煤矿巷道合辑.pdf
目 录 不同装载情况下矿井活塞风效应的数值模拟 …………………………………………………彭 云，赵伏军，黄寿元，刘 畅（001） 切顶卸压沿空留巷技术研究及应用…………………王维维，李凤义，兰永伟（005） 复合顶板回采巷道灾后的垮塌状态………张国华，郝传波，于会军，许元华（009） 新安矿深部软岩巷道大变形特征及原因………………孙晓明，王 冬，王 聪（015） 厚煤层全煤巷道单轨吊车的联合锚杆吊挂技术……李安邦，聂 羽，刘成良（020） 粉煤灰基胶结材料在新安矿 3832 沿空留巷的应用 …………………………………………………………李凤义，聂文波，陈 雷（024） 矿井煤与瓦斯突出规律及挡突装置数值模拟 …………………………………………………金珠鹏，郭鹏飞，孙广义，黄 夏（030） 7~9m 急倾斜厚煤层 Z 型通风工作面的矿压显现规律………董长吉，翟永胜（036） 大采高综采工作面区段煤柱的合理尺寸…………………………………申培文（040） 矿井活塞风效应数值模拟…………………………………………………彭 云（044） 深部巷道围岩瞬态温度 - 热应力的耦合作用………李铁增，王 丽，李玉梅（049） 掘进巷道过采空区围岩应力演化规律数值模拟………………张国华，范秀利（055） 井下断层地质破碎带巷道堆积体垮落形态 ………………………………………………郝传波，于会军，张国华，蒲文龙（061） 全断面快速掘进煤巷粉尘的分布规律…………………刘永立，刘 迪，沈 斌（067） 采煤工作面进风顺槽空冷器的位置布置优化 ……………………………………………………王 浩，黄 明，孔 松，董占元（072） “三软”煤层回采巷道的中空注浆锚索支护…………………毕业武，范秀利（077） 煤矿突水灾区变坡巷道堵塞特征……………………蒲文龙，郝传波，张国华（083） 垮冒堆积体中救援通道位置及断面形状的模拟 ……………………………………张国华，李文成，陈 刚，郝传波，张大鹏（088） 煤矿水灾变坡巷道堵塞堆积体的力学特性…………蒲文龙，郝传波，张国华（095） 矿井“应急排水 - 快速清淤”的固液两相流数值模拟 …………………………………………………………郝传波，蒲文龙，张国华（100） 矿井水害事故巷道淤泥快速凝结的实验研究 ………………………………康 健，王 鹏，焦冰君，代少军，林井祥，唐志超（106） 煤矿巷道盾构开挖过程中围岩的力学行为 ……………………………………………………杨 悦，高 霞，陈孝国，陈维新（111） 深部高强开采下巷道大变形及卸压的支护技术……金珠鹏，秦 涛，张俊文（116） 深部高应力巷道支护参数的多因子优化……………耿伟乐，黄俊歆，郭胜利（121 深井软岩巷道底臌的数值模拟………………………张晓宇，蒋元男，李 者（126） 掘进巷道快速通过采空区围岩的控制技术…………毕业武，张春峰，范秀利（131） 不同加载速率下砂岩的破碎规律…………迟学海，蒲文龙，杜宏飞，周 建（137） 构造应力场对巷道布置的影响……李 涛，关长国，秦 涛，金珠鹏，孙佳琪（142） 巷道围岩破坏的地应力特征与数值模拟……………刘振文，郝传波，付 贵（148） 宏泰 26B 层回采巷道顶板的岩体质量分类 ……………………………肖福坤，侯志远，胡 刚，刘宝良，陈 刚，樊慧强（154） 工作面顶板弧三角形悬板结构的形成机理与控制技术………陈永斌，袁 超（160） 矿井综掘工作面追踪捕尘原理与系统工艺 ………………………………………………刘世明，高明星，杨德智，赵建华（167） 基于切顶短壁梁理论的留巷围岩变形规律 ………………………………………韩 雪，张赛一，王 炯，马新根，于光远（172） 综掘工作面气固两相流耦合的 CFD 模拟……………张迎新，柏宗君，陶 金（177） RTODO-CL 与高斯滤波的井下人员定位算法………………沈显庆，刘莹歆（181） 综放面沿空侧巷道支护设计的数值模拟与应用……王文林，赵 宾，王方田（187） ２４ １ ２０１４ １ ３． ， ２ ， ， ４１０１１６； ２． （１． Ｊａｎ． ２０１４ １ ! Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ３ ４ ， ， ， ２４３０００； ４． ４１１２０１； ， ４１００１２） "： ， ， ，。 ¡¢£ ¡¤¥，¦§¨© ª« ¬、 ¢£ ®¯°ª；¤¥ ±²³´µ¶·« µ¶， µ¶；¤¥ ； º»¼。 ¸²µ¶ª« ±²、¸²¡ µ¶¹ª« #$%： ； ½； ´¯； ； µ¶ ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０１ ００７ &'()*：ＴＤ７２４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１４）０１－ ００３０－ ０４ +./01：Ａ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｍｉｎｅ ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ｅｆｆｅｃｔ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ＰＥＮＧ Ｙｕｎ１ ， ＺＨＡＯ Ｆｕｊｕｎ２ ， ＨＵＡＮＧ Ｓｈｏｕｙｕａｎ３ ， ＬＩＵ Ｃｈａｎｇ４ （１． Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｄｅｓｉｇｎ ＆ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｃｈｅｍｉｃａｌ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ Ｍｉｎｉｓｔｒｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１０１１６， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｅｎｅｒｇｙ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｕｎａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｉａｎｇｔａｎ ４１１２０１， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｉｎｏｓｔｅｅｌ Ｍａａｎｓｈａｎ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｃｏ． Ｌｔｄ． ， Ｍａａｎｓｈａｎ ２４３０００， Ｃｈｉｎａ； ４． Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ａｉｍｅｄ ａｔ ｒｅｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｔｒａｎｓｐｏｒｔ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ ｏｎ ｍｉｎｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｓｙｓｔｅｍ， ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｄｅｓｃｒｉｂｅｓ ｔｈｅ ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ ｏｆ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｏｄｅｌ ｆｏｒ ｍｉｎｅ ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ａｓｓｏｃｉａｔｅｄ ｗｉｔｈ ｎｏｌｏａｄ ａｎｄ ｆｕｌｌ ｌｏａｄ ｏｆ ｔｒａｍｃａｒｓ， ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ｅｆｆｅｃｔ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅｓｅ ｔｗｏ ｃａｓｅｓ， ａｎｄ ｔｈｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｇｒａｐｈ ｏｆ ｆｌｏｗ ｆｉｅｌｄ ｔｒａｃｅ． Ｔｈｅ ｐａｐｅｒ ｃｏｎｃｌｕｄｅｓ ｔｈａｔ， ａｔ ｔｈｅ ｓａｍｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｒｕｎｎｉｎｇ ｓｐｅｅｄ ａｎｄ ｔｕｎｎｅｌ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｒａｉｎ， ｎｏｌｏａｄ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｐｒｏｄｕｃｅ ａ ｇｒｅａｔｅｒ ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ｅｆｆｅｃｔ ｔｈａｎ ｆｕｌｌ ｌｏａｄ ｏｎｅｓ， ｗｉｔｈ ａ ｇｒｅａｔｅｒ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｎ ｔｕｎｎｅｌ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ； ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ａｆｆｏｒｄｓ ａ ｓｍａｌｌｅｒ ｉｎ ｆｌｕｅｎｃｅ ｄｉｓｔａｎｃｅ ｔｏ ｔｒａｉｎ’ ｓ ａｎｔｅｒｉｏｒ ｓｔａｔｉｃ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｆｉｅｌｄ ｉｎ ｎｏｌｏａｄ ｔｈａｎ ｉｎ ｆｕｌｌ ｌｏａｄ， ｗｈｉｌｅ ｉｔ ｐｒｏｄｕｃｅｓ ａ ｇｒｅａｔｅｒ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｄｉｓｔａｎｃｅ ｔｏ ｔｒａｉｎ’ ｓ ｒｅａｒ ｓｔａｔｉｃ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｆｉｅｌｄ ｉｎ ｎｏｌｏａｄ ｔｈａｎ ｉｎ ｆｕｌｌ ｌｏａｄ； ａｎｄ ｎｏｌｏａｄ ｏｆ ｆｅｒｓ ａ ｇｒｅａｔｅｒ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｆｉｅｌｄ ｔｈａｎ ｆｕｌｌ ｌｏａｄ ｉｎ ｂｏｔｈ ａｎｔｅｒｉｏｒ ａｎｄ ｒｅａｒ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ． Ｉｔ ｆｏｌｌｏｗｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｆ ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ｓｈｏｕｌｄ ｂｅ ｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ ｏｆ ｎｏｌｏａｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ； ｌｏａｄｉｎｇ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ； ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｆｉｅｌｄ； ｗｉｎｄ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｆｉｅｌｄ； ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｄｉｓｔａｎｃｅ 2345： ２０１３ － １１ － １２ 6789:;： （１９８７ － ） ，¡， ¢£¤¥，¦§¨，©ª，«¬： -1- ®，Ｅｍａｉｌ：ｐｙｊ７９１＠ １２６． ｃｏｍ。 ê１ * ０ ¡ α ＝ Ａ０ ／ Ａ ｔ 。 :/ 、， ， ， ， ， ｐ１ － ｐ４ ＝ ｐ２ － ｐ３ ＋ ｐ ｉｎ ＋ ｐ ｏｕｔ ＝ ｐ０ ， ［１ － ５］ 。 ， ｐ ｉｎ 、ｐ ｏｕｔ ———ª\ýð α １ ２ ， ρα（ ｖ０ － ｖ１ ） Ｃ Ｄｔ － ２ （１ － α） ２ ２ １ α ｐ ｏｕｔ ＝ ρ（ ｖ０ － ｖ１ ） ２ ， ２ （１ － α） ２ ] （４） ：Ｃ Ｄｔ ———¸Î。 ２ Ö×- ßàá â ã ä  à å æ Î Ï Ì Í Ë çè 。 [ ｐ ｉｎ ＝ © ， ª « ¬ ®¯° ， ± ² ³ ´ µ ¶ · 。 ¸ Ë Ì Í ， Î Ï Ì Í Ð Ñ Ò Ó Ô ［６ － ８］ ， Ö×Ø ° Ù Ú ， Û Ü £ × Ý Þ ， ¬ Õ Ë、 ³þ¸© 。 ， ¡ ¢ £ ¤ 。 ¥ ¦ § ¨ ©¹º»¼½¾¿ ， ÀÁÂï° ， ÄÅ ¸ª « Æ À ¾ ¿ 。 Ç È ， É Ê （３） ：ｐ１ － ｐ４ ———}， ü. à ｐ０ ； １ ３１ (，：¬ßàáâãäÂÃåæÎÏÌÍ ) ~ªô， } （ ） âãË Ø°。 ®{Ö ， ３ ｍ， １ ２ ｍ，, １００ ｍ； １ ｍ， １ ２ ｍ，}, ２０ ｍ。 ¢ （ á） âãØ°Ö １ ｍ × １ ２ ｍ × ２０ ｍ , ¸ ª « é ä Þ ： ê ， ë ¸ ¬ ì í； ê î， ¸ Ö ï ¸ ð ¶ ； êñ ， ò ó © 。 ， ìØ°ª ô Ì õ ö １ ÷ ø 。  à å æìªÖ １ ～ ４ £ ¤ ù 、３ ú ¬ ß ¸ û ， ü ý ð Ëþ ¸ û １ ～ ２ ， ÿ ò ¸ û ２ ～ ３ ~ ³ þ ¸û ３ ～ ４ 。 á） âã}ªÖ １０ ， ,Ö ２ ｍ，Ö ０ ８ ｍ、, １ ８ ｍ、 ； （ １ １ ｍ， Ç ] >[， ÇÈ， Ø°Ö ]。 Ｆｌｕｅｎｔ ，þ óþ，þó ２ ｍ ／ ｓ，Ｔｕｒｂｕｌｅｎｃｅ Ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ａｎｄ Ｈｙｄｒａｕｌｉｃ Ｄｉａｍ ｅｔｅｒ，¡ Ｔｕｒｂｕｌｅｎｃｅ Ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ５％ 、Ｈｙｄｒａｕｌｉｃ Ｄｉａｍｅ ｔｅｒ １ ｍ；³þÖ³þ，Ｇａｕｇｅ Ｔｏｔａｌ Ｐｒｅｓｓｕｒｅ Ö ０， Ｔｕｒｂｕｌｅｎｃｅ Ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ５％ 、 Ｈｙｄｒａｕｌｉｃ Ｄｉａｍｅｔｅｒ １ ｍ。 ÔĤ¸、Ｉｍｐｌｉｃｉｔ、ｋｅｐｓｉ ｌｏｎ Ｍｏｄｅｌ（２ ｅｐｎ） ，¡=Î ［１０］ ； Öתô  à ， ù Ｍｏｖｉｎｇ Ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ Ｆｒａｍｅ， © Ö １ Ｆｉｇ． １ Ｐｉｓｔｏｎ ｗｉｎｄ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｏｄｅｌ ， üÌõ³þ ８ ｍ ／ ｓ。 ~}|{[ª\Ö Ａ ｔ ~ Ａ０ ， ý ]{[^Ö Ａ ｔ － Ａ０ 。 _` ©} @ ?£¤，>=<，}£¤ùû; ［９］ ¸© ·ÑÖ ｖ０ Ａ ０ ＝ ｖ１ Ａ ｔ ＋ ｖ２ （ Ａ ｔ － Ａ ０ ） ， ìÅýð ÿó： αｖ０ － ｖ１ ， ｖ２ ＝ １ －α （１） （２） þ ， óÖ ª\ÓÁÌõë Ｆｌｕｅｎｔ Ô ， ªô¡ 。 Ö×>ªô， >、 > （ |{ ） |{ ３ {- 。 ２ １ Ìõ， ÿ { （ Ö １ ｍ） ÌÍ，âãþ;³þ¡ + ¡¢üÖ， âãä+{ª« ö ２ ÷ø。 -2- ３２ ２４ ２ Ｆｉｇ． ２ ４ Ｆｉｇ． ４ Ｐｌａｎｅ ｆｕｌｌ ｆｉｅｌｄ Z[， Jc d! ３４６ ７ Ｐａ， ３５６ ５ Ｐａ。 ２ ２ e df， WX ，L ~ } ， = < ; ó ù Á ÿ · : ð/Ô 。 À Á  à ， . 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Ö)·¦§。 «?Õ¸¹óº»äÖå °±=Õ£¼，£½¾、 ÒÓ，äåÒ£ÔÕÖ。 ÕÍã×=Ê ，ó}Ø _¯úû，ÒÇ¡ØÙÚ ´ 。 ２ ２ １ ɦ§¨¸>=<;ÁÂ^¹¾Ç å ^，¶¡ Û，« Û帨>=<;»äÖå， Û <;ÜÝ帨 ^¹Çå， ² ÞÎ:ßà áâã，¡¢ ２ £¤。 ， ä´Õ Ö - 10 - ８ ｈ ， （１） ) ｄ ｍ ·ａ１ ｄ２ｍ ·ｋ ｍ φ ＝ ｔａｎ α ＋ ｃｏｔ ４５° ＋ Ｖ１ ＝ ２ ２ ２ ( [ （４） ， ， Ｖ１ 、 Ｖ２ α——— 。 ：Ｈ——— φ － ｄ ｍ ·ｔａｎ α。 ２ Ｖ３ ｋ——— ； Ｖ２ ＝ ｋ －１ （２） ) ]， （５） ∑ ｄ ≥ ｃｏｓ α， Ｈ ２４ ( ：∑ ｄ——— ； ａ２ ＝ ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ ｋ·∑ ｄ ， ｈ ＝ ｃｏｓ α ， ｄ ｍ ·ａ２ ｄ ·ｋ ｍ φ ＝ ｃｏｔ ４５° ＋ － ｔａｎ α ， ２ ２ ２ ２ ｍ [ ( ) ] （６） ( ｃｏｓａ α ＋ ａ ) ＝ ａ φ ＋ ２ｄ ·ｃｏｔ ( ４５° ＋ ) ] ， ｋ·∑ ｄ · [ ２ ｃｏｓ α Ｖ３ ＝ ｋ·∑ ｄ· ａ１ ＋ 。 ２ ｍ （７） ：ｋ ｍ ———； ａ——— 。 ２ Ｆｉｇ． ２ ２ ２ ， ｈ ¡ Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｃｏｍｐｏｓｉｔｅ ｒｏｏｆ ¢， ｃｏｌｌａｐｓｅ ｕｎｄｅｒ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｓｔｅａｄｙ ｈ０ ａ １ ＋ Ｌ ＋ ａ·ａ·ｔａｎ α， ２ ｃｏｓ α ２ ｈ０ ａ ＋ ａ２ ， ＝ Ｌ ａ１ ＋ ｃｏｓ α ｄｍ ｈ０ １ ＋ ａ·ｔａｎ α， ｈ＝ ｃｏｓ α ２ Ｖ１ ＋ Ｖ ２ ＋ Ｖ ３ ＝ ) ( ， ，， ( ， ３ 。 ) （８） ：Ｌ——— ｈ０ ——— （３） ～ （７） £（８） ，¤： ｈ ＝ Ｆｉｇ． ３ ｃｏｌｌａｐｓｅ ｕｎｄｅｒ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｎｏｔ ｓｔｅａｄｙ ) ａ２ ２ （９） （３） ：ｄ ｍ ——— ； ａ·ｄ ｍ ) ] － ａ ·ｔａｎ α － ｃｏｓ α ] ｍ φ ａ １ ＝ ｄ ｍ ·ｔａｎ α ＋ ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ ， ２ φ——— 。 ， ｍ α 。 ( ２ｄ ·ｃｏｔ ( ４５° ＋ ２φ )·ｃｏｓ α ＋ ａ ) ＋ ａ·ｔａｎ ２ ａ１ ( ２ ｍ ( Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｃｏｍｐｏｓｉｔｅ ｒｏｏｆ [ ２ｄ ·ｋ ·ｃｏｔ ( ４５° ＋ ２φ ) ＋ ２ｋ·∑ ｄ· [ ｃｏｓａ α ＋ ２ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ２ Ｍｏｈｒ － Ｃｏｕｌｏｍｂ ， 。 ３ ； ， ｄ ｍ ·ａ ａ２ ·ｔａｎ α ｄ２ｍ ·（１ － ｋ ｍ ）·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ＋ ＋ ｃｏｓ α ２ ２ 。 ｄ ∑ ≥ ａ φ （ｋ － １）· ２ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ ＋ ｃｏｓ α ２ [ ( ( ) ) ] （１０） - 11 - １ ´ µ¶·，¸： ¹º»² ´µ。 ｎ ®¯（ ｑ ｎ ） １ ©： ３ ３ １ 。 ， ， ， ４ 。 Ｈ ３ ２ ５ 。 （１１） ∑ ｄ２ ——— 。 ∑ ｄ２ ， ， ¡¢ １、２、…、ｎ。 £ Ｆｉｇ． ５ ，¤¥¦§¨ ©： Ｌｉ ＝ ｄｉ ２ σ ｔｉ ， ｎ·ｑ 槡 ， （１４） ª， Ì Í § Å«， ά®¬ÏÐ， ｃｏｓ α ｋ －１ ：∑ ｄ１ ——— ； ［１０ － １１］ ¦Ç°§ ∑ ｄ１ ＋ ∑ ｄ２ ≥ ｃｏｓ α。 ｋ， ｈ： ｋ· ( ∑ ｄ１ ＋ ∑ ｄ２ ) ÄÅ，¾ ¨，©ÈÉÊË ， ５ Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｂｅａｍ ｃｏｌｌａｐｓｅ ｕｎｄｅｒ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｎｏｔ ｓｔｅａｄｙ £ Ｍｏｈｒ － Ｃｏｕｌｏｍｂ ， （１２） φ 。 ２ ) （１５） φ － ｄ ｍ ·ｔａｎ α。 ２ （１６） ( ｄ ｉ ——— ｉ ； ´°， Ç°¯ÓÓ ａ２ σ ｔｉ ——— ｉ ª； ｎ———，« ｎ ＝ ６； ( ａ２ ＝ ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ ｑ——— ｉ ¬®¯。 °， ¥¦§¨±²¤³ Ç°ÑÒ½®£¯ÓÓ ａ１ ａ１ ＝ ｄ ｍ ·ｔａｎ α ＋ ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ ：Ｌ ｉ ——— ｉ ¥¦§¨； © （１３） ¥¦§¨¼ ½£§， ａ ， ， ¤¿ ¾ Ｌ１ ＜ ｃｏｓ α ÀÁ»¥Â ２、３、…、ｎ à Æ， ｃｏｌｌａｐｓｅ ｕｎｄｅｒ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｓｔｅａｄｙ ， º© （ ｑ ｎ ＋ １ ） １ ＜ （ ｑ ｎ ） １ ， （ ｑ ｎ ） １ （１２） ｑ ©。 ，¡» （１２） © ¢ ∑ ｄ２ 。 Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｂｅａｍ ｈ ＝ Ｅｉ ｄ ∑ ｉ ＝１ ３ ｉ ：Ｅ ｉ 、γ ｉ ——— ｉ（ ｉ ＝ １，２，…，ｎ） ¶·¸ ¹。 。 ，¤ Ｆｉｇ． ４ ｉ ＝１ ¢ ４ ｎ ； Ｅ１ ｄ３１ ∑ γ ｉ ｄ ｉ ， ° ｎ （ ｑｎ ） １ ＝ ， ， ９ ) ， ÔÕ±， ² Ｖ１ 、 ² Ｖ２ ³ ² Ｖ３ Ö - 12 - １０ à Ｖ１ ＝ Ｖ２ ＝ Ä Å ｄ ｍ ·ａ１ ｄ２ｍ ·ｋ ｍ φ ＝ ｔａｎ α ＋ ｃｏｔ ４５° ＋ ２ ２ ２ ) ]， ( [ Æ [ ( ) ｍ ， ¦¡§ ¨¢© ª«£¤， ¬ ¥¦ ª«， ®¯°±§ 。 ，² ，´µ¶· ＋ ¨¸©¹ ³± ª«；² ³， ´µ¶· ＋ ¶º ＋ ¨¸ ∑ ｄ２ 。 ｈ： ｈ ＝ [ ， ， ( ) [ ｃｏｓａ α ＋ ２ｄ ·ｃｏｔ ( ４５° ＋ ２φ ) ] ａ·ｄ ｍ － ａ２·ｔａｎ α － ｃｏｓ α ( ) ｍ ] ) [ ( ) ] （２１） ４ （２） （１４） ， ， ， ， 、 、 。 ， ， ， 。 ， （１０） £¤ ÅÆ。 ５ （１） ， ÇÈ ¯°¶µ，¢ ·¸ 。 ³±Ï µ¶·ÀÁЪ«， ÄÑÒ ；² ， 。 ³，£¤， ¥。 （３） Ô§Õ， ®¯° Ö¼½、×Ø ， § （２１） ， ， Ú¾£¤，¬ ¥ ±，´µ¶· ＋ ¨¸©¹ ª«；² ³， ´µ¶· ＋ ¶º ＋ ¨ ª«，ÛÜÔµ¶· Á¶µ ¨¸© Ý«¶µ。 ¸©¹ （４） ¿ÀÞߧ ³Ïµ ¶· Ъ«， ÄÑÒ ，ÑÒ »Ó ，¦ª«Ù ¦ ª«。 ² ¾¿ÀÁª« ¬ ®¯°±。 （２） ² ｄ ｍ·ａ ａ２·ｔａｎ α ｄ２ｍ·（１ － ｋ ｍ）·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ＋ ＋ ｃｏｓ α ２ ２ 。 ∑ ｄ１ ＋ ∑ ｄ２ ≥ ａ （ｋ － １） ２ｄ ｍ·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ＋ ２ ｃｏｓ α ) ， µ¨¸©，²¥µ³Â¶·´µÃÄ ，： ( ŧºÉÊËÌÍΧ， Ä 。 （２０） ²， ａ·ｔａｎ α ２ｄ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ·ｃｏｓ α ＋ ａ ＋ 。 ２ ２ ( ª«，»µ¶·¡ § ，¼µ¶º½ ２ｄ ·ｋ ｍ ·ｃｏｔ ４５° ＋ φ ＋ ２ｋ· ( ∑ ｄ１ ＋ ∑ ｄ２ )· ２ ２ ｍ ，¢ ¥， £¤ ， ) ， ， ， ，¡ 。 ©¹ 、 。 （１４） （２１） ， （２） （１０） ，， Ｌ ｉ ＜ ａ １ ＋ ａ ＋ ａ２ ｃｏｓ α （１８） ∑ ｄ２ ３ １ ， ( Ê ２４ Ë É ， ２ ２ È （１７） ( ｃｏｓａ α ＋ ａ ) ＝ ａ ＋ ２ｄ · ｋ· ( ∑ ｄ ＋ ∑ ｄ )· [ ｃｏｓ α （１９） ｃｏｔ ( ４５° ＋ φ ) ] 。 ２ １ È 、、 、 。 ， ] Ｖ３ ＝ ｋ· ( ∑ ｄ１ ＋ ∑ ｄ２ )· ａ１ ＋ ｄ ｍ ·ａ２ ｄ ·ｋ ｍ φ ＝ ｃｏｔ ４５° ＋ － ｔａｎ α ， ２ ２ ２ ２ ｍ Ç ³ ¶µ、¶º À ¥¾¶ ， à § º Á， ¬ ® § ±， á  ⠣ ãä。 ，、 - 13 - （ ２９ ） ¦１ § ［８］ ，：¨©ª ． ［ Ｄ］ ． ： «¬®¯° ［１２］ ， ， ． ， ［ Ｊ］ ． ， １９９３（５） ： ７ － １０． ［１０］ ｃａｌ ｍｏｄｅｌｉｎｇ ａｎｄ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ［ Ｊ ］ ． Ｅｎｅｒｇｙ， ２００９， ３４ （ １ ） ： ＨＩＮＤＳ Ｗ Ｃ． Ａｅｒｏｓｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ： ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ， ｂｅｈａｖｉｏｒ， ａｎｄ ｍｅａｓ １４ － ２１． ［１３］ ｕｒｅｍｅｎｔ ｏｆ ａｉｒｂｏｒｎｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ［ Ｍ］ ． ２ｎｄ ｅｄ． Ｎｅｗ Ｙｏｒｋ： Ｊｏｈｎ Ｗｉ ＨＯＳＳＡＭ Ｓ Ａ， ＹＥＨＩＡ Ａ Ｅ， ＴＨＯＬＵＤＩＮ Ｍ Ｌ， ｅｔ ａｌ． Ｏｎ ｔｈｅ ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｄｒａｇ ａｎｄ ｔｕｒｂｕｌｅｎｔ ｓｔｒｅｓｓｅｓ ｉｎ ｔｈｅ ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｌｉｑｕｉｄ ｄｒｏｐｌｅｔｓ： ａ ｃｏｍｐｕｔａｔｉｏｎａｌ ｓｔｕｄｙ［ Ｊ］ ． ＣＦＤ Ｌｅｔｔｅｒｓ， ２０１０， ｌｅｙ ＆ Ｓｏｎｓ， Ｉｎｃ， １９９９． ［１１］ ＮＩＫＳＩＡＲ Ａ， ＲＡＨＩＭＩ Ａ． Ｅｎｅｒｇｙ ａｎｄ ｅｘｅｒｇｙ ａｎａｌｙｓｉｓ ｆｏｒ ｃｏｃｕｒ ｒｅｎｔ ｇａｓ ｓｐｒａｙ ｃｏｏｌｉｎｇ ｓｙｓｔｅｍｓ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｍａｔｈｅｍａｔｉ ， ２００８： ２８． ［９］ ２９ ±²³ ２（２） ： ９７ － １０５． ＹＡＯ Ｓ Ｃ， ＳＣＨＲＯＣＫ Ｖ Ｅ． Ｈｅａｔ ａｎｄ ｍａｓｓ ｔｒａｎｓｆｅｒ ｆｒｏｍ ｆｒｅｅｌｙ ｆａｌｌｉｎｇ ｄｒｏｐｓ ［ Ｊ］ ． Ｔｒａｎｓ ＡＳＭＥ Ｊ ｏｆ Ｈｅａｔ Ｔｒａｎｓｆｅｒ， １９７６， ９８ （１） ： １２０ － １２６． （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ １０ ） ， ２００５（４） ： ６２ － ６４． ［７］ ： ［１］ ， ， ［ Ｊ］ ． ［２］ ， ． ． ２００６（４） ： ９２ － ９３． ， ２０１２（６） ： ５４９ － ５５２． ［８］ ， ［９］ ［ Ｊ］ ． ， ． ［ Ｊ］ ． １３ － １７． ［４］ ， ， ． ［ Ｊ］ ． ， ２００５， ３６（５） ： ３３ － ３５． ［５］ ． ， ２０１１， ７（１） ： ５ － ９． ［６］ ， ． ［１０］ ［１１］ ［ Ｊ］ ． ［ Ｊ］ ． - 14 - ， ， ． ［ Ｊ］ ． ， ２００４， １４（６） ： ６３ － ６５． ， ， ， ． ¡¢£ ［ Ｊ］ ． ， ¤ ， ２０１３， ２３（１） ： ¥， ¦§， ． ¡ © ¢ ª £ ［ Ｊ］ ． ¤ « （７） ： １３５ － １４０． ， ２０１０， ３７（４） ： ８６ － ８９． ２８ － ３３． ： ， ２０１１， ３１ （ ３ ） ： ． ［ Ｊ］ ． ［３］ ， ， ¬． ¥® ， ２００９． ¨ ， ２０１０， ３３ ¯°±［ Ｍ］ ． ²³： （ ） ２４ １ Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１４ １ １，２ ， １，２ ， Ｊａｎ． ２０１４ １，２ （１． ， １０００８３； ２． ， １０００８３） ! 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７５０ ｍ， １８ ７５ ＭＰａ， "#， ［１５］ ３ ３ ２ 。 ＋ ５３５ ｍ $ ４５°，%， ６６°， ２１°， ¡¢。 £¤， ¥¦ 。 ＋ ５３５ ｍ 、 &¡ '( §¢ £)*，¤+,-¥，¦§ ¨©$。 ª¥ ª.¨ «©ª，©/01，£¤¬«01 ， ３ ４ Ｆｉｇ． ４ ®¯°¬«。 ４ ＳＥＭ ｐｉｃｔｕｒｅｓ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ¬®£¢±²ª³， ¯ ［１６］ °ª±²23´µ4µ56 。 ®£，7®£¶ ［１７ － １８］ ， »³， »¯¼Ä½°<= - 18 - ö１ Þßà， ５ ：îñÕÏ © ª«Âà ，。 、 ， ÂÃ。 （４） µ¤¥ §¤»ÒÓ ， 。 ３ ５ ª×Ø， Ô、ÙÚ£ÛÜ° ，¬±»²¬¹，Ù Ý ，、 、 。 ， ， ， 、 （ ） 、 ¡。 、 £ ¤¥ ： ¢ 。 ¢、 ， ¬¹， 。 ： ［１］ ［２］ ［３］ （１） ¦§¨ © ª«。 ， ¬ ２２ ｍｍ 、 １８ ９ ｍｍ 、 ® ， ， 。 ¯ ¬° ±² ³¢， ´µ¦§，¶ ［４］ ［５］ ［６］ © 。 º© »， ¦§ ， （ ） ¡ ， ¶ 、 · ± ¼½。 （３） ¾¿ÀÁ³± ÂÃ。 ¾¿ º Ä， ÅƬ ， Ç È ¡ ， ¢ ÅÆ£¤ ¥É，ÅÆÊË， ¡ 。 ４ ［８］ ［９］ ［１０］ ［１１］ ［１２］ ［１３］ （１） ¾¿ÀÁÌÍÎ 、、¦ÊË、 ª«。 ， ［１５］ ［１６］ Ö¯ÂÃ。 （３） ´µ¦§ Ö ． Ï ¢£á¤¥¦§［ Ｊ］ ． ÀÄâÝá âè， ２００５， ２４（１６） ： ２８５４ － ２８５８． ， ¨ß©， ª«¬， ． ´®ÕÏ © µ¶¯ ° Ý ± æ ç ［ Ｊ］ ． À Ä â Ý á â è， ， Þßà． éêÕ© áëìÝíᦠ²［ Ｍ］ ． ãä： åâ ， ³ ， ２００４： ５２ － ６０． ´， ¨ßµ， ． î¶ Ð ·© ï·［ Ｊ］ ． ÀÄâÝáâè， ２０１３， ３２（３） ： Þßà， ． Ï © µ¶¯°æç ［ Ｊ］ ． éÕðââè， ２００５， ３４（２） ： １６６ － １６９． ¸¹， ， ª«¬， ［１７］ ［１８］ ¯ÂÃ。 ¦§ 、¦§、 ¯ - 19 - ． £Ï © ¸æç［ Ｊ］ ． ÀÄâÝáâè， ２００８， ， ºé»， ¨¼½， ． Ï ê ¸ æç［ Ｊ］ ． ÀÄâÝáâè， ２００９， ２８（１） ： ２５９３ － ２５９８． î¾， ¿ÀÁ， ÂÃÄ． ÏŹ ¸£ æç［ Ｊ］ ． ÕÝñ¦áâè， ２０１２， ２９（１） ： １ － ７． Þßà， ， ¸ßÁ． Ï © ëìæç［Ｊ］． Äâ， ２００６， ２７（７）： １０６１ － １０６５． Þßà， ， Æò¢． Ï Ç©¹êª ï·æç［ Ｊ］ ． êÈåâï·， ２００５， ３３（３） ： ４７ － ５０． ÉÊÄ， ªËÌ． ºÍ© ［ Ｊ］ ． Îï·ÝÏ£， ２０１２（５） ： ４６ － ４７． Ð Ñ， ， ª«¬， ． Ï ÒÓ » ª«ÂÃæç［ Ｊ］ ． êÈá， ２００６（１１） ： ６５ － ６８． Ô¼®． ÕêÖÕÏ ¸£±æç［ Ｄ］ ． ãä： éÕðâ， ２００９． Ø， ． Ï «óª ª«¬， ¸¹， ¨ß©， ． Ï ÐÑ»Òôõ ÕÅÙ Þßà， ， ºé»， ． Õ½ÖÕÏ Ä© Þßà， ºé»， × ¸ ± ［ Ｊ］ ． À Ä â Ý á â è， ２００９， ２８ （６） ： １１３７ － １１４３． （２） Ï © §¤ÐÑ»ÒÓ （ ÐÑ ÄÔ、¨ ） ª« （ Õ©¤、 、 ª«£、 ¢¬®、 ¢ ） © ÀÄâÝáâè， ２００５， ２４（１６） ： ２８０３ － ２８１３． ２７（１） ： ２９１３ － ２９２０． ［１４］ ． Ï Äâæç［ Ｊ］ ． ４３３ － ４４１． ［７］ ， ³， ¡， ２００８， ２７（４） ： ６７３ － ６７８． ·± ¸， ¤¬°， ¸ ¶ ¹。 （２） ¦§ （ ） ， ， ， Þßà． ©áÄâ［ Ｍ］ ． ãä： åâ ， ２００２． Ú²ÛÜï·æç［ Ｊ］ ． ÝÕá， ２００６（１１） ： ５４ － ５７． ¸£±［ Ｊ］ ． Þßáï·ââè， ２００９， ２８ （３） ： ３９３ － ３９６． （ ） ２４ ３ ２０１４ ５ １ ， ２． Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． ３ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２ ， （１． Ｍａｙ ２０１４ ２ ， ２６６５１０； （ ） ， ¡ ８３５３００） "： ， 。 ＋ 。 ! ¡¢£¤¥¦，§¨©ª ® ¯°±²³´µ¶。 «¬。 ； #$%： ； ； ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０３ ０１３ &'()*：ＴＤ５２４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１４）０３－ ０２８２－ ０３ +./01：Ａ Ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｏｆ ｃｏｍｍｏｎ ａｎｃｈｏｒ ｈａｎｇｉｎｇ ｍｏｎｏｒａｉｌ ｉｎ ｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｆｕｌｌｃｏａｌ ｌａｎｅｗａｙ ＬＩ Ａｎｂａｎｇ１ ， ＮＩＥ Ｙｕ２ ， ＬＩＵ Ｃｈｅｎｇｌｉａｎｇ２ （１． Ｄｅｐａｒｔｍｅｎｔ ｏｆ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｔｒａｉｎｉｎｇ Ｃｅｎｔｒｅ， Ｓｈａｎｄｏｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｑｉｎｇｄａｏ ２６６５１０， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｎｏ． １ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ， Ｘｉｎｗｅｎ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ（Ｙｉｌｉ） Ｅｎｅｒｇｙ Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ Ｌｉｍｉｔｅｄ Ｌｉａｂｉｌｉｔｙ Ｃｏｍｐａｎｙ， Ｙｉｎｉｎｇ ８３５３００， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｓ ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ａｎｃｈｏｒ ｂｏｌｔ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ ｍｏｎｏｒａｉｌ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ， ｓｐｅｃｉａｌｌｙ ｄｅｓｉｇｎｅｄ ｆｏｒ ａｄｄｒｅｓｓｉｎｇ ｔｈｅ ｍｏｎｏｒａｉｌ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ ｅｘｐｏｓｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｆｕｌｌｃｏａｌ ｌａｎｅｗａｙ ｃｏｎｄｉ ｔｉｏｎｓ ｉｎ Ｙｉｌｉ Ｎｏ． １ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ． Ｔｈｉｓ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｕｓｅｓ ａ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏｍｍｏｎ ａｎｃｈｏｒ ｂｏｌｔ ａｎｄ ｄｅｄｉｃａｔｅｄ ｓｕｓｐｅｎｄ ｂｏａｒｄ ｔｏ ｈａｎｇ ｍｏｎｏｒａｉｌ ｉｎ ｃｏａｌ ｌａｎｅｗａｙ． Ｔｈｅ ｆｅａｓｉｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｔｈｅ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｉｓ ｖａｌｉｄａｔｅｄ ｂｙ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｆｏｒｃｅ ａｃｔｉｎｇ ｏｎ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｏｉｎｔｓ， ａｓ ｗｈｅｎ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｍｉｎｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔｅｒｓ ａｒｅ ｔｒａｎｓｐｏｒｔｅｄ ａｎｄ ｍｅａｓｕｒｉｎｇ ａｎｃｈｏｒａｇｅ ｆｏｒｃｅ． Ｔｈｉｓ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｐｒｏｍｉｓｅｓ ｔｏ ｉｍｐｒｏｖｅ ａｕｘｉｌｉａｒｙ ｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｉｎ Ｙｉｌｉ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｍｏｎｏｒａｉｌ ｃｒａｎｅ； ａｎｃｈｏｒ ｂｏｌｔ； ｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｌａｎｅｗａｙ； ｈａｎｇｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ µ©¶·¸¹º¶·»¼½、 ¾¿ ÀÁÂ、¼¦¨Ã、£ÄÅ、ÆÇ¿ÈÉÊ，Ë Ì，ÍÎÏÐÑÒÓÔÕÖ¿，×ØÙÍÚÐ ÛÐ，ÜÓÝÞßÒÐàáâãßä ［１ － ２］ 嶷 。 æÙ， Í Ùçèé。 êë， ìí ïðâñ，òÑó èôõö ÷Òøðùúû；üýÙÍ，þÒ ÿ û ø ð， Ö ¿ ó ~Ù}|{è ［３ － ４］ 。 ËÌ，[\á¿ ＋ ]ó ，^_，`@?>÷=， á¿?<÷;:/ î .;-,±+ñ*÷。 æ)(±+'&%、 2345： ２０１４ － ０２ － ２１ 6789:;： ¢£¤（１９８５ － ） ，¥，¦§£¨，©ª«，¬®，¯°±²：³´，Ｅｍａｉｌ：ｌａｂｌａｂｌａｂ＠ １６３． ｃｏｍ。 - 20 - éêë，ì： ［５ － ８］ Î 。 ，， ， ， 。 １ １ １ <=>? ２８３ ç３ è ， ＃ ＃ ６ Ｍｔ ／ ａ， ¡。 ¢£ ３ ¤ ５ ，¥¦§ ５° ～ ８°。 ¨©ª«¬®¯§ ＃ １ ２００ ～ ４ ０００ ｍ。 °±²³´ ３ µ ，¶·¸¹º。 ３ »¼¯ １２ ４２ ｍ， ½¾ ¯ ６ ２ ＭＰａ。 ¿À¸Á ¢ Á、 ＃ Á¤Á，¤½¾ ¯¼Â ８ ９ ＭＰａ， ＃ ÃÄÁ。 ５ »¼¯ １９ ０２ ｍ， ½¾ Ｆｉｇ． ２ '２ KL@AMNO Ｄｅｄｉｃａｔｅｄ ｓｕｓｐｅｎｄ ｂｏａｒｄｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ¯ ２ ２７ ＭＰａ。 ２ £ÅÆÇÈÉÊËÌ Í ＤＺ１８００ ３ ＋ ３ ÇÎ， Í Ï ２ １ @APQRHI(J ２４ ｔ。 １ ２ ª ħ ２２ ｔ «£¬， دÊ。 ÛÅËÌ à¤ @ABC § Ð， ¼ £Å 。 Å ® ¯ ２ ３００ ｍｍ、 ２２ ｍｍ ， ´ÀÍ ２ ｍ Ñ ， 。 ÒÓ £ÅÔ ¸Ö ， ¸Å ÕÅ ´× ¨Û Ø。 Ù， ´Ú ÓÙ»ª ６０° ¦。 Ø ¤Å ÝÞ， １ 。 Ü ® ＤＺ１８００ ３ ＋ ３ Çΰ ｓｌｇ８ ２ ±² ¨ ¨ Ä § ５ ６４０ ｋｇ， ² ¬ Ä § 。 ² ２２ ｔ， ¬°±² １． ８１ ｍµ ¨§á²´³Ñ´ Âζ。 Ü §· ¸«£¬¤ Çι§ºÂ，â，ã »¼½。 ᾿± ３ 。 ¸、 ， Ｆｉｇ． ３ Ｆｉｇ． １ '１ '３ @ASTHI(J Ｈａｎｇｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｔｒｅｓｓ ａｎａｌｙｓｉｓ ®äÀµ Âε §， ３ ， ¤°µ § ３５ ４７５ Ｎ，¤Âµ § ３３ ６２５ Ｎ。 DE@ABFGHI(J Ａｎｃｈｏｒ ｒｏｄ ｈａｎｇｉｎｇ ａｎｄ ｆｏｒｃｅ ａｎａｌｙｓｉｓ Å ¸¯ ２０ ｍｍ， Ü １６Ｍｎ ¸ ¡ ， ２ 。 ¢£Å ¢£， ÛŤ¥¦ ３５０ ｋＮ、 ħ ４０ ｔ ， Ö ßÛÅ ÇÎÅ ° ß， ¨ÛÅ á¾ ３ ãÁ， µ ² ¨ÂÎ ４、５ Íá å ؤ°， á ÂÎ ４、５ å Øà  ¶¤ÂÎ ４、５ å æÄÅ® ® ２ ｍ Ｉ１４０Ｅ ¨©。 - 21 - ¶ ÂÎ ４、５ ´å Øà¶ Ø ４ ，Ａ、Ｂ、Ｃ å Ø （１） µ å ؤ°µ Ø×à。 ２８４ ¾ ¿ À Á ©  Ｂ ， ， Ｂ 。 '４ Ｆｉｇ． ４ Ｆ Ｂ１ ＝ ３３ ６２５ × （２． ００ － ｘ） × ０ ５； Ｃ ４ Ｂ Ｆ Ｂ２ ， Ｆ Ｂ２ × ２ ＝ ３５ ４７５ × （２． ００ － １ ８１ ＋ ｘ） ， Ｆ Ｂ２ ＝ ３５ ４７５ × （０ １９ ＋ ｘ） × ０ ５； Ｃ ５ Ｂ Ｆ Ｂ３ ， Ｆ Ｂ３ × ２ ＝ ３５ ４７５（ ｘ － １ ６２） ， Ｆ Ｂ３ ＝ ３５ ４７５ × （ ｘ － １ ６２） × ０ ５。 UV ４、５ WXAPYZ[HI\? Ｓｔｒｅｓｓ ａｎａｌｙｓｉｓ ｗｈｉｌｅ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｏｉｎｔ ，Ｂ Ｆ Ｂ ＝ Ｆ Ｂ１ ＋ Ｆ Ｂ２ ＋ Ｆ Ｂ３ ＝ ８ ２６０ ＋ １８ ６６２ ５ｘ， ｂｅｔｗｅｅｎ ｖｅｈｉｃｌｅ ４ ＆ ５ Ａ ４ Ｂ Ｆ Ｂ１ ， ， Ｆ Ｂ１ × ２ ＝ ３５ ４７５ × （２． ００ － ｘ） ， Ｆ Ｂ１ ＝ ３５ ４７５ × （２． ００ － ｘ） × ０ ５； Ｆ Ｂ２ × ２ ＝ ３５ ４７５ × （２． ００ － １ ８１ ＋ ｘ） ， ｘ ＝ １ ６２ ， ３８ ４９３ Ｎ； ｘ＝ DEHI(JGD^I_` １ｂ 。 １ ８１ ， ４２ ０３９ Ｎ。 ２ ２ Ｆ ＝ Ｆ Ｂ ｃｏｓ（３０°） ＝ ３６ ４０７ Ｎ， Ｆ Ｂ２ ＝ ３５ ４７５ × （０ １９ ＋ ｘ） × ０ ５； ３６ ４０７ Ｎ。 