校企共建煤矿实景培训基地的探索与实践——以山西工程技术学院为例

目前采矿工程专业生产实习中存在联系实习单位困难、实习经费不足和实习内容简化等问题,煤矿企业员工培训也存在实训设备不齐、实训方案不全和师资队伍不足等问题。针对采矿工程专业生产实习和煤矿企业员工安全培训中存在的问题,山西工程技术学院勇于实践,与阳煤集团固庄矿合作建设了校内模拟矿井,解决了校方采矿工程专业学生实习和企方员工安全培训中存在的问题,探索出了一条校企合作共建煤矿实景培训基地,培养应用型技术人才的新模式。

三软煤层巷道围岩变形机理及支护优化技术研究

为了解决15101工作面三软煤层巷道围岩变形破坏的问题,在确定巷道顶底板环境的基础上,对三软煤层巷道围岩侧向支承应力分布及变形机理进行了分析。研究表明:三软煤层巷道侧向应力呈现出应力峰值位置远离煤壁、应力最大值降低、侧向支承应力影响范围扩大等特点,巷道发生变形主要是由于力源集中区应力传递导致帮部剪切滑移破坏和底板挤压夹持破坏;建立了巷道围岩受力力学模型,理论分析了巷道围岩在横向变形和纵向变形的应力表达式,得出巷道变形受到巷道支护强度、底板支承能力、煤体应力传递衰减系数和底板剪切滑移等因素的影响。最后,提出了"控制顶板、加固两帮、强化底板和固定滑移"的巷道围岩控制原则,采取"长预应力锚索+帮部加密锚杆+底板注浆"的综合支护方式对巷道围岩进行了支护优化设计,确保了三软煤层巷道的安全稳定。

突出煤层开采瓦斯综合防治技术研究

结合某矿2901工作面的地质条件和瓦斯基础参数,分析了2901工作面的瓦斯来源和影响瓦斯异常涌出的因素。针对工作面瓦斯涌出来源,制定了合理配风、局部通风、高位钻孔抽放、上隅角埋管抽放、本煤层钻孔预抽放等综合瓦斯防治技术措施,成功解决了工作面上隅角和回风巷瓦斯超限问题。

类梯形孤岛工作面冲击危险性评价及其防治技术研究

为了解决类梯形孤岛工作面在回采过程中的冲击地压问题,基于23612西工作面具体地质条件和开采技术,分析了类梯形孤岛工作面开采环境、不规则形状、断层构造、残留煤柱和遗留巷道等能够造成冲击破坏的影响因素。并通过综合指数法(W_(t)=0.42)和可能性指数诊断法(U=0.51)对冲击地压危险性进行了综合评价,认定工作面具有弱冲击地压危险,具备发生冲击地压的条件。将23612西工作面的冲击危险区域按危险等级进行了划分,并采用大直径钻孔卸压、爆破卸压等防治措施对不同等级危险区域进行了综合防控,并以钻屑法对卸压效果进行了检验,保证了工作面的安全回采。

盂县跃进煤矿水灾综合防治技术研究

制定合理的水灾防治措施能够为矿井安全生产提供重要保障。本文通过分析盂县跃进煤矿水文地质条件和矿井充水因素,查明了盂县水害主要为小窑水和采空区积水,根据煤矿实际情况,制定了合理的水灾防治措施,保障了矿井的安全生产,为类似矿井的水灾防治提供了重要的借鉴。

单轴应力状态下石灰岩体静态破碎裂纹演化规律及应用

为了研究静态破碎过程中裂纹演化规律,采用真三轴岩石力学试验机对200 mm×200 mm×200 mm的立方体石灰岩试样进行了单轴应力状态下静态破碎试验,并利用声发射空间定位技术对静态破碎过程中裂纹起裂与扩展进行监测。结果表明:单轴应力下裂纹起裂位置为钻孔中下部,并先后形成两组裂纹,每组裂纹沿孔壁对称分布并大致成一直线;两组裂纹的扩展速率均先快后慢,分为快速增长和快速下降两个阶段,并且下降阶段的裂纹扩展速率小于增长阶段扩展速率;先生裂纹的扩展速度大于后生裂纹;每条裂纹的扩展速度具有方向的差异性,即平行孔轴向方向大于与垂直孔轴向方向;基于弹性力学、断裂力学理论,建立了静态破碎剂作用力与裂纹扩展半径的关系,并通过试验结果验证了该模型的合理性。将研究结果应用于某高瓦斯矿实际地质条件下的强制放顶工程中,确定了静态破碎强制放顶的基本参数,获得了良好的工业效果。

难浮煤泥降灰提质探索研究

以临涣选煤厂难浮煤泥为研究对象,先后进行浮选入料的粒度分析、密度分析,现场精煤的粒度分析,结果表明高灰细泥污染是影响精煤质量的主要因素。接着进行煤样的分步释放试验、现场尾矿的扫选试验、煤样的精选试验,结果表明:通过精选,减轻了高灰细泥对精煤的污染,并提高了粗颗粒精煤的回收。

基于多项式法的地表移动变形计算模型修正

针对基于概率积分法的地表移动变形值计算结果误差较大,评价煤层开采后上覆构筑物危险性存在安全风险的难题.依据地表下沉值与其它移动变形值之间的计算原理关系,结合煤层开采后地表移动变形计算结果和实测结果,该文提出了利用多项式法对计算模型进行修正的方法,构建基于概率积分法和多项式法相叠加的地表移动变形值计算模型.以某矿已采工作面地表下沉值实测数据为例,研究结果表明:计算模型修正后得到的地表下沉值与实测结果之间的误差范围仅为0.1~0.4 m,极大的减小了计算模型的误差范围.

