采矿与安全工程学报

刘泉声, 时凯, 黄兴

2013, 30(5): 633-641.

摘要 ( 1814 )

PDF (358KB) ( 2466 )

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分析了我国煤炭资源赋存和生产现状，指出我国煤矿已经进入深部开采，并很快进入千米以下开采时代，深部矿井建设将呈现大型化、集约化和现代化趋势。深部巷道掘进现状和困难表明：高地应力、高地温等复杂条件下，传统的钻爆法和综掘机难以满足千米深部大型煤矿快速安全建设的要求。基于深部巷道实际情况和TBM在其他地下工程中所展现的各种优势，提出将TBM 应用于深部煤矿建设，并回顾了已有的TBM 在煤矿中的应用案例。鉴于深部岩体赋存环境及其力学行为的复杂性，指出了TBM 应用于深部煤矿建设的一系列关键问题。

预掘两巷前进式固体充填采煤技术研究

周楠, 张吉雄, 缪协兴, 张强

2013, 30(5): 642-647.

摘要 ( 1925 )

PDF (445KB) ( 2291 )

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针对部分“三下”压煤区域地质条件及已存在巷道系统的限制问题，为保证固体充填开采之后对岩层移动及地表变形的控制效果，提出了预掘两巷前进式固体充填采煤技术，分析了该技术的原理及难点，建立了预掘两巷前进式固体充填系统、优化了充填采煤关键设备结构及布置方案，设计了固体充填采煤无煤柱沿空留巷方案及工艺，优化了充填采煤与沿空留巷一体化工艺。现场实践表明，预掘两巷前进式固体充填采煤技术可有效控制岩层移动与地表变形，采空区充实率达90.6%，无煤柱沿空留巷断面保持在原断面的90%以上，地表最大下沉值125 mm，可安全高效地开采类似条件“三下”压煤资源。

煤矿巷道支护方案专家系统及应用研究

杨仁树, 马鑫民, 李清, 张军, 白晓生, 王茂源

2013, 30(5): 648-652.

摘要 ( 1624 )

PDF (280KB) ( 1920 )

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煤矿巷道支护方案是涉及到工程地质、生产条件及岩石力学等因素的复杂理论技术问题，煤矿巷道支护方案专家系统针对这一难点，将巷道支护领域专家经验、典型工程案例、理论研究成果与计算机人工智技术能结合，建立了内容丰富的巷道支护专家经验、典型案例、理论研究成果知识库，采用基于规则和典型案例2 条途径推理出巷道支护初始方案，运用FLAC3D 二次开发技术建立了巷道支护模型运行程序并编译成动态链接库文件进行加载和调用，实现了基于数值模拟的巷道支护方案优化，并自动生成巷道支护断面图表。以山西某煤矿巷道支护方案设计为例进行应用，结果表明系统优化方案合理、可行。

采动环境下巷道围岩破裂演化规律及其控制技术研究

张华磊, 王连国, 涂敏, 张迎贵

2013, 30(5): 653-658.

摘要 ( 1788 )

PDF (310KB) ( 2036 )

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针对采动环境下巷道围岩经反复维修仍无法满足正常使用的现状，以受采动影响海孜煤矿 86 采区回风上山为工程背景，建立底板采动影响区内某一点受力状态演化的力学模型，得出采动区巷道处于非等压受力状态，据此建立了非等压状态下巷道受力的弹塑性力学模型，推导出底板巷道围岩塑性区宽度计算公式，并针对采动区巷道制定以螺纹钢注浆锚杆为支护体系核心的预加固方案。结果表明，当底板巷道采用以注浆锚杆为核心的支护体系加固后，由上覆工作面开采引起的底板巷道围岩变形可得到有效控制，非等压受力状态下巷道围岩塑性区宽度计算公式合理。

深部构造区域地应力分布与巷道稳定关系研究

肖同强, 支光辉, 张治高

2013, 30(5): 659-664.

