采矿与安全工程学报

韩立军, 孟庆彬, 魏忠民, 孙昌兴, 石高鹏

2013, 30(6): 791-798.

摘要 ( 1566 )

PDF (335KB) ( 2171 )

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针对煤巷锚网支护系统安全性较难评价的问题，提出了“监测数据—围岩参数反分析—警戒值确定—预测分析—系统评价”的成套评价理论与方法，即采用模糊聚类方法对锚网支护煤巷围岩进行分类，在此基础上采用反分析方法获得了巷道围岩岩体力学参数，通过数值分析方法并结合理论计算获得了巷道顶板离层、收敛变形、锚杆(索)承载的数值解及解析解，确定了安全警戒值；基于监测数据运用非线性拟合技术对锚网支护巷道围岩与支护结构变形及稳定参数进行了预测与分析评价；在VB编程平台上，将煤巷围岩分类、警戒值确定、监测数据预测和安全评价集于统一的系统中，构建了煤巷锚网支护安全评价系统，实现了实时掌握巷道围岩和支护结构的稳定状态，提高了煤巷锚网支护的信息化施工与管理水平。

条带煤柱长期承载能力实测研究

王春秋, 高立群, 陈绍杰, 王海龙, 刘江波

2013, 30(6): 799-804.

摘要 ( 1471 )

PDF (400KB) ( 2067 )

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为研究条带煤柱的长期承载能力，对岱庄煤矿某条带煤柱进行长期观测。建立符合岱庄煤矿条带开采工程实际的条带煤柱稳定状态结构模型，确定煤柱受力与压力计读数的关系，采用钻孔压力计和自动监测系统对某条带煤柱进行长期观测。监测表明：煤柱边缘侧最易破坏，距煤柱边缘1，2，3 m部位的实际最大承载能力分别为6.31，6.96，9.76 MPa，距边缘5 m处煤体实际承载能力大于11.90 MPa；观测末期煤柱最大承载部位距离煤柱边缘6~8 m，70 m煤柱中部宽约54 m的范围内承载力稍小。监测周期内整个煤柱承载呈现出典型的马鞍形，煤柱是稳定的。

钢管混凝土可缩拱架承载性能试验研究

魏建军, 蒋斌松

2013, 30(6): 805-811.

摘要 ( 1674 )

PDF (396KB) ( 1982 )

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通过钢管混凝土单圆管拱架模型的面内加载试验，基于试验结果对拱架模型的变形、应变、承载特性及可缩节点增阻规律进行了研究。试验结果表明：由于钢管和混凝土协同工作，钢管混凝土支架具有较好的弹塑性和承载能力；支架初始缺陷或局部弱化往往是造成支架失稳破坏的重要原因；可缩节点增阻曲线可以分为3阶段，支架滑移后承载力出现波动，应根据现场监测适时对可缩节点进行紧固增阻。最后采用ABAQUS有限元软件对拱架模型的承载和变形特性进行了模拟分析，计算结果与试验值比较接近。

影响软岩巷道变形因素的正交数值模拟试验研究

付玉凯, 鞠文君

2013, 30(6): 812-816.

摘要 ( 1468 )

PDF (183KB) ( 1927 )

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采用正交数值模拟试验方法研究了不同参数对巷道两帮移近量和顶底板移近量的影响。选取6个因素(巷道宽度、巷道高度、埋深、侧压系数、围岩强度和支护强度)、3个水平的正交试验方案，进行FLAC 数值模拟试验，运用方差分析法对模拟结果进行分析，并在井下进行工业性试验，结果表明：6个因素对巷道两帮移近量和顶底板移近量都有一定的影响，但影响程度不同。影响两帮移近量因素的程度大小的次序为：围岩强度>支护强度>埋深>侧压系数>巷道高度>巷道宽度；影响顶底板移近量因素的程度大小的次序为：围岩强度>支护强度>埋深>侧压系数>巷道宽度>巷道高度。井下试验结果与数值模拟结果基本相符，说明正交数值模拟方法对指导现场支护有一定的可靠性。

巷道支护钢管混凝土支架力学性能测试与分析

李学彬, 高延法, 杨仁树, 曲广龙, 何晓升, 薛华俊

2013, 30(6): 817-821.

