采矿与安全工程学报

方新秋, 赵俊杰, 洪木银

2012, 29(1): 1-7.

摘要 ( 4963 )

PDF (656KB) ( 4504 )

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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。

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

2012, 29(1): 8-13.

摘要 ( 4746 )

PDF (561KB) ( 3681 )

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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。

基于地质预报的煤巷顶板事故防治研究

王琦, 李术才, 李为腾

2012, 29(1): 14-20.

摘要 ( 3388 )

PDF (619KB) ( 2774 )

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对煤巷顶板事故原因和机理进行了总结分析，指出现有煤巷掘进支护过程中顶板事故多发的主要原因是迎头地质情况调查不明、地质条件突变时缺少相应的预警机制和合理的应对措施。经过探讨指出利用煤巷超前地质预报技术预防顶板事故是可行的。通过对巨野矿区某矿煤巷多次冒顶事故教训的总结，指出建立合理的冒顶事故预警机制并设计相应支护预案的必要性，在此基础上提出了基于超前地质预报的煤巷顶板事故支护预案防治方法。以“地质先行、物探紧跟、钻探核实、预案配套、监控反馈”为指导方针，注重各预报环节的反复推演与相互修正。利用该方法成功预防了多起冒顶事故的发生，并对其中一起案例进行了深入分析，显示该方法具有较理想的预报效果，以锚索梁为主的支护预案可以有效控制断层区巷道变形，防止冒顶事故发生，并具有很好的经济性指标。

“三软”大采高综采面煤壁稳定性及其控制研究

袁永, 屠世浩, 马小涛, 孙璐璐, 白庆升

2012, 29(1): 21-25.

摘要 ( 4074 )

PDF (469KB) ( 3418 )

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为有效控制“三软”大采高综采面煤壁稳定性，以淮北矿业集团许疃煤矿7219面为工程背景，实测了“三软”煤层大采高综采面煤壁片帮特征，建立了采场煤壁“楔形”滑动体稳定性分析的力学模型，分析了“楔形”滑动体稳定性的关键影响因素。结果表明：“三软”大采高综采面煤壁片帮以上半部片落的“楔形体”滑落形式为主，“楔形”滑动体稳定系数K与C，Ph，μ呈正比关系，与W0，θ呈反比关系。通过提高支架初撑力、控制端面冒顶、加固煤壁、用好护帮板以及适当提高工作面推进速度等技术措施，7219面煤壁稳定性得到了有效控制。

综放面端头基本顶结构与合理支护参数

杨培举, 刘长友

2012, 29(1): 26-32.

摘要 ( 3859 )

PDF (783KB) ( 3536 )

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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．

深部动压巷道高阻让压支护技术研究

张志康, 王连国, 单仁亮

2012, 29(1): 33-37.

摘要 ( 2976 )

PDF (472KB) ( 2724 )

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为解决深部动压巷道支护的技术难题，针对曹村煤矿十采区下部人车下山巷的具体工程地质条件与生产技术条件，在现场地应力实测的基础上，采用巷道支护专家系统软件对动压巷道支护形式与参数进行优化设计，确立了以高强让压锚杆与带肋锚索为核心的新型“高阻—让压”支护体系，并进行了井下工业性试验和矿压监测。研究结果表明：基于地应力实测的高强让压锚杆和带肋锚索联合支护提高了支护结构的整体承载力，有效控制了围岩的变形，达到了支护设计的预期效果，保证了动压巷道的稳定和正常使用。

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

2012, 29(1): 38-43.

摘要 ( 4687 )

PDF (474KB) ( 4027 )

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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‰。

钻孔植入光纤Bragg光栅检测岩层变形的模拟实验

柴敬, 邱标, 李毅, 朱磊

2012, 29(1): 44-47.

