沿空留巷作为回采巷道的布置方式之一,已得到较为广泛的应用,然而,针对具体的煤层赋存条件,特别是在工作面出现大、小周期来压的工况下,沿空留巷巷旁支护阻力的确定并无充足的理论依据。基于切顶技术的应用,将引发工作面大、小周期来压的基本顶定义为复合基本顶,并细分为上位基本顶和下位基本顶,回采巷道沿空留巷布置时预切下位基本顶。据此,构建基于复合基本顶条件下沿空留巷预切顶顶板稳定性力学模型,分析上位基本顶和下位基本顶的结构特征。同时,借助“内外应力场”理论,确定上位基本顶断裂、下沉过程中形成的内应力场大小。研究提出,下位基本顶稳定性是留巷围岩控制的关键。通过分析下位基本顶从工作面前方预切顶形成的悬臂梁结构到留巷采后剧烈影响区简支梁结构的演化过程,建立沿空留巷采后剧烈影响区下位基本顶稳定性判据,并推导出保障下位基本顶稳定的巷旁支护阻力计算公式,为沿空留巷巷旁支护设计提供依据。结合具体工程条件,计算得出沿空留巷巷旁阻力为17.61 MN／m,据此优化确定泵送混凝土巷旁支护参数。现场应用表明,巷道断面收缩率控制在10％以内,围岩控制效果显著。

为探究围压对锚杆锚固性能的影响,借助自主研发的锚杆围压拉拔试验系统,开展不同围压作用下的锚杆拉拔试验。通过试验获取不同围压条件下锚固体的失效模式及锚固界面破坏形态,阐明围压对锚杆载荷位移特征曲线、峰值锚固力、锚固力峰值点位移及残余锚固力的影响机制,揭示围压对锚杆锚固性能的作用规律。研究表明:围压显著影响锚固体失效模式,无围压或低围压时围岩试样易产生径向开裂破坏,高围压下试样外部无明显破坏但内部锚固剂出现剪切破碎;锚杆峰值锚固力及位移值均与围压呈线性增长关系,其中峰值锚固力增速为4.28 kN／MPa,峰值点位移增速为0.09 mm／MPa;围压对锚杆残余锚固力影响显著,二者近似呈类指数增长关系;锚固体失效残余阶段,锚杆载荷-位移曲线出现显著振荡,振荡周期与杆体肋间距吻合,且低围压下曲线振荡幅度更为明显。该研究成果可为深部高应力巷道支护方案的优化设计提供依据。

针对深井巷道原支护方案返修后顶板稳定性难以维持的工程难题,通过围岩破坏分区探测、理论分析顶板围岩破坏规律及推导考虑锚索长度的支护承载计算公式,提出“注浆加固浅层破碎围岩+加长锚索深部控顶”的返修支护方案并开展现场工业性试验。研究表明:围岩严重破坏区距硐壁平均3.44 m,锚杆全部处于该区域内;中等破坏区距硐壁平均6.04 m,接近锚索长度;轻微破坏区距硐壁平均7.56 m,超出锚索长度。数据表明原方案支护参数不合理。注浆工艺可有效提升岩体力学参数、增加支护阻力,配合合理的锚索长度与间排距设计能充分发挥锚索支护承载能力,提高顶板稳定性。优化确定的9 200 mm长度、160 kN预紧力、800 mm×800 mm间排距锚索支护参数,较矿方原返修方案实现锚索受力均值提升至210 kN以上,支护潜力得到有效发挥,顶板总离层量降低80％以上,平均沉降量减少75％以上,顶板返修控制效果显著。

为了提高锚杆抗拔力,研发了一种新型端部镦粗锚杆,镦粗部分能够显著提高侧摩擦面积,且受拉时端部与注浆体发生自锁。通过对新型锚杆和传统锚杆开展现场拉拔试验以及数值模拟分析,进一步揭示水泥强度、孔径、锚固长度和孔径等因素下新型锚杆的拉拔性能和锚固机理。试验结果表明,在黄土和煤矸石场地下传统和新型锚杆的破坏模式均为第二界面破坏,但破坏程度不同。新型锚杆可不同程度地降低对场地、水泥强度、孔径等条件的依赖,并且加设对中装置后抗拔力提升效果更为显著。采用颗粒流软件PFC^2D研究了新型锚杆和传统锚杆的应力和破坏特征。模拟结果表明,拉拔过程中新型锚杆相较传统锚杆能够承担更大的应力,峰值应力增加幅度超过40％。新型锚杆端部水泥和土体内的应力显著高于传统锚杆,镦粗部分通过挤压水泥和土体能够显著提高新型锚杆的抗拉力。通过对比不同模型预测新型端部镦粗锚杆的Q-S曲线的有效性,其中指-幂函数模型能够更好描述新型端部镦粗锚杆的力学特性。

