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    采礦工程職稱評審論文埋煤層開采礦壓規律

    所屬分類:建筑論文 閱讀次 時間:2016-12-05 15:51

    本文摘要:采礦工程職稱評審論文現場礦壓在線監測表明,采礦工程職稱評審論文受沖溝坡體運動載荷影響,與工作面正常開采時相比,頂板來壓期間支架最大工作阻力及來壓動載系數均有明顯增大。為防止沖溝下淺埋煤層開采發生頂板切冒、支架壓毀等事故,現場采用加強礦壓監

      采礦工程職稱評審論文現場礦壓在線監測表明,采礦工程職稱評審論文受沖溝坡體運動載荷影響,與工作面正常開采時相比,頂板來壓期間支架最大工作阻力及來壓動載系數均有明顯增大。為防止沖溝下淺埋煤層開采發生頂板切冒、支架壓毀等事故,現場采用加強礦壓監測預報、局部降低采高、工作面快速推進、帶壓移架和及時支護等措施,確保了沖溝發育地貌下淺埋煤層安全高效開采。

    采礦與安全工程學報

      《采礦與安全工程學報》(季刊)創刊于1984年,被“中國科技論文在線來源期刊”、中國學術期刊綜合評價數據庫來源期刊收錄。是由中國礦業大學和中國煤炭工業勞動保護科學技術學會聯合主辦的一級學術期刊!恫傻V與安全工程學報》刊登主要內容有:巖石(巖體)物理力學性質與基本理論;采場巖層控制理論與技術;巷道巖層控制理論與技術;資源與環境協調開采(含煤礦綠色開采)技術;礦井深部開采技術;沖擊礦壓機理及防治技術;礦井通風;礦井瓦斯防治;礦井火災防治;礦井水災防治;礦塵防治;礦井熱害防治等方向有較高學術水平和實用價值的最新研究成果。

      神東煤田地貌具有植被稀疏、地表水蝕嚴重、沖溝縱橫、坡體產狀變化大及地形支離破碎(高差多在40m以上)等特征。其中鄂爾多斯東北部高頭窯礦區屬高原半沙漠地貌特征,多侵蝕性丘陵。在起伏變化大的溝谷下淺埋煤層進行長壁開采,由于覆巖被侵蝕后不易形成穩定的砌體梁結構,在現場發生多起來壓強度大、來壓迅速的動載礦壓災害,易產生頂板切冒、煤壁片幫、支架壓毀等,嚴重威脅工作面安全高效生產。國內外學者對淺埋煤層開采礦壓顯現規律、涌水潰沙等進行了大量的研究,為指導礦山安全高效開采及地表生態環境提供了有力支持。但以上研究多忽略了地形地貌對煤層開采的影響,而針對沖溝下煤層開采礦壓顯現規律的研究較少。王旭鋒等以背溝開采為主要方式對基巖型和沙土質型采動坡體下煤層開采頂板結構進行了研究,建立了沖溝坡體下基本頂初次來壓破斷模型,并指出了沖溝深度、坡角對工作面礦壓顯現的影響特征。張志強等結合神東礦區活雞兔井溝谷地形下煤層條件,通過對不同坡角、溝深模擬實驗得出:溝谷坡角越大礦壓顯現越強烈,當坡角小于15°時工作面礦壓顯現一般不明顯;溝深越大工作面在溝谷上坡段動載礦壓顯現相應越強烈,反之,塊體結構不易形成穩定的砌體梁結構,礦壓顯現強度不大。沖溝發育區域淺埋煤層采動覆巖結構特征對合理確定工作面液壓支架工作阻力,防止發生頂板切冒、嚴重煤壁片幫等災害具有重要影響。為此,本文結合高頭窯礦區色連一號礦8101工作面地質條件,建立了沖溝下煤層開采覆巖結構模型,分析了覆巖運動規律及正常開采與沖溝下開采工作面礦壓規律,并提出了針對性的頂板控制技術,實現了沖溝發育地貌下淺埋煤層安全高效開采。

      1現場地質條件

      色連一號礦8101綜采工作面走向長度1780m,傾向長度280m。地面標高為1384~1442m,所采2-2上煤層底板標高為1250~1264m,煤層埋深約為170m。煤厚2.5~5.0m,平均4.0m,煤層傾角1°~3°。煤層綜合柱狀如圖1所示。井田內地表起伏較大,有沖溝發育,其中淖溝深度約為38m。

      2沖溝下淺埋煤層開采覆巖結構特征

      2.1理論分析淺埋煤層開采長壁工作面周期來壓頂板結構穩定性分析結果表明,工作面來壓時基本頂巖塊主要失穩方式為滑落失穩,工作面支架須提供合理的支護力才能防止基本頂結構的滑落失穩。支架與頂板結構共同維持頂板的穩定,支架處于“給定失穩載荷”狀態。借鑒前人研究成果,可得到沖溝坡體下淺埋煤層開采工作面來壓期間的“支架-圍巖”作用關系模型。根據以往研究成果可知,背溝開采比向溝開采沖溝對支架支護阻力的影響更大,要求支護阻力更高,為此結合8101工作面地表沖溝條件建立背溝段淺埋煤層開采覆巖結構如圖2所示。工作面周期來壓時,按控制頂板結構滑落失穩考慮,其簡化“支架-圍巖”關系模型如圖3所示。

