采矿与安全工程学报

王家臣, 王兆会

2015, 32(2): 175-181.

摘要 ( 1441 )

PDF (369KB) ( 2576 )

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为了更合理地进行浅埋采场围岩控制设计，针对工作面出现的顶板沿煤壁大范围切落压架等异常矿压现象，对其发生机理进行了理论分析，得到载荷层厚度、采高、工作面长度的增加导致基本顶破断岩块的高长比增大；由最小势能原理得到了基本顶岩块发生回转失稳的极限位置，由于破断岩块的高长比增加，岩块回转过程中水平挤压力变化曲线斜率减小，而铰接面高度变化曲线斜率增大，铰接结构达到极限平衡位置所需回转的角度增大，导致基本顶结构不容易出现回转失稳，而极易发生滑落失稳。根据浅埋高强度采场顶板结构所特有的失稳形式，提出了确定支架合理工作阻力的动载荷法，并对乌兰木伦井田31402 工作面初次来压进行了分析。

采场顶板尖灭逆断层区围岩变形及支架承载特征研究

王沉，屠世浩，屠洪盛，白庆升，陈冠伸

2015, 32(2): 182-186.

摘要 ( 1176 )

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针对综采面过逆断层区煤壁易片帮的技术难题，结合邹庄矿 3204 工作面地质赋存条件和开采实际，采用数值模拟结合现场实测的研究方法，研究了受逆断层影响支架呈现高压特征的覆岩运动剧烈区和平缓区，揭示了断层超前工作面活化、断层区内煤壁易片帮的特点，结合逆断层高压区和低压区支架工作阻力实测结果，得到JF23，JF21 逆断层预加固距离分别为22，34 m，数值模拟结果与现场实测情况基本吻合。工作面支架配前伸缩梁，有效解决了断层区煤壁片帮难题。研究结果为工作面过逆断层的预加固距离及液压支架的适应性评价提供了理论依据。

浅埋大采高工作面煤壁片帮的柱条模型分析

黄庆享, 刘建浩

2015, 32(2): 187-191.

摘要 ( 1705 )

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采用UDEC 软件模拟了浅埋煤层4，5，6，7 m 采高煤壁变形与片帮过程，揭示了大采高煤壁片帮表现为受压“柱条”失稳特征。建立了煤壁片帮的柱条模型，通过柱条挠度分析得出了大采高工作面煤壁最容易发生片帮的部位在0.6 倍的采高处。研究认为随着采高的增大，塑性区宽度增加，煤壁柱条增多，柱条水平位移增大，柱条稳定性降低。通过加强顶板支护、加快推进速度和合理的护帮，改善柱条的约束条件，可以有效提高煤壁稳定性，控制煤壁片帮。

综采面过陷落柱采动应力与柱体应力相互影响模拟研究

郝兵元, 张玉江, 戚庭野, 冯国瑞, 白锦文, 章敏, 康立勋

2015, 32(2): 192-198.

摘要 ( 1551 )

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为了确保综采工作面安全通过陷落柱，采用数值模拟方法研究工作面推进过程中采动应力及陷落柱体应力随工作面推进的变化情况及相互影响。研究表明：陷落柱体应力和工作面采动应力的相互影响作用可分为弱、中、强3 个影响阶段，3 个阶段的范围分别为工作面距离陷落柱150～ 100 m，100~50 m 和小于50 m。不同阶段关注重点不同：在弱影响阶段，采动应力开始对陷落柱体应力产生影响，在此之前需完成陷落柱加固；在中影响阶段，陷落柱对采动应力的影响开始显现；在强影响阶段，互相影响强烈，需加强顶板管理。根据研究结果，确定了K8403 工作面顶板加强支护范围、陷落柱预加固时间及强度，实践表明加固效果良好，现已安全通过陷落柱。

复杂条件大倾角大采高旋转综采矿压显现规律及其控制

杨科, 陆伟, 潘桂如, 孙力

2015, 32(2): 199-205.

