为了探究相邻空区影响下三软煤层巷道掘进时不同煤柱宽度下巷道围岩变形破坏规律,采用理论计算、数值模拟、物理相似模拟与现场实测相结合的研究方法, 分析存在临空区后不同区段煤柱宽度下巷道围岩应力演化规律、塑性破坏范围以及位移分布特征。结果表明: 临空区是造成巷道掘进后非对称破坏的主要原因, 使煤柱主应力方向与垂向夹角增大, 巷道两帮应力呈煤柱侧大于实体煤侧的非对称分布特征; 三软巷道破坏形式以剪切破坏为主, 破坏主体为两帮, 随着煤柱宽度增大,主应力方向与垂向夹角减小, 巷道围岩破坏程度降低, 临空区对巷道不同位置的影响程度不同, 巷道中部围岩破坏程度大于端头处且煤柱侧破坏程度大于实体煤侧; 煤柱宽度增大对巷道围岩应力以及煤柱破坏的改善程度有限, 现场结果显示当煤柱宽度为20 m 时巷道正常维护满足需求。

为了实现神东煤炭集团煤矿巷道掘进由人控到数控、由自动到智能的全面提速, 分析了神东矿区煤矿单巷掘进、双巷掘进、大断面切眼贯通的工艺及设备配套技术现状, 研究了智能化掘锚一体机、智能化连续采煤机、智能掘锚一体机惯性导航技术、成套智能化掘进技术、近端AI识别和远程云控制技术等掘进设备智能化技术, 同时研究了预埋孔钻进机器人、智能化管路抓举设备、智能化防爆柴油开槽机、电缆自动收放车辆、智能清仓机器人等掘进辅助作业设备及技术。在此基础上给出神东煤炭集团煤矿掘进智能化发展建议, 即: 加快推广掘锚一体化生产工艺、发展5G 无线网络技术、完善透明地质保障系统等, 从根源上解决智能设备自主可控、智能互联、安全可信等关键问题。

高寒地区露天煤矿爆破作业后产生的大块煤体在一定程度上加剧了露天煤矿运输设备损耗, 大块煤体会在运输环节对胶带产生一定的破坏, 更甚者会堵塞破碎站, 进而严重影响露天矿正常生产。为控制露天矿爆破作业后的煤体大块率, 提高露天煤矿经济效益, 基于利文斯顿爆破漏斗理论, 进行高寒地区煤层爆破漏斗实验设计, 在理论分析的基础上进行了现场冻煤层爆破漏斗实验, 揭示了高寒地区煤层爆破漏斗参数随不同装药结构、孔深、装药量的变化规律, 最终采用灰色关联度方法分析出不同影响因素对效果指标之间的影响程度。结果表明: 大块率的影响因素按照其程度从大到小依次为: 孔深、装药量、装药结构; 爆破漏斗半径的影响因素按照其程度从大到小依次为: 装药量、孔深、装药结构; 漏斗体积的影响因素按照其影响程度从大到小依次为: 孔深、装药量、装药结构。

在对塔拉壕煤矿项目进行环境影响评价中, 为了解决该煤矿矿井水处理站出水中氨氮及总氮不能达标等现状问题, 分析了矿井水水质及脱氮工艺, 研究了针对硝态氮及氨氮的两种大孔树脂的脱氮基理及工艺参数, 提出了以《地表水环境质量标准》(GB 3838—2002) 中Ⅲ类标准为目标的提标改造方案。通过对提标改造方案的实施, 矿井水处理站出水水质中氨氮及总氮可稳定满足标准要求。在此基础上, 分析并总结了含氮矿井水处理工艺提标改造的关键问题, 以期为矿井水中氨氮及总氮不能达标的煤矿企业提供指导。

