采矿与安全工程学报

王晓振, 鞠金峰, 许家林

2012, 29(2): 151-156.

摘要 ( 4518 )

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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。

近距离房柱采空区下长壁采场顶板垮落特征研究

杨真, 童兵, 黄成成

2012, 29(2): 157-161.

摘要 ( 3820 )

PDF (594KB) ( 3200 )

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为了研究近距离房柱采空区下长壁采场覆岩随时间变化的渐进破断过程和采动裂隙的发展演化规律，以唐山沟煤矿某工作面为工程试验背景，采用物理相似模拟、顶板下沉梯度分析和图像增强算法方法研究了11-2煤房柱式开采后下部近距离的12煤长壁采场顶板岩层破断垮落及裂隙扩展情况。通过实验观察，并从能量释放的角度对岩层运移变化进行分析，结果表明：在近距离房柱采空区下，采用长壁回采工艺时，上部煤柱随时间变化产生破裂失稳，上覆岩层的能量以周期性的方式积累和释放，同时，每隔一个大的周期，有较大能量的突然释放。在此过程中，长壁采场顶板裂隙发育明显，裂隙扩展迅速，裂隙易与上部房柱采空区煤房导通，加速煤柱失效，并形成导水通道。

充填体压实率对综合机械化固体充填采煤岩层移动控制作用分析

黄艳利, 张吉雄, 张强

2012, 29(2): 162-167.

摘要 ( 3958 )

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以地面矸石、粉煤灰、黄土等固体废弃物为充填材料的综合机械化固体充填采煤技术为“三下”压煤的安全高效回收创造了条件。结合现场地质条件并根据等价采高的概念，分析了不同矸石与粉煤灰充填体压实率对等价采高的影响规律；并通过数值模拟分析了矸石与粉煤灰充填体不同压实率条件下对综合机械化固体充填采煤岩层移动控制与地表沉陷的控制作用，提出了保持地表沉陷在允许范围之内的充填体压实率为15%；最后通过工程实践得出综合机械化固体充填采煤技术工作面的岩层移动及地表沉陷控制效果良好，基本没有影响到地表的建筑和设施的正常使用，研究成果可为综合机械化固体充填采煤技术的有效实施提供技术参考。

薄基岩突水威胁煤层开采覆岩变形破坏演化规律研究

贾明魁

2012, 29(2): 168-172.

摘要 ( 2812 )

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针对赵固一矿11011工作面大埋深薄基岩厚覆盖层下煤层开采难度大，存在涌水涌砂威胁的现状，采用现场调研与统计分析方法，论述了薄基岩突水威胁煤层涌水涌砂的条件。其基本顶关键层周期性破断后形成“砌体梁”结构。此文利用“短砌体梁”及失稳后呈“台阶岩梁”的理论解析验算后认为，该面顶板结构极易产生回转及滑落失稳，进而形成突水通道。在此基础上还采用相似模拟试验的方法，分析了采场上覆岩层破坏、运移演化规律，确定了该面顶板垮落带高约17 m，导水垮裂带高约48 m，故若在此范围内存在含水层或流砂层，应及时采取措施。课题组还用实测法验证了工作面采后覆岩破坏高度，并制订了预防顶板突水开采方案，为类似条件下煤矿防治顶板突水安全开采提供参考。

基于主观动态权重的科学采矿评价模型构建

李东印, 周英, 李化敏

2012, 29(2): 173-177.

摘要 ( 2590 )

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科学采矿是人类从自然界获得煤炭资源的更高级阶段，关系到人类社会与生态环境的安全发展、和谐发展、健康可持续发展。为了实现科学采矿由定性描述到定量表达的升华，构建了由5个一级指标、33个二级指标和64个三级指标组成的科学采矿评价体系数学模型。采用专家定参法、标准取值法、开关函数法、分段函数法、定性取值法等手段，实现了评价指标的无量纲化处理；采用改进的专家主观赋权法实现了权重的动态化。用科学采矿指数作为模型计算的惟一结果，并用之表达被评价煤矿的科学采矿状况。

深部油页岩巷道变形破坏机理及稳定性控制研究

赵红超, 曹胜根, 张科学

2012, 29(2): 178-184.