基于钢筋砼支柱的内错瓦斯尾巷底臌控制机制

为解决高瓦斯综放工作面内错瓦斯尾巷强烈底臌问题,采用现场实测、理论分析及相似模拟的方法揭示了底臌机制,并据此提出针对性的控制方法。结果表明:在支承压力作用下,底板两侧煤体发生剪切破坏,导致底板被切割为三角区,并在下侧塑性区挤压下抬升形成整体"一"字形底臌;受采动应力的强烈影响,两帮松动圈不断扩大,巷道有效跨度增加,巷帮下底板相继出现新的剪切滑移面,使更多底板煤体参与底臌,导致底臌量不断攀升。基于内错瓦斯尾巷底臌机理及其对支护方面的特殊要求,研发了新型大底座钢筋砼支柱,通过其"控底-助帮"作用实现底臌控制。即沿尾巷轴线布置一排钢筋砼支柱,将顶板荷载传递致底板中央以对其施加反向约束,继而减轻两帮载荷,抑制巷帮松动圈范围扩大,最终实现底臌控制。该控制方法应用于阳煤集团二矿80704综放工作面内错尾巷,成功维护了底板稳定。

基于MATLAB多元非线性特厚煤层导水裂隙带高度预计

为解决特厚煤层待采工作面导水裂隙带运用现有规程条件难以计算的问题,依据导水裂隙带与各主要影响因素之间的关系,结合正交试验法,构建不同影响因素下的工作面组合方案,利用3DEC软件模拟分析各工作面开采后的最大导水裂隙带高度,将其计算结果运用MATLAB软件进行多元非线性回归拟合,得到特厚煤层综放工作面导水裂隙带高度的计算模型。以大平矿已采工作面导水裂隙带高度监测数据为例,研究结果表明:计算模型预计结果与实测结果的最大相对误差为6.47%,最小相对误差为0%,平均误差为2.93%,误差结果较小,计算模型可用于特厚煤层待采工作面导水裂隙带高度的预计。

坝下深部煤层开采坝体移动变形规律的数值模拟

针对坝体下深部煤层综放开采坝体结构小、煤层埋藏深度大,坝体结构高度与煤层埋藏深度比值较大,常规方法难以推算坝体结构的移动变形规律的问题,提出将地表和坝体结构的移动变形分开研究,定量分析地表移动变形下坝体结构的移动变形,获取了坝体结构随工作面不同推进长度下的移动变形规律,建立了坝下深部煤层开采坝体结构局部放大的时空序列反演机制。以某矿坝下工作面开采为例,研究结果表明:数值模拟得到坝体的最大下沉值为7.17 m,与实测结果7.077 m相比,绝对误差为0.093 m。

综放工作面垮落带高度测定方法研究

为解决高瓦斯矿井综放工作面垮落带高度难以精确测定,造成工作面两端头难维护、预抽钻孔终孔位置难以确定等问题,依据工作面采动后顶板岩层破断垮落、弯曲下沉对采空区煤层底板施加压力的情况,结合采空区上覆各岩层的厚度和密度,提出了垮落带发育高度的测定方法。以大平矿N1S2综放工作面为例,现场测试结果表明:利用该测定方法测得的垮落带高度为88.65 m,钻孔冲洗液法测得的垮落带高度为88.20 m,二者绝对误差仅为0.45 m。

基于覆岩剩余自由空间高度的地表最大下沉值确定方法

针对待采综放工作面的地表最大下沉值难以精准确定的问题,依据采空区覆岩移动、变形、破坏特点和矿压显现规律,提出覆岩剩余自由空间高度等于地表最大下沉值的观点,通过分析覆岩剩余自由空间高度与采高、垮落带高度和垮落岩体残余碎胀高度之间的空间转变关系,构建了待采工作面地表最大下沉值的计算模型。以大平矿S2S2工作面为例,利用计算模型得到的地表最大下沉值为11.17 m,通过现场实测得到的最大下沉值为11.07 m,计算结果与实测结果的相对误差为0.10 m,误差率仅为0.90%。

两个基于呋喃-3-酮配体的钯(Ⅱ)化合物的合成、晶体结构和光谱性质（英文）

合成了2个钯(Ⅱ)化合物Pd(L1)2(1)和Pd(L2)2(2),(L1=(Z)-4-((对甲苯胺基)亚甲基)-2,2,5,5-四甲基二氢呋喃-3(2H)-酮,L2=(Z)-4-((邻甲苯胺基)亚甲基)-2,2,5,5-四甲基二氢呋喃-3(2H)-酮),并利用元素分析,红外光谱,核磁共振氢谱,紫外光谱和X射线单晶衍射等手段对其结构进行了表征。X射线单晶衍射表明,化合物1和2中包含多种弱相互作用。在化合物1中,呋喃环上氧原子和苯环上的甲基氢原子之间形成氢键,氢键桥联分子形成了一条平行于c轴方向的一维链结构,一维链之间通过C-H…H-C和C-H…C弱相互作用形成了三维超分子结构。在化合物2中,分子之间通过C-H…H-C和C-H…C弱相互作用形成了一个二维层状结构。