为提高煤炭设计院成果质量与质量管理能力, 以Z 煤炭设计院项目为研究对象, 对影响设计成果的因素进行分析, 以项目质量管理理论、方法及相关标准、规范为依据, 结合4M1E 方法, 从人、机器、材料、方法、环境分析影响设计质量的指标因素, 用层次分析法构建了层次评价模型, 并对模型进行评价分析, 实证分析结果表明: 基于4M1E 方法和层次分析法所构建的煤炭设计院设计质量管理评价体系, 能实现为科学有效地控制设计过程和提升设计质量提供关键路径。最后根据评价结果提出设计质量优化的对策和建议, 包括加强设计团队管理、技术建设, 加强信息化管理及硬件配套, 加强设计质量过程管理体系。

针对鸟山井田深部综放开采软岩巷道支护难度大的难题, 阐释了深部岩层非线性的应力应变特征, 在综放面采用切顶卸压自成巷技术, 同时采用理论分析、数值模拟和工程试验, 研究了深部留巷的可行性, 将留巷过程分为三个区并提出了针对性控制对策。将该技术在鸟山煤矿11031 综放工作面回风巷道进行现场试验, 现场监测结果表明: 该巷道从掘进开始到回采结束, 顶板下沉量表现出切缝侧大于巷中大于实体煤帮的规律, 最大下沉量分别为155, 128, 81 mm, 顶板离层量稳定时约119 mm, 数值模拟结果表明切缝后顶板最大下沉量为175mm, 有效控制了深部软岩巷道围岩变形, 各项监测指标良好, 验证了针对该综放面深部留巷设计的正确性。

针对采煤工作面超前巷道变形量大等问题, 研究了采煤工作面端部覆岩运动特性对超前巷道变形的影响, 分析了超前巷道切顶卸压机理, 确定了合理的切顶参数, 进行了现场试验。结果表明: 工作面超前巷道的变形的根本原因是工作面推进过程中弧形三角板在工作面推进方向和倾斜方向下沉运动导致其重量及其荷载作用在巷道顶板造成的, 并在此过程引起超前支承压力和侧向支承压力的集中。有效切断回采巷道上方顶板与工作面顶板的联动效应后, 超前巷道替代了单体架棚支护, 超前巷道顶底板累计变形量和两帮累计移近量分别为未切顶的1/5 和1/3。

为解决林西矿深井高应力软岩巷道底鼓问题, 论文通过理论分析和现场实测相结合方法, 研究分析出了深井高应力软岩巷道底鼓力学机理及控制技术, 得出了如下结论: ①推导出了巷道两侧底板极限破坏深度、极限破坏宽度以及沿滑移面有效滑动力的计算公式; ②判断出了林西矿1791-2 工作面回风巷底板破坏为挤压流动性底鼓, 全断面破坏鼓起形式; ③分析出了巷道底鼓机理、底鼓原因以及控制途径; ④提出了“顶、帮、底同治” 控制巷道底鼓技术, 顶帮采用高强预应力锚杆网+锚索支护, 底板采用预应力锚索锚注加固+混凝土铺底技术; ⑤现场工业试验表明巷道底鼓得到了有效遏止, 能够满足正常使用要求。

针对极近距离煤层下伏回采巷道距上覆采空区间距不等的特点, 采用统一性的支护方案易造成支护稀疏或支护过度的问题。基于有效锚固层“叠加梁” 理论, 根据极近距离煤层层间距变化将实验地段风巷划分为“大于6. 0 m、4. 0~6. 0 m 和小于4. 0 m” 三个区域, 针对性提出极近距离煤层回采巷道顶板分区域支护方案, 通过数值模拟计算论证了方案的可行性, 并在任楼煤矿工作面回采巷道进行工业性试验。结果表明: 不同区域采用针对性支护后围岩均较稳定, 巷道围岩变形得到了合理的控制, 巷道总体变形量较小, 分区域式支护技术有效控制下伏巷道围岩变形, 保证了矿井安全生产, 降低了企业成本。

