摘要：为了保证带式输送机转弯段的安全、平稳,通过对带式输送机转弯段的影响参数进行分析,提出了带式输送机转弯段的优化分析系统,通过系统分析能够获得带式输送机在不同工况和物料情况下的最佳参数组合。最后通过试验验证的方式验证了带式输送机转弯段的优化系统的可行性和可靠性,为带式输送机的进一步发展提供了基础。

摘要：针对液压支架电液控制系统故障主要采用人工进行排查,故障排查过程中随机及个别故障无法排查到位、故障排查效率低下等问题,构建了基于Hadoop的大数据决策分析服务平台,设计了并行算法为核心的数据故障诊断引擎,基于MapReduce对C4.5决策树分类算法进行改进,对电液控制系统硬件设备进行智能化技术改造。测试结果表明:C4.5决策树分类预测引擎提取电磁先导阀、控制器、压力传感器、行程传感器故障特征曲线研究表明,该故障诊断系统可对电液控制系统各类故障进行有效识别和诊断。该系统在官地矿南六采区12605工作面开采中进行应用,在集控室电脑软件上即可对液压控制系统故障进行有效监控,故障诊断可靠性好、智能化程度高,大幅度提高了液压控制系统故障的维修效率。

摘要：针对剪板机由于其结构参数不合理导致上下刀片间隙或大或小所导致剪切产品质量差的问题,在对剪板机在正常工作状态下应力和位移测试的基础上寻找其根本原因;而后,基于数值模拟计算手段对上刀片机架和下刀片工作平台的结构参数进行优化,并对优化效果进行综合评估。

摘要：高瓦斯碎软煤层具有煤体强度低、瓦斯含量高等特征,钻进过程中钻孔变形量大、易失稳破坏形成塌孔,导致钻孔深度浅、钻进效率低,进而影响了瓦斯抽采效率。为了提升刻槽钻杆在碎软煤层的应用效果,考虑螺旋槽体头数、螺距、槽深与槽宽等关键参数,采用EDEM与Fluent气固相间耦合的数值计算方法,构建刻槽钻杆钻进排渣模型,对比分析了刻槽钻杆的结构参数对排渣性能的影响。结果表明,增加螺旋槽体的头数,有利于增大排渣空间,提升钻杆的排渣效果;对于Ф50 mm的小直径刻槽钻杆,钻杆表面螺旋槽体设计为三头结构,相比单头和双头槽体,其排渣性能有明显提升;三螺旋刻槽钻杆螺距设计为252 mm、槽深为2.5 mm、槽宽为16 mm时,钻杆的排渣效果最优。通过现场工业性试验,钻进效果与煤矿使用的圆钻杆进行对比,三螺旋刻槽钻杆钻进深度提高11.5%,钻进效率提高35.4%,成孔率达到100%,在钻孔施工的过程中断钻、卡钻等打钻事故均未发生。

摘要：针对突出煤层瓦斯抽采钻孔易发生喷孔瓦斯超限的问题,围绕在钻孔内削弱瓦斯喷出压力的研究思路,设计了刻槽阻尼钻具,进行了组合钻具实验室阻尼效果分析,同时使用R780地质管材加工钻具,对钻具强度进行了仿真校核,并在屯兰矿18407轨道巷开展了现场钻进工业性试验。结果表明:通过刻槽阻尼钻杆一次卸压,扩孔钻头消耗剩余瓦斯气流携带能量可以有效降低瓦斯喷孔压力,瓦斯压力变动主要受刻槽阻尼钻杆参数设计及扩孔钻头物理形状影响。实验室钻具阻尼效果分析得出,瓦斯稳定流过钻具刻槽阻尼段风压降低约73.5%.钻具强度校核表明,各项安全系数大于1.现场使用刻槽阻尼钻具施工,钻具在钻孔内削弱瓦斯喷出压力的作用明显,未出现喷孔瓦斯超限。

摘要：杜儿坪矿68311工作面在回采时下邻近层瓦斯涌入量较多,为此采用在底板打定向拦截钻孔并进行瓦斯抽采的方法。为体现工作面回采对底板造成的卸压增透以及合理设计瓦斯抽采参数,首先使用FLAC3D模拟工作面回采不同距离下的底板有效应力变化,将其转换为渗透率变化并导入至COMSOL中,再通过建立流-固耦合数学模型完成不同抽采参数下的瓦斯抽采模拟。研究结果表明:工作面回采距离越大,卸压增透效果越好;钻孔层位由6 m降低至2 m,瓦斯抽采有效半径提高15.10%;钻孔直径由φ60 mm增加至φ120 mm,瓦斯抽采有效半径增加15.03%。

