采矿与安全工程学报

屠世浩，张村，杨冠宇，白庆升，闫瑞龙

2016, 33(4): 571-577.

摘要 ( 1154 )

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为了研究保护层开采过程中采空区渗透率的演化规律、分布特征以及对被保护层卸压增透效果，在充分利用淮南某矿1242(1)工作面抽采监测数据的基础上对地面钻井抽采卸压煤层及采空区瓦斯的流量计算模型进行了简化，结合达西定律给出了采空区等效渗透率的计算模型。在此基础上，通过拟合被保护层瓦斯抽采量得出各钻井的瓦斯衰减系数，并引入瓦斯涌出衰减系数减小倍数来反映保护层卸压增透效果。研究结果表明：1) 采空区渗透率随着保护层工作面的推进经历急剧升高、缓慢降低以及稳定3个阶段，前2个阶段对应的工作面推进长度分别为19.24 ，186.2 m；工作面回采结束后，采空区中部渗透率最低，向边缘逐渐增大，呈横“O”型分布。2) 被保护层瓦斯抽采同样经历3个阶段：急剧升高阶段、衰减阶段以及稳定阶段，前2个阶段经历的平均时间分别为10 d和125 d。3) 1^#钻井的瓦斯涌出衰减系数减小倍数高达7.7，表明了保护层卸压效果十分显著。

煤层厚度与层间岩性对上保护层开采效果的影响研究

陈彦龙，吴豪帅，张明伟，吴宇，张后全，张桂民

2016, 33(4): 578-584.

摘要 ( 948 )

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采用数值分析的方法，建立了保护煤层开采厚度、被保护煤层赋存厚度及层间岩性对上保护层开采保护效果影响的计算模型。结果表明，当上保护煤层开采厚度增加但小于下部被保护煤层赋存厚度，或者上保护煤层开采厚度不变而被保护煤层赋存厚度增加时，保护效果逐渐增加；但当上保护煤层开采厚度大于被保护煤层赋存厚度时，保护效果基本一致。同时，当上保护煤层与下部被保护煤层间的岩层岩性越硬时，被保护煤层煤体单元的塑性变形量和应力减小量越小，保护效果越差。在实体煤岩内，岩性差异大的区域内水平应力降也较大。采空区下方不均衡分布的垂直应力的垂向挤压与水平应力的横向剪切作用，是底板煤岩体单元发生偏心失稳进而产生塑性变形和破坏的重要原因。

膏体置换煤柱充填体承载特性及工作面支护强度研究

郭惟嘉，江宁，王海龙，陈绍杰

2016, 33(4): 585-591.

摘要 ( 965 )

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以山东能源集团岱庄煤矿2351膏体充填置换条带煤柱工作面为例，对井下充填体承载特性及工作面支护强度进行了研究。在分析膏体充填开采顶板运动特征的基础上，建立了膏体充填开采顶板稳定性力学模型，推导出了膏体充填开采工作面支护强度力学关系式。结果表明：膏体的力学性质离散性较大，强度较高，弹性模量和泊松比偏低，在低围压下膏体即表现出典型的塑性强化特性。充填采场上覆岩层主要存在裂缝、离层和弯曲下沉，不存在垮落带。充填体上分布的垂直应力既不是大小相同的水平线，也不是类似于条带煤柱上的马鞍形分布，而呈现出波浪形分布，自充填完成至覆岩运动稳定，充填体受力未出现突变现象，是一个逐步增大并趋于稳定的过程。2351膏体充填工作面现选用的充填式液压支架虽可有效地控制顶板下沉，但未能发挥所选支架的效能，还可进行适当优化。

条带充填保水开采隔水岩组力学模型研究

黄庆享，赖锦琪

2016, 33(4): 592-596.

