采矿与安全工程学报

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1. 综放支架超声相控阵无损探伤原理与检测技术

殷帅峰, 何富连

采矿与安全工程学报 2012, 29 (3): 328-333.

摘要（6544）

PDF（pc）（1018KB）（11093）

为了对综放面几何形状相对复杂的大型机电设备及其组件进行精准探伤，基于综放支架进行无损检测的必要性，提出一维线性超声相控阵无损检测技术。以ZFG10000/23/37H型综放支架活柱探伤为依据，研究了相控聚焦和相控延时接收的基本原理，并结合单一阵元的归一化声压函数，分析正弦增益加权变迹技术在降低旁瓣对输出波形清晰度影响方面的重要意义。最后以五家沟煤矿5201综放面焊缝开裂的掩护梁探伤为实践，阐述超声相控阵无损检测技术的构成和检测工艺。实例应用表明：一维线性超声相控阵无损探伤技术能够对掩护梁内部微裂隙和表面贯通裂隙进行精准的定位和定量，并能够根据三维图像输出结果准确判定裂隙的发展方向和贯通趋势。

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2. 岩石声发射振铃累计计数与损伤本构模型的耦合关系探究

吴贤振, 刘建伟, 刘祥鑫, 赵奎, 张艳博

采矿与安全工程学报 2015, 32 (1): 28-34.

摘要（4968）

PDF（pc）（489KB）（6639）

为探讨岩石不同破坏模式下声发射特征及其参数与应力、应变、损伤变量之间的关系，通过RMT-150C型测试系统及SAEU2S声发射系统对砂岩、变粒岩、花岗岩和石灰岩4类岩石单轴压缩下声发射特征进行实验研究。研究表明：在峰值应力之前，脆性破坏、脆-延性破坏模式的岩石声发射振铃累计计数均有剧烈增加的现象，延性破坏模式的岩石声发射振铃累计计数则是先激增而后有一段“平静期”，可作为岩石即将进入破坏阶段的前兆信息。以时间为中间变量，建立了脆性破坏、脆-延性破坏及延性破坏模式下岩石声发射振铃累计计数与应变的关系模型；基于威布尔分布岩石损伤本构模型，进一步推导出声发射振铃累计计数与损伤变量、应力的耦合关系。经实测数据与所建模型对比验证，延性破坏、脆性破坏模式本构模型精度较高，可为岩石损伤评估提供依据。

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3. 掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究

郑西贵, 姚志刚, 张农

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 459-465.

摘要（7420）

PDF（pc）（676KB）（5585）

基于理论分析、FLAC3D数值模拟及现场工程实践的方法，研究了不同宽护巷煤柱沿空掘巷掘采全过程的应力场分布规律，分析了煤柱宽度对沿空掘巷煤柱和实体帮应力演化的影响。提出确定沿空掘巷合理煤柱宽度时，不仅需考虑掘巷扰动影响，还应将本工作面的超前采动影响作为一个重要影响因素。研究结果表明：仅考虑掘巷扰动影响时，沿空掘巷煤柱宽度应大于6 m，此时掘巷稳定后围岩变形量较小；当考虑超前采动影响时，煤柱增加到8 m后不仅对控制回采期间沿空掘巷两帮变形量的作用不再显著增加，反而会使顶底板变形量增大，因此合理的护巷煤柱宽度为8 m。

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4. 综放工作面沿空开切眼布置与支护技术研究

蒋力帅, 马念杰, 赵志强, 贾后省

采矿与安全工程学报 2014, 31 (1): 22-27.

