采矿与安全工程学报

刘泉声, 卢超波, 刘滨, 刘学伟

2014, 31(3): 333-339.

摘要 ( 1698 )

PDF (448KB) ( 2305 )

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针对深部软岩巷道采用普通注浆工艺的不足，采用三步注浆工艺进行围岩加固，能取得更好的效果。对三步注浆浆液扩散机理进行探讨，并将三步注浆工艺应用于现场注浆工程。“一步”低压注浆充填壁后散体状碎石充填层，堵塞浅部围岩泄压通道；“二步”注浆主要针对围岩中的裂隙网络进行注浆，通过浆液固化充填、胶结作用提高围岩的自承载能力；“三步”注浆为预留注浆，对成型巷道变形较大处进行补强加固。虽然三步注浆工艺增加了注浆工序，但浆液扩散范围得到保证。注浆后检查影像表明：采用此注浆工艺的围岩注浆扩散深度普遍大于3 m，达到了预期注浆加固的有效范围。而注浆前后巷道的变形监测数据表明：三步注浆工艺大大改善了注浆加固围岩的效果，有效提高了岩体的自承载能力，围岩的整体稳定性得到有效控制。

软岩巷道非对称变形破坏特征及稳定性控制

于洋, 柏建彪, 王襄禹, 神文龙, 廉常军

2014, 31(3): 340-346.

摘要 ( 1514 )

PDF (805KB) ( 1828 )

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针对梅河煤矿软岩巷道开挖支护后出现非对称变形破坏、维护困难的问题，综合采用现场地质调研、微观物化实验、理论分析、数值计算的方法，分析了巷道非对称变形破坏的影响因素，发现了巷道变形破坏过程具有明显的阶段性，揭示了无支护条件下巷道围岩应力及塑性区分布规律和原对称支护条件下巷道非对称变形破坏特征。在此基础上，提出了“薄弱结构”的概念及“巷道整体稳定，薄弱结构加强支护”的非对称控制技术，并在现场进行了工业性试验。实践表明：非对称控制技术实现了支护结构与巷道围岩协调变形，显著控制了巷道围岩变形，有效避免了巷道围岩变形进入长时流变状态，保证了巷道的整体稳定。

巷旁深切缝对顶部岩层应力控制作用研究

刘正和, 杨录胜, 宋选民, 赵阳升, 冯增朝, 杨栋

2014, 31(3): 347-353.

摘要 ( 1702 )

PDF (430KB) ( 2031 )

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当煤层顶板中存在1层或者数层坚硬岩层时，随着工作面采高的增加，侧向岩层应力集中范围增大，导致护巷煤柱宽度增大。为了减小护巷煤柱宽度，提出顶板切缝减小护巷煤柱宽度的技术原理。采用相似模拟和数值模拟实验，对巷旁顶板不同切缝深度的岩层应力传递控制作用进行了系统的研究，揭示了切缝深度对岩层破裂和顶板下沉的影响。结果表明：随着切缝深度的增加，煤柱上方岩层应力逐渐减小，层位越高，应力越小；工作面侧向采空区顶板下沉量增大，采空区岩层应力逐渐增加，层位越高，应力越大；煤柱上方10，20 m岩层应力峰值、峰值点距切缝边缘距离与切缝深度呈非线性反比关系；采空区上方10，20 m岩层应力与切缝深度呈指数关系，说明深度切缝可以有效控制岩层应力分布、应力峰值及峰值点距切缝边缘的距离。

巷道围岩支护的极限自稳平衡拱理论

黄庆享, 刘玉卫

2014, 31(3): 354-358.