裂隙岩体锚固力学特性是围岩支护设计的基本依据。针对新型负泊松比锚索(NPR)的支护效能,通过相似物理模型实验,对比研究不同预制裂隙倾角下NPR锚固体与普通(PR)锚固体力学特性差异,分析锚固体强度特性、变形破坏特性和声发射特性。随着裂隙倾角的增大,锚固体应力-应变曲线形态由双峰值逐渐向单峰值演变,锚固体弹性模量先增大后减小,峰值强度不断增大,NPR锚固体弹性模量和强度均明显高于PR锚固体。考虑岩体峰值强度时,NPR锚索最佳支护倾角为60°～90°,而PR锚索仅在支护倾角90°时达到最优支护效果。2类锚固体均呈现拉剪复合破坏特征,但NPR锚索未破断,锚固体完整性好,而PR锚索发生破断,锚固体完整性差。NPR和PR锚固体内部分别在预制裂隙倾角为75°和45°之前产生剪切破坏,超过此角度后则转变为张拉破坏。NPR锚固体自由面变形小且较为均匀,局部位移差较小,而PR锚固体自由面变形较大且不均匀,局部位移差较大。声发射特征显示,由于NPR锚索的持久约束作用,锚固体振铃计数更为均匀,而PR锚固体振铃计数较大值则集中在应变初期锚索破断时刻。

Hoek-Brown屈服准则广泛用于巷道围岩弹塑性分析,然而广义Hoek-Brown屈服准则为非线性函数,导致静水压力条件下圆形巷道围岩弹塑性位移的解析解无法获得。基于广义Hoek-Brown屈服准则和非关联流动法则,推导圆形巷道围岩应力理论解;利用变量代换方法,将巷道塑性区围岩位移解表达式中以对数函数为底数的指数积分项转化为幂函数与指数函数的乘积形式;进一步借助级数展开方法,将其转换为一系列幂函数之和的积分项,最终获得塑性区围岩径向位移的解析表达式。通过5种典型理想弹(脆)塑性岩石算例,将解析解与数值积分解、近似理论解进行对比,验证了文中解析解的正确性,可为广义Hoek-Brown屈服地层中圆形巷道的弹塑性分析提供理论基准。

当前硬岩破碎以钻爆法为主,但存在连续作业难、损失贫化率高、衍生灾害突出等问题;机械破岩技术则面临截齿磨损严重、破岩效率低的技术瓶颈,严重制约硬岩巷／隧道掘进及战略性硬岩矿产的开采效率,亟须构建高效破岩新方法与新技术。本研究阐明硬岩压裂改性增割原理,通过硬岩水力压裂-机械截割试验,揭示岩石强度对压裂增割效果的影响规律与作用机理,提出“钻-导-压-割-落-运”连续掘进工艺,并通过工程现场应用验证压裂改性增割技术对硬岩破碎效率的提升作用。结果表明:水力裂隙改变了截齿附近岩石的应力状态,降低了截割阻抗;水力裂隙降低了岩石峰值截割力,提升了岩石可截割性;压裂岩石增割效果与岩石强度呈正相关关系;硬岩压裂改性增割技术在岩巷掘进中应用效果显著,截齿损耗量降低72.6％,掘进速度提升58.2％。研究结果可为硬岩连续高效破碎提供理论依据和技术支持。