摘要 ( 1772 )

PDF (430KB) ( 2178 )

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针对深部构造区域巷道围岩控制问题，研究了巷道稳定性与地应力分布关系。地应力实测及其反演表明，巨野矿区深部地应力场属于构造应力场类型。基于地应力场分布特征，采用模型试验、数值计算、现场观测等方法，研究了埋深、构造应力、断层等因素对巷道稳定性的影响规律：埋深超过800 m，侧压系数超过2.5 以后，巷道变形量急剧增大，肩角锚杆大量破断，顶板和底板剪切破坏严重，顶煤呈现“尖顶型”垮冒；断层附近地应力较高，巷道与最大水平应力夹角越大，巷道变形量越大、支护结构破坏越严重。深部构造区域巷道应加强顶板与肩角围岩控制。

深部高应力碎胀围岩二次支护参数研究

黄文忠, 王卫军, 余伟健

2013, 30(5): 665-672.

摘要 ( 1711 )

PDF (313KB) ( 1947 )

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针对深部高应力碎胀围岩的变形特点及难支护问题，以江西曲江矿区为例进行了二次支护参数优化设计的研究。根据曲江矿区深部巷道变形特点，在原支护方案的基础上提出了具体支护方案。采用分段线性的应变软化模型，获得了巷道围岩峰后软化强度参数；考虑锚固体的强度效应，提出了锚索的支护强度指标ID 概念及计算公式，并给出了锚固效应修正的岩体计算参数。针对16 个设计方案进行了数值计算，并采用提出的巷道工程稳定性综合得分指标ES 进行优选方案。计算结果表明，方案11(锚索长度la 为8 000 mm，间排距ea×ia 为1000 mm×1000 mm；初次支护时机位移值da 为60 mm)不但能保证巷道的稳定，而且经济合理，为最佳方案。另外，分别分析了不同锚固效应对巷道稳定性的影响，以及不同二次支护时机位移值对巷道稳定性的影响，并提出了支护参数的总体评价及设计原则。

沿空留巷砌块式墙体结构承载特性及应用研究

韩昌良, 张农, 王晓卿, 李宝玉, 李志兵

2013, 30(5): 673-678.

摘要 ( 1765 )

PDF (347KB) ( 1772 )

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为了探讨砌块式墙体对沿空留巷的适应性，研究了墙体结构形式、破坏过程、本构关系及承载力，揭示了沿空留巷砌块式墙体结构的破坏机理及承载特性。研究结果表明，沿空留巷砌块式墙体的破坏通常发生在第III 阶段，在第I，II 阶段的留巷具有易护性；砌块式墙体的轴向受压承载力应与其所需的支护阻力相匹配；砌块式墙体的强度应与顶底板的强度相匹配。基于两大匹配原则，提出了砌块式沿空留巷设计的整套流程，将其应用到沙曲矿工程实践，设计了尺寸为0.80 m×0.18 m×0.12 m、强度不低于10 MPa 的砌块和强度不低于2.5 MPa 的砂浆，采用特殊的一顺一丁形式砌筑成宽度为1.6 m、强度介于4.3 MPa 和9.3 MPa 的墙体，取得了良好的留巷效果。

考虑刚度和强度劣化时弱胶结软岩巷道围岩的弹塑性损伤分析

王渭明, 赵增辉, 王磊

2013, 30(5): 679-685.