摘要 ( 3310 )

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针对民和盆地窑街煤田侏罗世典型陆相油页岩巷道多次翻修仍然无法保证正常生产需要的现状，结合油页岩沉积环境及其主要物理化学性质分析，采用岩石强度衰减非线性蠕变模型，通过数值模拟研究分析巷道围岩应力和围岩变形速率随时间的变化规律，指出围岩组分中较高的黏土类矿物成分在风化和水理作用下易膨胀崩解，时间效应对围岩强度的影响以及不合理的支护参数是巷道围岩变形失稳的根本原因。在此基础上提出了“高强预紧，适度让压，封闭裂隙，切断水源”的围岩控制技术，通过高强预应力让压锚杆、锚索配套碟形托盘、及时喷浆、注浆等方法实现深部油页岩巷道围岩稳定控制。在埋深800～850 m的集中运输下山应用该技术与以往的支护效果进行对比分析，表明提出的围岩控制技术有效控制了巷道变形破坏，保证了巷道的稳定性。

软化与膨胀作用下深部巷道围岩黏弹塑性分析

苏海健, 靖洪文, 张春宇

2012, 29(2): 185-190.

摘要 ( 2478 )

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随着煤矿开采的逐渐加深，深部高应力巷道围岩表现出典型的应变软化、破裂膨胀及流变特征。通过建立线性软化模型，进行黏弹塑性力学分析，确定了深部巷道围岩的应力、位移和破裂区半径。以山东省郓城煤矿井底车场泥岩段巷道为研究背景进行实例计算，得出了破裂膨胀和线性软化作用下围岩的变形破坏特征。结果表明：软化和破裂膨胀对巷道的周边位移和破裂区厚度都有显著影响；耦合作用下，围岩的变形和破碎比单因素作用下更加严重；其中线性软化对巷道稳定性的影响比破裂膨胀更大。并通过现场实测，将结果与理论值进行对比，验证了计算的正确性。

大变形锚杆索协调防冲支护的理论研究

王平, 姜福兴, 王存文

2012, 29(2): 191-196.

摘要 ( 2716 )

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在强冲击大变形巷道支护中，锚杆、锚索是否联合协调防冲支护，不仅关系巷道在施工期间的安全，还直接影响巷道支护的长期安全性。结合锚杆、锚索联合对强冲击大变形巷道进行支护时容易普遍出现锚杆、锚索破断的问题，介绍了适合于强冲击大变形巷道支护的大变形锚杆（索）的主要结构特点及其让压性能，并对锚杆、锚索协调防冲原理和设计准则进行了研究分析。在此基础上，通过对大变形锚杆（索）的实验研究，给出了不同冲击条件下大变形锚杆（索）实验设计方法。研究结果对今后强冲击大变形巷道的支护设计施工有一定的参考价值。

迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术

王猛, 柏建彪, 王襄禹

2012, 29(2): 197-202.

摘要 ( 3970 )

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迎采动面沿空掘巷经历邻近工作面侧向基本顶断裂、转动及稳定的全过程动压影响后，巷道围岩将产生大变形、维护困难。采用理论分析、数值计算和现场试验研究迎采动面沿空掘巷围岩变形规律和控制技术，得到该类巷道受邻近工作面采动影响后围岩呈现非对称变形，窄煤柱和顶板变形剧烈，提出提高窄煤柱和顶板支护强度使围岩形成有效承载体是保持迎采动面沿空掘巷整体稳定的关键，据此提出了合理的围岩控制技术：1）合理确定窄煤柱宽度，使邻近工作面采动影响稳定后巷道处于应力降低区；2）高强度大延伸率锚杆控制围岩变形；3）加强窄煤柱、顶板支护，提高关键部位承载能力。棋盘井煤矿工程实践表明，该技术有效控制了该类巷道围岩变形量，取得了良好效果。

非软顶底板煤巷锚杆支护及围岩松动规律

辛亚军, 勾攀峰, 贠东风

2012, 29(2): 203-208.

