实兴煤矿上保护层开采区域消突评价报告

实兴煤矿上保护层开采区域消突评价报告

贵州鲁中矿业有限责任公司

织金县实兴煤矿

上保护层开采区域消突评价报告

编制日期:

二〇一四年三月二十三日

矿井编制、会审人员

编制人：时间：年月日通风科：时间：年月日生产科：时间：年月日安全科：时间：年月日生产矿长：时间：年月日安全矿长：时间：年月日机电矿长：时间：年月日矿总工程师：时间：年月日

矿长：时间：年月日

公司会审人员

通风部：时间：年月日生产部：时间：年月日安全部：时间：年月日公司总工程师：时间：年月日

第一章概述

煤与瓦斯突出严重影响了矿井安全生产,根据治理煤与瓦斯突出最有效、最经济的防治技术是开采保护层,在优先开采保护层的开采的条件下，我矿首次尝试开采保护层以消除煤层突

出危险性,采取开采15煤作为上保护层开采,解放下层21煤，由于首次开采上保护层, 本报告按照有关规定必须对保护效果进行考察。

第二章保护层开采情况

一、工作面情况

15煤层做为保护层开采，开采面积为10.2万m2，开采煤量为17.9万t；上覆B11

被解放煤量38.5万t；下覆B8被解放煤量为21.8万t。B10煤层开采后，下覆的B8煤层得充分卸压。B10煤层对下覆B8煤层卸压范围大于根据《防突细则》所圈定的范围，上山方向的卸压角接近115o，见图4

1、采煤工作面布置情况

首采工作面布置在M15煤层中，沿M15煤层走向布置工作面。运输巷、回风巷沿M15煤层底板掘进，煤层平均厚度为1.4米。工作面走向长410米。截止目前，

M15煤层采煤工作面的运输巷、回风巷的巷道掘进均为爆破作业。

2、煤层顶底板条件

实兴煤矿地处高山，煤层顶底板稳定，褶曲小断层发育。煤层直接顶细砂岩、粉砂岩，底板为钙质泥岩、粉砂岩。底版为粉砂岩、泥岩，此类顶板随工作面的推进而冒落，离地表浅，透气性良好。

3、地质构造情况

实兴煤矿地处高山，井田位于长岗向斜西南翼北西段，地层倾向220°～210°，倾角23°～21°为单斜构造，根据东翼已掘进的巷道揭露的情况，煤层顶底板稳定，褶曲小断层发育。

4、水文地质

该掘进工作面对应地表为山坡地，无建筑物及水体，根据已掘进的周围巷道揭露情况，煤层及顶板中有裂隙水渗透，但对采煤工作面施工无大的影响。

煤层裂隙较发育，

回采过程中会出现煤层裂隙水渗透，

二、瓦斯治理情况

第三章评价概况

第一节评价范围

设计预抽控制区域为矿井拐点范围内6煤层+1855～+1870m 区域。

第二节评价依据

《煤矿安全规程》（2011版）；

《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）；

《煤矿瓦斯抽采规范》（AQ1027-2006）；

《防治煤与瓦斯突出规定》；

《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》（安监总煤装[2011]163号）

《织金县实兴煤矿开采方案设计（变更）》；

《织金县实兴瓦斯抽放系统方案设计》；

《织金县实兴煤矿防治煤与瓦斯突出设计》等。

第三节评价过程简述

根据已采取的防突措施的控制范围内，煤层残余瓦斯压力和含量达到《防治煤与瓦斯突出规定》的要求（小于0.74 MPa、8m3/t），进行评价。

成立评价、评审组织机构

分别成立评价组和评审组对矿井拐点范围内6煤层+1855～

+1870m区域进行评价。

评价组成员：

组长：汤玉山（矿长）、程传勇（矿总工程师）

副组长：何春模（安全矿长）、黄政权（生产矿长）、纪德宽（机电矿长）

成员：通风科

生产科

安全科

评审组

组长：公司总工程师

副组长：安全副总、生产副总

成员：通风部

安全部

生产部

项目分工

评价组：生产科负责收集整理工作面瓦斯地质资料，落实工作面的布置；通瓦科负责完善通风系统及防突设施；抽采队负责措施贯彻。通风队执行好安全防护措施；通瓦科负责资料的收集、整理及报告的编制；抽采队负责区域防突措施和局部综合防突措施的实施；安全科负责监督各项措施的实施；矿总工程师负责组织报告的评价。

评审组：负责审查报告，提出并落实报告中未完善的措施及资料，交组长审核后定稿。

第四章瓦斯抽放、消突区域基本情况

第一节瓦斯抽放、消突区域范围

瓦斯抽放、消突区域：为矿井拐点范围内6煤层+1855～

+1870m区域范围。钻孔控制范围：下部标高+1851m(下部标高+1855m消突区域轮廓线以外6煤层倾斜长15m)，上部标高+1870m，东起矿井边界，西至矿井边界；走向长726m，倾斜宽77m。

第二节瓦斯抽放、消突区域与周边关系六煤层（矿井拐点范围内+1855～+1870m 区域）瓦斯抽放、消突区域上部为11轨道、11回风、11皮带巷；下部为全煤；西部为全煤；东面为全煤。

第三节瓦斯抽放、消突区域与地表关系根据井上下对照图，该区域埋深：150m，地表无建筑物及其它设施，为山坡地。

第五章区域综合防突措施

第一节区域突出危险性预测

一、煤层瓦斯参数预测：

（1）瓦斯压力及梯度

矿井拐点范围内6煤层+1855～+1870m 区域设计预抽区域煤层瓦斯含量采用计算法。根据贵州盘江投资控股（集团）煤矿设计研究院有限公司提供的《贵州省织金县三塘镇秀华煤矿开采方案(变更)安全设施设计说明书》，2011年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了《织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》和根据《详查地质报告》提供的资料，201钻孔、202钻孔14号煤层的瓦斯含量，在铅垂方向上，随着煤层埋深的增加，瓦斯含量逐渐增大，因此，同一煤层随着开采深度的增加，矿井的瓦斯涌出量将会逐渐增大。参考突出鉴定报告中的测试数据，按公式PM=（P1-P0）/（H1-H0）计算6号煤层的瓦斯压力梯度，设计采用《采矿设计手册》中P＝（2.03～10.13）H瓦斯压力，取最大梯度平均值（0.01013Mpa/m）按公式PM=（P1-P0）/（H1-H0）计算瓦斯压力梯度，经计算6煤层最大瓦斯压力。

（2）瓦斯风化带

根据《详查地质报告》提供的资料，本矿瓦斯风化带深度为60m。

（3）瓦斯含量

根据瓦斯含量梯度计算

根据《详查地质报告》提供的资料， 201钻孔、202钻孔14号煤层的瓦斯含量见表。

14号煤层的瓦斯含量

根椐矿井各煤层瓦斯含量：

W h =W x +W y

式中：Wx ---煤的吸附瓦斯含量，m 3/t ；

100)31.01())(P

098.0(

)

