采矿与安全工程学报

张吉雄, 姜海强, 缪协兴, 周楠, 昝东峰

2013, 30(2): 159-164.

摘要 ( 2496 )

PDF (349KB) ( 2204 )

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基于固体密实充填采煤的覆岩移动规律，分析了沿空留巷围岩变形特征及巷旁支护体的作用机理，得出夯实机构夯实充填体而传递来的侧压力是导致巷旁支护体失稳和变形的主要因素，据此建立了侧向压力与巷旁支护体稳定性力学模型，推导出巷旁支护体宽度计算公式。根据花园煤矿的具体条件，对不同宽度巷旁支护体的变形特征进行了数值模拟分析。结果表明，当支护体宽度大于2.5 m并采用锚带网联合支护加固后，侧压力引起的巷旁支护体变形可得到有效控制。现场工程实践证明该项技术成功有效，巷旁支护体稳定性力学模型及宽度计算公式合理。

赵楼矿深部软岩巷道变形破坏机理及控制技术

孟庆彬, 韩立军, 乔卫国, 林登阁, 范加冬

2013, 30(2): 165-172.

摘要 ( 2839 )

PDF (406KB) ( 2573 )

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基于赵楼煤矿井底车场巷道围岩矿物成分分析、室内岩石力学试验、巷道地应力测试、围岩松动圈测试等巷道地质力学测试技术手段，深入揭示了深部巷道围岩变形破坏机理；针对赵楼煤矿深部巷道低围岩强度与高应力的支护难题，提出了以内注浆锚杆为核心的锚杆+锚索+锚注“三锚”联合支护体系；为反映深部巷道、硐室开挖后围岩的变形特征与支护结构受力情况，对巷道围岩收敛变形与锚杆受力情况进行了实时监测。监测结果表明，采用“三锚”联合支护体系能够有效地控制深部巷道围岩的大变形及底鼓，保持了巷道的长期稳定与安全。

深部煤巷高强让压型锚索箱梁支护系统研究

王琦, 李术才, 李为腾, 阮国强, 李海燕, 王德超, 江贝, 张红军

2013, 30(2): 173-180.

摘要 ( 2039 )

PDF (512KB) ( 2380 )

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对现阶段煤巷支护现状，尤其是对让压支护理论及技术进行了总结分析。对“先控后让再抗”支护理念的必要性和工程意义进行了研究。以该理念为指导，针对深部高地应力煤巷支护需要，研制了高强让压型锚索箱梁支护系统，分析了系统的高强让压性能，研究了箱型支护梁及锚索让压环等组成构件的功能和力学特性。通过与槽钢、工字钢的对比分析结果可知箱型支护梁强度高、刚度大、护表效果好、传力性能佳、经济性高；单轴压缩试验结果表明该锚索让压环具有独特的二阶式让压性能，且让压点较高、让压距离大、让压稳定性好。该支护系统组合方式多样、适用范围广。根据赵楼煤矿3320运输平巷地质情况设计了高强让压型锚索箱梁支护系统相应方案，并与原支护方案进行了数值模拟对比，结果显示该方案明显优于原支护方案。新型支护方案用在平巷的试验段中，达到了良好的支护效果。

淮北矿区多次跨采巷道破坏特征及控制对策研究

李桂臣, 马振乾, 张农, 王朋朋, 马睿

2013, 30(2): 181-187.

摘要 ( 1763 )

PDF (412KB) ( 2085 )

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针对淮北矿区多次跨采巷道经反复维修仍无法满足正常使用的现状，以芦岭矿Ⅱ82人行上山为研究对象，通过对巷道工程地质条件的综合分析，总结了该类巷道4种典型的破坏特征，即金属网压茬处破坏、底鼓、棚腿内扎、U型棚非对称破坏。采用数值模拟和理论分析方法研究了此类巷道的变形破坏机理，提出了包括新型中空注浆锚索、高性能超强锚杆和围岩注浆加固的巷道围岩强化控制技术。实践表明，采用中空注浆锚索与高性能锚杆相结合的组合控制技术可有效控制多次跨采巷道的剧烈变形，上方工作面跨采结束后巷道顶底移近量为126~393 mm，经简单维修即可满足正常使用。

全长锚固预应力锚杆杆体受力特征分析

李冲, 徐金海, 李明

2013, 30(2): 188-193.

