采矿与安全工程学报

王德超, 王琦, 李术才, 王富奇, 阮国强, 邵行, 刘文江, 王新

2014, 31(5): 665-673.

摘要 ( 1544 )

PDF (646KB) ( 2182 )

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通过对赵楼煤矿综放沿空掘巷现场调查和变形监测，分析了巷道围岩变形破坏特征，深入揭示了围岩变形破坏机制，认为围岩强度低，地应力高，围岩松动破坏范围大，支护结构及参数不合理，巷道围岩应力环境复杂和断面尺寸大是围岩变形破坏的主要原因。基于强力让压耦合支护和关键部位加强支护的围岩控制原理，提出了顶板锚网带索、纵向钢带+两帮锚网梯索、纵向钢筋梯+窄煤柱帮部锚索加强和喷浆+实体煤帮钻孔卸压的支护对策并进行现场试验。结果表明：掘巷稳定后，巷道围岩控制效果良好；锚杆、锚索受力最大值均在其屈服范围内，并为回采期间留够了充足的余量。研究结果为类似复杂难支护巷道提供了借鉴。

近断层采动巷道变形破坏机制与控制技术研究

王襄禹, 柏建彪, 李磊, 韩志婷

2014, 31(5): 674-680.

摘要 ( 1362 )

PDF (794KB) ( 1777 )

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针对红岭煤矿近断层采动巷道(15141上巷)掘进期间围岩非对称变形破坏与支护结构失效严重等现象，对其变形破坏机制与控制技术进行了数值模拟与工程应用研究。结果表明，断层附近的非对称采动应力场、巷道关键部位的剪切滑移破坏以及煤岩体碎胀变形是造成该类巷道非对称大变形和支护失效的主要原因。利用非对称耦合支护原理和让压锚杆工作原理，提出了该类巷道围岩控制技术，即采用高强让压锚杆、锚索以及注浆加固对关键部位进行加强支护，控制关键部位的剪切滑移破坏、提高其承载能力，减弱围岩关键部位产生的差异性变形，促使支护结构均匀承载，从而实现控制巷道非对称大变形的目的。工程实践表明：采用高强让压锚杆、锚索与注浆加固的非对称支护技术后，巷道变形量与非对称性得到有效控制，巷道围岩稳定性大幅提高。

特厚煤层巷道顶板离层关键影响因素模拟研究

严红, 张吉雄, 王思贵, 曹远威

2014, 31(5): 681-686.

摘要 ( 1439 )

PDF (425KB) ( 1770 )

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煤岩层离层破断是采掘过程中特厚煤层巷道顶板失稳的前兆。研究顶板离层的关键影响因素，控制现有顶板离层数值和离层区域再生数量是降低离层破断进而有效避免顶板失稳的基础工作。综合现场调研、数值模拟、正交试验及理论分析方法，对特厚煤层巷道顶板离层监测原理、离层影响因素分类、离层模拟方法及关键离层影响因素进行了详细分析：1) 离层的影响因素分为3大类(支护参数类、煤矸性质类和巷道结构布置类)和15小类；2) 详细比较有限元和离散元中离层的模拟计算方法，确定块体镶嵌系统式离散元软件模拟离层；3) 基于UDEC软件和正交试验设计方法，对15个离层影响因素创建的50个数值模型进行模拟和计算分析，得出3大类影响因素程度序列图以及影响离层的6个关键影响因素。

厚煤层超高巷道裂隙拓展规律及围岩控制

许磊, 何富连, 王军, 王艳飞, 李博, 魏海霞

2014, 31(5): 687-694.