摘要（3996）

PDF（pc）（603KB）（5189）

综放工作面沿空开切眼跨度大、顶煤厚度大、沿空小煤柱、围岩松软、裂隙发育，支护难度大。针对宽度8 m、顶煤厚度5.6 m的综放沿空开切眼，采用理论分析、数值模拟、现场试验及监测分析等方法，研究了煤柱的留设原则、煤柱应力分布特征，优选了煤柱宽度；分析了综放沿空开切眼的支护机理，设计并试验了锚网带与锚索支护、锚网带与桁架锚索支护方案。研究结果表明，煤柱合理宽度为4~5 m。2种支护方案改善了顶煤的受力状态，提高了围岩承载能力，有效控制了大跨度、厚顶煤的离层、裂隙扩展和弯曲下沉，保证了综放沿空开切眼的稳定性。

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5. 空区顶板安全厚度和临界跨度确定的数值模拟

张敏思, 朱万成, 侯召松

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 543-548.

摘要（8300）

PDF（pc）（537KB）（5054）

为了确定空区上方顶板厚度和临界跨度之间的关系，本文以某露天铁矿采空区群为工程实例，通过现场取样测定的岩石力学参数为基础获得顶板岩体力学参数，采用K.B.鲁别涅依他公式法、厚跨比法、结构力学梁理论、平板梁理论法对其进行计算。同时，作者利用RFPA数值模拟方法对空区顶板的损伤及垮塌过程进行数值模拟，计算空区顶板发生初始损伤和失稳垮塌时顶板安全厚度与临界跨度之间的关系。K.B.鲁别涅依他公式法所得结果与RFPA计算的顶板发生初始损伤时的数值结果最为接近，两者的比值可认为是从数值模拟获得的安全系数。由此可见，由K.B.鲁别涅依他公式法计算的顶板临界厚度保留了很大的安全系数，基于RFPA的数值模拟可以计算该安全系数，具有更为广泛的适用性。

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6. 红透山铜矿微震监测系统的建立及应用研究

刘建坡, 石长岩, 李元辉

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 72-77.

摘要（6022）

PDF（pc）（624KB）（4592）

针对红透山铜矿岩爆等地压灾害频发现状，建立深部地压微震监测系统，对微震活动性与采矿活动之间的关系、微震事件的空间活动规律进行了分析，并采用累积视体积和能量指数对大尺度岩体破裂进行了预测研究。采用人工定位爆破的定位结果表明：微震监测系统的定位误差小于10 m，能够满足矿山微震监测的需要。微震活动性主要分为2个平静期和3个活跃期。并呈现逐步下降趋势，微震活动性呈现主震——余震型模式。大尺度岩体破裂前存在孕育期和预警期，能量指数快速下降，累积视体积持续增长，可以看作岩爆和大尺度岩体破裂发生的前兆。通过能量指数和位移分布云图，可以对岩体发生灾害的潜在危险区域进行判断，指导矿山进行重点防护管理，保证安全生产。

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7. 温度对树脂锚杆锚固性能影响研究

胡滨, 康红普, 林健, 蔡嘉芳

采矿与安全工程学报 2012, 29 (5): 644-649.

摘要（5782）

PDF（pc）（506KB）（4585）

为了分析在靠近自燃发火区的巷道进行锚杆支护时，树脂锚杆锚固力降低的现象，采用实验室试验和数值模拟相结合的方法进行了温度对树脂锚杆锚固性能的影响研究。不同温度下树脂锚杆拉拔试验结果表明：温度对树脂锚杆锚固性能影响比较大，温度为25℃时树脂锚杆锚固力最大，随着模拟钻孔温度的升高，树脂锚杆锚固力呈现明显递减规律；运用FLAC3D有限差分程序对单根锚杆支护小范围锚固系统的数值模拟结果表明：岩体应力场与温度场之间存在一定程度上的耦合作用，在相同外载荷作用下，热源温度不同，岩体应力分布状态也不同。在上述研究基础上，指出温度变化对岩体物理力学性质以及树脂锚固剂固化反应过程都会产生一定的影响，并提出了不同温度环境下保证锚杆支护效果的技术途径。

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8. 煤样抗压、拉强度与点荷载指标关系的试验研究

苏承东, 唐旭, 倪小明

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 511-515.