摘要 ( 1567 )

PDF (442KB) ( 1975 )

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钢管混凝土支架作为一种新型支架形式，逐渐应用于地下工程支护中。通过理论分析、实验室试验和数值模拟分析支架在巷道支护中的力学性能。通过钢管混凝土轴压短柱极限承载力公式计算出短柱的极限承载能力为1 115.5 kN，大于空钢管和素混凝土短柱的极限承载力之和；在支架加载试验中，加载约束条件使支架受到长杆失稳的影响，同时支架各部分强度有差异，导致试验支架的极限荷载为短柱的1.35倍；在圆形支架支护巷道的数值模拟中，巷道围岩对支架四周加压，支架屈服荷载和极限荷载均超过短柱荷载值的2倍，同时支架发生塑性大变形，变形率接近9%。在巷道支护中钢管混凝土支架具有很高的承载能力，而且本身具备大变形让压的力学特性，适合在软岩巷道或者深井巷道支护中使用。

煤柱失稳破坏的变形场及能量演化试验研究

宋义敏, 杨小彬

2013, 30(6): 822-827.

摘要 ( 1790 )

PDF (447KB) ( 1993 )

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利用煤试件单轴压缩加载试验，进行了煤柱失稳破坏的变形场及能量演化特征研究。结合数字散斑相关方法对煤柱试样变形破坏全过程的监测结果，分析了煤柱变形局部化产生、演化及煤柱失稳的各个阶段特征，进而分析计算得到煤柱失稳过程的能量演化。研究结果认为：从变形场角度可将煤柱失稳机理分为煤柱内部裂隙失稳扩展和煤柱内部弱面失稳滑动2种类型。煤柱在受载过程中的能量释放和能量积聚规律与其最终的失稳模式相关，相对而言，煤柱内部弱面失稳滑动破坏的能量释放率较小，煤柱内部裂纹失稳扩展破坏的能量释放率较大。

矩形巷道围岩松动范围实测及控制技术研究

于远祥, 谷拴成

2013, 30(6): 828-835.

摘要 ( 1451 )

PDF (369KB) ( 2062 )

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针对已有围岩松动圈理论和数值模拟技术在研究矩形断面巷道围岩松动区范围的不足，运用深基点多点位移和钻孔窥视相结合的方法，对澄合矿区王村、王斜、二矿及董家河4个矿井主要采区巷道围岩松动范围进行了现场实测，得到了不同岩性条件下围岩松动范围与巷道埋深、断面尺寸、围岩强度及考虑各影响因素的不同预测公式。结果表明：当矩形巷道断面尺寸一定时，顶板平均松动厚度与巷道埋深成正增长关系，与顶板围岩抗压强度成反增长关系；当矩形巷道埋深一定时，顶板平均松动厚度与巷道的跨高比成正增长关系，与顶板岩石的拉压强度比成反增长关系；当两帮岩性一定时，矩形巷道两帮平均松动范围与巷道埋深成正增长关系，而与巷道跨度成线性正比例增长关系。将所得围岩松动范围预测公式运用于王村矿井13503工作面运输平巷的现场支护试验，取得了良好的围岩控制效果。

大断面软煤层大巷围岩控制优化设计

刘锦荣, 康庆涛

2013, 30(6): 836-840.

摘要 ( 1558 )

PDF (330KB) ( 1832 )

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受煤体强度低、水平地应力大、顶板赋存富含水层及泥岩底板稳定性差等多因素影响，麻家梁煤矿大断面软弱煤层大巷遇到顶板下沉、底鼓严重的难题，严重影响矿井的安全生产。以回风大巷为主要研究对象，采用现场实测、理论分析、数值模拟等方法，对巷道的围岩变形破坏规律、合理断面形式、底鼓控制方法及合理支护参数进行研究。经研究确定回风大巷顶板采用微弧拱形，增加顶板排水管，底板采用反底拱的结构形式，全断面采用锚网索联合支护。现场应用表明，经优化设计后的回风大巷能有效控制围岩变形，满足矿井大巷保持长期稳定的要求。研究结果对大断面软弱煤层大巷的支护设计具有借鉴意义。

岩-煤-岩组合体破坏特征及冲击倾向性试验研究

牟宗龙, 王浩, 彭蓬, 刘振江, 杨晓晨

2013, 30(6): 841-847.