为探究大断面回采巷道超前支护技术, 以寸草塔二矿31205 工作面主运输巷道为工程背景, 采用现场调研、理论力学分析、FLAC^3D 数值模拟相结合的手段, 分析了主动超前支护替换单体液压支柱的可行性, 基于主动超前控制机理, 提出了在顶板中央进行补强支护的超前支护技术方案。通过现场监测表明, 主动超前支护下顶底板及两帮最大位移量分别为21 mm 和23 mm; 根据锚索轴力监测, 主动超前支护锚索可以实现及时承载; 且窥视结果表明巷道围岩完整性较好, 验证了该方案的可行性, 可以满足工作面安全高效的生产要求, 推动工作面的智能化发展。

坚硬顶板下临空巷道存在着高应力集中、大变形、难支护等问题, 以葫芦素煤矿21105 工作面为工程背景, 分析了坚硬顶板下工作面回采期间上覆顶板破断规律, 研究了临空巷道围岩变形机理, 提出了临空巷道“顶板爆破+煤柱割缝” 联合卸压巷道变形控制方法, 采用FLAC^3D软件模拟了卸压前后临空巷道围岩应力分布规律。在葫芦素煤矿21105 工作面回风巷采取“顶板爆破+煤柱割缝” 联合卸压措施后, 临空煤柱深基点应力峰值降低36. 1%, 浅基点应力峰值降低19. 1%, 试验区域微震日均能量降低67. 0%, 日均微震总能量降低35. 7%, 采取卸压措施后临空巷道顶底板移近量减小60. 1%, 两帮移近量减小41. 6%, 巷道变形得到有效控制。试验结果表明临空巷道“顶板爆破+煤柱割缝” 联合卸压技术可有效降低煤柱应力, 减少巷道变形, 为坚硬顶板下临空巷道变形控制提供了一种新的治理手段。

为研究呼吉尔特矿区厚硬顶板条件下小煤柱沿空掘巷贯通期间冲击地压机理, 以门克庆煤矿11-3107 回风巷贯通期间矿压显现为工程背景, 建立了邻空巷贯通期间应力分布模型及FLAC^3D 数值模型, 对比了距贯通点不同距离掘进工作面应力演化特征, 揭示了邻空巷贯通期间冲击地压机理, 并通过十字布点法、应力、微震等多种监测手段对巷道围岩变形、煤体应力进行了实测。基于机理分析和现场实测, 提出卸压-支护一体化技术。结果表明: 由于煤层顶板上方存在厚硬岩层, 巷道开挖后, 厚硬岩层通过应力传递作用于巷道围岩, 使得滞后于掘进工作面的巷道顶底板及帮部发生较大变形; 随着邻空巷掘进工作面距离贯通点越近, 巷道变形量逐渐增大, 通过巷道变形量的增加速率明确了距贯通点约160 m 时, 巷道变形量开始突增; 微震事件主要集中在距贯通点190~60 m 以内的巷道贯通区域, 理论计算与现场矿压显现相符。

针对现有综掘巷道迈步式自移机尾设备智能化水平低, 智能控制技术研究不足等问题, 阐释了自移机尾工作原理, 分析了智能化煤矿验收办法中针对带式输送机自移机尾智能化的要求, 提出自移机尾控制系统的总体设计方案, 设计了一键自移控制、多机联动控制和人员接近识别与闯入预警软硬件系统。在此基础上, 在神华集团神东煤炭有限责任公司哈拉沟煤矿31107 运输巷掘进工作面自移机尾应用该智能控制系统, 现场试验结果表明: 该智能控制系统可实现自移机尾的一键自移控制; 人员接近识别与闯入预警系统可以对自移机尾周边人员进行精准定位, 并且能够在人员进入危险区域后进行识别, 提高了自移机尾设备使用的安全性。

针对传统压风系统多电机之间无法协同配合, 压风机房需要定时巡检等问题, 设计了一种智能压风系统。该系统通过在控制侧加入可编程控制柜, 并引入模糊控制算法, 实现压风系统的按压供风、负载均衡、自动轮换的功能。通过布置故障诊断装置, 检测压风机的健康状况, 在发生故障时可停止压风机的运行, 并及时开启另一台压风机, 保障管道压力恒定。通过安装视频分析摄像仪实现对压风机房进入人员的监测, 分析是否有违规或越界行为, 保证人员和设备的安全。智能压风系统的管控平台展示压风机的各项数据, 并通过动画生动的展示压风机房内各设备的运行状态, 显示压风机健康状况的分析结果。该系统的应用减少了电能的浪费, 提供了准确的诊断结果,提高了煤矿智能化水平。