摘要 ( 3085 )

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分析巷道围岩松动规律是优化锚杆支护的基础。通过对非软顶底板煤巷围岩松动特征与锚杆支护关系的分析，理论计算了非软顶底板煤巷围岩的松动范围，提出了非软顶底板煤巷锚网索耦合支护方案，运用数值计算分析了非软顶底板煤巷锚杆支护前后围岩松动规律，并对试验巷道围岩松动范围进行了钻孔窥视和超声波探测。结果表明：非软顶底板煤巷围岩松动范围在顶板两角及两帮中部，两帮呈半圆形破坏，顶板呈马鞍形破坏。锚杆支护后，围岩松动范围减小，围岩应力由顶板两角沿两帮向底板两角深部转移，顶底角锚杆（索）耦合支护利于巷道围岩的稳定。

大变形软岩顶底板煤巷锚网索联合支护研究

秦广鹏, 蒋金泉, 孙森

2012, 29(2): 209-214.

摘要 ( 3026 )

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黑沟煤业有限公司煤巷顶底板均为松软岩层，为解决巷道在埋藏深度不大条件下变形严重、难以维护问题，对巷道围岩弱结构变形特征和锚固支护机理进行理论分析和Flac3D数值模拟。结果表明：锚杆支护所产生的夹持作用使浅部围岩形成类拱形支护体，提高围岩整体刚度和自身承载能力；底角锚杆促使底板高应力区向深部转移，降低底板应力性底鼓，在控制底鼓变形中起重要作用；锚索可缩小顶底板岩层拉应力区范围及围岩破坏程度，提高顶底板岩层整体稳定性；钢带、金属网形成柔性支护，阻止浅部围岩破坏向深部发展。锚网索联合可实现大变形软岩顶底板煤巷的有效支护。

沿空双巷合理煤柱宽度的数值模拟研究

司鑫炎, 王文庆, 邵文岗

2012, 29(2): 215-219.

摘要 ( 2805 )

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为有效维护某矿3405综采面沿空双巷的稳定，需要首先确定其沿空煤柱和巷间煤柱的合理尺寸。根据该综采面工程地质条件，采用FLAC3D分别对煤柱宽度为2，4，6，8，12，20 m条件下沿空双巷的围岩应力、变形及塑性区分布规律进行了模拟研究。结果表明：随沿空煤柱宽度的增加，巷道顶底移近量呈“降、增、降”的发展趋势，两帮移近量呈“增、降”趋势；随巷间煤柱宽度的增加，巷道围岩位移基本呈减小的趋势；煤柱内峰值应力和塑性区范围均随煤柱的增加呈“增、降”趋势。综合技术经济效果等方面分析得知，4 m沿空煤柱和4 m巷间煤柱条件下，煤柱内应力水平较低，煤柱和巷道稳定性较好且经济合理。据此，对3405综放面的沿空双巷进行掘进和合理动态叠加支护，确保了巷道在其服务期内的安全稳定。

上行开采顶板煤巷围岩稳定性控制技术研究

王成, 杜泽生, 张念超

2012, 29(2): 220-225.

摘要 ( 2634 )

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针对淮南矿区煤层群上行卸压开采被保护层回采巷道围岩控制的技术难题，采用数值模拟和物理模拟方法研究了下部煤层卸压开采后顶板巷道应力场和裂隙场时空演化规律，以及卸压开采动压影响条件下，复合顶厚度小于锚杆锚固范围、复合顶厚度与锚杆锚固范围相当、复合顶厚度大于锚杆锚固范围时巷道变形破坏规律，结果表明：下伏采动和巷道掘进形成的叠加应力决定巷道围岩应力分布和裂隙演化特征，锚杆支护能够优化围岩的应力场和裂隙场，保证围岩整体结构稳定；复合顶厚度大于锚杆锚固范围的巷道安全状况最差，巷道变形破坏最严重。在此基础上提出了保障顶板安全、加固两帮、强化关键区域、增大锚固范围的控制原则，给出了以新型“三高”锚杆为基础的立体式锚索梁承载结构组合支护技术，并成功应用于工程实践，取得了良好的支护效果。

急斜煤层覆岩关键层对防水煤柱尺寸的影响

李永明, 刘长友, 黄炳香

2012, 29(2): 226-231.