摘要 ( 2118 )

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采用理论分析、现场实测等研究方法，分析了锚杆杆体轴应力、剪应力与预紧力的关系以及杆体轴应力与剪应力的分布规律。结果表明：锚杆轴应力随预应力的增大而增加，在锚杆全长方向上呈曲线变化的，从锚杆尾部到锚杆端头方向，轴应力先增加后减小，在中性点处轴应力最大，轴应力最大值位置向锚杆尾端移动；随锚杆预应力增加，锚杆杆体剪应力在巷道表面与中性点位置一段减小，在中性点与锚杆端头一段增加，中性点处锚杆剪应力为零，中性点向锚杆尾部移动。全长锚固锚杆预紧力不是越大越好，而是有个合理的范围，预紧力大小要与锚杆支护系统强度相匹配。

空巷顶板稳定性力学分析及充填技术研究

张自政, 柏建彪, 韩志婷, 王襄禹, 徐营, 王猛

2013, 30(2): 194-198.

摘要 ( 1991 )

PDF (253KB) ( 2382 )

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以柳林郭家山煤矿4217综放工作面(回收上山煤柱)过空巷为工程背景，建立了基于工作面超前采动影响的空巷顶板力学模型，分析了空巷顶板稳定性与空巷充填体相互作用关系，得到了空巷顶板稳定的充填体支护阻力计算式，确定空巷充填体的支护阻力不低于3.58 MPa，提出采用高水材料充填过空巷技术：1) 高水材料浆液可对空巷周围破碎煤岩体与空间胶结形成整体结构，提高对顶板的支撑作用；2) 采用高水材料水灰比2.5∶1能满足支护空巷顶板强度要求，保证顶板不发生滑落失稳和回转变形失稳。工程应用表明，高水材料充填空巷保持了煤壁和顶板的稳定性，是安全快速过空巷的有效途径之一。

巷道围岩锚固体变形破坏特征的试验研究

韦四江, 勾攀峰

2013, 30(2): 199-204.

摘要 ( 2320 )

PDF (462KB) ( 1979 )

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为了研究巷道围岩锚固体的破坏特征及裂隙演化规律，模拟组合载荷作用下巷道围岩锚固体的变形破坏失稳过程及锚杆工作阻力的变化。试验结果表明：当侧压系数1≤λ≤1.4时，锚固体则出现垂直于锚杆的水平层理；当1.4＜λ≤1.6时，锚固体出现细小裂纹，锚杆托板陷入岩层，锚杆间出现片状脱落，锚固体下部岩层松动破坏，锚固体稳定，而锚固体外出现和岩层层面呈30°~40°的倾斜裂纹；当λ=2.0时，锚固体内外岩层离层量增加，锚固体下部片落块度和深度增加，托板失去作用，锚固体整体失稳；λ和巷道围岩锚固体裂隙维数D呈正变关系。随着λ的增加，各锚杆工作载荷相差不大，呈波状降低趋势；巷帮锚固体承载能力变化不大，而顶板锚固体承载能力逐渐降低。水平载荷对巷道顶板锚固体的稳定性影响较大，其离层量随λ的增加而加大，内部出现不均匀沉降。

采场上覆坚硬岩层破断的数值模拟研究

曹胜根, 姜海军, 王福海, 程正刚, 武忠进

2013, 30(2): 205-210.

摘要 ( 2143 )

PDF (310KB) ( 2239 )

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坚硬顶板在煤层开采后形成大面积悬顶，通常会给采场乃至矿井造成严重的破坏。运用理论计算，数值模拟方法分析研究不同坚硬岩层距煤层距条件及不同支架阻力作用下，采场上覆岩层的运动规律。结果表明，当煤层上覆直接为坚硬岩层时(坚硬岩层距煤层0 m)，支承压力集中系数及系统释放的能量最大，坚硬岩层的破断会对工作面的安全生产构成很大威胁，易造成压架事故或冲击矿压等。采用强制放顶处理此类顶板在现场取得了较好的应用效果。

坚硬厚顶板条件下岩层破断及工作面矿压显现特征分析

杨敬轩

2013, 30(2): 211-217.