瓦斯抽采活动会使得煤岩体应力分布发生变化, 导致煤岩体内裂隙扩展发育直至破坏, 出现微小量级的高频率微破裂信号。利用微震监测技术可有效识别这种微破裂信号, 对抽采过程进行实时动态监测, 可探查地质异常区、隐伏构造等。九龙矿15240 工作面在瓦斯抽采活动影响
下, 在距离采线较远的某一空间区域内, 单日微震事件数量成倍增长(2~12 倍) 且时间序列连续,该区域则识别为瓦斯抽采地质异常区。通过分析微震数据时空序列演化、垂向发育、能量等信息并总结其响应特征, 结果表明: 随着瓦斯抽采时间序列的延续, 地质异常区微震事件活动性由强到弱, 空间分布呈现“集中式-分散式” 演化趋势。顶板0~5 m 占比明显高于正常回采阶段, 底板5~15 m 占比较大。微震事件能量呈不规则U 型分布, 整体能量相比回采数据增长38 倍, 应注意加强水文地质观测。

为解决现场实际中沿空留巷受采动影响围岩变形破环严重问题, 以山西晋城东峰矿为工程背景, 分析了沿空留巷不同阶段覆岩运移规律, 明确了围岩控制的重点。确定了采用“ 内支-外卸” 的协同控制方式, 采用理论分析、现场应用与监测的手段着重对巷旁柔模混凝土支护与顶板超前爆破预裂卸压进行了设计、分析与效果检验。研究结果表明, 沿空留巷巷道在滞后工作面100 m 范围内巷道变形速度较大, 柔模墙体在滞后工作面200 m 范围内压力变化较大并达到最高值,应为维护重点; 现场优化后的巷旁支护体能够满足巷帮的承载能力; 柔模混凝土墙巷旁支护和超前爆破预裂切顶卸压协同发挥作用, 在降低采动应力影响、改善留巷应力环境的同时提高了巷帮的支护强度, 有效地提高了留巷围岩的稳定性。

近距离煤层群开采覆岩破坏特征不同于单层煤开采, 同时存在层间相互影响的问题。以晋能控股煤业集团燕子山煤矿11^#煤层、14-2^#煤层、14-3^#煤层三层近距离煤层为研究对象, 通过进行物理相似模拟实验和数值模拟计算, 研究分析了近距离煤层群开采时顶底板围岩的覆岩破坏特征及应力传递规律。研究结果表明: 近距离煤层群下行开采过程中, 随着采动次数增加, 顶板横向裂隙超前发育和纵向裂隙穿层效果更为明显, 垮落块度明显减小, 来压规律不明显; 煤层顶板覆岩因采动产生的应力峰值随采动次数增加而降低; 初次采动影响下, 稳定后的覆岩应力要明显小于原岩应力, 而多次采动稳定后的覆岩应力与该次采动前相近; 上覆岩层在多重采动影响下, 破坏更彻底, 形成台阶式的岩层切落。研究结果可为条件相似的近距离煤层群开采顶底板围岩控制、采空区积水及瓦斯防治提供参考依据。

矿井永久硐室作为矿井重要设施, 硐室围岩的长期稳定对于煤矿安全生产至为关键。针对益东煤矿煤层中央副水仓围岩失稳大变形难以控制的技术难题, 梳理了副水仓硐室围岩现场变形破坏特征, 建立UDEC 数值计算模型, 反演分析了原始混凝土砌碹支护下硐室围岩应力、裂隙发育程度、变形破坏特征, 综合分析了副水仓硐室围岩变形破坏机理。结果表明: 原始支护强度低、支护系统不协调、底板膨润土遇水膨胀是围岩大变形难以控制的主要原因。结合现场实际条件及数值模拟反演结果, 提出了一种“注浆加固+锚杆、索+反底拱” 联合支护技术应用于返修实践。现场监测表明: 返修后45 d 内, 两帮收敛量最大为55. 8 mm, 顶底板移近量最大为46. 5 mm, 满足副水仓硐室安全使用要求, 确保煤矿安全生产。