摘要 ( 1297 )

PDF (559KB) ( 1749 )

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针对井下超高巷道围岩控制难题，选取某煤矿5205胶带运输巷超高段为研究对象，采用UDEC模拟了巷高3.5~8 m过程中围岩裂隙场的分布特征、拓展规律及相对演化趋势。结果表明：围岩裂隙场分为3个区，即裂隙贯通区、裂隙发育区和微裂隙区，均呈“半椭圆”状分布；顶、底、两帮裂隙三区深度随巷高增加而增加，加剧了顶、底板微裂隙区向裂隙发育区转化，裂隙发育区向裂隙贯通区转化，相反的，两帮微裂隙区向裂隙发育区转化和裂隙发育区向裂隙贯通区转化的趋势逐渐降低。由侧压系数1.0时不同巷高等应力轴比分析可知：顶板无效加固区高度与巷高呈负指数减小，两帮无效加固区宽度呈正指数增加。认为：锚杆可控制裂隙滑移，延缓围岩碎胀变形；帮斜拉锚索梁可锚固在肩角和底角无裂隙区，锚固基础可靠，且可挤压帮中部裂隙贯通区。基于此提出了高强高预紧力锚带网和帮斜拉锚索梁联合控制技术，超高巷道支护完成后10 d实现自稳，顶底板相对移近量104 mm，两帮相对移近量150 mm，顶板累计离层3.5 mm。

大采深巷道底板软弱夹层对底鼓影响数值分析

孙利辉, 纪洪广, 杨本生, 张磊

2014, 31(5): 695-701.

摘要 ( 1334 )

PDF (544KB) ( 1630 )

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为研究巷道底板围岩中软弱夹层对巷道底鼓的影响，采用理论分析和数值模拟施相结合的方法，依据底板夹层不同分布位置及个数构建了8种模型，对比分析了夹层对巷道底鼓量、底板塑性区、应力分布规律的影响。结果表明：1) 随着夹层数量的增加，巷道底鼓量逐渐增大，当底板中存在3层夹层时巷道底鼓量是无夹层时的1.88倍；当存在相同个数夹层时，浅部夹层和深部夹层对底鼓影响较大，中深部夹层次之。2) 浅部夹层弱化了底板围岩强度，使底板拉破坏深度增大；中深部及深部夹层吸收了不平衡能量，在其层面下附近围岩中形成一定的原岩区；深部夹层较浅部夹层有减小围岩塑性区的作用。3) 随着夹层数量增加、夹层距离巷道底板表面增大，底板围岩中应力集中区范围缩小。4) 夹层阻隔了地应力均匀分布，致使深部夹层附近形成一定程度应力集中。结合数值模拟结果可知针对底板含弱夹层巷道，需加固底板以控制底鼓。

深埋薄基岩大跨度切眼顶板失稳垮落规律

贾后省, 马念杰, 赵希栋, 张胜凯

2014, 31(5): 702-708.

摘要 ( 1273 )

PDF (506KB) ( 1573 )

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为获得深埋薄基岩大跨度切眼顶板在回采过程中的失稳垮落规律，以赵固二矿1105大采高工作面切眼为研究背景，首次采用分离式顶板深部位移监测仪与锚杆(索)工况监测仪传感器留设采空区、二次仪表外移的方法，实时监测回采过程中切眼顶板变形破坏规律与锚杆(索)支护力动态变化，同时构建了大跨度切眼顶板断裂失稳的力学模型，阐述了顶板失稳垮落的力学机制。结果表明：切眼顶板的失稳垮落形式表现为高层位顶板分次瞬时断裂，顶板失稳垮落层位在6 m以上，顶板初次断裂完成后仍能形成具有一定自稳能力的铰接岩梁，随着工作面的继续推进，发生二次断裂并随之完全垮落；顶板初次断裂时变形速率可达5.3~19.4 mm/min，伴随着锚索锚固失效，二次断裂期间变形速率相对较小，约为2.6~7.2 mm/min。

考虑损伤效应深部锚固巷道蠕变破坏模拟分析

赵同彬, 张玉宝, 谭云亮, 刘姗姗, 尹延春

2014, 31(5): 709-715.

