采矿与安全工程学报

高喜才，伍永平，曹沛沛，王红伟，尹建辉

2016, 33(3): 381-386.

摘要 ( 1080 )

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大倾角煤层变角度综放工作面受倾角变化的影响，覆岩运移、矿压显现规律更为复杂。针对枣泉煤矿大倾角煤层 120210 变角度工作面综放开采条件，采用物理相似模拟实验和现场监测方法，对比研究了大倾角煤层变角度工作面和单一角度工作面综放开采覆岩运移规律。研究表明： 120210 工作面受不同倾角的影响，覆岩运移规律较单一角度工作面差异大，上部区域倾角 26°，覆岩运移特征表现出倾斜煤层开采的特征，基本顶以“悬臂梁”结构形式发生破断运动，顶板平均压力 23.7 MPa，分布均匀；下部区域倾角 44°，覆岩运移特征表现为大倾角煤层开采特征，顶板垮落的矸石沿倾斜滑移充填采空区，顶板平均压力 29.5 MPa，分布不均、变化范围大；中部区域过渡段覆岩运移既有倾斜煤层又有大倾角煤层开采特征，顶板平均压力 27.15 MPa，分布较均匀，是两者转换的关键区域。根据工作面不同倾角区域覆岩运移、矿压显现特征提出大倾角煤层变角度综放工作面开采围岩控制原则，并依据此原则提出工作面分区域顶煤放出量控制方法。

急倾斜特厚煤层开采相似材料模拟试验研究

程卫民，孙路路，王刚，黄旭超，黄启铭

2016, 33(3): 387-392.

摘要 ( 1135 )

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为了探究坚硬顶板急倾斜特厚煤层在未强制放顶条件下，采用水平分段放顶煤方式开采时围岩的运动和裂隙发育规律，采用相似材料模拟的方法进行了研究。通过低强度正交配比试验，确定煤层配比为水泥∶砂子∶水∶活性炭∶煤=6∶6∶7∶1.1∶79.9，所制煤层密度为 0.913 g/cm 3 ，单轴抗压强度为 0.076 MPa，符合相似理论的要求和现场实际情况。相似材料模拟试验结果表明：工作面开采 2~3 个水平后上覆岩层才会发生大面积的整体垮落；在埋深较浅的水平，上覆岩层垮落前形成整体结构协调运动，在埋藏较深的水平，顶板在各个水平发生较小程度的垮落，相邻水平之间能够形成铰接结构；进入深部开采水平后，各水平开采后顶板随之发生破坏并垮落；顶板离层及裂隙发育规律与顶板运移和垮落规律有较强的一致性；开采水平底板煤层接近岩石底板一侧的应力卸压程度要高于接近岩石顶板的一侧，开采层下部煤层显著卸压深度约为 15 m。

采动岩层与地表移动的“四带”划分研究

黄庆享，夏小刚

2016, 33(3): 393-397.

摘要 ( 916 )

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基于采场覆岩“垮落—断裂—弯曲下沉—地表沉陷”一体化过程，研究了岩层破坏与移动特征。根据裂隙带内岩层裂隙发育程度的不同而导致的岩层移动差异，将裂隙带划分为块体铰接带似和连续带，提出了采空区上覆岩层的“冒落带、块体铰接带、似连续带和弯曲下沉带”的“四带”划分，采用顶板铰接结构的形成条件、岩体稳定性系数和岩层裂隙分维数给出四带划分方法。

上覆煤层开采后下伏煤层卸压机理分析

汪锋，许家林，谢建林，郭杰凯

2016, 33(3): 398-402.

摘要 ( 1072 )

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以开滦唐山矿 Y485 工作面受上覆 5 # 煤层采空影响为背景，基于关键层理论，采用数值模拟和现场实测研究了上覆煤层开采后下伏煤层的卸压机理。结果表明：覆岩中往往存在多层关键层，会对工作面支承压力产生影响。卸压开采后上覆关键层发生破断，下伏煤层工作面回采时仅在层间关键层的影响下支承压力的影响范围和峰值显著降低。唐山矿上覆 5 # 煤层工作面回采后，仅在层间关键层的影响下，下伏 9 # 煤层 Y485 工作面超前支承压力影响范围由 73 m 减小至 38 m，超前支承压力峰值与工作面煤壁的距离由 29 m 减小至 20.5 m。当两煤层间存在厚硬关键层时，开采上覆煤层对下伏煤层进行卸压时，下煤层工作面支承压力峰值的最大值是无关键层时的 2.34 倍，下煤层回采时仍产生了显著的应力集中。

中关铁矿工作面顶板突水机理及防治对策

师文豪，杨天鸿，常宏，王培涛，夏冬

2016, 33(3): 403-408.