摘要 ( 3047 )

PDF (425KB) ( 2778 )

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为了探索煤矿岩层变形的钻孔光纤检测方法，采用物理相似材料模型模拟岩层的压缩和沉降过程,设计并制作一个埋入3个光纤Bragg光栅传感器的水泥砂浆预制棒，用于模拟钻孔。测试了岩层压缩沉降变形过程中水泥砂浆预制棒的变形和由此引起的光纤Bragg光栅波长变化，并与对应位置的应变片监测结果进行了对比分析。实验表明，光纤光栅传感器具有精度高、可靠及耐久等优点，能实现岩层变形的实时监测，钻孔植入式光纤Bragg光栅传感系统为岩层变形监测提供了一种有效的方法。

深部条带煤柱蠕变支撑效应研究

陈绍杰, 郭惟嘉, 程国强

2012, 29(1): 48-53.

摘要 ( 2613 )

PDF (510KB) ( 2790 )

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为研究深部条带煤柱蠕变支撑效应，对岱庄煤矿3上煤进行了蠕变试验。以试验结果为基础，采用LS-DYNA数值方法分析了深部煤柱的蠕变支撑效应。结果表明，该煤岩环向起始蠕变应力3.061 MPa，远远低于轴向起始蠕变应力7.020 MPa；蠕变强度为9.327 MPa，蠕变系数为0.647；结合蠕变试验结果，采用LS-DYNA可以较好的模拟深部条带煤柱的蠕变支撑效应；模拟的条带煤柱呈现出明显的流变性，在工作面开采后煤柱状态仍然会发生较大变化；在上覆岩层的作用下，该煤柱变形在15~16个月后不再变化，煤柱能够保持长期稳定状态。

深部回采人工矿柱合理宽度计算及关键影响因素分析

王晓军, 冯萧, 杨涛波, 赵康, 赵奎

2012, 29(1): 54-59.

摘要 ( 2490 )

PDF (497KB) ( 2697 )

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稀有贵重金属矿石深部回采时，为设计人工矿柱的几何参数，提出了深部回采人工矿柱合理宽度计算公式。针对高应力及大扰动，根据普氏地压学说理论，阐明了深部开采人工矿柱承载机理，从推导的公式中分析得到影响人工矿柱合理宽度的关键因素是回采跨度与回采深度，并进行了二者影响度的计算分析。结果表明：矿体回采跨度对人工矿柱宽度的影响度要远大于矿体的回采深度。结合某金矿工程实例，计算了深部回采人工矿柱的合理宽度，通过现场试验验证了公式计算的合理性及关键因素的影响度。

金川Ⅲ矿区破碎站硐室施工变形监测与优化控制

刘增辉, 高谦, 姚维信, 靳学奇

2012, 29(1): 60-66.

摘要 ( 2657 )

PDF (584KB) ( 2257 )

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为了有效控制金川Ⅲ矿区1 165 m水平破碎站大断面硐室围岩变形，根据对破碎系统工程的大件道工程围岩变形监测、变形影响因素的分析得出该矿区岩体具有临界蠕变应力低和碎裂剪胀蠕变特征，且变形持续时间长。针对该岩体的变形特点，在破碎站大断面硐室施工中采用“留空让压强支”原则,并提出留空让压强支方案的综合评价指标。设计了3因素4水平的正交数值模拟试验方案，通过综合评价指标的分析确定了合理让压位移量,即毛硐让压变形90 mm，、初衬让压变形0，、一次支护让压变形50 mm。为了破碎站硐室的安全评价和长期稳定性预测，采用FBG点式光纤光栅传感器监测围岩变形。

冲击倾向煤岩纵波波速与应力关系试验研究

巩思园, 窦林名, 徐晓菊

2012, 29(1): 67-71.

摘要 ( 3234 )

PDF (513KB) ( 2401 )

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为了弄清煤矿中冲击矿压现象的发生机理，在实验室单轴条件下对冲击倾向性煤岩样的应力与纵波波速耦合关系进行了研究，建立了两者关系的试验模型，并对模型参数进行了分析。研究结果表明：1）岩样纵波波速对应力的敏感程度要高于煤样，即随应力增加，纵波波速变化更快；2）冲击倾向煤岩试样在弹性阶段纵波波速变化梯度大，塑性阶段波速变化趋于平缓，它表明应力与纵波波速间具有幂函数关系，与实测值的相关系数计算说明，模型具有较高的拟合度，能准确描述应力与波速的变化关系，并服务于现场层析成像冲击危险性计算。

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

2012, 29(1): 72-77.

