img

QQ群聊

img

官方微信

  • CN 62-1112/TF 
  • ISSN 1005-2518 
  • 创刊于1988年
高级检索

黄金科学技术, 2019, 27(2): 257-264 doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.257

采选技术与矿山管理

厚硬顶板弱化前后垮落致灾数值模拟研究

吕闹,, 汪海波,

安徽理工大学土木建筑学院,安徽 淮南 232001

Numerical Simulation of Collapse Disaster Before and After Weakening of Thick and Hard Roof

LV Nao,, WANG Haibo,

School of Civil Engineering and Architecture,Anhui University of Science and Technology,Huainan 232001,Anhui,China

收稿日期: 2018-04-14   修回日期: 2018-07-10   网络出版日期: 2019-04-29

基金资助: 国家自然科学基金项目“无限岩体深孔超前破裂爆破岩体破碎机理及应用基础研究”(编号:51404010)、安徽省高校自然科学研究重大项目“高应力场岩体爆破破岩机理研究”(编号:KJ2017ZD11)和安徽省科技攻关计划项目“矿山爆破安全与灾害控制技术”.  编号:1501041123

Received: 2018-04-14   Revised: 2018-07-10   Online: 2019-04-29

作者简介 About authors

吕闹(1990-),男,安徽淮北人,硕士研究生,从事冲击动力学方面的研究工作519363133@qq.com , E-mail:519363133@qq.com

汪海波(1983-),男,安徽舒城人,博士(后),副教授,从事爆破工程与冲击动力学方面的教学和研究工作wanghb_aust@163.com , E-mail:wanghb_aust@163.com

摘要

针对采空区大面积顶板垮落对采区机械设备及工作人员造成的冲击灾害问题,采用ANSYS/LS-DYNA有限元软件,建立顶板弱化前后块体冲击地面的三维计算模型,研究顶板弱化前后垮落体引起巷道内飓风风速的变化规律及冲击载荷对工作面煤层的影响。结果表明:在顶板下落过程中,由采空区到巷道口处,飓风速度呈增大趋势,且在巷道口处风速急剧增大,但风速在巷道内随着距巷道口距离的增大而衰减;随着顶板下落时间的增加,巷道内的风速整体呈上升趋势,但巷道内风速的衰减速率逐渐降低,且风速峰值随着所在位置与巷道口距离的增大呈对数衰减;大面积顶板垮落使工作面煤层出现应力集中现象,顶板弱化放顶循环步距控制在30 m以下可显著降低飓风的影响范围及冲击载荷对工作面煤层的影响。

关键词: 顶板垮落 ; 飓风 ; 冲击载荷 ; 风速 ; 距离 ; 数值模拟 ; 厚硬岩层 ; 采空区

Abstract

In view of the impact disaster caused by large area roof caving on mechanical equipment and workers in mining area,the related research was conducted relying on 210108 working face of Xinji No.2 Mine.According to the difference of block volume before and after roof weakening.A a three-dimensional calculation model of two kinds of caving bodies with the same height and width,coal seam,goaf and floor is established by using ANSYS/LS-DYNA finite element software.The calculation adopts Euler-Lagrange fluid-solid coupling algorithm.Rock and coal are described by Lagrange mesh and Lagrange element,air is described by ALE mesh and Euler element.The cloud map of hurricane velocity in goaf and roadway ,and the cloud map of effective stress in the bottom of coal seam in typical moment behind roof collapse are obtained by simulation under two kinds of calculation conditions.The variation rule of hurricane wind speed in roadway caused by collapse of different volume before and after roof weakening and the influence of impact load on coal seam in working face are analyzed.The results show that: For two kinds of condition,the attenuation law of hurricane velocity in goaf and roadway is basically the same,but the distribution characteristics of effective stress at the bottom of coal seam are different.From goaf to roadway entrance,hurricane speed tends to increase,and the wind speed increases sharply at roadway entrance,but the wind speed decreases with the increase of the distance between the location and the roadway entrance.With the increase of roof falling time,the wind speed in the roadway rises as a whole,but the attenuation and deceleration decay rate of the wind speed in the roadway decreases gradually,and the peak wind speed decreases logarithmically with the increase of the distance between the location and the roadway entrance.After roof weakening,the length of collapse body decreases,and hurricane wind speed decreases at different times.The maximum wind speed value ofin roadway entrance decreases from 298.62 m/s to 224.89 m/s,which decreases by 25%,and the reduction increases gradually with the increase of the distance to roadway entrance,which is 42% at 90 m.According to the fitting formula of the relationship between peak wind speed and distance,when the maximum allowable wind speed is 6 m/s,the influence range of Hhurricane after roof weakening decreases from 247 m to 158 m,which reduces by 36%.Large area of roof collapse causes stress concentration in coal seam of working face.After roof weakening,the stress distribution in coal seam of working face is more uniform,and the peak value of maximum effective stress decreases from 10 MPa before weakening to 4.3 MPa,which decreases by 57%.Controlling the cyclic step distance of roof weakening caving below 30 m can significantly reduce the impact range of hurricane and the impact load on the stability of coal seam in working face.