摘要 ( 929 )

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中关铁矿属于奥陶系石灰岩岩溶大水矿山，井建期间一直受到严重的水害威胁。根据中关铁矿-260 m 中段掘进工作面顶板突水特征，以突水构造条件和地下水动态监测相结合的分析方法对突水机理进行了研究。结果表明：人工采动揭露使 X1 隐伏断层处于顶板变形张拉区，多次发生顶板垮塌，X1 断层由阻水断层活化为导水断层，形成导水通道，沟通了与上覆奥陶系岩溶含水层的水力联系，引发突水事故。在此基础上，提出了-260 m 井建工程中“有掘必探，先探后掘；以堵为主，疏堵结合”的顶板岩溶突水防治对策，实现了-260 m 中段复杂岩溶条件下井建工程安全、高效的施工效果。

似膏体充填开采防止高承压底板水突出研究

邱梅，施龙青，于小鸽，高卫富, 石永奎

2016, 33(3): 409-414.

摘要 ( 1051 )

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以曹庄煤矿 81006 工作面为试验研究对象，开展了以防止高承压底板水突出为目的的似膏体充填开采系统及工作面底板破坏深度探测研究。研制了以胶固料、矸石粉、粉煤灰为原料的充填材料，构建了地面及井下 2 部分充填系统，实现了物料的添加、搅拌、输送的自动控制。采用钻孔双端封堵测漏装置，对似膏体充填开采工作面(81006 工作面)和顶板垮落法开采工作面(8812 工作面)的底板破坏深度进行了现场实测。结果表明，在似膏体充填开采条件下，矿山压力对工作面底板破坏深度显著减小。基于“下四带”理论，分析了似膏体充填开采条件下矿山压力对底板破坏深度减少的机理，证明了似膏体充填开采是防止高承压底板水突出的有效措施。

受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究

苏学贵,，宋选民，原鸿鹄，杜献杰

2016, 33(3): 415-422.

摘要 ( 1095 )

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近距煤层下行开采中，因受上层煤采空区及煤柱的影响，下层煤巷道的应力环境及围岩破坏机理均发生复杂变化。采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法，研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策。研究表明：受上覆采空区释压作用影响，其下方巷道围岩应力集中较小、巷道较为稳定；受煤柱压力传递影响，煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高，应力集中系数达 3.84，巷道两帮及肩部大范围压剪破坏，最终导致巷道整体失稳；煤柱下高应力区巷道宜采用拱形断面，增加支护强度与锚固预应力，顶板锚索(杆)向巷道两肩角倾斜布置，使支护体系与围岩塑性破坏区相互耦合并得到共同强化。在支护优化后巷道顶板下沉量减小 42.8%，锚杆、锚索实测工作载荷分布合理，实现了对煤柱下近距煤层巷道的安全有效控制。

大断面采动剧烈影响煤巷变形破坏机制与控制技术

何富连，张广超

2016, 33(3): 423-430.

摘要 ( 929 )

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受相邻大型综放面剧烈采动影响，大断面综放沿空煤巷掘进过程中易出现冒顶、垮帮、支护体损毁等强矿压现象，导致巷道不能安全畅通。以王家岭煤矿 20102 回风巷道为研究对象，采用现场调研、理论分析、数值模拟、井下试验等手段进行变形破坏机制分析，认为其变形破坏的主要因素有：高支承压力，围岩裂隙发育、强度低，大断面，支护不合理。得出巷道变形破坏动态过程为：大型综放开采→大范围高支承压力、高强度应变能积聚→巷道开挖导致应变能剧烈释放→围岩结构劣化和强度丧失→(支护不利、大断面等)巷道严重失稳破坏。在上述研究基础上，提出巷道掘进期间和回采期间围岩控制对策与技术，并结合现场地质生产条件确定支护方案。现场实践表明，采用综合控制技术后，顶板变形量为 136 mm，两帮变形量为 116 mm，底板变形量为 132 mm，处于稳定状态。

模糊综合评判在西南矿区沿空留巷适应性评价中的应用

曹树刚，王帅，范映冲，杨红运，陈先哲

2016, 33(3): 431-436.