摘要 ( 1776 )

PDF (356KB) ( 1979 )

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岩体内部微裂纹的存在及其扩展，会导致岩体产生刚度和强度劣化，使巷道围岩松动范围扩大。通过定义刚度劣化系数和强度劣化系数，考虑弱胶结软岩峰后应变软化和塑性扩容特性，采用损伤理论和三直线应变软化模型，建立了弱胶结软岩巷道围岩弹塑性流动损伤模型，推导了非均匀应力场下围岩分别产生弹性损伤区、塑性软化损伤区和塑性流动损伤区时的应力、位移解析解；探讨了鲁新煤矿弱胶结砂质泥岩巷道的原岩应力水平、刚度劣化、扩容梯度等对围岩的损伤演化及位移场、塑性圈的影响规律。结果表明，剪胀效应对围岩塑性圈的大小及应力响应影响不大，但对塑性区的损伤速度及位移影响很大；原岩应力水平对巷道塑性圈的分布具有显著影响；刚度和强度劣化系数的增大会加快围岩的劣化速度。这些因素在围岩稳定性分析及巷道支护设计中均应引起足够重视。

深部巷道连续双壳加固机理及试验研究

孙利辉, 杨本生, 杨万斌, 孙春东

2013, 30(5): 686-691.

摘要 ( 1939 )

PDF (432KB) ( 1657 )

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由于深部巷道变形破坏严重，传统支护难以保证巷道稳定。本文在详细分析深部巷道围岩变形特征的基础上，提出深部巷道连续双壳加固理念，并分析双壳加固机理。通过相似材料模拟试验，对不同采深条件下裸巷、锚杆支护、连续双壳支护巷道围岩变形及应力分布规律进行研究。结果表明：随采深增大，裸巷围岩发生大面积整体破坏，不能自稳；锚杆支护巷道锚固区以里深部围岩继续发生离层破坏，巷道存在潜在破坏危险；连续双壳支护巷道只在巷帮浅部发生局部剪切破坏，围岩稳定性好。以陶二煤矿新南总巷道支护为例，验证了连续双壳支护的合理性。

五阳矿煤层上山围岩控制原理与支护技术

袁永, 王继林, 李青锋

2013, 30(5): 692-698.

摘要 ( 1496 )

PDF (307KB) ( 1653 )

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以五阳矿为工程背景，通过三轴压缩围压分级长时加载试验得到了顶板岩石的力学性质，模拟分析了有支护巷道围岩的黏弹性力学性能，提出控制煤层上山变形的围岩控制原则，并进行了支护实践。研究认为：巷道围岩变形是一个时间过程，荷载在加载一定时间后变形趋于稳定，且其变形稳定时间随加载载荷的增大而呈指数增大；在轴向应变未稳定时增加围压，可有效降低轴向应变速率，即在巷道变形未稳定期间增加围压可加速围岩变形的稳定，防止围岩失稳；顶板采用预应力锚杆、锚索支护后，虽然能有效地控制了顶板变形及塑性区的发展，但是会同时加剧煤帮和煤层底板的变形，即在对顶板进行锚杆、锚索强化支护的同时，必须强化两帮和底板的稳固；适当的应力转移有利于围岩的最终稳定，一次支护分级加载的围岩控制原则对控制厚煤层上山巷道围岩变形效果显著。

大采高开切眼桁架锚索支护参数优化研究

韩磊, 孟祥瑞, 曹怀建

2013, 30(5): 699-705.

摘要 ( 1711 )

PDF (249KB) ( 1998 )

相关文章 | 计量指标

为了研究大采高复合顶板煤巷的桁架锚索组合支护作用机理，采用理论分析、现场试验、数值计算试验等方法，对大采高2-1101 大断面开切眼桁架锚索组合支护参数进行优化分析。研究结果显示：桁架锚索倾角在65°~75°范围内对控制围岩变形和塑性区扩展效果最好，倾角偏大或偏小均不利；桁架锚索的锚固点必须位于稳定的受压岩层内，保证桁架锚索支护系统有一个稳定的锚固基点；桁架锚索的长度为9 m 时对开切眼复合顶板围岩的稳定性最有利；桁架锚索钻孔的孔口至切眼巷帮距离最优值为1.5 m；顶锚杆密度为10 根/排时，现场观测结果显示：两帮移近量最大值为145 mm，顶板下沉量最大值为166 mm，切眼围岩的收敛率在有效控制范围内，桁架锚索组合支护对切眼围岩控制有良好效果。

深井煤巷滑移型底鼓岩体运移机理及控制对策

刘少伟, 张伟光, 冯友良

2013, 30(5): 706-711.