摘要 ( 1043 )

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根据特殊保水开采区典型条件，针对2个等间距充填条带的隔水岩组稳定性进行了物理模拟实验和理论分析，提出了条带充填隔水岩组弹性基础梁力学模型，给出了充填条带压缩量和隔水岩组的挠度计算公式，确定了下行裂隙的位置和发育深度。基于隔水层稳定性判据，提出了合理的充填间隔宽度和充填条带宽度计算方法。结果表明，合理的充填条带宽度和充填间隔宽度主要与充填条带压缩率、隔水岩组厚度与强度及采高有关，充填间隔宽度随隔水岩组厚度、强度和采高的增大而增大，下行裂隙的发育深度随充填条带压缩量的增大而增大。

近距离煤层充填上行开采临界充实率设计

黄鹏，李百宜，肖猛，陈志维，裴玉龙

2016, 33(4): 597-603.

摘要 ( 969 )

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对比分析传统垮落上行开采和充填上行开采覆岩移动机理，发现传统垮落上行开采一定层间距的煤层群将导致上位煤岩层结构破坏而无法正常回采，但一定充实率保障条件的充填上行开采可降低上位煤层的破坏程度。采用叠合梁极限破断理论与塑性区发育高度分析合理的充实率，提出充填上行开采可行性条件，得到充填上行开采的临界充实率。结果表明：对于木瓜矿地质条件，上位煤层(9^#煤)不发生破断时，下位煤层(10^#煤)充填开采的临界充实率为82.1%；下位煤层(10^#煤)开采时塑性区发育高度达到上位煤层(9^#煤)时，下位煤层(10^#煤)充填开采的临界充实率为70.4%，即木瓜矿实施充填上行开采9^#煤层的临界充实率为82.1%。

深部采场采动应力、覆岩运移以及裂隙场分布的时空耦合规律

王新丰，高明中，李隆钦

2016, 33(4): 604-610.

摘要 ( 1208 )

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以淮南矿区3个典型的深井工作面为工程背景，运用数值模拟、相似模型试验和现场监测的综合研究方法，对深部采场采动应力、覆岩运移以及裂隙分布的动态演化特征和时空耦合规律进行系统研究，相应探讨了采动应力场、覆岩位移场及顶板裂隙场的动态响应机制。研究发现：采动应力受开采进度影响明显，工作面见方前后20 m的范围为应力显著影响区，两者之间具有动力响应的瞬变演化特征。覆岩运移具有很强的时空观，同一层位的岩层随推进时步增加垂直位移近似成“Z”字型分布。顶板塑性区的破坏范围与推进度保持同步协调关系，扩展空间由下及上，破坏深度由表及里，影响时间由短变长。顶板破断具有瞬时突变、分段延伸和分区迁移的时空特点，覆岩裂隙场经历了卸压失稳、张裂破坏、萎缩变小、拟合封闭的时空演变过程。现场监测获得了推进时间与覆岩破坏的采动响应模式，研究结论为深部煤岩动力灾害的防控提供理论参考。

近距离采空区下大倾角“三软”厚煤层综采片帮机理与控制

杨科，何祥，刘帅，陆伟

2016, 33(4): 611-617.

摘要 ( 905 )

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针对大倾角“三软”厚煤层大采高综采工作面煤壁片帮控制难的特点，根据潘北矿12124工作面地质及回采初期矿压显现特征，采用实验分析、理论计算、FLAC^3D数值模拟试验等综合方法，系统分析了12125工作面开采后及12124工作面回采期间采动应力演化特征。基于煤壁片帮破坏形式及塑性区范围计算分析，指出煤体性质、多次采动应力叠加、支架性能是影响煤壁片帮的主要因素，揭示了近距离采空区下大采高综采工作面煤壁片帮机理。提出并实施了提高液压支架工作阻力、煤壁注水、铺双层网等煤壁片帮控制的技术措施，取得了良好效果，保障了工作面安全高效生产，为类似条件工作面设计、煤壁片帮控制及支架设计提供了参考。

急倾斜煤层开采方案模拟与岩层运移分析

韩光，齐庆杰，崔铁军，王来贵

2016, 33(4): 618-623.