摘要 ( 1273 )

PDF (563KB) ( 1788 )

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首先通过深部泥岩数字散斑蠕变试验，发现分级加载第Ⅰ阶段泥岩试件表面变形集中现象明显，表明该岩体在较低应力水平开始出现损伤，并随着载荷级别增加，逐渐演化为一条剪切破裂带，直至整个试件发生破坏；然后引入损伤变量Dt，建立考虑损伤效应的加锚岩体非线性BKS蠕变损伤模型，采用FISH函数编制程序实现其在FLAC3D中的开发；最后采用BKS蠕变损伤模型对口孜东矿锚固围岩支护控制进行数值模拟。结果表明：深部岩体的损伤特性增大了蠕变破坏区范围，且在锚固范围外仍出现蠕变破坏，深部围岩内部非连续性破裂现象明显。同时将模拟结果与现场钻孔探测结果进行对比分析，证实了数值模拟研究中考虑损伤效应更能客观地反映深部岩体的蠕变破坏特征，对深部巷道破坏机理研究有指导意义。

急斜特厚煤层水平分段综放开采覆层类椭球体结构分析

来兴平, 孙欢, 单鹏飞, 邱华富

2014, 31(5): 716-720.

摘要 ( 1377 )

PDF (760KB) ( 1691 )

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急斜特厚煤层水平分段综放(Horizontal Section Top-coal Caving，HSTCC)工作面覆层结构稳定性预测对安全开采至关重要。以乌鲁木齐矿区急斜特厚煤层安全开采为目标，采用理论分析、数值计算和现场探测等综合方法，揭示了HSTCC条件下覆层类椭球体结构形成过程与局部化动态演化规律。研究表明：急斜特厚煤层水平分段综放开采工作面覆层垂向变形演化非对称趋势显著，顶煤与上覆残留煤矸复合形成非对称“拱结构”并演化为典型倾斜椭球体结构；拱角与拱顶煤岩滑落失稳，造成工作面局部压力畸变并诱发动力学灾害。这对急斜特厚煤层覆层结构和高度留设设计和灾害防治具有指导作用。

“三软”大倾角厚煤层工作面组合液压支架稳定性分析

吴锋锋, 刘长友, 李建伟

2014, 31(5): 721-725.

摘要 ( 1327 )

PDF (289KB) ( 1554 )

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针对刘东煤矿72煤层典型“三软”大倾角厚煤层的开采条件，采用理论分析与现场实测相结合的方法，研究了“三软”大倾角厚煤层工作面组合液压支架的稳定性及其适应性。结果表明：组合液压支架的稳定性与支柱的初撑力、初撑力不均衡系数、支柱迎山角等支护质量因素和煤层倾角、顶底板岩性特征等地质因素有关；组合液压支架的稳定性随着支柱初撑力的增大而增强，随着煤层倾角的增大而降低，适当增大组合支架下侧立柱的初撑力有利于提高支架的稳定性；控制支柱合理的迎山角是大倾角煤层条件下提高支架稳定性的重要保证之一。在刘东矿煤层条件下，支柱迎山角宜为6°左右，适应的最大煤层倾角为36.48°。现场应用中通过改善支架液压系统的密封性，防止漏液，提高支柱的初撑力，保持支架及支柱的良好位态，保证了支护系统的稳定性。

硬厚岩层破断机理薄板分析及控制技术

秦广鹏, 蒋金泉, 张培鹏, 孙中永

2014, 31(5): 726-732.

摘要 ( 1229 )

PDF (437KB) ( 1630 )

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以某矿1007工作面直接顶缺失上覆硬厚砂岩岩层条件为工程背景，建立了硬厚岩层两临边固支一边简支一边自由薄板力学模型，研究了薄板应力分布特征，得到了直接顶缺失一侧采空硬厚岩层破断步距计算公式。薄板拉应力最大点在倾向固支边(x=0，y=13b/10π)处和走向固支边与自由边交角点(x=a，y=b)处，实际应力最大点位置受覆岩悬跨系数k影响。对双层硬厚砂岩岩层实施下位硬厚岩层旋转扇形深孔预裂弱化和上位硬厚岩层拉槽截断深孔爆破综合弱化技术，上位硬厚岩层运动步距降低25.7%，下位硬厚岩层实现由基本顶向直接顶的转化，降低了工作面因大面积悬露顶板突然运动引燃隅角积聚瓦斯的风险。

综放采场异常来压危险性评价系统及应用

刘金海, 姜福兴, 高林生

2014, 31(5): 733-738.