摘要 ( 1013 )

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沿空留巷技术在实际应用中表现出很大的优越性，为了使该技术在中小型煤矿中得到推广，综合运用层次分析法、模糊综合评判法建立了沿空留巷适应性评价模型。根据专家现场经验和试验研究结果，确定了影响适应性等级的 6 个主要地质因素，分别为煤层倾角、煤层厚度、巷道埋深、直接顶厚度影响系数、直接顶岩性和顶板完整性。采用层次分析法，通过构造判断矩阵，确定各个因素的权重。以西南某煤矿回采巷道为例，确定其留巷适应性等级为Ⅴ级，与实际留巷条件基本一致，表明该模型是合理可行的，能够实现对沿空留巷适应性等级进行评价。

锚杆拱形托板承载力试验与分析

郑仰发，康红普，鞠文君，张剑，李建波

2016, 33(3): 437-443.

摘要 ( 939 )

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为深入认识拱形结构对钢托板力学特性的影响，及其与不同锚杆匹配的承载适用性，基于球壳结构弹性力学与极限平衡分析构建了 2 种拱形托板承载力理论关系式，结合工程实践详细论述了其中 5 个影响参数。采用实验室加载试验研究了不同板厚、不同拱高的方形托板承载力与变形特征。结果表明：托板承载力与钢板厚度、拱高与拱底圆直径之比呈正增长关系；试验承载力较好地验证了理论计算式的适用性；此外，调向球垫尺寸与强度对托板承载与支护的充分发挥非常重要。综合以上研究与煤炭行业标准，提出常用锚杆规格与拱形托板尺寸的合理匹配表，以供矿山支护工程参考使用。

基于煤体微裂隙演化进程的综放窄煤柱煤巷非对称支护研究

殷帅峰，何富连，程根银，赵勇强

2016, 33(3): 444-451.

摘要 ( 839 )

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针对窄煤柱煤巷掘进完成初期出现的大变形控制难题，结合窄煤柱煤巷动静支承压力基本认识，运用 CT 扫描技术系统研究了窄煤柱煤巷巷道中心轴两侧煤体微裂隙的演化进程，提出双锚索桁架与单体锚索平行布置非对称支护技术，并对其组成结构、控制机理、应力场分布规律进行了系统研究。结果表明：1) 窄煤柱煤巷巷道中心轴两侧煤体微裂隙数量、发育速度和贯通速度具有明显的不对称性；2) 顶板和煤柱帮桁架锚索应力场沿垂直方向呈“蝙蝠形”向岩体深部扩展，应力叠加区更大范围锚固体处于受压应力状态。双锚索桁架平行布置非对称支护技术在 120210 窄煤柱煤巷试验成功，巷道围岩在静态支承压力和动态支承压力作用期间变形协调一致，控制效果良好，研究成果对类似工程条件的支护设计具有一定的理论意义和实用价值。

阳城矿深部复合型软岩大巷破坏机制与支护设计

蒋邦友，王连国，顾士坦，张继华，王荣超

2016, 33(3): 452-459.

摘要 ( 1135 )

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针对阳城煤矿南翼软岩大巷严重底鼓和断面收缩等非线性流变大变形控制难题，综合采用力学试验、现场测试和理论分析等方法，分析了南翼大巷围岩的地质力学特性和破坏特征；通过建立受二向均布载荷作用下的巷道力学模型，研究揭示了阳城煤矿南翼软岩大巷变形破坏力学机制。结果表明：地应力环境对大巷产生了极为不利的影响；大巷围岩属 HJS 复合型软岩，节理裂隙发育、松动破坏严重，使得可承载的完整岩层厚度较小是大巷破坏严重的关键因素。基于大巷复杂的破坏机制，提出了以锚注为主体的锚网索喷注联合支护方式，并设计使用了新型的注浆锚索，注浆管+注浆锚索深、浅耦合注浆，取得了良好的现场应用效果，实现了软岩大巷变形的有效控制，为类似巷道工程提供了参考。

卸压开采影响下回采巷道支护强度量化计算方法探讨

于凤海，赵同彬，谭云亮，郭伟耀

2016, 33(3): 460-466.