巷道掘进效率低是造成煤矿采掘失衡的主要原因，岩巷尤其是大断面硬岩巷道掘进速度慢严重制约煤矿的开拓准备及稳定生产。针对此，提出了以多孔水力压裂技术改造岩体完整性、促进大断面硬岩巷道快速掘进的技术思路。采用PFC颗粒流数值模拟,分析了硬岩巷道掘进工作面水力压裂裂纹扩展规律,探讨了不同地应力、注水压力、压裂孔径、压裂孔间距等压裂参数以及不同注水方式、压裂孔布置形式和岩层组合形式条件下多孔水力压裂缝网耦合扩展规律。结果表明:催生的拉伸、剪切裂缝数量与压裂孔孔径和注水压力呈正相关,拉伸裂缝增长速度显著快于剪切裂缝,水力压裂影响半径约为压裂孔直径的3～5倍。地应力对水力裂缝的扩展起主控作用,压裂裂缝主要沿最大主应力方向延伸;随着σ_h／σ_v增大,拉伸裂缝数量和压裂影响半径均减小,且降幅逐渐衰减。固定注水压力压裂方式最先产生裂缝,而固定注水流量产生裂缝较慢,但随着压裂进行,其裂缝的扩展速度比固定注水压力方式快;压裂孔平行阵列式布置比交错式布置更有利于裂缝扩展,裂缝增长速度更快。对比4种典型“软-硬”岩层组合条件下压裂裂缝扩展及裂缝击穿“软-硬”岩层交界面的力学行为发现：压裂裂缝在由较软岩层进入较硬岩层后扩展速度变慢，且延伸长度减小；主裂缝从软岩进入硬岩时易发生偏转，而从硬岩进入软岩时则更易直接击穿交界面；在软岩中易产生短宽型裂缝，在硬岩中易产生细长型裂缝。结合模拟与工程实践,设计了基于水力压裂“非爆”破岩的硬岩巷道快速掘进作业线,并优化了水力压裂工艺参数,为水力压裂预裂坚硬岩石提高破岩和巷道掘进效率提供了理论支撑与技术方案。

硬岩巷(隧)道掘进及战略性硬岩矿产开采过程中产生的粉尘对作业人员健康和机械设备构成严重威胁,硬岩注液润湿是从源头减少粉尘的有效方法。通过测定硬岩表面润湿剂接触角、利用低场核磁共振测试润湿剂扩散特征,筛选适用于硬岩的润湿剂,探究润湿硬岩的截割产尘规律,并在岩巷掘进现场开展注液抑尘试验验证其可行性。试验结果表明:SAS润湿剂可有效降低硬岩表面液滴的表面张力,增强硬岩润湿能力,其最佳质量分数为0.5‰,而低场核磁共振测试显示,润湿剂主要通过增加吸附孔隙中的水含量来提升硬岩润湿性;润湿剂能降低硬岩达到最佳抑尘含水率所需的压力和时间;润湿性差的岩石截割产生的粉尘中呼吸性粉尘占比更高,而随着润湿程度提高,总尘和呼吸性粉尘含量均明显降低。研究提出适用于岩巷掘进抑尘的“钻孔水力压裂+保压扩散”方法,验证了硬岩巷道注液源头抑尘的可行性。研究成果可为硬岩掘进和硬岩矿产绿色开采源头抑尘提供理论试验基础与科学指导。

深部大采高工作面上覆岩层一般存在多层厚、硬岩层，由于开采厚度加大，顶板活动空间明显增大，导致工作面矿压强度显现强烈，有的工作面产生冲击矿压的现象，因此研究大采高工作面顶板覆岩所成结构与传力机制尤显重要。以母杜柴登煤矿30202大采高工作面为工程背景，采用现场实测、理论分析、数值模拟等方法，分析得到随着工作面回采，30202大采高工作面覆岩可形成“悬臂梁+砌体梁+台阶岩梁”复合结构；考虑顶板复合结构静动载效应以及软弱岩层的吸能作用，建立了30202大采高顶板复合结构静动载应力传递模型，揭示了大采高顶板复合结构矿压显现机制，确定了对工作面支架受力产生影响的采场覆岩范围。通过对30202工作面采取超长孔压裂和深孔爆破工艺协同控制顶板的措施来调控工作面的强矿压显现，使得工作面来压明显减弱，大能量微震事件频次明显降低。

针对浅埋采空区下特厚煤层开采时存在的覆岩运移及地表沉降等问题,以新疆伊北矿区潘津工业煤矿23-25＃煤回采为背景,采用理论分析结合数值模拟的方法深入分析了采空区下倾斜特厚煤层回采时的采动裂隙发育形态、地表下沉变形等采动特征,并结合钻孔取芯探测及地表移动观测结果,准确测定该矿采空区下特厚煤层回采时的覆岩两带高度。研究发现:浅埋采空区下特厚煤层回采时,层间关键层受下部煤层回采扰动影响发生梁式失稳,层间岩体破碎形成散体结构矸石,同时引起上方矸石的二次垮落及亚关键层块体铰接结构的二次破坏,覆岩裂隙向上发育但主控关键层基本稳定承压。大空间采场低位关键层难以形成比较稳定的块体铰接结构,破断后在采空区边缘形成明显的断裂空洞与裂隙,同时覆岩运移及地表沉陷受煤层倾角影响呈现明显的偏斜。23-25＃煤回采后的垮落带高度为75 m左右,裂隙带高度为185 m左右。