摘要 ( 1352 )

PDF (468KB) ( 1488 )

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确定异常来压危险区是实施异常来压控制措施的前提。统计分析诱发综放采场异常来压的因素，确定异常来压危险性评价因子；采用危险指数表征采场异常来压危险程度，建立综放采场异常来压危险性评价模型；采用现代编程语言开发了综放采场异常来压危险性评价系统。以山东某煤矿综放采场异常来压危险性评价为例进行应用，评价结果与实际吻合较好，为综放采场异常来压危险性评价提供了一种方法。

基于未确知聚类法的底板采动破坏深度动态预测

程爱平, 高永涛, 梁兴旺, 季毛伟, 王存文, 高艳华

2014, 31(5): 739-744.

摘要 ( 1419 )

PDF (292KB) ( 1549 )

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根据微震监测结果，利用未确知聚类优化法，选取采深、煤层倾角、采厚、构造影响程度4个主要影响因素作为判别指标，建立煤矿底板采动破坏深度动态预测模型。利用微震实测的18组数据作为训练样本，以样本均值为聚类中心，采用信息熵理论确定各判别指标的权重，通过计算样本的多指标综合测度与所属类别样本均值乘积之和获得底板采动破坏深度的预测值，并对样本数据进行逐一检验。为进一步验证该方法的可靠性，另选5组样本进行预测，将预测值与微震实测结果做了比较。研究结果表明：底板采动破坏深度的预测值与实测值的平均相对误差不超过1%，底板采动破坏深度动态预测模型是可靠实用的，可以在同类矿山进行推广应用。

封闭柔性支护结构对底板冲击矿压的抑制机理

徐学锋, 窦林名, 刘军, 张银亮

2014, 31(5): 745-749.

摘要 ( 1253 )

PDF (451KB) ( 1448 )

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针对底板破坏型冲击矿压的巷道支护问题，采用理论分析和数值模拟的方法研究了锚网与“Ｏ”型棚联合支护形成的封闭柔性支护结构对底板型冲击的抑制作用。研究表明：相同采掘地质条件下，采用封闭柔性支护结构的巷道和采用其他支护形式的巷道一样，底板存在高水平应力集中现象，具有冲击危险性，在动载扰动作用下，底板垂直位移瞬间增大，水平应力降低，发生了底板冲击显现；而与其他支护形式的巷道不同的是冲击后没有发生严重的底板破坏，而是以巷道围岩的径向变形为主，位移量也相对较小。说明封闭柔性支护结构虽然不能完全消除冲击危险，但可以降低冲击的显现规模和程度。研究成果对类似矿井的冲击危险巷道支护具有借鉴意义。

胶结剂对“固-气”耦合相似材料特性的影响

李树刚, 赵鹏翔, 林海飞, 潘宏宇

2014, 31(5): 750-755.

摘要 ( 1390 )

PDF (274KB) ( 1383 )

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实验室开展“固-气”耦合相似模拟实验，是研究卸压瓦斯运移规律的主要方法之一，煤岩瓦斯“固-气”耦合相似模拟材料的开发是“固-气”耦合相似模拟实验的基础。借助正交实验方法，将已选胶结材料石蜡和油作为影响相似材料的主要因素，对试件在改变胶结剂材料含量的条件下开展正交实验，分析石蜡和油对试件弹性模量E及渗流速度v的影响。从抗压强度σc、抗拉强度σt、弹性模量E、脆性参数E/λ及渗透性等方面，对不同配比条件下的相似材料试件开展实验研究。通过对实验数据的拟合，并结合渗透率计算公式，得到了渗透率随石蜡含量变化的方程，表明相似材料渗透率随着石蜡含量的增加，呈负指数函数变化。从而研制出能够应用于“固-气”耦合物理相似模拟实验的相似材料，为“固-气”耦合物理相似模拟实验的开展奠定了基础。

考虑卸压和抽采效果的水力冲孔布孔参数优化研究

郝富昌, 孙丽娟, 刘明举

2014, 31(5): 756-763.