Keywords: roof collapse ; hurricane ; impact load ; wind velocity ; distance ; numerical simulation thick-hard strata ; mine goaf

PDF (2419KB) 元数据 多维度评价 相关文章 导出 EndNote| Ris| Bibtex  收藏本文

本文引用格式

吕闹, 汪海波. 厚硬顶板弱化前后垮落致灾数值模拟研究[J]. 黄金科学技术, 2019, 27(2): 257-264 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.257

LV Nao, WANG Haibo. Numerical Simulation of Collapse Disaster Before and After Weakening of Thick and Hard Roof[J]. Gold Science and Technology, 2019, 27(2): 257-264 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2019.02.257

随着矿产开采技术的进步及人类对深部资源需求的增加,采区工作面推进速度加快,采空区面积越来越大。在厚硬岩层中,当采空区面积超过一定极限时,会发生大面积顶板垮落现象,岩层位能瞬时向动能转化,产生巨大的冲击载荷和飓风,极易造成人员伤亡和设备损坏,对矿山的安全生产造成严重影响。因此,采空区大面积顶板垮落引发的冲击灾害问题成为我国深部资源开发研究的热点课题[1,2,3,4]

国内学者对大面积顶板垮落形成的冲击灾害的控制与防治进行了大量研究,主要是垮落机理和顶板安全问题的研究[5,6,7,8,9,10,11],包括分析顶板初次来压和周期来压规律,研究顶板的断裂方式和变形变化规律;其次是采空区稳定性的研究[12,13,14,15,16],利用不同方法对采空区稳定性进行综合评价,通过理论计算和分析,确定采空区的合理结构参数,对垮落灾害进行防治。然而,对于大面积顶板垮落形成的飓风冲击灾害的研究较少[17,18,19,20],尚未形成系统的理论。实际上,大面积顶板垮落形成的灾害主要包括飓风灾害和冲击地压灾害,文献[17,18,19]通过建立计算模型从理论上研究了大面积垮落形成飓风的变化规律,文献[20]运用ANSYS流体模块模拟了采空区及巷道内的风流变化,但均未考虑顶板垮落形成的冲击载荷对工作面煤层的影响。本文在已有研究成果的基础上,基于新集二矿210108工作面厚硬顶板的实际情况,采用LS-DYNA动力模块对顶板弱化前后采空区顶板垮落形成的飓风变化规律以及冲击载荷对工作面煤层的影响进行研究,揭示顶板弱化对冲击灾害的防治效果,为采煤工作面安全生产提供参考。

1 计算模型

1.1 工程背景

顶板垮落形成的冲击载荷强度与垮落体的面积密切相关,悬顶面积越大,垮落时造成的危害越大。以新集二矿210108工作面为例进行研究,该工作面平均走向长度为1 485.3 m,平均倾向长度为146 m,煤层倾角为5°~12°(平均为8°)。机巷与回风巷断面为矩形断面,尺寸为3.5 m×6.0 m(高×宽)。