以同忻煤矿采矿地质条件为研究背景,采用理论分析、物理模拟和现场实测相结合的方法,建立了过煤柱特厚煤层开采“动-静”载荷组合作用力学模型,对比有煤柱和无煤柱条件下覆岩破断规律及煤柱对裂隙演化的影响,分析了不同宽度煤柱和高位关键层破断位置对裂隙演化的影响,揭示了过煤柱工作面开采水气下泄主通道形成机理。结果表明:高位关键层对覆岩破断和裂隙场演化有控制作用,其破断失稳后煤柱下方岩层受静载和动载双重载荷,易形成错动贯通型主破裂通道;高位关键层受煤柱集中应力影响发生提前破断,高位关键层破断后形成向上发育的主破裂通道,与煤柱底部两侧下方的破坏滑移面导通时,将发生采空区水气下泄;通过数值对比分析得到煤柱宽度越大,越不容易形成贯通的裂隙通道,高位关键层破断位置在煤柱左侧10 m时,底板滑移面与采动破裂面相交,更易形成贯通型裂隙通道;划分了不同推进阶段的水气下泄危险区域,提出了采用正压通风治理有害气体下泄的技术,保障了上覆煤柱下特厚煤层安全回采。研究成果可为大同矿区类似工作面过煤柱治理水气下泄提供参考。

基于龙华煤矿20202工作面地质条件,通过无人机定点航拍明确了研究区地形典型特征,以多点、多组、多区域煤岩体力学参数表面-跨孔原位测试结果作为细观界面参数,建立了平缓、沟谷地形下的PFC^2D数值模型,基于覆岩结构分析、位移场演化、关键层应力演化和力链分布特征揭示了近浅埋厚煤层开采覆岩结构失稳破断规律。研究结果表明:复合基本顶以“非对称三铰拱”和“斜台阶岩梁”的结构发生破断,破断步距、覆岩载荷传递幅度和来压强度受多关键层破断模式的影响,多关键层“同步破断”模式矿压显现剧烈程度显著大于“近同步破断”模式;沟谷地形黄土覆盖层的厚度和坡角直接影响覆岩的破断步距,工作面过沟谷沟底时覆岩破断形成贯通断裂线的夹角与黄土覆盖层的厚度和坡角正相关。所得覆岩结构失稳破断结果与现场实测支架工作阻力特征基本一致,证明基于原位测试方法综合确定的细观界面参数所建立的颗粒流数值模型准确性和可靠度较高。

坚硬顶板的破裂运动是诱发冲击地压等动力灾害的重要因素。采用理论分析、实验室试验、现场工程实践等方法,开展了朱仙庄矿变层间距坚硬顶板破裂致灾机制及分区控制研究。结果表明:该矿上覆五含岩层厚度大、强度高、完整性好,在发生破裂运动时具有强冲击风险性,并且该岩层沿工作面推进方向与煤层间距逐渐减小直至完全接触,顶板型冲击地压的风险逐渐增大。通过建立五含顶板初次破断与周期破断力学模型,并根据层间基岩厚度的变化将五含岩层的周期破断划分为“完全触矸”“部分触矸”与“完全悬空”3个阶段,厘清了五含岩层初次破断与周期破断不同阶段的断裂步距与能量积聚特征;为降低顶板型冲击事故的发生,在初次断裂期间五含岩层厚度应不超过36 m;在周期断裂期间五含岩层预裂高度应大于10 m。确定采用深孔爆破五含坚硬顶板,给出了炮孔施工布置方案,工程实践后工作面支架工作阻力仅占额定工作阻力的69.33％,巷道顶底板及两帮最大移近量仅分别为24.9 mm和18.6 mm,取得了良好的防冲效果。