100(5.65146.0f n r f f x W e V b a

W A W ++--=

W f 、A f 、V r —— 煤的水分、灰分、挥发分，%

a ——2.4+0.21V r

b —— 1-0.004V r

P ——煤层瓦斯压力，Mpa 。P ＝（2.03～10.13）H ，H 为垂

深(m)，kpa ；取最大值10.13 kpa P 0——瓦斯风化带压力，P 0=0.196Mpa H ——埋深，m ，设计按各煤层最大埋深计算 H 0——瓦斯风化带垂深，m ，按60m 取值； P M ——瓦斯压力梯度，Mpa/m e n ——温度系数，P

t

n 007.0993.002.0+=

t ：温度℃

Wy ---煤的游离瓦斯量，m 3/t ；γ

y n y

K P

f W 8.9=

f n——煤的孔隙率，% ,查《采矿设计手册》表8-7-10

γ——煤的容重，t/m3

K y——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查《采矿设计手册》表8-7-14

按以上公式，根椐矿井开拓布局，预测二水平标高+1855以上6煤层吸附瓦斯量和游离瓦斯量；

二、煤层瓦斯参数实测：

2013年10月，在七煤层瓦斯消突巷共布置16个检验测压孔，直径75mm，具体见下表。

七煤层瓦斯消突巷区域检验测压孔参数表

最大瓦斯压力0.30Mpa，小于0.74Mpa；瓦斯含量5.66m3/t（测算值），瓦斯含量5.57m3/t（检测最大值），小于8 m3/t。根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十三条第三款的规定及《煤矿瓦

斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）的要求，该区域预测为非突出危险区域。

第二节 区域防突措施

一、瓦斯储量及预抽量计算

采用七煤层瓦斯消突巷施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的方法，对矿井拐点范围内+1855～+1870m 区域6煤层瓦斯进行抽采，钻孔采用均匀网格式布置。根据“《防突规定》第四十九条 采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当符合下列要求：（一）穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m ，下帮至少10m ；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m ，以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。”,设计钻孔控制范围：下部标高+1851m(下部标高+1855m 消突区域轮廓线以外6煤层倾斜长15m)，上部标高+1870m ，东起矿井边界，西至矿井边界；走向长726m ，倾斜宽77m 。 1、设计控制范围内煤层储量

G =（L-1H -2H +2R ）×（l -1h -2h +2R ）×m ×r

=（726-0-0+2×2.5）×（77-0-0+2×2.5）×2.6×1.6 =249358.72 (t)

式中：L —煤层走向控制长度，726m ；

l —抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向控制宽度，

77m ；

1H 、2H —走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m 。

如果无巷道则为0；

1h 、2h —倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m 。

如果无巷道则为0；

R—抽采钻孔的有效影响半径，2.5m；

m—平均煤层厚度，2.6m；

—容重，1.6t/m3。

注：《防突规定》第五十六条采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：（一）当预抽区域内钻孔的间距和预抽时间差别较大时，根据孔间距和预抽时间划分评价单元分别计算检验指标；

（二）若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围。

2、煤层原始瓦斯含量

Q总= G×W

=249358.72×5.66

=1411370.355

≈1411370(m3)

式中Q总——煤层气资源量，m3。

G——煤层资源储量，t。

W——原始吨煤瓦斯含量，5.66m3/t。

预计矿井拐点范围内+1855～+1870m区域6煤层储量为249358.72t，瓦斯储量为1411370m3。

3、需要预抽瓦斯量

Q抽=G×（W-W残）×K

=249358.72×（5.66-4）×1.2

=496723( m3)

式中W抽——预抽瓦斯量，m3；

G——煤层资源储量，249358.72t；

W——原始吨煤瓦斯含量，5.66m3/t；

W残——《防突规定》规定的残余瓦斯含量临界值，8m 3/t,取4m3/t；

K——围岩瓦斯涌出系数，取1.2（围岩瓦斯涌出系数为

1.05-1.2，具体可根据邻近层瓦斯涌出量的大小确定）。

二、区域防突措施

1、区域抽放措施设计情况

采用在七煤层瓦斯消突巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的方法，对矿井拐点范围内+1855～+1870m区域6煤层瓦斯进行抽采，设计控制范围下部标高+1851m(下部标高+1855m消突区域轮廓线以外6煤层倾斜长15m)，上部标高+1870m，东起矿井边界，西至矿井边界；走向长726m，倾斜宽77m。钻孔采用等距网格式均匀布置。有效抽采半径取2.5m，钻孔终孔间距按2R计算取5m，在七煤层瓦斯消突巷内每隔5 m布置一组，每组1-15个，共2514个抽放钻孔，设计预抽时间为50天（详见区域抽放钻孔设计图及参数表）。

2、区域抽放措施施工及验收情况

抽放钻孔于2013年10月8日施工，于2013年11月24日竣工。实际施工钻孔2530个，走向控制726m，下部标高+1851m，上部标高+1870m，倾斜宽77m，钻孔按等距网格式均匀布置及施工，钻孔间距最大5 m，最小4.5m，钻孔间距基本一致，无预抽空白带，符合《防突规定》及相关规定（详见区域抽放钻孔竣工图及参数表）。

七煤层瓦斯消突巷的抽放钻孔于2013年10月9日早班连网抽

11501回风巷抽采达标评判及区域措施效果检验评价报告

贵州松河东一井煤业有限责任公司 11501回风巷K0+4m～73m区域 抽采达标评判及区域措施 效果检验评价报告 编制部门：贵州松河东一井煤业有限责任公司通防科编制人： 审核人： 单位负责人： 编制时间：2020年2月26日

11501回风巷掘进工作面（里程：K0+4～73m） 抽采达标评判及区域措施效果检验评价报告 会审意见 会审时间：年月日 主持人： 会审意见： 会审意见共条 会审人员签字 审批意见： 审批人签字：

目录 一、评价依据 (1) 二、掘进工作面概况 (1) （一）掘进工作面与邻近工作面关系 (1) （二）煤层赋存概况 (3) （三）瓦斯赋存概况 (3) （四）区域措施效果检验范围 (3) 三、评价范围内区域防突措施概况 (4) （一）预抽钻孔设计情况 (4) （二）预抽钻孔竣工情况 (6) （三）预抽瓦斯情况 (7) 四、抽采达标评判 (8) （一）瓦斯抽采基础条件评判 (8) （二）抽采钻孔有效控住范围界定 (8) （三）抽采钻孔布孔均匀度评价 (9) （四）瓦斯抽采效果评判指标测定 (9) 五、抽采效果达标评判 (12) 六、区域措施效果检验情况 (12) （一）区域措施效果检验设计 (12) （二）区域措施效果检验实际情况 (13) 七、区域验证 (13) 八、评价结论 (13) 九、建议 (14) 十、附件 (15)