为解决8. 8 m 大采高工作面主运巷强动压、大变形等超前段支护问题, 采用理论分析计算与现场实测相结合的研究方法, 对上湾煤矿12403 大采高工作面主运巷超前段锚索主动式支护技术开展研究。基于锚索主动式超前支护技术建立了大采高工作面主运巷支护力学模型, 计算并校核了8. 8 m 大采高条件下主运巷超前支承压力影响范围和锚杆(索)及围岩支护强度。同时开展了现场试验, 结果表明, 从距离工作面45 m 位置开始, 锚杆和锚索受力开始缓慢增加, 但增速较小,从距离工作面20 m 位置开始, 锚杆和锚索受力以较大幅度增加, 累计增加15~25 kN 后开始趋于稳定, 平均影响范围42 m 左右, 平均应力集中系数为1. 4; 在距工作面45 m 时开始出现围岩变形,但前期变形量较小, 随着工作面不断推进, 围岩变形量逐渐增大, 在测站与煤壁距离小于30 m 时变形量增速较大, 但围岩整体稳定且变形可控; 钻孔窥视结果表明主运巷超前支护段围岩裂隙总体发育程度较低, 围岩、煤层的整体性较好, 锚索超前支护方式对顶板围岩起到很好的支护效果。

为了研究复杂岩层中剪切力与轴向载荷对反射信号特性的影响, 将分形维数中的盒维数与应力波特性参数应用到锚杆无损检测之中。通过在锚杆自由端中间加载不同大小的集中载荷,分析了同一试件上加载不同的动态载荷力与不同试件加载不同剪切力对应力波特性的影响。使用MATLAB 软件对检测信号进行盒维数计算, 研究在不同情况下的盒维数变化规律; 对检测信号幅值、有效值、标准差、幅频进行分析, 判断其信号强度及其规律。研究结果表明: 随着锚固结构轴向载荷与锚杆自由端剪力的逐渐增加, 信号强度逐渐减弱; 剪切力大小影响锚杆的极限承载能力,随着剪切力的逐渐增大, 盒维数会不断增加, 锚固结构的极限承载能力也会增加; 随着轴向载荷的不断增大, 盒维数先增大后减小, 在盒维数最大值处锚固结构失效。

为研究不同注浆压力下各顺层钻孔的封孔质量, 以轩岗煤电有限责任公司刘家梁煤矿2214 工作面为试验对象, 根据矿井煤层实际赋存情况, 采用COMSOL 数值模拟软件, 模拟不同注浆压力下浆液在煤层中的扩散范围, 数值模拟结果表明, 在1~4 MPa 注浆压力范围内, 浆液在煤层中的扩散半径与其注浆压力的大小成正相关关系, 而浆液扩散半径的增加幅度随注浆压力的增加呈现逐渐减小的变化趋势。同时在钻孔始封深度、封孔长度等封孔参数一定的情况下, 按照1、2、3 和4 MPa 四个等级进行现场顺层钻孔封孔试验, 并利用漏气率对各抽采钻孔的封孔质量进行评价和对比, 现场试验表明, 采用1 MPa 和2 MPa 注浆压力的顺层钻孔分别有4 个和2 个钻孔出现漏气, 其平均漏气率分别为32. 76%和28. 65%, 而采用3 MPa 和4 MPa 注浆压力的钻孔均未出现漏气现象。综合数值模拟及现场试验结果表明, 该工作面顺层钻孔封孔时其注浆压力应不小于3 MPa。