Ｃ ６ Ｂ Ｆ Ｂ３ ， Ｆ Ｂ３ × ２ ＝ ３３ ６２５ × （ ｘ － １ ６２） ， 。 ， ５ ｈ ， ７０ ０００ Ｎ。 Ｆ Ｂ３ ＝ ３３ ６２５ × （ ｘ － １ ６２） × ０ ５。 ，Ｂ Ｆ Ｂ ＝ Ｆ Ｂ１ ＋ Ｆ Ｂ２ ＋ Ｆ Ｂ３ ＝ １１ ６０８ ＋ １６ ８１２ ５ｘ， ， ２ × ７０ ０００ ／ １ １ ＝ １２７ ２７０ Ｎ。 １ ６２ ＜ ｘ ＜ １ ８１。 ｘ ＝ １ ６２ ， Ｂ ， ３８ ８４４ Ｎ； ｘ ＝ １ ８１ ， Ｂ ， ４２ ０３７ Ｎ。 ４、５ ５ 。 Ａ、Ｂ、Ｃ Ｂ ， ， Ｂ 。 １ ６２ ＜ ｘ ＜ １ ８１。 ６０°，， Ｆ Ｂ ＝ ４２ ０３９ Ｎ， Ｃ ５ Ｂ Ｆ Ｂ２ ， （２） '５ Ｆｉｇ． ５ ， ３６ ４０７ Ｎ， １２７ ２７０ Ｎ， １２７ ２７０ Ｎ ／ ３６ ４０７ Ｎ ＝ ３ ５ ＞ ３． ０。 ， ， ¡ ２２ ｔ ¢ 。 ， Ä ２４ à Ｆ Ｂ１ × ２ ＝ ３３ ６２５ × （２． ００ － ｘ） ，  ３ £。 ¤¥ ¦，§¨ ©ª。 ©ª «¬®¯©ª，°，®¯ UV ４、５ WXAP]Z[HI\? ¡、¥¢、±¬£。 ²³ ´ ±¤¥， ¦µ Ｓｔｒｅｓｓ ａｎａｌｙｓｉｓ ｗｈｉｌｅ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｏｉｎｔ ｂｅｓｉｄｅ ｖｅｈｉｃｌｅ ４ ＆ ５ Ａ ３ Ｂ Ｆ Ｂ１ ， ª²³´¶ ½。 ， - 22 - §。 © ·¸¡¨¹º»¼© （ ab6 ３１１ c） µ¶，Â： － Ó３ Ô ， ， － 、 － 。 （２） 。 ０ ４ ｍ ； ０ ４ ｍ 。 ０ ３ ｍ ； ０ ４ ｍ 。 、 ， ０ ３ ～ ０ ４ ｍ。 ３１１ ： ［１］ ［２］ ［３］ 《 》 ． ［ Ｍ］ ． ： ¡， １９９６： ８ － ９． ， ． ¢£ ¤¥¦§¤¥［ Ｍ］ ． ： ¡， １９９５： １０ － １１． ． ¨©［ Ｍ］ ． ： ¡ ， １９９９： １８１． ［４］ ． ª«¬ ®¯°© ［５］ ， µ¶， ·． － ， ±²³［ Ｄ］ ． ： ´， ２００６． ¸ ¹ ［ Ｊ ］ ． º » ¼ ½ ¾ ´ ¿ ´ À， ２０１０， ２０ （ ５ ） ： ３５０ － ３５２． （３） 。 １０ ｍｍ 。 ［６］ ， １０ ｍｍ。 ［７］ ， ， Á， ·， Â． êĸ ¹［ Ｊ］ ． º»¼½¾´¿´À， ２００９， １９（２） ： １２１ － １２４． ¡¢， £¢¤， ¥¦¡． ¹［ Ｊ］ ． ª ¯Å§¨ © ´´À： «¬½´， ２００７（１） ： ４ － ７． 。 （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ ２８４ ） Ｍｅｃｈａｎｉｃ Ａｕｔｏｍａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｃｏｎｔｒｏｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ． Ｗｕｈａｎ： ＭＡＣＥ， ２０１０： ３６８３ － ３６８５． ： ［１］ ［２］ ［３］ ［４］ ［５］ ®¯°， ［６］ ， ±²， Â． ³ Ư ´Ç ¾²³［ Ｊ］ ． ÈÉ， ２０１３， ４１（６） ： ２１ － ２４． ［７］ ʵ， ¡． ÄËÌÍ Æ¶´Ç¾ ²³［ Ｊ］ ． ， ２０１０， １９（２） ： １７ － ２０． ¯， ． ²³［ Ｊ］ ． ， ２０１１， ２０（９） ： ９ － １２． ±¢ ， ［８］ Ä ´Ç¾¦Ë© ． ´Ç Î Æ ½´¾， ２００３， ３１（５） ： １９ － ２１． ［ Ｊ］ ． ［９］ ·． ´ÇÇÆÏÐ［ Ｊ］ ． ³ ¸， ２００４， ３１（２） ： ５７ － ５８． ， · ． ´Ç ［ Ｊ］ ． ³¸， ２００２， ２９（１） ： ２２８ － ２２９． ， ±¢ ＬＩ ＡＮＢＡＮＧ， ＸＩＡＯ ＬＩＮＪＩＮＧ． Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ ｒｏｐｅｐｕｌｌｉｎｇ ｍｏｎｏｒａｉｌ - 23 - ， ， Â． ƴǾ ¦Ë©［ Ｊ］ ． ½´¾， ２００３， ３１（８） ： １６ － １８． ， £¢¤． ¹ ª ｃｌａｍｐｉｎｇ ｃｏｎｔｒｏｌ ｓｙｓｔｅｍ ［ Ｃ ］ ／ ／ ２０１０ Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｃｏｎｆｅｒｅｎｃｅ ｏｎ Ï Ñ ¹ Ò±［ Ｊ］ ． ´´À： «¬½´， ２００８（３） ： ６１ － ６３． （ ） ２４ ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１４ ７ １ ， （１． ， ２ ， ２ １５００２２； ２． ， "： ３８３２ ３Ｄ ， ＦＬＡＣ Ｊｕｌｙ ２０１４ ３８３２ ! Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． ４ １５００２２） ， ， ， 。 。 ：¡¢£¤¥ ０ ５ ｈ、¢£¦§¨ ０ １％ ©ª «¬®，¯°±²¡ ２４ ｈ ³´ ２ ４２ ＭＰａ，µ¶·¸¹º»©¼½。 ¾¿À ÁÀÂÃ，ÄÅÆÇÈÉÊ，˵¶ÌÍÎ ÏÐ ¶Ñ ÒÓ©ÔÕÖ×ØÙ。 #$%： ； ； ； À &'()*：ＴＤ８２３． ７ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１４）０４－ ０３６４－ ０６ +./01：Ａ ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０４ ００６ Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｌｙ ａｓｈｂａｓｅｄ ｃｅｍｅｎｔｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌｓ ｉｎ ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｏｐｅｒａｔｉｏｎ ｉｎ ３８３２ ｏｆ Ｘｉｎ’ ａｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ＬＩ Ｆｅｎｇｙｉ１ ， ＮＩＥ Ｗｅｎｂｏ２ ， ＣＨＥＮ Ｌｅｉ２ （１． Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｓ ａ ｖｉａｂｌｅ ｒｅｓｐｏｎｓｅ ｔｏ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｎ ３８３２ ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｆａｃｅ ｏｆ Ｘｉｎ’ ａｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ． Ｔｈｉｓ ｒｅｓｐｏｎｓｅ ａｐｐｒｏａｃｈ ｈｉｎｇｅｓ ｏｎ ｔｈｅ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏｎ ｔｒｏｌｌｉｎｇ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ， ｔｈｅ ｄｕｅ ｃｏｎｓｉｄｅｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｏｃｃｕｒｒｅｎｃｅ ｏｆ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｕｓｅ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｙ ａｓｈｂａｓｅｄ ｃｅｍｅｎｔｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌ ａｓ ｆｉｌｌｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌ ｔｏ ｐｅｒｆｏｒｍ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｔｅｓｔ ｉｎｖｏｌｖｉｎｇ ｒｏａｄｓｉｄｅ ｐａｃｋｉｎｇ ｆｏｒ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｅｎｔｒｙ ａｌｏｎｇ ｇｏｂｓｉｄｅ． Ｔｈｅ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｏｆ ｇａｔｅｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ａｎｄ ｓｉｍ ｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ＦＬＡＣ３Ｄ ｓｏｆｔｗａｒｅ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｒｅｓｅｎｃｅ ｏｆ ａｃｔｉｖａｔｉｏｎ ｔｉｍｅ ｏｆ ０． ５ ｈ ａｎｄ ａｃｔｉｖａｔｏｒ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ０． １％ ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎｓ ａｌｌｏｗｓ ｔｈｅ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｆ ｔｅｓｔ ｂｌｏｃｋ ｔｏ ｒｉｓｅ ｔｏ ２． ４２ ＭＰａ ａｆｔｅｒ ２４ ｈ， ｉｎｄｉｃａｔｉｎｇ ｉｔｓ ａｂｉｌｉｔｙ ｔｏ ｆｕｌｆｉｌｌ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｅｑｕｉｒｅｍｅｎｔｓ ｏｆ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｅｎｔｒｙ； ｔｈｅ ａｇｒｅｅｍｅｎｔ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｏｎｓｉｔｅ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｓ ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｅｓ ｎｏｔ ｏｎｌｙ ｔｏ ｉｎｃｒｅａｓｉｎｇ ｔｈｅ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｂａｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ， ｂｕｔ ａｌｓｏ ｔｏ ｉｍｐｒｏｖｉｎｇ ｆｉｌｌｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｆｉｌｌｉｎｇ ｓｙｓｔｅｍ ｄｅｓｉｇｎ ｆｏｒ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｅｎｔｒｙ ａｌｏｎｇ ｇｏｂｓｉｄｅ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｍｉｎｅｓ ｏｆ ｓｉｍｉｌａｒ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｆｌｙ ａｓｈｂａｓｅｄ ｃｅｍｅｎｔｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌ； ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ； ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａ ｔｉｏｎ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１４ － ０５ － ２６ 6789： （ ） （１２５４３０７４） :;<=>?： （１９６３ － ） ，，，， ´µ¶，Ｅｍａｉｌ：ｋｙｙｊｌｆｙ＠ １６３． ｃｏｍ。 ，，：¡¢£¤¥¦、§¨©ª«¬®、¯°±²³¤ - 24 - -４ = ［１］ ,+*，：¯°±²³ ， ［２］ ， ËÌ ３８３２ ) ` ０ １％ 。 ２ 。 ， Ｔａｂｌｅ ２ 、 ［３］ 。 ［４］ ¡¢£¤ ， ·¸¹º»¼½¾， ¿¯°±²³À ÁÂøĵ，¿ÅÆ ３８３２ ¸¹º ÇÈÉÊ。 ËÌ ３８３２ ͸¹ºÎ １ ６ ～ ２ ８ ｍ， Ï ２ ２ ｍ；ÐÑ ３６° ～ ４０°，Ï ３８°；±ÒÓÀÔÕ ，Ö×ÓÖ×ØÀ¯Õ，ÙÓØÚÛÜÝ Þ １ ßà。 Ｔａｂｌｅ １ áâ ｄ／ ｍ ±ÒÓ ６ ５５ １ Ｓｅａｍ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｐｒｏｇｒａｍ ａｎｄ ｒｅｓｕｌｔｓ ` ／ ％ ¥¦§¨©ª« ¬®¯°±²³´µ±¶， ³ １ ３６５ ／ ｈ σ ｃ ／ ＭＰａ ８ｈ ２４ ｈ ３ｄ ／ ｍｉｎ ０ ０ ０ ３８ １ ２７ ２ ３３ １０９ ０ １ ０ ０ ６７ １ ５３ ２ ６１ ９５ ０ ３ ０ ０ ５２ １ ３３ ２ ４８ ９９ ０ ５ ０ ０ ４４ １ ３１ ２ ４４ ９１ ０ ０ ５ ０ ９５ ２ １１ １ ９７ ９９ ０ １ ０ ５ １ １４ ２ ４２ ３ ３５ ９４ ０ ３ ０ ５ １ １９ ２ ３９ ３ ０８ １００ ０ ５ ０ ５ ０ ９２ ２ １３ ２ ９７ ９０ ０ ２ ０ ０ ５４ １ ２８ ２ ０９ ９９ ０ １ ２ ０ ０ ８２ １ ９７ ２ ８３ ９３ ０ ３ ２ ０ ０ ６７ １ ４７ ２ ５１ １０１ ０ ５ ２ ０ ０ ４８ １ ３４ ２ ４８ ８９ ０ ３ ０ ０ １９ ０ ８９ １ ９２ ９９ ０ １ ３ ０ ０ ４３ １ ４１ ２ ４１ ９３ æçè ０ ３ ３ ０ ０ ３５ １ １７ ２ １１ １０８ °éê，ÙÓÚ，ëìíîÕ， ０ ５ ３ ０ ０ ３１ １ ０８ １ ９３ ９０ ãäå ÔÕ ¨ïîðñÑò，ÏÙ¤ Ö×Ó ２ ６０ °óê，ÙÓÚ， ã ôõ，ö ÷， ¯Õ ÏøùòÙ¤，úû Ö×Ø １ ８０ ¯Õ ¸¹ºæ|、 ´ ´¸½¾¡， ¢£¤ ÙØÚôõ，úû，ÏÙ¤ ２ ２ １ ２ ２ 。 ª ÓÚ« ¥¦§¨© ¬ ® ¹ ] ¯， ¨ ° ± ² ［６］ ©³ ： ｐ＝ ïüýþ·¤ÿ~} ［５］ |{[\]^¹ ， _}¼` 、 |Òø @? 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Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ "： ， Ｊｕｌｙ ２０１４ １ ， ２ １５００２２； ２． ， ２２１１１６） ， 、。 ¡¢£¤ ¥¦，§¨©ª«¬®¯° ±² ³´µ¶¤ ¥¦·¸ ¹º。 »¼½：¾ 、 ¿ÀÁÂÃ；¤ ¥¦Ä¥ÀÅ Æ １２ ｍ ÇÈ É，¾¥¦ÊË ÌÍ À¢ÎÏÐÑ。 ¾Ò #$%： ； ¤ ÓÔÕÖ×ØÙÚ¬®。 ¥¦； ； ¨©ª« ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０４ ００４ &'()*：ＴＤ７１２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１４）０４－ ０３５４－ ０６ +./01：Ａ Ｌａｗ ｇｏｖｅｒｎｉｎｇ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎ ｍｉｎｅｓ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ ｆｏｒ ｐｒｅｖｅｎｔｉｎｇ ａｎｄ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ＪＩＮ Ｚｈｕｐｅｎｇ１ ， ＧＵＯ Ｐｅｎｇｆｅｉ１ ， ＳＵＮ Ｇｕａｎｇｙｉ１ ， ＨＵＡＮＧ Ｘｉａ２ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｓ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｕｚｈｏｕ ２２１１１６， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｆｅａｔｕｒｅｓ ａ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔｐｒｅｖｅｎｔｉｎｇ ａｎｄ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｄｅｖｅｌ ｏｐｅｄ ｆｏｒ ａ ｍａｘｉｍｕｍ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｉｎ ｃａｓｕａｌｔｉｅｓ ａｎｄ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ｌｏｓｓｅｓ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ． Ｔｈｅ ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｃｏｍｅｓ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ｎｕｍｂｅｒ ｓｉｘ ｍｉｎｅ ｉｎ Ｐｉｎｇｄｉｎｇｓｈａｎ ｃｏａｌ ｇｒｏｕｐ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｉｓｃｌｏｓｅｄ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｏｎ ｔｈｅ ｏｎｅ ｈａｎｄ， ａｎｄ ｍｉｎｉｎｇ ｄｅｐｔｈ， ｔｈｅ ｓｐｅｅｄ ａｔ ｗｈｉｃｈ ｅｊｅｃｔａ ａｒｅ ｔｈｒｏｗｎ ｏｕｔ， ａｎｄ ｔｈｅ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｂｙ ｗｈｉｃｈ ｅｊｅｃｔａ ｐｒｏｐａｇａｔｅ ａｌｏｎｇ ｔｕｎｎｅｌ， ｏｎ ｔｈｅ ｏｔｈｅｒ ｈａｎｄ． Ｔｈｅ ｖｉａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｉｓ ｖａｌｉｄａｔｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｉｍｐａｃｔ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ｃｈａｎｇｅ ｉｎ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ａｎｄ ｆｌｕｉｄ ｄｕｅ ｔｏ ｏｕｔｂｕｒｓｔ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｕｇｇｅｓｔ ａ ｎｏｎｌｉｎｅａｒ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｍｉｎｅ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｏｎ ｔｈｅ ｏｎｅ ｈａｎｄ， ａｎｄ ｍｉｎｉｎｇ ｄｅｐｔｈ， ｔｈｅ ｓｐｅｅｄ ａｔ ｗｈｉｃｈ ｅｊｅｃｔａ ａｒｅ ｔｈｒｏｗｎ ｏｕｔ， ａｎｄ ｔｈｅ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｂｙ ｗｈｉｃｈ ｅｊｅｃｔａ ｐｒｏｐａｇａｔｅ ａｌｏｎｇ ｔｕｎｎｅｌ， ｏｎ ｔｈｅ ｏｔｈｅｒ ｈａｎｄ； ｔｈｅ ｐｒｏｐｅｒ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ｐｌａｃｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ， ｎａｍｅｌｙ １２ ｍ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｐｒｏｍｉｎｅｎｔ ｌｏｃａｔｉｏｎｓ； ａｎｄ ｔｈｅ ｐｒｏｖｅｎ ａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｔｈｅ ａｒ ｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｔｏ ｅｎｃｌｏｓｅ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎ ａ ｃｅｒｔａｉｎ ｒａｎｇｅ． Ｔｈｉｓ ｓｔｕｄｙ ｐｒｏｍｉｓｅｓ ａ ｎｅｗ ｍｅｔｈｏｄ ｆｏｒ ｐｒｅ ｖｅｎｔｉｎｇ ａｎｄ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｔｈｅ ｄｉｓａｓｔｅｒｓ ｄｕｅ ｔｏ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ； ｂｌｏｃｋｉｎｇ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ； ｍｉｎｉｎｇ ｄｅｐｔｈ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１４ － ０６ － ０４ 6789： （５１０７４０６８） ；（１２５３３０６３） :;<=>?： （１９８１ － ） ，，，，¡¢，£¤：¥¦§¨，Ｅｍａｉｌ：ｊｉｎｚｈｕｐｅｎｇ － １＠ ｓｉｎａ． ｃｏｍ。 - 30 - +４ # "!0，²： ， ， ， Õ（ Ö １） 。 Ó、Ó、ÔÓ ， 。 Ｔａｂｌｅ １ 、 ¡¢、 £¤¥¦， §¨ ［１ － ２］ 。 ©ª«¬®¯° ±²³´ １ Ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ Ñ ／ （ ｔ· － １ ） ÑîÕ ＜ ５０ ÒÓ ·©ª¸， ¹ º»¼½¾¿À， Á®§¨Â µ ３５５ ðñ®õö÷ùúûü Ó ÛÜî£ ０ ～ ９９ ８ ｈ Á ５００ ～ ９９９ ÛÝ １００ ～ ４９９ ¶ Ó 、ë¬ÄÅÆDzÈ， ÉÊ， ËÌÍÎÏ ÐÑÒÓÔÕ， Ö ×¿ØÙÚ®ª Ó １ ｄ Á ≥１ ０００ ÔÓ ù& ¡¢×ØÙÚÛÜ， ÝÞß ¡ ¤à，Óáâ，ãäåÇ。 æçè½ ２ ê ëìí，îï ðñ，òá óôõö÷，ø§ùúûü³ýþÿõö÷~ ２ １ }ö|÷，Á{[ Óáóÿ\ ]É，^ ÑÒ_`@? ùÑ Þßðñ。 è½é à(¨%É， é é >=³ý。 １ １ １ àÙá â$Ñùãäåæ、ç¢、 îï， è é ó ª、 ó ［３］ ª é ê ë< ;Ô:/， . Ô ， ^ ２０、 １６ － １７、 １５、 ５６ ^ -îä¾ Ü、¾ê （ ） Ü、 ¾ 、 （ 、 Ü ， ¾é ，¾, ，+¾ 。 ^ë， ～ ， *ë ２ 、 Ｔｉｍｅｓ， ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｓｔａｔｉｓｔｉｃｓ é 。 （ ） ） ，êÖ ２ Ùë。 Ｔａｂｌｅ ２ ９ － １０、 ８、 ５６ ３，â， ２０、 １６ － １７、 １５、 ９ － １０、 ８、 ５６ é é Ùì; ª ／ ｍ３ í／ ％ ２１ ４４７ ２ ９ ４５ １９０ ５９ ３ ４７６ ９ ３ １ ９９２ １５０ １７８ ３３ ２ ５０３ ４４ ３ ４０ ２ ００８ １１０ １６４ ５３ ２ ８９９ ２８ ５ ２１ ３ ２２３ １６７ １５４ １５４ ７ ９６０ １５ ０ ／ ｍ ù／ ª／ ｔ ２６０ ４ ８４ １ ７８６ ３５７ １３ ７６９ ４２９ ６２ ５９２ ７２２ ª／ ｍ ３ ª／ ｔ ^ë ，， îãÖ ２，ïð ＬＩＮＧＯ ùúñí，òóôõù Ôùã，ðö÷Ôý （ Ｌｅｖｅｎｂｅｒｇ － Ｍａｒｑｕａｒｄｔ） ２０°，ù^ １２°。 øðø¬ùýîúü½ó ª、󪪾，èûêü １ Ùë。 é １ ６６ ｍ。 )^ ３００°， *^ ２７０° ～ ２８０°， ５° ～ １ ２ ~Ñó。 §¨， ä 、 ª¾ü½ýþî ú þ （ １ ）、 （ ２ ）， ~ } ü ½ î ú ^ ０ ９５７ ６２、 ０ ８９９ ３４。 ｍ ＝ １ ／ （０． １２８ － ０． ００４ ４Ｈ０． ５ － ２９７． ７３０ｌｎ Ｈ ／ Ｈ２ ） ， ¤、¡¤，¢©ùÍù¥， ¦ （ ） § ［１］ )(¨©ª'«ª （ ） ， ¬®ª¯° ¯±，¡ ø²¾³，´ ¯ µ¶ （ ） ·¸， ¦ ¹º、 »¼ ，¤Í©½¾¿ÀÁÑÂò。 Ä]*ÅÆÇÈɤ©®， ɤ©Êª ［２］ ËÌ，[ 、、Á Íη 。 ÏÐ ÑÁ[î^ÒÓ、Ó、 （１） Ｖ ＝ ｅｘｐ（２． ６４２ ＋ ０． ００６Ｈ ＋ ４８． ９３８ ／ Ｈ ） ， （２） ０． ５ þ：Ｈ——— ，ｍ； ｍ———ó® ，ｔ； Ｖ———ó®Å，ｍ３ 。 µÁîïÿ， ，~ù，Öó® - 31 - ３５６ ¿ À Á  à ， 、 ０． ０４２ｌｎ ｍ１ ７． ８４２ ＋ ）， ｍ１ ｍ２１ ：ｍ１ ——— Ｖρ２ ，ｔ； （３） ，ｍ１ ＝ ｍρ１ ＋ ３ ρ１ 、ρ２ ——— ，ｋｇ ／ ｍ 。 ｖ ，¡¡¢， ¢，£¤£¤ ¥¥¦¦§，¤£ §£¢， ¨£¢。 Å ２４ Æ Ä ｖ ＝ １ ／ （０． ０２０ － 。 ，， 、 。 ２ Ｆｉｇ． １ ２ ２ Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｅｊｅｃｔａｍｅｎｔａ ｉｎｉｔｉａｌ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ¨（１） ～ （３） ©ª«© 。 ¨ ｃｏａｌ ａｎｄ ｇａｓ ｏｕｔｂｕｒｓｔ © ¬，ª®，¯« ¬° ¡ 。 Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｃｕｒｖｅｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ｍｉｎｉｎｇ ｄｅｐｔｈ ａｎｄ ２ ３ 、， “ ” ， Ｆｉｇ． ２ １ 。 ［４］ ±£ §，² Ｅ ｋ ＝ （ ｍ１ ｖ２ ） ／ ２， （４） ：Ｅ ｋ ——— ±，Ｊ。 § ³´ µ±、 ¡ ¶§±，®¯ ３ 。 ·¸°¡¹、º»¼½¾ ¿ÀÁ、 §、 ［５ － ８］ 。 ¡ ¶§± ñ ３ § ²«， ³¶§ ´Ä¢Å，Æ ½ ¾ ¢ µ， ¡ ¶ § ± Ç ¶ È £ ¢ ， Ｔａｂｌｅ ３ ［９ － １０］ ３ ｄＡ ＝ ｓ０ ｇ（ ｆｃｏｓ α ± ｓｉｎ α） ·ｄｍ２ ， ２２． ０ ２７． ０ ２８． ０ ３５ １ ８５． ０ ９７． ０ ３７ ５ ３８ ４ ３１ ３ ５０ ０ ５５ ５ ５０ ０ ， ｍ２ ———¶§，ｔ； ｆ——— ¡ ¿Àª，ÎÏ ０ ５； α———¡ÐÑ，¸¹¡，Ï ０°。 º»¡Ò ｂ、Ó ｈ ¼½¾， （ Ｌｅｖｅｎｂｅｒｇ － Ｍａｒｑｕａｒｄｔ） （ ｖ） ， ２ 。 （５） ：ｓ０ ———¶§ ÌÍ，ｍ； ， （３） ， ０ ８３２ ９４。 。 ¡ ·¨， ¡ ¶§ ±（ Ａ） ©ÉÊË： ｔｈｒｏｗｉｎｇ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｐａｒｔ ／ （ ｍ·ｓ － １ ） Ｄａｔａ ｏｆ ｃｈｅａｌｅａ ｐｅｒｔｓｏｖｋａ ｓｅａｍ ｏｕｔｂｕｒｓｔ ｃｏａｌ ／ （ ｔ· － １ ） Ô β， Ô ρ ｂ ， ±©Ê（６） ÕÖË， Ô - 32 - ３。 ¶§ È４ ¸ Ａ ＝ ∫ １ ｓ Ｈｇ（ ｆｃｏｓ α ± ｓｉｎ α） （ ｓ － Ｈ） ｂρ ｂ ｔａｎ β·ｄＨ ＝ ｍ１ ０ ２ 槡２ｍ１ ｃｏｔ β ｇ（ ｆｃｏｓ α ± ｓｉｎ α） ３ 槡ｂρ ｂ 。 （６） ， ［１２ － １４］ ３ ３ １ ， ，¡ ¤¥¦，¥ ３ 、¨ Ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｐｒｏｍｉｎｅｎｔ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ， ［９ － １０］ ； ０， ｐ０ 、 ρ０ ｐ１ 、 ρ３ 、 ｕ１ ， ｃ２０ ２ ρ０ ｖ２０ ｐ１ ＝ ｐ０ ＋ １－ ２ ， ｋ ＋１ ｖ０ ρ０ （ ｋ ＋ １） ρ３ ＝ ２ ２， ｋ － １ ＋ ｃ０ ／ ｖ０ ｃ２０ ２ｖ０ １－ ２ ， ｕ１ ＝ ｋ ＋１ ｖ０ ( ) ( ：ｋ——— ｃ０ ———，ｍ ／ ｓ； （７） ) ； Ｗ＝ © ª«， ¬© ª 。 ® ¯ ° Ｈ ±²， ³ 、 ¬，© ª， ，´ £µ©。 ±²³¶ ， ¾（ £¤ © ª±·¬ ４ ５ ¡。 ¡， ¿¥Àª [ （ ｋ ＋１１） ＋ ｋα ] Ｃ Ｈ ：ｘ′——— ２ １ ｐ ｓ ———，ＭＰａ； － ２（１ － α） ＋ １ ， （８） ，ｍ； Ｃ１ ———。 （４） ～ （８） ， ： Ｆｉｇ． ４ Ｅ ＝ Ｅ ｋ ＋ Ｗ － Ａ。 （９） ， ， ， ， ４ Ｍａｉｎ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｄｅｓｉｇｎ ｏｆ ｂｌｏｃｋｉｎｇ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ «£ Á ³ ３ ～ ５ ¦© ª。 ， ¢ ， ２ ¹º»¼½， ´º© ª ， © ªª¡¢ １ １ ｓｘ′ｐ ｓ ＝ ｍ ｕ２ ＋ ２ １ １ ｋ －１ ２ｓρ１ § ¨ ¢© ª。 ， £¤ ） 。 ，ｍ ／ ｓ。 ， ［１１］ ¢。 £ © ª ， © ª ·¬，¸。 © ª ｖ０ ——— ， ， 。 ， 、 ，， Ｆｉｇ． ３ ３５７ ÉÊË，：Ì ÍÎÇ© ªÏÐÑ ，、 ， ， © ª ， ¤© ª ç ¥¨ ， ¡ ¢。 ³© ª， ¾©© ， ¤¿ª© ，ªª« - 33 - ，¬ ÄÅÆ®¯Ç ３５８ É Ê Ë Ì Í Â ［１６］ 。 · ２４ Ï Î Ｓ Ｅ ———。 ［１５］ 、 ， 。 ， · ＣＯＭＳＯＬ （ ｏｎｅ － ｗａｙ） ， ，， ， ３ ２ ２ Ｆｉｇ． ５ ３ ２ １ ， ¥。 ５ ３ ２ ¡ ， ¢£¡ （ ＦＳ Ｉｎｔｅｒ ｆａｃｅ） ¤ ＣＦＤ ， 。 ， Ｐｒｏｆｉｌｅ ｏｆ ＷＢＯ ， ¦§ ¥© 。 ª ¥©§¨， «¬§ ¨ ＣＯＭＳＯＬ 。 ， 、。 、 ： ρｆ ＋ ·（ ρ ｆ ｖ） ＝ ０； ｔ ®¯ ５６ °¡±² （１） ～ （９） 。 ³¯ ²´µª ６ ¯¶ ·， ２． ６ × １０ ＭＰａ，¸ ０ ７２，« ２ ７００ ｋｇ ／ ｍ３ 。 ６ 。 （１０） ： ρ ｆ ＋ ·（ ρ ｆ ｖ － τｆ ） ＝ ｆ ｆ ， ｔ ，ｓ； ：ｔ——— ｆ ｆ ——— ； （１１） ρ ｆ ———，ｋｇ ／ ｍ ； ｖ———， ３ τｆ ——— ，τｆ ＝ （ μ·ｖ － ｐ） Ｉ ＋ ２ μｅ； ｐ——— ，ＭＰａ； ６ Ｉ———； μ——— ，Ｐａ·ｓ； ｅ——— ，ｅ ＝ ３ ２ ３ １ （ ｖ ＋ ｖ Ｔ ） 。 ２ ρ ｓ ａ ＝ ·σｓ ＋ ｆ ｆ ， ：ρ ｓ ———，ｋｇ ／ ｍ ； ： （１２） σｓ ——— ； ａ———。 ７、８ 。 ¸ ７、８ ，¦ ， ½ ¾¡¢¡¢； ¿À§ ，¼ 、 º»¼ ºÁÂ； § ８ ｍ ，¼ ÃÂ， ºÃÂ， （ Ｈ ｔｏｔ ） （ ρＨ ｔｏｔ ） ｐ － ＋ ·（ λＴ） ＋ ·（ ｖ·τｆ ） ＋ ｔ ｔ ：Ｔ———； λ ——— ，Ｗ ／ （ ｍ·Ｋ） ； Ｍｅｓｈ ｇｅｎｅｒａｔｉｏｎ ¤ ８、１２、１５ ｍ ¹，¢£ ¥© §。 ３ ｖ·ρｆ ｆ ＋ Ｓ Ｅ ， Ｆｉｇ． ６ （１３） Ä£¤ ¥Å£¦ ； § １５ ｍ ，¥Å ¼ ÆÇà ，§¨©¡¢，¤ª «¥ 。 È ， § - 34 - Ø４ Ù ３５９ ÚÛÜ，µ：¿ Ä Ñ®ÒÓ ４ （１） 、 。 （２） ， 。 １２ ｍ 。 （３） 。 ¡¢£¤ ¥¦§¨， ©ª ¡¢£¤«¬®。 ： ［１］ ． ¯ £°±²［ Ｄ］ ． ： ³， ２０１０． ［２］ ［３］ ［４］ ［５］ ［６］ Ｆｉｇ． ７ ７ Ｆｉｇ． ８ Ｓｔｒａｉｎ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ｄｉｓｔａｎｃｅ １２ ｍ 。 、 、 ２００３， ３０（６） ： １ － ９． ， ， ， µ． º¿¶· ÀÁ ［ Ｊ］ ． ³¹， ２００７， ３２（８） ： ７９４ － ７９８． ， ， ¡¢， µ． ãÄÅ §Æ¤¥［ Ｊ］ ． Çȳ³¹， ２００８， １４（２） ： １１７ － １３３． Í Ã£ÄÅ®£ª ¯°±［ Ｊ］ ． ½¾， ２０１２， ３９（５） ： １ － ６． ² ³， ´µ¶， Î， µ． ¶·¸· À［ Ｊ］ ． ½ ¸ ． ´， ２０１１， ２６（２） ： ２２ － ２６． ２００９， ２８（１１） ： ７４ － ７６． ¿ ［ Ｊ］ ． ±²， ¹， º¢， ． » ［ Ｊ］ ． ¼， ２００９（１） ： ６３ － ６４， ７１． Ñ®ÒÓ［ Ｊ］ ． »³±²， ２００９， ３７（８） ： ４９ － ５２． ¦， ½ÀÍ， Á， µ． Ô Ñ®Ò Ó［ Ｊ］ ． ¾， ２００８（１０） ： ４ － ６． ［１５］ ½Ä， ź． Æ ［ Ｊ］ ． Ö ´ Ã． ÒÓÑ®ÒÓ Í¾»³³¹， ２００８， １８（９） ： ３７ － ４２． - 35 - Ñ®ÒÓ［ Ｊ］ ． Õ ´±²³³¹， ２００７， ２６（ Ｓ１） ： ９８ － １００． ， ， ´ ， µ． ת£ Ç Ñ ® Ò Ó ［ Ｊ ］ ． È ³ ³ ¹， ２００９， ３２ （ ３ ） ： ３１４ － ３１８． （ 。 ÏÐ ， ¹， ½¾¿， µ． ¿ µ， Î ［１６］ － Ë £ª［ Ｊ］ ． ³¹， ２０１２， ３７（３） ： ４５２ － ４５８． ［１４］ ， ， Ｈ ， ． ¼ ［ Ｊ］ ． ½ ¾ ， Ì ［１３］ ８ ¢［ Ｄ］ ． ： º»±³， ２００８： ６１ － ６５． §¨©， «¬． ［１２］ ， µ． ¶·¸¡ ［８］ ［１１］ ， ¦， §¨©， ¨É． Ê´ ［１０］ ， ， µ． ¶·¸¯ ［７］ ［９］ ， ´ Ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ｄｉｓｔａｎｃｅ ´， ［ Ｊ］ ． ³¹， ２００４， ２９（１） ： ５７ － ６０． ） ２４ ４ Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１４ ７ ７ ～ ９ ｍ Ｚ １ ２ ， （１． Ｊｕｌｙ ２０１４ ， １５００２２； ２． ， １０２４５１） "： ， ７ ～ ９ ｍ Ｚ ， 。 ! ¡¢£：Ｚ ¤¥¦§¨©¦§ª«¬®¯°±²³´ １２ ｍ °±； © ¦§µ¶·¸¹²º» ６ ｍ °±； ¼¸½¾¿² １４ ｍ。 ¡ÀÁ，²ÂÃÄÅÆÇÈ»ÉÊËÌÍÎÏ。 #$%： ； ； ； ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０４ ００２ &'()*：ＴＤ３２４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１４）０４－ ０３４５－ ０３ +./01：Ａ Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｍｉｎｅ ｇｒｏｕｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ Ｚ ｔｙｐｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｆａｃｅｓ ｄｅｓｉｇｎｅｄ ｆｏｒ ７ ～ ９ ｍｔｈｉｃｋ ｓｔｅｅｐｌｙ ｄｉｐｐｅｄ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ ＤＯＮＧ Ｃｈａｎｇｊｉ１ ， ＺＨＡＩ Ｙｏｎｇｓｈｅｎｇ２ （１． Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ Ｃｏｌｌｅｇｅ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｃｈａｎｇｇｏｕｙｕ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ， Ｂｅｉｊｉｎｇ Ｈａｏｈｕａ Ｅｎｅｒｇｙ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ Ｃｏ． Ｌｔｄ．，， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０２４５１， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｃｏｎｃｅｒｎｅｄ ｓｐｅｃｉｆｉｃａｌｌｙ ｗｉｔｈ ｏｎｓｉｔｅ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａ ｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｃｈａｎｇｅｓ ｉｎ ｂｌｏｃｋ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏｏｆ ｐｒｅｓｓｕｒｅ， ｂａｓｅｄ ｏｎ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ Ｃｈａｎｇｇｏｕｙｕ ｃｏｌｌｉｅｒｙ ａｎｄ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｏｆ ｗｏｒｋｉｎｇ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｐｒｅｖａｉｌｉｎｇ ｉｎ ｏｖｅｒａｌｌ ｓｕｓｐｅｎｄｅｄ ｐｏｒｔｆｏｌｉｏ ｓｃａｆｆｏｌｄｓ ｕｓｅｄ ｉｎ Ｚｔｙｐｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｆａｃｅｓ ｉｎ ｓｔｅｅｐｌｙ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ７ ～ ９ ｍｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ａｄｖａｎｃｅ ｒｅｉｎｆｏｒｃｅｍｅｎｔ ｒａｎｇｅ ｉｎ ｔｈｅ ｈａｕｌａｇｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｏｆ ｔｈｅ Ｚｔｙｐｅ ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｆａｃｅ ｉｓ １２ ｍ ｆｒｏｍ ｆａｃｅ； ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｒｅｇｉｏｎ ｏｆ ｂａｃｋ ｗｉｎｄ ｔｕｎｎｅｌ ｉｓ ｉｎ ｔｈｅ ｒａｎｇｅ ｏｆ ６ ｍ ａｂｏｖｅ ｔｈｅ ｆａｃｅｓ； ａｎｄ ｔｈｅ ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｓｅｃｔｉｏｎ ｃａｖｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ ｉｓ １４ ｍ． Ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎｓ ａｒｅ ｃｏｎｓｉｓｔｅｎｔ ｗｉｔｈ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎｓ， ｓｕｇｇｅｓｔｉｎｇ ａ ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｆｒａｍｅｗｏｒｋ ｆｏｒ ａｎ ｉｎｓｉｇｈｔ ｉｎｔｏ ｍｉｎｉｎｇ ｍｅｔｈｏｄｓ ａｎｄ ｌａｗ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｏｒ ｆｌｏｏｒ ｍｏｖｅｍｅｎｔ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ ｏｆ ｓｉｍｉｌａｒ ｍｉｎｉｎｇ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｔｅｅｐｌｙ ｄｉｐｐｅｄ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ； ｇｒｏｕｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ； ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１４ － ０４ － １１ 6789： ¡¢（ £¤） ¥¦（１２５３３０６１） ； :;<=>?： «¬（１９７８ － ） ，®，¯°±，²³，´µ，¡¢¶·： - 36 - §¨©ª（２０１３ － ＫＦ０８） ¶¸¹º»¼½，Ｅｍａｉｌ：ｄｃｊｃｈｅｎｘｉ＠ １６３． ｃｏｍ。 ３４６ & % $ # ， “ ” ， " ! ! 1 ２４ 2 0 úûÇê，¬ ©ÊÐÑ Ｚ èÃêþéê。 ２ 、 、 ２ １ 、¡¢ £¤¥¡¢ ［１］ 。 ¦§¨ © ª«¬® ¢ð÷ö， øù ÊÐÑ， { ©éê。 Ê 。 “ ” ［２ － ４］ 。 ¯°，±²³´µ¶· ¦ １０ ｍ、 ¸¹ ， º¤¥ ［５ － ６］ 。 ¡¢ ， »¼½¾¿ºÀÁ ¤¥¡¢ ，³ÂÃÄ、ÅÆÇÈ ÉÄ、ÊËÌÍÎÏ、ÊÐÑÐÒ ¾£ÊÓÔÕ ［７］ Ö×°Ø 。 ÙÚ，ÛÜ ７ ～ ９ ｍ Ý ÐÑö， ðúÇê。 ¦ÊРѺ¡¢ Ê， ÇêÕ}| ½，ýÇê[µó(， 、ÊÐÑ£Çê@ùØ，þÿ¸¹ 。 Ø@ù ２ 。 ［８ － ９］ 。 ä ½，Þß½，àáâã §¨ °Ø， åæç ÊÐѺ Ｚ è é ê、ëìÌíîï¢ð®¤¥¡¢ 。 § ñòóôõöê÷ öøù、Çêúû£Äüµ，ý ¢ðþÿ®~¸¹õ}|öê÷ö、 Çê úû{ÊÐÑ[µ\]。 ^_`í§ @ù°Ø， ÊÐÑ { ¢ðþÿ¸¹ ö， ÊÐÑ þ?>°Ø，¬Äöê{Çê[ µ， ÃÄÀ =< １ ， À¢ð，  ， §¨ 。 ２ Ｆｉｇ． ２ ２ ２ Ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｆ ｍｅａｓｕｒｉｎｇ ｐｌａｃｅ =< ½Ý， ¢ðþÿ¸¹} |½。 ÊÐÑÇ'，¦ö½，ð Çêþÿ¸¹¡ñ¢£¤， ý±²Ç ¥'þÿ ö。 、 ÊÐÑ£Çê þÿ¦ ３ 。 ;:/.-Æ,+·*)åæç １５ ¥Ý ７ ｍ， ¥ ５５°， å ６０ ｍ，º Ｚ èéꤥ¡¢ 。 ÊÐÑ@ù １ 。 １ Ｆｉｇ． １ Ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｌａｙｏｕｔ １ ， ÊÐÑ ¤¥ @ù， ö，ºÌëìÌíîï ¢ ð， Ï ´ À Ñ ２ ６００ ｍ × ０ ９６０ ｍ ＝ ２ ４９６ ｍ２ 。 ÊÐÑÇ， ð - 37 - Ｆｉｇ． ３ ３ Ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｃｕｒｖｅｓ ｆｏｒ ａｉｒｗａｙ ａｎｄ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ÅÆÇ，：７ ～ ９ ｍ ±²³´ Ｚ µ¬¶· Ã４ Ä ， １０ ｍ ， ， １０ ｍ ¤¥。 、 ¦ § ６、７ ¨©。 。 ， ， ， ； ， 。 ， 。 ３ ３４７ Ｆｉｇ． ５ ＣＯＭＳＯＬ Ｍｕｌｔｉｐｈｙｓｉｃｓ Ｚ ， １ Ｔａｂｌｅ １ Ｔｕｎｎｅｌ ｓｔｒｅｓｓ ｎｅｐｈｏｇｒａｍ １。 Ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ａｎｄ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ Ｅ ／ ＭＰａ １１ ３０ ２１ １７ μ ３ １ ５ ρ ／ （ ｋｇ·ｍ － ３ ） １ ８００ ０ １７ ２ ４００ ０． ３５ ２ ５００ ６ Ｆｉｇ． ６ ＣＯＭＳＯＬ ，。 ， 。 ４。 Ｔｕｎｎｅｌ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｔｏｕｒ ５、６ ª « ， ， ¬® ８ ｍ ¯ ° ¡¢± ； £ ² ¤ ６ ｍ； ¥ ¤ １１ ｍ ³¦ ， §´¨µ¶·© ； ¬® ，ª ¤ １４ ｍ « 。 ４ ¬¸¢£¤®¯° ７ ～ ９ ｍ ± ²³´ Ｚ µ¬¶·， ¸¹ §º： （１） ， » ¼¹º² ¬® １２ ｍ ¤»。 （２） Ｆｉｇ． ４ ３ ２ ²， ， £²¤ ６ ｍ。 ４ Ｍｏｄｅｌ ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ｐｌｏｔ ａｎｄ ｇｒｉｄ ｌａｙｏｕｔ ｐｌａｎ （３） ¬®¤ ０ ～ １４ ｍ ，ª«，¼ª¡½¾ １４ ｍ，¿½ÀÁ ¾¡ÁÂ。 ¡， ¢£ - 38 - （ ３６９ ） ÁÂÃ，Ì：¼ÄŪ ３８３２ ¬¿ Ù４ ， ３８３２ ， 。 ５ ［１］ ［２］ ［３］ （１） ０ ５ ｈ、 ０ １％ ８ ｈ、２４ ｈ、３ ｄ ［４］ ， １ １４、２ ４２、３ ３５ ＭＰａ， ［５］ 、 ， 。 ［６］ ９４ ｍｉｎ， ： （２） ， 。 ， ， «． ¬® °， １９９３． ３６９ ［ Ｍ］ ． ： ¯ ． ±¬² ³´［ Ｊ］ ． ¯µ¶， ２００６， ３４（１２） ： ７８ － ８１． ， ， ． £¦·¬ ²［ Ｊ］ ． ¯µ¶， ２０１０， ３８（１１） ： ４１ － ４４， ９６． ¸． ¹º²ª ［ Ｍ］ ． ： ¯° ， １９８２． ． ª»［ Ｍ］ ． ： ¯ ° ， ２０１３： ３５ － ５６． ＬＵＯ ＹＯＮＧ． Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｇｏｂ ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｒｏｏｆ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ［ Ｊ］ ． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｏａｌ Ｓｃｉ ｅｎｃｅ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ （ Ｃｈｉｎａ） ， ２０１２， １８（３） ： ２３８ － ２４６ ［７］ ． ＦＬＡＣ ３Ｄ ¼½¾¿［ Ｍ］ ． ： À«À ， ， ［８］ ÁÂÃ， ． ÄŪƬ Ç［ Ｊ］ ． 。 （３） ［９］ Èɵ¶Ê¶Ë， ２０１３（５） ： ４０９ － ４１２． ÅÄ， ¤， ， Ì． À ǧ¨［ Ｊ］ ． ͽ£¶¶Ë： µ¶， ２００８ （１ ） ： １７ － ２０． ¡¢， ££¤ ¥，，¦。 §¨ ¤¥、¦、©ª ， ２０１１． 。 （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ ３４７ ） ｏｇｙ， ２０１４， ２４（１） ： ６３ － ６８． ［６］ ： ［１］ ［２］ ［７］ ＫＯＬＥＳＮＩＫＯＶ Ｖ Ｇ， ＫＨＡＰＩＬＯＶＡ Ｎ Ｓ， ＮＥＳＣＯＲＯＭＮＡＶＡ Ｅ Ａ． １１ （４） ： ７３９ － ７４５． ［４］ ［５］ ¤¥， ¦， ¤ １６１ － １６４． ［８］ ¿À«， ½ ¾ ¶ Ë， ２０１３ （ ２ ） ： ¬， Á． ±¡Î§Ð» ³ Â×［ Ｊ］ ． µÃÄ： µ¶Ø§， ２００７（１４） ： ２１１ － ２１３． ， Ì． ¡Î§Ð¢¨© ¿§¨［ Ｊ］ ． ¾ª°£¶¶Ë， ２００７（３） ： ３８１ － ３８５． ª£«， ¤·¦， ¸Ã， ¹º»． ¡Î§Ð“ Ｚ” Õ¼¬À Ó¤ ¢ ［ Ｊ］ ． Å Ö Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ａｎ ａｐｐｌｉｃａｂｌｅ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｍｉｎｉｎｇ ｍｅｔｈｏｄ ｆｏｒ ｓｏｆｔ ｅｘｔｒａｔｈｉｃｋ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ ｉｎ Ｔｈａｉｌａｎｄ ［ Ｊ］ ． Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１２， ［３］ Ôŵ¶Ê¶Ë， ２００１（４） ： ３１６ － ３１８． ¡¢． £ÎÏлѣ［ Ｍ］ ． ： ¯° ， ２００９： ４ － １０． ¦³´， ÒÓµ． ¡Î§ÀÓ¤»¶¥¦［ Ｊ］ ． ［９］ ＫＯＬＥＳＮＩＫＯＶ Ｖ Ｇ， ＫＨＡＰＩＬＯＶＡ Ｎ Ｓ， ＮＥＳＣＯＲＯＭＮＡＹＡ Ｅ Ａ． Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ａｎ ａｎｇｌｅ ｏｆ ａｎ ｉｎｃｌｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ａｎ ｉｎｈｏｍｏｇｅｎｅｏｕｓ ｃｏａｌ ¬， ®， Ì． ¡Î§Ð¯ °±²Ñ¿［ Ｊ］ ． ¯¶Ë， ２００８（６） ： ６０１ － ６０５． ＸＩＮ ＹＡＪＵＮ， ＧＯＵ ＰＡＮＦＥＮＧ， ＧＥ ＦＵＤＯＮＧ． Ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｓｔａｂｉｌｉ ｓｅａｍ ｏｎ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｓｔｒｅｓｓｅｓ ｎｅａｒ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ［ Ｊ］ ． Ｔｒ Ｉｎｓｔ Ｐｒｉｋｌ Ｍａｔ Ｍｅｋｈ， ２００２（７） ： １３４ － １３９． ｔｙ ｏｆ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｎｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｎ ｍｉｎｉｎｇ ｔｏｐ ｃｏａｌ ｏｆ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｃｏａｌ ｓｅａｍ［ Ｊ］ ． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌ - 39 - （ ） ２４ ５ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１４ ９ Ｖｏｌ． ２４ Ｎｏ． ５ Ｓｅｐ． ２０１４ （ ， ０４８００６） ： ， ， 、 。 ¡： ¢£¤ ４０ ｍ。 ５３０２ ¥¢£ ４０ ｍ ¦§ ª«，¬®¯，°±、。 、 ²³´µ¶·¸¹， º¡» ¼½¾¿ÀÁÂÃ。 ÄÅÆÇ È¹ÉÊËÌÍÎÏ。 ¨© ： ； È； ¹； ； ｄｏｉ：１０ ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５－ ７２６２ ２０１４ ０５ ０１８ ：ＴＤ８２２． ３ ：２０９５－ ７２６２（２０１４）０５－ ０５２０－ ０４ ：Ａ Ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｄｉｍｅｎｓｉｏｎ ｔａｉｌｏｒｅｄ ｆｏｒ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｓｅｃｔｉｏｎｓ ｏｆ ｌａｒｇｅｒ ｍｉｎｉｎｇｈｅｉｇｈｔ ＳＨＥＮ Ｐｅｉｗｅｎ （ Ｓｈａｎｘｉ Ｊｉｎｃｈｅｎｇ Ａｎｔｈｒａｃｉｔｅ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ Ｌｔｄ．， Ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｊｉｎｃｈｅｎｇ ０４８００６， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａ ｔａｒｇｅｔｅｄ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔ ｏｎ ｔｈｅ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｓｉｚｅ ｄｅｓｉｇｎｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ａ ｌａｒｇｅｒ ｍｉｎｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ ａｓ ｉｎ ｔｈｅ ｃａｓｅ ｏｆ ｔｈｅ ａｒ ｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｉｎｉｔｉａｌ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｆｉｖｅ ｐａｎｅｌｓ ｏｆ Ｚｈａｏｚｈｕａｎｇ ｍｉｎｅ ｉｎ Ｊｉｎｃｈｅｎｇ ｃｏａｌ ｇｒｏｕｐ． Ｔｈｉｓ ａｎａｌｙｓｉｓ ｂｕｉｌｄｓ ｏｎ ｔｈｅ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ， ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｉｎｓｉｔｕ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ａｎｄ ｏｔｈｅｒ ｍｅｔｈｏｄｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ４０ ｍ ｓｈｏｕｌｄ ｂｅ ｔｈｅ ａｄｏｐｔｅｄ ｗｉｄｔｈ ｆｏｒ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｉｎｉｔｉａｌ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｆｉｖｅ ｐａｎｅｌｓ ｏｆ Ｚｈａｏｚｈｕａｎｇ ｍｉｎｅ ｉｎ Ｊｉｎｃｈｅｎｇ ｃｏａｌ ｇｒｏｕｐ． Ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｗｉｄｔｈ ｏｆ ４０ ｍ， ａ ｎｅｗｌｙ ｉｎｉｔｉａｔｅｄ ｐｒａｃｔｉｃｅ ｉｎ ５３０２ ｗｏｒｋ ｉｎｇ ｆａｃｅ ｇｉｖｅｓ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｅｆｆｅｃｔ ａｎｄ ａｂｏｖｅ ａｌｌ ａ ｇｒｅａｔｅｒ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｎｔｅｇｒｉｔｙ ａｎｄ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ． Ｔｈｅ ｃｏｎｆｏｒｍ ｉｔｙ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ， ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ ｅｘｐｌａｉｎｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｄｅ ｓｉｇｎｅｄ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｓｉｚｅ ｉｓ ｃｏｍｐｌｅｔｅｌｙ ａｄｅｑｕａｔｅ ｆｏｒ ｓａｆｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｗｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｔｈｅ ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｔａｉｌｏｒｅｄ ｆｏｒ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ａ ｌａｒｇｅｒ ｍｉｎｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｌａｒｇｅｍｉｎｉｎｇｈｅｉｇｈｔ ｆａｃｅ； ｓｅｃｔｉｏｎｃｏａｌｐｉｌｌａｒ； ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｓｉｚｅ； ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ； ｓｔａｂｉｌｉｔｙ §、 ¨¢©¡ª«¬® ¯°±²³´µ¶·， ¸¹º» £¤¥¦ ： ２０１４ － ０５ － ２６ ¿ÀÁÂÃÄŸ。 Æ ¼ÇÈ¢、ɦµÊË，ÌÍÎ ¼½¾» ： （１９７９ － ） ，，，，，： - 40 - ¡¢，Ｅｍａｉｌ：ｓｈｅｎｐｗ２００８＠ １６３． ｃｏｍ。 ;５ : /.-： Ö 、， ， ， ， ［１ － ２］ ³´µ。 ^， _ÿ~ ë 。 ， 、 ¡¢£¤¥ ２ ２ １ ５３０２ ¿ ，ÀÁ ２１９ ７０ ｍ， ÃĬ Å¿Æ，ÇÈ，¸Æ ９６９ ６ ｍ，ÉÆ ８０７ ４ ｍ； ÊË ４ ２ ～ ４ ７ ｍ， ÌÍ ４ ６ ｍ； Ê ÀÎ １° ～ １５°， ÌÍ ８°。 ½ÃÄÂϸ Ð Ñ Ò Ó Ô Õ Ö × Ø Ù Ú « ， Û ½ ３ ＃ Ｆｉｇ． ２ ½¾¢ 。 ¦§¨©ª « ， ¬ ® ¯ ° ±²³´ µ ， ¶ · ¸ ´ ¹ º » ¼ １ ５２１ ׯ° Ｚｈａｏｚｈｕａｎｇ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｎｏ． ３ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｇａｔｅｗａｙ ｐｉｌｌａｒ ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ｄｅｓｉｇｎ ｗａｙ ö³´µ» 。 、[`µý、¯° @?[·> |{ ¥ô 。 Å ë ôµô ，¸， µô»µ ö¬ ｂ０ 、ｂ１ ［２ － ３］ ，÷ø ３ ùú。 ＺＹＴ１２０００ ／ ２８ ／ ６２ ÜÅÝÓÞßàá¥Çâã åæÞßàá»çÞßàá 。 èéª Ó “ ÉêÉë ” Ó ， ５３０２１ ～ ５３０２４ ì ä Êíîïê ， ½ð 、 ñò×à 。 ë ó ô ， ÇÈ ，５３０２３ õö ４ ８ ｍ， õ ４ ２ ｍ； ５３０２４ õö ４ ８ ｍ， õ ４ ４ ｍ。 ５３０２ ¬ÅÆ è é ， ÷ ø １ ù ú 。 û í Ì Í Ë ０ ９５ ｍ ü ý þ ²， ÿ ~ í î Ì Í Ë ３ ６ ７０ ｍ È}ü² ， íË ４ １５ ｍ }ü ² ， ÿ~ Ì Í Ë ８ ０３ ｍ ü ² ， Ｆｉｇ． ３ Ｅｌａｓｔｉｃｐｌａｓｔｉｃ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｚｏｎｅ ａｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ âþ² 。 ?³´ Ｆｉｇ． １ ２ ¢ê£ ¡ ： =>ë <¤， ¥Å µô=>¦ ¢§， ¨¥È© ¸´ö ªµ«，ÇÈ，ªµ« ö¸¬® ]¥ ２ ¯。 ， °±¨²< ︳´® ， µ¶·[ ¬è，¸¹º ·à³»¼，à? １ ５３０２ ５３０２ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｌａｙｏｕｔ ｉｎ ｔｗｏ ｐｈａｓｅｓ ［４ － ８］ [½¾¿ 。 \À， Á，ö ¬è {。 ｂ≥ｂ０ ＋ ２ｈ ＋ ｂ１ ， （１） ®Â²[ öÃÄ ³´µ|{Å¿ ， ¸ èéªÓ §[ ¬è； É ¯°。 ， Ö× § [¬è ´×¯° 。 ø ２ ５３０２ ªÓ。 \ø， ³´µÿ~ ]ù¯°，÷ ， ÓÈ：ｂ——— ö，ｍ； ｈ——— ，ｍ。 ２ ２ ÅÆ?@Ç ¨， öÈÉ Ê Ç @ Ç Ｐ ¬ Ë Ì @ Í σｍ - 41 - ［２，９ － １０］ ： ５２２ É Ê Ë σ≥σ ｍ ， Ì （２） ［ （ ｂ ＋ ｂ ｃ ） × Ｈ － ｂ ｃｏｔ δ ／ ４］ × γ ＋ ［ （ ｋ － １） ｂγＨ］ ≥σ ｍ ， ｂ ２ ｃ （３） （４） σ ｍ ＝ σ ｃ ( ０ ７７８ ＋ ０ ２２２（ ｂ ／ ｈ） ) ， ： σ ｃ ——— ，ＭＰａ； ｂ ｃ ———，ｍ； Ｈ———，ｍ； ５３０２ § » ２４ Ï Î ３５ ＭＰａ。 ¦§ ３０ ｍ。 ３ ２ YZ](? ， £ ¤ ¥ ５ 。 ª ５ «¨¬ ®， ３０ ｍ ， ¯©°ª， ±²³ª´µ¶·，¸ ¹«¬； º»¼¤ © ４０ ｍ ， ¯©½ ，¿Àª´µ¶·，®¯ ，¸ «¨Á«¬； ５０ ｍ ¾ δ———，（ °） ； ３ γ——— ，ｋＮ ／ ｍ ； ｋ ——— Í ，ðı§。 ª ¬， ²³ ４０ ｍ。 。 ３ ４３２ ｍ， （ ｂ ｃ ） ２２０ ｍ， ＃ ３０°， ４ ６ ｍ， ３ （ γ ） ２５ ｋＮ ／ ｍ ， （ σ ｃ ） １０ ３ ＭＰａ。 （３） （４） ， ｂ ＝ ３１ ５ ｍ。 ３ ＃ ， ｆ ３ １ ２， ３７ ８ ｍ。 Ｆｉｇ． ５ ， ＦＬＡＣ３Ｄ ［１１］ ， ３ １ gh_`(? ３０、４０、５０ ｍ 、。 '５ ijabCHYZ](? Ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｗｉｄｔｈ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ４ ４ １ lm?@ È´µÄ¶， ÉÊ·¸Ë ５３０２３、５３０２４ ¹ÌÍÎ ÅÆÇ ４ 。 ϺÐ，ÑÎ １。 n１ Ｔａｂｌｅ １ oNpn;qrlmq@ Ｓｕｒｆａｃｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｓｔａｔｉｏｎ ｌｏｃａｔｉｏｎ ｌａｙｏｕｔ Ò»¼½¤µÓÒÔ ／ ｍ Ò»¾½¤µÓÒÔ ／ ｍ １ ２ ３ ４ ５ ６ ７ ８ ５３０２３ ７０ １３５ １９７ ２５８ ８０ １５０ ２０５ ２５２ ５３０２４ ７２ １２０ １７６ ２３０ ７１ １２０ １７３ ２２５ ' ４ ijabCHgh_`(?k' Ｆｉｇ． ４ Ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｗｉｄｔｈ ｏｆ ｖｅｒｔｉｃａｌ ４ ２ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｎｅｐｈｏｇｒａｍ ４ ， ５０ ｍ ， ， ３３ ～ ３４ ＭＰａ sltu ５３０２ »¼、 »¾½¤¿ÀÁ １６ ÍΠϺÐÕÖº。 à ÄÎ º·×ØÎ Ï ÙÚ， ６ ， ， ； ４０ ｍ ， Å ，ｓ ĶÛ，ｌ Ò ÒÔ。 ª ６ «¨¬®， È´µÃ° Æ “ ¡” ， ３３ ＭＰａ； ３０ ｍ ， ， ¢ £¤， ¡¢ ¥ ¦ §， ¦ § ７ ｍ， ¨ © ６０ ｍ Ü Ç １８０ ｍ ÝÞ。 ¼½ ¤ßà§ÏÛ １５０ ｍｍ，ȯ©à§ÏÛ ２００ ｍｍ。 ¾½¤ßà§ÏÛ １５６ ｍｍ， ȯ - 42 - Å５ １３０ ｍｍ， １４０ ｍｍ。 ，， ， ４０ ｍ 。 ５３０２ ３７ ８ ｍ。 （２） ， ３０ ｍ ，， ４０ ｍ。 （３） ， ５３０２ ， ４０ ｍ ， ， ５２３ Ƭ¸： ¦º» ４０ ｍ ， ， 。 （４） 、¡¢£， ¤¥、 ， ¦¥。 ： ［１］ ， ¡¢£， ¡¤¥， §． ¨© ª«［ Ｊ］ ． ［２］ ¦¬§． ®¯°¨©¨©［ Ｊ］ ． ª±， ２０１４ （１） ： １４ － １７． ［３］ «¬®． ² ³´µ¶［ Ｍ］ ． ： ª· ¯ ， ２００７． ［４］ ¡¸． ¹ º»¨©ª« ［ Ｊ］ ． °， ２０１３（６） ： ５９ － ６２． ［５］ ， ［６］ ， ． ¦º»ª«［ Ｊ］ ． ª ， ［７］ ［８］ Ｆｉｇ． ６ ６ ¾． ±²¯° ［９］ ｄａｔａ ａｎａｌｙｓｉｓ ｉｎ ｒｏａｄｗａｙ ． ³［ Ｊ］ ． ´ ， ¿， ． À ¼µ ¶¡［ Ｊ］ ． ±µ¶ ÁÁÂ， ２００７， ２６ （２ ） ： １７３ － １７６． Ｓｕｒｆａｃｅ ｍｅａｓｕｒｉｎｇ ｐｏｉｎｔｓ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ £， ， ２００５（５） ： ８ － ９． ， ª«［ Ｊ］ ． ª¿µ， ２０１２（１） ： １１ － １３． ［１０］ ·， ， ¡ ． ¨© ·¸ ª« ［ Ｊ］ ． ½·， ２００７， １６（９） ： ５３ － ５６． ［１１］ ， °． ¼ ª«［ Ｊ］ ． ½·， ２０１２（５） ： ９８ － １００． µ¶， ２０１０（１２） ： ６７ － ６９． ５ ， ２０１２（１０） ： ２５ － ２７． ， Ã． ＦＬＡＣ ／ ＦＬＡＣ ３Ｄ ± Ä ［ Ｍ］ ． ： ½¹¯ ， ２００８． （１） ， （ - 43 - ） ¡¢¡£ ¤ ¥¦ ¢¡£§¨¤ ¤¡ ¤© ªª«¦ ¬® ¯¬ °¬ ®± ²³ ´µ¶ - 44 - 2 3 4 5 6 « 7 7 8 9 A ¡ ¢£¤ ¢ #"¾_! %¡ °þÒÿ ª ö´` ¥¦§¨ ©ª« ¬®¯° ±¤ ²³´« ¤ µ¶· ¸¹ ?ß ^¾_Õ"ªÄ º»¼ ¯÷ø"^¾_Õÿ>ª ½¾¿À Á ÂÃÄÅÆÇÈÉ Ê¦ËÌÍ ÎÏÐÍÑÁÒÓË ÔÕÖ×ØÑ«ÙÚÛ <¢Ùÿ!"^¾ÿ>ª ½¾Üݾ¯Þßà áÌ âãÞ¢ßäÙÖå æ ç¹Ïèé êëì ËÌÈÉ¥¦Äíîï ðñò õ áÌËÌÈÉîï óô È÷ ª ö`? ]Ò ? °þÐÍ~ÜÝ [ ] öáÌ÷øùú ÖûáÌ ?