摘要 ( 1551 )

PDF (317KB) ( 1761 )

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随着我国浅部煤炭资源的逐渐枯竭，煤矿开采深度逐渐加大，巷道底鼓现象愈趋严重。论文针对滑移型底鼓问题，利用塑性力学理论，对巷道底板滑移岩体进行了分区，推导得出了滑移型底鼓底板岩层临界破坏深度及底板最小支护荷载公式。以锚杆作用机理为依据，分析了滑移区域内微小单元体的受力特征，提出了滑移型底鼓阻滑控制措施，将成果应用于实践，为现场提供了参考。

锚固体应力分布演化规律及其影响因素研究

尹延春, 赵同彬, 谭云亮, 张泽

2013, 30(5): 712-716.

摘要 ( 1489 )

PDF (285KB) ( 1771 )

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通过室内试验与细观颗粒流模拟相结合的方法，研究了锚固段应力分布演化规律及其影响因素。锚固体的拉拔破坏过程可以分为3 个阶段：黏弹阶段、黏脱阶段和破坏阶段。在黏弹阶段，剪应力呈先增后减的分布形式，峰值点靠近拉拔端孔口处；在黏脱阶段，拉拔端处的界面黏结首先失效，并向内部扩展，在此阶段，剪应力的峰值点随之向锚固段内部移动。锚杆和锚固剂弹性模量影响锚杆轴力和界面剪应力的分布形式，锚杆弹性模量越大，锚固剂弹性模量越小，剪应力在锚固段拉拔端的集中程度越小。

单轴压缩下含水砂岩强度损伤及声发射特征

姚强岭, 李学华, 何利辉, 周健

2013, 30(5): 717-722.

摘要 ( 1883 )

PDF (371KB) ( 1945 )

相关文章 | 计量指标

宁东煤田主采煤层顶板广泛分布含水砂岩，该层砂岩受采动影响易于变形失稳。通过实验室试验，定量分析了含水砂岩组分，研究了其烘干、吸水随时间变化规律。研究发现该含水砂岩富含黏土矿物，砂岩分别烘干和浸水6 h 后含水率变化趋于稳定，且随着含水率增加该砂岩单轴抗压强度和弹性模量呈指数函数减小。声发射试验结果表明：干燥状态下，含水砂岩声发射计数峰值与应力峰值相对应，而随着含水率增加，声发射计数峰值较应力峰值位置滞后，呈现出“延迟”特征，并据此提出了预测预报该类砂岩顶板稳定的技术思路。

原孔位多次应力解除地应力测试方法与实践

郑西贵, 花锦波, 张农, 张磊, 曹栩

2013, 30(5): 723-727.

摘要 ( 1622 )

PDF (314KB) ( 2166 )

相关文章 | 计量指标

针对影响深部煤矿巷道围岩稳定的地应力因素，基于深埋巷道围岩体应力分布的力学特征和地应力钻孔解除法原理，探讨了在同一钻孔内间隔一定距离进行反复多次解除的地应力测试方法，建立了判别原始应力的科学依据，根据基准孔和校验孔的测量结果，可以推算出其他测点原岩应力区与巷道半径之间的关系。工程实践表明：在千米埋深的大屯矿区孔庄煤矿井底车场区域，基准孔在3.7R 处进入了原岩应力区，实测垂直原岩应力值为23.3 MPa，并在校验孔和推广孔得到了验证。

巷道交叉段围岩变形规律及安全度分析

曹日红, 曹平, 林杭, 张科

2013, 30(5): 728-734.