顶板岩性主要为粉砂岩(平均厚度为6 m)、中砂岩、中—细砂岩(平均厚度为8 m)和细砂岩(平均厚度为10.5 m),顶板强度高且完整性好。相关研究结果表明,该工作面顶板的初次垮落步距为85.2 m、周期垮落步距为34.8 m[21]。因此,需对顶板进行弱化处理,以减小一次垮落范围,降低顶板垮落对支架、巷道及工作面稳定性的影响。根据工程地质条件,采用循环步距为30 m的超前深孔预裂爆破对顶板进行弱化[21]

1.2 模型建立

鉴于煤层倾角较小(平均为8°),建模时煤岩体为水平层状,计算采用1/2模型,即倾向长度的一半(73 m);考虑工作面的顶板岩层实际赋存情况,采空区高度和煤层厚度为3.5 m,巷道长度取100 m,垮落体为整体切落。计算模型如图1所示。

图1

图1   计算模型侧面示意图

Fig.1   Side diagram of calculation model


为了对比弱化前后机巷巷道内飓风的变化规律及冲击载荷对工作面煤层的影响,采用ANSYS/LS-DYNA有限元软件,建立实施顶板弱化前后2种工况的有限元计算模型:

(1)未进行顶板弱化,顶板垮落体尺寸(长×宽×高)为83 m×73 m×20 m;

(2)采用顶板弱化后,顶板垮落体尺寸(长×宽×高)为30 m×73 m×20 m。

建立2种工况的计算模型如图2所示,采用solid164六面体单元,顶板未弱化时计算模型划分为58 410个单元,对顶板未弱化时的计算模型进行切分,使其顶板长度剩余30 m,得到顶板弱化后计算模型,将其划分为54 525个单元,左侧采用对称边界,下部采用无反射边界。

图2

图2   顶板弱化前后计算模型

Fig.2   Calculation model of roof before and after weakening


1.3 算法选择

LS-DYNA软件为单元提供了3种基本算法,即Lagrange算法、Euler算法和ALE算法。Lagrange算法是通过Lagrange坐标系描述物体的变形,坐标网格随着物体的变形而变形,方程计算简单但单元易发生畸变。Euler算法是指用Euler坐标系描述物体的运动,坐标系不随物体运动而变化,只研究一定时刻坐标系中介质的运动,适用于大变形但不方便描述材料的复杂本构关系。ALE算法综合了Lagrange算法与Euler算法的特征,开始时采用Lagrange算法,当材料单元即将发生畸变时采用Euler算法。

LS-DYNA软件为流固耦合的研究提供了相关的材料模型和状态方程,2种工况计算模型均采用Euler-Lagrange流固耦合算法:岩石和煤体均采用Lagrange网格,用Lagrange单元描述;空气采用ALE网格,用Euler单元描述,使用单点Euler积分。在有限元网格划分时,岩石的Lagrange网格与空气的ALE网格可以重叠在一起,计算中通过关键字*CONSTRAINED_LAGRANGE_IN_SOLID定义罚函数约束法将岩石等固体与空气流体耦合在一起,实现力学参数的传递。

1.4 参数选择

顶板和底板岩石的计算选用*MAT_WINF RITH_CONCRETE模型,具体物理力学参数见表1。煤体采用*MAT_PLASTIC_KINEMATIC塑性随动模型,空气采用*MAT_NULL材料模型,状态方程选用*EOS_LINEAR_POLYNOMIAL,煤体及空气具体计算参数见表2,其中μ为动力粘滞系数,C0、C1、C2、C3、C4、C5和C6为线性多项式状态方程中的系数。

表1   岩石物理力学参数

Table 1  Physical and mechanical parameters of rock

岩石密度/(kg·m-3抗拉强度/MPa抗压强度/MPa弹性模量/GPa泊松比
顶板26952.6492.335.50.24
底板25172.753028.70.226