摘要 ( 1537 )

PDF (311KB) ( 2047 )

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为合理评价开采区域的冲击矿压危险程度，分析了岩-煤-岩组合体受载过程中各部分的位移、加速度、刚度及能量等物理参量的演化规律，提出了以煤体峰值后刚度和岩石卸载刚度为基本参量的组合体稳定破坏和失稳破坏的判别条件。结果表明，岩-煤-岩组合体的破坏状态由其中的煤体峰后刚度及顶底板岩石刚度k1，k2对比关系决定，峰值后卸载至煤体曲线刚度变化率满足的点S后，系统不再维持平衡状态，由稳定破坏转为失稳破坏。提出了采用岩-煤-岩组合体破坏过程中顶底板释放和煤体消耗的能量之比参数作为煤岩组合条件下的冲击倾向性评价指标，并对2个矿区7个地点实际样品进行了冲击倾向性测试结果对比分析，其中有2个取样地点的顶底板会影响煤体冲击倾向性评价结果，试验结果表明，采用岩-煤-岩组合体模型比单纯煤样测试结果能更好地反映现场围岩实际条件对冲击危险的影响程度。

巷道底板冲击控制原理与解危技术研究

曹安业, 朱亮亮, 杜中雨, 刘建刚, 王浩, 王毅

2013, 30(6): 848-855.

摘要 ( 1432 )

PDF (740KB) ( 1797 )

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巷道底板冲击是煤矿冲击矿压多种表现形式的一种，其显现强度与破坏程度愈发严重。论文理论分析了巷道底板的冲击诱发机理，并提出底板卸压防冲原理，即通过改变巷道底板的抗弯强度以降低巷道底板冲击诱发条件。同时采用FLAC3D数值模拟，分别对底煤巷道和硬底巷道采取的卸压槽、大直径钻孔等不同措施的解危效果进行比较分析，得出底煤巷道采取卸压槽和大直径卸压钻孔相结合的复合式卸压措施防冲效果较为理想，研究成查对于硬底巷道在巷道底板实施大直径钻孔和卸压爆破的组合式解危措施效果较理想。可为巷道底板冲击防治提供一定理论依据。

煤层硬夹矸对大采高工作面煤壁稳定性影响机理研究

杨敬轩, 刘长友, 吴锋锋, 杨宇

2013, 30(6): 856-862.

摘要 ( 1461 )

PDF (358KB) ( 2002 )

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为分析煤层硬夹矸对大采高工作面煤壁稳定性的影响，采用室内试验、理论分析及现场实测相结合的方法，提出了煤壁片帮模型与稳定条件，研究了夹矸煤层工作面煤壁片帮机理。研究表明：夹矸或叠加煤样较纯煤试块抗压强度有所提高；纯煤或叠加煤样轴向变形量较夹矸煤样轴向变形有所增大；煤层硬夹矸能有效提高煤壁整体稳定性；煤体高度对煤壁稳定性影响较大，在相同外力条件下，煤体高度越大，煤壁越易失稳；同时考虑到工作面煤体与室内试验煤样损伤、连续度差异，给出了工作面煤体稳定条件。以东曲煤矿夹矸煤层大采高工作面生产实际为工程背景，实测分析表明，东曲煤矿夹矸煤层28202工作面煤壁片帮较为稳定，工作面片帮主要发生在8#煤层上部位置，片帮程度低，对工作面生产影响较小。

跑马坪铅锌矿采空区稳定性分析及控制方法

周宗红, 侯克鹏, 任凤玉

2013, 30(6): 863-867.