摘要 ( 1747 )

PDF (579KB) ( 1780 )

相关文章 | 计量指标

以某矿井为工程背景，建立不同交叉情况的数值模型，分析了不同交叉情况下的巷道围岩变形规律，并且引入了同时考虑压剪破坏和拉伸破坏的单元安全计算方法来分析交叉段围岩的安全状况。结果表明：巷道交叉段的围岩变形有向锐角一侧偏移的现象，交叉角度越小偏移程度越明显。交叉角度越小，交叉段主巷锐角侧需要进行加强支护的范围越大。由于巷道交叉扩大了围岩扰动，巷道交叉段的顶、底板安全系数都比较低，安全系数小于1 的区域要大于巷道其他部位。而拐角岩柱的安全度则由外而内呈梯度变化，拐角岩柱外侧的岩体安全系数最低，将最先发生破坏，然后逐渐向内部发展。交叉角度过小时，锐角侧拐角岩柱破坏面积所占比率较大，不利于巷道稳定性。所得结果可以为类似条件下的巷道支护提供依据。

倾斜煤层防水煤岩柱尺寸留设的技术优化研究

王志强, 陈超凡, 王磊, 李鹏飞, 郭晓菲, 高运

2013, 30(5): 735-738.

摘要 ( 1651 )

PDF (257KB) ( 1844 )

相关文章 | 计量指标

采用传统方法对4#煤层需要留设的防水煤岩柱尺寸进行计算，分析结果认为传统方法对于倾斜煤层防水煤柱中央弹性核区存在重复计算的问题，因此造成留设的防水煤柱尺寸偏大。为了改善传统方法存在的弊端，在保证安全的前提下对4#煤层屈服区尺寸进行计算并考虑覆岩移动角度的影响，得到设计方法优化后的防水煤岩柱尺寸。为了进一步提高采区回采率，综合分析煤柱留设的共性问题，提出巷道布置的优化方案。研究结果表明，设计优化后留设防水煤柱的尺寸仅为原方法的42.42%，综合起坡段带来的三角煤损结合防水煤岩柱尺寸，优化后的煤炭损失仅为原方法煤炭损失的45.42%，按照采区设计的推进长度计算，相邻工作面之间可多采出煤炭资源近 1.58 Mt。另外，优化方案中起坡段回采工艺可以改善工作面倾角大带来的设备稳定性的问题。

低渗透岩石水力压力裂纹扩展的 CT 扫描

杨勇, 杨永明, 马收, 鞠杨, 郭迎春, 于永

2013, 30(5): 739-743.

摘要 ( 1650 )

PDF (310KB) ( 2906 )

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针对深部低渗透储集层水力压裂裂缝扩展问题，利用现场采集的深部低渗透岩芯样本开展了水力压裂模型试验，利用CT 扫描技术和自行开发的三维重构算法，提取并分析了三轴应力和水压力作用下，低渗透岩石水力压裂裂纹的扩展与空间展布规律，探讨了不同岩性、地层应力对裂纹扩展与空间形态的影响。研究表明：岩性、水平应力比对裂纹起裂压力以及裂纹形态有显著的影响。起裂压力均比围压应力大；在最小水平应力相近的情况下，初始应力比越大，裂纹扩展越明显，起裂压力越小；岩石破裂时出现了一条与最大水平应力平行的主裂纹，伴随着明显的中断、扭曲和分叉现象。

红砂岩单轴压缩蠕变试验及模型研究

赵宝云, 刘东燕, 郑颖人, 刘洪

2013, 30(5): 744-747.

