基于RFPA2D复合局部挠曲岩体数值模拟

为研究复合局部挠曲岩体强度特征以及破坏规律,采用岩石真实破裂软件RFPA^2D,对水平层面挠曲30°,45°,60°,75°的复合岩体进行单轴压缩试验模拟。模拟结果表明:挠曲角为30°,45°,60°,75°的复合岩体破坏面几乎与挠曲段夹层重合,其挠曲端部均产生了垂直于挠曲段夹层的裂纹;复合单斜岩体与复合挠曲岩体破坏面的形成因素大致相同,夹层强度是2种岩体失稳的主要因素;复合挠曲岩体单轴抗压强度随挠曲角增大同样呈“U”型变化,与单斜岩体变化趋势一致;当水平层状岩体发生挠曲后,其单轴抗压强度减小,当挠曲角为60°时,强度降低25.19%,当挠曲角为75°时,强度降低0.17%。;随着均质系数m的增大,复合挠曲岩体单轴抗压强度以及轴向应变均出现逐渐递增的趋势,且不同m值,其岩体裂隙扩展方式具有明显差别。     

隧道与横通道交叉角对火灾烟气蔓延影响机制研究

为探索隧道与横通道交叉角对火灾烟气蔓延的影响机制,采用FDS数值模拟,研究横通道与隧道不同交叉角情况下火灾烟气温度、浓度、烟气层高度等的变化规律,建立开启火源下风向横通道时隧道内烟气最高温度修正公式,提出烟气纵向蔓延恢复长度的概念,并探讨其影响规律。 结果表明:隧道和横通道交叉角越小,隧道内同一位置烟气层高度越高,当交叉角由90°降低到30°时,烟气层高度最大增加32%;烟气纵向蔓延恢复长度与交叉角及通风速率呈正相关,而与火源功率几乎无关。研究结果对隧道通风排烟系统设计及相关标准的制定具有参考意义。     

基于响应曲面法的遗煤自燃分析与研究*

为研究高瓦斯易自燃煤层不同供风量、高抽巷抽采流量、低抽巷抽采流量3因素对采空区自燃“三带”分布影响规律,选取阳煤五矿8406工作面为研究对象,在数值模拟研究基础上,采用Design Expert软件进行Box Behnken试验设计,构建采空区氧化升温带宽度在3因素、3水平条件下的二次回归响应曲面模型,并对不同条件下采空区氧化升温带宽度进行预测与分析。结果表明:二次回归方程P值为0.001 6,预测模型显著,模型的失拟项为0.606 3,不显著,回归方程具有统计学意义;当供风量为1 500~2 000 m3/min,低抽流量为450~650 m3/min,高抽流量为100~200 m3/min时,对氧化升温带宽度一次项重要度排序为C（高抽巷抽采流量）>A（供风量）>B（低抽巷抽采流量）,二次项重要度排序为AC（供风量和高抽巷抽采流量）>AB（供风量和低抽巷抽采流量）>BC（低抽巷抽采流量和高抽巷抽采流量）,且AB,AC,BC之间均无交互作用。     

铁磁流体对煤粒瓦斯解吸性能影响实验研究*

为探究铁磁流体对煤体瓦斯解吸性能的影响,采用水浴恒温吸附解吸系统,开展0.44,0.65,1.14 MPa 3组不同平衡压力下加铁磁流体前后的瓦斯解吸对比实验,根据Langmuir方程经验公式计算瓦斯极限解吸量和初始扩散系数,分析铁磁流体对煤体瓦斯解吸影响的机理。结果表明:在3组不同平衡压力下加入铁磁流体后瓦斯极限解吸量由2.5,10,20 mL/g降低为2.22,3.33,10 mL/g,降低11.2%,66.7%,50%;初始扩散系数由0.997 1,1.629 9,3.888 3 μm2·s降低为0.685 5,0.997 1,2.933 5 μm2·s,降低31.25%,38.82%,24.56%。在铁磁流体的作用下,煤体瓦斯解吸性能得到大幅降低。     

维修时间不确定性下配电网灾后维修队安排的鲁棒恢复研究*

为最小化灾后配电网损失量,准确描述完整维修队工作时间（分为路途时间与具体维修时间）,依据台风路径对维修队所需路途时间进行分类,并利用期望概率描述具体维修时间的不确定性。建立2阶段分布式鲁棒优化模型,采用CCG算法分析国内某地区配电网算例发现:考虑维修时间不确定性可以有效减少配电网损失量。     

