采矿与安全工程学报

高延法, 黄万朋, 刘国磊

2012, 29(3): 301-306.

摘要 ( 4313 )

PDF (505KB) ( 3621 )

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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。

采动覆岩隔水层稳定性力学模型及应用研究

姚邦华, 白海波, 黄汉富

2012, 29(3): 307-311.

摘要 ( 2733 )

PDF (989KB) ( 2895 )

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为了研究覆岩隔水层的稳定性，预防煤矿顶板突水灾害，实现保水采煤，本文将单一岩层形成的顶板隔水层简化为地基上四边固支的薄板，考虑了隔水层以下破碎岩体对隔水层的支撑作用，根据能量法推导了其挠度以及应力表达式，得到了覆岩隔水层应力分布特性，求出了临界载荷随工作面推进距离的变化规律，并结合具体工程实例，利用数值模拟软件进行了覆岩隔水层稳定性分析。研究结果表明：1）煤层开采后，覆岩隔水层在长边边缘中间应力最大，容易发生破坏；2）破碎岩体的支撑作用对隔水层的稳定性具有重要的影响，煤层采厚越小，破碎岩体对覆岩隔水的支撑作用越强，隔水层越不容易破断。研究成果可为煤矿顶板防治水研究以及保水采煤实践提供一定的参考。

充填采煤固体物料垂直投放颗粒运动规律影响因素研究

张吉雄, 安百富, 巨峰

2012, 29(3): 312-316.

摘要 ( 2684 )

PDF (1004KB) ( 2914 )

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基于固体充填采煤垂直投放管道内固体物料颗粒的位移、速度、加速度方程，分析得到了固体物料的粒径与密度是影响其在垂直投放系统中运动规律的关键因素，并采用理论分析、MATLAB软件研究了2个关键因素对固体物料垂直下落的影响特征。研究表明，固体物料在垂直管路中做持续的变加速运动，固体物料的粒径、密度越大，则加速时间越长。因此，结合平煤十二矿实际工程条件，选用粒径不大于80 mm矸石投料，固体物料垂直投放系统投料过程中没有出现堵塞现象，并达到500 t/h的实际投放能力。

特厚煤层小窑采空区充填复采技术研究与应用

周保精, 徐金海, 吴锐

2012, 29(3): 317-321.

摘要 ( 2857 )

PDF (742KB) ( 2541 )

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为了保证包含小窑采空区的工作面实现正常推进、安全回采。采取先充后采充填复采技术，先用无机材料对小窑采空区进行注浆充填处理，根据工作面与小窑采空区位置关系在小窑采空区内部形成一个截割层和关键承载层，使其能够在工作面通过小窑采空区时维护回采工作面顶板和煤壁区围岩的稳定，然后布置正规综放工作面进行回采。根据复采过程中小窑采空区关键承载层力学结构，基于重物低速冲击板结构力学模型，采用机理分析与理论计算等方法对小窑采空区注浆充填机理、小窑充填区域承载关键层的稳定性进行系统分析，得出维护采面顶板和煤壁区围岩稳定的关键承载层强度和厚度参数。采用分层注浆充填技术构筑一定厚度的关键承载层能够维护采面推过小窑采空区时顶板和煤壁区的稳定。

“三软”薄煤层群沿空留巷区段上行式开采研究

曹树刚, 邹德均, 白燕杰

2012, 29(3): 322-327.

摘要 ( 3263 )

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为了研究“三软”薄煤层群沿空留巷条件下区段开采顺序对回采巷道的影响，在结合前期现场调查分析、支护研究、室内岩石物理力学参数测定的基础上，利用有限差分法对四川南部地区某煤矿的极近距离“三软”薄煤层群区段下行式或上行式开采顺序进行了数值模拟。研究表明，采用区段下行式开采顺序时，巷道顶板及高帮上侧顶板易发生挤压、剪切破坏，高帮充填带稳定性相对较差，而上行式开采较下行式开采的垂直应力在巷道矮帮0.5 m范围内至少减小1 MPa，剪应力减小1 MPa，产生的水平应力能阻止矮帮充填带向采空区侧滑移，也有利于提高充填带的初期强度。

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

2012, 29(3): 328-333.