摘要 ( 2003 )

PDF (308KB) ( 2272 )

相关文章 | 计量指标

为了研究红砂岩蠕变特性，对红砂岩进行了单轴压缩蠕变试验。以试验结果为基础，建立了非线性黏弹塑性蠕变模型，并基于BFGS 非线性优化算法对该模型参数进行了识别。结果表明，红砂岩具有明显的蠕变特征，建立的模型可以同时表征岩石瞬时加载应变、衰减蠕变、稳态蠕变以及加速蠕变等蠕变特征。最后，将非线性黏弹塑性蠕变模型进行了大型有限差分法软件FLAC3D 的二次开发，并对红砂岩单轴蠕变数值模拟试验，同时将数值模拟蠕变曲线与试验蠕变曲线进行了比较分析，验证了非线性黏弹塑性蠕变模型的实用性。

采动条件下一次场电位对地下水渗流响应的定量研究

刘静, 刘盛东, 曹煜, 王勃

2013, 30(5): 748-755.

摘要 ( 1779 )

PDF (449KB) ( 1613 )

相关文章 | 计量指标

针对矿井突水灾害预警需求，开展了稳态电场中一次场电位U 对地下水渗流动态响应特征的研究工作，包括3 种室内物理模拟实验和1 项矿井现场试验，其中现场包括突水过程中的一次场电位U 的测试和突水水量Qo 的测试。均匀介质稳态渗流模拟实验和非均匀介质稳态渗流模拟实验都表明：固水二相介质饱水前，一次场电位U 的变化包含2 个阶段，在前一阶段，U 与Qi 具有二次相关关系，在后一阶段，U 趋于稳定，不再随Qi 的增加而变化。采动条件下的渗流模拟实验表明，采动条件下的渗流场演变可看成多段稳态渗流过程的接续，而每个独立的稳态渗流阶段内，U 与Qi 之间的关系都符合稳态渗流规律。现场试验表明在顶板突水过程中，探测区域出水量Qo 与一次场电位U 呈负的相关关系。

时效边坡下的端帮易滑区靠帮开采方法

韩流, 周伟, 舒继森, 彭洪阁, 刘雷

2013, 30(5): 756-760.

摘要 ( 1510 )

PDF (372KB) ( 2125 )

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为了解决端帮易滑区难以有效实施靠帮开采造成大量压煤的问题，基于时效边坡理论和靠帮开采技术，提出了垂直和平行端帮走向推进的2 种条分式靠帮开采方案，并建立了确定最佳采掘带宽度的分析系统。根据系统流程，对三道岭露天矿端帮易滑区实行条分式靠帮开采进行了数值模拟，得到了最佳条带宽度为60 m，并推荐采用垂直端帮走向推进的方案。结果表明：东端帮边坡角可从34°提高到41°，回收端帮残煤19.31 万t。易滑区边坡实行条分式靠帮开采，可以保证边坡稳定，同时回收残煤，降低剥采比。

内排条件下露天矿剥离半连续工艺应用范围研究

王海君, 李克民, 陈树召

2013, 30(5): 761-765.

摘要 ( 1551 )

PDF (216KB) ( 1944 )

相关文章 | 计量指标

在分析露天矿剥离物内排运距基础上，建立了开采工艺优选模型，为剥离半连续工艺应用范围优化提供支撑。研究根据近水平露天矿开采特点，给出了间断工艺和半连续工艺的剥离物内排运距计算方法。在综合考虑投资和运营成本影响的基础上，以计算期内总费用最小为目标建立了露天开采工艺优选模型，给出了投资、运营成本和附加费用的计算方法和应用剥离半连续工艺的边界条件。实例研究表明，随着开采深度增加和采场尺寸加大，上部剥离台阶应用半连续工艺是合理的，H 矿剥离半连续工艺的最下服务范围为+140 m 水平。燃料动力费的敏感性分析同时表明，国内柴油价格的快速上涨将促进剥离半连续工艺在我国大型露天煤矿的推广应用。

低渗透性煤层群卸压开采地面钻井抽采瓦斯技术

涂敏

2013, 30(5): 766-772.