摘要 ( 2275 )

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为了对水体下急斜煤层的安全回采提供依据，基于龙湖煤矿南二采区急斜煤层的水文工程地质和煤岩层赋存条件，采用离散元UDEC2D数值计算，分析了覆岩关键层对急斜煤层开采导水裂隙分布和防水煤柱稳定性的影响，结果表明：当上覆岩层无关键层时，急斜煤层开采导水裂隙呈“耳型”分布，而当上覆岩层存在关键层时，导水裂隙以平行于岩层层面的离层裂隙为主，且随着煤层采厚的增加呈抛物线型增大趋势，顶板初次破断后导水裂隙向关键层及其上方岩层发育；急斜煤层覆岩关键层的存在，将明显增大防水煤柱的抽冒范围，水体更易沿防水煤柱塑性破坏区渗流进入工作面采空区。据此，现场设计了分带仰斜充填开采方法，并采取了加固防水煤柱的措施，有效确保了水体下急斜煤层的安全回采。

岩体突水通道形成过程中应力-渗流-损伤多场耦合机制

李利平, 李术才, 石少帅

2012, 29(2): 232-238.

摘要 ( 2523 )

PDF (673KB) ( 2232 )

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突水通道形成的渐进性破坏过程是煤矿突（透）水机理研究的关键问题，采动扰动和地下水双重作用下岩体的持续渗流-损伤行为导致破裂通道最终形成。采用可考虑地下水作用下岩体拉剪和压剪双重破坏准则的计算程序，真实再现承压含水层与巷道之间隔水岩体的采动裂隙萌生、扩展、贯通直至破裂通道形成的灾变演化过程，通过对岩体应力场、渗流场和损伤场的耦合演化过程进行分析，实现了对突水通道形成轨迹的准确定位，揭示了突水通道形成过程中岩体应力-渗流-损伤的耦合机制。数值实验结果表明：采动影响下持续的应力-渗流-损伤耦合作用诱发岩体强度降低导致突水通道最终形成，隔水岩体历经了群裂纹萌生、扩展和贯通的渐变过程；通道贯通前，岩体破裂损伤能量激增，通道部位岩体剪应力急剧下降，渗透系数和流量则急剧上升，各物理场均孕育了不同程度的突水前兆信息。

煤层开采对第四系松散含水层影响的研究

焦阳, 白海波, 张勃阳

2012, 29(2): 239-244.

摘要 ( 3974 )

PDF (537KB) ( 3018 )

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为了分析煤层开采对第四系松散含水层的影响，选择潞安矿区漳村矿为试验现场，通过浅部至深部煤层开采顶板导水裂隙发育高度的理论分析、数值模拟和实际观测资料对比，研究采高6 m，采动导水裂隙发育规律及对松散含水层的影响。结果表明：煤层埋深小于110 m区段，导水裂隙可突破第四系底部黏土隔水层而发育至第四系松散含水层，并对该含水层造成破坏；煤层埋深介于110~190 m区段，导水裂隙仅发育至基岩风氧化带，风化裂隙水可进入采场，对第四系底部松散含水层水影响较小；煤层埋深大于190 m区段，采动导水裂隙发育限制在完整基岩内，仅将顶板砂岩裂隙水引入采场。据此分析，漳村矿对采高6 m、埋深大于190 m的中深部煤层的开采对第四系松散含水层几乎无影响。

顶爆作用下锚固硐室围岩动态裂纹分布及产生机理

王光勇, 任连伟, 郭佳奇

2012, 29(2): 245-249.

摘要 ( 2726 )

PDF (434KB) ( 1896 )

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利用动态数值模拟软件，研究了锚固硐室在顶爆作用下的裂纹分布，并对裂纹产生机理进行了分析。通过应力波的传播过程和与模型试验裂纹分布对比，得出数值模拟的结果比较可靠。随着爆炸应力波的传播，主要在地表和硐室表面由于反射拉伸产生“层裂”，以及在锚杆之间和拱脚侧面产生大量裂纹。通过对比毛硐和锚固硐室裂纹分布，发现毛硐的裂纹明显比锚固硐室分布广、粗，这说明锚杆的抗爆效果比较好。

厚松散层下下沉系数与采动程度关系研究

陈俊杰, 邹友峰, 郭文兵

2012, 29(2): 250-254.