摘要 ( 6737 )

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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。

动载扰动诱发底板冲击矿压演化规律研究

徐学锋, 窦林名, 刘军

2012, 29(3): 334-338.

摘要 ( 3209 )

PDF (615KB) ( 2832 )

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为了研究动载作用下底板冲击矿压的演化规律，采用理论分析和数值模拟的手段研究了动应力波作用下巷道底板煤体的应力和位移等参数的响应特征，揭示了动载扰动诱发底板冲击的原因和显现过程。研究结果表明：动应力和巷道底板的高水平应力叠加使底板煤体达到或超过强度极限发生屈曲失稳和变形，并且应力波入射到底板表面反射形成拉应力导致底板发生层裂破坏，在这过程中破坏范围逐渐扩大，导致底板冲击。动载作用过程中底板煤体的水平应力、垂直应力、应力差先上升后瞬间大幅度降低，同时底板煤体拉伸破坏的层裂破坏范围和垂直位移瞬间增加，在此过程中，底板水平应力集中现象逐渐消失。

浅埋煤层顶板深孔预爆强制初放研究

张杰

2012, 29(3): 339-343.

摘要 ( 3166 )

PDF (905KB) ( 2549 )

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神府矿区覆岩属于亚坚硬顶板，由于煤层埋藏浅且基本顶分层厚度大，需避免工作面初采时出现基本顶大面积垮落而引发灾变。在采前相似模拟实验的基础上，探讨了爆破时基本顶的破坏机理。建立了基本顶破坏的力学模型，推导了基本顶初次破断距与爆孔深度关系的计算公式，计算了南梁煤矿不同爆破参数时基本顶的破断距。实验及理论研究所确定的参数在现场取得了良好的应用效果，为预爆强制初放时确定爆破参数提供了可靠的理论依据。

7.0 m支架综采面矿压显现规律研究

鞠金峰, 许家林, 朱卫兵

2012, 29(3): 344-350.

摘要 ( 3990 )

PDF (503KB) ( 2709 )

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基于神东矿区补连塔煤矿22303工作面矿压实测结果，对世界首个7.0 m支架综采面不同开采阶段的矿压显现规律进行了总结，并结合神东矿区各类大采高综采面的矿压显现，对比分析了不同采高综采面矿压显现规律的差异。结果表明：上覆遗留煤柱区下开采时7.0 m支架工作面矿压显现正常，但在临近推出煤柱区时，工作面内煤壁片帮现象严重，直接导致刮板板输送机被压死。而长壁采空区下开采时，7.0 m支架工作面在煤层间单一关键层结构和2层关键层结构区域呈现出不同的矿压显现。煤层间单一关键层结构区域，关键层距离煤层越近，矿压显现各项参数（除来压步距外）越大；而在煤层间2层关键层结构区域，工作面来压步距及动载系数呈现出大小交替的周期性变化规律，且大来压步距对应小动载系数。通过对比7.0 m支架综采面与神东矿区其它几个大采高综采面的矿压显现规律发现，随着采高的增加，支架支护强度缓慢增加，而动载系数随之减小，且采高越大、亚关键层1距离煤层越近，越易形成亚关键层1的“悬臂梁”结构，从而来压持续长度越长。

充填开采充实率控制原理及技术研究

周跃进, 陈勇, 张吉雄

2012, 29(3): 351-357.

摘要 ( 4092 )

PDF (466KB) ( 2968 )

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为评估固体充填开采采空区充填效果，提出以充实率作为技术衡量指标，并分析了影响充实率的关键因素。研究表明，顶板的提前下沉量、欠接顶量和充填物料的压缩变形量是决定充实率的三大关键因素，并据此优化了充填设备的结构及性能参数、改进了充填工艺、建立了充实率监控体系。该成果成功应用于平煤十二矿充填采煤工作面，采空区的实际充实率达到89.4%，实测地表最大下沉量仅15 mm，保证了地表建筑物的安全使用。

沿空留巷关键块的稳定性力学分析及工程应用

李迎富, 华心祝, 蔡瑞春

2012, 29(3): 357-364.

