煤矿安全事故的综合致因模型

为了系统研究导致煤矿安全事故的人机环因素,结合煤矿实际,将设备因素、环境因素与人因分析和分类系统(Human Factors Analysis and Classification System,HFACS)相结合,构建了煤矿安全事故的“弓弦箭”致因模型。其中,弓弦由设备因素11项、人因因素17项和环境因素11项的致因因素构成,箭表示发生不同人员伤亡数量、不同经济损失的安全事故,利用该模型可以综合描述煤矿安全事故发生的原因以及事故的后果。以“弓弦箭”致因模型为基础,借助蚁群聚类及Ucinet-netdraw方法,分别对100起典型煤矿安全事故进行分析研究。结果显示:(1)在统计的100起事故中,致因因素总频数为803,其中人因因素最高为644,占比80.2%,设备因素次之为92,占比11.5%,环境因素最少为67,占比8.3%;(2)以聚类数为4,最大迭代次数为1000,蚂蚁个数为100,阈值为0.9,蒸发率为0.1进行蚁群聚类分析,得到4类煤矿安全事故致因因素,表明煤矿安全事故是由设备因素、环境因素和人因因素交织作用产生,其中人因因素是最重要的致因因素,且操作者的不安全行为技能差错、决策差错、知觉差错和违反规章制度表现出一定的独立性;(3)Ucinet-netdraw分析显示煤矿安全事故的关键致因路径为:“管理过程漏洞”→“监督不充分”→“个人准备状态”→“违反规章制度”。

基于熵权-模糊评价法的人员不安全行为风险研究

为了研究煤矿掘进工作面作业人员不安全行为的风险等级,构建了掘进工作面人员不安全行为指标体系,探究各工种风险权重最高的不安全行为,提高对作业人员不安全行为管控的准确性。建立基于熵权法和模糊综合评价法的人员不安全行为风险评估模型,对作业人员不安全行为进行分析评估。结果表明:掘进机司机、巷道支护工风险等级为临界状态,探放水工、皮带机司机及综掘质量验收员风险等级为比较安全;同时分析评估出各工种权重最大的不安全行为;针对掘进工作面作业人员不安全行为风险分析结果,提出改进措施,进而为作业人员管理提供方向,切实提高煤矿本质安全化建设水平。

近距离煤层群底抽巷瓦斯抽采实验研究

针对山西焦煤集团屯兰矿近距离煤层群开采过程中,采煤工作面底板瓦斯超限的问题,通过对近距离煤层群采掘工作面底板煤岩增透机理分析及回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算,得出18205工作面底板瓦斯涌出量增大原因:18205工作面底板受采动影响,煤岩体形成裂隙带和卸压带,煤岩透气性系数成百倍增加,渗透率增大,为下邻近层瓦斯涌出提供了通道;下邻近层9#煤层瓦斯涌出量占18205工作面瓦斯涌出量的比例高达11.4﹪。结合理论分析、计算及开采条件,进行了底抽巷瓦斯抽采实验研究。结果表明:底板瓦斯浓度由0.46%降至0.1%,瓦斯抽放率提高了17%,矿井通风能力得到了提升。

初采期工作面推进速度对近距离煤层的影响

为了研究初采期工作面推进速度对近距离煤层的影响,运用3DEC离散元数值模拟软件模拟分析初采期不同推进速度下近距离煤层的沉降特征、离层特征以及应力分布特征。结果表明:推进速度越快,初次来压步距越大;推进速度越快,采空区离层区扩张越快,扩张范围越大,而稳定的速度越慢;快速推进对近距离煤层超前工作面区域扰动较大,但不能满足离层的时效性,因而在中速推进条件下,超前工作面区域离层范围最大;顶板初次垮落后,采空区上方近距离煤层应力区主要由拉应力区、压实区、卸压区组成;推进速度越快,回采工作面附近的拉应力区出现位置离回采位置越远,范围越小。推进速度越快,压实区范围越小,卸压区范围越大。