摘要 ( 1018 )

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为实现卸压开采状况下回采巷道支护强度的定量化确定，采用理论分析、数值模拟及现场试验相结合的方法，探讨了卸压开采状况下底板应力分布特征，提出了卸压开采影响系数，给出了卸压开采影响下回采巷道支护强度量化确定方法，并进行了现场工程实践。研究结果表明：卸压开采后煤层底板可划分为底板破裂区(弧形)、应力降低区(抛物线形)、应力增高区(椭圆形)和原岩应力区，应力降低区深度为采空区宽度的 60%~70%，应力增高区宽度为 3.0 倍外应力场宽度，深度范围约为 5.0 倍外应力场宽度。卸压开采影响系数取值范围为 0~1.0，卸压开采影响重点区域为底板 40 m 深度范围内。通过现场监测表明，受卸压开采影响，下层煤回采巷道所需支护强度降低，当支护间距由 600 mm 增加至 800 mm，顶底板移近量反而减小了 46.5%，两帮移近量减小了 46.7%。考虑卸压开采影响，使得回采巷道支护强度确定更加合理。

活鸡兔井极近距离煤层煤柱下双巷布置研究

陈苏社，朱卫兵

2016, 33(3): 467-474.

摘要 ( 1003 )

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针对大柳塔煤矿活鸡兔井极近距离煤层同采工作面回采巷道的合理布置问题，采用数值模拟及现场实测方法，就层间距小于 2 m 极近距离煤层煤柱下的双巷布置进行了研究。结果表明：当区段煤柱宽度为 20 m 时，煤柱下双巷布置适用的埋深应小于 100 m；当区段煤柱宽度为 35 m 时，煤柱下双巷布置适用的埋深应小于 150 m。据此，将活鸡兔井三盘区极近距离煤层双巷布置于 35 m 宽的区段煤柱下，实际使用后巷道历经 3 次采动影响的累积变形量仅为 50 mm，巷道无需维护即能保持正常安全使用，为类似浅埋极近距离煤层的安全高效开采提供参考。

综放沿空掘巷护巷窄煤柱留设宽度优化设计研究

祁方坤，周跃进，曹正正，张奇，李宁

2016, 33(3): 475-480.

摘要 ( 1034 )

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护巷窄煤柱的合理留设是综放沿空掘巷技术成功实施的关键问题。基于采空侧煤体倾向支承压力分布特征以及护巷煤柱体的极限平衡理论，确定了护巷窄煤柱合理留设宽度的上、下限值解析表达式，结合山东某矿 3309 综放工作面的采矿地质条件，认为护巷窄煤柱合理留设宽度范围为 4.1~7.2 m。为了进一步优化设计护巷窄煤柱的留设宽度，采用数值模拟方法对合理取值范围内的护巷窄煤柱留设宽度进行对比分析，认为 3309 综放工作面护巷窄煤柱的最优留设宽度为 5 m。将上述研究成果成功运用于工程实践，现场实测数据表明，结合理论分析和数值计算综合确定的护巷窄煤柱最优留设宽度可以有效控制沿空巷道围岩变形量，有利于维护综放沿空巷道的整体稳定性。

沿空掘巷小煤柱变形分析与中性面稳定性控制技术

许兴亮，李俊生，田素川，刘忠堂，李跃文

2016, 33(3): 481-485.

摘要 ( 1028 )

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依据小煤柱沿空掘巷条件下采场侧方煤体支承压力分布特征，通过数值计算和原位实测方法研究发现小煤柱内部存在不变形或变形极小的中性面区域。随煤柱尺寸增加，中性面区域的宽度逐渐增大，但其占煤柱宽度比例增速降低并逐渐趋于稳定。研究发现锚杆支护强度可以显著增大煤柱内中性面极限承载区的宽度与承载能力，通过采用高强度锚杆支护的方法实现了全塑性区小煤柱稳定性控制，并将研究结果成功地应用于工程实践。

卸载条件下二向不均等地应力场中圆形冻结壁弹性应力分析

王勇，杨维好

2016, 33(3): 486-493.