摘要 ( 6109 )

PDF (624KB) ( 4712 )

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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。

某深井矿山岩爆预测模式研究

刘晓辉, 吴爱祥, 王春来

2012, 29(1): 78-83.

摘要 ( 3067 )

PDF (497KB) ( 2532 )

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针对某深井矿山的微震监测信息，采用地震学原理进行震源参数量化计算，结合现场岩爆记录，对井下地压活动与微震参数时空变化的响应规律进行了研究。结果表明：一定时间域内微震参数的空间变化反映了岩体的应力分布状态，可做为岩爆危险区识别的依据；一定空间域内微震参数的时间变化与岩体破裂过程紧密相关，震源参数随时间突增、骤减等异常变化表征岩体不同的变形阶段。基于研究结果，提出以应变硬化结束应变软化开始的时间点作为岩爆预警点，构建了该矿岩爆预测的一般模式，实际应用效果较好，为类似矿山的岩爆预测提供了借鉴意义。

刀具破岩机理的细观数值模拟及刀间距优化研究

梁正召, 于跃, 唐世斌, 刘红元, 唐春安

2012, 29(1): 84-89.

摘要 ( 2920 )

PDF (602KB) ( 2731 )

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通过采用RFPA 2D软件对全断面岩石掘进机（TBM）盘形滚刀作用下岩石破碎机理进行数值模拟研究。分别模拟了单刀头、双刀头、三刀头作用下的岩体破碎过程，并对多刀头作用时进行了刀间距优化。模拟结果表明，岩石在单刀头作用下的破碎过程大体可以分为粉末体出现、粉核体形成、侧向裂纹产生与扩展、破碎块体出现4个阶段，并体现为以张拉为主、伴随挤压或剪切破坏等复杂破坏形式。在围压作用下，平行于围压方向的裂纹更容易产生与扩展，更有利于刀头侧向裂纹的贯通。多刀头之间有明显的协同作用效应，破碎比能随着刀间距的增加有一个逐渐增加然后减小的过程。数值模拟结果与试验结果吻合较好，可以为岩石掘进机设计、盘形滚刀布置提供参考。

重复开采上覆岩体与地移动规律研究

栾元重, 李静涛, 刘娜, 刘阳, 栾亨宣, 马德鹏

2012, 29(1): 90-94.

摘要 ( 2716 )

PDF (518KB) ( 2475 )

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针对山东某煤矿在微山湖下重复开采3上、3下煤的问题，采用GPS-RTK技术实测了湖区地表移动变形值，运用“双端堵水器”技术采用井下打仰上孔方法，实测了3上、3下煤开采覆岩导水裂缝带发育高度，并建立了地表下沉、水平移动拟合方程。运用FLAC3D数值模拟数据建立了此煤层重复开采中间岩体与岩层移动边界函数方程表达式，揭示该煤层重复开采对地表移动与岩体移动变形特征，对水体下安全开采具重大意义，对地质采矿条件类同的矿区也有参考借鉴价值。

岩石膨胀界限抗渗强度及在底板突水评价中应用

段宏飞, 姜振泉, 王一栋

2012, 29(1): 95-100.

摘要 ( 2936 )

PDF (504KB) ( 2480 )

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在岩石全应力应变伺服渗透试验的基础上，提出了岩石膨胀界限抗渗强度的概念，并在此基础上建立了底板突水评价模型，模型考虑了底板岩层有效隔水层厚度、岩性、岩体完整程度以及膨胀界限抗渗强度并详细分析了各参数的取值，以兖矿集团杨村煤矿17煤及其2702工作面突水评价为例，证实了以膨胀界限抗渗强度为基础的底板突水评价模型在突水评价上具有可行性。

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

2012, 29(1): 101-105.

摘要 ( 4767 )

PDF (488KB) ( 3735 )

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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。

含瓦斯煤体水力压裂动态变化特征研究

林柏泉, 孟杰, 宁俊

2012, 29(1): 106-110.