摘要 ( 1580 )

PDF (568KB) ( 1665 )

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为了提高水力冲孔技术的消突效果，建立了考虑煤的塑性软化、扩容特性和流变特性的钻孔周围煤体黏弹塑性模型，得到了不同冲煤量钻孔的卸压范围，建立了考虑渗透率动态变化和吸附特征的渗流-应力耦合模型，采用COMSOL软件对建立的耦合模型进行求解，研究了不同冲煤量钻孔的抽放半径，优化了水力冲孔布孔参数。结果表明：在确定水力冲孔布孔参数时，应综合分析水力冲孔的卸压范围和抽放半径，冲煤量为0.5，1.0和1.5 t/m时，卸压范围分别为3.71，4.61和5.8 m，抽放半径分别为3.5，4.3和5.0 m，义安矿平均冲煤量为1.0 t/m，由此确定水力冲孔布孔间距为8.0 m，区域措施效果检验和工作面预测数据表明，确定的布孔参数合理可靠。

宁正煤田白垩系岩层冻结温度场实测与数值分析

奚家米, 李庆平, 孙永岗, 屈永龙, 李博融

2014, 31(5): 764-768.

摘要 ( 1503 )

PDF (314KB) ( 1680 )

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宁正煤田煤层上覆巨厚白垩系富水岩层，井筒多采用冻结法施工。由于对该岩层冻结温度场扩展特性以及冻结壁受水化热影响范围等缺乏研究，导致冻结设计不合理、冻结壁交圈时间预判不准确等问题。针对上述问题，以宁正煤田新庄煤矿风井为背景，通过现场实测和数值模拟，对该矿井白垩系砂岩地层冻结温度场扩展特性、外井壁混凝土水化热对冻结壁的影响开展了研究。实测结果表明：砂岩地层冻结初期温度快速下降，平均降温速率达0.23 ℃/d，冻结锋面的发展速率达21.08 mm/d；混凝土水化热对冻结壁温度场的影响大，冻结壁的融化深度范围为440~480 mm，距离外井壁50 mm的3#测点温度升高了33.6 ℃，平均升温速率达到了2.6 ℃/d。通过对数值模拟与实测结果比较发现：砂岩地层冻结壁扩展速度、井帮温度等参数值基本一致，能很好地预测冻结壁温度场变化规律。

浅埋特厚煤层小窑采空区瞬变电磁探测技术研究及应用

姜志海, 杨光

2014, 31(5): 769-774.

摘要 ( 1304 )

PDF (646KB) ( 1805 )

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根据海拉尔露天矿区实际地质情况建立相应的地球物理模型，对理论地电模型和高阻采空区模型进行三维数值模拟，探讨高阻目标体的瞬变电磁响应特征和分布规律，并确定适合该地区的时深换算系数。结果表明：瞬变电磁法能够比较清晰地反映出地下浅埋高阻目标体，视电阻率等值线横向变化剧烈，受其影响，视电阻率等值线上拱或下凹，形成明显的高阻异常区，与物理模拟实验结论相似，时深换算系数取1.1~1.2时计算得到的视深度与实际地层厚度的误差较小。工程实践表明：对于埋深不大于100 m的小窑采空区而言，只要选择合理的参数，瞬变电磁法能够探测出直径大于5 m的未塌陷小窑采空区，并可查明其空间分布范围和埋深。

单轴压缩下片岩应力记忆持续时间试验研究

刘洋, 刘长武, 余贤斌, 谢强

2014, 31(5): 775-780.

摘要 ( 1636 )

PDF (285KB) ( 1593 )

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为了研究时间对岩石应力记忆的影响，利用岩石试验机和SDAES数字声发射检测仪对2次加载时间间隔分别为2，7，15，30和45 d的片岩进行单轴压缩条件下的声发射Kaiser效应试验。试验结果表明：首次加载7 d后再次加载Kaiser效应明显，30 d后还可以观察到Kaiser效应，而45 d后Kaiser效应已难以辨认；随着首次加载与第二次加载间隔时间的增长，岩石Kaiser效应逐渐衰退；首次加载的应力水平影响岩石Kaiser效应的消退，介于岩石强度的30%~80%之间，岩石记忆先前应力的能力最好。

孔隙含水岩石水平侧压力系数数值分析

柏东良, 杨维好, 黄家会, 韩涛

2014, 31(5): 781-787.