摘要 ( 896 )

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为了解复杂构造情况下开采急倾斜煤层对周围岩体的影响，使用基于颗粒流的PFC^3D对开采过程进行了模拟。该煤层赋存于向斜左翼，同时岩体也有水平方向裂隙，且煤层倾角为87°。开采方案分11个周期，开采的模拟深度为240 m。分析了开挖过程中岩体破坏的特点，提出了可能的治理措施。模拟结果表明：40 m宽采空区右侧岩体最稳定；左侧岩体向左倾倒后向右弯曲。30 m宽采空区左侧岩体较稳定；右侧岩体破坏最严重。两采空区中部岩体向左倾倒，导致该部分地表明显沉降。可对30 m宽煤层开采前加固煤层右侧岩体，或对岩体施加水平约束；而40 m宽煤层右侧岩体可以不进行加固。

基于微观裂隙扩张的采场底板突水机理研究

高玉兵，刘世奇，吕斌，李昆奇

2016, 33(4): 624-629.

摘要 ( 997 )

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基于矿山压力和岩层控制理论，分析了工作面附近支承压力及底板水压的空间分布特征，确定了两者对底板的力学作用机制。通过建立裂隙力学模型，从微观角度研究了支承压力和水压对裂隙的作用效果；以薄板理论为依据，从宏观角度研究了含水层水压对底板有效隔水层的作用机理，并给出底板突水极限水压值的计算公式。结果表明：支承压力的增大会导致裂隙渗透系数的减小；水压的增大会导致岩体强度的降低和裂隙劈裂长度的增加。采场底板突水的实质是采动引起的矿山压力和承压水水压共同作用下微观裂隙的扩张和底板有效隔水层的断裂。

深埋复杂不规则孤岛工作面冲击矿压机制研究

朱广安，窦林名，刘阳，苏振国，李慧

2016, 33(4): 630-635.

摘要 ( 1106 )

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为研究大埋深下不规则孤岛工作面开采对冲击矿压的影响，基于覆岩空间结构理论，分析了某矿3112孤岛工作面覆岩结构及其大尺度破断运动对工作面煤岩体的影响，并根据掘进期间微震监测对孤岛面的回采进行冲击危险的动态评价。通过理论分析与数值模拟，从煤岩体静载应力和动态破坏2方面分析孤岛煤柱诱冲机制。基于能量守恒定律，研究了主关键层破断瞬间覆岩稳定性和能量释放、转化过程，主关键层的破断运动对工作面矿压显现影响剧烈。数值计算分析了不同开采尺度对孤岛面冲击的影响，随着开采尺度的增大，煤体的静载应力峰值逐渐升高并接近临界应力，冲击危险程度升高。最后基于动静载组合诱发孤岛煤柱冲击机制，探讨了孤岛面冲击矿压防治措施。现场实践表明，钻孔卸压和顶板预裂爆破有效地控制了高能量震动事件的产生。

底板型冲击危险巷道深孔断底爆破防冲原理及实践研究

赵善坤，黎立云，吴宝杨，刘军，欧阳振华

2016, 33(4): 636-642.

摘要 ( 1042 )

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通过采用弹性薄板小挠度理论对巷道底板受力分析，弄清冲击危险巷道底板冲击的主要影响因素，采用理论分析、数值计算相结合的方式研究断底爆破的防冲机理和优化方案，并对深孔断底爆破的防冲效果进行现场验证。研究发现，采动水平应力是造成巷道底鼓的主要原因，而底板的分层厚度、力学性质以及巷道两侧围岩的支护强度是巷道底鼓的主要影响因素。当底板岩层为致密厚质岩层时，当其断裂过程中所释放的弹性变性能会造成底板型冲击动力显现。深孔断底爆破其防冲实质为钻孔卸压法与振动爆破法防冲技术的有机结合。采用底板中部断底爆破与煤层断底爆破相结合的方式，不但可以释放底板内积聚的高应力，破坏其连续传递应力和积聚高能量的能力，也可使巷帮煤体的应力得到释放，卸压效果更为明显。

巷道底角锚杆控制底鼓机理及选型试验

杨军，石海洋，齐干

2016, 33(4): 643-648.