摘要（6550）

PDF（pc）（479KB）（4516）

通过对漳村煤矿3#煤层煤样进行单轴压缩、巴西劈裂、捣碎法以及点荷载试验，对试验结果进行分析。结果表明：捣碎、巴西劈裂、单轴压缩和点荷载试验结果的离散程度依次增大；非规则试样与规则试样相比，点荷载试验结果的离散程度明显偏大，规则试样平行层理与垂直层理加载方式得到的点荷载强度结果大致相同；煤样的坚固性系数、单轴抗压强度、抗拉强度与点荷载强度具有关联性，能够实现相互转换得到相应参数，转换后的强度参数可为煤体强度分级指标的确定提供了依据。

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9. 不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形机理

张源, 万志军, 李付臣

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 451-458.

摘要（5962）

PDF（pc）（618KB）（4492）

为了掌握不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的机理，采用矿用钻孔窥视仪对不稳定覆岩下的沿空掘巷顶板岩层进行了钻孔摄像观测，提出了“基本测量尺度-裂隙条数法”钻孔裂隙统计方法，采用该方法对沿空掘巷顶板岩层中的裂隙进行了统计分析，并研究了裂隙分布及其演化规律。研究表明：纵向裂隙和横向裂隙为不稳定覆岩下沿空掘巷顶板岩层中2种基本的裂隙形式，其中纵向裂隙多分布于巷道上部顶板岩层中，而横向裂隙多出现在靠近采空区煤壁的顶板下部岩层中；随着上区段采空区上覆岩层稳定时间的延长，纵向裂隙逐渐演化成断裂带，横向裂隙逐渐演化成离层和径向错位，2种裂隙相互交叉延展极易形成异常破碎带；不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的根本原因是基本顶的断裂、回转和滑移，控制该类巷道围岩大变形的基本思路就是控制基本顶断裂后的关键块的回转和滑移。

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10. 深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究

方新秋, 赵俊杰, 洪木银

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 1-7.

摘要（4876）

PDF（pc）（656KB）（4368）

为解决深井破碎围岩巷道的支护问题，针对薛湖煤矿西翼轨道大巷的地质状况，建立了巷道底鼓力学模型，研究巷道围岩的破坏特征及其影响因素，通过分析得出：巷道两帮围岩的破碎起到天然卸压作用，延缓了底鼓的产生，随着帮部岩体的压实，应力继续向底板传递，进而引发了巷道底鼓。据此提出针对深井破碎围岩巷道采用二次支护方法控制围岩变形的方案：即一次支护采用U型钢可缩性支架进行支护、二次支护采用锚注与锚梁网索联合支护，其最大的特点是将传统的滞后注浆改为适时注浆，为锚杆锚固作用的发挥提供支撑平台，提高了支护效率。通过数值模拟优化，确定了最终的支护参数，并进行了现场工业性试验，观测结果表明，巷道变形得到了有效控制，取得了较好的社会经济效益。

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11. 基于钻孔瓦斯流量和压力测定有效抽采半径

余陶, 卢平, 孙金华

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 596-600.

摘要（5619）

PDF（pc）（438KB）（4347）

为了准确的测定有效抽采半径，提出基于钻孔瓦斯流量和压力的测定方法。以抽采钻孔影响范围内残余瓦斯压力小于0.74 MPa且预抽率大于30%为指标，基于钻孔瓦斯流量的负指数衰减规律，推导出有效抽采半径计算公式，并结合瓦斯压力变化共同确定有效抽采半径。该方法应用于区域预抽消突钻孔布置中，分析了不同预抽时间下的钻孔有效抽采半径和极限抽采时间，并依据预抽90 d有效抽采半径为2.5 m，布置消突钻孔。残余瓦斯压力和预抽率的检验以及煤巷掘进期间的区域验证，均证明按该方法布置的预抽钻孔，消突效果有效。

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12. 深部高应力软岩巷道变形破坏特性研究

孟庆彬, 韩立军, 乔卫国

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 481-486.