近距离煤层群初采阶段应力场分布与煤岩运移规律模拟分析

为探讨近距离煤层群开采情况下初采阶段的应力场分布与煤岩移动规律特征,以沙曲矿24207工作面为研究对象,结合FLAC3D仿真软件和Tecplot后处理程序进行了仿真研究。模拟结果表明,3~4#近距离煤层初采期进尺范围达70m;在初采阶段,随着回采工作面的推进,采场上下煤岩体中部存在明显的应力泄放过程,载荷向采场两端煤柱转移,上覆和下伏煤岩层均呈现出压力拱效应,应力释放区也逐渐演变为瓦斯富集区;同时,邻近煤岩体整体向采出空间运移,位移等值线由水平向竖向转化且梯度逐渐增大,表明采场上下煤岩体由初始离层裂隙发育向竖向裂隙发育演化,最后形成贯通裂隙,从而为邻近层瓦斯运移提供了有效通道。

煤矿安全管理的探讨及对策

通过对当前煤矿安全事故及安全管理的分析,指出了企业干部、职工及政府监管部门3个方面在安全管理上存在的问题,并针对这些问题提出了相应的对策,指出煤矿安全管理的关键是人的管理。

基于采动裂隙演化分阶段-分层特性的抽采钻孔试验研究

以大阳泉煤矿为工程背景进行试验检验,结果表明:与未实施分层钻孔抽采技术的2120工作面相比,2122工作面瓦斯抽采量明显增加了1.93 m3/min;风排瓦斯量降低了3.07 m3/min,回采期间没有发生瓦斯超限、断电现象;瓦斯抽采率增加了12.76%;实践证明该瓦斯抽采方案是合理、可行的,并可为邻近层瓦斯影响严重的矿井提供技术借鉴。

含瓦斯煤粒综合传质系数的实验研究

通过实验研究了不同煤阶煤样在不同压力条件下吸附不同气体的综合传质系数α的变化规律。结果表明:α随着压力的增加而增加且呈指数变化关系;在相同压力下,α随着煤阶的增加而减小;煤层中注入的CO2优先提高CH4的解吸速率,增加了CO2对CH4的置换量。该结果从理论上说明了注入CO2提高煤层气采收率的有效性和可行性。

浅埋煤层综放工作面沿空掘巷围岩控制技术

以井东煤业有限公司浅埋煤层44304综放工作面为工程试验地点,依据理论计算的合理煤柱宽度和围岩主动支护的原理,设计了沿空巷道(辅助运输巷)断面的支护参数。基于数值计算程序UDEC,分析巷道由成巷支护到受采动影响达到极限时,巷道围岩塑性区分布、主应力分布及巷道变形量的变化规律。得出随采动影响增加,巷道底板及两帮移近量增大并稳定在530 mm和320 mm。

大采高综采工作面粉尘分布特征研究

为了掌握大采高综采工作面的粉尘分布特征,在采煤工作面布置测点进行粉尘质量浓度和粉尘分散度测定,并分析其浓度及特征粒径的分布规律,结果表明:采煤和移架作为工作面的主要尘源,移架的产粉尘质量浓度更大,呼吸性粉尘所占比例更高;工作面大于10μm的粉尘分散度最大,在粉尘中占主要比例。小于10μm的粉尘分散度为16.32%~41.16%;从采煤机到工作面进风口,粉尘中位粒径依次减小,呼吸性粉尘所占比例依次增加,主要粒径的分布范围更加集中,索太尔平均粒径依次减小,比表面积依次增加;采煤工作面工作人员的接触粉尘以粒径小于10μm的粉尘为主,所占比例为61.36%,中位粒径为7.68μm,主要粉尘粒径分布范围为1.74~20.39μm。