新窗口打开| 下载CSV


表2   煤体及空气计算参数

Table 2  Calculation parameters of coal and air

材料密度/(kg·m-3杨氏模量/GPa泊松比屈服强度/MPaC0C1C2C3C4C5C6μ
煤体1 2705.080.2810--------
空气1.18---00000.40.401.745×10-5

新窗口打开| 下载CSV


2 数值计算结果与分析

2.1 飓风速度变化特征

为研究顶板垮落形成的飓风变化规律,取2种工况顶板垮落后时间为0.5,0.6,0.7 s时采空区及巷道内的飓风速度云图,如图3和图4所示。

图3

图3   顶板未弱化时不同时刻采空区及巷道内的风速云图

Fig.3   Wind velocity cloud map of goaf and roadway at different times before roof weakening


图4

图4   顶板弱化后不同时刻采空区及巷道内的风速云图

Fig.4   Wind velocity cloud map of goaf and roadway at different times after roof weakening


由图3和图4可以看出,顶板垮落形成的飓风在采空区及巷道内具有以下特征:

(1)由采空区到巷道口处,飓风速度呈增大趋势,且在巷道口处风速急剧增大。分析认为采空区顶板垮落时,在顶板的重力作用下,采空区内的空气由于受到压缩而储存了相当高的气压能,为了能够与周围环境的能量平衡分布,受压缩的空气携带强大的压力能向周边低气压区迅速流动,即流向巷道口。由于巷道口的断面面积远小于采空区的断面面积,所以空气在流入巷道口时流动速度会迅速增大。

(2)随着与巷道口距离的增加,飓风的速度呈衰减趋势。分析认为采空区内的压缩空气经巷道口冲出并沿巷道流动时,空气内部的流动粘滞性及惯性会引起沿程的能量损失,使风速出现逐渐衰减的现象。

文献[22]研究表明,当流速较大时,流体质点的运动速度在大小和方向上随时发生变化,同一断面上风流的速度是不同的,从巷道壁向轴心方向风速逐渐增大,呈抛物线分布。因此,选取顶板弱化前后计算模型轴心上距巷道口0,10,20,30,40,50,60,70,80,90 m处的单元,研究飓风速度在巷道内的衰减规律,得到其在0.5,0.6,0.7 s时巷道内不同位置处风速的变化曲线,如图5和图6所示。

图5

图5   顶板未弱化时不同时刻巷道内不同位置处风速变化规律

Fig.5   Variation of wind velocity at different positions in roadway at different times before roof weakening


图6

图6   顶板弱化后不同时刻巷道内不同位置处风速变化规律

Fig.6   Variation of wind velocity at different positions in roadway at different times after roof weakening


由图5和图6可知,在顶板下落过程中,巷道内不断涌入空气,使巷道内的风速整体呈上升趋势,但在同一时刻巷道内风速随所在位置距巷道口距离的增加而衰减。当下落时间t=0.5 s和t=0.6 s时,从巷道口到距巷道口90 m范围内,顶板弱化前后巷道内的风速均呈负对数减小;当t=0.7 s时,从巷道口到距巷道口90 m范围内,顶板弱化前后巷道内的风速均呈指数衰减;风速拟合结果显示相关系数均在0.95以上,表明数据相关性较好,能够有效地反映巷道内风速随着所在位置距巷道口距离的变化规律。结果显示,在顶板下落过程中,巷道内的风速衰减速率越来越慢,意味着飓风在巷道内影响时间历程越长,对巷道的稳定、机械设备及人身安全威胁越大。分析其原因为:顶板在垮落挤压的过程中做变加速运动,初始阶段顶板垮落体下落的加速度较大,采空区及巷道内的空气密度和压强增加较快,空气阻力亦快速增大,因此巷道内的风速前期衰减较快;随着采空区空气的压缩,顶板垮落体下落的加速度逐渐减小,巷道内的空气密度和压强继续增加,但增加速率减小,空气阻力的增加速率也减小,因此巷道内的风速后期衰减较慢。

顶板弱化前后距巷道口不同距离处的风速峰值如表3所示,将其导入Origin9.0软件,拟合出巷道内的风速峰值与距巷道口距离的关系曲线,如图7所示。

图7

图7   顶板弱化前后巷道内风速峰值的衰减规律

Fig.7   Attenuation law of peak wind velocity in roadway before and after roof weakening