摘要 ( 885 )

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为获得二向不均等地应力场中圆形冻结壁的受力变形规律，考虑开挖卸载工况，建立了冻结壁与围岩相互作用弹性力学模型，推导并用有限元软件验证了其解析解，且与传统加载模型进行了对比。着重分析了冻结壁内缘环向应力与径向位移的分布情况及其与各影响因素间的关系。研究表明：加载模型较本文卸载模型计算结果总体偏大；在冻结壁与围岩弹性模量的比值 β 较小时，考虑其相互作用可有效减小冻结壁的应力与位移；若地应力均匀系数 λ 较小，冻结壁内缘会出现环向拉应力，不利于其承载能力的发挥；卸载率、β、λ、冻结壁内外半径比均对冻结壁的应力、位移有较大影响，而泊松比的影响相对较小。本文计算模型能较真实地反映冻结壁的受力变形情况，研究成果对冻结壁的设计与施工具有一定的指导作用。

厚风积砂覆盖地层立井井壁竖直附加力与井壁结构

张驰，杨志江，张涛，韩涛

2016, 33(3): 494-500.

摘要 ( 944 )

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采用物理试验方法，初步开展饱和砂与井壁混凝土界面竖向剪切试验，获得了界面竖向抗剪强度指标；基于数值计算，进一步研究厚风积砂覆盖地层立井井壁竖直附加力的变化规律。结果表明：风积砂地层中，井壁竖直附加力随深度的增加呈现出非线性增长规律，并在风积砂含水层与基岩交界面附近达到极值；进入基岩段后，竖直附加力部分由基岩分担，附加力急剧减小。在厚度超过 100 m 的风积砂地层中，随着含水层水位的不断下降(如超过 20 m)，传统的双层复合井壁结构在竖直附加力等作用下，于基岩交界面附近可能出现井壁破裂灾害，应采用适应地层沉降的可缩井壁结构限制竖直附加力的增长。

含水煤层底板岩层力学性质分析：以小纪汗煤矿为例

李海龙，白海波，钱宏伟，马丹，许静

2016, 33(3): 501-508.

摘要 ( 1095 )

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在陕北榆林小纪汗煤矿实际建井开采过程中发现了煤层为矿井主充水含水层这种特殊的水文地质现象，为对这种特殊现象下底板岩层的力学性质进行分析，对现场底板岩样进行岩石矿物成分测试、岩石膨胀性测试及水作用下岩石强度弱化规律测试等一系列试验研究。研究发现： 1) 小纪汗煤矿煤层为裂隙含水层，且为矿井主充水含水层，底板岩层长时间受水侵蚀，岩体易于软化、变形，易造成岩层裂隙扩展及其稳定性破坏；2) 底板岩样中含蒙脱石、伊利石等膨胀性矿物是底板岩层膨胀变形的微观影响因素；3) 底板岩样浸水膨胀变形经过急速膨胀—变形缓慢—变形结束 3 个阶段，岩样浸水 2 h 内的膨胀变形已占总变形量 73.3%，浸水 2~12 h，变形量占总变形量的 24.7%，浸水 12 h 后，试样基本不变形；4) 岩样与水作用后其单轴抗压强度、弹性模量、劈裂抗拉强度随饱水时间的延长、含水率的增大而不断降低，总体呈指数关系递减；5) 岩样浸水 12 h后，岩石单轴抗压强度、弹性模量及抗拉强度降低值占总衰减值分别为71.6%，72.3%和65.4%，煤层裂隙水对底板岩层的侵蚀软化作用明显。

含裂隙泥岩注浆前后力学特性试验研究

刘泉声，周越识，卢超波，张建明

2016, 33(3): 509-514.

摘要 ( 938 )

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采用直剪试验研究注浆前后泥岩裂隙面的闭合和剪切力学性质。试验结果表明注浆加固后泥岩裂隙面的力学性质出现了明显变化：1) 注浆后的法向变形量较之注浆前减小了 49%~57%； 2) 注浆后，剪切变形曲线出现了明显的峰值剪切强度和残余剪切强度；3) 注浆后剪切刚度变大。注浆前后力学性质变化的原因在于：注入的浆液固化结晶后充填了裂隙的气、液空间，使裂隙面的凸起点接触转变为面接触，浆液结石体与裂隙凸起共同传递应力和抵抗剪切，提高了裂隙的抗剪强度。

岩爆的超声波监测及预测预报方法试验研究

张晓君，龙坤，宋秀丽，郑怀昌

2016, 33(3): 515-520.