摘要 ( 985 )

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煤矿开采进入深部以后，地质力学环境远比浅部复杂，各种非线性大变形力学现象越来越显著，巷道底鼓问题也更加突出。为探究控制巷道底鼓效果最好的锚杆类型，首先根据锚杆控制巷道底鼓力学分析模型，从有效切断底板塑性滑移线和有效分解力的作用两方面，对底角锚杆控制底鼓的作用机理进行力学分析；然后进行室内试验，加工6种不同材质及规格的底角锚杆，进行抗弯力学性能试验，通过对试验结果进行优化分析，最终确定控制巷道底鼓最适宜的底角锚杆类型，即I-3型底角锚杆；并将此类锚杆成功应用于大屯孔庄矿-785轨道大巷工程。监测结果表明，此类控制巷道底鼓锚杆在实际工程中取得明显的技术效果。

软岩巷道钢桁架力学性能试验及支护研究

张国锋，解毅，许丽莹

2016, 33(4): 649-654.

摘要 ( 984 )

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我国煤矿深部软岩巷道大地压、强流变、大变形等问题突出，此类巷道稳定需要较大的支护力，因此提出全圆钢桁架支架支护技术。桁架采用8段双层12^#工字钢构件组成，每段构件之间连接采用端头焊接390 mm×800 mm×30 mm钢板和螺栓连接，在实验室借助分步多次逐级加载、测试系统测试了全圆钢桁架支架在垂向和水平向荷载按不同比例组合作用下的极限荷载和极限变形量。试验结果表明：在均压荷载作用下，钢桁架的极限承载力为1 500 t，弹性极限压缩变形为12.18 mm；非均压荷载组合比值为0.2时，支架极限承载力为900 t，弹性极限变形为26.3 mm；极限荷载破坏方式为连接块处的错动和支架直径收缩变形破坏。与传统U型钢支架相比，钢桁架支护反力提高10倍以上。针对极软岩巷道变形规律，提出恒阻大变形锚杆索+预留变形量的一次支护，在高预紧力支护下通过恒阻装置释放变形能并形成锚网索-围岩耦合支护圈，然后采用全圆钢桁架强力二次支护，在均压下发挥钢桁架的最佳支护力学性能，其支护方式在深部大地压、强流变软岩巷道中有着广泛的应用前景。

厚表土斜井冻结凿井期井壁混凝土应变实测研究

王千星，杨维好，王衍森

2016, 33(4): 655-661.

摘要 ( 817 )

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为了研究斜井冻结法凿井过程中井壁结构的安全性，对哈密大南湖十号煤矿主斜井进行了现场实测，获得了主斜井冻结段井壁混凝土应变和钢筋应力的变化规律。结合混凝土极限拉压应变，分析了井壁结构的安全性，并对斜井冻结施工提出优化建议。研究表明：井壁浇筑后，混凝土应变变化可分为4个阶段，即紊乱期、应变加速增长期、应变缓慢增长期及应变稳定期，井壁真实应变应从紊乱期后开始计算；斜井井壁设计主要受拉应变控制；在大南湖十号煤矿主斜井施工中，井壁底板环向拉应变最大达1 280 με，远大于混凝土设计极限拉应变，井壁圆弧段局部位置环向拉应变超过200 με，井壁处于破裂危险状态。

基于尖点突变模型的临时矿壁系统失稳机制及矿壁厚度优化

王贻明，徐恒，吴爱祥，艾纯明，吴鹏

2016, 33(4): 662-667.

摘要 ( 873 )

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针对临时矿壁系统失稳这一无间柱连续开采面临的重要问题，基于临时矿壁结构的稳定性力学模型研究，应用尖点突变理论分析了矿壁结构失稳的力学机制，得到矿壁屈曲失稳的尖点突变方程，获得矿壁失稳破坏的充分条件和必要条件。在此基础上，推导出矿壁失稳的极限厚度值的计算方法及其影响因素，并提出减小矿壁厚度、提高矿壁稳定性的3种控制措施。以安徽凤凰山铜矿工程为实例，其矿壁厚度的理论计算值应大于5.061 m，并进行了工业验证，实际生产中适宜的厚度值为5.5 m。工业应用结果表明，将尖点突变模型运用到临时矿壁系统中进行稳定性分析和参数设计计算是合理可行的。

动静荷载下巷道围岩倾斜裂纹的动焦散试验

郭东明，闫鹏洋，杨仁树，袁保森，周宝威

2016, 33(4): 668-675.