摘要 ( 2054 )

PDF (332KB) ( 2263 )

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以石屹台煤矿生产实际为背景，采用理论分析与现场实测相结合的研究方法，对不同支撑边界条件下坚硬厚顶板破断及来压特征进行了分析。研究得到顶板破断位置及尺寸的确定方法及步骤：1) 根据顶板不同支撑边界求得岩层应力分量表达式；2) 根据深梁、长梁结构应力分布特点，结合长梁易破断位置应力，给出顶板危险垮断尺寸；3) 修正顶板危险垮断尺寸得到坚硬厚顶板岩层内最大主应力及剪应力分布；4) 选定最大拉应力或剪应力值接近岩石抗拉或抗剪强度时的垮断尺寸作为顶板极限安全跨距。结果表明：石屹台煤矿坚硬厚顶板以剪断特征为主，顶板初次垮断及周期来压步距分别在35.0 m与9.8 m左右。

复杂地质条件下综采面安全高效开采关键技术

何富连, 杨绿刚, 谢生荣, 张守宝, 肖殿才, 田春阳

2013, 30(2): 218-222.

摘要 ( 2011 )

PDF (425KB) ( 2156 )

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某矿高瓦斯近距离煤层群、松软低透以及软弱围岩等复杂地质赋存条件导致矿井在煤炭资源开采过程中出现了瓦斯超限、采场端面冒顶事故和巷道垮冒等一系列的难题。应用理论分析与现场实践，提出并研究了综采面瓦斯治理新技术、采场支架—围岩控制技术与采动煤巷围岩主动支护技术，确定了关键技术参数，并进行了现场工业性试验。实践表明，实施上述关键技术后，解决制约矿井发展的关键科技难题，实现了矿井安全高效开采，同时为类似复杂地质条件的推广应用提供了技术支撑。

建筑物下深部煤层二次条带开采机理及实践

方新秋, 邹永洺, 程远伟, 杨海新

2013, 30(2): 223-230.

摘要 ( 2087 )

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为解决林西矿建筑物下煤炭资源回收的问题，结合其埋深大、顶板坚硬的地质条件，提出先采用较小采宽和较大留宽进行条带开采，等地表变形稳定后，对条带开采的保留煤柱进行二次条带开采。以关键层理论为基础，采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法研究了条带开采和二次条带开采；得出以亚关键层1为开采设计依据；确定了条带开采方案，采宽60 m，留宽120 m；二次条带开采时采用窄煤柱沿空掘巷，采宽60 m，留宽55 m。研究结果表明：亚关键层1控制着地表下沉变形；条带开采和二次条带开采引起的地表变形对建筑物的损坏均在Ⅰ级损坏内。在林西矿九东区域进行了工业性试验，取得了较好的效果。

错层位内错式采场“三带”高度的确定方法

王志强, 赵景礼, 李泽荃

2013, 30(2): 231-236.

摘要 ( 1919 )

PDF (408KB) ( 1995 )

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基于错层位内错式巷道布置采场“三带”的合理划分对工作面安全、经济的重要性，提出了以关键层理论为基础，综合考虑包括工作面回采范围、岩层断裂角等影响因素在内的新方法。通过实验研究了沿工作面推进方向上、下关键层之间以及关键层与工作面之间的几何关系；垮落带、裂隙带高度的运动特点以及错层位内错式巷道布置沿工作面方向上覆岩层的运动特点，并结合关键层的悬露尺寸与采场之间的空间关系，建立了相应的空间几何模型。结果表明，采场范围、岩层断裂角、岩层的物理力学性质、厚度均是采场“三带”划分的影响因素；另外，划分错层位内错式巷道布置“三带”时，在考虑采场范围因素时需要按照形成搭接工作面的总体个数确定。

砂岩损伤破坏的声发射准平静期特征分析

孙强, 张卫强, 薛雷, 钱海涛, 朱术云

2013, 30(2): 237-242.

摘要 ( 2003 )

PDF (534KB) ( 2231 )

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根据砂岩单轴刚性加载试验情况，声发射信号在屈服点(即稳定破裂和非稳定破裂分界点)处存在激增现象，同时分界点处所对应的应变约为峰值强度对应应变值的74.6%左右。从加载历时来看，在非稳定破裂阶段存在较长的耗时。岩石脆性破坏前声发射信息存在“准平静期”，而平静期的历时与峰值强度对应的历时比的平均值约为8%。以声发射信息为损伤测度进行了加载过程中的损伤值计算。屈服点处损伤值呈现出显著增长；应力-应变曲线峰后拐点处的损伤值大于0.9。峰值强度前，损伤值曲线呈现为下凹型；峰后阶段，呈现为上凸型，强度峰值位置为曲线拐点。

基于声发射监测的深部采场岩体稳定性分析

刘建坡, 李元辉, 张凤鹏, 徐世达, 石长岩, 何荣兴

2013, 30(2): 243-250.