摘要 ( 1562 )

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针对潘北煤矿复杂条件大倾角“三软”厚煤层赋存特点及大采高旋转综采矿压难以控制的技术难点，采用现场实测、数值模拟等方法研究获得了12124 大采高旋转综采工作面及巷道矿压显现规律，揭示了大倾角“三软”厚煤层旋转综采采场和巷道矿压机理，即采空区煤柱下方工作面煤体应力集中、旋采区域采动应力集中与液压支架反复支撑是导致工作面顶板破碎、片帮、冒顶及巷道围岩变形剧烈的主要原因。提出并实施了该条件下旋采过程中采场和巷道围岩稳定性控制技术，主要包括：工作面顶板铺链网并在架头连接工字钢以加强顶板管理；应用液压支架与输送机间连接防滑千斤顶并联合推移千斤顶控制刮板输送机下滑；上风巷旋采拐点处采用锚网索联合支护控制巷道围岩变形；工作面上下端头超前10 m 回棚加强支护，保证正常运输通风需求。工程实践表明，该技术实施保证了工作面的安全高效回采，取得了良好的效果。

基于层次分析-模糊聚类分析法的导水裂隙带发育高度研究

杨国勇, 陈超, 高树林, 冯波

2015, 32(2): 206-212.

摘要 ( 1473 )

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为了较全面地考虑煤层顶板导水裂隙带发育高度的影响因素，在结合大量生产实践的基础上，分别从开采厚度、开采深度、工作面斜长、岩石抗压强度、岩层组合特征等因素进行分析，对各影响因素构造了影响指标并进行量化，采用层次分析法研究影响因素的权重，采用模糊聚类分析法对工作面的裂隙带发育高度进行聚类。10 个工作面的数据验证结果表明：开采厚度是影响导水裂隙带发育高度的主要因素之一，其他几个因素也是影响导水裂隙带发育的主要因素。研究所得结果与经验值和实测值都基本相似，说明本文选取方法是合理的，为煤矿预测煤层顶板裂隙带发育高度提供了一种新的方法。

采场底板高承压水突水“三场”演化研究

沈荣喜, 邱黎明, 李保林, 孔彪, 钮月

2015, 32(2): 213-218.

摘要 ( 1588 )

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采场底板承压水严重威胁着工作面的安全生产。通过理论分析建立了裂缝尖端力学模型，推导了裂缝力学平衡方程，分析了高承压水上工作面回采引发底板突水的裂缝扩展条件；利用 RFPA 软件模拟分析了承压水上工作面回采期间围岩应力场、损伤场与渗流场的演化过程，揭示了煤层底板承压水突水机制。研究结果表明：导水裂缝的扩展条件是孔隙水压力与地应力的合力大于煤岩体内部黏聚力；采矿活动改变了围岩应力场分布，造成局部应力集中，并引发煤岩体内部损伤破坏，大规模突水后主应力比裂纹开始扩展时显著增大；内部损伤增强了煤岩体的渗透性，增大了渗流场影响区域。

钻孔导致突水溃沙事故机理及防治对策研究

张蓓, 张桂民, 张凯, 陈彦龙, 张光辉

2015, 32(2): 219-226.

摘要 ( 1590 )

PDF (439KB) ( 2139 )

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以隆德煤矿为例，基于颗粒流和液体流2 种流体力学理论，提出了预测突水溃沙流量的溃沙漏斗和突水口2 种模型，探讨了地质钻孔导致隆德煤矿突水溃沙事故的形成机理和防治对策。主要研究结果包括：1) 相比于溃沙漏斗模型，突水口模型预测的突水溃沙流量与现场推测数据更为接近，可以较好地揭示隆德煤矿地质钻孔导致的突水溃沙现象；其中，决定突水溃沙事故流量大小的2 个关键因素为含水沙层的厚度和钻孔直径；2) 建立了地表动态沉陷模型，地表溃沙漏斗中心点沉降值及影响半径均随时间的增长而增加，但加速度逐渐减小；3) 提出了“采掘工程设计前，排查钻孔并封堵”的预防对策，以及“管道流变裂隙流，裂隙流变空隙流，最后注浆封堵” 的治理对策。

西部浅埋煤层煤样承载力及冲击倾向特征研究

苏海健, 尹乾, 靖洪文, 赵洪辉

2015, 32(2): 227-232.