摘要（4844）

PDF（pc）（561KB）（4267）

以济北矿区唐口煤矿为工程背景，基于巷道围岩地质力学测试，阐述了深部高应力软岩巷道的基本工程地质特征；基于Burgers流变模型的黏弹性理论分析，得到深部高应力软岩巷道围岩表面位移及位移速率的表达式，并利用数学软件Matlab绘制了不同原岩应力、弹性模量和黏滞系数的巷道围岩表面位移及变形速率随时间的变化曲线；采用FLAC3D模拟了深部高应力软岩巷道的流变特性，分析了在高应力作用下，软岩巷道围岩的顶板、底板和两帮的流变变形规律。

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13. 大采高沿空留巷围岩分位控制对策与矿压特征分析

薛俊华, 韩昌良

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 466-473.

摘要（5540）

PDF（pc）（594KB）（4234）

结合沙曲矿24207工作面的生产条件，运用理论分析和数值模拟方法探讨了采高因素影响下沿空留巷顶板应力的分布特性，得到了4.2 m大采高条件下留巷全断面变形分布特征。沿空留巷处于采空区侧向支承应力区的应力降低带；工作面采高越大，则其对岩层活动的影响幅度及范围就越广；大采高沿空留巷采动期间将发生剧烈变形，断面收缩率达到55.3%，需针对留巷各个边位的变形特征分别采取有效的支护控制对策；留巷断面选择最优跨高比并采用以高初撑力为核心的高强支护体系，能够合理控制围岩变形。工业性试验及观测数据表明，留巷受采动剧烈影响范围为工作面至后方200 m，与工作面倾斜长度相当，该范围内巷道变形持续增长，顶板压力不断增加，工作面后方250 m以外，矿压显现趋于稳定。

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14. 高垂直应力状态下巷道围岩分区破坏特征试验研究

洛锋, 杨本生, 孙利辉

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 497-504.

摘要（5976）

PDF（pc）（1151KB）（4222）

通过自行研制的CM60/10平面应变试验台配合三轴伺服试验机，发挥伺服稳压性能，采用相似材料模拟配合数值模拟验证的手段，分析了高地应力 <1状态下无支护巷道围岩破坏过程及特征。试验结果表明：1）破坏首先发育在巷道两帮中线，局部破坏产生后，逐渐形成一对“楔形”破坏区域。在应力卸压区内，围岩呈分区破裂形式。深部滑移线由“楔形”破坏区域尖端点处开始延伸，基本符合对数螺线形式；2）巷道破坏过程中，依次出现“楔形破裂带”，“二次破裂带”“贯通失稳带”3个过程分区。研究指出此类地应力下不同变形时期内，除控制顶底板初始变形外，围岩裂隙控制的重点应依次在巷道两帮、肩部和底角、顶板；3）通过对 <1状态下围岩破坏的数值模拟发现：两帮围岩垂直应力呈“波浪状”分布，塑性破坏区呈“分区演化”，垂直位移呈“锯齿状”分布，与物理试验基本吻合。

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15. 不同当量比体积分数矿井瓦斯爆炸过程的数值模拟

陈先锋, 张银, 许小江

采矿与安全工程学报 2012, 29 (3): 429-433.

摘要（5091）

PDF（pc）（884KB）（4160）

为了研究管道预混火焰的传播特性及内在机理，运用数值模拟的方法，建立矿井瓦斯气体爆炸的数学模型和物理模型，对不同当量比浓度的矿井瓦斯气体爆炸过程进行模拟研究。计算结果表明，矿井瓦斯气体爆炸过程中速度和压力值均会经历上升-下降-二次波峰-下降-震荡的过程。火焰传播初期，气体爆燃体积迅速增大，火焰的速度、压力和温度随之迅速上升，并在一段时间内呈现层流燃烧状态。而后速度和压力图均出现了不同程度的波动，可知这是压力波和反射波共同作用的结果。速度和压力并未同时达到峰值，速度要超前于压力达到最大状态，这主要是爆炸压力波和反射压力波的相互叠加作用导致压力上升，而反射压力波导致速度下降。当量比浓度的压力、速度值最小，燃烧持续时间最长，此时气体还未完全加速，未形成爆轰状态。

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16. 高温高压平衡水分条件下变形煤的吸附-解吸特性

宋志敏, 刘高峰, 杨晓娜

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 591-595.