摘要 ( 1695 )

PDF (371KB) ( 1935 )

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为了研究复杂空区顶板岩层稳定性，确定合理的控制方法，以跑马坪铅锌矿为工程背景，进行理论分析、现场调查和室内力学试验。基于平衡拱理论，对采空区顶板临界冒落面积进行计算分析。在此基础上，采用三维有限元数值模拟方法，分析空区顶板岩层变形破坏机制，提出相应的控制方法。研究结果表明：采空区临界冒落的等价圆面积为6 191 m2，现有空区暴露面积已接近临界破坏值，必须有效控制其顶板暴露面积；空区暴露面积和跨度是影响空区顶板稳定性的主要因素，随着两者的扩大，顶板出现拉应力，导致失稳破坏；强制崩落空区周边围岩和顶板，会明显降低空区稳定性，诱发顶板岩层失稳。废石回填空区能有效控制岩层变形，有助于改善岩体应力状态和顶板稳定性。

充填开采控制地表裂缝保护四合木的机理分析

丁玉龙, 周跃进, 徐平, 彭刚, 曹正正

2013, 30(6): 868-873.

摘要 ( 1723 )

PDF (372KB) ( 1819 )

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四合木作为荒漠群落的建群种，对当地生态系统稳定及生态环境保护具有不可替代的作用。通过对四合木根系发育特征的分析表明，煤炭资源垮落法开采诱发的地表变形和裂缝极易使四合木须根断裂，同时根系范围内土壤保水性能发生改变，影响四合木的生长发育。基于开采沉陷学相关原理，推导了地表拉伸应变的计算公式，分析了地表裂缝发育特征，得出开采厚度与地表拉应变的对应关系。基于充填开采等价采高理论，建立了固体废弃物充填开采时的等价开采厚度与地表裂缝发育及四合木须根断裂的对应关系，即在一定充填率下开采诱发的地表拉伸应变小于四合木须根的平均极限拉应变时，四合木的根系生长将不受影响。因此，采空区充填是保护四合木生长的有效开采方法。

高陡边坡下充填法开采挂帮矿稳定性数值模拟与安全监测

吴姗, 宋卫东, 杜建华, 张兴才, 周家祥

2013, 30(6): 874-879.

摘要 ( 1516 )

PDF (1181KB) ( 2059 )

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充填法开采挂帮矿不但可以充分回采矿石，而且可以有效地防止边坡下滑和控制采场围岩变形。以武钢大冶铁矿尖山挂帮矿体采用充填法开采为工程背景，运用CMS三维空区探测系统对原有空区进行探测，通过CMS及3D mine-FLAC3D耦合的方法对开采充填过程中采场围岩及露天边坡的应力、位移和塑性变形进行了数值模拟计算分析，提高了数值模拟的可靠程度。计算结果表明，采空区的充填可有效地控制围岩及露天边坡的变形，实现安全开采。在挂帮矿体开采过程中，建立应力、断面收敛及全站仪联合监测网，对采场围岩、矿柱及边坡的位移、应力变化进行实时监测，监测结果与数值模拟计算结果基本一致。

新阳矿充填料浆管道输送特性的试验研究

董慧珍, 冯国瑞, 郭育霞, 戚庭野, 康立勋, 郭晓彦, 韩玉林

2013, 30(6): 880-885.

摘要 ( 1546 )

PDF (275KB) ( 1869 )

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充填开采是解决煤矿开采沉陷及地表破坏的有效方法。此项技术是利用粉煤灰和煤矸石配制充填材料再通过管道泵送充填到采空区，不仅解决了充填物源的问题，同时也实现了粉煤灰、煤矸石等固废的源头治理，具有重要的研究价值。管道输送是其中一个重要的环节，管道阻力特性作为浆体管道工程设计的核心内容之一具有重要的研究意义。管道阻力特性与压力损失和流量密切相关，它们也是设计输送系统的重要参数，直接关系到动力设备的选型和运行的能耗。针对料浆在管道输送过程中流动规律尚不明确的现状，本文进行了管道输送试验，重点对体积分数为80%，81%的典型充填料浆的管道输送特性进行了研究。试验表明，管道泵送过程中，压力损失随时间呈周期性变化，其周期随泵送频率的增大而缩短；压力损失随体积分数和频率的增加而增大；压力损失与浆体的流速呈直线增长的线性关系，流速越大，压力损失越大；流量与流速也呈线性关系，流量随流速的增大而增大。

基于弹性薄板模型的开放式充填顶板稳定性研究

顾伟, 张立亚, 谭志祥, 邓喀中

2013, 30(6): 886-891.