摘要 ( 3178 )

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由于巷旁充填初期充填体承载能力较低，保持沿空留巷期间工作面端头关键块的稳定至关重要。通过建立沿空留巷关键块结构力学模型，基于关键块滑落失稳及挤压变形失稳的判别条件，推导出巷旁支护阻力的计算公式。以淮南谢一矿512(5)工作面机巷作为工程背景，研究了煤帮支护阻力、巷内支护阻力、巷旁支护阻力及充填体宽度对关键块的稳定性影响。研究结果表明，巷内支护采用具有较高主动支撑力的支护，煤帮采用高预应力、高强度锚杆加固，以及巷旁支护选用早期强度高、增阻速度快的充填材料，有利于提高关键块的稳定性。在获得以上研究结果的基础上，对512(5)工作面机巷沿空留巷支护参数进行设计。工程实践表明，采用锚带网索巷内基本支护、巷内分区分级加强支护及膏体材料泵送充填工艺系统是合理可行的，在巷内支护阻力不低于0.15 MPa，巷旁支护阻力不低于3.5 MPa的条件下，充填体宽度取2.5 m能够保证沿空留巷期间关键块的稳定。

预应力锚杆锚固段应力分布规律及分析

郑西贵, 张农, 薛飞

2012, 29(3): 365-370.

摘要 ( 3017 )

PDF (471KB) ( 2924 )

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为揭示预应力锚固机理及优化围岩支护参数，基于前人对锚固力的研究，对锚杆—围岩系统进行理论分析，得出弹性状态下围岩体内剪应力及压应力分布表达式，借助Matlab数值计算软件，计算不同锚固方式、围岩性质、锚杆直径及预紧力下预应力在杆体及围岩中的分布情况。结果表明：不同锚固方式下，预应力分布形式基本相同，作用范围不同，加长锚固方式可增大预应力的作用范围；预应力锚固在软岩中的效果较硬岩好；增加锚杆直径可以改善黏锚力在围岩中的扩散效果；增加预紧力无法改变锚固段预应力扩散范围，但可以提高其应力峰值，同时可提高孔口附近围岩的压应力，对表层围岩应力状态的改善效果较好。

相似模拟实验中锚杆测力计的研制与应用

伍永平, 王俊超, 解盘石

2012, 29(3): 371-375.

摘要 ( 2827 )

PDF (1650KB) ( 2565 )

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为了更好地对巷道各部位锚杆受力状态进行实时观测，利用巷道相似材料模型可对巷道围岩变形破坏机理进行分析。采用LY-12硬铝合金作为弹性体材料设计了一种新型测力传感器，为确定巷道合理支护参数提供了科学依据。在对比分析目前锚杆测力计不足之处的基础上，运用材料力学理论确定了全桥环状锚杆测力计无孔状态下的尺寸，并运用FLAC3D数值模拟软件建立数值计算模型，对比分析锚杆测力计有孔与无孔状态下的应力分布。同时实验室标定与应用也表明新型测力计在结构尺寸、稳定性、精度等方面均能达到相似材料模拟实验要求，它为实验中锚杆测力提供了一种有效的观测手段，具有广泛的应用前景。

条带煤柱长期受力变形特征研究

陈绍杰, 周辉, 郭惟嘉

2012, 29(3): 376-380.

摘要 ( 2336 )

PDF (614KB) ( 2660 )

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为研究条带煤柱的长期受力变形状态，采用钻孔应力计与位移监测仪对岱庄煤矿条带煤柱进行了长期观测研究。研究表明：岱庄煤矿70 m条带煤柱分为58 m弹性核区、4～5 m塑性破坏区和1 m完全破碎区；通过对实测数据进行修正，确定了煤柱各分区的实际支撑能力，煤柱5 m深度部位的实际长期支撑能力11.896 MPa；条带煤柱中间50 m的平均长期支撑能力为29.5 MPa，承载能力大于采留尺度范围内的覆岩重量；同时冒落的矸石充填采空区，对基本顶和覆岩具有一定的支撑作用，故该煤柱是长期稳定的。

基于复合材料力学的锚固巷道数值模拟研究

刘希亮, 刘洪玉, 韩宪军

2012, 29(3): 381-385.