一、评价依据 （1）《煤矿安全规程》（2016 版）； （2）《防治煤与瓦斯突出细则》（2019 年版）； （3）《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-2006）； （4）《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》（2012）； （5）《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（GB/T23250）； （6）《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047-2007）； （7）《煤矿瓦斯抽采规范》（AQ1027-2006）； （8）《贵州松河煤业发展有限责任公司松河东一井初步设计》； （9）《1570轨道石门揭15#煤层消突评价报告》； （10）《1570轨道石门揭16#、15#煤层穿层钻孔竣工图》； （11）《1576回风石门揭16#、15#煤层穿层钻孔竣工图》； （12）11701回风巷穿层预抽16#、15#区域煤层瓦斯抽放钻孔设计图和竣工图； （13）11701回风巷穿层预抽16#、15#区域煤层瓦斯抽放报表。二、掘进工作面概况 （一）掘进工作面与邻近工作面关系 1.11501回风巷布置在+1570m标高，设计开口位于1570轨道石门东面，开口坐标为X=2875969.6，Y=35471784.6，Z=1570.468，按方位：118°00′00″，沿15#煤层顶板掘进596m到达设计位置。 2.11501回风巷未在保护层开采保护范围。往北52.2m为11701回风巷（已施工掘进106.68m），11501回风巷往前掘进3 3.6m穿过1576回风石门底板。其它方向无工程。 - 1 -

2021年上保护层开采卸压被保护层抽采优化实例应用

上保护层开采卸压被保护层抽采优化实例应用 内容摘要 保护层开采对被保护层抽采，抽采时分源管理预抽和卸压方法，分源计量、高低负压抽采，优化钻孔布置方式，沿工作面倾斜布置，提高钻孔利用率，实现高产高效。 新兴煤矿为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯治理工作是我矿的重中之重，是确保矿井安全生产的前提和基础。我矿认真落实“四位一体”综合防突措施管理，坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则，优化采掘布局，合理配置开拓区、抽采区、保护层开采区和被保护层有效区。新兴煤矿主要采取综合瓦斯治理方式，且具备开采保护层条件，因此优先开采保护层。对具备开采保护层的煤层进行可行性论证，优先采取开采保护层区域防突措施，同时抽采被保护层及邻近煤层瓦斯，进行综合防治。对所有保护层开采完毕后，每50米进行两次区域验证，验证指标合格，无异常情况，区域防突措施达标。 1、煤层情况 五采区三水平左三片67层，煤层结构简单，黑灰色半亮型煤为主，沥青光泽，一般厚度1.5米，煤层倾角23°。被保护层68层

2、工作面瓦斯分析 67#煤层煤体瓦斯涌出主要开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯。 68#煤层煤体瓦斯涌出主要邻近层68#煤层及68#底部标志层涌出的瓦斯。 3、地质构造 工作面的构造以断层为主，在掘进过程中可能揭露小落差的断层，影响较小，无岩浆岩侵入。 4、邻近巷道 巷道标高-480-—-516，对地表不产生影响，上部65#、66#未采，63#为采空区。 此次主要介绍五采区回采67层保护68层。67层与68层层间距16-22米，符合保护层开采条件。67层原始瓦斯含量5.6m3/t，原始瓦斯压力0.42MPa。68层原始瓦斯含量8.3m3/t，原始瓦斯压力 0.78MPa。67层瓦斯储量142万m3，68层瓦斯储量220万m3。

大学物理仿真实验报告材料-碰撞与动量守恒

大学物理仿真实验报告 实验名称 碰撞与动量守恒 班级： ： 学号： 日期：

碰撞和动量守恒 实验简介 动量守恒定律和能量守恒定律在物理学中占有非常重要的地位。力学中的运动定理和守恒定律最初是冲牛顿定律导出来的，在现代物理学所研究的领域中存在很多牛顿定律不适用的情况，例如高速运动物体或微观领域中粒子的运动规律和相互作用等，但是能量守恒定律仍然有效。因此，能量守恒定律成为了比牛顿定律更为普遍适用的定律。 本实验的目的是利用气垫导轨研究一维碰撞的三种情况，验证动量守恒和能量守恒定律。定量研究动量损失和能量损失在工程技术中有重要意义。同时通过实验还可提高误差分析的能力。 实验原理 如果一个力学系统所受合外力为零或在某方向上的合外力为零，则该力学系统总动量守恒或在某方向上守恒，即 （1） 实验中用两个质量分别为m1、m2的滑块来碰撞（图4.1.2-1），若忽略气流阻力，根据动量守恒有 （2） 对于完全弹性碰撞，要求两个滑行器的碰撞面有用弹性良好的弹簧组成的缓冲器，我们可用钢圈作完全弹性碰撞器；对于完全非弹性碰撞，碰撞面可用尼龙搭扣、橡皮泥或油灰；一般非弹性碰撞用一般金属如合金、铁等，无论哪种碰撞面，必须保证是对心碰撞。 当两滑块在水平的导轨上作对心碰撞时，忽略气流阻力，且不受他任何水平方向外力的影响，因此这两个滑块组成的力学系统在水平方向动量守恒。由于滑块作一维运动，

式（2）中矢量v可改成标量，的方向由正负号决定，若与所选取的坐标轴方向相同则取正号，反之，则取负号。 1．完全弹性碰撞 完全弹性碰撞的标志是碰撞前后动量守恒，动能也守恒，即 （3） （4） 由（3）、（4）两式可解得碰撞后的速度为 （5） （6） 如果v20=0，则有 （7） （8） 动量损失率为 （9） 能量损失率为 （10） 理论上，动量损失和能量损失都为零，但在实验中，由于空气阻力和气垫导轨本身的原因，不可能完全为零，但在一定误差围可认为是守恒的。 2.完全非弹性碰撞 碰撞后，二滑块粘在一起以10同一速度运动，即为完全非弹性碰撞。在完全非弹性碰撞中，系统动量守恒，动能不守恒。 （11） 在实验中，让v20=0，则有 （12） （13） 动量损失率 （14） 动能损失率 （15） 3．一般非弹性碰撞

保护层开采专项设计

区域防突措施 一、区域预测： 根据中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室2010年8月编制《贵州省兴义市雄武乡朝阳煤矿18#（M2）、19#（M1）煤层煤与瓦斯突出鉴定报告》在鉴定标高+1650以上无突出危险。但19#（M1）煤层的坚固性系数为0.23，超过了临界值指标，瓦斯放散初速度?P为31.202,也超过了临界指标.由此预测,我矿19#(M1)煤层在鉴定标高以上虽然不突出,但在其以下水平突出的可能性较大,+1650以上按突出矿井进行管理。 二、区域防突措施 区域防突措施是指在对突出煤层进行采掘作业前，对突出煤层较大范围内采取的防治煤与瓦斯突出措施。朝阳煤矿根据中国矿业大学鉴定M1煤层在+1650以上不具有突危险性；M2煤层在+1710以上不具有煤与瓦斯突出危险性，故我矿开采M3及M2煤层+1710水平以下区域，M1煤层+1650以下区域均属于突出危险性区域，须采取防治煤与瓦斯突出。对于鉴定的非突出煤层须采取本煤层预抽的补充措施，以防止地质构造对瓦斯产生的影响。 区域防突措施有开采保护层和底板瓦斯抽放巷两大类。我矿选用保护层开采作为区域防突措施，同时为了减少防突过程中因煤柱及地质构造对突出煤层形成盲区，在开采保护层同时须对本煤层进行预抽。 一、开采保护层措施 1、保护层的选择原则