摘要 ( 1542 )

PDF (318KB) ( 1993 )

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采用超高水材料开放式充填技术的关键是保持顶板的完整性，将充填工作面分别简化为四边固支板、三边固支一边简支板、两边固支两边简支板、一边固支三边简支板和四边简支板5种边界支撑的弹性板，并基于虚功原理推导了弹性地基板以及四边受水平压力作用时弹性板挠度和弯矩的表达式，分析研究了板最大弯矩与推进距离的关系，为超高水材料开放式充填开采工作面开采宽度及工作面的布设方式设计提供依据。根据现场实测数据分析，对理论模型进行了验证。

陷落柱的变质量渗流特性及其突水危险性数值模拟

张凯, 姚邦华, 吴松刚, 张宏图

2013, 30(6): 892-896.

摘要 ( 1681 )

PDF (326KB) ( 2028 )

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基于多孔介质渗流理论，推导了流固耦合作用下陷落柱充填物颗粒的质量守恒方程、动量守恒方程以及陷落柱孔隙率演化方程，建立了陷落柱的变质量渗流力学模型和相应的数值计算模型。假定陷落柱内岩体孔隙率服从Weibull分布，利用多物理场耦合软件COMSOL Multiphysics 对所建的数值计算模型进行了求解，得到了不同时刻陷落柱内孔隙率和渗流速度的分布图，以及渗流量随时间变化曲线。研究结果表明：1) 初始阶段陷落柱内部渗流通道随机分布，在水流对不同孔隙度的岩体侵蚀作用下，最后演变成数条主要的渗流通道；2) 陷落柱的整体渗流速度在初始时刻增加较慢，随着孔隙度的增大和贯通，渗流速度会加速增大。

煤系泥岩层钻进反馈信号特征的试验研究

刘洪涛, 赵志强, 王志刚, 赵希栋, 王广辉

2013, 30(6): 897-902.

摘要 ( 1333 )

PDF (278KB) ( 1801 )

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以煤系顶板泥岩层为研究对象，对不同抗压强度的泥岩层钻孔施工过程中不同推力水平下的钻进反馈信号进行现场试验研究，结果表明：1) 试验条件下泥岩钻进全过程推力-钻速特征曲线分区明显，可划分为研磨区、钻削区、阻塞区，推力达一定值时由研磨区跃迁至钻削区，过渡区不明显；2) 钻削区内钻速随推力增大呈近似线性增加，功耗最小，为钻机工作的最优区域；3) 阻塞区内并非钻速增长率减小而是钻速负增长，钻速随推力的增加而减小，达某一推力水平时钻速骤降为零；4) 相同推力水平下，钻进速度与泥岩强度呈负指数关系，泥岩强度增加时，推力-钻速特征曲线表现为钻削区、阻塞区右移，推力区间增加，曲线峰值降低，峰值位置右移且趋于平缓。

考虑峰后应变软化与扩容的圆形巷道围岩弹塑性D-P准则解

张小波, 赵光明, 孟祥瑞

2013, 30(6): 903-910.

摘要 ( 1530 )

PDF (313KB) ( 1971 )

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将圆形巷道围岩划分为塑性残余区、塑性软化区和弹性区，引入强度参数软化模量和扩容系数及剪胀角，考虑岩石峰后应变软化和扩容特性。基于Drucker-Prager准则和非关联流动法则，建立剪胀角与软化区扩容系数的关系，用洛德参数描述中间主应力大小，计算出弹塑性区应力、位移和塑性区半径的解析表达式。通过算例分析了不同影响因素对巷道围岩塑性区半径和位移的影响。分析结果表明：中间主应力对围岩的塑性区和位移大小具有重要影响且表现出区间性；内聚力和内摩擦角的残余值越大，塑性区半径和位移越小；剪胀角的选取对于分析扩容具有很大影响；降低软化模量和提高支护阻力能不同程度地控制围岩的变形；软化主要影响塑性残余区半径而扩容主要影响围岩的位移。分析结果可以为巷道围岩稳定性评价和支护定量设计提供理论依据。

基于无量纲多源信息融合的底板突水危险性评价方法研究

朱宗奎, 徐智敏, 孙亚军, 黄鑫磊

2013, 30(6): 911-916.