摘要 ( 949 )

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利用爆炸加载动态焦散线测试系统，采用PMMA材料加工模型试件，进行裂纹扩展规律的动焦散试验研究。结果表明：预制裂纹b端在应力波作用下起裂，扩展轨迹出现翘曲变化的现象，大体上沿水平方向扩展；裂纹b端扩展位移随倾角θ呈现增大和减小交替变化的规律，在-45°~45°内，扩展位移曲线大体上关于直线θ=0°对称，在-75°~-45°和45°~75°内，位移曲线呈现较大差别；扩展位移曲线在θ=-45°，θ=0°和θ=60°处达到峰值，分别为22，31，36 mm，在θ=±30°处达到低谷值9 mm和11 mm；应力强度因子K_Ⅰ^d变化曲线和能量释放率G变化曲线具有相似的变化规律，均先达到峰值，后反复振荡变化、多次出现峰值；K_Ⅰ^d值和G值与能量紧密相关，当两者的数值相对较大时，相应裂纹扩展位移较大，反之，裂纹扩展位移较小。

深部厚煤层巷道失稳破裂演化过程离散元模拟研究

方刚，杨圣奇，孙建中，程建龙

2016, 33(4): 676-683.

摘要 ( 986 )

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为研究深部厚煤层巷道围岩失稳破裂演化过程，以某煤矿厚煤层巷道为工程背景，采用离散元中随机分布三角形单元块体集合模型研究巷道开挖失稳。对深部厚煤层巷道围岩失稳破裂过程中位移、应力演化规律分析发现：两帮围岩水平应力释放相对于顶底板剧烈，竖向应力反之；围岩竖向应力释放的主要部位是巷道中部。结果表明，深部厚煤层巷道失稳破裂演化的2个主要特征为：1) 顶板出现“尖顶型”垮冒，巷中是围岩失稳的关键部位；2) 顶底板离层破坏严重。并对其相应机制进行分析：顶底煤岩松散破碎，自稳能力差，顶底板径向应力释放相对剧烈，巷道矩形断面顶、底板受力能力差等因素，导致围岩顶底板离层变形。基于深部厚煤层巷道失稳破裂的演化规律，给出锚索悬吊组合支护方式，结果表明该支护方式可有效地控制厚煤层巷道变形。

沙吉海煤矿弱胶结膨胀性软岩巷道大变形控制对策

郝育喜，王炯，袁越，王晓雷，朱国龙，何满潮

2016, 33(4): 684-691.

摘要 ( 1142 )

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针对沙吉海煤矿弱胶结膨胀性软岩巷道开挖后出现冒顶、溃帮和底鼓等严重大变形现象，巷道难以维护的问题，采用X-ray衍射、SEM扫描、物理力学试验和吸水软化试验等方法，研究了弱胶结膨胀性软岩特性；结合现场实际对巷道变形破坏机理进行研究。结果表明：围岩的胶结程度差、膨胀性强、支护强度低，在剧烈开挖扰动作用下传统锚杆索支护与围岩变形不协调，不能充分发挥围岩自身承载能力，是弱胶结膨胀性软岩巷道破坏的主要原因。基于此，采用提高围岩自身承载能力、让压吸能、及时封闭、隔水加固的理念和以恒阻大变形为核心的让压吸能支护原理，提出恒阻大变形锚杆+钢筋网+混凝土喷层+恒阻大变形锚索+底角注浆锚管的支护方案，现场监测表明新支护较好地控制了弱胶结膨胀性围岩变形，应用效果良好。

非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱变形机理

张洪伟，万志军，张源，马朝阳，张健，刘泗斐，葛令建

2016, 33(4): 692-698.