为了识别鄂尔多斯盆地北部唐家会矿DF₁ 断层导水性, 预防采掘工作面突水事故的发生, 通过采集唐家会矿二叠系砂岩水、奥陶系灰岩水(奥灰水)共36 组水样, 利用Piper 图、离子比例法及饱和指数法研究矿井地下水化学特征及成因, 并基于水化学特征分析断层导水性。结果表明, 砂岩水化学类型为Cl·HCO3 -Na 型和Cl-Na 型, 奥灰水化学类型为Cl-Na 型。砂岩水和奥灰水中Na⁺主要来源于岩盐与硅酸盐岩的溶解; 奥灰水中方解石处于平衡和过饱和状态, 白云石处于未饱和状态, 并发生了阳离子交换吸附。随着与DF₁ 断层距离的减小, 61101 工作面底板注浆孔涌水TDS 增加; 11-4^#孔涌水随着时间延长, Cl^-逐渐增加, 表明钻孔涌水中奥灰水的混合比例越来越大, DF₁ 断层在该区段为导水断层。

煤的孔隙结构特征与瓦斯的吸附和运移密切相关, 构造煤的孔隙结构特征由于受到构造应力的破坏而趋于复杂, 因此开展构造煤孔隙发育的研究是提升瓦斯治理水平的重要方向。以西山煤田南部东于煤矿三组构造煤和一组原生煤为研究对象, 采取低温液氮吸附法和扫描电子显微镜(SEM), 联合观测构造煤与原生煤的孔隙特征。研究表明: 三组构造煤的氮气吸附量为原生煤的2. 04 倍、1. 49 倍和2. 90 倍, 三组构造煤的孔容为原生煤的2. 08 倍、1. 53 倍和2. 96 倍; 三组构造煤的孔容大部分由微孔和小孔提供均达到69. 71%以上, 孔比表面积大部分由微孔提供均达到了79. 04%以上; 原生煤的孔容大部分由微孔和小孔提供达到了89. 38%, 孔比表面积微孔占比93. 97%; 三组构造煤的孔隙结构相比原生煤更加复杂, 具有更大的分形维数(2. 6985~2. 7106); 三组构造煤(10000 倍) 表面分形维数分别为1. 962、1. 979、1. 947 均大于原生煤1. 945, 构造煤与原生煤相比有更为发育的孔隙特征; 分形维数D1 与总孔比表面积、微孔比表面积成正比; 挥发分含量在一定范围内与总孔比表面积、微孔比表面积、小孔比表面积成正比。

为了识别自然和人为干扰因素对黄土高原生态环境质量变化的影响, 以黄土高原为研究区, 基于GEE 平台和MODIS 数据获取区域内2003—2022 年的遥感生态指数(RSEI), 利用随机森林识别自然因素和人为干扰因素对RSEI 变化的驱动作用。结果表明: 近20 年内, ①黄土高原的生态环境质量轻微改善, 以0. 002/ a 的速率增加, 且生态环境质量空间分布总体呈由东南向西北递减的趋势, 空间分布异质性较大, 整体表现为良; 蒙陕矿区和山西矿区大部分区域, 以及黄陇矿区和宁东矿区的生态环境质量改善较为明显, 占比分别为40. 5%、25. 7%、14. 6%和19. 9%, 山西矿区和豫西矿区部分区域退化较为明显, 占比分别为5. 4%和34. 3%。②黄土高原气温降低和升高区域分别占比46. 3%和13. 3%, 而92. 7%区域的降水不变; 63. 1%的土壤水、58. 4%的地表径流和96. 6%区域的地下水储量增加; 98. 5%区域的GDP 增加, 62. 7%和20. 9%区域的人口增加和降低,近70%的土地利用类型基本不变, 其余区域的地物类型相互转换。③黄土高原RSEI 改善区域主要受地表径流(占比39. 8%)、地下水储量(15. 7%)、GDP(13. 4%)和气温(12. 4%)的影响, 退化区域主要受GDP ( 22. 2%)、地表径流( 21.3%)、地下水储量( 16. 4%)、气温( 12. 5%) 和夜间灯光(10. 5%)的影响; 其次, RSEI 改善的煤炭基地主要受地表径流和GDP 的影响, 退化的煤炭基地受GDP、夜间灯光、地下水储量和气温因素主导。综上所述, 近20 年内黄土高原生态环境得到改善,生态环境质量变化主要受地下水储量、地表径流、气温、夜间灯光、人口和GDP 的影响。