摘要（4935）

PDF（pc）（382KB）（3929）

选用平顶山矿区十二矿己组煤层的不同类型变形煤作为研究煤样，模拟深部煤层瓦斯赋存条件，开展高温高压平衡水分条件下的吸附-解吸实验。研究结果表明，50℃条件下，煤的平衡水分含量随煤的破坏程度的增加有增大的趋势；高温高压平衡水分条件下，变形煤表现出吸附-解吸新特性，即随煤的破坏程度增加，朗格缪尔体积VL（无灰基）具有先减小，后增大，再减小的趋势，呈波浪状。分析表明，变形煤表现出的吸附-解吸新特性，是变形煤特有的孔隙结构和水分含量的差异综合作用的结果。变形煤吸附-解吸不可逆，解吸滞后；随着煤的破坏程度增加，煤的吸附-解吸不可逆程度加大。因此，在开展实验研究煤、特别是变形煤的解吸特性时，不能用吸附实验数据简单代替。

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17. 充填采煤固体物料垂直投料井施工工艺研究

巨峰, 张吉雄, 安百富

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 38-43.

摘要（4648）

PDF（pc）（474KB）（3925）

为了提高充填采煤固体物料垂直投料井施工速度及成孔质量，基于固体物料垂直投料井结构特征，分析了投料井成井技术难点，并研究了投料孔施工、投料管安装，以及投料孔测斜等一整套施工工艺。结果表明，采用多级钻进扩孔、浮板法下管和多种测斜相结合的工艺可确保投料井施工质量。该工艺在我国某煤矿进行了应用，投料井钻进速度达6 m/d，垂直度为1‰。

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18. 软弱破碎围岩高强高预紧力支护技术与应用

王宏伟, 姜耀东, 赵毅鑫

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 474-480.

摘要（4652）

PDF（pc）（523KB）（3847）

为了达到对软弱破碎围岩巷道的一次支护到位，从加固破碎岩体、提高支护阻力和降低围岩采动应力3方面综合研究入手，提出了以高强高预紧力锚网喷主动支护为基础，配合U型钢可缩支架的支护方式，旨在使各支护方式在承载力上优势互补，并且充分调动围岩的承载能力，使支护体系与围岩形成承载整体。基于小康矿和木城涧矿等不同地质条件下的软弱破碎围岩巷道变形破坏原因，分析了软弱破碎围岩巷道破坏特征和高强高预紧力支护技术特点。现场试验结果表明，针对不同地质条件，高强高预紧力支护技术能够通过调动深部稳定岩层的承载能力和提供较大支护阻力等手段有效控制巷道围岩的剧烈收缩，并且一定程度上降低了工作面采动应力的影响，取得了良好的支护效果和经济效益。

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19. 煤层气注热开采的热-流-固耦合作用分析

张凤婕, 吴宇, 茅献彪

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 505-510.

摘要（4908）

PDF（pc）（457KB）（3829）

如何提高煤层气产量是目前煤层气开采研究中的重要课题。煤层气在煤层孔隙中主要以吸附状态存在，提高煤层温度可以促使气体由吸附态转变为游离态，增加其渗流扩散能力。根据热弹性力学、非线性达西渗流理论和多孔介质热力学原理，对在煤层中注热提高煤层气产量的机理进行了系统研究，建立了包含煤的变形方程、气体渗流方程、热传导方程的热流固多物理场耦合数学模型。在此基础上利用COMSOL Multiphysics 数值软件，对耦合模型进行了数值求解，结果表明：注热后煤层温度升高可以促进煤层气解吸、提高煤层渗透率，增加煤层气产量。研究成果可为煤层中注热开采煤层气的工程实践提供相应的理论基础。

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20. 大尺寸高水材料巷旁充填体蠕变特性试验研究

孙春东, 张东升, 王旭锋

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 487-491.