摘要 ( 1409 )

PDF (297KB) ( 2247 )

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为研究孔隙含水岩石的水平侧压力系数与孔隙率、孔隙几何参数与孔隙压力的关系，分别采用外接圆半径相等的正三角形、正四边形和圆形孔隙的随机孔隙模型对上述问题进行数值分析研究。按岩石与衬砌接触面处理与否，模型简化为侧边界有孔隙和侧边界无孔隙2类。结果表明：当岩石中无孔隙压力时，2类模型的水平侧压力系数均随孔隙率增加而减小，孔隙率相等时，水平侧压力系数随孔隙的边长/面积比的增大而减小；当岩石中作用有孔隙压力时，2类模型的水平侧压力系数均随孔隙压力增加而线性增大，孔隙率越大，侧压力系数增加越显著；当孔隙形状、孔隙率和孔隙压力相同时，与侧边界不含孔隙的岩石相比，侧边界含孔隙的岩石水平侧压力系数更大；相同孔隙率与孔隙压力情况下，孔隙岩石的水平侧压力系数随孔隙边长/面积比的增加而增大。

加卸荷条件下胶结充填体声发射b值特征研究

龚囱, 李长洪, 赵奎

2014, 31(5): 788-794.

摘要 ( 1450 )

PDF (454KB) ( 1656 )

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为认识胶结充填体在外界扰动下的响应特征，进行了单轴循环加卸载试验，研究了胶结充填体在加-卸载过程中声发射值特征。试验结果表明：在胶结充填体压密阶段，声发射值先减小后增大；在弹性阶段，声发射值随应力的增大而有序下降；经多次加卸载后，当加载应力不断接近峰值应力时，声发射值持续大幅度减小。在卸载阶段，胶结充填体具有明显的声发射事件。当卸载始于压密阶段时，声发射值是逐渐增大的；当卸载始于弹性阶段时，声发射值在小范围内波动；当卸载始于胶结充填体临界状态时，声发射值呈现“台阶”状上升。声发射值数值表现出的不同特征，说明在加卸载过程中微破裂处于动态演化之中。

地下金属矿山岩层移动角选取的进化支持向量机模型及工程应用

高栗, 李夕兵, 张楚璇

2014, 31(5): 795-802.

摘要 ( 1247 )

PDF (391KB) ( 1582 )

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为克服传统方法确定地下金属矿山岩层移动参数的缺点，提出基于支持向量机(SVM)理论的地采岩层移动角选取方法。选取影响岩层移动的7个主要因素(矿体上、下盘围岩普氏系数、稳固程度，以及开采深度、开采厚度、矿体倾角)作为模型的输入，上、下盘岩层移动角为模型的输出，在收集65组金属矿山开采岩层移动参数的基础上，根据不同开采技术条件，利用SVM强有力的模式识别功能，采用RBF核函数，分别建立了崩落开采和充填回采的岩层移动参数预计模型。为提高预测模型的泛化能力和预测精度，应用遗传算法选择SVM的模型参数。应用该模型预测了三山岛金矿和狮子山铜矿开采岩层移动参数。结果表明：模型选取的因素合理，建立的遗传算法优化SVM回归模型对地采岩层移动角预测效果良好，为岩层移动角评价提供一种新思路。

温度场对注气驱替煤层气运移影响的数值分析

陈新忠, 张丽萍

2014, 31(5): 803-808.

摘要 ( 1163 )

PDF (296KB) ( 1564 )

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根据热弹性力学、对流弥散理论和多孔介质热力学原理，建立了包含煤的变形方程、气体运移方程、热传导的注气驱替热-流-固多物理场全耦合数学模型，求解耦合模型，研究温度场对注气驱替开采煤层气运移过程的影响。结果表明：煤层温度升高可以促进煤层气解吸，加速煤层气产出。研究成果可为注气驱替开采煤层气工程实践提供相应的理论基础，对深部开采高瓦斯矿井时施行先抽后采技术具有借鉴意义。

急倾斜综放开采顶板裂隙发育规律对瓦斯抽采影响研究

张勇, 张保, 李立, 张世青, 刘金凯, 赵健健

2014, 31(5): 809-813.