侏罗系富水煤层具有富水性强、涌水量变化显著等特点,传统针对煤矿顶、底板涌水机理的研究难以适用于此类煤层,严重制约了矿井的安全高效生产。以鄂尔多斯煤田小纪汗煤矿为研究对象,设计了富水煤层相似材料配比,提出了富水煤层物理相似模拟方法及系统,构建了富水煤层开采的物理相似试验模型,揭示了开采过程中覆岩应力及涌水变化特征,并结合数值模拟分析了采动裂隙演化及涌水规律。结果表明:所研发的富水煤层相似模拟材料具备耐水、抗崩解、抗软化特性,其强度和渗透系数适用于榆横矿区富水煤层的物理模拟;采用预制块模拟富水煤层,可实现煤层开挖模拟并实时监测涌水量变化;物理模拟与数值模拟均表明,随着涌水点与工作面距离减小,顶板应力呈现“增长-降低-稳定”的特征,涌水量则先缓慢减小,在距离工作面10～20 m时出现突增波动现象。研究结果为我国侏罗系富水煤层高强度安全开采提供了科学依据。

为构建预测精准的预估注浆量模型,以高烽磷矿为研究对象,基于注浆段长和钻孔取芯获取的RQD,提出了一种计算注浆段段高RQD新方法,并通过吕荣试验和帷幕注浆试验,对段高RQD与围岩透水性、段高RQD与注浆量关联性进行了深入研究。通过注浆前后含水层涌水量分析、检查孔压水试验和破碎带岩芯裂隙微观检查等方法对注浆效果进行综合评价。研究结果表明:段高RQD存在明显的空间效应,同一钻孔不同深度的段高RQD值相差较大,在相近深度不同位置处,段高RQD亦表现出明显的差异性;帷幕孔透水率和渗透系数值与段高RQD相关性好,并得到了段高RQD与透水率的二次多项式及段高RQD与渗透系数的负指数拟合公式;注浆量值随段高RQD增加整体上减小,且其负指数拟合公式相关性较好;对帷幕区注浆效果进行检验,注入的浆液已达到帷幕堵水效果,说明在帷幕注浆工程中,利用段高RQD预估注浆量是可行的。

随着人工地层冻结工程施工深度和极地冰盖钻探深度的不断增大，早期无压冻结冰力学性质研究成果与现场实测数据之间的偏差逐渐增大。为探究卸载条件下深部高压冻结冰力学特性，开展了10，20，30和50 MPa冻结压力下冰试样卸围压试验研究，并对其宏、细观变形破坏机制进行了观测与分析。研究结果表明：卸围压条件下，各工况冰试样偏应力轴向应变曲线均表现出较长的屈服平台，峰值偏应力与残余偏应力随冻结压力呈先增大后减小的趋势，20 MPa冻结压力具有临界特性；宏观层面，随着冻结压力的增大，冰体韧性增强，变形破坏后试样由裂纹交错状转为高透明状；细观层面，微裂纹和动态再结晶是冰体卸围压变形破坏后的两大典型组构特征，变形破坏过程随冻结压力的增大逐渐由微裂纹发育主导转化为动态再结晶主导。研究成果可为深部人工冻结工程中冻结壁设计和极地巨厚冰盖钻探工艺改进提供理论依据。

以煤基固废为主要原料的覆岩裂隙注浆是控制岩层破断及含水层渗流失稳的关键技术,但固废浆液固结体在外部载荷作用下易开裂,阻裂性能较差。通过在煤基固废浆液中掺入纤维,制备纤维-固废注浆材料(Fiber-Solid waste grouting materials,F-SWG),利用电液伺服万能试验机和声发射系统,测试不同纤维种类与掺量的F-SWG固结体的声发射特征,分析其承载损伤过程中的裂隙发育特征及纤维阻裂机制。结果表明:掺入0.4％～0.6％的玄武岩纤维或聚乙烯醇纤维后,通过连接、黏结、交错与浆液基质相互作用形成三维约束结构,有效抑制了固结体后期裂隙发育及宏、微观裂隙转化,显著提升了固结体的阻裂性能。研究成果揭示了F-SWG固结体阻裂性能的增强机制,为注浆材料的堵水效果及煤基固废处置提供了新的理论依据。

微生物诱导碳酸钙沉积(MICP)方法通过微生物改性煤基固废材料,进而提升充填材料承载性能。提出了微生物改性煤基固废充填材料制备方法,采用巴氏芽孢杆菌(Bacillus pasteurii)改性煤基固废充填材料,研究不同材料掺量下微生物胶结充填材料的力学性能与微观结构特征,揭示微生物改性对煤基固废充填材料的胶结作用。研究表明:通过微生物改性后,充填材料抗压强度显著提升,煤矸石+35％粉煤灰+5％水泥+微生物的抗压强度达2 680.8 kPa,相较于微生物改性前提高了279.1％,充填材料扩展度为230 mm,具有良好的流动性能;微观胶结物形态主要有絮状、条状和颗粒聚合3种结构,在协同作用下填充材料孔隙、连接煤基固废颗粒,提升了微生物改性充填材料整体胶结性能。研究成果可为煤矿胶结充填材料选择及性能优化提供有力支撑。