摘要 ( 2698 )

PDF (1046KB) ( 2554 )

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为了建立一种符合锚喷支护围岩稳定性分析和支护参数总体评价的简化等效计算方法，应用复合材料力学的基本原理，建立了加锚岩体的复合材料力学模型。首先将锚杆和砂浆视为弹性体，推导了锚杆-砂浆复合体等效力学模型的弹性参数；然后将岩体和锚杆-砂浆复合体视为复合增强材料，建立了横观各向同性体模型，并推导了该等效力学模型相应参数的确定公式。在此基础上依据工程实例，分别进行了复合后巷道模型与常规离散巷道模型的数值模拟研究；通过对巷道两帮、顶、底部位移和围岩应力的对比分析，验证了该等效方法的可行性和适用性。

孟家岗铁矿开采方案及地表铁路安全研究

李海洲, 杨天鸿, 陈仕阔

2012, 29(3): 386-390.

摘要 ( 2524 )

PDF (1166KB) ( 2383 )

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根据孟家岗铁矿实际地质情况，有铁路、公路于矿区之间穿过，为最大限度地回收资源和保证上部公路的安全运行，确定了房柱法与胶结充填两种采矿方案。通过岩体宏观结构凋查分析、取样、室内岩石力学试验和工程类比，综合确定岩体及充填体力学参数；并采用有限元力学分析软件Comsol Multiphysics对2种不同的开采方案引起公路地表的沉降高度进行了数值计算，模拟计算结果表明：采用“尾砂+普通水泥+粉煤灰+水”配比方案进行胶结充填采矿法采矿时，5#、6#勘探线范围内铁路处的沉降值均小于30 mm，符合安全规程要求，不会影响地表铁路的正常运营，后期地表位移监测结果也较好地验证了尾砂胶结充填采矿方法的正确性。

寒区隧道温度场Laplace变换解析计算

冯强, 蒋斌松

2012, 29(3): 391-395.

摘要 ( 2661 )

PDF (520KB) ( 2920 )

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西部寒区低温环境对已开凿和正开凿的隧道危害很大，研究其隧道温度场的分布对开展防冻害工作起到重要作用。针对这一问题建立分析模型，采用Laplace变换，建立了隧道温度场的解析分析方法；将时间域上的问题转化为Laplace域上的问题，得到Laplace域上的解，再将Laplace域上的解反变换到时间域上。由于时间域上的解进行实际计算较困难，需将Laplace域上的解采用stehfest反演方法进行数值逆变换，得到时间域上的数值解答；通过对stehfest方法进行误差验算，得出当循环级数N = 18时，误差达到10-5～10-7，从而说明此方法是可靠的。最后通过对风火山隧道实例验算，得到和实际工程相符的结果，从而为寒区工程设计提供理论依据和计算方法。

离层型顶板事故的临界离层面积预警判据研究

谢建林, 许家林, 朱卫兵

2012, 29(3): 396-399.

摘要 ( 2499 )

PDF (414KB) ( 2362 )

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为了更好地控制和避免顶板事故的发生，提出了“冒顶机理研究-顶板控制设计-支护质量与顶板动态监测-顶板事故预警”的顶板事故防控体系，并以离层型顶板事故防治为对象进行研究。即将工作面顶板视为各向同性体，并将上覆岩层的运动及破坏简化为简支梁的形式，根据简支梁的挠曲线方程，推导出了顶板破断的临界离层面积Smax计算公式，并以Smax作为离层型顶板事故的预警判据。通过工程实例分析，验证了离层型顶板事故发生的临界离层面积预警判据的准确性。

煤体固液耦合的结构及渗透性演变规律

程庆迎, 黄炳香, 李增华

2012, 29(3): 400-406.