表3   顶板弱化前后距巷道口不同距离处的风速峰值

Table 2  Peak velocity of wind at different distance from roadway entrance before and after roof weakening

至巷道口距离/m未弱化风速峰值/(m·s-1弱化后风速峰值/(m·s-1
0298.62224.89
10216.98157.82
20169.92131.90
30147.89114.44
40133.0998.93
50117.9883.24
60100.8670.01
7092.6964.76
8082.7340.30
9061.3835.81

新窗口打开| 下载CSV


由图7可知,随着所处位置与巷道口距离的增加,顶板弱化前后巷道内的风速峰值均呈负对数衰减;回归拟合得到顶板未弱化时风速峰值与距离之间的关系为

v=372.81-66.6 ln(L) (R2=0.9835)

顶板弱化后风速峰值与距离之间的关系为

v=368.67-70.97 ln(L+7.78) (R2=0.9925)

式中:v为风速峰值(m/s);L为距巷道口的距离(m)。

《煤矿安全规程》[23]规定,机巷和回风巷的容许最高风速为6 m/s,代入式(1)和式(2)可得顶板弱化前后飓风的影响范围分别为距巷道口247 m和 158 m。经过顶板弱化,在巷道口处的风速峰值由298.62 m/s降至224.89 m/s,降低了24.7%,飓风的影响范围由247 m降至158 m,降低了36%,表明顶板弱化可有效降低垮落体形成的飓风风速。

2.2 顶板垮落对工作面煤层应力的影响

为了研究顶板垮落形成的冲击载荷对工作面煤层的影响,选取顶板弱化前后2种计算模型第62步时煤层底部的Von Mises应力云图,如图8所示。

图8

图8   顶板弱化前后煤层底部的Von Mises应力云图

Fig.8   Von mises stress cloud map of coal seam bottom before and after roof weakening


由图8可知,顶板未弱化时,在垮落体的冲击作用下,工作面前方的煤层底部出现应力集中现象,最大应力为10 MPa,严重影响煤层的稳定性。经顶板弱化后,煤层在工作面前方的应力集中现象消失,且应力分布趋势较为平缓,应力峰值为 4.3 MPa,降低了57%。分析其原因为:顶板的自重作用及大面积突然垮落带来的瞬时载荷作用于底板,增加了底板所能承受的有效应力总和,使煤层在底板的冲击过程中受到扰动,从而出现应力集中的现象。经顶板弱化后,一次垮落体长度由83 m降为30 m,尺寸大幅度减小,缩短了垮落步距,其垮落所带来的冲击作用对工作面的稳定性影响较弱,故不会出现应力集中的现象,避免煤层扰动失稳。

3 结论

利用LS-DYNA软件模拟了顶板弱化前后2种不同工况下飓风的变化规律及冲击载荷对工作面煤层的影响,主要得到以下结论:

(1)在顶板下落过程中,由采空区到巷道口处,飓风速度呈增大趋势,且在巷道口处风速急剧增大,随着所处位置与巷道口距离的增加,飓风的速度呈衰减趋势。

(2)随着顶板下落时间的增加,巷道内飓风的速度整体呈上升趋势,但巷道内风速的衰减速率降低,且巷道内的风速峰值呈负对数衰减;相比弱化前垮落体,长度为30 m垮落体形成的飓风在巷道内的影响距离缩短了36%。

(3)大面积顶板垮落使工作面煤层产生应力集中现象,顶板弱化后,垮落块度的减小极大地降低了工作面煤层的应力峰值,且应力在工作面长度范围内分布更均匀,通过顶板弱化可以有效防治工作面前方煤层扰动失稳现象的发生。

参考文献

姜海军.

浅埋煤层短壁开采关键层破断及控制研究

[D].北京中国矿业大学2016.

[本文引用: 1]

JiangHaijun.