摘要 ( 2057 )

PDF (631KB) ( 2227 )

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针对红透山铜矿岩爆、采场冒落等地压灾害频发现状，采用声发射监测技术对深部采场开采过程中的围岩稳定性进行了研究，着重分析了爆破开采后岩体恢复至稳定状态的时间和声发射空间分布特征。研究结果表明：爆破开采后，声发射数目突增至较高水平，随着时间的推移，逐渐下降；岩体恢复至稳定状态的时间和爆破距离呈线性关系；对于距离爆破作业较远的围岩(超过35 m)，声发射活动性在爆破后90 min内可以恢复较稳定状态；对于距离爆破作业较近的围岩(小于20 m)，声发射数恢复到稳定状态超过2 h；声发射定位事件主要在采场顶板和边墙集中，斜坡道内片帮现象比较严重。

不同侧压系数对动载诱发巷道底板冲击的影响

谢龙, 窦林名, 吕长国, 于贵良, 王毅

2013, 30(2): 251-255.

摘要 ( 2098 )

PDF (465KB) ( 2034 )

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为了探讨侧压系数对动载诱发特厚煤层巷道底板冲击的影响，使用岩体力学和FLAC2D有限差分数值模拟软件研究了不同侧压系数作用下应力波诱发特厚煤层巷道底板冲击的动态响应规律及显现过程。研究表明，动力扰动的作用是使处于极限应力下的煤体应力增加并打破平衡状态从而诱发底板冲击；动载作用下，随着侧压系数的增加巷道底板的临界水平应力值和最大应力差呈线性增加，底板最大垂直位移在期间呈非线性增加，在后出现微降，说明底板失稳难易程度与底板冲击显现强度不完全呈正相关；底板冲击的显现过程是底板的水平应力瞬间达到临界水平应力，底板塑性破坏区域扩大，致使弹性能瞬间释放，最终导致底板垂直位移发生突然增大产生冲击。研究成果为探索底板冲击机理及防治提供借鉴。

冲击地压危险性综合评价的突变级数法研究

金佩剑, 王恩元, 刘晓斐, 黄宁, 王嗣衡

2013, 30(2): 256-261.

摘要 ( 1952 )

PDF (249KB) ( 2260 )

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基于突变理论和模糊数学相结合的突变级数法，提出了冲击地压危险性评价的新指标—突变级数；通过综合考虑冲击地压危险性影响因素，建立了新的冲击地压危险性评价模型；在对各影响要素进行了无量纲化和归一化处理的基础上，利用煤矿现场数据对模型进行了样本学习，确定了不同冲击危险等级的突变级数，并结合已有数据对模型进行了验证。将评价模型应用于工程实例，并与其它主要评价方法比对，结果表明：该方法评判结果准确，精度较高，具有良好的实用价值。

超前管棚注浆支护技术在极复杂断层带中的应用

赵毅鑫, 姜耀东, 孟磊, 王涛, 刘华博

2013, 30(2): 262-266.

摘要 ( 1989 )

PDF (486KB) ( 2378 )

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基于煤矿巷道采用超前管棚注浆支护技术顺利通过复杂断层带的实际案例，研究了巷道通过极复杂断层带面临的破碎围岩变形控制问题。通过计算确定了超前管棚注浆支护的设计参数，采用数值计算手段分析了过断层区域不同支护条件下的围岩应力和巷道变形情况，并针对施工后的管棚支护巷道变形量进行了现场实测，总结了超前管棚注浆支护技术在巷道通过复杂断层带的成功经验。实践证明：超前管棚注浆支护技术提高了围岩的完整性及整体承载能力，能够形成较强的预支护体系，可应用于复杂断层带的破碎围岩变形控制，但需辅以物探手段提高注浆质量、加强监测才能保障巷道顺利通过复杂断层带，本文经验可对类似工程的设计和施工提供借鉴。

煤质页岩压缩变形特性及损伤破坏辨识试验研究

王景环, 卢义玉, 陆昭辉, 左伟芹, 汤积仁, 沈晓芸

2013, 30(2): 267-272.