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大物实验模拟仿真实验报告

西安交通大学实验报告 课程：数据结构实验实验名称：利用单摆测量重力加速度 系别：实验日期： 专业班级：实验报告日期： 姓名：学号： 第 1页 / 共3页 一、实验简介 单摆实验是个经典实验，许多著名的物理学家都对单摆实验进行过细致的研究。本实验的目的是学习进行简单设计性实验的基本方法，根据已知条件和测量精度的要求，学会应用误差均分原则选用适当的仪器和测量方法，学习累积放大法的原理和应用，分析基本误差的来源及进行修正的方法。 二、实验原理 单摆的结构参考图1单摆仪,一级近似的周期公式为 由此通过测量周期摆长求重力加速度。 三、实验内容 1、设计要求: (1) 根据误差均分原理,自行设计试验方案,合理选择测量仪器和方法. (2) 写出详细的推导过程,试验步骤. (3) 用自制的单摆装置测量重力加速度g,测量精度要求△g/g < 1%. 2、可提供的器材及参数: 游标卡尺、米尺、千分尺、电子秒表、支架、细线(尼龙线)、钢球、摆幅测量标尺(提供硬白纸板自制)、天平(公用).

假设摆长l≈70.00cm;摆球直径D≈2.00cm;摆动周期T≈1.700s; 米尺精度△米≈ 0.05cm;卡尺精度△卡≈0.002cm;千分尺精度△千≈0.001cm;秒表精度△秒≈0.01s;根据统计分析,实验人员开或停秒表反应时间为0.1s左右,所以实验人员开,停秒表总的反应时间近似为△人≈0.2s. 3、对重力加速度g的测量结果进行误差分析和数据处理,检验实验结果是否达到设计要求. 4、自拟实验步骤研究单摆周期与摆长,摆角,悬线的质量和弹性系数,空气阻力等因素的关系,试分析各项误差的大小. 5、自拟试验步骤用单摆实验验证机械能守恒定律. 四、实验仪器 单摆仪，摆幅测量标尺，钢球，游标卡尺 五、实验操作 1. 用米尺测量摆线长度； 2. 用游标卡尺测量小球直径； 3. 把摆线偏移中心不超过5度，释放单摆，开始计时，单摆摆过50个周期后停止计时，记录所用时间； 六、实验结果

保护层开采技术规范

竭诚为您提供优质文档/双击可除 保护层开采技术规范 篇一：11312保护层开采情况说明 水城县比德丰源煤矿 11312保护层开采情况说明 矿长：技术负责人：编制人： 编制日期：20xx年12月30日 11312保护层开采情况说明 一、11312工作面基本概况 11312工作面位于副斜井井筒北翼，距地表35～73m，地面无大型建筑物，地面地形为较缓坡地。 31号煤层：位于龙潭组下部，为黑色，块状、粒状，半亮型煤。煤层厚度为0～0.85m，平均为0.83m，结构较简单，局部含1层泥岩夹矸，夹矸厚约0.10m，顶板为粉砂岩，底板为泥岩。 31号、32号煤层综合柱状图 区内地质构造复杂程度类型属中等，掘进范围内无大型地质构造。水文地质条件简单，掘进期间有顶板砂岩裂隙水。 根据20xx年11月26日中国矿业大学矿山开采与安全

教育部重点实验室对我矿32、33号煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定结果及黔能源发［20xx］802号《关于六盘水市煤矿20xx年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，丰源煤矿相对瓦斯涌出量为5.23m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.61m3/min，属高瓦斯矿井，鉴定结果为突出矿井。因此，矿井在安全生产过程中按突出矿井管理。 二、11312工作面掘进、回采期间对被保护区域采取的相关措施 1、11312首采工作面在联合试运转及矿井验收期间已回采完毕，截止目前回采结束时间已7个月，11312首采工作面采空区覆盖整个11322回风巷后段368m，因此11322回风巷后段368m均采用上保护层开采释放被保护层瓦斯的区域防突措施。 11312工作面做为11322综采工作面上保护层开采，回采期间无瓦斯动力现象发生。11312工作面煤层厚度0.83m，倾角12°，回采期间相对瓦斯涌出量为1.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.51m3/min；32号煤层顶板为泥质粉砂岩，较利用瓦斯释放；11312工作面采空区范围为：始采线坐标 x1=6517.91y1=9116.14，x2=6710.91y2=9068.75；采止线坐标x1=6352.64y1=8796.77，x2=6497.36y2=8668.58。11322回风巷后段368m掘进全部在保护范围内。 2、保护层保护范围的确定（1）沿倾斜方向的保护层范

六枝工矿采掘工作面消突评价报告(修改校对)编制提纲讲解

2、消突评价报告编制提纲 ××公司 ××采煤（掘进、石门揭煤）工作面 消突评价报告 ×××公司

二〇××年×月×日

参加编制人员名单 报告审定人员

目录 第一章前言 (6) 一. 评价范围 (6) 二. 评价依据 (6) 三. 评价过程简述 (7) 四. 评价结论 (8) 第二章基本情况 (8) 第一节评价范围基本情况 (9) 第二节矿井瓦斯抽放系统 .............................................................. 第三节其它................................................................................ 第三章采取的区域防突措施........................................................... 一. 区域突出危险性预测................................................................... 二. 区域防突措施 ............................................................................. 三. 区域措施效果检验...................................................................... 第四章评价过程 ............................................................................ 第五章最终评价结论 ..................................................................... 第六章问题及建议......................................................................... 附件： 一）附图：

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贵州鲁中矿业有限责任公司 织金县实兴煤矿 上保护层开采区域消突评价报告 编制日期: 二〇一四年三月二十三日

矿井编制、会审人员 编制人：时间：年月日通风科：时间：年月日生产科：时间：年月日安全科：时间：年月日生产矿长：时间：年月日安全矿长：时间：年月日机电矿长：时间：年月日矿总工程师：时间：年月日矿长：时间：年月日