摘要 ( 2069 )

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根据巷道围岩垮落过程的自稳平衡现象，提出了巷道围岩极限自稳平衡拱概念，按照顶板围岩冒落区的拉破坏原则和无拉应力条件，给出了极限自稳平衡拱的椭圆曲线方程。考虑巷道两帮破坏区对顶板稳定性的影响，提出了巷道围岩的极限自稳平衡拱理论，揭示了巷道围岩的控制对象为自稳平衡拱内的岩体。基于巷道“底板-两帮-顶板”相互影响，巷道支护应当按照极限自稳平衡圈进行设计。结合大量的实践总结，提出了巷道支护要重视两帮和底板的原则，为软岩巷道支护理论与实践提供了新的借鉴。

基于三维应变动态监测的大采高综采面区段煤柱留设综合试验研究

郑仰发, 鞠文君, 康红普, 汪占领, 姜鹏飞

2014, 31(3): 359-365.

摘要 ( 1737 )

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基于理想弹塑性力学理论计算、FLAC3D数值模拟分析与多处矿区工程实践，得到宁东试验矿井现采区段留设的40 m煤柱宽度明显偏大。采用现场综合试验，监测受工作面采动影响前后，16组空心包体三维应变的实时增量、不同煤柱宽度(10 m，20 m)试验巷道的围岩应力与变形动态变化。试验结果表明：40 m宽度煤柱内存在明显的低应力增量弹性核区，该区域是巷道布置的有利位置；试验采面侧向支承压力的超前影响范围约45 m，随着采面推进，本区段40 m煤柱内采动应力峰值逐步由侧壁向其深处传递，第一主应力增量逐渐衰减；10 m煤柱宽度试验巷道的平均变形小于20 m煤柱巷道。综合以上理论计算与井下试验监测结果，确定出试验工作面特定区段煤柱设计的合理宽度范围(8.9~12.5 m)，从而为类似地质采矿条件下区段煤柱宽度设计提供经验指导。

顶板可接长锚杆耦合支护系统性能研究

刘洪涛, 王飞, 蒋力帅, 赵希栋, 王广辉

2014, 31(3): 366-372.

摘要 ( 1339 )

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针对大变形巷道顶板支护系统中锚杆与锚索受力和变形不协调的问题，研发了一种新型可接长锚杆。在对普通锚杆、锚索及新型可接长锚杆拉伸试验和力学分析的基础上，结合大变形巷道顶板围岩的变形破坏特征，提出了大变形巷道顶板可接长锚杆耦合支护系统，建立并分析了可接长锚杆耦合支护系统与锚索耦合支护系统的本构模型。研究表明：当巷道顶板变形量超过锚索最大延伸量时，锚索耦合支护系统中锚索由于延伸率低，过早于普通锚杆达到延伸极限而破断，而可接长锚杆能与普通锚杆在受力和变形2方面协调同步地支护顶板围岩；可接长锚杆能够提高顶板围岩的自承性能，并在保证较强支护力的同时提供更大的让压距离。可接长锚杆耦合支护系统成功应用于赵固一矿11031巷道试验段中，顶板变形量比原支护方案减少了20%左右，顶板围岩从开挖到稳定的时间缩短了33%，且顶板变形稳定后顶板下沉速率较原支护方案明显降低。

第三系软岩巷道变形破坏特性及耦合控制对策研究

杨军, 于世波, 陶志刚, 孙晓明, 王冬

2014, 31(3): 373-378.

摘要 ( 1521 )

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本文分析了我国第三系软岩巷道变形破坏特性，对锚网索-双层桁架支护技术在柳海矿的成功实践进行了深入研究。现场调查结果显示，柳海矿第三系软岩巷道破坏范围广、返修率高、破坏形式复杂且呈现非线性大变形现象。通过综合分析本区的高应力节理化强膨胀复合型变形力学机制，提出锚网索-双层桁架耦合支护体系，即充分利用桁架全方位立体耦合受力特性，结合锚网索从时间和空间上控制围岩非线性大变形，使巷道围岩受力更加均衡合理。锚索可以调动深部坚硬围岩强度，而双层桁架以其强度高、整体性强、协同均匀性好和立体化接触受力特性承载围岩流变荷载并相互传递，使巷道深部围岩高应力能够得到有效转化。工程实践表明，该技术得到成功运用，保证了巷道底板稳定性。

基于尖点突变模型的巷道围岩屈曲失稳规律研究

李明, 茅献彪, 茅蓉蓉, 陶静

2014, 31(3): 379-384.