摘要 ( 1781 )

PDF (251KB) ( 1766 )

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矿井底板突水危险性的有效评价是矿井水害防治和实现安全开采的基本前提与重要基础。开展了以无量纲多源信息融合为基础的底板突水危险性评价方法研究，并以新安煤矿为例，在系统分析该矿底板突水致灾机理的基础上，从构造条件和水文地质条件2个方面确定了断层分布带、断层交点和端点分布带、断层突水指数、奥灰含水层水压、奥灰含水层富水性、有效隔水层等效厚度6个要素为该矿二1煤层底板突水的关键影响因素，并对其进行无量纲处理。通过定性排列定量转化的方法确定了各因素的权重，基于GIS的多源信息融合技术，构建了新安煤矿二1煤底板突水危险性评价的无量纲多源信息融合模型，并应用到该煤矿底板突水评价及预测中，结果真实可靠。

基于瓦斯流场的抽采半径确定方法

季淮君, 李增华, 杨永良, 刘震, 杨继超

2013, 30(6): 917-921.

摘要 ( 1539 )

PDF (302KB) ( 1909 )

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为了准确确定煤层瓦斯抽采半径并以此为基础合理测算同一矿区不同区域瓦斯抽采参数，采用瓦斯流动相关理论建立了抽采钻孔周围煤体瓦斯压力分布数学模型，并设计出基于VB.NET的钻孔抽采半径解算程序，数值模拟研究了抽采过程中钻孔周围煤体瓦斯压力分布规律及影响因素。结果表明，抽采时间、渗透率和负压是影响瓦斯压力分布规律的主要因素。采用圆周布孔压降法实测芦岭矿8煤抽采300 d瓦斯有效半径为4.23 m，而模型解算的结果为4.43 m，两者误差较小，在工程的允许范围内。利用比例系数法可合理测算矿井其余区域抽采半径，为煤层瓦斯抽采钻孔设计提供依据，提高瓦斯抽采效率，保证矿井安全生产。

煤与瓦斯突出多指标综合辨识与实时预警研究

关维娟, 张国枢, 赵志根, 陈清华, 陈明强, 许光泉

2013, 30(6): 922-929.

摘要 ( 1776 )

PDF (572KB) ( 1873 )

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为实现煤与瓦斯突出的准确辨识和及时预警，构建了新的预警指标体系，并建立了实时预警系统。预警指标体系包括实时指标、动态指标、预测和基础指标，其中，实时指标主要有波动率、频率、体积分数瞬时增幅和均线，反映瓦斯涌出异常的本质和现象；动态指标有打钻异常、地应力显现、集中应力、地质构造等，主要反映瓦斯压力和地应力异常；预测指标和煤层基础信息主要反映煤层和瓦斯地质异常。然后，基于C/S架构，设计了煤与瓦斯突出实时预警系统，可实现数据分布处理、预警信息多渠道表达和分级发布。最后采用某矿瓦斯突出历史数据，进行了煤与瓦斯突出早期辨识与实时预警模拟，结果表明：根据设定的指标体系和判别标准，可提前近3 h进入响应预警级别，基本可实现突出早期预警与及时响应，并为事故的处理和科学决策提供支持。

现代构造应力场下断层走向对瓦斯突出的影响

贾天让, 王蔚, 张子敏, 谭志宏, 张拥军

2013, 30(6): 930-934.