摘要 ( 1025 )

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为了掌握非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱变形机理，采用矿用钻孔窥视仪对非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱进行了钻孔摄像观测，提出了“基本测量尺度-破碎等级逐级评判”钻孔裂隙统计方法，研究分析了裂隙分布规律。研究表明：1) 非充分稳定覆岩条件下综放沿空掘巷窄煤柱裂隙多以径向裂隙及离层形式存在，异常破碎带主要出现在煤柱两端，煤柱中部多存在间隔分布的径向裂隙，微小裂隙几乎全部存在于煤柱中部。2) 按照破碎程度的不同，窄煤柱可分为3个区域，即近巷破碎区A、中部稳定区B和沿空破碎区C。B区更靠近C区，整体区域分布表现出几何上的不对称性。3) 控制该类煤柱变形的基本思路是控制基本顶断裂后关键块的回转和滑移，提出了“控回转、重锚固、强限制”内外联合控制方法。

充填采煤面收作眼围岩变形控制技术研究

李猛，张吉雄，巨峰，刘世伟，曹远威

2016, 33(4): 699-705.

摘要 ( 1100 )

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为解决充填采煤面收作眼断面大、难支护及撤架困难等难题，采用理论分析和FLAC^3D数值模拟方法研究了收作眼围岩变形破坏规律，提出了滑架通道锚(索)网加强支护、“井”字型木垛封闭灌浆的临时支护和收作眼空间注浆永久支护相结合的围岩控制技术方法，优化设计了“井”字型木垛形成的混凝土墩柱支护参数。结果表明：混凝土墩柱间排距均为2 000 mm时，墩柱承载能力可满足临时支护的要求。该技术在淮北矿业集团杨庄煤矿进行了应用，通过监测工作面上方垂距约为80 m的巷道变形，其巷道累积下沉量仅为60 mm，表明收作眼围岩变形控制效果显著。

端部约束作用下巷旁支护体承载与破坏规律研究

李国栋，曹树刚，杨红运

2016, 33(4): 706-712.

摘要 ( 1052 )

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为了预测不同端部条件及不同煤层倾角下巷旁支护体的变形和破坏规律，利用FLAC^3D构建巷旁支护体模型，通过试算法，获得模型内聚力和内摩擦角随塑性剪切应变的折减函数关系，使数值模型与充填材料在物理压缩试验中获得的应力-应变关系和破坏规律一致。基于该种赋值条件，对巷旁支护体在不同端部条件下的变形破坏规律进行研究，获得以下结论：无端部约束下，峰前支护体内的应力分布近似均匀，可自由侧向变形，且倾角对支护体进入塑性时的峰值载荷大小没有明显影响；存在端部效应时，支护体的峰值承载能力有所提高，并将在侧向产生非均匀变形。在端部约束条件下，随着倾角的变化，支护体的破坏形式不同：当倾角为0°~10°时，呈现多重剪切破坏；10°~25°时，呈现双裂隙的剪切破坏；>25°时，边界单元呈现摩擦剪切破坏。此外，在倾角作用下，存在端部约束时，在支护体的锐角处应力集中程度最高，在进行支护设计时应补强支护。

挤压地层双护盾TBM与围岩相互作用影响因素分析

程建龙，杨圣奇，李学华，潘玉从

2016, 33(4): 713-720.

摘要 ( 1008 )

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为了研究LDP位移释放率、扩挖量、护盾锥度、护盾长度和侧压力系数等因素对双护盾TBM与围岩相互作用的影响，采用FLAC^3D建立了三维TBM模型，在考虑护盾与围岩不均匀间隙的条件下研究了TBM作用下上述因素对围岩变形、接触挤压力大小及分布和护盾所受摩阻力的影响。同时定义了LDP曲线的位移释放率，得出应力释放率超过特定值时对LDP曲线释放率和TBM护盾阻力的影响显著，而且针对特定工程地质条件应做其敏感度的预分析；不均匀间隙自下而上逐渐闭合导致围岩与护盾逐渐发生接触，前后盾尾受力最为显著；前后护盾摩阻力及总摩阻力均与扩挖量呈线性递增关系，适当增加扩挖量可以有效减小护盾阻力；护盾摩擦力与护盾长度呈线性递增关系；当增加护盾锥度时，刀盘及前盾摩阻力缓慢增加，后盾摩擦力减小较为明显，护盾总摩擦力也减小；侧压力系数超过1.2时对刀盘、前盾及后盾上的摩擦阻力影响显著。以上研究成果对于进一步认识和研究TBM与围岩相互作用及后续预测卡机有着重要参考意义。