摘要（4977）

PDF（pc）（492KB）（3730）

针对高水材料巷旁充填体具有蠕变特性的特点，采用自行研制的大尺寸（1500 mm×600 mm×900 mm）蠕变实验系统和FLAC3D数值模拟软件对其蠕变特征进行了试验研究，分析了高水材料充填体蠕变过程中瞬时、稳定及加速3个阶段位移和应力随时间的变化特征，指出充填体蠕变极限载荷随高水速凝材料水灰比降低而提高；结合充填体在加速蠕变阶段变形速度过大的特点，为确保井下充填体长期稳定，需保证充填体保持在稳定蠕变阶段，认为充填体载荷不超过其强度的70%~80%时较为合理。

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21. 工作面采动瓦斯流场分布规律研究

董钢锋, 胡千庭, 王振

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 581-585.

摘要（5225）

PDF（pc）（546KB）（3720）

掌握采空区瓦斯分布规律，是制定合理的抽采采空区瓦斯技术方案的前提。基于五虎山煤矿1201工作面回采过程中出现回风瓦斯超限的状况，在分析该工作面的瓦斯涌出来源的基础上，采用FLUENT数值软件，对1201工作面的采动瓦斯流场分布进行了模拟研究，模拟结果合理的解释了正常回采和顶板来压期间瓦斯涌出的不同规律，并为该工作面采空区瓦斯治理技术方案的制定提供了理论依据。现场实测结果证明了研究结论的科学、可靠性。

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22. 近距离煤层联合开采条件下工作面合理错距确定

杨伟, 刘长友, 黄炳香

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 101-105.

摘要（4726）

PDF（pc）（488KB）（3660）

为避免近距离煤层联合开采条件下上煤层工作面回采过程中顶板周期来压波及下煤层工作面或上下煤层同步来压而相互影响，通过现有矿压及弹性半无限体理论的运用并结合现场实测数据分析给出石圪节煤矿联采条件下工作面合理错距的选取方法。研究表明：1）据煤矿地质及煤岩物理力学特性运用矿压理论初定工作面错距；2）结合理论或现场实测分析层间应力分布影响区域，修正工作面错距；3）现场实践最终确定合理错距。选取初定的工作面错距及层间应力主要影响区横向范围值之和作为近距离煤层合理错距，可避免下煤层煤体承受上煤层的连续高应力状态。

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23. 锚杆预紧力对煤矿巷道支护效果的响应特征研究

常聚才, 谢广祥

采矿与安全工程学报 2012, 29 (5): 657-661.

摘要（5049）

PDF（pc）（463KB）（3644）

为从理论上揭示锚杆预紧力对巷道支护效果的作用机理，针对锚杆支护岩石巷道，建立了分析巷道围岩力学特征的理想弹塑性应变软化模型，获得施加预紧力锚杆支护后巷道围岩位移、应力分布的解析表达式，从理论上表明：提高锚杆预紧力对控制巷道围岩变形及改善巷道周边围岩的应力状态有积极的作用，有利于保持巷道围岩的稳定。并结合现场实际研究了锚杆预紧力对巷道支护效果的影响关系，研究成果对分析锚固作用机理及进行锚杆支护设计具有指导意义。

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24. 煤体多孔介质孔隙度的分形特征研究

李子文, 林柏泉, 郝志勇, 高亚斌, 刘非非

采矿与安全工程学报 2013, 30 (3): 437-442.