摘要 ( 1509 )

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浅埋深、厚煤层、窄煤柱是我国西部浅埋煤层的典型赋存特征。为考察温度、水、尺度对西部浅埋煤层煤样承载力及冲击倾向特征的影响规律，分别对饱水及饱水风干、25~250 ℃之间4 种温度水平及3 种不同高径比煤样进行室内单轴压缩试验。试验结果表明：1) 从自然状态-饱水- 饱水后风干，煤样峰值强度和弹性模量急剧降低，而峰值应变逐渐增大，煤样破坏程度愈渐剧烈，冲击倾向特征减弱；2) 随着温度的升高，煤样峰值强度、峰值应变和弹性模量均呈现先增大后减小的趋势，在100 ℃出现临界点，此时煤样在加载过程中崩溅剧烈，冲击倾向性加剧；温度继续升高至250 ℃，煤样承载力及冲击倾向性逐渐弱化；3) 随着高径比的增加，煤样峰值强度、峰值应变及弹性模量均呈现衰减趋势，煤样变形及破坏程度减弱，而冲击倾向特征增强。

厚煤顶开切眼围岩稳定性及其锚索合理构型研究

何富连, 薄云山, 徐祝贺, 李二鹏, 许磊, 李通达

2015, 32(2): 233-239.

摘要 ( 1355 )

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针对厚煤顶、大断面开切眼围岩的控制难题，首先运用模拟软件FLAC3D 研究了顶煤厚度、开切眼宽度对围岩变形破坏特征的影响。结果表明：顶煤厚度小于6 m 时顶煤塑性区呈矩形，大于 6 m 时呈拱形；随着开切眼宽度的增大，顶板拉破坏面积由4.5 m2 近似线性增大到14.5 m2，顶板岩层中下降快慢分界点由距开切眼顶板4 m 处上移到8 m 处。在此基础上，通过力学理论分析等研究了支护锚索的合理构型，提出了“交叉迈步式”联合控制技术，并在现场进行了成功应用。

巷道围岩全断面锚注浆液渗透扩散规律研究

黄耀光, 王连国, 陆银龙

2015, 32(2): 240-246.

摘要 ( 1494 )

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考虑巷道开挖扰动和注浆压力衰减对浆液渗透扩散规律的影响，基于拟连续介质假设，利用渗流力学理论推得围岩扰动应力和注浆压力耦合作用下的浆液非稳态渗透扩散基本方程；并运用多场耦合软件COMSOL 建立了锚注浆液在围岩中渗透扩散的数值计算模型，系统研究了注浆时间、注浆压力以及注浆锚杆间距等锚注参数对浆液渗透扩散的影响。其结果表明：延长注浆时间可以减缓浆液压头在渗透扩散过程中的衰减而增大浆液在围岩中的扩散半径；注浆锚杆间距与浆液扩散半径之比小于等于1.41 时，浆液将在巷道全断面围岩内形成完整注浆加固圈。最后将以上研究成果用于淮北袁店一矿新掘巷道的锚注加固设计中，经现场监测证明其有效地控制了巷道围岩的变形与破坏。

亭南煤矿深部软岩巷道底鼓“四控”机理及应用

杨军, 石海洋

2015, 32(2): 247-252.