摘要 ( 1660 )

PDF (625KB) ( 1870 )

相关文章 | 计量指标

基于淮南矿区高瓦斯低渗透性煤层群赋存条件，通过试验模型分析了卸压开采后的覆岩移动破坏、卸压煤层移动变形、采动裂隙垂向分带和卸压煤层应力分带特征，得出了首采层采空侧顶板至上覆卸压煤层顶板中存在环形裂隙区、竖向裂隙区、远程卸压煤层裂隙区，根据采动裂隙区发育特征，提出了卸压瓦斯抽采地面钻井的部署方法。在顾桥矿1117(1)工作面切眼外侧、风巷内侧和工作面前方分别布置有 “ ” 、“│”型和“L”型地面钻井，实现了长时间、大范围、较高的卸压瓦斯抽采率。总结了地面钻井位置、钻井型式、钻井稳定性与卸压瓦斯抽采效果之间的关系。

煤层释放瓦斯膨胀能研究

于宝海, 王德明

2013, 30(5): 773-777.

摘要 ( 1760 )

PDF (323KB) ( 1901 )

相关文章 | 计量指标

针对煤与瓦斯突出危险性预测问题，对煤层释放瓦斯膨胀能进行了深入研究。根据瓦斯膨胀能基本计算方法，以煤层瓦斯流动压力场分布规律为基础，分别建立了煤壁释放瓦斯膨胀能和钻孔释放瓦斯膨胀能理论方程式；并应用MATLAB 数值模拟软件，进一步对钻孔释放瓦斯膨胀能进行了分析计算。结果表明：钻孔释放瓦斯膨胀能在释放时间前3 s 内下降急聚，且该能量大小受煤层瓦斯压力影响最大，受透气性系数影响次之，受瓦斯含量系数影响最小。钻孔释放瓦斯膨胀能真实反映了实际煤层瞬间释放瓦斯的能力，矿井在煤层瓦斯压力测定时，通过实测钻孔释放瓦斯膨胀能，可以准确预测煤层突出危险性。

水力冲孔钻孔周围煤层透气性变化规律

王凯, 李波, 魏建平, 李鹏

2013, 30(5): 778-784.

摘要 ( 1767 )

PDF (433KB) ( 1897 )

相关文章 | 计量指标

为了研究水力冲孔钻孔周围煤层透气性变化及分布规律，基于煤层实际赋存条件，采用压力法和含量法对水力冲孔卸压范围进行了现场试验考察。采用RFPA2D－Flow 软件模拟分析了水力冲孔钻孔周围煤体应力及透气性变化规律。结果表明：受水力冲孔的影响，孔洞周围形成了半径为5.0~6.0 m 的卸压范围，卸压范围内应力在0.038~6.545 MPa 之间，在距被考察孔6.8 m 处，出现应力集中现象，最大主应力为15.85 MPa，与现场考察结果基本一致。孔洞周围煤层透气性的分布规律与主应力变化趋势相一致。距卸压区域距离不同，煤体最大主应力不同，越靠近孔洞的区域，应力和瓦斯压力下降幅度越大，煤层透气性系数也就越大。

高压水射流掏槽防突技术参数数值模拟与试验研究

张嘉勇, 郭立稳, 罗新荣

2013, 30(5): 785-790.

摘要 ( 1612 )

PDF (302KB) ( 2040 )

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运用ANSYS 有限元分析软件，综合分析不同巷道模型掏槽后的围岩应力和煤体位移变化情况，确定了高压水射流掏槽位置应距离巷道底板2/7 处左右，掏槽孔径的大小为巷道底板长度的4/15 左右，这样巷道围岩裂隙发育充分，且保持了围岩的完整性，有利于加快工作面的掘进速度。通过现场测试，验证了高压水射流掏槽前后煤层残存瓦斯含量显著降低，围岩电磁辐射强度波动较大，钻孔孔壁发生变形，表明掏槽后槽孔周边煤体裂隙发育，扩大了槽孔周边煤层瓦斯的释放范围，降低了突出煤层瓦斯压力梯度，消除了突出的危险性。

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