煤柱临界概率p*。     

Risk management and workers’ safety behavior control in coal mine

According to the risk management characteristics and the actual needs of safety production in coal mine, we thoroughly analyze the system of risk management method in coal mine and implement it in Geting Coal Mine. The system manages and controls the potential accident risks, hazard sources and human behavior risks. On this basis, the system of workers’ safety behavior control technology in coal mine is further studied, the “three disobeying” is classified and managed, the “three disobeying” database and safety countermeasures database are established, and the application software - the system of risk management and safety countermeasures optimization in coal mine based on B/S mode is developed and applied, which uses intranet to analyze and supervise the “three disobeying”, publish early-warning information, optimize management and control countermeasures; at the same time, the important prompting messages can be automatically sent to the mobile phones of relevant managers and the person in charge through public communication system in order to improve the real time capability and effectiveness of unsafe behavior control. The technological system and application software implemented in Geting Coal Mine has achieved good results.     

A new coal pillars design method in order to enhance safety of the retreat mining in room and pillar mines

Most of the proposed methods for coal pillar design determine pillar dimensions using pillar load estimation only through the tributary area theory. Designing pillar based on these methods is not appropriate in room and pillar mines with pillar recovery because retreat mining and gob creation generate abutment loads. Neglecting abutment loads in design stage may lead to pillar failure and destructive effects during retreat mining. Thus proper pillar design has a remarkable effect on mining safety. In this paper, a step-by-step method is presented to design pillars with square shape in room and pillar mines with regard to existing pillars in the active mining zone (AMZ) and estimating abutment loads according to experimental equations. A decrease in pillar failure risk during retreat mining is the most significant benefit of this method. This method has been applied to determine optimum pillar dimensions in the main panel of Tabas Central Mine (TCM), located in the mid-eastern part of Iran. Obtained results show the abutment loads account for 27% of the total loads applied on pillars in AMZ in this panel. Pillar width, based on this method, is also obtained 11.6 m.     

预掘回撤通道末采围岩破坏机制研究

为保证工作面安全高效回撤,通过理论分析及现场观测法,研究综采工作面末采期间回撤通道围岩应力分布及破坏特征,提出垛架支撑力控制顶板围岩破坏机制及方法,得到垛架最小支撑力计算方法.结果表明:回撤通道围岩集中应力与工作面前方支承压力逐步叠加,导致剩余煤柱由两侧向中部逐渐破坏,当两侧破坏区连通时,煤柱上方直接顶跨距增加为原来的...     

浅埋房式采空区覆岩结构及对下位煤层开采的影响

房式采空区留设大量不同尺寸煤柱,采场覆岩结构复杂。为了研究霍洛湾矿浅埋2-2煤层房式采空区覆岩结构特征及其对下位3~(-1)煤层开采的影响,应用理论分析、数值计算、相似材料模拟等方法,确定了2-2煤层房式采空区覆岩结构类型,揭示了不同类型覆岩结构应力场分布特征及其对3~(-1)煤层矿压显现的影响特征。结果表明:2-2煤层房式采空区覆岩结构分为房柱稳定覆岩结构、房柱失稳覆岩结构、20 m煤柱覆岩结构、50 m煤柱覆岩结构4类;在房柱稳定、房柱失稳覆岩结构下3~(-1)煤层处于卸压状态,垂直应力降低8%~14.3%,在20 m煤柱、50 m煤柱覆岩结构下3~(-1)煤层处于应力集中状态,垂直应力增加5%~32%;揭示了3~(-1)煤层开采时不同覆岩结构下工作面超前支承力分布特征,在20 m煤柱、50 m煤柱、房柱稳定及房柱失稳4类覆岩结构下超前支承应力集中系数分别为4.10、3.85、2.76、3.62;不同类型覆岩结构下3~(-1)煤采场覆岩运动特征稍有差异,房柱稳定、房柱失稳覆岩结构下3~(-1)煤层工作面来压步距为12~14m,20 m煤柱、50 m煤柱覆岩结构下来压步距为10~11 m;相似模拟表明,3~(-1)煤层过20 m和50 m大煤柱时,煤体发生弹射现象,预计实际开采时工作面可能发生动载矿压等动力灾害。     

考虑煤岩体成拱效应的工作面区段煤柱合理尺寸研究

为研究综采工作面面间煤柱留设宽度及加固范围,以陕西铜川玉华煤矿一采区为工程背景,首先建立采空区上覆岩土体自重荷载向煤柱传递的传力拱模型,通过求解传力拱模型,对采空区上覆岩土体荷载向煤柱的传递机理进行分析研究。再结合极限平衡理论与刚塑性理论,给出煤柱最小留设宽度与煤帮加固范围计算式。进一步对传力拱影响范围的各参数进行分析,结果表明:当开采宽度小于临界值,煤柱留设宽度随工作面埋深、工作面倾向长度增大而增大,随顶板材料黏聚力、内摩擦角的增大而减小;开采宽度超过临界值时,作用在煤柱上的荷载发生绕流现象。最后根据研究结果进行工程验证,巷道表面位移观测结果说明所设计的煤柱尺寸合理可靠。研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定具有参考意义。