摘要 ( 1864 )

PDF (333KB) ( 2245 )

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为了探索煤质页岩的压缩变形及损伤破坏特性，利用MTS岩石材料力学试验机，得到了煤质页岩的单轴和三轴压缩试验曲线，研究了单轴三轴压缩全过程中页岩损伤软化特征的异同；在此基础上，研究分析了页岩压缩过程中外力功、能量耗散以及能量释放机理，结合页岩特性和岩石强度破坏理论，建立了基于能量原理的页岩损伤演化本构方程：① 单轴应力状态下，页岩损伤全过程可用能量原理损伤本构方程模拟；② 三轴应力状态下，当轴向应力小于围压时，页岩本构关系可近似用线性方程模拟；当轴向应力大于围压时，应用基于能量原理损伤本构方程进行模拟。模型与试验结果对比分析显示，所建的模型力学参数简单，物理参数意义明确，能充分描述页岩单轴应变软化及三轴应变硬化阶段变形特征。

注气驱替煤层瓦斯时效特性影响因素分析

杨宏民, 夏会辉, 王兆丰

2013, 30(2): 273-277.

摘要 ( 2099 )

PDF (249KB) ( 2495 )

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为了分析注气驱替煤层瓦斯时效特性的影响因素，建立了注N2驱替煤层瓦斯的数学模型，采用COMSOL Multiphysics软件模拟了注气压力、抽采负压和注气时间对注气驱替煤层瓦斯时效特性的影响，研究了不同条件下煤层瓦斯含量和消突周期的变化规律，结果表明：注气压力越大，瓦斯含量下降越快，消突周期越短，合理的注气压力为0.5 MPa；抽采负压对其时效特性的影响不大，合理的抽采负压为5~13 kPa；煤层瓦斯含量随着注气时间的增加逐渐下降，注气孔附近为注气驱替煤层瓦斯的薄弱区域。在石港公司进行注气驱替煤层瓦斯现场试验，通过与数值模拟结果的对比得出：在相同的条件下，实测的瓦斯含量总是略小于模拟结果，并对造成这种差异性的原因进行了分析。

缓斜极厚矿体开采安全切顶厚度研究

谢承煜, 罗周全, 贾楠, 杨彪, 程贵海

2013, 30(2): 278-284.

摘要 ( 1803 )

PDF (568KB) ( 2230 )

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针对某锡矿山缓斜极厚矿体采场采用高阶段、大直径深孔落矿分步骤回采过程中采空区上方切顶硐室的安全性问题，综合采用弹性力学理论和数值分析方法，研究了采场开采安全切顶厚度。在采用弹性力学方法提出了采场凿岩硐室长度为26 m，跨度为12 m，采场安全切顶厚度为6 m的基础上，采用数值分析方法对采场安全切顶厚度进行了分析验证,并开展了切顶硐室表面位移及围岩应力的现场监测研究。研究表明：数值分析得出的最大拉应力值0.96 MPa小于抗拉强度，且安全率为2.98，最大位移监测值7.58 mm与数值分析值8 mm相近，故采场切顶厚度为6 m是合理的，可确保采场切顶作业过程的安全。研究成果已用于矿山生产实践，有效解决了该矿运用大直径深孔落矿开采缓倾斜极厚矿体时采场切顶硐室的安全性问题。

拉斗铲倒堆综合开采工艺的配合模式

周伟, 才庆祥, 尚涛

2013, 30(2): 285-288.

摘要 ( 1783 )

PDF (175KB) ( 2127 )

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单个采坑范围不断扩大，开采深度达到200 m以上，境界内矿岩赋存条件会越来越复杂，单一工艺已经无法满足开采的需要，综合工艺逐步取代了单一工艺。本文重点分析了综合开采工艺的概念，提出了综合工艺中各单一工艺的空间配合模式，即立面和平面的配合模式，严格限制工艺与非严格限制工艺的概念；以拉斗铲倒堆综合工艺为例，分析了严格限制工艺和非严格限制工艺的基本特征，建立了含严格限制工艺的综合工艺可靠性模型，提出了严格限制工艺服务范围为基础的综合工艺开采参数动态调整策略。

老采空区瓦斯抽采地面钻井的井网布置方法

秦伟, 许家林, 彭小亚, 胡国忠

2013, 30(2): 289-295.