摘要 ( 1400 )

PDF (468KB) ( 1534 )

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为了研究急倾斜走向长壁放顶煤开采顶板裂隙发育规律及其对瓦斯抽采的影响，结合弹塑性力学和断裂力学相关理论分析了急倾斜煤层裂隙扩展的力学准则，将瓦斯流动通道进行了分区：瓦斯孤立通道区、瓦斯过渡通道区和瓦斯网络通道区；对宝积山煤矿急倾斜特厚煤层走向长壁放顶煤开采在不同煤层倾角条件下上覆岩层裂隙发育规律进行了分析，得到了随着角度变化瓦斯流动通道区域形态的变化规律。研究结果表明：瓦斯网络通道区上部为高位人工导向通道贯穿的主要区域，该区域分布范围随着煤层倾角增大而趋于工作面上端头，其高度也增大；根据数值模拟和理论计算可确定瓦斯抽采方案，在工程实践中取得良好效果。

坚硬顶板垮落诱发瓦斯爆燃机理及预防

张培鹏, 蒋金泉, 秦广鹏, 武泉林, 许丽娜

2014, 31(5): 814-818.

摘要 ( 1540 )

PDF (397KB) ( 1588 )

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以夏阔坦综放工作面为研究对象，通过试验研究和理论分析，研究了坚硬顶板垮落撞击摩擦发火现象及诱发采空区瓦斯爆燃机理，运用流体动力学分析软件Fluent模拟分析采空区瓦斯分布规律及易爆燃部位。研究结果表明：坚硬石英砂岩顶板在垮落撞击摩擦过程中产生高温火花，能够引燃采空区瓦斯，诱发瓦斯爆燃事故；撞击摩擦面升高的温度ΔT与垮落岩体质量m、垮落高度H成正相关关系，接触面的升温随着垮落岩块体积及其冒落运动高度的增加而增大。根据采空区瓦斯浓度分布规律，工作面“U”型通风方式下瓦斯易燃易爆点分布在上端头采空区靠近工作面部位；“Y”型通风方式下瓦斯易燃易爆点主要分布在工作面中部采空区，并提出了强制放顶、采空区矸石喷水、注入惰性气体和采空区瓦斯抽放等预防措施。

瓦斯放散过程中煤样力学特性演化试验研究

赵洪宝, 曹光明, 李华华

2014, 31(5): 819-823.

摘要 ( 1311 )

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以处于固定应力环境中的含不同压力瓦斯的煤样瓦斯放散过程为研究对象，以瓦斯逐渐放散过程中煤样的轴向应变、横向应变为研究参数，系统地研究了瓦斯逐渐放散过程中煤样的变形特性与规律。结果表明：在一定外力环境下，煤样逐渐放散瓦斯后其轴向应变、横向应变变化均表现为一个明显的非线性过程；轴向应变变化规律呈三段式，存在一个瓦斯放散速度点使煤样轴向应变开始以较大速率增加，瓦斯放散速度与产生的轴向应变可用改进的乘幂关系表征；横向应变变化规律呈明显的非线性；试验结束时，随着瓦斯压力的增加煤样产生的总横向应变也呈明显的非线性；瓦斯压力大小对于瓦斯放散过程中煤样产生的轴向应变、横向应变均有明显影响，主要表现为开始出现应变处对瓦斯放散速度的敏感性、产生变形总量和产生变形过程与瓦斯放散速度的关联性等方面。

瓦斯参数变化规律的定量化研究

吴立云, 王飞, 杨玉中

2014, 31(5): 824-830.

摘要 ( 1257 )

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煤层瓦斯参数的变化规律对矿井瓦斯灾害防治具有重要的指导意义。利用理论推导和数值模拟的方法对瓦斯涌出初速度、工作面前方的支承应力、瓦斯涌出量、煤层透气性系数等参数进行了分析研究，发现这些指标具有相似的或相反的变化规律，它们是关于距离x或者时间t的S型曲线和倒S型曲线的组合。透气性系数关于距离的曲线形式和瓦斯压力、支承应力关于距离的曲线形式具有不很严格的对称性。结合具体矿井的条件即可确定出参数的变化规律，从而为矿井瓦斯灾害防治提供有效的理论指导。

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