摘要 ( 2605 )

PDF (421KB) ( 2455 )

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采动程度对控制地表移动变形起着关键作用，而地表下沉系数取值的准确性决定了地表移动变形的预计精度。为了探讨厚松散层开采条件下采动程度与下沉系数之间的关系，在分析矿区厚松散层地表移动观测站实测资料的基础上，研究了松散层厚度对充分采动影响的程度，揭示了传统方法评价采动程度不合理性的原因，分析了厚松散层下开采引起的覆岩应力分布与移动机理。给出了应将松散层与基岩作为开采深度的不同介质评定采动程度的标准，通过计算分析，提出了厚松散层开采条件下充分采动的临界宽度，得到了厚松散层下的下沉系数。通过与实测资料相比，下沉系数较为符合现场实际，为矿区厚松散层下“三下”采煤提供了科学依据。

巷道复合顶板离层的影响因素敏感性分析

吴德义, 高航, 王爱兰

2012, 29(2): 255-260.

摘要 ( 2444 )

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为分析各种因素对复合顶板离层的影响程度，选用原岩应力、巷道宽度、复合顶板岩性、复合顶板厚度及结构面黏结力和内摩擦角6个因素5水平的正交实验数值，模拟分析了不同条件的离层值和结构面分离范围。结果表明：巷道宽度和复合顶板厚度对层间离层值和结构面分离范围都产生显著影响，随巷道宽度增加和复合顶板厚度减小，离层值和结构面分离范围近于线性增加；一定范围内原岩应力、复合顶板岩性对结构面分离范围产生显著影响，对结构面层间离层有一定影响；结构面黏结力和内摩擦角对离层和结构面分离范围影响很小。

盘区隔离矿柱采场结构参数数值优化

罗周全, 管佳林, 冯富康

2012, 29(2): 261-264.

摘要 ( 2418 )

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为充分回收矿产资源，提高资源利用率，有效回收暂留盘区隔离矿柱是某大型铜矿必须考虑的一个重要问题。在保障首采区矿房、矿柱采场安全高效开采的同时，为了安全高效回收暂留盘区隔离矿柱，需要确定合理的盘区隔离矿柱采场结构参数。在综合分析该矿山矿床地质概况、矿山压力及开采现状的基础上，提出了3种采场结构初步方案，采用数值模拟方法对盘区隔离矿柱采场结构方案进行了优选，得到了采场处于最有利力学状态时的结构参数以及结构参数变化时采场的力学响应特征，分析结果可为盘区隔离矿柱安全高效开采提供技术支持。

基于Bishop法的露天矿边坡稳定分析与实现

曾维国, 车兆学, 李旭

2012, 29(2): 265-270.

摘要 ( 2287 )

PDF (763KB) ( 2522 )

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为了提高Bishop法在露天矿边坡稳定分析中的准确性，根据圆弧滑动的数值解研究，提出了一种更为合理的最危险圆弧滑面搜索方法，并从理论上作了分析和论证。修正了在半径长度按设定步长递增时，圆心坐标的移动形式，推导了半径的准确变化范围以及拉裂距离变化范围，并确定了其与帮坡高度、帮坡角的变化关系。确定滑块内黏聚力、内摩擦角、重度时考虑了层状结构岩层的影响，更趋近于实际情况。提出了露天矿边坡圆弧滑动稳定系数及最终帮坡角的确定在计算机程序中的实现过程，包括危险滑面的搜索、层状边坡的特殊处理等，并介绍了算法流程．编写了简化Bishop法计算露天矿边坡稳定系数及最终帮坡角的VB语言程序。检验结果既能得出符合露天矿边坡设计要求的帮坡角及其稳定系数，还能查看不同帮坡角对应的稳定系数。

基于氧气体积分数的高瓦斯采空区自燃“三带”的划分

宋万新, 杨胜强, 徐全

2012, 29(2): 271-276.