摘要 ( 1395 )

PDF (286KB) ( 1876 )

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依据深部巷道围岩的稳定性特征，探讨了巷道围岩层裂板结构的形成机理，并建立了层裂板结构稳定性的力学模型。应用结构非线性稳定性的尖点突变模型，分析了巷道围岩层裂板结构失稳的力学机制，给出了2种条件下巷帮层裂板结构失稳的充要条件。研究表明：尖点突变模型能有效地预测片帮型煤矿巷道的冲击矿压危险性；通过加固巷帮及巷道顶底角围岩，提高巷帮围岩的结构刚度，增强巷帮围岩的抗屈曲失稳能力，可有效防治片帮型煤矿巷道的冲击矿压事故。

锚杆支护煤巷围岩变形速度的混沌预测研究

刘学生, 谭云亮, 宁建国

2014, 31(3): 385-389.

摘要 ( 1364 )

PDF (284KB) ( 1669 )

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锚杆支护煤巷围岩变形具有非线性特征，本文基于围岩变形速度时间序列重构相空间的最大Lyapunov指数，建立了煤巷围岩变形速度的递进预测和非递进预测方法，并对木城涧煤矿+250 m水平北石门三槽西四壁工作面中平巷两帮移近速度进行预测，结果表明：围岩变形速度具有混沌特性，且两帮变形速度比顶底板变形速度的混沌程度高；围岩变形速度的拟合效果好，误差较小；采用递进预测比非递进预测方法的预测效果好，最大可预测时间尺度为45 d，平均误差为10.99%。以递进预测结果为依据进行围岩补强支护实践，获得了满意效果。

工作面切眼顶板冒顶危险区预测体系研究

李季, 樊龙, 赵希栋, 王飞, 杨光荣

2014, 31(3): 390-398.

摘要 ( 1458 )

PDF (609KB) ( 1752 )

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为了解决单指标巷道顶板冒顶危险区预测方法在进行切眼顶板冒顶危险区预测时预测精度不足和预测结果不准确的问题，利用RFPA数值模拟和层次分析法，研究了切眼顶板冒顶机理和冒顶影响因素。结果揭示了切眼冒顶机理：岩层强度和刚度大小的不同会对岩层间的离层大小产生重要影响，离层量的大小决定了冒顶的程度。同时发现切眼顶板冒顶的2个主要因素为锚杆(索)支护质量和顶板岩层结构。以这2个影响因素为预测指标，建立了切眼顶板冒顶危险区预测体系。利用预测体系对12018工作面切眼顶板冒顶危险区进行了预测，预测结果显示超过50%面积的切眼顶板存在冒顶危险，危险区主要分布在切眼的上下端头位置和切眼中部位置，据此对危险区域进行了补强支护设计。补强支护后的顶板平均离层量仅为12 mm，顶板下沉速率为0.2 mm/d，保证了切眼的安全。

一种基于板结构理论的顶板初次垮断步距简便计算方法

吴锋锋, 刘长友, 杨敬轩

2014, 31(3): 399-405.

摘要 ( 1333 )

PDF (299KB) ( 1898 )

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为便于采用板的经典理论对岩层初次垮断进行分析，采用理论分析与现场实测相结合的方法，探讨了连续线性载荷形式作用下，顶板简支与固支边界时的初次垮断步距计算方法。研究得到，顶板破断危险点位置弯矩随顶板两向长度比值变化的关系，给出顶板两向长度任意比值条件下的顶板最大弯矩表达式；得到了倾斜顶板梯形载荷作用下，简支与固支顶板的最大应力分布表达式；提出了一种基于板结构理论的顶板初次垮断步距简便计算方法。通过对淮北矿区桃源煤矿8281工作面顶板初次破断的现场实测与理论分析对比，顶板初次垮断步距实测数据(25~34 m)与理论计算结果(26.5~35.5 m)基本一致，表明该算法对顶板岩层初次垮断步距的预测具有良好的适用性。

仰采综放工作面端面煤岩稳定性及控制研究

郭卫彬, 鲁岩, 黄福昌, 刘长友, 裴孟松, 杜英山

2014, 31(3): 406-412.