摘要（2713）

PDF（pc）（249KB）（3635）

煤体是一种多孔介质，其内部孔隙结构十分复杂，准确评价煤体的孔隙特征对研究瓦斯的吸附解吸和高效瓦斯抽采具有重要意义。根据分形理论，研究了一种描述多孔介质孔隙空间分布的随机分形模型，并根据其构造方法，建立了煤体多孔介质孔隙度和分形维数之间的关系。通过压汞实验，验证了分形模型的正确性。对煤体多孔介质孔隙度进行了分形描述，结果表明：分形维数决定了孔隙度，分形维数越大，孔隙度越小；观测尺度越小，孔隙度越大，同一阶次孔隙平均直径越小，孔隙度越小，同一阶次孔隙数量越少，孔隙度越小；相同孔隙度条件下的孔径分布不尽相同，这也导致了瓦斯流动和吸附解吸规律的不同。因此，煤体多孔介质的分形维数反映了煤体内部孔径分布特征，对研究煤体孔隙类型和探讨煤层内瓦斯流动有重要意义。

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25. 五阳矿厚煤层巷道底鼓机制及控制研究

杨本生, 耿学良, 孙利辉, 宋献忠, 张利

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 8-13.

摘要（4712）

PDF（pc）（561KB）（3567）

针对五阳矿76#-2厚煤层专用回风巷道底板经常发生大变形破坏，通过研究厚煤层巷道底鼓机制及控制原理，提出对厚煤层巷道底板进行中、深部加固的治理思想控制底鼓。采用FLAC3D模拟了不同支护方法对底板的作用，研究表明：底板无支护，底板变形量为1.3~1.6 m，在采动应力扰动下，底板破坏范围将逐渐增大；采用锚网浆支护，底板塑性破坏区相应减少，但受到应力扰动的影响，底鼓量为0.7~1.0 m，仍不能满足生产需要；采用高强度锚索束分区注浆及混凝土条块耦合支护（锚混凝土浆支护），底板围岩塑性区明显缩小，底鼓量仅为0.24~0.38 m，达到控制底板变形的要求。通过对锚混凝土浆支护方法进行工程试验，结果表明：巷道两帮收缩量226 mm，底鼓量283 mm，分别减少了56.5%，83.4%，有效控制了厚煤层巷道底板的较大变形。

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26. 甲烷在表面活性剂水溶液中溶解度的实验研究

杨永良, 李增华, 侯世松, 孙留涛, 刘震, 唐一博

采矿与安全工程学报 2013, 30 (2): 302-306.

摘要（2507）

PDF（pc）（211KB）（3563）

在进行煤层注水或巷道喷雾时，若改变水溶液性质使之能够吸收甲烷，则可有效降低煤层瓦斯含量，实现煤层消突。研制加工了瓦斯溶解实验装置，选择增溶能力较强的不同类型表面活性剂，进行了不同温度、体积分数和压力条件下的甲烷溶解实验测试。结果表明，甲烷溶解度均随体积分数的增大呈对数增大，随温度的升高呈逆指数降低，随压力的升高呈对数增加；加入聚丙二醇甲烷溶解度最大，常温常压下，体积分数为10%的溶解度为24.66 mL/100 mL 溶液，是纯水的7.45 倍，4 种表面活性剂增溶能力的顺序为：聚丙二醇>聚乙烯醇>十二烷基硫酸钠> F-500。根据实验结果建立了不同条件下甲烷溶解度的计算方程，估算值和实验值吻合较好，为矿井水力化措施提高瓦斯治理效果提供了依据。

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27. 覆岩导水裂缝与岩层拉伸变形量的关系研究

高延法, 黄万朋, 刘国磊

采矿与安全工程学报 2012, 29 (3): 301-306.