摘要 ( 2725 )

PDF (497KB) ( 2350 )

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用氧气体积分数法划分低瓦斯采空区自燃“三带”是目前在工程实践中应用最为广泛,也是最有效的方法。但是该方法没有考虑采空区的瓦斯体积分数的影响，在高瓦斯采空区的应用就受到了局限。根据化学动力学原理，通过理论推导，提出了基于氧气体积分数的高瓦斯采空区自燃“三带”的划分标准，并利用该标准对现场的高瓦斯采空区进行了划分。通过对采空区内遗煤温度的观测分析,验证了该划分标准的准确性，为高瓦斯矿井采空区早期自然发火预测及火区治理提供了依据。

仿制构造煤的初始释放瓦斯膨胀能特性研究

王浩, 蒋承林, 杨飞龙

2012, 29(2): 277-282.

摘要 ( 2332 )

PDF (506KB) ( 1958 )

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通过理论分析及采用一定破碎程度的非构造煤来仿制构造煤试验，研究仿制构造煤在初始释放瓦斯膨胀能方面的特征，并探讨其用于鉴定煤层突出危险性的可行性。试验结果表明：在瓦斯解吸的初始阶段，构造煤与仿制构造煤的瓦斯压力、瓦斯放散量、膨胀能均以负指数规律衰减，且在1000 ms之后就基本维持恒定值，并且膨胀能在超临界压力下的衰减速度小于亚临界状态下的衰减速度，衰减曲线在临界压力处产生拐点。相同破碎程度的仿制构造煤与构造煤的初始释放瓦斯膨胀能表现基本一致，这对解决煤层的突出危险性鉴定过程中，由于无法采集或不易采集到那些导致突出的构造煤煤样而采用非构造煤样做出判断失实的问题，有着十分重要的意义。

瓦斯抽放孔射流排水排渣方法及实验研究

李栋, 卢义玉, 王洁

2012, 29(2): 283-288.

摘要 ( 2698 )

PDF (631KB) ( 2255 )

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针对煤矿俯孔积存水和煤渣影响瓦斯抽放效果问题，提出射流排水排渣方法，设计加工出射流深孔排水排渣装置，采用正交试验法验证了该方法可行性，并研究工作参数对其性能影响规律。结果表明：压缩空气压力p对其性能影响最大，随着p值增大排水渣量呈现先增多后减少趋势，存在最优空气压力值p*使其性能最优；存在临界孔深Hnp，即孔深小于Hnp时排出水渣量保持不变，孔深大于Hnp时排出水渣量逐渐减小；其他条件不变，随着孔内水深升高，排水渣量逐渐增大。射流排水排渣方法可行，操作简单，能有效排出瓦斯抽放孔中的水和煤渣。

松软突出煤层新型钻进技术研究

王永龙, 孙玉宁, 翟新献

2012, 29(2): 289-294.

摘要 ( 2605 )

PDF (776KB) ( 2681 )

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低螺旋钻杆是为解决松软突出煤层钻进难题而发明的一种新型钻杆。为充分发挥低螺旋钻杆应用于松软煤层钻进的优势，根据实际应用情况，建立相应的排渣数值模型，分析低螺旋钻杆螺旋凸棱的宽度和螺距的变化对排渣效果的影响情况；根据在实际应用中配套钻机的动力参数，对低螺旋钻杆进行强度分析。研究结果表明，螺旋凸棱宽度l为14 mm，螺距s为80 mm，排渣效果最优，且钻杆强度的最小安全系数为1.87，钻杆加工参数优化设计合理。通过松软突出煤层钻进工业性试验，钻进深度和钻进效率提高显著。

煤矿通风瓦斯蓄热预热过程研究

萧琦, 邓浩鑫, 吕元

2012, 29(2): 295-300.

摘要 ( 2684 )

PDF (688KB) ( 2363 )

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煤矿通风瓦斯蓄热氧化装置中存在低于爆炸极限下限体积分数25%的甲烷/空气预混气体在高温预热条件下的甲烷氧化放热现象。为了揭示不同体积分数甲烷的氧化放热效应对预混气体预热过程的影响，借助FLUENT软件对预混气体预热过程进行了数值模拟，研究了非稳态流场中化学反应对预热温度的影响。结果表明：甲烷体积分数高于0.2%，预热温度高于900℃时，甲烷的氧化放热效应使预混气体预热温度明显高于空气的预热温度和蓄热材料表面温度，甲烷体积分数提高后预混气体的预热长度减小、蓄热氧化装置中蓄热材料的使用量明显减少，数值模拟结果与实验结果基本吻合。

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