摘要 ( 1626 )

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针对亭南煤矿深部软岩巷道底鼓大变形现象进行深入研究，综合采用现场工程地质调查、物化分析、数值模拟计算、现场测试等方法，分析得出西翼轨道巷道底鼓的复合型变形力学机制，提出采用“四控一措施”新技术将复合型变形力学机制转化为单一型变形力学机制，即将顶板、两帮、底角和底板四部位看作是相互联系的整体，综合控制各部位变形，并结合防治水措施，达到有效控制底鼓的目的。“四控”是指：在顶板施加锚杆并在关键部位施加锚索，有效降低来自顶板并传递至底板上的应力；通过施加底角锚杆，利用材料自身抗弯刚度，切断底板基角塑性滑移线；帮部打入锚杆，增强帮部岩体强度，减小发生底鼓底板宽度；施加反底拱对底板作用均匀一致的支护反力，形成封闭的支护体系。“一措施”是指：及时设置排水沟，避免排水不畅积水浸入底板造成膨胀性底鼓；对顶板及两帮围岩做喷浆处理切断裂隙水路径；巷道挖底后立即铺设干石灰粉垫层封闭底板围岩。工程实践表明，该项新技术在亭南矿有效地控制了软岩巷道底鼓变形。

带有导向孔的浅孔爆破在留巷切顶卸压中的应用研究

陈勇, 郝胜鹏, 陈延涛, 张自政, 武立飞, 刘洪林

2015, 32(2): 253-259.

摘要 ( 1504 )

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厚层坚硬顶板切顶卸压是优化沿空留巷围岩应力和结构有效途径之一，将导向孔应用到切顶卸压中是新的尝试。基于浅孔爆破沿空留巷切顶卸压机制，利用LS-DYNA 数值模拟与理论分析相结合的方法，分析了导向孔作用机理，探究了参数选取对爆破效果的影响。研究结果表明：导向孔增加了自由面，对炮孔连线方向上的切向应力影响明显，提高了炮孔间裂隙贯通率和炸药能量利用率；装药孔不耦合系数取1.31 时可充分发挥导向孔应力集中效应；最大切向拉应力与导向孔直径呈正变关系，但对远离导向孔的位置影响微小。根据岩石的动态抗拉强度，确定装药孔间距1.2 m。

TBM 围岩挤压大变形特性分析与等级划分

黄兴, 刘泉声, 刘滨, 刘学伟, 崔先泽

2015, 32(2): 260-266.

摘要 ( 1499 )

PDF (341KB) ( 2152 )

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为了预测评价 TBM 穿越深部软弱地层时围岩挤压大变形，分析了TBM 开挖卸荷围岩挤压大变形力学特性。将TBM 围岩挤压大变形定义为TBM 开挖后变形速率大、变形量达到TBM 扩挖预留的围岩与护盾间的变形间隙，同时收敛速度慢，变形时效性显著的一种变形。指出当围岩挤压变形与开挖半径间的比值大于等于1%且挤压变形与扩挖间隙的比值大于等于1 时便产生挤压大变形，并根据这2 个指标将TBM 围岩挤压变形划分为无挤压变形、轻微挤压变形、中等挤压变形、严重挤压变形和非常严重挤压变形5 个等级。

南山煤矿构造应力区软岩巷道变形破坏机理研究

郭志飚, 李二强, 张跃林, 邓小卫, 王炯

2015, 32(2): 267-272.

摘要 ( 1332 )

PDF (619KB) ( 1648 )

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本文通过对南山煤矿东部构造应力区的现场调研，总结了东部区巷道常见的破坏特征，选取-120 总回风巷道作为研究对象，利用数值模拟再现了无支护和普通锚网索支护下构造应力区软岩巷道的变形破坏过程，研究了其变形破坏机理。研究表明，影响构造应力区软岩巷道的破坏原因为赋存应力高、岩体强度低以及原支护不适应深部软岩大变形等。结合破坏机理分析了在构造应力作用下围岩与支护体的相互作用关系，概括了其变形破坏过程。

树脂全长锚固锚杆外形尺寸优化数值模拟研究

林健, 任硕

2015, 32(2): 273-278.