公司会审人员 通风部：时间：年月日生产部：时间：年月日安全部：时间：年月日公司总工程师：时间：年月日

公司审批意见： 1、在进入该区域采掘作业前及采掘过程中要严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，认真进行区域验证。只有区域验证无突出危险性，且无突出预兆(打钻过程中无喷孔、顶钻、卡钻等现象)，方可认定该区域消突措施有效。 2、在采掘过程中，一旦区域验证有突出危险，或打钻过程中有喷孔、顶钻、卡钻等突出预兆，即认定该区域消突措施无效。按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，应进一步实施区域消突措施，待执行进一步区域消突措施后，再次进行区域消突效果检验。 3、遵照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，坚决做到“两个四位一体”八个环节的闭环管理，认真落实公司提出的“探查、抽放、评价、控制、防护”五步骤。首先抓好探查：即岩巷揭煤、煤巷等构造和安全防护措施落实，同时抓好抽放、评价、控制三个环节，预防煤与瓦斯突出事故的发生。 4、按照《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》要求，确保抽采达标后进行采掘作业。加强矿井瓦斯抽放工作，坚决执行“先抽后采掘”的规定，坚决做到“不抽不采、不抽不掘”，抽采不达标不采、掘。 5、确保矿井安全管理工作，加强防突措施落实的过程监督，确保各项防突措施的落实。

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贵州万海隆矿业集团 水城县三岔沟煤业有限公司 11601探煤下山（40～100m段）消突评价报告 水城县三岔沟煤业有限公司二〇一三年五月十六日

水城县三岔沟煤业11601探煤下山消突评价报告（40～100m段） 矿长： 总工程师： 安全副矿长： 生产副矿长： 机电副矿长： 采矿副总： 通防副总： 机电副总： 施工负责人： 编制：李献书 20XX年05月16日

消突评价报告会审

目录

第一章前言 一、评价范围 11601探煤下山40m～100m段。 二、评价依据 根据如下： 1、《煤矿安全规程》（20XX版）； 2、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-20XX）； 3、《防治煤与瓦斯突出规定》； 4、《煤矿瓦斯预测方法》（AQ1018-20XX）。 三、评价过程简述 1、项目可行性分析 根据已采取的防突措施，其措施的控制范围及区域突出危险性预测的瓦斯压力达到《防治煤与瓦斯突出规定》的要求（小于0.74 MPa），进行评价。 2、成立评价、评审组织机构 水城县三岔沟煤业分别成立评价组和评审组对11601探煤下山进行评价。 １）评价组成员： 组长：蔡学勋（总工程师） 成员：李献书（副总工程师） 通防科：杨月全 安全科：张立坤 防突队：周兴安 掘进队：王云富（队长） 2）评审组 组长：矿长：李波 成员：安全矿长：陈柏霞

生产矿长：张立辉 机电矿长：陈铁兵 调度室：唐东海 3、项目分工 评价组：副总工程师李献书，负责收集整理工作面瓦斯地质资料，落实工作面的布置；防突队周兴安负责完善通风系统及防突设施；采掘进队队长王云富负责措施贯彻并负责执行好安全防护措施；技术科负责资料的收集、整理及报告的编制；防突队负责区域防突措施和局部防突措施的实施；安全科负责监督各项措施的实施；总工程师负责组织报告的评价。 评审组：负责审查报告，提出并落实报告中未完善的措施及资料，交组长审核后定稿。 四、评价结论 11601探煤下山40m～100m段，掘进工作面采用压入式通风，具有独立可靠的通风系统。 11601探煤下山掘进前在迎头打测压孔，钻孔抽放控制范围内瓦斯预抽率为42%，瓦斯压力为0.14Mpa，符合《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。11601探煤下山40m～100m段为无突出危险区。

物理仿真实验报告1

物理仿真实验报告1

物理仿真实验报告 受迫振动 班级应物01 姓名赵锦文 学号10093020

一、实验简介 在本实验中，我们将研究弹簧重物振动系统的运动。在这里，振动中系统除受弹性力和阻尼力作用外，另外还受到一个作正弦变化的力的作用。这种运动是一类广泛的实际运动，即一个振动着的力学体系还受到一个作周期变化的力的作用时的运动的一种简化模型。如我们将会看到的，可以使这个体系按照与施加力相同的频率振动，共振幅既取决于力的大小也取决于力的频率。当力的频率接近体系的固有振动频率时，“受迫振动”的振幅可以变得非常大，这种现象称为共振。共振现象是重要的，它普遍地存在于自然界，工程技术和物理学各领域中．共振概念具有广泛的应用，根据具体问题中共振是“利”还是“害”，再相应地进行趋利避害的处理。 两个相互耦合的简谐振子称为耦合振子，耦合振子乃是晶体中原子在其平衡位置附近振动的理想模型。 本实验目的在于研究阻尼振动和受迫振动的特性,要求学生测量弹簧重物振动系统的阻尼常数，共振频率。 二、实验原理 1．受迫振动 砝码和挂钩 弹簧 弹簧 振荡器 图13.1 受迫振动 质量M 的重物按图1放置在两个弹簧中间。静止平衡时，重物收到的合外力为0。当重物被偏离平衡位置时，系统开始振动。由于阻尼衰减(例如摩擦力)，最终系统会停止振动。振动频率较低时，可以近似认为阻力与振动频率成线性关系。作用在重物上的合力： x M x Kx x x k x k F 21=--=---=ββ 其中k1, k2是弹簧的倔强系数。

K = k1+ k2是系统的等效倔强系数。 x 是重物偏离平衡位置的距离, β 是阻尼系数。 因此重物的运动方程可表示为： 22 0=++x x x ωγ 其中 γβ=M and ω02 =K M 。 在欠阻尼状态时(ωγ0>),方程解为： ) cos(22 0 φγωγ+-=-t Ae x t A, φ 由系统初始态决定。方程的解是一个幅度衰减的谐振动，如图2所示。 T 图13.2 衰减振动 振动频率是： f T = =-11202 2π ωγ (13.1) 如果重物下面的弹簧1k 由一个幅度为a 的振荡器驱动，那么这个弹簧作用于重物的力是) cos (1x t a k -ω。此时重物的运动方程为： M t a k x x x cos 212 0ωωγ= ++ . 方程的稳态解为： ) cos(4)(2 2 2 22 1θωω γωω-+-= t M a k x (13.2) 其中 )2(tan 2 201 ωωγω θ-=-。图13.3显示振动的幅度与频率的关系。