摘要 ( 1671 )

PDF (345KB) ( 2004 )

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随着开采深度的不断延伸，地应力在煤与瓦斯突出中的作用越来越显著。运用理论分析、数值模拟和现场调研的方法，探讨了现代构造应力场作用下断层走向对瓦斯突出的影响。结果表明，构造演化和断层走向与现代构造应力场最大主应力方向的关系控制着煤与瓦斯突出危险性。断层走向与最大主应力平行时，利于应力释放，煤层透气性较好，突出危险性小，但断层歼灭端特别是断层下歼灭端出现应力集中，瓦斯保存条件相对较好，需预防瓦斯事故；随着断层走向与主应力方向夹角的增大，挤压剪切应力集中范围随之增大，突出危险范围也随之增大；断层走向与最大主应力垂直时，挤压剪切应力大范围集中，煤层渗透性低，有利于形成大的瓦斯富集区，突出危险性最大。

本煤层近水平瓦斯抽采钻孔 “强弱强”带压封孔技术研究

张超, 林柏泉, 周延, 翟成, 吴海进, 郝志勇

2013, 30(6): 935-939.

摘要 ( 1499 )

PDF (343KB) ( 1953 )

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为改进单一高瓦斯低透气性煤层近水平瓦斯抽采钻孔密封技术，开发了“强弱强”带压封孔技术，并在常村矿N1-3工作面进行了实际应用。实践结果表明：“强弱强”带压封孔技术效果显著，比同等条件下的普通封孔方法密封效果成倍提高，钻孔瓦斯抽采体积分数由之前的26%~33%增加到现在的61%~64%，单孔470 m3瓦斯累积抽采时间由之前的10 d缩短为现在的3 d。该技术实施后，常村矿N1-3机巷瓦斯抽采钻孔体积分数和累积抽放量显著提高，为高瓦斯钻孔密封提供了一种新的方法，具有显著的经济和社会效益。

石门揭煤区域防突岩巷卸压消突作用

刘震, 李增华, 杨永良, 季淮君, 唐一博

2013, 30(6): 940-945.

摘要 ( 1294 )

PDF (602KB) ( 2337 )

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为了解决缓倾斜特厚突出煤层石门揭煤问题，提出了通过顶板岩巷卸压进行石门揭煤的新思路。理论分析了石门揭煤的突出机理，指出含高压瓦斯构造煤在高地应力作用下储存的能量是石门揭煤突出的主要动力。模拟了厚煤层顶板岩巷围岩应力分布对揭煤工作面煤体应力变化的影响。结果表明：顶板岩巷主要起到降低原始应力、转承采动应力的作用，削弱揭煤过程中深部煤岩体受采动造成的应力集中影响，减小影响范围。顶板岩巷可转移承载石门揭煤工作面采动集中应力的15%，工作面前方卸压宽度增加2~3 m，卸压锋面前移，配以顶板岩巷穿层瓦斯抽采钻孔可降低地应力及瓦斯压力，降低煤体弹性能量。顶板岩巷距煤层越近，煤层卸压效果越好。

基于LMD-SVM的采煤工作面瓦斯涌出量预测

樊保龙, 白春华, 李建平

2013, 30(6): 946-952.

摘要 ( 1402 )

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提出利用LMD(Local Mean Decomposition)方法获取生产函数分量(PF分量)进行SVM (Support Vector Machine)建模，用此方法对采煤工作面瓦斯涌出量进行预测。通过LMD对瓦斯涌出量的历史数据进行分解得到其PF分量，然后，对应于每个PF分量各利用SVM函数拟合方法进行外推预测，再把不同PF分量的预测结果进行叠加重构合成，进而获得瓦斯涌出量预测的理论结果值。通过对某煤矿监测历史数据进行实例分析，可见此方法预测效果比常规SVM方法预测精度高，LMD的引入可大幅度提高瓦斯涌出量的预测精度，表明此方法建立的采煤工作面瓦斯涌出量预测模型具有较好的合理性和可靠性。PF分量的获取和SVM方法小样本预测的结合，能够充分发掘数据本身所蕴含的物理机制和物理规律，这也十分符合利用数据自身驱动来获取其影响因素相互间的物理机制，从而为瓦斯涌出量预测精度的提高奠定较好基础。

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