摘要 ( 1523 )

PDF (410KB) ( 1795 )

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锚杆全长预应力锚固支护方式是解决复杂困难巷道支护的有效手段，但是由于施工困难，一直制约着它的应用与推广。本文致力于通过优化锚杆外形的方法，在保证锚杆锚固性能前提下，解决煤矿巷道全长锚固施工困难的问题。论文采用数值模拟的方法，对锚杆外形与锚杆锚固性能之间的关系进行了研究，提出锚杆外形相关参数的合理值。优化后的锚杆横肋高度由原来的1.46 mm 降低为1.20 mm，横肋间距由原来的11 mm 增加到30 mm，横肋宽度由3 mm 增加到10 mm。优化后的锚杆在锚固性能不降低的情况下，搅拌阻力降低50%左右，搅拌效果理想，达到了优化的目的。

神东矿区回撤阶段调节巷适用的合理埋深研究

朱卫兵, 任冬冬, 陈梦

2015, 32(2): 279-284.

摘要 ( 1473 )

PDF (546KB) ( 1962 )

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针对神东矿区补连塔煤矿12401，12402 工作面在回撤阶段调节巷易诱发工作面端面冒顶的问题，采用FLAC3D 三维有限元软件就埋深对调节巷交叉点围岩稳定的影响进行了数值模拟研究。结果表明：基于煤体稳定时调节巷适用的极限埋深为213～318 m，基于围岩变形可控时调节巷适用的极限埋深为165～229 m，最终确定神东矿区调节巷适用的合理埋深应小于165 m。并得到了补连塔煤矿12405 和12406、大柳塔煤矿52304 和52303 工作面的回采验证，为神东矿区类似条件下综采工作面的快速安全回撤提供参考。

杨庄矿软岩巷道锚杆与钢管混凝土支架联合支护技术研究

李学彬, 杨仁树, 高延法, 薛华俊

2015, 32(2): 285-290.

摘要 ( 1721 )

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杨庄矿Ⅲ水平南大巷软岩巷道围岩强度低，黏土矿物含量高，吸水泥化现象严重，巷道围岩变形量大，锚杆失效较为普遍。结合南大巷软岩巷道围岩变形特点，设计了锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案。巷道断面采用马蹄形，锚杆为Φ20 mm×L1800 mm 的左旋螺纹钢锚杆，钢管混凝土支架主体钢管选用Φ194 mm×L8 mm 无缝钢管，灌注C40 核心混凝土。结合理论计算可知，设计支护方案的极限承载能力大于南大巷围岩荷载，能够维持巷道围岩的稳定。通过数值分析和现场监测分析可知，巷道围岩变形较小，锚杆和钢管混凝土支架支护作用力均小于其极限荷载，支护结构稳定，所以锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案满足了Ⅲ水平南大巷软岩巷道支护的要求。

亭南煤矿东翼轨道大巷底鼓力学机制及控制技术

王炯, 郝育喜, 郭志飚, 朱国龙, 韩战

2015, 32(2): 291-297.

摘要 ( 1405 )

PDF (652KB) ( 1756 )

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为解决亭南煤矿东翼轨道大巷底鼓问题，采用现场调查、围岩物化成分分析、吸水软化试验和数值分析等方法，研究了亭南煤矿软岩巷道底鼓特征、影响因素和变形力学机制。结果表明：底鼓主要是由于巷道底板岩层岩性软弱膨胀性强，底板在无支护状态下成为巷道变形和应力释放的主要空间，巷道底角软岩在两帮应力传递作用下产生剪切塑性大变形，向底板中部挤压形成底鼓。提出了底板隔水、加固、控制变形的治理原则，采用混凝土反底拱+金属焊接网+底角管缝式锚杆的支护形式，对底板进行加固。通过现场监测和数值分析，表明新支护能够改善底板围岩受力状态，切断底角剪切滑移变形，有效控制巷道底鼓变形。

复杂条件下深井马头门围岩稳定性分析及支护结构优化

蔡海兵, 程桦, 荣传新, 宋海清, 黎明镜

2015, 32(2): 298-304.