煤矿钻杆在严苛的服役环境和复杂的受力状态下易失效, 不仅影响正常生产, 而且还因打捞困难致使事故恶化。针对上述问题, 以煤矿⌀73 mm 外平定向钻杆为研究对象, 对不同载荷下钻杆接头进行了受力分析, 并通过单轴拉伸试验获得了接头材料的力学性能参数, 构建了接头材料的本构模型。在此基础上, 应用虚功原理、Von Mises 屈服准则和接触非线性理论建立了钻杆接头螺纹的弹塑性有限元分析模型, 分析了不同工况载荷作用下接头部位的受力状态及应力场分布规律。研究结果表明: 在预紧扭矩为2000 N·m 时, 该钻杆接头具有良好的密封性能和联接强度; 单扭和拉扭载荷下, 靠近主台肩的第一螺纹牙为主要失效部位; 在压、弯、扭载荷下, 主台肩为主要失效部位; 在钻机最大扭矩与推进力的作用下, 接头的抗弯能力达到3°/3 m。

为提高矿山装备传动系统的动态可靠性, 基于ADAMS 建立了二级行星传动系统啮合接触动力学模型, 分析了各级齿轮的运动特性及啮合力, 讨论了牵引转速及负载转矩对传动系统稳定性及轮齿均载特性的影响规律。结果表明, 一级行星轮系相对二级行星轮系的传动稳定性更差、偏载更严重; 随着负载增大, 一级行星轮的速度波动加剧、均载性能减弱, 二级行星轮的均载性能轻微改善;随着转速的增加, 两级行星轮的速度波动均加剧, 中心轮的速度波动降低, 一级行星轮内啮合的均载性能相对改善。该结果为揭示矿山装备传动系统故障机制、优化其传动性能提供了参考。

文章提出了一种优化变分模态分解(VMD) 参数与综合零序电流信号分量的选线方法,旨在解决目前矿井经消弧线圈接地供电系统发生单相接地故障时, 存在的故障信号特征提取困难、噪声信号影响严重等问题。该方法利用鲸鱼优化VMD 参数对零序电流信号进行分解, 并根据非工频分量能量、工频分量极性和波形相关性的多重判据进行故障线路判别。利用RTDS/ RSCAD 搭建矿井供电系统模型, 仿真测试了不同的故障情况, 包括不同故障线路的故障接地电阻、故障初始相位角、故障点位置。结果显示, 无论故障条件如何, 该方法都有更加准确和可靠的选线结果。

为了掌握煤(岩)层及地质异常体对电磁波透视的影响规律, 采用三维数值模拟方法,研究全空间条件下环形天线发射电磁波在煤( 岩) 层中传播时, 遇到不同地质异常体( 断层、陷落柱)时的传播特征。结果表明: 异常体充填空气较多时, 电磁波损耗小, 磁场强度等值线外凸; 若异常体充填水较多时, 电磁波能量损耗较大, 曲线内凹; 充填其他介质时, 电磁波损耗介于两者之间, 可通过实测场强曲线、等值线变化, 判断异常区电性特征。异常体形态和规模不同, 磁场强度分布也不相同; 异常区为圆形或似圆形时, 磁场强度在异常体内产生畸变, 远离异常体后逐渐恢复正常分布, 识别较为困难; 故异常体直径越小, 离接收点越远, 识别越困难; 当异常区为条状断层分布时, 断层走向与巷道交角越小, 受影响的测点较多, 识别较容易; 若断层走向与巷道交角变大, 受影响的测点变少, 则识别较困难, 据此可大致判断断层走向。正常情况下, 场强曲线呈左右对称的抛物线形态, 中间大、两侧递减; 异常体所处位置、形态及充填物质不同, 曲线形态亦不相同; 当异常体规模较大时, 曲线呈对称或不对称的“M” 形。因此, 在数据处理初期, 由于场强曲线获取较快, 可以通过识别曲线形态初步定性判别异常体的某些特性, 但无法准确定位射线上不同区段的异常特征, 可进一步结合层析成像分析, 得到正确合理的认识。