摘要 ( 2810 )

PDF (984KB) ( 2855 )

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为了研究煤层固液耦合和渗透水压力（水力梯度）作用下的结构改造及渗透性演变规律，在MTS 815.02电液伺服岩石力学试验系统上采用瞬态压力脉冲法进行了煤体全应力应变过程中的渗透性测试。试验结果表明，煤体的渗透性与其内部结构密切相关，在全应力应变过程，煤体渗透性的演变与其内部裂隙的变化趋势一致。在应变软化至峰值强度的24.98%时，煤体渗透性达15.69×10-13cm/s，分别是弹性阶段和峰值时的79.30倍和16.34倍。在固液耦合不产生损伤的条件下，瞬态渗透系数整体与水力梯度成正比关系。渗透水压力可引起结构面的错动闭合或导致破裂碎屑集聚堵塞渗流通道。当煤样变形进入到弹塑性阶段以后，瞬态渗透系数随时间延长先整体降低，降低到一定值时突然急剧增大至一定峰值，然后再逐渐降低并趋于稳定。且煤样由弹塑性经塑性至破坏（残余强度）阶段，中间突变的峰值与初始瞬态渗透系数的差值越来越小，出现中间突变峰值所需时间越来越长。采用瞬态压力脉冲法测量评价岩石的渗透性时，应采用上下水压差第一次趋于稳定时的数据来计算其渗透系数。

基于应变水平的砂岩脆性破坏声发射信息研究

孙强, 薛雷, 钱海涛

2012, 29(3): 407-410.

摘要 ( 2439 )

PDF (626KB) ( 2333 )

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岩石脆性破坏过程中的声发射信息与其受载变形破坏过程密切相关，在岩石破裂前的膨胀点、应力峰值点和应力-应变曲线峰值后拐点位置存在声发射会出现突增现象。利用岩石破坏的三维重整化群理论给出了岩石破裂前声膨胀点所对应的应变和岩石峰值应力对应的应变水平比值的表达式，单轴荷载条件下其临界比约为74%与78%之间，并通过砂岩刚性加载试验得到了验证；同时通过对试验数据的分析发现，岩石破裂前的膨胀点、应力峰值点和应力-应变曲线峰值后拐点位置所对应的应变值之间具有很好的比值关系。

穿层钻孔高压旋转水射流割缝增透防突技术研究与应用

张建国, 林柏泉, 翟成

2012, 29(3): 411-415.

摘要 ( 2392 )

PDF (549KB) ( 2906 )

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为了解决高瓦斯突出煤层巷道掘进过程中的煤与瓦斯突出问题，开发了将钻机钻进与射流割缝技术有机结合的穿层钻孔高压旋转水射流割缝增透防突技术。采用数值模拟的方法对比分析了钻孔和射流缝槽卸压效果，研究结果表明：割缝卸压比单纯钻孔卸压要优越很多，割缝缝槽破坏了钻孔周围的“瓶颈效应”，多个割缝钻孔形成的裂隙相互导通，煤体透气性增大，促进瓦斯释放。工业性试验结果表明本卸压增透技术效果明显，瓦斯抽采流量、煤体扰动体积都有较大幅度增加，提高了瓦斯抽采效率。

煤层突出危险性的属性综合评价模型研究

马衍坤, 王恩元, 刘贞堂

2012, 29(3): 416-420.

摘要 ( 2250 )

PDF (522KB) ( 2568 )

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针对目前煤层突出危险性程度难以准确判定的难题，基于属性数学理论和方法，建立了煤层突出危险性的属性综合评价模型。模型选用煤层瓦斯压力、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数、煤体破坏类型、综合指标D值和K值等6项指标作为煤层突出危险性的评价指标；应用属性数学理论，构造了各项指标的属性测度函数，定义了单指标属性测度和综合属性测度的计算方法；采用相似数和相似权的方法客观给各项指标赋权，用置信度准则进行属性识别，给出评价结果。通过贵州盘县的煤矿突出实例对模型进行了验证，结果表明该模型的评价结果与实际情况基本一致，可应用于煤层的突出危险性评价中。

高位巷道瓦斯抽采诱导浮煤自燃影响效应

褚廷湘, 刘春生, 余明高

2012, 29(3): 421-428.