拉斗铲一次作业循环效率提升研究

孙健东，张瑞新，马新根，张帅，温晓可，吴林林

2016, 33(4): 721-727.

摘要 ( 913 )

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为提高拉斗铲作业效率，针对黑岱沟露天矿8750型拉斗铲的作业循环耗时进行了统计研究。结果表明：挖掘方式、岩土台阶几何形状是影响挖掘效率的主要因素，提出组合式挖掘、改变岩土局部几何形状提高设备挖掘环节效率；设备转动耗时是影响一次作业循环效率的主要因素，提出满载旋转、空载返回环节中，应保持设备加速、减速过程中转动角度的比值分别为3/2，4/5；铲斗提升耗时是制约挖掘煤沟作业效率的关键因素，根据“提升-旋转”制约关系制定了拉斗铲挖掘-排弃位置参考表。

平直与水平凹形边坡力学结构及稳定性对比研究

马力，李克民，韩流，舒继森，孟庆武

2016, 33(4): 728-733.

摘要 ( 864 )

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为了研究平直和水平凹形边坡稳定性差异的内部机理，以简支梁结构和两铰拱结构为基础模型，建立了平直和水平凹形边坡的整体力学模型，推导出端帮结构中的轴力、剪力和弯矩等基本力学参数计算公式，揭示了整体力学结构差异对稳定性的影响关系。通过建立边坡分析的三维模型，研究了平直与水平凹形边坡对稳定性的影响，结果表明：水平凹形边坡的曲面拱形结构能够有效缓解剪应力的集中分布，降低边坡失稳的风险，其稳定性优于平直边坡；内排跟进缩小坑底宽度能够有效提高端帮边坡稳定性；平直和水平凹形边坡稳定性随边坡角的增大均呈现线性递减；随着边坡高度的增加，水平凹形边坡相比平直边坡稳定系数增加的幅度逐步减小。

陷落柱填隙物全应力-应变过程的渗流特性研究

张勃阳，白海波，张凯

2016, 33(4): 734-740.

摘要 ( 806 )

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岩溶陷落柱易导通含水层与煤层从而引发底板突水事故，已经成为我国华北地区下组煤开采的重要安全隐患。对于固结良好的陷落柱，其填隙物的渗透性直接影响着陷落柱的整体渗透性，且在采动压力的影响下，陷落柱填隙物的渗透性也在不断发生变化。为研究不同应力状态下填隙物渗透率的变化规律，对填隙物进行固结重塑，并利用MTS815.02渗流试验系统对重塑后不同初始含水率的填隙物试样进行了不同围压条件下的全应力-应变过程的渗流特性试验。试验结果表明：1) 陷落柱填隙物全应力-应变过程渗透率的变化曲线可划分为压密段、破坏段和蠕变段，渗透率对应的呈现出减小-增大-减小的变化规律；2) 填隙物的全应力-应变过程的渗透率峰值随围压的增大而减小，其峰值比与围压差存在指数函数关系；3) 填隙物的初始渗透率和孔隙度随初始含水率的增大而增大，渗透率比和孔隙度比存在幂函数关系，在全应力-应变过程中渗透率峰值与初始值的差随初始含水率的增大而减小。

法向应力对岩石剪切裂纹演化与贯通机理的影响

程立朝，许江，冯丹，刘义鑫

2016, 33(4): 741-746.