摘要 ( 958 )

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针对岩爆监测研究的不足，开展了完整硬岩岩爆单轴压缩试验及全过程超声波监测，分析了完整硬岩岩爆破坏特征及超声波前兆规律，探讨了完整硬岩岩爆的预测预报。结果表明：对于完整硬岩岩爆，当加载载荷达到其峰值强度便产生噼啪声响，随之发生爆裂，通过分析碎片，发现试样靠近外部区域劈裂现象明显，越靠近试样内部其破裂面的粉化程度越严重，剪切现象越明显，是源于内部被约束程度的增加导致的强烈摩擦作用和高耗能的结果；通过对完整硬岩岩爆全过程超声波监测，发现波速由平稳不变发展到波动状态、首波波幅由微小的起伏波动发展到较大的起伏波动、衰减系数从增加转为下降均可作为岩爆发生的前兆；首波波幅由总体上减小转为明显增加也可作为岩爆发生的前兆，首波波幅由一直减小发展到微小起伏波动可作为岩爆发生的前兆；硬岩超声波频谱图可反映硬岩试样在载荷作用下其内部由变形发展到产生损伤再到破裂随即岩爆的过程。

层理倾角对黑云变粒岩声发射特征的影响

杨振琦，邓文学，张鹏海，王培涛，张添文，杨天鸿

2016, 33(3): 521-527.

摘要 ( 1049 )

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为研究层理倾角对岩石声发射特征的影响，将取自河北滦县司家营铁矿露天坑的层状黑云变粒岩分别加工成层理倾角为 0°，45°，90°的 3 种试件，并进行单轴压缩条件下的声发射试验。通过对不同层理倾角岩石声发射事件时空分布、盒维数以及能量释放特征的分析发现：层理倾角为 0°和 90°的岩石均发生劈裂破坏且具有相似的声发射事件时空分布规律；层理倾角为 45°的岩石以剪切破坏为主，声发射事件时空分布规律与破裂模式有关；随着层理倾角的增大，临近破坏时盒维数降低现象出现的可能性会降低，并且声发射能量释放方式由匀速释放向阶跃式释放转变。研究成果对于利用声发射手段深入揭示层状岩石破裂机制具有一定的学术价值。

基于细观特征分析的单节理岩石破裂机理研究

柴金飞，高永涛，吴顺川，周喻，高艳华，郭超

2016, 33(3): 528-534.

摘要 ( 1057 )

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为揭示不同节理方位对岩石破裂机理的影响，利用 PFC 软件模拟岩石裂纹孕育、发展和贯通过程中产生的大量声发射数据，基于矩张量理论、P-T 图法和 T-k 图法研究了岩石破裂各阶段中声发射事件的空间位置、破裂方位、破裂类型、应力状态、矩震级等破裂参数及其演变规律。试验结果表明：1) 岩石破裂方位受加载方向和节理方位影响，当节理方位与加载方向呈一定夹角时，主压应力分量逐渐分布在与节理方位对应的 P-T 图位置附近。2) 线性张拉破裂所占比例随节理角度的增大而减小，线性剪切破裂、混合破裂和双力偶剪切破裂所占比例随节理角度的增大而增大。3) 张拉破裂主要分布于节理面上，其矩震级(能量)较小；剪切破裂和混合破裂主要分布于节理面与临空面的交线上，其矩震级较大。运用矩张量理论、P-T 图法和 T-k 图法可有效掌握岩石破裂机理及其宏观演变规律，可为分析岩体稳定性及其发展趋势提供一种新的技术手段，是传统分析方法的有效补充。

固体潮汐应力与矿震触发之间的相关性及其作用机理分析

张月征，纪洪广，蔡美峰，李铁，向鹏

2016, 33(3): 535-543.

摘要 ( 886 )

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矿震的发生与地球固体潮汐活动存在一定相关性，为进一步探明固体潮汐应力对矿震的触发作用，本文以国内典型冲击灾害频发的华亭煤田矿区为研究背景，采用 Schuster 检验方法对发生在顶板中的矿震进行了固体潮日潮变化的统计分析。结果显示：1) 固体潮汐应力对矿震的发生存在显著触发作用，矿震发生的频次与潮汐应力垂直、东西、南北和水平剪应力分量的相位角之间都有显著的相关性，Schuster 检验 P 值均小于触发阈值 0.05；2) 潮汐应力对不同级别矿震触发作用存在差异，随着震级的增大，矿震的发生由重力控制转为构造应力控制；3) 对不同类型矿震的触发力学作用不同，对于重力控制的中小型矿震，潮汐应力垂直分量最大(受压)、水平分量最小(受拉)时矿震较易发生，而构造应力控制的大级别矿震则与之相反；4) 矿震活动也会造成相关区域地层中的钻孔应变时序形态产生畸变。

储层射孔压裂裂缝起裂与扩展的数值分析

赵熙，戴涛，鞠杨，胡慧芳，杨永明，龚文波

2016, 33(3): 544-550.