摘要：针对低渗煤层瓦斯抽采存在预抽难度大的问题,提出大直径钻孔预抽能够降低低渗煤层瓦斯含量的方法。但由于低渗煤层对气固耦合效应影响敏感,抽采中渗透率变化过程不明确,导致大直径钻孔抽采参数设计依据不足。首先分析了低渗煤体渗透率演化的主控因素,建立了煤层瓦斯运移理论模型,模拟研究了大直径钻孔不同工况下对低渗煤体的瓦斯抽采效果,对比分析不同孔径、负压、孔间距下煤层瓦斯渗流规律。结果表明钻孔孔径越大造成的煤体卸压区越大,瓦斯抽采量越高,瓦斯残余含量也越小,但抽采效果增加幅度逐渐降低。负压越大瓦斯抽采量越大,但差别较小,因此负压对提升抽采效率影响较小。受渗透率演化的影响,不同钻孔间距下瓦斯抽采总量差别较大,在间距为3 m时,40~120 d阶段内抽采量最高,后期抽采量缓慢下降。间距5 m时抽采总量最高,抽采范围内的瓦斯残余含量降低较多。现场优化抽采后的瓦斯抽采纯量与模拟结果一致,表明了研究结论可靠。该研究结果可为煤矿井下大直径钻孔瓦斯抽采参数设计提供理论依据与应用参考。

摘要：为了弥补当前煤矿语音通信系统运行过程中暴露出的不足,设计一种能满足煤矿远距离进行语音通信的专用语音通信系统。这一系统选择PIC18F458、AMBE2000分别作为主控芯片、语言编解码芯片,通过CAN完成通信任务。较为详细地介绍了系统软、硬件的设计思路与方法,并且为了使用语言通信质量得到更大的保障使用了静音检测技术。通过测试证实这一系统声强、失真度、可懂度等均符合煤矿通信要求,具有较高的推广价值。

摘要：地下开采可能导致地表沉陷、基础设施损毁、土地破坏或地面积水等,进而诱发生态环境恶化。而采空区固体充填和覆岩离层注浆是控制岩层移动,减小采动损害的有效技术手段。传统的覆岩离层注浆往往采用关键层理论、数值模拟、相似材料模型实验和理论分析手段,因涉及的物理力学参数多、边界条件限制等,计算过程复杂,仅能给出离层层位,难以定量确定离层量。开采沉陷研究表明,采动覆岩与地表移动方向指向采空中心,移动边界可以简化为线性边界,基于下沉盆地主断面上地表下沉与任一覆岩下沉的面积相等和煤系地层的层状特征,构建了采动覆岩与地表下沉的关系模型,较好地反映了覆岩与地表下沉随边界角、工作面宽度、开采深度的发展演化规律。采动覆岩与地表下沉比值随埋藏深度增加而增大,反映了采动下沉效应从顶板向覆岩、地表的传递规律;随着宽深比的增加,同一层位岩层下沉与地表下沉比值减小,地表下沉增大;当边界角减小时,地表下沉范围增大,地表下沉值减小。结合钻孔揭示的覆岩结构与组合,可以逐层计算上覆岩层和地表的下沉值,利用两相邻岩层下沉的非一致性,可以确定各岩层间的离层量,通过计算导水裂隙带高度,剔除导水裂隙带内无法形成封闭充填空间的无效离层,进而优选确定出适用于覆岩离层注浆的最大离层及层位,为覆岩离层注浆减沉设计提供了简单、便捷的离层识别方法和离层量定量计算方法。

摘要：为解决巷道围岩开采过程中由于支护不及时导致顶板易发生坍塌、冒顶事故等问题,提出迈步滑移式超前支护设备,应用仿真模拟方法分析超前支护设备的可靠性。首先,介绍滑移式超前支护结构组成及原理,明确超前支护设备支护效果的功能可靠性;然后,仿真分析超前支护设备在全支撑状态和迈步过程状态的整机结构强度,验证超前支护设备设计的合理性。最后,利用ANSYS Workbench模态分析超前支护设备,获得设备不同振型特征。结果表明:在全支撑状态下超前支护设备最大变形发生在纵梁前端部位(22.139 mm)、最大应力位于前后支撑纵梁的铰接处(205.45 MPa)、等效应变集中的位置位于拱形横梁与支撑纵梁的相交区域(11.624×10^(-4));在迈步过程状态下超前支护最大变形发生在副支撑组前纵梁上(13.411 mm)、支护最大应力出现在支撑纵梁与拱形横梁的铰接处(187.65MPa)、推移油缸的最大位移出现在活塞杆头与副支撑组铰接部(5.6332 mm)、最大应力则发生在与主支撑组铰接处(187.65 MPa);整机的一、二、三、四阶固有频率分别为41.7152、44.591、60.826和62.789 Hz,发生形变的部位分别位于副支撑组前支撑立柱上与副支撑组后支撑立柱上。