摘要 ( 2901 )

PDF (549KB) ( 2861 )

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为了研究煤体水力压裂的破裂机理及动态变化特征，本文以平煤集团十二矿为例建立了相关数学模型，通过数值试验和现场实验，获得了水力压裂过程中裂隙起裂及扩展过程的动态变化特征，即：应力积累→微裂纹稳定扩展→局部破坏带形成→局部破坏带扩展与贯通→裂隙失稳扩展；结合现场实测数据及含瓦斯煤体水力压裂动态变化影响因素分析，建立了煤体埋深、瓦斯压力和水力破裂压力三者耦合模型，研究结果对现场实践具有重要指导意义。

基于CFD模拟的邻近层穿层钻孔瓦斯抽采优化设计

秦伟, 许家林, 吴仁伦, 胡国忠, 王中伟, 田根万

2012, 29(1): 111-117.

摘要 ( 3262 )

PDF (592KB) ( 3078 )

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以山西新大地煤矿15101综放面为研究对象，通过研究采动覆岩移动破坏规律及15101综放面邻近层卸压瓦斯抽采特征，确定了15101综放面穿层钻孔布置的基本原则，据此原则提出了穿层钻孔布置的6种优化方案，并利用FLUENT对优化方案进行计算。根据模拟结果，确定了邻近层穿层钻孔的最优布置参数：穿层钻孔终孔距15#煤底板垂直高度为50 m，终孔伸入工作面的水平距离为20 m。钻孔布置参数优化以后，新大地煤矿15101综放面邻近层瓦斯抽采取得较好效果，平均瓦斯抽采总量达到了51.8 m3/min。

岩浆侵入对煤吸附瓦斯特性的影响分析

蒋静宇, 程远平, 王海锋

2012, 29(1): 118-123.

摘要 ( 2618 )

PDF (634KB) ( 2823 )

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为了研究岩浆侵入对煤吸附瓦斯特性影响，以卧龙湖井田10煤11个煤样为研究对象，采用工业分析、等温吸附实验、液氮吸附法测BET比表面积和CO2吸附法测微孔等方法，对比分析了多元物性参数和煤样与火成岩距离的关系。结果表明：岩浆热演化范围为60 m左右。靠近岩浆岩，镜质组反射率Rm由2.74%增至5.03%，挥发分Vdaf由16.04%减至6.85%，煤的变质程度提高。吸附常数a有先增加后减小的趋势，8#煤样（热演化区）a=59.02 m3/t，为最大值。岩浆覆盖区1#煤样a=13.53 m3/t，为最小值。吸附常数a、BET比表面积和微孔孔容分布曲线相关性较好，从数值大小来看，热演化区高于正常区，正常区高于岩浆覆盖区。岩浆接触变质作用，降低了煤吸附瓦斯能力。岩浆侵入煤层使热演化区煤的微孔较发育，比表面积变大，瓦斯吸附位增多，煤的吸附瓦斯能力增强。

尾巷改变采空区瓦斯流场的数值模拟研究

王凯, 蒋曙光, 张卫清

2012, 29(1): 124-130.

摘要 ( 2788 )

PDF (610KB) ( 2193 )

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为了研究尾巷配置对采空区瓦斯流场的影响，根据N1-2工作面的巷道布置情况，建立了配置尾巷的工作面与采空区数学物理模型。结合周期来压对采空区冒落物孔隙率的影响，按周期来压步距分析了孔隙率阶跃变化，合理计算了分段渗透率大小。根据气体在多孔介质中的渗流理论，将FLUENT中3种湍流模型的模拟结果与实测结果对比，选择 Realizable 模型对不同条件下的采空区漏风场和瓦斯体积分数场进行模拟，模拟结果与现场效果表明：均匀渗透率和分段渗透率条件下的瓦斯场分布模拟结果与实测瓦斯体积分数对比，分段渗透率的模拟结果更接近实测值；受采空区瓦斯体积分数梯度与渗透率变化的影响，尾巷配风量越大上隅角漏风量越小，尾巷步距越小临近工作面区域的瓦斯体积分数越低，综合尾巷联络巷的施工量与回风顺槽配风量，尾巷步距为50 m，配风量为总进风的2/3时效果最佳；现场结合尾巷步距、风量分配与调节、周期来压等因素制定了综合措施，提高了尾巷利用率，有效解决了配置尾巷的综放工作面上隅角及尾巷口瓦斯波动超限问题。

综放工作面“U+I”通风系统与煤自燃的关系

周福宝, 刘玉胜, 刘应科

2012, 29(1): 131-134.