综采工作面煤层注水降尘试验研究

为降低综采工作面空气粉尘浓度,减小粉尘对矿工及设备的危害,在西山煤田3号煤层开展煤层注水试验。通过测量固定测点粉尘的质量浓度及分散度,分析煤层注水的效果及其对综采工作面粉尘浓度和粒径分布的影响。结果表明:试验煤层单孔设计注水量440 m^3条件下,煤层内在水含量平均增加1.02%,外在水含量平均增加了2.21%;注水后煤尘粒径分布范围变窄,平均粒径减小,整个工作面空气中全尘浓度平均降低28%,呼尘浓度平均降低32%。

长抽短压通风下综掘工作面粉尘分布特征研究

为了掌握长抽短压通风条件下综掘工作面的粉尘分布特征,在3个全煤巷综掘工作面分别布置粉尘浓度测点及粉尘分散度测点进行测量,得到粉尘分布特征。结果表明:掘进机司机处、掘进机后5 m处回风侧以及抽出式通风机入口处的全尘质量浓度分布范围分别为320~415 mg/m^3、200~292 mg/m^3、290~365 mg/m^3,全尘质量浓度及呼吸性粉尘质量浓度在掘进机司机处、抽出式通风机入口处较大,掘进机后5 m处回风侧较小;在掘进机司机处至掘进机后5 m的回风侧范围内,粉尘粒径分布不对称,粒径>10μm的粉尘为主要粉尘,占全尘的68.99%~84.25%;从掘进机司机处至掘进机后5 m处回风侧,<10μm的粉尘分散度增加,>10μm的粉尘分散度减小,而各粒径的分散度变化量较小。

煤系地层注入CO_2开采煤层气质交换的机理

论述了注CO2开采煤层气质交换机理和煤系地层封存CO2意义,建立了注CO2开采煤层气的物理数学模型。采用饱和食盐水集气方法测定了表征解吸阻力大小的综合参数——综合传质系数α随浓度、煤变质程度、放散时间的变化规律。试验结果表明:α随煤粒吸附基质浓度的增大而增大;变质程度相同时,CH4的α随时间的衰减较CO2的α随时间的衰减慢;基质浓度相同时,煤变质程度越高,α越小,且对不同变质程度的煤岩,CH4的α大于CO2的α,即不同变质程度的煤岩对CO2的吸附能力都大于CH4。说明注气增加储层压力促进气体解吸置换,各种煤岩对CH4的解吸量大于对CO2的解吸量这一现象与煤的变质程度无关。因此,在不同变质程度煤层,甚至煤系地层中,注气开采煤层气与储存CO2技术在理论上都是可行的。

大采高工作面顶板破坏规律的推进速度效应

为研究工作面推进速度加快后,顶板岩层破坏规律,依据神东矿区上湾煤矿地质赋存条件,采用相似模拟试验及现场实测的方法,通过对比分析不同推进速度条件下工作面直接顶、基本顶及其上覆岩层变形、下沉、垮落规律,定量地表征了大采高工作面顶板破坏规律的推进速度效应。研究结果表明:不同推进速度条件下,直接顶、基本顶岩层变形、下沉垮落演化规律保持一致;基本顶岩层周期来压步距随工作面推进速度加快而显著增大;直接顶、基本顶及其上覆岩层下沉量随工作面推进速度加快而呈不同程度的减小;工作面来压持续距离随工作面推进速度加快而明显延长,来压强度和动载系数呈不同程度增大。

高强度开采工作面超前支承压力的推进速度效应

工作面快速推进是实现煤矿高产高效的重要途径,但是工作面推进速度加快,将导致顶板来压强烈、超前支承压力增大等诸多问题,通过理论分析、相似模拟试验、数值模拟计算等手段,针对大采高综采工作面推进速度对超前支承压力规律的影响进行研究,结果表明:(1)推进速度对超前支承压力峰值大小、位置及范围均产生影响,推进速度加快,超前支承压力峰值增大,位置向工作面煤壁靠近,影响范围有缩小趋势;(2)通过理论分析计算表明,推进速度增大时,工作面周期来压液压支架载荷增大,通过插值法计算该工作面极限推进速度为13.4 m/d。