Study on the Breaking and Control of Key Strata under Short-Wall Mining in Shallow Seam

[D].BeijingChina University of Mining and Technology2016.

[本文引用: 1]

KouameK J A,JiangF X,ZhuS T.

Research on cause of dynamic disaster of deep mining cintrol in China and its further prevention application in Ivory coast

[J].Geotechnical and Geological Engineering,2017,35(3):1141-1149.

[本文引用: 1]

WangH W,JiangY D,ZhaoY X,et al.

Numerical investigation of the dynamic mechanical state of a coal pillar during Longwall mining panel extraction

[J].Rcck Mechanics and Rock Engineering,2013,46(5):1211-1221.

[本文引用: 1]

宋选民连清旺邢平伟.

采空区顶板大面积垮落的空气冲击灾害研究

[J].煤炭科学技术,2009,374):1-4.

[本文引用: 1]

SongXuanmin,LianQingwang,XingPingwei,et al.

Research on air bumping disaster induced by large roof falling in goaf

[J].Coal Science and Technology,2009,37(4):1-4

[本文引用: 1]

王开弓培林张小强.

复采工作面过冒顶区顶板断裂特征及控制研究

[J].岩石力学与工程学报,20163510):2080-2088.

[本文引用: 1]

WangKaiGongPeilinZhangXiaoqianget al.

Characteristics and control of roof fracture in caving zone for residual coal mining face

[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering20163510):2080-2088.

[本文引用: 1]

王晓军邓书强李永欣.

散体介质下水平矿柱顶板失稳控制研究

[J].黄金科学技术,2016242):76-82.

[本文引用: 1]

WangXiaojunDengShuqiangLiYongxinet al.

Research on instability control of horizontal pillar roof in granular medium

[J].Gold Science and Technology2016242):76-82.

[本文引用: 1]

付玉平宋选民邢平伟.

浅埋厚煤层大采高工作面顶板岩层断裂演化规律的模拟研究

[J].煤炭学报,2012373):366-371.

[本文引用: 1]

FuYupingSongXuanminXingPingweiet al.

Study on simulation of caving and evolution law of roof strata of large mining height workface in shallow thick coal seam

[J]. Journal of China Coal Society2012373):366-371.

[本文引用: 1]

刘洪磊杨天鸿张博华.

西部煤层开采覆岩垮落及矿压显现影响因素研究

[J].煤炭学报,2017422):460-469.

[本文引用: 1]

LiuHongleiYangTianhongZhangBohuaet al.

Influence factors of overlying coal strata falling and mine pressure behaviors in western coal mines

[J].Journal of China Coal Society2017422):460-469.

[本文引用: 1]

姜耀东杨英明马振乾.

大面积巷式采空区覆岩破坏机理及上行开采可行性分析

[J].煤炭学报,2016414):801-807.

[本文引用: 1]

JiangYaodongYangYingmingMaZhenqianet al.

Breakage mechanism of roof strata above widespread mined-out area with roadway mining method and feasibility analysis of upward mining

[J].Journal of China Coal Society2016414):801-807.

[本文引用: 1]

何江窦林名巩思园.

倾斜薄煤层切顶巷预裂顶板防治冲击矿压技术研究

[J].煤炭学报,2015406):1347-1352.

[本文引用: 1]

HeJiangDouLinmingGongSiyuanet al.

Research on rock burst prevention technology of roof-cutting roadway in inclined thin coal seam

[J].Journal of China Coal Society2015406):1347-1352.

[本文引用: 1]

于斌刘长友杨敬轩.

坚硬厚层顶板的破断失稳及其控制研究

[J].中国矿业大学学报,2013423):342-348.

[本文引用: 1]

YuBinLiuChangyouYangJingxuanet al.

Research on the fracture instability and its control technique of hard and thick roof

[J].Journal of China University of Mining and Technology2013423):342-348.

[本文引用: 1]

郝旭彬杨立辉万胜.

基于AHP及模糊综合评判法的采空区稳定性评价

[J].黄金科学技术,2013216):63-67.

[本文引用: 1]

HaoXubinYangLihuiWanShenget al.