摘要 ( 2569 )

PDF (545KB) ( 2309 )

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分析了综放工作面“U+I”型通风系统的特性，推导了该系统各条巷道的配风关系式，考察了高位巷通畅与堵塞时期“U+I”型通风系统的风排瓦斯效率，并结合2005年神华宁夏煤业集团公司乌兰煤矿5344工作面的“4.8”火灾案例，运用数值模拟的方法分析了“U+I”型通风系统高位巷阻塞或通畅对采空区氧浓度场的影响。研究表明：高位巷阻塞期间风排瓦斯效率变低，上隅角瓦斯浓度升高，氧化升温带在回风侧离工作面较近且范围更大。研究结果对于防治工作面瓦斯超限和采空区煤自燃具有十分现实的指导意义。

工作面多变量瓦斯体积分数时间序列预测模型

董丁稳, 李树刚, 常心坦

2012, 29(1): 135-139.

摘要 ( 2601 )

PDF (485KB) ( 2767 )

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为了有效分析煤矿瓦斯监测数据以实现较准确的工作面瓦斯体积分数预测，基于贝叶斯网络方法、混沌相空间重构技术与高斯过程回归模型，研究了瓦斯体积分数时间序列分析与预测的方法。应用贝叶斯网络方法提取与工作面瓦斯体积分数时间序列有较强关联特征的样本数据集，构建了多变量瓦斯体积分数时间序列预测模型；采用混沌相空间重构技术来实现多变量瓦斯体积分数时间序列样本空间重构；应用高斯过程回归模型进行工作面多变量瓦斯体积分数预测，以预测值及其置信区间来表达对工作面未来瓦斯体积分数动态变化的预测。实例分析表明：应用该方法得到的预测结果，其预测精度较单变量瓦斯体积分数时间序列预测有较大提升，并且预测区间在相同置信水平下达到了最优，能够较好的反映工作面瓦斯体积分数的动态变化状况。

风路敏感特性对通风系统风流稳定性的影响

贾廷贵, 王树刚, 曲国娜

2012, 29(1): 140-143.

摘要 ( 2162 )

PDF (438KB) ( 2467 )

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为了明确影响矿井通风系统主要需风风路风流稳定和主要通风机运行稳定的高敏感风路，采用多元回归分析法对通风网络中高敏感风路进行识别，确定主要需风风路的风量Qj与各风路风阻自变量Ri间的最优回归方程，并通过网络解算进行实验验证。对比发现：多元回归分析结果与试验结果吻合，表明风路的敏感性是通风网络结构特性的一种体现，与其自身的风阻特性无关；高敏感风路特性的改变是影响矿井通风系统风流稳定的关键；同时，采用多元回归分析法可避开传统的角联结构分析中推导风向判别式的繁琐，对某一待研究的重点风路而言，可将矿井其它风路对其风流稳定性的影响作出定性分析与评价。

基于实测数据的工作面瓦斯分布场重建

董海波, 童敏明, 张丽苹

2012, 29(1): 144-150.

摘要 ( 1980 )

PDF (564KB) ( 2233 )

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为研究采场瓦斯分布规律，及时发现瓦斯积聚位置及预防瓦斯突出，研究了工作面瓦斯分布场的重建技术。在对工作面瓦斯体积分数分布测量结果进行分析的基础上，探讨了对实测瓦斯体积分数数据的分析扩展原则。对比研究了3种不同插值方法用于瓦斯分布场的重建，其中双立方插值法较好的反映了工作面瓦斯分布情况，提出采用基于最小二乘法的二项式拟合进行双立方外插的瓦斯分布场重建方法。最后研究了减少测点对重建瓦斯分布场的影响，给出在重建瓦斯分布场时瓦斯监测仪的测量位置的设置原则。研究结果显示该瓦斯分布场重建方法可以真实反映采场瓦斯分布，在测量数据减少时具有很好的适应性。

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