摘要 ( 1633 )

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为了保障仰斜开采综放工作面煤壁及端面顶板的稳定性，确保工作面的安全高效生产，本文采用理论分析方法分析了仰采工作面煤壁和直接顶的失稳特点，建立了保持煤壁和端面顶板稳定性的力学关系模型和条件，探讨了支架初撑力、立柱前倾角和仰采角之间的相互影响关系。研究得出，当仰采角增大时，提高支架初撑力、减小立柱前倾角，有利于仰斜工作面煤壁及端面顶板的稳定性控制；当仰采角小于11°时，工作面应以控制顶板下沉为主；当仰采角大于11°时，工作面应以控制煤壁片帮和顶板下滑为主。结合某煤矿80113仰采综放工作面的生产地质条件，确定了合理的支架初撑力和立柱前倾角，提出了针对性的端面煤岩稳定性控制措施，保证了工作面的安全高效生产。

连续采煤机块段式开采矿压显现规律研究

周茂普, 曹胜根, 江小军

2014, 31(3): 413-417.

摘要 ( 1504 )

PDF (546KB) ( 1530 )

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以神东公司乌兰木伦煤矿边角煤开采条件为工程背景，采用FLAC3D有限差分软件计算研究了连续采煤机块段式开采工艺条件下的采场矿压特征，并进行了现场矿压观测。研究表明：采用完全垮落法管理顶板时，随着工作面推进，采空区面积不断扩大，刀间煤柱压力峰值越大且其应力变化剧烈，应力集中系数在2.2～2.7范围；采空区直接顶最大垂直位移位置向回采方向延伸，直接顶与老顶逐步产生了离层，且离层量越来越大，并在支巷与联巷的交叉位置形成的三角区域进行大面积垮落。

浅埋大采高综采矿压显现规律物理模拟实验研究

来兴平, 单鹏飞, 郑建伟, 曹建涛, 崔峰, 王春龙

2014, 31(3): 418-423.

摘要 ( 1782 )

PDF (605KB) ( 1911 )

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以榆神矿区张家峁煤矿5-2特厚煤层为研究背景，通过岩石力学实验确定围岩物理力学参数，构建物理模拟模型并分析模拟支架力学特征。模拟实验结果表明：浅埋煤层大采高工作面矿压显现显著；借助声发射(AE)及试验模型支架监测系统获取模型开采过程中的围岩变形损伤信号，分析顶板来压过程中的围岩移动及支承压力演化机理：声发射信号丰富，事件数峰值达2578个•min-1；顶板周期来压步距约15.0 m，煤壁前方10.0~13.0 m范围为工作面超前支承压力影响范围且压力峰值位置向采空区方向移动，支架的工作阻力12 000 kN能够满足生产需要。

无煤柱开采保护层实现倾向连续、充分卸压的实验研究

王志强, 周立林, 月煜程, 张立海, 张政, 赵科成, 赵景礼

2014, 31(3): 424-429.

摘要 ( 1474 )

PDF (420KB) ( 1501 )

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研究基于实现被保护层倾向充分、连续卸压的下保护层开采展开。分析与实验表明，保护层工作面长度、层间距、卸压边界线与留设煤柱造成的远距离被保护层倾向无法实现卸压、近距离被保护层倾向存在高应力区域或者卸压不充分区域，无法实现被保护层倾向的安全、连续开采。在此基础上，提出使用无煤柱布置被保护层回采工作面，接续工作面回采时上覆岩层的运动与首采工作面形成一个整体，实现了倾斜方向的连续开采长度，覆岩的采动程度更加充分，被保护层在裂隙带中的层位相对降低，卸压程度更加充分，因此无煤柱开采实现了被保护层倾向的充分、连续卸压。结合实际工程背景，综合回采率和巷道工程量考虑，煤2采用无煤柱开采方案比原方案增加回采利润2.84亿元；与5 m小煤柱沿空掘巷相比，减少岩巷工程费用计600万元，增加回采利润1.4亿元。

空场嗣后充填法充填体对围岩移动控制作用时空规律研究

于世波, 杨小聪, 董凯程, 解联库, 孙晓明, 郭利杰

2014, 31(3): 430-434.