传统炸药爆破存在环境污染和效率低下等问题,而液氧储能破岩作为一种低振、环境友好的气体膨胀致裂技术,具有良好的应用前景。通过高速红外热成像系统和超压监测系统,探究不同液氧量下温度场演变规律及压力场超压衰减特性。研究结果表明:液氧相变膨胀过程中,温度场呈现双峰特征,吸、放热反应交互进行,流场处于动态非平衡状态;液氧量显著影响物相转化效率,且内部能量传递存在平衡点,流场温度并不会持续升高;不同液氧量导致云图中超温发展阶段存在明显差异,进而影响峰值温度的大小;随着液氧量增加,温度曲线的振荡频率和幅度均增强,双峰温度呈现出截然不同的变化趋势;不同测点处的超压峰值及其变化趋势各异,且随着传播距离增加而衰减;温度场和压力场的动态关系决定了爆破流场中的物质转化和能量流动。研究成果为液氧膨胀破岩技术的应用奠定了基础。

煤层厚度变异及留设煤柱均可引起顶板-煤体-底板组合体结构变化,在瓦斯浸润-劣化作用下,组合体结构内部微裂隙及弱结构充分发育,破坏难以预测。开展气固耦合条件下不同高比岩-煤-岩组合体单轴加载试验,系统分析其力学特性、破坏特征以及声发射响应规律。研究结果表明:瓦斯劣化了组合体整体强度,加强了“界面效应”对于砂岩的弱化作用,减弱了“界面效应”对煤的强化作用;煤岩体阶段Ⅰ (0<σ₀<1／4σ_max),裂纹被压实,声发射振铃计数较少,阶段Ⅱ(1／4σ_max<σ₀<1／2σ_max),声发射振铃计数稳步增加,峰值频率呈高频低幅,阶段Ⅲ(1／2σ_max<σ₀<3／4σ_max),裂隙增生、扩展,峰值频率呈中频中幅,频段由高到低逐渐减少甚至消失,阶段Ⅳ(3／4σ_max<σ₀<σ_max),振铃计数在峰后阶段出现“二次峰值”点后,煤岩发生宏观破坏,峰值频率呈低频高幅;随着煤厚增加,组合体拉伸破坏占比平均值分别为91.92％,83％和76.17％,脆性减弱,塑性增强,裂纹倾角增大,宏观破坏形态由“X”形向“Y”形共轭破坏转变。研究结果为揭示深部含瓦斯煤层灾变失稳机理及防治深部煤岩瓦斯复合动力灾害提供了基础理论指导。

精准测试煤层瓦斯含量是煤炭开采过程中的重要环节,将计算流体力学与离散单元法(CFD-DEM)进行耦合建立了钻杆模型,取样过程中对风速为6、12、18和24 m／s，转速为0、30、60、90、120和150 r/min时钻杆内部颗粒的运移情况进行了数值模拟分析;并通过负压取样试验装置对同等变量进行试验,验证模拟结果,通过数值模拟与试验结果来优化取样参数。研究结果表明:在6 m／s的较低风速下,钻杆内部的颗粒会形成堵塞无法顺利运移;在18和24 m／s的高风速下,颗粒可较快运移到钻尾,但取样量波动较大;在12 m／s的风速下,颗粒可顺利运移且钻尾的取样量较为稳定,故钻杆的取样最佳风速为12 m／s。随着风速提高,钻杆转速对运移效率的整体影响逐渐降低。在18和24 m／s的风速下,钻杆转速对运移效率的影响几乎可以忽略;在12 m／s的风速下,钻杆转速可以提高运移效率,但当转速超过100 r/min时运移效率反而开始下降,随着转速提高,运移效率呈现先增加后减少的趋势。对输运量和转速的拟合方程结果表明,最佳取样转速设定为90～110 r/min。使用优化后的负压取样参数在新元煤矿进行现场应用,对煤样进行测定对比,负压定点取样方法的测定值比原有方法平均提高了26％。采用优化后的负压定点取样方法不仅能够精准快速地获取待测试煤样,还显著提高了瓦斯含量的测试精准性。