煤矿上保护层开采防突与关键技术探讨

煤矿上保护层开采防突与关键技术探讨 摘要随着经济不断發展，我国不断加大煤矿开采力度，煤与瓦斯突出是威胁煤矿安全最严重的问题之一。由于它能在一瞬间向采掘工作面空间喷出大量的煤和瓦斯流，不仅会造成井巷设施和矿井通风系统的严重破坏，而且还会使井巷充满瓦斯和煤岩抛出物，造成工作人员窒息、煤流埋人，甚至引起瓦斯爆炸与火灾事故等。鉴于此情况，本文针对煤矿上保护层开采防突与关键技术进行相关探讨。 关键词煤矿；保护层开采；防突 前言 随着近年来我国迅猛增长的煤炭产量，煤炭资源开采过程中的安全生产问题也被人们热切关注。瓦斯爆炸、透水、顶板冒落等生产事故的发生凸显出资源高效开采与安全生产之间的矛盾。矿井开采保护层防突技术为高瓦斯煤层开采提供了借鉴，通过开采保护层解放被保护层，使得被保护层煤层内的瓦斯有效得到释放，降低了被保护层瓦斯突出性危险，该项技术值得研究和推广应用。对于此情况，本文谈谈煤矿上保护层开采防突与关鍵技术。 1 保护层开采原理 煤层开采后，被开采煤层周围的煤岩层将会向采空区发生移动。在这种采动的扰动下，煤岩体中原有的平衡关系遭到干扰和破坏，从而使煤岩体原有的应力--应变状态发生改变。改变的结果将导致煤岩层中的压力得到释放、弹性潜能释放，从而形成采动裂隙。瓦斯作为煤层的伴生气体，本身具有流动性，采动裂隙的产生将为煤层中赋存的瓦斯提供渗流运动的通道，即改变煤岩层原有的透气性使之增大。保护层开采正是利用采掘活动对煤岩体所产生的上述影响，通过自然或人工强化排放卸压瓦斯，以达到降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力，进而消除煤与瓦斯突出危险的区域性瓦斯治理方法[1]。 2 煤矿防突的关键技术 2.1 高压注水综合防突技术 煤矿防突的原理主要指的是通过在巷道正头布置长钻孔的方法，以提前进行高压注水的方式来实现。通过注水，煤体会变得更加湿润，煤的可塑性得到了增强。当压裂破坏煤体后，煤体透气性会得到增加，使游离瓦斯大量放散，降低或者能够消除煤层的突出危险。这一技术在掘进循环开始前进行，首先要在巷道迎头一次布置几个钻孔，确定必要的孔深，方向与前进方向平行或者适当向外围偏斜，以此来增加注水的范围。同时，要通过水力自动封孔煤层注水器进行封孔，注水的压力应该以既湿润煤体又不出现煤层水力压裂现象为宜，注水时间应以达到煤体湿润、有水渗出为宜。这一技术如果能够和超前排放钻孔结合起来使用，

1260轨道下山第二循环(398.5m)消突评价报告

贵州兴安煤业有限公司糯东煤矿 1260轨道下山掘进工作面 第二循环（里程398.5m-458.5m）消突评价报告 编制人： 编制单位：通防部 编制时间：二〇一四年二月

会审意见记录表

1260轨道下山掘进工作面 第二循环（里程398.5m-458.5m）消突评价报告 一、巷道基本概况 （一）巷道位置及相邻关系 工作面位于柏家大地以西约1000m，北邻风井场地，南邻大坪,工作面北为副平硐，距离约9m。 （二）煤层赋存情况及顶底板岩性 1260轨道下山掘进工作面内26煤沉积较不稳定，厚度变化明显，最薄0.5m，最厚3.0m，平均2.0m，灰黑色，块状，条带状结构，以亮煤为主，似金属光泽，参差状断口，半亮型，含少量黄铁矿结核，夹矸为炭质泥岩,夹矸平均厚度0.3m。详见表1： 表1 顶底板岩性特征表 1260轨道下山从现里程（361米处）往前施工，施工方位角为89°10′，以26煤顶板为巷道顶板向前掘进，施工长度为140m，巷道为矩形断面，净宽5000mm，净高3000mm。

（四）地质构造概况 1260轨道下山构造较简单，仅局部有褶曲构造，据勘探报告分析没有大的断裂构造，构造复杂程度为简单类型。地层走向总体为北西—南东，倾向北东，局部地层走向为北东，倾向南东，顶底板岩石强度中等，稳定性较好。 （五）水文情况 1260轨道下山的开口位置埋藏较浅，直接充水含水层主要为 本身基岩裂隙水，出水形势以渗水、淋水、滴水等方式直接进入巷道。岩石裂隙是降雨入渗补给的主要途径，而大气降水是地下水、地表水的主要补给来源。井巷涌水量据原华兴矿调查资料为 3.2m3/h。水文地质类型应属于简单型。 二、26煤突出危险性及瓦斯参数 根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2013年7月提交的《糯东煤矿26号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》显示：煤层瓦斯放散初速度△P=16.9-17.3 、煤的坚固性系数f=0.42-0.45、煤层瓦斯压力0.95MPa、瓦斯含量9m3/t、煤层破坏类型为IV类。26号煤层鉴定结果为突出危险煤层，所以该工作面按突出危险工作面管理。 三、区域防治煤与瓦斯突出措施 1、1260轨道下山掘进期间，在巷道迎头采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施。 钻孔设计抽放半径为4米，沿掘进工作面方向呈扇形布置，孔径φ94mm，终孔控制范围在巷道上、下两帮外各15.5m，前方60m。钻孔共设计18个，掘进期间保留20m措施超前距，详见附图一：1260轨道下山区域抽放钻孔设计图。 2、抽放钻孔施工情况 2014年2月3日中班～2014年2月4日中班,采用CMS1-3200/58

上保护层开采的瓦斯综合治理

上保护层开采的瓦斯综合治理 胡宝军,葛正稳 (淮南矿业集团谢李公司一井,安徽淮南232053) 摘　要:针对C13突出煤层工作面的具体情况,合理选择保护层并论证了开采保护层的可行性,确定开采保护层的瓦斯治理措施,考察被保护层的解放效果。 关键词:上保护层;开采;瓦斯治理 中图分类号:T D712+ .6 文献标识码:B 文章编号:1008-4495(2004)05-0049-02 收稿日期:2003-12-08 作者简介:胡宝军,男,安徽怀远人,1989年毕业于淮南矿业学院,一直从事煤矿生产技术工作。 开采保护层是预防煤与瓦斯突出最有效、最经 济的区域性防突措施。开采保护层后,被保护层周围的岩层及煤层受采动影响,保护范围内突出煤层的应力变形状态和瓦斯压力参数发生重大变化,因此,突出危险性消除或降低,避免突出事故的发生,加快采掘速度。而开采保护层时,既要治理本煤层瓦斯,又要治理被保护层瓦斯,防止被保护层的卸压瓦斯大量涌向工作面。谢李公司一井开采C15煤层作为对应C13煤层的保护层,取得了明显的效果。 C13煤层是双突煤层,是矿井主采煤层,煤厚5.0～6.5m ,灰份仅14.5%,是优质动力用煤,但该煤层 瓦斯含量高(-660m 标高达14m 3 Πt ),2001年6月,-660m 水平下顺槽掘进过程中发生煤与瓦斯突出 事故,突出煤量281万t ,瓦斯1.4万m 3 。设计开采 保护层的块段为-660mW 石门(断层间)C13。 1　保护层的选择 被保护层-660mW 石门(断层间)C13,其上至 -595m 标高,下至-653m 标高,东至F26断层,西至F13-8断层,走向长210m ,倾斜长210～230m , 面积46200m 2 ,可采储量32.4万t ,瓦斯储量 545万m 3 ;该块段-589m 以上已于2001年回采完毕,以南B11b 、B11a 未掘。 C13煤层上覆C15煤层,C13与C15层间距12～15m ,下伏B11b 煤层。C13与B11b 法距有55～65m 。由于B11b 本身为突出煤层,而且对应本块段B11b 开采深度在-500m 以上暂时无法开采,也不能满足保护层与被保护层之间有效垂距要求(小于 50m ),因此选择无突出危险的C15作为C13的保 护层。 2　开采C 15保护层的可行性分析 根据《防治煤与瓦斯突出细则》第48条,上保护 层最大有效距离计算公式: S 上=S ′上β1β2式中　S ′上— ——上保护层的理论有效间距,根据C15工作面长度210m 和开采深度678m 查表得S ′上=55m ; 　β1— ——保护层开采影响系数,C15开采深度678m ,查出M 0=0.7m <0.9m (C15 最小开采厚度),因此取β1=1; 　β2— ——层间硬岩(砂岩)含量系数,C13～C15之间砂岩厚8m 左右,页岩4～5m ,硬岩比例占75%,计算β2=1-(0.4×75%)=0.7。 计算得S 上=38.5m 。 C13～C15层间距为12～15m <38.5m ,满足保 护层与被保护层之间有效垂距的要求。 3　瓦斯综合治理措施 3.1　保护层概况 保护层C15煤层位于-660mW 石门(断层间)C13工作面上方,其上至-578m ,下至-635m ,东至开切眼,西至F13-8断层,走向长180～200m ,倾斜 长210～230m ,面积41800m 2 ,该块段-578m 以上块段未掘。C15为不稳定煤层,以夹矸分为C14、C15两层,C15煤厚1.1～1.5m ,平均1.3m ,夹矸0.8～2.8m ,由上而下逐渐增厚,工作面中下部夹矸最厚达2.8m ,C14煤层厚度为0.8～1.1m ,平均0.9m 。3.2　瓦斯抽放措施 ? 94?