      2.2數值模擬為研究不同采高時沖溝下煤層開采礦壓特征和頂板變形情況,采用UDEC離散元程序建立了數值計算模型。模型長度為250m,高度為175m,沖溝深38m,當工作面向著沖溝推進時稱為向溝開采,相應的背離沖溝推進時稱為背溝開采。采高為4.0m時工作面不同開采段煤壁塑性區范圍變化如圖4所示。由圖4可知:正常開采階段煤壁塑性區寬度為1.4m左右,向溝段塑性區寬度1.85m,溝底段塑性區寬度1.6m,背溝段塑性區寬度最大達到2.1m。從塑性區發育特征可知,工作面過沖溝段塑性區發育寬度明顯高于正常開采階段,煤壁壓力較大,礦壓顯現相對較為劇烈,且礦壓顯現劇烈程度呈現“背溝段>向溝段>溝底段>正常開采段”的特征。針對采高3.2m和4.0m這2種開采條件進行了數值模擬,隨工作面推進頂板壓力和下沉量變化如圖5,6所示。由圖5,6可知:當采高由4.0m降低到3.2m時,工作面頂板壓力和頂板下沉量均呈現出不同程度的減小。當工作面處于向溝段時,支架壓力和頂板下沉量較正常開采階段增大;隨著工作面的推進,當處于溝底段時頂板壓力和下沉量較向溝段減小,但仍然高于正常開采階段;當工作面由溝底段進入背溝段時,頂板壓力和下沉量逐漸增加。采高為3.2m時,頂板壓力最大值為2.3MPa,頂板下沉量達到169mm;采高為4.0m時,頂板壓力最大達到2.49MPa,下沉量為179mm。由此知降低采高后,工作面頂板壓力和頂板下沉量均得到了減小,工作面過沖溝時通過合理控制采高有利于頂板安全管理。

      3現場實測分析

      在8101工作面開采期間,采用KJ653-F2礦用本安型頂板壓力無線監測分站在線監測系統進行了實時礦壓監測分析。圖7為正常開采與沖溝下開采工作面85#液壓支架工作阻力變化曲線。現場實測表明:①背溝段頂板平均來壓步距為13.88m,向溝段平均來壓步距為17.93m,背溝段來壓步距值小于向溝段。②沖溝下開采支架平均工作阻力為22.1MPa,與正常開采相當。但是來壓期間支架最大工作阻力較正常開采有較大增幅,超過支架額定工作阻力(43.8MPa)的遠遠多于正常開采段,其中背溝段出現12次、向溝段出現10次,而正常開采期間只出現過1次。③沖溝下開采來壓期間支架安全閥頻繁開啟,而且伴隨支架上方頂板破斷響聲,支架工作阻力整體呈“背溝開采>向溝開采>溝底”分布,相應的頂板來壓動載系數總體呈“背溝段(1.85)>向溝段(1.71)>溝底段(1.58)>正常開采段(1.55)”的特征。在沖溝下開采期間未出現支架壓死事故,表明考慮沖溝坡體運動載荷影響的液壓支架工作阻力確定方法是合理的,為沖溝下淺埋煤層開采合理支架阻力計算提供了有益參考。

      4頂板控制技術

      1)加強礦壓監測預報。工作面安裝了KJ653-F2礦用本安型頂板壓力無線監測分站在線監測系統,實時監測液壓支架壓力變化,準確預報了工作面在沖溝下開采時頂板來壓規律,當來壓劇烈時出現報警,為工作人員及時發現礦壓異常并采取針對性措施提供了依據。2)局部降低采高。在沖溝下進行開采時,適當降低采高可減小覆巖的變形運動空間,有利于基本頂形成較為穩定的砌體梁結構,從而減輕覆巖破壞程度。此外,2-2上煤層上方的泥巖偽頂及中細粒砂巖直接頂強度低,而煤層相對硬度大韌度高,借鑒神東礦區實踐經驗,保留0.5m以上厚度的護頂煤,有利于頂板管理、提高煤質和工作面快速推進。因此,工作面“向溝開采—溝底—背溝開采”這一區間考慮采用降低采高為3.2m的措施,即從向溝開采邊坡逐漸降低采高為3.2m,溝底保持采高3.2m,在背溝開采出背溝邊坡10m采高逐漸升到4.0m。3)工作面快速推進。加快工作面推進速度在提高工作面單產的同時,對工作面圍巖應力分布及其穩定性也具有重要影響。8101工作面配備了KTC101自動控制系統,配合ZY11000-25/50D型液壓支架電液控制系統的左右鄰架/隔架移架和成組自動控制、7LS6C型采煤機的記憶割煤和遠程遙控,自動化控制裝備為實現工作面快速推進提供了保障。4)帶壓移架和及時支護。為防止頂板發生冒漏和煤壁嚴重片幫問題,制定了相應的措施:①在移架的過程中帶壓移架,確保對頂板保持一定的支撐力;②移架過程中間隔移架,無法接頂的支架在移架過程中先移架,確保能夠接頂;③頂板冒落嚴重區域提前移架;④確保移架后支架有足夠的初撐力;⑤煤壁片幫和頂板冒落嚴重區域移架后及時打開二級護幫板支護煤壁。在現場移架過程中,通過以上措施實現了頂板安全管理,保證了工作面的安全高效生產。

      5結論

      1)結合高頭窯礦區沖溝地貌下淺埋煤層地質條件,為防止發生頂板切冒、支架壓毀事故,建立了沖溝坡體下淺埋煤層開采周期來壓期間的“支架-圍巖”作用關系模型,并解算了背溝開采時合理支架工作阻力,確定配套ZY11000-25/50D型掩護式液壓支架。2)采用數值模擬分析了4.0m和3.2m這2種采高時煤壁塑性區發育、頂板壓力和下沉量變化規律,表明礦壓顯現劇烈程度呈現“背溝段>向溝段>溝底段>正常開采段”的特征。

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