摘要 ( 876 )

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掌握储层水力压裂裂缝的起裂与扩展规律对非常规油气资源开采和提高采收率至关重要。采用水泥砂浆模拟天然页岩，获得了与页岩基本力学参数和断裂韧性一致的相似材料。运用 FRANC 3D 和 ANSYS，模拟分析了不同水平应力比和射孔布置方式对水力压裂起裂和扩展的影响。研究表明：利用 FRANC 3D +ANSYS 可以较好地模拟射孔压裂裂缝的起裂和三维空间中的扩展行为。射孔压裂裂缝的起裂压力随水平应力比的增大而减小。射孔方向与最大水平主应力方向一致时起裂压力较小，射孔方向与最大水平主应力成夹角时，裂缝扩展面扭转并趋向于平行最大水平主应力方向。相对于射孔对称排布和交错排布，射孔线性排布时的起裂压力较小。

仿岩孔条件下顺层钻孔瓦斯压力测定技术研究

田世祥，蒋承林，史吉胜，潘兴峰，陈裕佳

2016, 33(3): 551-556.

摘要 ( 925 )

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在利用煤孔测定本煤层瓦斯压力的过程中，为从根本上封堵煤层钻孔周围的裂隙，解决煤层钻孔易变形、塌孔的问题，提出了仿岩孔瓦斯压力测定方法。钻孔失稳破坏的力学分析表明，钻孔破碎带半径与围岩的岩性有关，提高围岩内摩擦角和内聚力是增大围岩强度的有效途径。通过分析煤层固化成孔的机理和数值模拟发现，高压注浆加固煤体可以增大孔壁围岩强度。现场对比试验表明：仿岩孔测压技术与岩孔测压差值为 0.02 MPa，相对误差仅为 3.85%，仿岩孔测压技术具有较好的可行性。

煤的吸附孔结构对瓦斯放散特性影响的实验研究

林海飞，程博，李树刚，肖鹏，严敏

2016, 33(3): 557-563.

摘要 ( 866 )

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为揭示煤的吸附孔结构对瓦斯放散特性影响机理，选择新疆阜康矿区典型矿井煤样，进行低温氮吸附及瓦斯放散初速度实验，研究了煤的吸附孔特征参数及其对瓦斯放散初速度的影响。结果表明：实验范围内阜康矿区煤的吸附孔中瓦斯的主要放散方式是 Knudsen 及过渡型；吸附孔各参数对瓦斯放散特性的影响不同，平均孔径越大，瓦斯扩散阻力越小，瓦斯放散初速度越大；孔隙及各孔径下的比表面积和孔容越大，瓦斯放散初速度越小；瓦斯放散初速度与微孔和过渡孔的孔容占比为负线性关系，与中孔的孔容占比为正线性关系，与各孔径下比表面积占比无明显关系；煤的孔隙在研究尺度范围内分形特征显著，瓦斯放散初速度随分形维数的增大而线性减小。

近距离高瓦斯煤层群倾向高抽巷抽采卸压瓦斯布置优化

肖峻峰，樊世星，卢平，陈洋洋，陈富

2016, 33(3): 564-570.

摘要 ( 954 )

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倾向高抽巷作为一种治理卸压瓦斯的重要方法，其布置参数与抽采效果的匹配关系需要合理确定。针对典型的近距离高瓦斯煤层群开采条件，对采空区上覆岩层裂隙演化规律进行了研究，揭示了倾向高抽巷最佳布置位置在竖直方向上 15 倍采高、水平方向深入工作面约 35 m 处。据此，在 24202 工作面回风巷，以 40°仰角起坡且垂直于回风巷轴线向顶板方向施工 60 m，再沿倾向水平施工 8 m 来布置高抽巷。实际治理效果表明，单个倾向高抽巷的抽采半径为 55~60 m，开采过程中有 4~5 个高抽巷处于瓦斯抽采活跃期，有效抽采总距离为 500 m，平均抽采瓦斯总量 25.22 m 3 /min，占抽采总量的 62.24%，实现了卸压瓦斯高效治理。

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