摘要 ( 1777 )

PDF (389KB) ( 1867 )

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以某铁矿-230~-290 m首采中段工程为研究对象，采用现场多点位移计监测及数值模拟相结合的方法，针对大直径深孔阶段空场嗣后充填法充填体对采场围岩移动控制作用的时空规律进行了研究，建立了上覆岩层移动控制的支承压力三维力学结构模型。研究结果表明，15 m宽度的采场结构只要在延滞期内及时充填，围岩的移动变形能够得到有效控制。矿体下盘成为支承上覆岩层的主要承载结构，胶结充填体支承上覆岩层的能力有限，但能够有效限制上覆岩层的移动变形，矿房和矿柱采场围岩最终变形量无差异性，覆岩最大下沉量39 mm，地压显现不明显。

爆破震动及结构面渐进破坏对边坡稳定性影响

任月龙, 才庆祥, 舒继森, 周伟, 韩流

2014, 31(3): 435-440.

摘要 ( 1306 )

PDF (341KB) ( 1969 )

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为了研究爆破震动及结构面渐进破坏对于边坡稳定性的影响，掌握爆破震动过程中的致损机理及稳定系数变化规律，根据结构面抗剪强度退化机理，明确了渐进破坏过程中抗剪强度变化规律；结合爆破动载荷的作用机理，修正了震动条件下抗滑力、下滑力的计算公式；基于此，推导出了平面和折面滑坡模式的时效稳定系数计算方法，并对哈尔乌素露天矿北端帮边坡稳定性进行研究。结果表明：结构面完好和贯通时的稳定系数分别为1.348和1.173。结构面渐进破坏过程中，边坡稳定系数呈线性递减，且递减的速度与岩体的黏聚力C呈正比；爆破震动作用下，边坡时效稳定系数以初始稳定系数为中心，响应震动加速度上下波动；爆破震动和结构面渐进损伤耦合作用下，边坡时效稳定系数在波动变化的同时呈现整体下滑趋势。

巷道/隧道围岩非稳态导热模化试验方法

张源, 万志军, 周长冰, 程敬义

2014, 31(3): 441-446.

摘要 ( 1241 )

PDF (310KB) ( 1606 )

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在分析巷道/隧道围岩导热特征的基础上，把巷道/隧道围岩温度场简化为一维半无限大空心两面绝热圆薄片的非稳态导热问题，建立了柱坐标系下巷道/隧道围岩温度场的数学模型，并对其定解条件进行了探讨；采用方程分析法和量纲分析法，推导出巷道/隧道围岩导热的相似准则为傅里叶数Fo、毕渥数Bi和R，以及围岩与风流对流换热的努谢尔特数Nu、雷诺数Re和普朗特数Pr；根据相似准则，确定了巷道/隧道围岩导热原型和模型之间的相似关系，并以掘进巷道为例，证实了模化试验方法的可行性。

条带气化开采覆岩移动与地表沉陷实测分析

辛林, 王作棠, 黄温钢, 赵克孝, 鞠远江, 贺盛

2014, 31(3): 447-455.

摘要 ( 1403 )

PDF (604KB) ( 1719 )

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为了获得华亭原安口煤矿工广煤柱地下气化极不充分开采条件下地表沉陷规律，在国内首次建立了条带地下气化工作面覆岩移动与地表沉陷观测站。通过地表测点和浅基点岩移钻孔磁环动态下沉过程分析表明，下沉曲线呈“下沉-上升-下沉-上升-下沉”五阶段阶梯式波动下沉规律，条带气化工作面极不充分开采地表移动和变形具有明显的非线性和非连续性。通过不同磁环动态下沉过程分析，确定了岩层离层区位置。通过地下气化炉燃空区物探分析得出燃空区间投影面呈中间宽、两头较窄的似椭圆形。计算了下沉盆地倾向主断面边界角、最大下沉角和地表最大移动变形参数(imax = 1.385 mm/m，εmax = 0.516 mm/m，Kmax = 0.275 mm/m2)，得出了下沉盆地并没有达到危险移动边界，条带地下气化开采没有产生明显下沉盆地，在观测期内没有对地表建筑物造成危害的结论。

三轴循环加卸载作用下煤样变形及强度特征分析

苏承东, 熊祖强, 翟新献, 顾明

2014, 31(3): 456-461.