摘要 ( 2769 )

PDF (919KB) ( 2685 )

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基于高瓦斯易自燃煤层高位巷道瓦斯抽采技术条件下，以研究煤自燃形成机理为切入点，依据义马煤业集团耿村矿13190工作面自然发火实际情况，通过理论分析，数学建模及现场辅助测试，对煤岩裂隙发育漏风通道模式、采空区浮煤碎胀特性、漏风动力源展开研究，发现巷道瓦斯抽采，增加了高瓦斯易自燃煤层的自燃风险，主要体现在：1）造成工作面、采空区及抽放巷道端口间存在漏风通道及动力；2）采动应力及抽采巷道松动圈造成采空区煤岩裂隙充分发育，采空区浮煤压实程度降低，浮煤碎胀性增加，有利于煤自燃蓄热；3）采空区浮煤一旦氧化，造成采空区高温点与漏风通道间存在温度梯度，从而形成的内生火风压，加剧采空区破裂浮煤的自燃进程，诱导采空区浮煤自燃发生。

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

2012, 29(3): 429-433.

摘要 ( 5139 )

PDF (884KB) ( 4277 )

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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。

煤矿乏风瓦斯热逆流氧化的一维数值模拟

王鹏飞, 冯涛, 郝小礼

2012, 29(3): 434-439.

摘要 ( 2822 )

PDF (501KB) ( 2856 )

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为了研究煤矿乏风低含量瓦斯热逆流氧化，建立了煤矿乏风瓦斯热逆流氧化的一维数学模型，应用FLUENT软件研究了氧化床内热结构特性以及工况参数对氧化床热结构、甲烷氧化率及出口温度的影响。计算结果表明：1）氧化床内温度场基本成梯形分布，高温区沿氧化床高度方向周期性往复移动。2）随着乏风中甲烷体积分数的提高，氧化床高温区域拓宽，最高温度和出口温度也有相应的提高，甲烷的氧化率略有升高。3）随着氧化床处理乏风量的增加，氧化床内温度峰值、反应率及出口温度都有明显升高，反应区向两端移动，高温区域加宽，但甲烷氧化率随之下降。4）随着换向半周期的延长，氧化床反应区和高温区向氧化床中部移动，高温区域变窄，出口温度升高，甲烷氧化率略有下降。5）随璧面热损失的不断增加，氧化床峰值温度、高温区温度及甲烷的氧化率均降低，反应速率也下降剧烈，高温区域宽度也明显变窄。

细水雾抑制瓦斯爆炸的实验研究

毕明树, 李铮, 张鹏鹏

2012, 29(3): 440-443.

摘要 ( 2420 )

PDF (309KB) ( 2215 )

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对内径68 mm，长1 200 mm的密闭管内甲烷爆炸的细水雾抑制效果进行了实验研究，分析了不同喷雾量对瓦斯爆炸最大爆炸压力及最大压力上升速率的影响。实验结果表明，喷雾量较小时，瓦斯爆炸的最大爆炸压力及最大压力上升速率都出现增大，达到压力峰值的时间缩短。随着喷雾量的增加，最大爆炸压力及最大压力上升速率会随着下降，达压力峰值的时间延长。这表明细水雾的喷雾量较大时，对瓦斯爆炸的抑制作用比较明显。

金川二矿区14行风井稳定性评价及监测系统

刘增辉, 高谦, 郭慧高

2012, 29(3): 444-450.

摘要 ( 2319 )

PDF (761KB) ( 2561 )

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通过对14行风井破坏原因的分析，针对不同区段围岩的工程特点采取不同的加固措施和相应的施工方案。同时根据返修加固方案、相应的地质条件和开采顺序建立了数值模型研究了井筒返修以后地下采矿对井筒产生的影响。从计算结果看，随着开采规模的不断加大，14行风井会存在一定的破坏风险。根据14行风井与矿体之间的工程分布情况，采用分布式光纤传感技术建立了动态监测系统，给长期监测岩层移动和准确预报工程变形奠定了基础。

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