水平循环荷载引起的砂土沉陷-致密作用对刚性桩承载力的影响分析

为研究砂土中刚性桩基础在循环荷载作用下的承载力演化规律,提出了一种循环后单桩承载力的评估方法.首先,基于沉陷坑与致密区域土体的质量守恒原理,量化了由沉陷引起的土体参数变化;然后,根据API规范中的砂土水平土抗力-位移模型计算循环前后的单桩承载力;最后,提出了循环后单桩承载力的评估模型,并对沉陷坑尺寸、土体初始相对密实度和致密区域模式等因素进行对比分析.结果 表明:单桩承载力随沉陷坑的发展不断增大;对于松砂、中密砂和密砂,循环后的单桩承载力可分别提高约3.0、1.5、1.2倍,提高幅值随相对密实度的增大而降低;2种土体变形模式中,单锥模式相比于双锥模式更符合真实的致密区域形态.     

低透气性煤层开采覆岩应力与变形特征实验分析

以阳煤集团新景矿8~#煤层开采为工程背景,在工作面实际地质条件下,建立了工作面推进过程中顶板变形的相似模拟实验系统。分析了随着工作面的推进,上覆岩层应力、岩层结构的变形、移动与垮落特征以及对煤与瓦斯突出的影响。实验表明:在开切眼上方一定范围(约5～15 m)和工作面前方(约5～20 m)形成集中应力区,此范围内煤体应力增大,煤层透气性进一步降低,煤与瓦斯突出危险性增大。该结论可为煤与瓦斯突出的防治提供理论依据。     

倾斜煤层窄长露天矿分区开采分期境界优化

针对倾斜煤层窄长露天矿,经常采用纵采转横采内排的开采程序,基于其剥离物流向流量的变化对经济合理剥采比大小的影响,提出一种分区、分时期的优化开采境界方法。该方法依据首采区位置的不同可分为A模式(即首采区位于矿权一侧)和B模式(即首采区位于矿权中部)两种开采模式。此外,按照露天剥采工程发展过程中剥离物流向流量变化的情况,将其露天矿山开采过程归结为三个时期:全部外排期、部分内排期和全部内排期。通过构建剥、采、排工程位置模型,系统地研究了两种开采模式分时期境界优化的原则和适用条件,并提出境界优化模型。研究成果在准东露天煤矿开采实践中得到应用,结果表明:准东露天矿的经济合理剥采与其开采境界优化前相比,由原来的1.50m~3/t增加至1.62m~3/t,其经济合理开采深度增加了24.7m,顶帮外扩距离增加了45.65m,经济可采储量增加了85.27Mt。实现了露天开采经济效益的最大化。     

皖北煤电祁东煤矿无煤柱开采工作面采空区综合防灭火技术研究

针对无煤柱沿空留巷技术开放采空区后容易造成采空区漏风供氧,增加采空区遗煤自燃的问题,通过监测方法对沿空留巷侧采空区漏风情况进行测定,得出了采空区漏风分布规律。利用采空区遗煤分布情况,划分了采空区煤自燃防火危险区,提出了以堵漏风、灌浆及灌注化学材料为主,人工检查、在线监测和色谱分析"三位一体"预测预报手段为辅的综合防灭火技术。在皖北煤电祁东煤矿7_135工作面应用表明:沿空留巷侧采空区漏风范围为工作面上出口往留巷方向0～330 m,其中漏风强度最大的范围为230～330 m之间;使用综合防灭火技术后,7_135工作面两个危险区域沿空侧CO浓度均控制在15 ppm以下,为易自燃煤层无煤柱开采工作面安全开采提供保障。     

基于ZigBee技术的石油开采过程的远程监控系统

设计了一种基于ZigBee无线通信技术的石油开采远程监测系统:在油井现场组建的ZigBee网络采集抽油机工况;采集数据通过3G网络传输到远端的监控中心,并依此实现对抽油机工况远程实时监控和异常状况预报。该系统通过专家系统模型对抽油机示功图数据进行分析对比判断抽油机的工况。     

五沟煤矿防砂煤岩柱高度留设研究

通过计算机数值模拟、相似材料模拟实验及"三下开采规程"等方法研究五沟煤矿1033工作面需要留设的安全防砂煤岩柱高度,并参考实测成果资料,综合确定出1033工作面留设的防砂煤岩柱安全高度及其开采上限标高,通过资源回收、经济评价表明1033工作面提高开采上限的可行性和必要性.为今后的10煤层含水层工作面留设防砂煤岩柱开采提供大量实际技术经验,回收大量煤炭资源,获得更大经济效益,实现矿井安全开采和可持续发展.     

张集煤矿11418(W)工作面开采地面沉陷演化规律

依据张集煤矿11418(W)工作面地表移动变形观测站实测数据,运用概率积分法和拟合曲线法求取下沉系数、水平移动、拐点偏移距等地表移动变形参数,获得张集煤矿8煤层开采地质采矿条件下的下沉量大、速度快、稳定快且具有突变性等地表移动变形演化规律及新特征,为地表沉陷范围和影响程度的确定提供可靠依据.     

采用工作面超前注水法提高跨采底板巷道围岩稳定性

在蒋庄煤矿3下煤层710工作面实际跨采工程中,为降低上部工作面超前支承压力峰值对底板巷道的影响,提出工作面超前注水法。通过分散上部工作面开采形成的超前支承压力,降低支承压力峰值,避免过大的应力峰值集中传递到底板巷道围岩而导致底板巷道围岩失稳。结果表明,超前注水后,煤体强度降低23%,底板巷道的顶底板移近量最大160mm,超前影响距离为70m,达到预期效果。     

新安煤矿16煤导水裂隙带高度研究

结合新安煤矿开采技术和水文地质条件,以岩石力学实验资料为基础,分别采用"三下开采规程"法、类比法、经验公式法和数值模拟法对新安煤矿16煤开采导水裂隙带高度进行综合对比研究。计算结果表明:数值模拟法可对裂隙带发育高度直观显示,并和最终确定的导水裂隙带高度一致;综合确定新安煤矿16煤的最大导水裂隙带高度为30m,防水煤柱高度35.5m,为确定16煤合理开采上限提供理论依据。     

Experimental study on stability control technology of surrounding rock of deep roadways in coal mine

In order to solve effectively the problems of deep mining with safety and high efficiency, the multi- pie factors influencing the stability of deep rock roadway and technical problems are analyzed in the light of the severe situation of effective mining for deep coal resource, and the stability control methods for deep rock road- way are provided, which are based on the idea of combined support with separated steps and integral control of surrounding rock of deep rock roadway. The suggested methods were applied to a deep rock roadway with -648 m depth in Gubei coal mine of Huainan area. The field test was carried out and the in-situ monitoring was imple- mented, and the support scheme was optimized and adjusted to improve the stability of the surrounding rock of the roadway based on the feedback analysis. The results showed that the stability can be improved greatly by the provided control methods tbr deep roadway. The present methods lbr stability control of deep rock roadway can be used to other deep rock roadways with the similar conditions.