西安交大物理仿真实验实验报告

西安交通大学实验报告 第 1 页(共10 页）课程：_____大学物理实验____ 实验日期 : 2014 年 11月 30日 专业班号______组别__无___ 交报告日期： 2012 年 12 月 4 日 姓名___ 学号______ 报告退发：（订正、重做) 同组者____________________________ 教师审批签字： 实验名称：超声波测声速 一、实验目的: 1。了解超声波的产生、发射、和接收方法； 2.用驻波法、相位比较法测量声速。 二、实验仪器： SV—DH系列声速测试仪，示波器，声速测试仪信号源. 三、实验原理： 由波动理论可知，波速与波长、频率有如下关系：v = f λ，只要知道频率 和波长就可以求出波速.本实验通过低频信号发生器控制换能器,信号发生器的 输出频率就是声波频率。声波的波长用驻波法（共振干涉法）和行波法（相位比 较法）测量.下图是超声波测声速实验装置图.

1。驻波法测波长 由声源发出的平面波经前方的平面反射后，入射波与发射波叠加，它们波动方程分别是： 叠加后合成波为: 振幅最大的各点称为波腹，其对应位置： 振幅最小的各点称为波节，其对应位置： 因此只要测得相邻两波腹（或波节)的位置Xn、Xn—1即可得波长. 2。相位比较法测波长

从换能器S1发出的超声波到达接收器S2，所以在同一时刻S1与S2处的波有一相位差:。因为x改变一个波长时，相位差就改变2π。利用李萨如图形就可以测得超声波的波长. 四、实验内容 1．接线 2．调整仪器 （1）示波器的使用与调整 使用示波器时候，请先调整好示波器的聚焦.然后鼠标单击示波器的输入信号的接口,把信号输入示波器.接着调节通道1，2的幅度微调，扫描信号的时基微调。最后选择合适的垂直方式选择开关，触发源选择开关，内触发源选择开关，Auto-Norm-X—Y开关，在示波器上显示出需要观察的信号波形。输入信道的信号是由实验线路的连接决定的。 （2）信号发生器的调整 根据实验的要求调整信号发生器，产生频率大概在35KHz左右，幅度为5V 的一个正弦信号。由于本实验测声速的方法需要通过换能器（压电陶瓷）共振把电信号转为声信号,然后再转为电信号进行的,所以在开始测量前需要调节信号的频率为换能器的共振频率。在寻找共振频率时，通过调节信号发生器的微调旋钮,观察示波器上信号幅度是否为最大来逐步寻找的。 (3）超声速测定仪的使用 在超声速测定仪中，左边的换能器是固定的，右边的换能器是与游标卡尺的滑动部分连接在一起的。这样，左右换能器间的距离就可以通过游标卡尺来测量出来，在上图的下半部分是一个放大的游标卡尺的读数图. 3．实验内容 寻找到超声波的频率（就是换能器的共振频率)后,只要测量到信号的波长就可以求得声速.我们采用驻波法和相位比较法来测量信号波长： （1）驻波法 信号发生器产生的信号通过超声速测定仪后，会在两个换能器件之间产生驻波。改变换能器之间的距离（移动右边的换能器）时，在接收端(把声信号转为电信号的换能器）的信号振幅会相应改变。当换能器之间的距离为信号波长的一

石门揭煤消突评价报告

石门揭煤消突评价报告

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六盘水市新兴矿业有限公司 1６90石门揭煤消突评价报告 编制：马显斯 编制日期：20１7年３月

审批记录 项目姓名日期备注编制人 参 加会审 人员施工单位调度室安检科技术科地测副总通防副总机电矿长安全矿长生产矿长 批 准 人 总工程师 矿长

前言 一、评价范围 1690石门揭煤，12#煤揭煤点巷道轮廓线上12米下6米、左右各1２米范围。 二、评价依据 根据如下: １、《煤矿安全规程》(2０16版)； 2、《防治煤与瓦斯突出规定》; 3、《煤矿瓦斯预测方法》（AQ1018-２０06）。 4、《新兴矿业安全专篇》 ５、《新兴矿业采掘工程平面图》 6、《新兴矿业井上下对照图》 7、《新兴矿业12号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》 8、《新兴矿业矿井瓦斯、二氧化碳等级鉴定报告》 ９、《新兴矿业1２号煤层瓦斯基本参数测定技术报告》 三、评价过程简述

1、项目可行性分析 根据两个“四位一体”综合防突措施要求,工作面施工前必须对前方煤体进行突出危险性预测，测定煤层原始瓦斯含量和瓦斯压力,并在工作面布置区域块段抽放钻孔进行连管抽放。抽放一定时间后再取样测定煤层残余瓦斯含量和突出危险性的四项单项指标测定进行效果检验,测定煤层残余瓦斯含量和瓦斯压力达到《防治煤与瓦斯突出规定》的要求（瓦斯含量W<８m3/ｔ，煤层瓦斯压力P<0．７４ＭPa)，以及突出危险性的四项单项指标进行综合评价。 ２、成立评价、评审组织机构 水城县新兴矿业分别成立评价组和评审组对1690石门揭煤点进行突出危险性评价。 １)评价组成员： 组长：总工程师许建 成员:通防副总马显斯 通风技术员蔡刚 生产副总杨中方 安全副总訾正平