摘要 ( 1792 )

PDF (579KB) ( 1804 )

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针对淮北海孜矿新副井马头门处于岩层极为破碎、千米埋深、断面尺寸大等复杂条件，利用ABAQUS 有限元数值软件进行了原支护设计方案情况下的马头门围岩稳定性分析，研究了马头门围岩位移场、应力场和塑性区的分布规律及支护结构的受力特征，据此对马头门的支护结构进行了设计优化。马头门初期支护采用锚、网、喷、索的支护形式；二次支护采用带反底拱的全断面钢纤维钢筋混凝土衬砌，增设底板注浆锚杆和底板锚索，并通过室内配合比试验确定了钢纤维混凝土的强度等级、钢纤维掺入率和最优配合比。现场监测结果表明，优化后的马头门支护结构安全储备较高且设计方案合理。

锚杆支护密度对锚固复合承载体承载特性影响规律试验研究

张益东, 程亮, 杨锦峰, 季明, 李亚辉

2015, 32(2): 305-309.

摘要 ( 1417 )

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锚杆群的共同作用使锚杆和其锚固范围内的岩体形成一定强度的承载结构，该结构对巷道的稳定性起到至关重要的作用，称之为“锚固复合承载体”。根据自行研制的锚固复合承载体测试系统研究锚杆支护密度对承载体承载特性的影响规律，获得了锚固复合承载体的强度及其破坏特征，揭示了锚固复合承载体中心应力和围岩移近量的变化规律。最后理论计算了锚固复合承载体强度，理论计算结果与修正后实测结果相差不大。

混凝土水化热对白垩系地层井壁与冻结壁温度影响的实测研究

李博融, 奚家米, 杨更社, 陈新年, 屈永龙

2015, 32(2): 310-316.

摘要 ( 1346 )

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在西部白垩系地层煤矿立井冻结法凿井施工过程中，通过分析2 个代表性水平层位温度的现场监测数据，得到了冻结凿井期间外壁及冻结壁温度变化的基本规律。研究表明：外壁浇筑后即出现温度迅速增长阶段，两监测层位在1.5 d 内温度上升幅度最大可达68.4 ℃，且粗粒砂岩受水化热影响的温度上升速率大于细粒砂岩；大量水化热使两监测水平保持了较长的正温养护时间，对外壁混凝土早期强度增长有利；同时，释放的水化热使冻结壁出现大范围升温以至局部融化(融化深度达305 mm)，对冻结壁的强度造成不利影响。通过分析和探讨水化热对井壁及冻结壁的影响规律，对西部白垩系地层井筒冻结工法设计与施工具有重要意义。

高应变率下煤力学特性试验研究

李明, 茅献彪, 曹丽丽, 茅蓉蓉, 浦海

2015, 32(2): 317-324.

摘要 ( 1349 )

PDF (355KB) ( 2182 )

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利用Φ50 mm 分离式霍普金森(Hopkinson)压杆(SHPB)试验系统，对煤进行单轴冲击压缩试验，明确煤的力学特性随应变率的变化规律。试验气压等级设计为0.30，0.35，0.40，0.45，0.50， 0.55 MPa，为试样提供相应的6 组不同应变率。试验结果表明：高应变率下煤应力-应变曲线大致分为压密阶段、弹性变形阶段、微裂纹演化阶段、裂纹非稳定扩展阶段以及卸载阶段；应变率升高缩短压密阶段，延长弹性变形阶段；随着应变率的升高，煤动态弹性模量与峰值应力近似呈对数形式增加，而峰值应变近似呈对数形式降低；煤试样的破坏程度随应变率的升高而增加，应变率由68.666 s-1 增加到79.751 s-1，煤破坏程度对应变率的敏感性最为显著。研究结果可为采矿工程割煤参数的确定提供依据。

基于微震和应力动态监测的煤岩破坏与瓦斯涌出关系研究

尹永明, 姜福兴, 谢广祥, 朱权洁, 王存文, 王磊, 何晓军

2015, 32(2): 325-330.