Stability evaluation for mine gob areas based on AHP and fuzzy synthetic judgment theory

[J].Gold Science and Technology2013216):63-67.

[本文引用: 1]

孙杨罗黎明邓红卫.

金属矿山深部采场稳定性分析与结构参数优化

[J].黄金科学技术,2017251):99-105.

[本文引用: 1]

SunYangLuoLimingDengHongwei.

Stability analysis and parameter optimization of stope in deep metal mines

[J].Gold Science and Technology2017251):99-105.

[本文引用: 1]

罗铁牛.

独立采空区稳定性研究与经验教训

[J].黄金科学技术,2003111):33-37.

[本文引用: 1]

LuoTieniu.

The disquisition and experience of the stability of the independent hollow areas

[J].Gold Science and Technology2003111):33-37.

[本文引用: 1]

张耀平曹平袁海平.

复杂采空区稳定性数值模拟分析

[J].采矿与安全工程学报,2010272):232-238.

[本文引用: 1]

ZhangYaopingCaoPingYuanHaipinget al.

Numerical simulation on stability of complicated goaf

[J].Journal of Mining and Safety Engineering2010272):232-238.

[本文引用: 1]

张成良杨绪祥李风.

大型采空区下持续开采空区稳定性研究

[J].武汉理工大学学报,2010328):117-120.

[本文引用: 1]

ZhangChengliangYangXuxiangLiFenget al.

Stability study on mined-out area with continuous mining under the large scale mined-out area

[J].Journal of Wuhan University of Technology2010328):117-120.

[本文引用: 1]

吴爱祥王贻明胡国斌.

采空区顶板大面积冒落的空气冲击波

[J].中国矿业大学学报,2007364):473-477.

[本文引用: 2]

WuAixiangWangYimingHuGuobin.

Air shock wave induced by roof falling in a large scale in ultra-huge mined-area

[J].Journal of China University of Mining and Technology2007364):473-477.

[本文引用: 2]

邢平伟付玉平李志军.

采场顶板飓风耦合模型及采高对飓风灾害的影响

[J].中北大学学报,2010313):227-231.

[本文引用: 2]

XingPingweiFuYupingLiZhijunet al.

Coupling model of stope roof with hurricane disaster and the influence analysis of mining height on hurricane velocity

[J].Journal of North University of China2010313):227-231.

[本文引用: 2]

顾铁凤宋选民.

封闭采空区顶板垮落—空气冲击耦合模型与差分解法

[J].煤炭学报,20083311):1211-1216.

[本文引用: 2]

GuTiefengSongXuanmin.

The air impulsion coupling model with roof caving and its difference solution under closed goaf

[J].Journal of China Coal Society20083311):1211-1216.

[本文引用: 2]

严国超息金波宋选民.

采场冲击气浪的灾害模拟

[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2009282):177-180.

[本文引用: 2]

YanGuochaoXiJinboSongXuanminet al.

Simulation of lashing blast of compressed air in coal face

[J].Journal of Liaoning Technical University(Natural Science)2009282):177-180.

[本文引用: 2]

邵晓宁.

厚硬砂岩顶板破断规律及深孔超前爆破弱化技术研究

[D].合肥安徽理工大学2014.

[本文引用: 2]

ShaoXiaoning.

Research of Fracture Law and Deep Hole Advance Blasting Technology in Hard and Thick Sandstone Roof

[D].HefeiAnhui University of Science and Technology2014.

[本文引用: 2]

马维绪.

煤矿通风与安全技术

[M].北京煤炭工业出版社2007.

[本文引用: 1]

MaWeixu.

Ventilation and Safety Techniques in Coal Mines

[M].BeijingChina Coal Industry Publishing House Press2007.

[本文引用: 1]

中华人民共和国国家安全生产监督管理总局.

煤矿安全规程

[S].北京煤炭工业出版社2016.

[本文引用: 1]

State Administration of Work Safety of the People’s Republic of China.

Mine safety standards

[S].BeijingChina Coal Industry Publishing House Press2016.

[本文引用: 1]

/