摘要 ( 1538 )

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利用RMT-150B岩石力学试验机对煤样进行三轴循环加卸载试验，对三轴循环加卸载条件下煤样的变形及强度特征进行分析。结果表明：在三轴循环加载过程煤样的变形表现出明显记忆性，循环加载过程的应力-应变外包络线与连续加载的应力-应变曲线相吻合。在煤样屈服前进行加卸载，加载时弹性模量始终低于卸载时的弹性模量，且随加卸载次数的增加，加卸载时的弹性模量均有小幅增加，过峰值后弹性模量与峰值前弹性模量相比有所减小，但仍高于第1加载的弹性模量。三轴压缩条件下煤样的峰值强度、残余强度与围压成正比，符合Coulomb强度准则。峰值强度、残余强度与围压回归得到的摩擦系数大致相当，黏聚力则减低54.4%。

渗透压力和初始孔隙度对破碎泥岩变质量渗流影响的试验研究

王路珍, 陈占清, 孔海陵, 倪晓燕

2014, 31(3): 462-468.

摘要 ( 1387 )

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为揭示不同埋深岩溶陷落柱在承压水压力和压实程度2种影响因素作用下的突水机理，利用改进的变质量破碎岩石渗流试验系统，进行了考虑颗粒迁移的破碎泥岩变质量渗流试验，得出渗流突变历时、突出物质量、突出物质量变化率及孔隙度变化率等在渗透压力和初始孔隙度共同作用下的变化规律。研究表明：1) 在渗流初始阶段，渗透压力和流量稳定；渗流突变时，渗透压力和流量均发生剧变，变化幅度与试样的突出物质量和孔隙结构调整情况有关。2) 随初始孔隙度增大、渗透压力增加，突水历时变短，突出物质量增大，二者均可由渗透压力和初始孔隙度表示为对数函数，突出物质量变化率和孔隙度变化率均变快，可用指数函数拟合。3) 随着渗透压力增大，突水历时、突出物的质量、突出物质量变化率和孔隙度变化率受初始孔隙度的影响逐渐减弱。

湿度应力场作用下煤矿穿膨胀岩钻孔缩径规律研究

卢义玉, 侯吉峰, 尤祎, 葛兆龙, 张磊, 敖翔

2014, 31(3): 469-475.

摘要 ( 1283 )

PDF (509KB) ( 1592 )

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针对煤矿穿膨胀岩钻孔遇水缩径问题，本文基于湿度应力场理论，借助有限元分析程序，通过引入湿度修正系数ψ(w)，推导出了综合考虑围岩遇水软化和膨胀特性的钻孔孔壁位移修正解析解。并结合数值模拟软件ANSYS和相似模型实验，研究和分析了湿度场和地应力场对钻孔缩径变形的影响。结果表明，随着钻孔围岩含水率的增加，钻孔孔壁位移呈非线性递增，钻孔孔壁呈两端粗中间细的“哑铃形”，钻孔中部为孔壁最大径向位移处；含水率变化引起的岩性软化对钻孔缩径影响显著；随着地应力的增大，钻孔孔壁位移呈线性增加，增幅较小；湿度场和地应力场对煤矿穿膨胀岩钻孔缩径都产生不可忽视的影响，就影响程度来看，湿度场影响最大，地应力场次之。

管道长度对爆炸波前流速与超压耦合关系影响研究

刘谦, 林柏泉, 朱传杰, 江丙友, 洪溢都, 孙豫敏

2014, 31(3): 476-482.