摘要 ( 1437 )

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采用微震监测技术、应力实时在线监测技术对方山矿新井11041 工作面回采过程中煤岩破坏与应力变化进行了实测研究，结合工作面抽放和风排瓦斯涌出量监测数据，得到了综采工作面煤岩破坏、应力变化和瓦斯涌出三者之间的关系。研究表明：1) 微震事件能量峰值的出现略早于工作面前方煤体应力极值和瓦斯抽放指数峰值，而工作面风排瓦斯涌出量峰值又略晚于瓦斯抽放指数峰值，可以根据微震事件能量变化来间接反映工作面煤体应力变化和瓦斯涌出情况；2) 工作面基本顶的周期性运动是诱发工作面风排瓦斯涌出量周期性变化的主要原因，当基本顶周期性断裂时，采空区瓦斯涌出增大，工作面风排瓦斯含量变大，且瓦斯主要来源于采空区积聚瓦斯。

基于π 定理的崩落法转充填法过渡采场顶柱尺寸研究

刘艳章, 邓磊, 王其飞, 赵卫, 石志军, 张群, 张丙涛

2015, 32(2): 331-336.

摘要 ( 1369 )

PDF (359KB) ( 1886 )

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崩落法转充填法开采过程中，充填法过渡采场顶柱下方存在采空区，顶柱上部有大量崩落法开采留下的松散岩石，顶柱的稳定性对过渡段矿石的安全开采具有重要意义。过渡采场顶柱厚度与跨度之比即厚跨比r 是影响过渡采场顶柱稳定性的重要因素之一，为了分析顶柱稳定性，采用π 定理建立了充填法过渡采场顶柱厚跨比r 和顶柱稳定性的关系模型，该模型选取顶柱的许用应变作为采场稳定性判断标准，根据许用应变得到合理的厚跨比。将此关系模型应用于程潮铁矿无底柱分段崩落法转充填法的试验过渡采场顶柱尺寸研究中。运用有限元法计算得出程潮铁矿过渡采场顶柱的最小厚跨比rmin，根据损失率约束得出最大的厚跨比rmax。通过计算厚跨比r 的取值为1.24~1.45。试验采场按此厚跨比进行生产，顶柱未失稳。工程试验检验了此关系模型的有效性。

塌陷区下部采场顶板稳定性分析及岩移预测

龚剑, 胡乃联, 王孝东, 李迪, 崔翔

2015, 32(2): 337-342.

摘要 ( 1602 )

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为了分析塌陷区下部顶板的稳定性，采用了RMR 岩体分类与Q 系统岩体分类对某矿区围岩进行岩体质量评价，得出围岩条件，并建立塌陷区力学模型分析了采空区顶板的受力状态，结果表明了-127 m 中段采空区顶板已具备塌陷的力学条件。根据三维有限元模型的计算结果，验证了-127 m 中段采空区塌陷的可能性，根据监测值进行岩移量时间序列预报。预报结果表明，-127 m 中段顶板岩移量有逐渐增大的趋势，塌陷势能在逐渐积累，应采取支护方案控制岩移量，并定期进行时间序列预报，掌握岩移量变化趋势。

顶底柱回采爆破方案优选的 AHP-TOPSIS 模型

史秀志, 刘博, 赵建平, 阮喜清, 陈海波

2015, 32(2): 343-348.

摘要 ( 1397 )

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针对某铅锌矿在顶、底柱矿体回采爆破方案选择中难以决策的问题，在结合层次分析法 (AHP)和逼近理想解排序法(TOPSIS)基本理论的基础上，建立AHP-TOPSIS 综合评判指标体系模型，对4 种拟选的回采爆破方案进行综合评判优选。从经济、技术、安全3 方面的9 个指标综合考虑影响回采爆破方案选择的因素，通过层次分析法客观地确定各评判指标的权重向量，进而结合逼近理想解排序法原理构建AHP-TOPSIS 综合评判指标体系模型，计算出各爆破方案基于评判指标的综合优越度，得出拟选回采爆破方案的优越度分别为50.0%，62.2%，69.6%，45.0%，从而确定第3 种爆破方案(直孔掏槽、80°斜孔侧崩)最优。研究结果与BP 神经网络法、突变级数法、熵模糊物元模型的评判结果基本相符，证明该模型的可行性，为爆破方案的选择提供新的思路。

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