摘要（4270）

PDF（pc）（505KB）（3520）

为了研究覆岩导水裂缝带内裂隙岩层导水性与覆岩岩层层向拉伸变形的关系，定义了岩层中间层的概念；在假定可以用两段圆弧拟合岩层下沉盆地内外边缘曲线的条件下，导出了岩层层向拉伸率ε的计算公式；统计了近年来的井下导高观测成果。研究得出：当岩层中间层层向拉伸率超过岩石拉伸变形极限时，岩层会产生法向拉伸裂隙；当岩层层向拉伸率大于其临界拉伸率时，该岩层就会成为导水裂缝岩层。岩层层向拉伸率ε主要受岩层层位高度h，煤层采厚m，岩层下沉系数q，边界角δ0和充分采动角ψ等因素的影响。回归分析得出：覆岩岩层越坚硬，则裂采比就越大，导水裂缝带顶部岩层层向临界拉伸率ε0值就越小。

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28. 综放面端头基本顶结构与合理支护参数

杨培举, 刘长友

采矿与安全工程学报 2012, 29 (1): 26-32.

摘要（3840）

PDF（pc）（783KB）（3380）

端头液压支架支护强度的确定是支架设计与选型的关键，为此，理论分析了端头区覆岩垮落形态、基本顶的结构运动规律及合理支护强度的确定方法。研究表明：端头区基本顶既可为裂隙带岩层，也可为垮落带岩层，裂隙带基本顶弧形三角块的下沉运动与工作面中部砌体梁相同，垮落带基本顶弧形三角块形可为仅受煤壁支撑与覆岩压力的悬臂梁，或同时与前后弧形三角块铰接形成弧形三角块类砌体梁结构；基本顶弧形三角板不同的结构形式，矿压显现不同，砌体梁结构基本顶活动的压力显现明显，动载系数大，而弧形三角块类砌体梁基本顶活动的压力显现不明显，动载系数较小；端头区支架与围岩作用关系中，支架的工作状态有3种类型：给定变形状态、限定变形状态和给定载荷状态，可根据对应的端头区砌体梁模型、悬臂梁模型和弧形三角块类砌体梁模型估算不同条件下端头支架合理的支护强度．

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29. 神东浅埋综采面末采段让压开采原理及应用

王晓振, 鞠金峰, 许家林

采矿与安全工程学报 2012, 29 (2): 151-156.

摘要（4518）

PDF（pc）（820KB）（3371）

针对神东矿区综采面末采段回撤过程中发生压架事故的问题，综合采用理论分析与现场实测的方法，就让压开采的原理及适用性进行了研究。结果表明，让压开采是一种通过在综采面回撤前适当位置停采来避免贯通回撤时工作面受顶板来压威胁的有效技术措施。运用停采让压，降低推进速度，可改变周期来压位置和减小来压持续长度，实现贯通时顶板无来压的目标。而合理让压位置的确定要以让压间隔煤柱稳定和贯通回撤时工作面不来压为前提。结合工作面停采让压前来压规律及停采让压时压力显现特征，提出了4种可能存在的情况。利用让压开采原理，指导了神东矿区大柳塔矿21305综采面、补连塔矿22303综采面末采段的安全回撤。

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30. 煤矿塌陷水域水环境现状评价及综合利用分析

徐良骥, 严家平

采矿与安全工程学报 2012, 29 (4): 549-554.

摘要（4705）

PDF（pc）（416KB）（3365）

为了准确评价煤矿塌陷水域水质，采用主成分分析法和模糊综合评价法2种方法并进行改进，构建煤矿塌陷水域水质综合评价模型。选择了淮南潘集矿区14个大型塌陷水域，布设采样点对水质采样监测，综合评价塌陷水域水质污染现状。评价结果显示，改进后的主成分分析法计算的第一主成分方差贡献率显著提高，方差贡献率达98%；第一主成分方差贡献率大于85%，采用第一主成分所有指标作为模糊综合评价法评价因子，评价结果显示各塌陷水域受到了不同程度的污染。由于选取了统一的评价指标项，同类型塌陷水域的水质评价结果具有可比性，评价结果可以为合理规划利用塌陷水域水资源、建设淮南“平原水库”提供基础资料。

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