CO_2深孔控制预裂加快工作面巷道掘进试验研究

为了缓解煤矿生产过程中的采掘接替紧张的问题及应对新的《煤矿安全规程》中工作面巷道掘进安全距离更为严格的要求,通过分析CO_2深孔控制预裂技术提高工作面巷道掘进速度的原理,并在余吾煤业N1101工作面的巷道进行工程实验,从CO_2预裂对静态下的煤体参数的影响和采动态变化的巷道掘进过程中煤体参数的变化两方面进行试验,并对预裂前后的日进尺量及回风巷的瓦斯浓度进行了统计。研究结果表明,预裂之后煤体K_1值和S值变化明显,日进尺量提高幅度为30%~100%,回风巷瓦斯浓度降低幅度为16.7%。证明了此技术在降低掘进工作面煤与瓦斯突出风险的前提下,加快了煤体瓦斯解吸速率,提高了工作面巷道掘进速度,缓解了采掘接替紧张的难题。

间歇注气抽采煤层气井注气量与采收率分析研究

水力压裂煤层、注气提高煤层气采收率等生产工艺过程中,煤层中流体的运动是多相多组分流体的扩散渗流。假定煤层为孔隙裂隙二重介质,孔隙中只存在吸附状态气相,裂隙是气、水共存空间,孔隙与裂隙之间气体的交换量是渗流场中的质量源。试验研究了质量源与时间和煤层结构的关系,测定了吸附置换速率的衰减系数。应用多孔介质中扩散渗流理论,再运用质量连续方程,导出了多相多组分流体的扩散渗流微分方程。忽略占煤层中气体总量百分比很小的游离状态气体在微分方程中随时间变化,从而求出了单井间歇注气抽采煤层气井在注气过程注气量的近似表达式。分析解表明注入气体流量与注入气体压力和煤层气初始压力之差、竞争吸附置换速率成正比;煤层渗透率越大、煤层气和注入气体的混合粘性越小,吸附竞争置换速率越小和注气抽采煤层气效果越差;注气抽采煤层气工艺适合低透气性煤层。

CO_2地下处置与煤层气开采的数值模拟

采用Crank-nisholson差分格式与Richtmyer方法,对单井注入CO2与CH4二组分气体的扩散渗流物理模型进行离散化处理,从而把对非线性微分方程组的求解转化为对线性方程组的求解。基于Matlab语言编制数值计算程序,同时依据永安、双柳和寺河三矿煤层的实际参数进行模拟计算,得到了注气过程中各组分气体分压和基质内组分浓度的变化规律。数值模拟计算表明,向煤层中注入CO2不仅可以驱替、置换煤层气,提高煤层气的回收率,而且煤层对CO2有一定的储存能力。

注热瓦斯抽放数学模型及解法研究

煤层瓦斯抽放既能解决煤矿瓦斯灾害,又能使抽放出的瓦斯用于工业及民用、变废为宝。通过煤层注热技术增加吸附态瓦斯的解吸,增加瓦斯在渗流通道中的运移压力梯度,增大瓦斯抽放量。结合注热瓦斯抽放理论规律,运用瓦斯渗流方程、煤岩体导热方程建立了注热瓦斯抽放的数学模型,对模型中的瓦斯方程进行了线性近似,对瓦斯渗流方程和煤岩导热微分方程的泛函及离散过程进行了详细分析,并列出了注热瓦斯抽放数学模型的数值解算程序框图。

温度场变化对高压注水煤体瓦斯解吸量影响规律研究

通过不同温度条件下煤与瓦斯吸附、解吸实验,研究了煤与瓦斯吸附、解吸的微观机理,重点分析了高压注水对煤体瓦斯吸附、解吸的影响规律。利用具有压力控制单元和温度控制单元的煤样吸附解吸实验系统,测定煤样在不同温度下瓦斯的解吸量,通过吸附压力降低曲线计算出了吸附速率。