摘要 ( 2987 )

PDF (321KB) ( 2065 )

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为实现老采空区瓦斯抽采地面井网的优化布置，以导气裂隙带几何边界是否交汇作为相邻老采空区是否连通的依据，给出了相邻老采空区纵向连通及横向连通的判别方法和步骤，提出了基于老采空区连通性的老采空区区域划分方法；根据老采空区瓦斯的来源，采用分源法建立了老采空区瓦斯储量的计算模型；将老采空区瓦斯抽采地面钻井的管网选线优化设计转化为求解无向加权连通图最小生成树的图论问题，并举例介绍了Kruskal 算法求解无向加权连通图最小生成树的详细步骤。在上述研究基础上给出了老采空区地面钻井井网优化布置的方法和步骤。

外加水分对煤中瓦斯解吸抑制作用试验研究

陈向军, 程远平, 王林

2013, 30(2): 296-301.

摘要 ( 3188 )

PDF (234KB) ( 2178 )

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为研究外加水分对瓦斯解吸的抑制作用，在自制的实验装置上对不同外加水分煤样瓦斯解吸过程进行了测试。结果表明：水分具有抑制煤层瓦斯解吸的作用，当煤样水分由0.05%增至8.39%时，最大解吸瓦斯量由12.525 mL/g 降至4.284 mL/g，降低65.80%，初始瓦斯解吸速度由2.07 mL/(g·min)降至0.33 mL/(g·min)，降低84.06%；外加水对煤的最大抑制瓦斯解吸率为42.48%；瓦斯解吸指标随水分的增加呈现对数式减小，增加煤层水分，能够有效降低煤层瓦斯解吸指标值，实验条件下，当水分含量大于5.19%时，钻屑瓦斯解吸指标K1 值降至消突临界值0.5 mL/(g·min1/2)以下。研究表明：采用煤层注水的方法来降低和消除煤层瓦斯突出危险性是可行的。

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

2013, 30(2): 302-306.

摘要 ( 2567 )

PDF (211KB) ( 3761 )

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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。

气体压力对煤体瓦斯渗透特征的影响

李建楼, 严家平, 胡水根

2013, 30(2): 307-310.

摘要 ( 2273 )

PDF (203KB) ( 2501 )

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为了研究刚性围岩中不同瓦斯压力条件下含瓦斯煤体渗透特征，使用了自行研制的煤体瓦斯吸附-解吸试验装置，建立了煤体瓦斯渗透物理模型，分别采用N2 和CO2 在煤体内进行渗透试验，对瓦斯压力、总压力和渗透速度进行了监测。试验结果表明，同等温度和压力条件下N2 在煤体内的渗透速度比CO2 大；结果还表明，含瓦斯煤体的渗透速度随气体压力增加按照二次多项式规律增加。此项试验研究对矿井瓦斯动力灾害防治和煤层气开采技术理论研究具有重要的参考价值。

近距离煤层综放面瓦斯与煤自燃复合灾害防治技术研究

秦波涛, 鲁义, 殷少举, 曹凯, 王美光

2013, 30(2): 311-316.

摘要 ( 2458 )

PDF (348KB) ( 2184 )

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为解决高瓦斯易自燃煤层生产过程中瓦斯与煤自燃复合灾害的重大隐患，在研究付村煤矿瓦斯异常区的瓦斯赋存规律与煤自燃发火特点的基础上，建立了“W”型通风方式条件下交错钻场高位钻孔抽放、旁路式倾向高位钻孔抽放、邻近采空区钻孔抽放等立体瓦斯抽放体系；提出了采用三相泡沫对采空区浮煤覆盖、不燃高倍数固化泡沫对漏风地点迅速封堵、易自燃区域目标注氮惰化、支架后面注塑性水玻璃凝胶堵漏降温等“注-堵”成套防灭火关键技术。针对抽放瓦斯过程易引发煤自燃的特点，提出了旁路式高位钻孔抽放瓦斯并结合瓦斯抽放钻孔大流量灌注三相泡沫防灭火材料的“抽-注”一体化方法同时治理采空区瓦斯与煤自燃技术。上述关键技术在付村矿3 下煤层综放面瓦斯和煤自燃防治中得到成功应用，应用效果显著，在有效解决工作面瓦斯的同时很好地解决了采空区煤自燃危险性，具有广泛的推广应用前景。

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