摘要 ( 809 )

PDF (535KB) ( 1271 )

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利用自主研发的煤岩剪切细观试验装置，以砂岩为研究对象，开展了不同法向应力条件下的岩石剪切细观开裂演化与贯通机理试验研究，分析了砂岩剪切细观开裂演化过程及细观贯通机理，探讨了法向应力对细观开裂和细观裂纹形态特征的影响。研究结果表明：随着法向应力的增加，峰后残余强度呈增加趋势，试件表面起裂裂纹的长度在减小，施加法向应力后裂纹开裂时间均发生在峰前阶段；中部裂纹形成和贯通过程中出现的岩桥，在摩擦滑移的过程中发生不断的偏转，导致脱落，形成局部剥离；端部贯通裂纹形成后，由于法向应力的限制及端部应力集中，出现端部次级裂纹，并与原有的贯通裂纹连通，形成分叉，引起端部局部剥离；法向应力的作用，使得贯通裂纹周边颗粒间产生许多微裂纹，加剧了剪切裂纹左右侧壁的损伤范围；随着法向应力的增大，砂岩剪切过程中出现的宏观间断裂纹的数目呈逐渐增加规律，间断裂纹的长度呈减小趋势，次级裂纹数目和裂纹发育带范围均呈增加趋势。

侧限压缩下破碎矸石混合粒径非Darcy流渗透特性

马丹，白海波，陈占清，李顺才，蒋邦友，黄卫星

2016, 33(4): 747-753.

摘要 ( 847 )

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房柱式及巷式矸石充填开采中，煤柱与矸石两两相隔，破碎矸石充填体处于侧限压缩状态，破碎矸石的密实程度、孔隙特征及渗透特性对于煤层瓦斯流动及地下水渗流的控制具有重要的价值。基于稳态渗透法及轴向位移控制法，利用一套自制的破碎岩体渗透试验系统，测定了破碎矸石在不同混合粒径下承压过程中的非Darcy流渗透特性，得到渗透特性(渗透率k和非Darcy流β因子)随孔隙率的变化规律。研究表明：1) 雷诺数计算及孔压梯度与渗流速度关系曲线说明破碎矸石的渗透特征属于非Darcy流；2) 孔隙率随着压缩位移的增加而减小，对于混合粒径试样，较小颗粒充填到较大颗粒的孔隙中，是使岩样的初始孔隙率减小的主要原因；3) 在侧限压缩下，大颗粒受挤压破碎是产生0~2.5 mm粒径的原因，而渗流造成细小颗粒质量流失；4) 侧限压缩下，渗透率总的趋势减小，而非Darcy流β因子增加，但在压缩过程中，渗透特性的变化趋势受颗粒粒径的影响会出现局部波折，说明破碎矸石的渗透特性与侧限压缩位移、颗粒粒径大小、压缩破碎、排列方式及孔隙结构(通道)有关。

煤单轴抗压强度特性的加载速率效应研究

李彦伟，姜耀东，杨英明，张科学，任政，李海涛，马振乾

2016, 33(4): 754-760.

摘要 ( 1089 )

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为考察加载速率对煤单轴抗压强度特性的影响规律，利用TAW-2000型电液伺服岩石力学试验系统对取自山西省正利煤矿的4^-1号煤进行了不同加载速率下的力学性能测试，研究了峰值强度、弹性模量、轴向应变等与加载速率的关系，并探讨了试件可释放弹性应变能与耗散应变能随加载速率的变化规律。研究表明：1) 与硬脆岩石不同，煤样的峰值强度随着加载速率的增大呈现先增高后降低的趋势。2) 煤样的损伤应力与加载速率呈负相关。3) 加载速率越快，试件轴向载荷增加越快，但当加载速率超过1.16×10^-3 mm/s后载荷增加速度基本稳定。加载速率越快，试件损伤应力出现的越早，试件破坏越快。4) 单轴压缩试验第Ⅰ阶段煤样耗散应变能转化速率均处于较低水平，且与加载速率呈负相关，第Ⅱ阶段耗散应变能随加载速率的增加大致呈先增大后减小的趋势，各煤样耗散应变能转化速率的最大值均出现在峰值点或峰后轴向应力陡然跌落点。

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