基于3-(羧甲基)-7-甲基-2-丙基-3H-苯并[d]咪唑-5-羧酸的新型锌(Ⅱ)配位聚合物的合成及其晶体结构

以7-甲基-2-丙基-3H-苯并[d]咪唑-5-羧酸甲酯为原料,经还原反应和水解反应两步制得配体3-(羧甲基)-7-甲基-2-丙基-3H-苯并咪唑-5-羧酸(MZ);以Zn(NO_3)_2·6H_2O为锌源,MZ经配位反应合成一个新型的锌(Ⅱ)配合物{[Zn(MZ)_2]·2H_2O}_n(3),其结构经~1H NMR,FT-IR,X-射线单晶衍射和元素分析表征。3属单斜晶系,P2/c空间群,晶胞参数a=0.786 42(16)nm,b=1.072 1(2)nm,c=1.725 9(3)nm,α=γ=90°,β=93.63(3)°,V=1.452 2(5)nm3,D_c=1.482 g·cm^(-3),Z=2,R1=0.059 3,wR_2=0.141 5。

基于呋喃-3-酮配体的铜(Ⅱ)配合物的合成及其晶体结构

以4-甲酰基-2,2,5,5-四甲基四氢呋喃-3-酮和间甲基苯胺为原料,经缩合反应制得配体(Z)-4-[(间甲苯胺基)亚甲基]-2,2,5,5-四甲基二氢呋喃-3(2H)-酮(L);以Cu(CH_3COO)_2为铜源,L经配位反应合成了一个新型的铜(Ⅱ)配合物[Cu(L)_2]_n(I),其结构经FT-IR,X-射线单晶衍射和元素分析表征。I属单斜晶系,P2(1)/c空间群,晶胞参数a=11.361 3(19)?,b=24.564(4)?,c=12.026(2)?,α=γ=90°,β=110.452(3)°,V=3 144.6(9)?~3,Dc=1.226 g·cm^(-3),Z=4,R_1=0.051 5,wR_2=0.113 2。

跃进煤矿矿井通风能力核定研究

在对跃进煤矿矿井通风稳定时期通风系统调查的基础上,通过对回采工作面、掘进工作面、峒室及其他用风地点需风量的计算,确定了矿井实际的总需风量。根据矿井通风能力的计算,确定跃进煤矿矿井通风能力为124万t,矿井等积孔为2.71m2,矿井为通风容易矿井。并从矿井主要通风机通风性能、矿井通风网络能力、用风地点有效风量等方面验证了矿井通风能力为127万t。井下各用风地点风流稳定,风量、风速、风阻满足要求,矿井通风网络能力能够满足安全生产的要求。

大平矿特厚煤层综放工作面水下开采安全性评价

为了确保大平矿特厚煤层水库下开采的安全性问题,依据待采工作面的地质条件和其他采区已采工作面的实测数据,构建了该井田范围内的水下开采安全性的判定准则,结合3DEC数值模拟得到的导水裂隙带高度,判定水下开采的安全性。以S2S9综放工作面为例,依据判定准则得到的最小保护层厚度为58.84 m,数值模拟得到的导水裂隙带高度为180.6 m,根据煤层最小埋深和含水层厚度得到防水煤岩柱的高度为552.73 m,与导高之间的差值为372.13 m,大于能够安全隔水的最小保护层厚度58.84 m,而且还大于已采面最大的保护层厚度333.04 m,说明S2S9综放工作面水下开采是安全可行的。

基于霍克-布朗准则的巷道位移变形特征及支护优化研究

为进一步研究不同围岩环境下巷道位移的变形特征及支护效果,采用霍克-布朗强度准则的计算方法,对巷道位移变形规律进行了理论推导,得出了圆形巷道弹塑性位移的计算公式,并明确了影响巷道围岩松动变形的影响因素。通过phase2数值模拟,对不同围岩环境条件下巷道位移的变形特征进行对比分析,得出了在其他参数一定的条件下,巷道位移变形量与埋深成正比,与单轴抗压强度、m值和s值成反比的关系,总结了各因素对巷道围岩变形的影响程度,在此基础上对巷道围岩进行了支护优化,研究结果对巷道稳定及支护有一定的借鉴作用。

跃进煤矿瓦斯爆炸事故危险度分析

通过运用事故树分析对跃进煤矿瓦斯爆炸事故进行危险度分析,从中找出煤矿瓦斯爆炸的最小割集,并对事故结构重要度进行分析,确定引起煤矿瓦斯爆炸事故发生的各个因素,同时提出预防煤矿瓦斯爆炸的有效措施,以确保煤矿安全生产。