下保护层开采卸压保护范围及可行性

下保护层开采卸压保护范围及可行性分析 魏建平1，李鹏1，王登科1，李波2 （1．河南理工大学安全科学与工程学院，河南焦作4540002．中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京100083） 摘要：基于有限差分计算方法，对李雅庄矿下保护层开采进行数值模拟分析，得出下保护层开 采时被保护层应力分布、变形规律及卸压保护范围等，同时借助模拟结果，运用有效隔水层突水 系数法对下保护层突水危险性区域进行划分，并对保护层开采可行性进行分析判断。结果表明， 下保护层开采后卸压保护层角为50?左右，下保护层开采不可行。 关键词：保护层开采；保护范围；突水；可行性 中图分类号：TD745文献标志码：A文章编号：1003－496X（2012）10－0158－03 Analysis of Pressure－relief Protective Range and Feasibility of Under－protecting Coal Stratum Mining WEI Jian－ping1，LI Peng1，WANG Deng－ke1，LI Bo2 （1．School of Safety Science and Engineering，Henan Polytechnic University，Jiaozuo454000，China； 2．School of Resources and Safety Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing100083，China）Abstract：Based on finite difference method，the numerical simulation analysis on under－protecting coal stratum in Liyazhuang mine is carried out，the stress distribution，deformation laws and pressure－relief protective range of protected coal seam are achieved．Mean-while，according to the simulation results，using water inrush coefficient method of effective waterproof layer to divide water inrush risky area of under－protecting coal stratum，the feasibility of protective coal seam mining is analyzed and judged．The results show that the under－protecting coal stratum is not feasible when the pressure－relief protective angle reaches up to about50?after mining under－protecting coal seam． Key words：protective layer mining；protection range；water inrush；feasibility 《煤矿安全规程》［1］规定：“在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施”。长期理论研究和开采实践表明，开采保护层是有效地防治煤与瓦斯突出的区域性措施之一［2－4］。 山西焦煤集团霍州煤电李雅庄煤矿主采2#煤层，实测最大瓦斯含量为7．2m3/t，最大瓦斯压力为0．72MPa，进入深部开采以来由于矿压较大，出现了煤炮、喷孔、夹钻、卡钻和吸钻等煤与瓦斯突出等动力特征，严重威胁了矿井的安全生产和接替工作。李雅庄煤矿下部有5#煤层和6#煤层，距离上部现采1#、2#煤层30m左右，特别是6#煤层平均厚度1．25 m，具备很好的保护层开采条件，若能够采用下保护层开采，对防治煤岩动力灾害和瓦斯治理都将提供最原始的保障。 1下保护层开采卸压保护范围 采用FLAC3D对下保护层开采进行数值模拟。1．1数值模型的建立及参数选取 为了得到较为真实的模拟，综合考虑了整个矿区的地形、断层、岩层和6#煤层的开采等多种因素，数值模拟的主要对象确定为六采区，模拟范围为：x 方向共4338m，y方向共4863m，z方向由6#煤层底板标高以下568m至标高+542．62m平面。同时考虑到断层的影响，模型中设置了F10和F142个断层。建立的数值模型共分为533070个单元，91735个结点。所建三维数值模型与网格如图1 。 图1三维模型网格图 1．2边界条件及开采方案 固定模型的左、右边界和下边界，同时考虑到模 ·851 ·（第43卷第10期）分析·探讨

大物仿真实验实验报告

学院数统学院专业信计21 姓名倪皓洋学号 2120602015 实验名称：刚体的转动惯量 一实验简介： 在研究摆的中心升降问题时，惠更斯发现了物体系的重心与后来欧勒称之为转动惯量的量。转动惯量是表征刚体转动惯性大小的物理量，它与刚体的质量、质量相对于转轴的分布有关。 二实验目的： 1.用实验方法验证转动惯量，并求转动惯量。 2.观察转动惯量与质量的分布关系。 3.学习作图的曲线改直法，并由作图法处理实验数据。 三实验原理： 1. 刚体的转动定律 具有确定转轴的刚体，在外力矩作用下，将获得较加速度β，其值与外力矩成正比，与刚体的转动惯量成反比即有刚体的转动定律： M=Iβ 利用转动定律，通过实验的方法，可求得难以用计算方法得到的转动惯量。 2.应用转动定律求转动惯量 如图所示，待测刚体由塔轮，伸杆及杆上的配重物组成。刚体将在砝码的拖动下绕竖直轴转动 设细线不可伸长，砝码受到重力和细线的张力作用，从静止开始以加速度a下落，其运动方程为mg-t=ma,在t时间内下落的高度为h=at2/2。刚体收到张力的力矩为T r和轴摩擦力力矩M f。由转动定律可得到刚体的转动运动方程：T r--M f=I β。绳与塔轮间无相对滑动时有a =rβ，上述四个方程得到： m(g - a)r - Mf = 2hI/rt2 (2） M f与张力矩相比可以忽略，砝码质量m比刚体的质量小的多时有a<

的方法求得转动惯量I。 3．验证转动定律，求转动惯量 从（3）出发，考虑用以下两种方法： A．作m – 1/t2图法：伸杆上配重物位置不变，即选定一个刚体，取固定力臂r 和砝码下落高度h，（3）式变为： M = K1/ t2 (4) 式中K1 =2hI/ gr2为常量。上式表明：所用砝码的质量与下落时间t的平方成反比。实验中选用一系列的砝码质量，可测得一组m与1/t2的数据，将其在直角坐标系上作图，应是直线。即若所作的图是直线，便验证了转动定律。 从m – 1/t2图中测得斜率K1，并用已知的h、r、g值，由K1 =2hI/gr2求得刚体的I。 B．作r – 1/t图法：配重物的位置不变，即选定一个刚体，取砝码m和下落高度h为固定值。将式（3）写为： r = K2/ t （5） 式中K2 = (2hI/ mg)1/2是常量。上式表明r与1/t成正比关系。实验中换用不同的塔轮半径r，测得同一质量的砝码下落时间t，用所得一组数据作r－1/t图，应是直线。即若所作图是直线，便验证了转动定律。 从r－1/t图上测得斜率，并用已知的m、h、g值，由K2 = (2hI/ mg)1/2求出刚体的I。 四实验仪器： 刚体转动仪，滑轮，秒表，砝码 其中刚体转动仪包括： A.、塔轮，由五个不同半径的圆盘组成。上面绕有挂小砝码的细线，由它对刚体施加外力矩。 B、对称形的细长伸杆，上有圆柱形配重物，调节其在杆上位置即可改变转动惯量。与A和配重物构成一个刚体。 C.、底座调节螺钉，用于调节底座水平，使转动轴垂直于水平面。 此外还有转向定滑轮，起始点标志，滑轮高度调节螺钉等部分 。 双击刚体转动仪底座下方的旋钮，会弹出底座放大窗口和底座调节窗口，在底座调节窗口的旋钮上点击鼠标左、右键，可以调整底座水平。在底座放大窗口上单击右键可以转换视角。（如下图）