摘要 ( 1332 )

PDF (1255KB) ( 1469 )

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为了研究管道长度对瓦斯爆燃爆炸波前流速与超压耦合关系的影响，采用数值模拟的方法研究了封闭管道内爆炸超压与波前流速的传播特征。研究结果表明：不同长度下管道内的最终爆炸超压均趋于0.7~0.9 MPa之间；对于较短管道，流速峰值相对较小，流速峰值的下降趋势较平缓，流速在正负区间的振荡频率较快；对于较长管道，流速峰值相对较大，峰值下降趋势较快，振荡频率较慢；在15~20 m之间存在一个临界长度，当管长大于临界长度时，管道内会出现2个最低超压峰值，当管长小于临界长度时，则管内只会出现1个最低超压峰值；首次流速峰值与超压表现出良好的正比关系，通过拟合得到不同长度下首次流速峰值与超压的耦合关系。研究成果可为今后受限空间内爆炸的预防与控制提供基础理论参考。

综放开采偏W型通风系统及工作面参数优化研究

李英明, 徐继成, 张瀚, 杨明东, 付永刚

2014, 31(3): 483-488.

摘要 ( 1696 )

PDF (467KB) ( 1612 )

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针对高瓦斯工作面采用传统U型通风上隅角瓦斯超限问题，提出了偏W型通风系统，采用数值模拟方法研究了这一通风系统瓦斯流场特征，及在保证回采安全前提下，进行了最大限度提高回采率的工作面参数优化研究。结果表明：采用偏W型通风系统，其工作面、回风流、上隅角瓦斯体积分数明显降低，有效地解决了U型通风瓦斯超限问题，可保证工作面的安全开采。煤柱留设宽度15 m能够保证掘进和回采期间煤柱稳定，研究成果的现场应用保证了工作面安全高效开采。这一通风系统可为其他高瓦斯综放面安全高效开采提供了一条新的技术途径。

真空腔体积对真空腔抑制瓦斯爆炸性能的影响

邵昊, 蒋曙光, 李钦华, 吴征艳, 张卫清, 王凯

2014, 31(3): 489-493.

摘要 ( 1408 )

PDF (207KB) ( 1863 )

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为了研究真空腔体积与真空腔抑制瓦斯爆炸性能的关系，设计了瓦斯爆炸L型试验管道，并制作了能调节真空腔体积的装置：“圆板”。依次进行了真空腔体积由大到小的系列真空腔抑制瓦斯爆炸试验。试验结果表明：1) 真空腔的抑爆效果取决于真空腔体积与临界体积的关系，当真空腔体积大于临界体积时，真空腔有很好的抑爆效果；而当真空腔体积小于临界体积时，真空腔非但没有抑爆效果，瓦斯爆炸压力和火焰信号强度反而比没有真空腔时还强；2) 对于本试验管道，真空腔的临界体积为0.026 m3，占试验管道总体积的43%。当真空腔体积大于试验管道总体积的43%时，真空腔有抑爆效果，反之，则没有抑爆效果。

瓦斯气体在煤体爆破损伤断裂过程中的作用机理研究

褚怀保, 王金星, 杨小林, 余永强, 梁为民

2014, 31(3): 494-498.

摘要 ( 1304 )

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利用试验结果、数值计算结果和理论分析结果综合分析了瓦斯气体在煤体爆破损伤断裂过程中的作用机理。煤体爆破损伤断裂过程包括爆炸应力波作用的初始阶段和爆生气体与瓦斯气体共同作用的后期阶段，瓦斯气体在整个过程中具有积极作用，它能增大爆破损伤程度和爆破裂纹扩展速度。在爆炸应力波作用阶段，瓦斯气体的存在能增大应力波峰值和作用时间，降低拉伸相内应力波衰减速度；在爆生气体作用阶段，瓦斯气体参与爆生气体驱动裂纹扩展，随后瓦斯压力场与爆生气体准静态应力场叠加促进爆生气体驱动裂纹的进一步扩展。

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