表面粗糙度对煤的可浮性起着重要作用。为了研究捕收剂和粗糙度协同作用对煤表面润湿性的影响, 采用四种不同目数的砂纸对煤表面进行粗糙化处理, 并使用粗糙度测量仪表征其表面特性。采用接触角与相互作用测量仪分析表面粗糙度对煤天然润湿性和油酸钠改性后润湿性的影响。结果表明, 随着天然煤表面粗糙度的增加, 接触角减小。由于接触线的增加, 水滴与煤表面之间的扩散力增大。当粗糙度分别为0. 32、1. 02、1. 82、2. 38 μm 时, 水与煤表面之间的扩散力分别为159. 00、177. 82、200. 99、209. 60 μN。而经低浓度(120 mg/ L) 油酸钠改性后, 随着粗糙度的增加, 煤表面的接触角增大, 扩散力减小, 扩散力分别为149. 11、146. 40、134. 06、124. 27 μN。但当油酸钠浓度达到320 mg/ L 时, 随着粗糙度的增加, 接触角反而迅速减小, 扩散力迅速增大, 扩散力分别为174. 21、211. 05、244. 37、288. 51 μN。粗糙度的增大会增加天然煤表面的润湿性, 低浓度的油酸钠改性和表面粗糙化可提高煤表面疏水性, 然而, 过量的药剂会增强煤表面的润湿性。

针对选煤厂入浮煤泥表面氧化程度高、含氧官能团多, 导致浮选精煤产率低且灰分高的问题, 分别采用柴油、常规极性-非极性复配捕收剂以及自主开发的新型极性-非极性复配捕收剂, 进行了浮选试验, 并结合接触角测试和吸附量测试, 揭示了新型极性-非极性复配捕收剂强化氧化煤泥浮选效果的作用机理。结果表明: 采用柴油和常规极性-非极性复配捕收剂进行氧化煤泥的浮选时, 浮选效果均较差, 难以满足生产要求; 而采用新型极性-非极性复配捕收剂进行氧化煤泥浮选时效果较好, 且该复配捕收剂更容易吸附在氧化煤泥表面, 可显著提高煤泥表面接触角、降低其对水的润湿性, 从而提升氧化煤泥浮选效果。同时, 针对氧化煤泥采用新型极性-非极性复配捕收剂进行浮选, 当捕收剂总用量为1200 g/ t 时, 精煤产率可达74. 28%, 精煤灰分仅为7. 66%。

大倾角煤层复杂的赋存条件影响着支架的安全性和稳定性, 目前大倾角工作面开采面临的最关键问题是保证工作面支架稳定工作。文章通过对大倾角煤层⌀160/105-730 型推移千斤顶力学行为分析, 以及借助ANSYS Workbench 软件进行推移千斤顶双向瞬态流固耦合分析, 得出了液压支架推移千斤顶应力、变形特征, 并结合实际工况, 分析得出推移千斤顶涨缸窜液失效易发生在活塞杆和乳化液与推移千斤顶缸体交界处, 应适当加厚活塞杆与缸体交接处的缸体厚度, 并加强活塞杆与缸体交界处的密封, 为大倾角工作面液压支架支护稳定性和采煤空间的安全性提供了保证。

针对煤矿井下工作面可伸缩带式输送机在关键部件设计和优化、故障诊断、智能化运维等方面面临的问题和挑战, 本研究从高效拆装、集成驱动、智能控制、智能监测等关键技术出发, 提出了智能化永磁集成滚筒驱动型无基础可伸缩带式输送机关键技术。主要涉及四个方面: 可伸缩带式输送机无基础、高效拆装技术; 矿用大功率永磁集成驱动滚筒技术; 智能永磁变频张紧技术; 煤矿带式输送机智能监测技术。通过上述技术最终实现可伸缩带式输送机安全、高效、智能化运行, 为煤炭行业煤矿智能化建设提供设备上的支持。