肥煤自燃全过程热动力学特征参数研究

实验测定了林西矿肥煤样品30~900℃煤自燃全过程热动力学特征参数,得出:TG/DTG曲线显示煤样DTG初始临界温度45℃,干裂温度122℃,活性温度195℃,增速温度265℃,质量极大值温度342℃,着火温度465℃,最大热失重速率温度515℃和燃尽温度690℃;DSC曲线显示,煤样初始放热温度60℃、最大热释放速率温度511℃。结合TG-DTG-DSC曲线综合分析可知,煤温达到510℃左右时煤样反应最剧烈。由煤自燃标志气体测定实验系统得出:煤温130℃后CO,CO 2释放量迅速增加,210℃增加速度下降;CH 4,C 2 H 6含量变化具有规律性且两者变化相近;C 2 H 4出现温度为130℃;C 2 H 4/C 2 H 6比值在190~350℃有较强的规律性,呈上升趋势且上升速度较快;350℃之后,CH 4,C 2 H 6,C 2 H 4体积分数均开始急剧增大;C 2 H 4/CO与C 2 H 4/CO 2变化趋势大致相同,在130~350℃时缓慢增长,达到350℃后比值呈指数形式上升。经拟合曲线,得到活化能的3个突变点温度:70,180,220℃,其中180℃与交叉点温度相吻合。通过以上研究,得到了肥煤自燃全过程的热力学特征参数,为实际生产中防治煤自燃提供了理论依据。     

石油化工催化剂生产过程中的职业病防治及应急处理

石化企业使用了大量的催化剂,催化剂开发、生产过程复杂,有许多原料和生产工艺,存在许多潜在的安全隐患和职业病危害因素。为预防催化剂生产过程中的事故,通过分析催化剂生产过程中的职业病危害分析,提出了相应的职业病防范及应急处置措施,加强催化剂生产过程中的职业病防治和应急处置能力,创造良好的经济、生态和社会效益,有效防止催化剂生产过程中发生安全事故和职业病。     

走向工作面贯通上山与支架快速回撤技术

针对走向工作面停采线与上山之间的护巷煤柱造成煤炭损失,支架回撤工艺复杂、巷道掘进量大等问题,提出走向工作面贯通上山与支架快速回撤技术。工作面贯通采区上山,利用上山回撤支架。在贯通前,利用压力拱模型分析剩余煤柱应力变化规律,并结合极限平衡区公式,确定让压煤柱为8 m;对贯通前基本顶合理断裂位置、让压调节机制、末采阶段采高进行了分析确定,并采取上山巷内补强支护及挂绳铺网措施。贯通上山后,首先利用支架对上山留巷,完成留巷后,利用上山回撤支架,先将上部端头3架逆时针旋转90°作为掩护架,在对剩余支架逐架回撤时,3个掩护架呈现台阶型。提出的技术取消了护巷煤柱及回撤通道,提高了煤炭采出率,减少了巷道掘进量,简化了回撤工艺。     

高应力巷道底臌变形机理及控制技术分析

为了分析高应力巷道底臌变形机理,以铜川玉华煤矿2407工作面巷道为研究背景,采用理论分析和现场观测相结合的研究方法。根据巷道底臌主要由原岩应力、支承应力、围岩遇水膨胀、流变作用而引起进行分析,推导出计算底臌量的表达式。针对玉华煤矿高应力巷道底臌变形,提出在巷道顶板采用锚网梁索支护,帮部采用锚网支护的原支护条件下,底板采用锚杆注浆和切槽联合支护方式控制底臌。现场观测结果表明:这种联合支护方式能够有效控制巷道底臌变形,底臌量降低了61.5%。将底臌量理论解与现场监测的结果进行比较,误差小于8.93%,验证了理论的合理性,为巷道底臌量分析提供了参考。     

时间因素对钻屑瓦斯解吸指标K1值测定的影响分析

针对时间因素对钻屑瓦斯解吸指标K1测定结果的影响,采用恒温瓦斯放散试验深入分析钻屑瓦斯解吸指标K1测定理论的准确性,总结因时间因素导致K1值测定误差所带来的现场问题。研究结果表明:K1值的测定误差与时间关系密切,测定启动时间越晚,误差越大;测定启动时间由第1 min延后至第2 min,绝对误差和相对误差最大值分别增加0.081 cm3/(g·min1/2)和2.20%;高瓦斯压力条件矿井或煤层的局部高瓦斯压力区域、构造煤发育区的钻屑瓦斯解吸指标K1值测定结果偏低,测定误差偏大。研究结果可为煤与瓦斯突出预测水平的提升提供技术支撑。