ß ÿ>ªÈ÷ ^¾ Õ ¾ÑÞüý°þÿ ~ ÿ Ö û ù ú } | { °þÏÍ ÿ~.]$ð ?ß °-äýÏÍÿÜݪ ] /Ìÿ.] ¯ö´` ö`? °þÏÍ~Üݪ ]Ò ? 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67 - ４７６ ０ % $ # Ý ¯ ) ) ! ２６ 0 " Í ¥ 、 、 £ 、 ¢¦÷§· ¸¹¨。 ， Þ ì ® þíÞ¦©ª« ¬ã， ®âýæ，¯ 、 、 ì𱲧·³´µ ，¶Ü>Ã°æ©·í·¤ ［１］ 。 ， ¯¸¬·， ¹º １ »。 ， 、¡¢£¤¥¦；§¨ ©，ª«¬ ®¯ °±²³´。 µ¶ ·¸¹º»¼½，¾¯，¿À Á Ãľ¯， ÅÃÆÇ ÊË©， Ìͯ Î Ï Ð Ñ Ò Ó ， Ô Õ Ö Ì Í × Ø È ［２］ Ù É 。 ÚÛ，®ÜÝÞÔßà ， äåâ áâ¯ã ä、æçèé、æêë ì Ｆｉｇ． １ １ Ｖｅｎｔｉｌａｔｉｏｎ ｍｏｄｅ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｆａｃｅ ØÙ， í© âîï。 ２ ðñðòóô¯õö â÷øùú ûü，Îà èéý、 ø¯þÅà ２ １ ， ® ÿ~，}|·{[\ Æ]；}|·ÑÁ^_×ÆÇ；ç ¼:+½*¾¿å¬， ÆØ ［５ － ６］ ： Ù£À{¼，¹Á `@ú?à 《 >÷ 》 = ０． ２５ ｍ ／ ｓ ［３ － ４］ 。 ;¯õö Å ÷øùú ûü < ©:/ ， ÷øùú 。 ÷ø ûüíÞ ì ùú ¦， âýæ ¾。 Úâ ýæÊ ， Ｇａｍｂｉｔ { . ；-à³þ， ,éÐ （ＤＰＭ） ； Ｆｌｕｅｎｔ Ææ 、Ææ 。 １ （２） ¦Ã、ÄÅÆÇ， ªÈÉδÊËÌ áÍ ÎÏÐÐÇ。 （３） ÑÚÒÓÔ， ÕÖ×ØÚÆ µÙÂÖ¹。 ２ ２ ２． ２． １ Á³* ÚÛÜà³ ，Ý ´ £ì,³ ¾)。 ({， ³Ñ¨ ［７］ ，Þßà － ßà¨þßà － àáâã þÆæêë ¨，äåÚÚÛæ¨，' Ｆｌｕｅｎｔ Úé Ð（ Ｄｉｓｃｒｅｔｅ ｐｈａｓｅ ｍｏｄｅｌ） 。 ç ðñðòóô¯õö ５２５０１ § ýÚ ４ ８４９ ｍ，Ú} ，ø ６． ０ ｍ × ４． ２ ｍ，ø （１） ¼³[Úƪ´。 ２５． ２ ｍ２ 。 ,÷ø½Ê ûü 。 ÷ø ½Ê · ＱＭＪ４２６０ Í þ ；ＣＭＭ１０ － ３０ }|·þ} ·Í ^ } |、 } ¢ ； ＤＺＹ１００ ／ １６０ ／ １３５ ª«·Í ； Î è ÚÛ， ®ééÐ ，ê ÚÛÚéÐ， Á³Ú¡¢ 。 Ùëì¡¢éÐØÙ， ÎàéÐ í´ ¾î?， Èå¬ è+½ ïðÈÉéС¢ØÙ。 ÚÛ£Ñæñ, Å&ò¬àáâ㨠óô，õÀ， ［８］ öÀÚÛØÙ 。 ２ ２． ２ «·Í ¡¢£， ɤ - 68 - ®éµ·æ÷ Ô Û５ Ü ÝÞ¤，ï：ß±²³ ´¢«¯ÌÅ ４７７ ×Ø 。 Ｒｅｙｎｏｌｄｓ ， １ ｔ ＋ Δｔ ∫ （ ｔ） ｄｔ， Δｔ ｔ ｔ ＝ － （１） ： ｔ ——— ； ｔ——— － － ＝ ｔ ＋ ′， ：′——— ， （３） '２ Ｆｉｇ． ２ ３ ２ ， ， — ２ ( ) １ ２ ]^MN_H`aOJLb ¾¿©ª«¬ ５２５０１ É»ÌÍ´¢µ²Ê §ÂÎÇÏ¿， ÐÑ ÒÓ 。 ʤË。 （１） （４） ：ξ——— ［ － １， ＋ １］ ； κ——— 。 （ Ｖｅｌｏｃｉｔｙ － Ｉｎｌｅｔ） 。 ÕÒÓÖ× ÕÒÓ （２） Õ Ò Ó Ö × Ë Õ Ò Ó （ Ｏｕｔｆｌｏｗ） 。 ， 。 ， ， ， 。 ｘ、 ｙ ｚ ¡¡¢¢ ，£ ¡£¤¥ UVWXHIYZ[\( Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｍｏｄｅｌ ａｎｄ ｍｅｓｈｉｎｇ ｏｎ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄ ｗａｙ ［５，７］ １ ２ ２ ｖ ＝ ｖ ＋ ｖ′（ ｔ） ＝ ξ（ ｖ ′ ） ＝ ξ κ ， ３ － ¹ÊÉ ÂÑÔ ｂ 。 ，ｍ ／ ｓ； ：ｖ——— － ｖ ——— ，ｍ ／ ｓ； ｖ′（ ｔ） ——— ，ｍ ／ ｓ。 « （２） ： － ｖ ＝ ｖ ＋ ｖ′（ ｔ） ， ａ 。 （３） زÙÚÛ ÒÓ， زÜ， Ýز ºÞß ０。 （４） ½» »Õ²¤ÌÅࣲ， ÑÄÅ» 。 ÑÌÅ áâã²： ¤´¢ªµ²²Åâ， áÑ´¢ µ ÍÁ ÌÅ；ä·¸ å ¯¶Ø²¤¦ ÎÅâ， á Ñ · ¸ å Ï Ð æ · ¸ Í Á ３ ３ １ QRHIJST ÌÅ。 ¦§¨©ª«¬®¯°±²³ ´ ¢µ² ¤¥¦§，´¢¯¶±²¨，© ６． ０ ｍ， ４． ２ ｍ，´¢ª ６０ ｍ ¯¶ «¬。 ®¯´¢ 、 ·¸ 、 °¹ ¶、º »¼½»¼±²³ 。 、¯ ¾ ＣＦＤ ， ¿ ´µ Ｇａｍｂｉｔ， ´ µ¶À·， ¸¹ºÁ»¼½。 ¾ ÌÅ ¶¤ ç èÑ Ｒｏｓｉｎ － Ｒａｍｍｌｅｒ ， ç １ × １０ － ６ ｍ、 ç １ × １０ － ４ ｍ、éç １ × １０ － ５ ｍ， ４ ¤¦ ０． ００１。 １． ９３。 ¿´¢¯¶Ã»ÄÅƤ«¦ ÇÀ§ （ Á  １） ，ÃÄÈÅ»¼。 Æ Ｇａｍｂｉｔ ǽ ´¢ ¯ ¶ » ¼ ， È É 。 « ¹ Ê， Ë Â ２ ÃÒê»、Ò꽺»¼é¦、Òê ½ÓÔ´¢µ² ÌÅ ¢¢Ñ«， ÕÖ´¢µ² ÌÅ ×Ø。 뤦 ìí，«， ÑÙî Ｄｉｓ ｐｌａｙ  - 69 - Ú。 ４７８ ¹ ４ １ º » ¼ ½ ¾ ¾ ° ２６ À ¿ ， １ ０． ５， 、 ４０ ｍ， ４００、６００ ８００ ｍ３ ／ ｍｉｎ。 ３ 。 Ｆｉｇ． ４ ４ Ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｗｉｔｈ Ｎｏ． １ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ Ｆｉｇ． ３ ３ Ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｗｉｎｄ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ３ ， ， ， Ｆｉｇ． ５ ， 。 －５ ３ ５ × １０ ｋｇ ／ ｍ 。 １． ０， ， ， 。 ， 。 ４０ ｍ， ， ， 。 ， ¡¢ £¤¥ ， ¦ ， §， ¡ ¢ ； ， « ， ¡ ¢ ¨©ª ¨©ª ４ ２ ６００ ｍ３ ／ ｍｉｎ， 。 ， 。 ， ， ³ª´， ¡¢´ §。 ５ｃ ， ， «µ， ¡¢ ¶¨， ¢ ，´ ， ¤ ，·， ·¸ ４ ３ 。 ６００ ｍ３ ／ ｍｉｎ， ０． ３、０． ５、１． ０ １． ２ ， 。 ² ６ 。 ０． ５ ， １ ｍ， （ｄ２ ） ， １、１５、 ２５ ｍ；°， ， ４０ ｍ， （ｄ１ ） Ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｗｉｔｈ Ｎｏ． ２ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ¬ ， ®¯。 °， ±² 。 ５ ２０、３０ ４０ ｍ。 ４、５。 - 70 - Ｆｉｇ． ６ ６ Ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ａｔ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｐｕｍｐｅｄ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｒａｔｉｏ Ó５ Ô ¾ÆÇ，：¯ÀÁÂÌ ： ， 。 ， １． ０ ， ， 。 １ ， ， １． ０ ， 。 １． ０ ， ， ， ： ５ ［２］ ２００７： ２６８． ， ， ³´． ±µ ［３］ ， ， §¨ ， ， ［５］ ， ， ¾ÆÇ， ． ÈÀÁÂÉÊ ®， ³´， ， ．  ö·Ë ， ， ®， ．  ö· ［Ｊ］． »¼ °°½， ２０１０（８）： ９５７ － ９６２． ［７］ ， ， Í． ＦＬＵＥＮＴ Ρ¡Ë¢Ï ¢¦［ Ｍ］ ． ： £ ［８］ 。 °°½， ２０１６， ２６（４） ： ¸¹º［ Ｊ］ ． Ì»°¼， ２００１， ２９（３） ： ４３ － ４５． 。 （４） ， ， ¾． ¯¿ÀÁ ¼［Ｊ］． Ä´Å»¼ °°½， ２０１５， ２５（６）： ５８４ － ５８７． ［６］ ¤。 ¥， ¦§¨© ；¥ ， ª« ， © ［４］ ¡ （３） ¢ £ °°½， ２００７， １２（ Ｓ２） ： １ － ５． ３６８ － ３７２． 。 （２） ， 。 ， ° ， ¶·¸¹º ö· ［ Ｊ］ ． Ä´Å»¼ （１） ¬ ． ® ¯ ° ［ Ｍ ］ ． ： ¬ ± ² ［ Ｊ］ ． »¼ ， ， 。 ［１］ 。 ， ， 。 ４７９ ö· £³， ： ÑÒ ¤， °， ２００４： １９ － ２２． ¥． Ｆｌｕｅｎｔ ¼Ð¦Ï¢¦Ë¢［ Ｍ］ ． °， ２００７： ３３ － ３９． - 71 - （ ） ２６ ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１６ １１ Ｎｏｖ． ２０１６ １ ， Ｖｏｌ． ２６ Ｎｏ． ６ ２ ， （１． （ ） １ １ ， ， １０００８３； ２． ， １１２７００） "：， ， 、 ， ! £¤¥¦£§ ¨© ，ª« ＭＡＴＬＡＢ ¬®¯ ¨³´µ， ¶· ¸¹º»¼。 。 ¡¢ °±²§ ½¹º¦£¾¿À ÉÊË。 ÁÂÃÄ¥ÅÂÆÇȾ ； ； ； #$%： ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１６． ０６． ００３ &'()*：ＴＤ７２７ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１６）０６－ ０６０１－ ０５ +./01：Ａ Ｐｏｓｉｔｉｏｎ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒ ｉｎ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ Ｗａｎｇ Ｈａｏ１ ， Ｈｕａｎｇ Ｍｉｎｇ２ ， Ｋｏｎｇ Ｓｏｎｇ１ ， Ｄｏｎｇ Ｚｈａｎｙｕａｎ１ （１． Ｃｏｌｌｅｇｅ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｄａｑｉａｎｇ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ Ｃｏ． Ｌｔｄ． ， Ｔｉｅｆａ Ｃｏａｌ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ Ｇｒｏｕｐ， Ｓｈｅｎｙａｎｇ １１２７００， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｆｅａｔｕｒｅｓ ａ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｆｏｒ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｈｅａｔ ｈａｒｍ———ａ ｍｏｄｅｌ ｆｏｒ ｐｒｅｄｉｃｔｉｎｇ ｔｈｅ ａｉｒ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｆｏｒ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ ｄｅｖｅｌｏｐｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｅｆｆｏｒｔｓ ｔｏ ｓｙｓｔｅｍａｔｉｃａｌｌｙ ａｎａｌｙｚｅ ｔｈｅ ｈｅａｔ ａｎｄ ｍｏｉｓｔｕｒｅ ｅｘｃｈａｎｇｅ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｈｅａｔ ｄｉｓｓｉｐａｔｉｏｎ， ａｉｒ ｃｕｒｒｅｎｔ ｉｎ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ ａｎｄ ａｉｒ ｃｕｒｒｅｎｔ ｉｎ ｈａｉｒ ｄｒｙｅｒ， ａｓ ｉｓ ｅｖｉｄｅｎｃｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｗｏ ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒｓ ｉｎ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ． Ｔｈｉｓ ｍｏｄｅｌ ｉｓ ｖａｌｉｄａｔｅｄ ｂｙ ｂｏｔｈ ｔｈｅ ｄｉｓｃｒｅｔｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ａｎｄ ａｐｐｒｏａｃｈ ｏｆ ｔｈｅ ｆｉｎｉｔｅ ｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅ ｍｅｔｈｏｄ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｄｒａｗｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ＭＡＴＬＡＢ ｓｏｆｔｗａｒｅ ｐｒｏｇｒａｍｍｉｎｇ， ｔｏｇｅｔｈｅｒ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ａｉｒ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ｉｎｓｉｄｅ ｏｆ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ ａｎｄ ｈａｉｒ ｄｒｙｅｒ． Ｔｈｅ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ｍｅｔｈｏｄ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｌｉａｂｌｅ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｂｏｔｈ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｉｎｓｉｇｈｔ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ａｉｒ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｉｎ ｔｈｅ ａｉｒ ｄｒｙｅｒｓ ｉｎ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ ａｎｄ ａｎ ｏｐｔｉｍａｌ ａｒｒａｎｇｅｍｅｎｔ ｏｆ ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏａｌ ｆａｃｅ； ｉｎｔａｋｅ ａｌｌｅｙ； ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒ； ａｉｒ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｐｒｅｄｉｃｔｉｏｎ 2345： ２０１６ － １０ － ０６ 6789： （５１５７４２４９） :;<=>?： （１９８６ － ） ，¡，¢£¤¥¦，§¨©ª«，©ª¬®：¯° - 72 - ±²³，Ｅｍａｉｌ：ｗａｎｇｈａｏ６７５５＠ １２６． ｃｏｍ。 ６０２ ０ , + * ÿ ( ２６ ' ) ， Ⅰ× Ⅰ—Ⅱ×ó\ <{µ、 ， ÌÍÒ ［１ － ２］ ， ， @ ， 。 ［３］ 。 ¡¢ £¤¥¦ ， §¨ 。 ¬®¢ ©ª« ［４ － ５］ ¯ °±²，³´µ、 ［６ － ７］ ¶·¸¹。 º»¼¢ ½¾¿©ÀÁ çàÜÒÙÚ。 øù， 、 æµ ò ó Ì Í Ò áâ。 １ １ èéåêëìí。 ï ÊË， úû©üÇ， ýþÿ~¤。 }ò | {[\]， °， ^§¨_` « ， \ÿ @? :í : \ ｑｍ ＝ ÷ã：ｑ ｍ ———: ｄ——— è ¨èé<ã {[ ，\; ³´， {[èè Ã÷。 øù， çæ µåêîí¢， Ïæµ ò . å\ ｘ ¨，© φ ＝ φ１ ＋ φ′ｘ， Ｆｉｇ． １ １ φ２ － φ１ ， ｌ } í： （２） φ′———í¶·¬。 ã ，- :® ¡¢Ç ： ¨¯° φｐ ｓ φｂ（ ｔ ＋ ε′） ， ≈０． ６２２ ｐ０ － φｐ ｓ Ｂ － ｐｍ （３） ｔ———µ ， ℃ ； ｐ ｍ ———³´:³®，ｋＰａ。 ｂ、ε′、ｐ ｍ - ３ ÷ã：φ１ 、φ２ ———©、ª«í； ｌ———å，ｍ； ，ｋｇ ／ ｓ； ÷ã：ｐ ｓ ———±²³´:³®，ｋＰａ； ｐ０ ——— :®，ｋＰａ； （１） Ö×。 øù，\Ã;â±²，\ í ä塢Ƕ·，\£¤ ｘ ¥¦§。 ｄ ＝ ０． ６２２ ρｑ Ｖ ， １ ＋ｄ ï í φ 嶷 ¶·， ¶·\ ÞÃ/í éí¢ <， １ 。 ¶·。 ，ｋｇ ／ ｋｇ。 φ′ ＝ Þð， ρ———:，ｋｇ ／ ｍ ； ｑ Ｖ ——— Á ，ｍ３ ／ ｓ； ½>`=~¤。 １ ã ç ó ¢ ëì ¨¶ ·。 øù， °ð， ßà ÝÞðñòóÝÞè駨ô¿õö Ã÷。 øù，ÝÞæ« _ Ãı²ÅÆÇÈÉÊËÌÍ Î， ÏÐ ÑÌÍÒÓÔ³´。 ÕÖ×ØÙÚÛܨÆÝ Þ，ßàÝÞáâãä嶷ÝÞæç ñ ¦µ¶ １。 Ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｉｎｔａｋｅ ａｉｒｗａｙ ｗｉｔｈ ｔｗｏ © \; ³´，· ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒｓ } （４） ｄ ＝ Ａφｔ ＋ φＰ， （５） Ａ ＝ ０． ６２２ ×\ ， Ⅰ ¾{µ×， Ⅱ× \ ¾{µ¾×。 ò Ｐ ＝ Ａε′， £¤{[ ¸÷（３） ¶\ - 73 - ｂ ， ｐ０ － ｐ ｍ ， çûÁ µ６ ¶ ¸，¹：º» · １ Ｔａｂｌｅ １ ｔ／ ℃ ｔ２ ——— ２ ，℃ ； ｂ、ε′、ｐ ｍ Ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｔａｂｌｅ ｏｆ ｂ、ε′、ｐ ｍ ｂ Ｄ２ ——— ２ ，ｍ。 ｐ ｍ ／ ｋＰａ ε′ １ ～ １０ ６１． ９７８ ９． ３２４ １ ０１６． １２ ７３４． １６ １１ ～ １７ ５０． ２７４ １９． ９７９ １ ４５９． ０１ １ ０５３． ３６ １８ ～ ２３ １４４． ３０５ － ３． ７７０ ２ １０８． ０５ １ ５２２． ０８ ２４ ～ ２９ １９７． ８３８ － ８． ９８８ ３ ０２８． ４１ ２ １８７． ８５ ３０ ～ ３５ ２６８． ３２８ － １４． ２８８ ４ ２８１． ２７ ３ １０５． ５５ ３６ ～ ４５ ３９３． ０１５ － ２２． ９５８ ６ ４９７． ０５ ４ ６９２． ２４ ： ｑ ｍｆ ｄＨ ｆ ＋ （ Ｈ ｆ － Ｈ１ ） ｄｑ ｍ１ ＋ （ Ｈ ｆ － Ｈ２ ） ｄｑ ｍ２ ＝ － （ ｔ ｆ － ｔ１ ） ｋ１ πＤ１ ｄｘ － （ ｔ ｆ － ｔ２ ） ｋ２ πＤ２ ｄｘ ＋ ｑ ｍｆ ｇｓｉｎ θｄｘ ＋ （ ｔ ｇｕ － ｔ ｆ ） ｋ τ Ｌｄｘ， ｄｄ ＝ Ａ（ φ１ ＋ φ′ｘ） ｄｔ ＋ φ′（ Ａｔ ＋ Ｐ） ｄｘ。 ： ｃ ｐ ——— ｋＪ ／ （ ｋｇ·Ｋ） ； ，Ｗ ／ （ ｍ ·Ｋ） ； ｔ ｇｕ ———¥，℃ 。 （６） ｒ——— ｃ ｐｓ ——— ， ( ｋ πＤ ＋ ｃ １ρ＋ｑ ｄ ) （ ｔ － ｔ ） ｄｘ ＋ ( ｋ πＤ ＋ ｃ １ρ＋ｑ ｄ ) （ ｔ － ｔ ） ｄｘ ＋ ２ ５０１ ｋＪ ／ ｋｇ； ，ｋＪ ／ （ ｋｇ·Ｋ） 。 φｆ ２ ｐ Ｅ ３ ＝ ｋ ２ π Ｄ２ ＋ ｃ ｐ ｘ ， ， ｘ 。 ：ｑ ｍ１ ——— １ ｋ１ ——— １ ｇ———，ｍ ／ ｓ ； ２ ，ｋｇ ／ ｓ； （９） ２ ｆ ２ ｆ ρｑ Ｖ１ － １ ＋ ｄ１ ρｑ Ｖ２ ｄｘ － （ ｑ ｍｆ φ ｆ′＋ １ ＋ ｄ２ （１２） ρｑ Ｖ１ ， １ ＋ ｄ１ ρｑ Ｖ２ ， １ ＋ ｄ２ ｒ（ φ ｆ Ｐ － ｄ２ ） ，Ｗ ／ （ ｍ ·Ｋ） ； ２ Ｅ６ ＝ （ ｑ ｍｆ φ′ｆ ＋ φ ｆ ρｑ Ｖ２ ）， １ ＋ ｄ２ ρｑ Ｖ１ － １ ＋ ｄ１ ρｑ Ｖ１ ρｑ Ｖ２ ＋ φｆ ） ｒＡ， １ ＋ ｄ１ １ ＋ ｄ２ ¢ （１２） Ｅ１ ｄｔ ｆ ＝ Ｅ２ （ ｔ１ － ｔ ｆ ） ＋ Ｅ３ （ ｔ２ － ｔ ｆ ） ＋ ｔ１ ——— １ ，℃ ； （ ｔ ｇｕ － ｔ ｆ ） Ｅ４ ＋ Ｅ５ － Ｅ６ ｔ ｆ 。 Ｄ１ ——— １ ，ｍ。 ２ ： ｑ ｍ２ ｃ ｐ ｄｔ２ ＝ （ ｔ ｆ － ｔ２ ） ｋ２ πＤ２ ｄｘ － ｑ ｍ２ ｇｓｉｎ θｄｘ， ｋ２ ——— ２ Ｖ２ １ Ｅ５ ＝ － ｑ ｍｆ ｇｓｉｎ θ － ｑ ｍｆ φ′ｆ ｒＰ － ｒ（ φ ｆ Ｐ － ｄ１ ） θ——— ，（ °） ； ｔ ｆ ———，℃ ； ：ｑ ｍ２ ——— ２ Ｅ４ ＝ ｋ τ Ｌ， 。 １ ρｑ Ｖ１ ρｑ Ｖ２ ＋ φｆ ） ｒＡｔ ｆ ｄｘ。 １ ＋ ｄ１ １ ＋ ｄ２ Ｅ ２ ＝ ｋ １ π Ｄ１ ＋ ｃ ｐ Ｖ１ §，¡ ｑ ｍｆ （ ｃ ｐ ＋ ｒＡφ ｆ ） ， Ｅ１ ＝ ｄｘ （８） ｑ ｍ１ ｃ ｐ ｄｔ１ ＝ （ ｔ ｆ － ｔ１ ） ｋ１ πＤ１ ｄｘ － ｑ ｍ１ ｇｓｉｎ θｄｘ， ２ ，， 、 １ ： ｐ ｒ（ φ ｆ Ｐ － ｄ２ ） Ⅰ—Ⅱ ， ｄｘ ， １ ｑ ｍｆ φ′ｆ ｒＰ － ｒ（ φ ｆ Ｐ － ｄ１ ） ｒ ｃｐ ｃ ｐｓ ， ， １ ２ １ （ ｔ ｇｕ － ｔ ｆ ） ｋ τ Ｌｄｘ ＋ （ － ｑ ｍｆ ｇｓｉｎ θ － １． ００５ （７） ： ｄＨ ＝ ｃ ｐ ｄｔ ＋ ｒｄｄ。 ２ （１） ～ （８） （１１） ，¦ ｑ ｍｆ （ ｃ ｐ ＋ ｒＡ（ φ１ ＋ φ′ｘ） ） ｄｔ ｆ ＝ （７） ， ，ｋｇ ／ ｓ； Ｈ ｆ ———，ｋＪ ／ ｋｇ； ｋ τ ———¤ Ｈ １ ｋｇ ， １ ｋｇ ｄ ｋｇ Ｈ ＝ ｃ ｐ ｔ ＋ （ ｒ ＋ ｃ ｐｓ ｔ） ｄ， （１１） ：ｑ ｍｆ ——— Ｌ———¡¢£，ｍ； （２） （５） ， ， ， ６０３ «¼ ，ｋｇ ／ ｓ； （１０） ，Ｗ ／ （ ｍ ·Ｋ） ； ２ （１３） ［８］ £¨©¤ª ２ - 74 - «¬® ¯°±²¥³´¦。 Ⅰ—Ⅱ ６０４ Á Â Ã Ä （ ｎ － １） ， Δｘ ＝ ｌ ／ （ ｎ － １） ， ２ 。 Å Æ È ２６ É Ç ２ ，℃ ； ：ｔ ａｃ１ 、ｔ ａｃ２ ——— １ ｔ ｒｗ ———，℃ 。 （１６） ～ （１９） ， ２ Ｆｉｇ． ２ ３ ¢£，¤， Ｎｏｄｅ ｎｕｍｂｅｒ ¥¦ §， § ¨： ， ， （１３） （ ｔ ｇｕ － ｔ ｆ ） Ｅ４ ＋ Ｅ５ － Ｅ６ ｔ ｆ ， ｒ（ Ａφ１ ｔ１ ＋ φ１ Ｐ） ） ＋ ｑ ｍ２ （ ｃ ｐ２ ｔ２ ＋ ｒ（ Ａφ２ ｔ２ ＋ ( ) ｔ ＋ｔ ｔ ＋ｔ ＋ Ｅ ( － ２ ２ ) ( ｔ － ｔ ＋２ｔ ) Ｅ ＋ Ｅ － Ｅ ｔ ＋２ｔ 。 ｇｕ ｋ －４ ｋ －１ ｋ ｋ －３ φ２ Ｐ）） ／ ｑ ｍ１ ＋ ｑ ｍ２ ＋ ｑ ｍｆ － ｒφ３ Ｐ］ ／ （ｃｐ３ ＋ ｒＡφ３ ）。 （２０） （１４） （１４） ， ｔ ＋ｔ ｔ ＋ｔ Ｅ１ （ ｔ ｋ － ｔ ｋ － ３ ） ＝ Ｅ２ ｋ － ５ ｋ － ２ － ｋ ｋ － ３ ＋ ２ ２ ｋ ｋ －３ ４ ５ ６ ｋ ｔ３ ＝ ［ ｑ ｍｆ （ ｃ ｐｆ ｔ ｆ ＋ ｒ（ Ａφ ｆ ｔ ｆ ＋ φ ｆ Ｐ） ） ＋ ｑ ｍ１ （ ｃ ｐ１ ｔ１ ＋ Ｅ １ Δｔ ｆ ＝ Ｅ ２ （ ｔ １ － ｔ ｆ ） ＋ Ｅ ３ （ ｔ ２ － ｔ ｆ ） ＋ ３ ¡ 。 Ｆ１ ＝ ｑ ｍｆ （ ｃ ｐｆ ｔ ｆ ＋ ｒ（ Ａφ ｆ ｔ ｆ ＋ φ ｆ Ｐ） ） ， Ｆ２ ＝ ｑ ｍ１ （ ｃ ｐ１ ｔ１ ＋ ｒ（ Ａφ１ ｔ１ ＋ φ１ Ｐ） ） ， Ｆ３ ＝ ｑ ｍ２ （ ｃ ｐ２ ｔ２ ＋ ｒ（ Ａφ２ ｔ２ ＋ φ２ Ｐ） ） ， Ｆ４ ＝ ｒφ３ Ｐ， Ｆ５ ＝ ｃ ｐ３ ＋ ｒＡφ３ ， ｋ －３ （２０） ， Ｆ１ ＋ Ｆ２ ＋ Ｆ３ ｔ３ ＝ － Ｆ４ ／ Ｆ５ 。 ｑ ｍ１ ＋ ｑ ｍ２ ＋ ｑ ｍｆ （２１） Ｅ２ ｔ ｋ － ２ － Ｅ３ ｔ ｋ － １ ＋ （２Ｅ１ ＋ Ｅ２ ＋ Ｅ３ ＋ Ｅ４ ＋ Ｅ６ ）ｔ ｋ ＝ ¦©ª，（２１） 。 «¬ （１５） － Ｅ２ ｔ ｋ － ５ － Ｅ３ ｔ ｋ － ４ ＋ （ － ２Ｅ１ ＋ Ｅ２ ＋ Ｅ３ ＋ Ｅ４ ＋ Ｅ６ ）ｔ ｋ － ３ － ２ｔ ｇｕ Ｅ４ ＋ ２Ｅ５ ，ｋ ＝ ６，９，…，３ｎ。 （１６） ，（９） 、（１０） ，， ｋ １ π Ｄ１ ｋ１ πＤ１ ｑ ｍ１ ｃ ｐ － ） ｔｉ － ３ － ｔ ＋ ２ ２ ｉ －１ Δｘ （ ｋ２ πＤ２ ｑ ｍ２ ｃ ｐ ｋ ２ π Ｄ２ － ） ｔｊ － ３ － ｔ ＋ ２ ２ ｊ －２ Δｘ （ （１７） ｔ２ ＝ ｔ ａｃ２ ， ｔ３ ＝ ｔ ｒｗ ， } 。 ¯ ２３０２Ｓ °±«¬ « ，²¡ ³ 。 ´ µ １４ ℃ １５ ℃ ， ３ ¢£ ４００ ｍ ／ ｍｉｎ， （１８） Ⅰ—Ⅱ ， ： ｔ１ ＝ ｔ ａｃ１ ， ) ＭＡＴＬＡＢ 、 ｋ ２ π Ｄ２ ｑ ｍ２ ｃ ｐ ｋ２ πＤ２ ＋ ） ｔｊ － ｔ ＝ ２ ２ ｊ ＋１ Δｘ ｑ ｍ２ ｇｓｉｎ θ，ｊ ＝ ５，８，…，３ｎ － １。 ４ ( ¦®«¬ ２００ ｍ ， « ¬ 。 ｋ １ π Ｄ１ ｑ ｍ１ ｃ ｐ ｋ１ πＤ１ ＋ ） ｔｉ － ｔ ＝ ２ ２ ｉ ＋２ Δｘ ｑ ｍ１ ｇｓｉｎ θ，ｉ ＝ ４，７，…，３ｎ － ２， （ ， 、 （ ¤¥ ５％ ，¦§ １ ０００ ｍｍ， ２６ ℃ 。 ¨©¶£， ¡ ·ª， ３ 。 ¸ ３ «， ¬°±«¬ ¹º»， ¦«¬ ³¤¼´º½®。 ¾，、 （１９） ¦«¬ § ¯ ° º ¿， À ¡ ２３． ３ ℃ ±²。 - 75 - Ö６ Ì ¸ 。 ¥¦§ ［１］ ¨． ©ª «¬®¯°±［ Ｍ］ ． ²³©´¤µ， ２０１３： １ － １０． ： ， ¹． º¬®¯［ Ｊ］ ． ［２］ ［３］ ½¾¿， ， ． ¶©ª ， ¶·， ¸ ©»¼， ２０１６， ４７（８） ： ８１ － ８５． IJDEFGH_A`abcAdVefg Ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｏｆ ａｉｒ ｆｌｏｗ ｉｎｓｉｄｅ ａｎｄ ｏｕｔｓｉｄｅ ａｉｒ ｄｕｃｔ ｗｉｔｈ ｔｗｏ ａｉｒ ｃｏｏｌｅｒｓ ａｎｄ ｉｓｏｍｅｔｒｉｃ ｄｕｃｔ ［４］ ［５］ （１） ， 。 Nh+.： ５ £¤ Ｆｉｇ． ３ ¡¢ '３ ６０５ ·，¹： ×Ø ， ， ＭＡＴ ＬＡＢ 。 Á Â， ÃÄ ， ， ¹． ŬÆÇ° ±［ Ｊ］ ． ¤È， ２００２， ２７（５） ： ４９９ － ５０２． ÃÄ ， Ã， ³． ɬŠ［６］ ÃÄ ， ， Á， ¹． ËÌÍÎÏÐÑ ÒÓ ［ Ｊ］ ． ¤È， ２０１５， ４０（７） ： １５４１ － １５４９． ［７］ ÃÄ ， ， Á， ¹． ÔÕÒÓ ［８］ ＲＯＹ Ｔ Ｒ， ＳＩＮＧＨ Ｂ． Ｃｏｍｐｕｔｅｒ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｒａｎｓｉｅｎｔ ｃｌｉｍａｔｉｃ 、 。 （２） À［ Ｊ］ ． ²³©´， ２０１０， １９（３） ： １１０ － １１５． Ê¡¢［ Ｊ］ ． ¤È， １９９８， ２３（６） ： ６１１ － ６１５． ［ Ｊ］ ． ®¯¤¤È， ２０１５， ３４（８） ： ８９８ － ９０４． ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｉｎ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ａｉｒｗａｙｓ［ Ｊ］ ． Ｍｉｎｉｎｇ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈ ｎｏｌｏｇｙ， １９９１， １３（３） ： ３９５ － ４０２． （３） 。 - 76 - （ -i jk ） ２６ ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１６ １１ “ ” Ｖｏｌ． ２６ Ｎｏ． ６ Ｎｏｖ． ２０１６ ， （ １５００２２） "：“ ” ， “ ３Ｄ ” ， ＦＬＡＣ ， ¡¢。 £¤，¥¦§¨ © ! ª« ５３． ５ ｍｍ，¬®¯ ２６． ６％ ，°±¨ ©ª« ８０ ｍｍ，¬®¯ ３３． ３％ ；¨ ²³¬® ０． ７ ＭＰａ，¨ ´µ¬® ０． ７ ＭＰａ。 ¶·¸¹º»¼½¾¿¨À Á，ÂèÄÅÆÇ 。 º ÈÉÊË：ÌÍ ©ÎÏÐ １ １２９ ｍｍ ªÑÒ２６５ ｍｍ，ÓÔÅÆÕ Ö×Ø。 ÙÚÛÜ“ ” ÝÞßàáâ ÌÍ Á。 ３Ｄ #$%：“ ” ； ； ； ＦＬＡＣ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１６． ０６． ００２ &'()*：ＴＤ３２２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１６）０６－ ０５９６－ ０５ +./01：Ａ Ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｆ ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｉｎ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ Ｂｉ Ｙｅｗｕ， Ｆａｎ Ｘｉｕｌｉ （ Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ａｉｍｓ ｔｏ ａｄｄｒｅｓｓ ａ ｌａｒｇｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｄｉｓａｓｔｅｒ ｏｆ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ＂ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ＂ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｔｙｐｉｃａｌ ｃａｓｅ ｏｆ ＂ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ＂ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ Ｙａｎ＇ｎａｎ ｍｉｎｅ ｂｅｌｏｎｇｉｎｇ ｔｏ Ｄａ＇ｙａｎ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ａｄｏｐｔｉｎｇ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕ ｌａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｂｙ ＦＬＡＣ３Ｄ ｔｏ ａｎａｌｙｚｅ ｔｈｅ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ａｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｎｅｔ ｃａ ｂｌｅ ｂｅｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ． Ｔｈｅ ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｓｕｇｇｅｓｔｓ ｔｈａｔ ｃｏｍｐａｒｅｄ ｗｉｔｈ ａｎｃｈｏｒ ｎｅｔ ｃａｂｌｅ ｂｅｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ， ｔｈｅ ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐｒｏｖｉｄｅｓ ａ ５３． ５ ｍｍ ｄｅｃｒｅａｓｅ （２６． ６％ ） ｉｎ ｍａｘｉｍｕｍ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ； ａｎ ８０． ０ ｍｍ ｄｅｃｒｅａｓｅ （ ３３． ３％ ） ｉｎ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｗｏ ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ； ａ ０． ７ ＭＰａ ｄｅｃｒｅａｓｅ ｉｎ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｓｔｒｅｓｓ； ａｎｄ ａ ０． ７ ＭＰａ ｄｅ ｃｒｅａｓｅｓ ｉｎ ｍａｘｉｍｕｍ ｖｅｒｔｉｃａｌ ｓｔｒｅｓｓ． Ｉｔ ｆｏｌｌｏｗｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｃａｎ ｏｆｆｅｒ ｂｏｔｈ ｔｈｅ ｂｅｓｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｍｅｔｈｏｄ ａｎｄ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｕｍ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｄｅｓｉｇｎｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｐｒａｃｔｉｃａｌ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ． Ｔｈｅ ｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ ｐｒｏｖｅｓ ｔｈａｔ ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｆｆｏｒｄｓ ａ ｒｅｍａｒｋａｂｌｅ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ａｎｄ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｅｆｆｅｃｔ ｂｙ ｄｅｃｒｅａｓｉｎｇ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ ｏｒｉｇｉｎａｌ １ １２９ ｍｍ ｔｏ ａｂｏｕｔ ２６５ ｍｍ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｎｅｗ ｃｏｎｔｒｏｌ ｍｅｔｈｏｄ ｆｏｒ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｏｆ ＂ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ＂ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐ ｐｏｒｔ ｕｎｄｅｒ ｓｉｍｉｌａｒ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：“ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ” ｃｏａｌ ｓｅａｍ； ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ； ｈｏｌｌｏｗ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ； ＦＬＡＣ ３Ｄ 2345： ２０１６ － １０ － １６ 6789:;： （１９７８ ） ，， ｍａｉｌ：ｂｉｙｅｗｕ＠ １６３． ｃｏｍ。 ，，，：、¡¢£¤、¥¦§，Ｅ - 77 - 0６ # ０ 1=2，_：“ ” ５９７ °%&'ÐÒÖ× $Æ=<;,+Õ°Û£， ÐÑÒ Ó$%&'ÐÒÖ×ÛÜà°、 ã ¥ １０％ ［１ － ２］ “ ” ， 、 ?， ~© ª “ ” Ö×ÛÜ，· Ö×òó，#îï © ª“ ” Ý °òó。 ， １ ，“ ” ， ， ， ， ¡¢£¤¥¦§¨ 。 © ª ©« ２８ － ２ ³´*õ “ ” ¬®¯° “ ” ， ± ² ³ ´ µ ¶ · ， ¸ ¡ õ}|%&'ÐÒÖ×òóâãä， ３Ｄ ¥ ＦＬＡＣ Ä?>© ª ， ， ¹ º » ¼ ½ ¾ ¿ À Á ， Â Ã Ä Å ÆÇÈÉ Ê Ë Ì Í 。 Î Ï ， Ð Ñ Ò Ó Ô Õ Ö × ¡ÐÑÒÓÖ×¢¯%&'ÐÒÖ×à £¤。 ØÊ© ª ÙÚÖ×ÛÜ 。 ÝÞ ß ，“ ” à ， á Ö × Û Ü ¹ â ã ä 。 åæ ， © ª “ ” ä 、 ä ， ØÊçá ÇÈ 、 èÀÁ°¼³ ´ ， éêâãá “ ” ÛÜ ， ¬ á Æ ë ì í î ï ° ð ñ ò ó ³ ´ ôõ 。 ö÷，õøùúûü “ ” ［３］ Ûýþÿõ~°}|Ê{。 [\ 、 ] １ １ © ª “ ” : ［９］ ¯ ， © ； ２８ － ２ } | Ä ， ¥ Æ Ö×Ü$¦Æ=<;§?¨ ª ¯ ｙ " １ ／ ２ Ä«¯，ª ¯¬®：ｘ（ － ５０，１５０） ，ｙ（ － ５０，１００） ，ｚ（ － ５０，４００） ； ¬®：ｘ（０，４） ，ｙ（０，１００） ，ｚ（０，３） ；ｘ（１９６， ２００） ，ｙ（０，１００） ，ｚ（０，３） ； ｙ（０，１００） ，ｚ（０，６） 。 ¯¬®：ｘ（０，２００） ， ¥`°±²ä¯， ¥`@?>、 Æ=ä<;: /.-,+ Õ°Û£，}|ÿ “ ” òó， *· ³´Õ!µ¶·， ¸`ú¦ １ ¨。 ¹º：¯»¼½¾£"½¿，ÀÁ Ò ＋ Ð&ÔÕÖ×òó。 、 、 ［７］ \ _ü?> “ ” ° × ｙ ＝ ５０ ｍ， õäÆ ｙ "¯¹º， ¸ ｙ ＝ １００ ｍ； ÇÈ ， É ５ ｍ， ｙ＝ ［４］ ^ _ ÿ“ Ð)ÐÒ ＋ (Ñ ＋ Ｗ ¯ Ó ＋ ' ＋ Ö ” ÔÕÖ×ÛÜ、 ãÐÒÕÖ×òó、 ÐÑ ［５］ ， ·“ ” ，Õ` ~ ［６］ Ö×ðñ¬ Ö×Ã，¡ * ¼。 ［８］ û Ä© ª®¯ “ ” Ý : òó， ÿ “ ” ²`}|。 Ø}|Ê{， +Õ Ý，*·%&'ÐÒÖ×òó，© ª©« ２８ － ２ Æ ｚ " ¼， Ã^"½/ÄÅ １． ４； ÂÃ，Æ ５ ｍ Ö×õ，¯Ö à ５０ ｍ，õä ｙ "¯¹º¸ ｙ ＝ １００ ｍ； ¯¦Ê １ ¨。 １ ２ （１） ¥ ＦＬＡＣ ３Ｄ ÒËÖ×$¡ÐÑÒÓÖ×à ?，ü Æ #Ì，ÍýÖ× }|Ä， àÉÎ １ Ｔａｂｌｅ １ ÿ%&'Ð Ï。 Æõ~ÉÎ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ａｎｄ ｉｔｓ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ÐÑ Ò« Ｅ ／ ＧＰａ σ ａ ／ ＭＰａ σ ｔ ／ ＭＰａ μ／ υ ρ ／ ｇ·ｃｍ － ３ ｃ ／ ＭＰａ φ ／ （ °） １ Ó ３． ８２ ２１． ５８ ０． ９８ ０． ３７ ２． ６ ３． ４４ ２８． ４ ２ ÔÕÖ ４． ３８ ３５． ４６ １． ８７ ０． ３９ ２． ６ ５． ７２ ３０． ５ ３ ２８ － ２ ２． １ １１． ２３ ０． ７３ ０． ２７ １． ４ １． ３６ ２６． ７ ４ Ó ３． ５５ ２３． ８５ ０． ７１ ０． ３１ ２． ６ ４． ８ ２７． ６ - 78 - ５９８ ¡ ¡ £ ２６ ¤ ¢ ５３． ５ ｍｍ， ２６． ６％ ， ８０ ｍｍ， ３３． ３％ 。 （２） ＦＬＡＣ ３Ｄ ，， Ｆｉｇ． １ １ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｍｏｄｅｌ ｍａｐ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ， ２ 。 ， ， ３、４ 。 ３ ， ， ， ２７． ３ ＭＰａ， ； ２８． ０ ＭＰａ， ， ； ； ， ａ 。 ｂ Ｆｉｇ． ２ ２ ａ Ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｃｏｎｔｏｕｒ ｍａｐ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ２ ， 、 ， ， ； ， ， ， ２０１ ｍｍ， ２４０ ｍｍ； ， ， ， １４７． ５ ｍｍ， １６０ ｍｍ； ， Ｆｉｇ． ３ ３ ｂ Ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｔｏｕｒ ｍａｐ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ４ ， ， ； - 79 - ¤６ ¥ ¦§¨，£：“ ” ５９９ © ， ２４． ７ ＭＰａ， ２５． ４ ＭＰａ， ， ； ； 。 ， ５ Ｆｉｇ． ５ “ ” Ｓｙｎｔｈｅｓｉｓ ｃｏｌｕｍｎａｒ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ “ ｔｈｒｅｅ ｓｏｆｔ” ｃｏａｌ ｓｅａｍ ２ ２ ａ ６ ， ２８ － ２ ¡， ¢ （１） ： ２． ２ ｍ， ２２ ｍｍ £， Ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｖｅｒｔｉｃａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｔｏｕｒ ｍａｐ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ， ， ， ， Ｆｉｇ． ４ ｂ ４ 。 ａ ２ ２ １ ２８ － ２ “ ” ， ， ３． ８ ｍ， ３． ０ ｍ， ４． ０ ｍ， ３． ０ ｍ， ４００ ｍ， １０ ＭＰａ， １４ ＭＰａ； ６． １５ ｍ， ３． ０ ｍ， １． ８３ ｍ， ４． ６０ ｍ， ５ 。 ７． ０ ｍ， - 80 - Ｆｉｇ． ６ ６ ｂ Ａｎｃｈｏｒ ｎｅｔ ｃａｂｌｅ ｂｅｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｅｃｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ Û Ü Ý Þ ０． ８ ｍ × ０． ８ ｍ， １７． ８ ｍｍ、 ６ ｍ ， １． ６ ｍ × １． ６ ｍ， １ ２ ， ５０ ｋＮ， １００ ｋＮ。 （２） ß ß á ２６ à ， １ ５００ ， ４５０ 。 ， ６００ ， ， ， ２２ ｍｍ、 ６ ｍ， ４ ， １１０ ｋＮ， １． ６ ｍ × ２． ４ ｍ， ７ Ｆｉｇ． ８ ＭＳＫ２８３５ 。 ［１０］ ， ： ， ８ ｒｏａｄｗａｙ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｃｏｎｔｒａｓｔ ｄｉａｇｒａｍ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ， ¡¶ ·¢ £¸¹º¤¥，»¦¼§²³½¾； ¨©ª ¿«¹£¸， À ¬®Á ，¯°±¬ º， £ ，² ó« ，¶ÂÄÅ ， Á´， ¶µ¶ ·， ¸¹Â ºÆ¹º¤¥¦§。 ３ （１） »ÇÈÉÈÊË̳ ，¶Í “ ÎÌ” ËÏ® ¥ÐÑ ａ £ Ò¸¹ºÆ¹º¤¥¦§。 （２） ¼½¾¿À»¦ ２０１ ｍｍ，Á¿À»¦ ２４０ ｍｍ； ¼½¾¿À»¦ １４７． ５ ｍｍ，Á ¿À»¦ １６０ ｍｍ； ÇÂ， ¼½¾¿À² ５３． ５ ｍｍ， ²  ２６． ６％ ， Á¿À² ８０ ｍｍ， ² Ｆｉｇ． ７ ７  ３３． ３％ 。 （３） ｂ ＋ Ｇｒｏｕｔｉｎｇ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｎｅｔ ｂｅｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｅｃｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ （３） 。 ５ ０００ ｍ ， ３ ０００ ｍ ２０％ ， ， ６０％ ， ¡¢£¤¥¦§。 ，¨©ª«¬， ® ¯ ° ± ² ³ ´ µ １ １２９ ｍｍ ± ２６５ ｍｍ， ８ ２７． ３ ＭＰａ， ２８． ０ ＭＰａ； ¿Ã± ¿Ã± ¦ ２４． ７ ＭＰａ， ¿Ä ２５． ４ ＭＰａ，Ó ²³ ¿Ä » ¬Å 。 （４） ÔÕ“ ÎÌ” ËÏÌ ³ ÀÆÇÖ ，×ØÍ， ²³´µ±２６５ ｍｍ， ÙÚ ²³´µ±１ １２９ ｍｍ， ７０％ ÈÉ，µ¶ ÅÊ。 。 - 81 - （ ６１１ ） Ð６ Ñ ［５］ ° ． ［ Ｄ］ ． ． ： ［７］ ［８］ ． ［ Ｄ］ ． ： ， ［ Ｊ ］． ２３９３， ２３９８． ［９］ ［１０］ ［１１］ ［１２］ ［１３］ ［１４］ ， ， ． ［Ｊ］． ， ２０１２， ３１（２）： ３０３ －３１０． ［ Ｄ］ ． ： ， ２０１１． ¥， ， ， ． ¦§ ±， ． ¦§ ² ³ ´ ［ Ｊ］ ． ， ２０１４， ３３ ［１８］ ， ° ［Ｊ］． ， ２０１５， ３４（Ｓ２）： ４２１６ － ４２２５． ±， ¢¤¸¥ ， ． §· ［ Ｊ］ ． ３５（１０） ： １９５４ － １９６４． ， ° ±， ［２０］ «¯ ¤¸ ¥ ［ Ｊ］ ． ¦， ¬ ²¶ ， ２０１６， ¦， ． §¨¨©ª¢ ， ２０１６， ３５（ Ｓ２） ： ３４５８ － ３４７２． ¢£¤ ［Ｊ］． ， ２００６， ２５（Ｓ１）： ２９６３ －２９６８． ， ， ° ±， ． ¡¢ ９０＃ µ²¶£¤ ， ¡， ， ． ， ° ［１７］ ［１９］ ， ， ２０１１， ¥， ， ． ¬®¦§¯ ［ Ｊ］ ． （９） ： １７９１ － １７９７． ［Ｊ］． ， ２０１１， ３６（１２）： ２０３９ －２０４２． ． ， ， ２０１０， ３１ （ ８ ） ： ２３８９ － ， ， ． ２０１４， ３３（１０） ： ２１３８ － ２１４６． ［１６］ ， ． ３０（９） ： １８４８ － １８５４． ［１５］ ， ２００６． ， ［Ｊ］． ， ２００２， １７（４）： ２８ －３２． ６１１ ª«［ Ｊ］ ． ， ２０１２． ： ［６］ ±，：À － － ¬ ®， ¯． °¹©± ª«［ Ｊ］ ． º»¥¼ ， ２０１６， ２６（１） ： ２１ － ２４． ［Ｊ］． ， ２０１２， ３７（９）： １４９３ －１４９８． ¥， ， （ ， ． ¨¤© ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ ６００ ） ［ Ｄ］ ． ： ¼ ： ［１］ ［２］ ［３］ ［７］ °²． ³´ ［ Ｄ］ ． ： ［５］ ［６］ ， ２０１３： １ － １２． ¶¿·¼¸ ［８］ ¹º»． ¼½¦Àµ ［ Ｄ］ ． ¿À： ¢¼ Á ¼ ［４］ µ½¾ ， ２００６． ½¾Á Â． µ¼À¿·¼¸［ Ｄ］ ． ： µ¼½¿·¼¸［ Ｄ］ ． ： ［１０］ ， ２００６： １ － ６０． ¼ ， ２０１２： １ － ５１． ， Ä Å， ÄÆÇ． ¿·¼¸Ã“ ” È É £． ÊËÌ Î． µ¿·³È¼¸ ［ Ｊ］ ． ¼¸， ２０１４， ３３（０４） ： １１８ － １２１． Ï Ð， Ñ »¥¼ ［９ ］ ． à ÍÂ， Ç， ° ， ２０１３： ３９ － ５２． Ò． “ ” ÄµÉ ［ Ｊ］ ． º ， ２０１６， ２６（４） ： ３５８ － ３６１， ３７７． Ó ÔÕ， Ö ． ＦＬＡＣ ／ ＦＬＡＣ３Ｄ Ê × ［ Ｍ］ ． Ï ¼¸， ２０１５， ４３ （１０ ） ： ： Ò ËØ， ２０１３． Ð， Ñ Ò， ³Ç»， ． ÌÙÍ Úĵ ÎÆϽ¾¼¸［ Ｊ］ ． ５１ － ５５． ĵ［ Ｊ］ ． ２０１０，１５（６） ：４６ － ４８． “ ” ÅÆ ĵ¿·¼¸ - 82 - （ ） ２６ ６ Ｖｏｌ． ２６ Ｎｏ． ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１６ １１ Ｎｏｖ． ２０１６ １ ２ ， ， ３ （１． ， １５００２２； ２． ， １５００２２； ３． ， １５００２２） ! "： 。 ， ，， ¡、 ¢£¡¤¥¦§¨，©ª«¨¬®¡。 ¯° ³，§¨´µ¶±¬®¡·¤¸¹，º» ¶¼½¾¿ ÄÅÆÇÈɱʲËÌ。 ÍÎÏÐÑ ； #$%：； ； ÂÁà ±¤² ÀÁ、 ÒÓÔÕÖ¿×ØÙÚ。 ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１６． ０６． ００１ &'()*：ＴＤ７４５ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１６）０６－ ０５９１－ ０５ +./01：Ａ Ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｂｅｈｉｎｄ ｓｌｏｐｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｗａｔｅｒ ｉｎｒｕｓｈ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ Ｐｕ Ｗｅｎｌｏｎｇ１ ， Ｈａｏ Ｃｈｕａｎｂｏ２ ， Ｚｈａｎｇ Ｇｕｏｈｕａ３ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａ ｒｅｓｐｏｎｓｅ ｔｏ ｔｈｅ ｒａｐｉｄ ｒｅｓｃｕｉｎｇ ｔｈｅ ｐｅｏｐｌｅ ｔｒａｐｐｅｄ ｉｎ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｆｏｌｌｏｗｉｎｇ ｔｈｅ ｏｃｃｕｒｒｅｎｃｅ ｏｆ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｆｌｏｏｄｉｎｇ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ａｎ ｉｎｓｉｇｈｔ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｉｍｐａｃｔ ｏｎ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓ ｃｕｅ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｏｎ ｓｌｏｐｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｗａｔｅｒ ｉｎｒｕｓｈ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｃｏｎｓｉｓｔｓ ｏｆ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｔｈｅ ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｂｏｄｙ ｓｅｅｎ ｏｎ ｔｈｅ ｓｌｏｐｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａｓ； ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｍｅｄｉｕｍ， ｃｌａｓｓｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｂｏｄｉｅｓ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｔｈｒｅｅ ｔｙｐｅｓ： ｓｔｏｎｅ ｐｉｌｅ ｕｐ， ｔｈｅ ｃｏａｌ ｄｅｐｏｓｉｔｉｏｎ， ｈｙｂｒｉｄ ｃｏａｌ ａｎｄ ｒｏｃｋ； ｉｄｅｎｔｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｗａｙ ａｌｌ ｔｙｐｅｓ ｏｆ ｓｅｄｉｍｅｎｔｓ ａｃｃｕ ｍｕｌａｔｅ， ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｍｏｄｅｌｓ ｆｏｒ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎｓ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｏｎ ｓｌｏｐｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｒｏａｄ ｗａｙ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｔｏ ａｎａｌｙｚｅ ｔｈｅ ｐｒｅｃｉｐｉｔａｔｉｏｎ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ ｓｃｏｐｅ ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｔｈｒｅｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ； ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ｄｅｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ｆｕｎｃｔｉｏｎ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｊａｍ ａｒｅａ ｅｄｇｅ ｔｒａｃｉｎｇ ｌｉｎｅ ａｎｄ ｔｈｅ ａｎ ｇｌｅ， ｓｌｏｐｅ ｌｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｔｈｅ ｆａｕｌｔ ｓｉｚｅ ｏｆ ｓｌｏｐｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｎｄ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｔｏ ａｎ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｗａｔｅｒ ｉｎｒｕｓｈ； ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ； ｊａｍ； ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ 2345： ２０１６ － １０ － ０７ 6789： （５１３７４０９７；５１６７４１０７） :;<=>?： （１９７７ － ） ，，，，，：¡¢£、¤¥¦、§ ¨©ª«，Ｅｍａｉｌ：ｐｗｌ０４５１＠ １２６． ｃｏｍ。 - 83 - ５９２ ０ # " ! 0 ( % % ２６ 2 1 Ｆｉｇ． １ ［１ － ２］ 。 ， ， ， 、 ¡¢£¤¥ ¦§¨ £©ª«¤¥ ¬。 ® ¯ °±²， ³´µ¶ 、·、¸¹、º »¼½¬¾¿ÀÁÂÃÄÅ£ÆÇÈÉÊË， Ì Í（ Î） ÏÐÑ·、 、 ¹¬ÒÓÔ， ÕÖ×Ø ９５％ ， ， １ Ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｂｌｏｃｋ ｄｉａｇｒａｍ ÂÃÝÞÛÈ˪ÙÚ， ÙÚÔ«ó ¬À/.。 （１） ÙÚÔ¦®¯°±ÂÃ'â²³Ô， àÁ¾´é® Ûµ°¿ âÍ （ Î ） Ô，ÂÃ&¶±·¢¸¹。 ÂÃÙÚ¡ÛÜÂÃÝÞÛ， ßàá â Í（ Î） ¬ãäÁåæ® çè´µé¯Âà ´´µº»é， âÍ （ Î） Ô¼½ÂÃÄ££ÆÇÈÉÊË， ¦¾á ÝÞÛêëì»ÕÖí ÈÉÊËÌ ÙÚ。 îïð， ñ òóôõö÷ø ~/ª，¿ âÍ （ Î ） ÔÀ@® Û¿¨， ¿ Á âÍ （ Î ） ÔÂËÀÀ@® Û¿Ã。 âÍ （２） Áåæ ùúÐû １０％ ， üýþÿ~à}|Ô²{、 [ \Å]^_`[@、?|Æ>= 、< （ Î） ÔÁ Ã] `Ðû¯`;¬ ［３ － ６］ 。 }， ° ÂÃÝÞÛÙÚ Ø ÙÚ。 （３） ÙÚÔãä¿ÉÊ， ãä 。 ¶ à ， ° ÂÃÙÚ« ú 、ñÃÙÚ«、§ ¨Âæ¡¢<¥¬， ü²ÙÚ à °ÙÚ 。 :< ， ，~ ® ÝÞÂÃÙÚ/.， ÝÞÂÃÙÚ« Ã。 -， Û， Ì １ １ < ， ËÌ， ¬çËÍ ÙÚÔãä ÎÏÐ、³¸、¸Ñâ¦üÒÓÔçËÀ、 ÈÉ ãäÑ À；ÕÖ׸â Í ÙÚÔãäθâÍÔ；^ ÙÚÔãäθâ、ÍÔ ¬；ØÙ Ù ÚÔãäÎ âÚÛ； âÜ ÙÚÔãä ÎÝܪâ¹Ì ÜÞÚÛ； ¡ä¥ ÙÚ ÔãäÎ 、â（ ¸â、 Ñâ、 ßâ ） 、 ÏÐ、 à üÒ¶ÚÛÀ； ·¹³ÂËÂÃÔãä 、·、¸、¸âÍ、Ñâ¬。 <°±² ÂÃÝÞÛÙ Ú/.,+，Áó*)、 、 <¯(º。 １ ´´µ°±²， ÂÃÝÞÛêë]ì é，ÐÄÅ´ Æǵ，Á¯±ÈÉÊËÈ úÝä， ÝÞÂÃÙÚÔ¡¬´%/.。 áîóôâ㶠（１） ÂÃåæÂÙÚÔçèû]ìê ëé，ÙÚÔéà©Åê´。 （２） â´ÂÃÌ ´æÂÙÚÔÐèé。 Âà （３） Ç， ÙÚÈÉÂËÔå~ æ´é±òæìí¸¹。 ® Ô¯Ô Ì ÙÚÔàÂòòá ［７ － ８］ ， Àä － ³Ô áâ¹ÍÔ ·¬ÐÑÎÏãä ， À ä à 。 Á ® ， â Í （ Î） ¬ãäÁåæ çè´µ°±²， Á ÂÃÝÞÛÌ ¡ò¢Î~£¤¥ÊË Ô，¦Ì ÙÚ， §¨ １， ü²，ｌ ÂÃÝÞ， θ ÂÃÝÞ©，Ｈ ÂÃå。 ëûæ´ （４） ÙÚÔÁ  à ¡ î ê / Û：òàÙöÊËïê，ßàáÙÚð'Ý ÞÛÂÃ^¢ïñêë； àÁÊËÔÿé´ òóôê，¬æ´ ÙÚÔÿé´ç $ÙÚÔ&ñ。 １ ２ ÂÃÝÞÛÈÉÊËãä,+õ ，öÙÚÔ~÷ËÌ： òâÍÊËÌ； - 84 - áî ６ Ñ ÒÓÔ，Ä： · ， «¬® ，¯£ ®¤，¯°± ¥ ，² ； 。 （１） ， ， ， ＋ ， ２ａ。 ， ， 。 ， 。 ５９３ ¹¯Â ， “ ” ¯（ ） 、 （ ） ¦§¨©、 （ ） ®´¯µ¨， °±¶·¸ ¹ ®²³´µ。 ª«³²¬ ２ ¹º»， ¹¯ ´¯µ²¶ ｌ、 · θ、 ·¸ ｈ、¼´¸ Ｈ ¨。 ½¾、 ¹、¿º«¬ÀÁ±， «»´¹¯ ´¯µ。 ２ １ ａ £¼½ ´¯µ¾： （１） ｈ ＝ Ｈ Ã，¿ ÀÁÄÅÆ£ ， ¹¯， Ä， Åà Âà ｂ ÇÈɼÊ， ¿，ÉÌÌ ２ Ｐｌｕｇ ｔｙｐｅ ｏｆ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ Ͳ Ｆｉｇ． ２ ÊË̶¯ Í。 ίµ ： ¸¡Ï， ３ａ。 ｃ ÆË¿ÇÈ ａ （２） ＋ ， ２ｂ。 。 ， ， ， ， ， ， ¡¢ ３ ， ＋ ＋ ， ２ｃ。 £ Ｆｉｇ． ３ ， ¤¢¥¦§¨， © ， © ， ， ª¡ 、 ¢， ， 。 ｈ＜Ｈ ， 。 （３） ｂ ， ， ， ， ｈ＝Ｈ ｃ ｈ＞Ｈ Ｐｈｇｓｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓ ｔｉｏｎ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｃａｓｅｓ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａｓ （２） ｈ ＜ Ｈ Ã，¿ ÀÁÄÅÆ£ ， ¹¯， ΢ÏÍ， Åà ÀÁÄÅÆ£ÐÐÑ， - 85 - Ä ¿¯Í ５９４ ä å æ ç Ö º Ｓ＝ ， 。 ： ， ３ｂ。 ， （３） ｈ ＞ Ｈ ， ， ， ， 。 ： ３ｃ。 ２ ２ ， ， ， ° é ２６ ê è ２ π·Ｒ ·（１８０ － ２ θ） ｌ － （ Ｒ － Ｈ） ， ３６０ ２ Ｌ＝ ２Ｓ － ｌ·Ｈ ＋ ｌ， Ｒ （２） （３） )¨：Ｓ——— £ ´ ； Ｌ———£ 。 )（１） µ（２） *¬) （３） ， «£ ，¶)（３） ª， · ｌ、® θ µ Ｈ ©。 ®µ ¢， ¸ ¹º，£ ¹º。 ， ， ° ， ３ »¼½¾， ¡¢ ， £¢¤¢。 ¥¦ ¢， §¨，¢ ， ¢© ª¢«¬®。 ÂÃÄÅÆ Ä¯ «¬、 °、Çȱ。 »¼ ° ，¯±¡²¢。 £ ¯ ｈ ＝ Ｈ ¤³!¥， ４ａ， ¯ ¨"#¦§$¢ ， %&¢ £ ° ４ｂ。 ¿À ，Á ÉÊ， +,² ¥³-´ Ë´： （１） . / ¥¦ÌÍ µ， ¹µÐºÑ§» ¶Î·¸，0»Ï ´，¶Î12»Ï¼Ò· Í¢©¼，²¢，34 Ä¢½， ¯5» ¾Ó¿À6。 Ë （２） /¥¦§¡Ì ， ¢ 、 ¹、 Æ ¢²¢， ¢ Ë)、 ÁÂ、ÔÕË)Æ 6¿ÀÖÃ0 ，¿ °µÄÅ ａ ×ÀÆ Ø¿ÀÙ 6。 （３） » ØÚÓÙ1Û， ܳ:&ÉÂ、1;Ý<、Æ ÊË¢ ，½ÄÅ ½¾ Ｆｉｇ． ４ »Ï ÉÊ， Û »Ï¼¾ ¿À ，1ÇÈÐ7ª8Û9Ì， ４ § ｂ ，¿ »ÏÛ ·Ì ½Í。 Ｃｈａｎｇｅ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ａｒｅａ ４ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ °¨©ª'， («£ ，©)： Ｒ＝ ｌ ， ２·ｃｏｓ θ （１） ÎÁÂÈÏÐ， ¯ （１） ÍÞ¼ÑÒ¢ß （ à ） ； Ó¥²Ô； Õ － Ö¨， Õ ¨áâã - 86 - ¹¨©。 Ë６ Ì ½¾º，¢：¯° （２） ， ； ； ， ； 。 （３） ： ［２］ ， ； ， ， ； 、。 ２００７（２７） ： ６２． ， ¼ ， ½¾º． °±² ［４］ ， ¼ ， ［５］ ， ¶， ， ¶， ， ¢． ¯Å£±²Æ´ « ¼ ， ¢． ţǷÈÉ¸Ê - 87 - ¼ ， ¢． ţǷÈÉ¸Ê ´¹ ¥º［Ｊ］． ÁºÂ»µ¡¥¥Ä， ２０１６， ２６（４）： ３５１ － ３５７． ， ±² À ２５５， ２６１． ［６］ ［８］ ±²¦³§´¨© £ ´¹［ Ｊ］ ． ÁºÂ»µ¡¥¥Ä， ２０１６， ２６（３） ： ２５１ － £§©、 ª¡¢。 ，¥ ¬µ［Ｊ］． ÁºÂ»µ¥Ã¥Ä， ２０１２， ２２（６）： ５４９ －５５２． »， ， ³¿ ´［Ｊ］． ÁºÂ»µ¥Ã¥Ä， ２０１３， ２３（１）： １ － ５． ［７］ ±² µ¬«¬ ¯ ［ Ｊ］ ． » µ ， º． ¯ £ ¤。 ¥ ， ¦ £§¨ ， （５） £«¬¤®¯° ±²µ¬«¬［ Ｊ］ ． ¥·， ． ¯ ¸¹， ２００５（４） ： ６２ － ６４． ［３］ （４） ， ¡、 ¢ ５９５ ¤ ª©«µ¬¶®。 ［１］ ， 、。 ， ¢． ¹ ¯¼ ¡¢«¬ ［ Ｊ］ ． À¯µ¬， ２００８（５） ： ２２ － ２４． ， ， ¢． ·°±É¸½¤ ¾¿«¬［ Ｊ］ ． ¥©¸¹¥Ä， ２０１２， ３１（１） ： １８ － ２６． （ ） ２７ １ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １ １ ， Ｊａｎ． ２０１７ ２ ， （１． １ ， ３ ， １ ， １５００２２； ２． １５００２２； ３． ， １５００２２） ， ! 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88 - ２ ０ & % $ # " ! ! ２７ 1 0 ô ½¾¿À ¨îÜ>¿À。 çÏ¡ïðñò¼©í½¾\]Í ¨©，©`@ªþ½¾«õ¬、\] ， ［１ － ２］ 。 ， １０％ ， ， 、¡¢、£¤¥ ¢¦§、¨©ª¢«¬®¯°±²³´ ［３ － ４］ ¬µ¶·¸ 。 ¹º»，¼©½¾¿ÀÁ ÂÃÄÅÆ ÇÈÉÊ、Ë、³ÌÍÎ。 ÏÐÑÒÓÔÕÖ×， ØÙÚ Ûܼ©ÝÞßàáâãä åæ。 ç Ï輩， éê븼©½¾ \]õ¬，´\]®¯èõ¬。 １ １ ¡ïðñò ì°±¢²)³´´µ¶· ^¸， ¡?¹ñº»¼´±½¾¿À_ ［５ － ７］ 。 ¡ïðñò½¾ ñº»¼ ÁÂì ［８ － １０］ ， ¡ïðñò ´ä，Ã÷(ÄÅÆÇÈ É¼©-,½¾ø¬，Ϻ±¼©¡?Ê' Ëè，¼©<º¾Ì、ÍÎ ø、¼©Ï)， éÐà÷ÑøÕ¬Ù±_ ÒÓ^ÔÕÖ，× １ Ø·Ù，× １ º»。 ¿Àìí î¡ïðñò， óôõö ÷ø ùú、û¾ùü， ýÏÒÓþÕÚܼ© ÝÞßÿ~}|{¬， [Ͻ¾\] ÉÊËì^_¨© 。 ， _äÒÓ`@ ¨©ÍÏ\ Ý Ｆｉｇ． １ ç½¾\]¨© ， çϽ¾\]Í ¨©¨©>=±¡?åæÍÎÅ./， Ï ä ÉÊ、ËÒÓ 。 １ ÍÆ./。 ¹， ¡ïðñò¼©í½¾¿Àß ¡ä １ ¢:è ，/Ü， ÍÖ×\]\ ^;。 ~åæϳ½¾¿ À\]ÝÞÌ， ¢Ï³|{ ¾ ¼©¿À，¿Àºä }： } ¿À>=¼©-,½¾ ø，~¿ÀîÜ>¿À； ¿À òè，Ï ]¡?>=<´åæ¡?^ ;。 Ͻ¾\]ͨ©åæÏ >=，¡?^; Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｆａｕｌｔ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｚｏｎｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃａｖｉｎｇ ａｒｅａ ¹¬，Ã¶Ú “ Û ” Ü- ［１１］ Þ，ÒÓ^½¾«ßà ，á ÒÓ^â'ãäåæ ａ Ý ａ ＝ λ·ｂ ＝ （ａ０ ＋ ａ１ ） ２ ＋ 槡 ÒÓ^ç'ãäèæ ｂ ｂ＝ （ ａ０ ＋ ａ１ ） ２ 槡 λ ２ ＋ ( ( ２ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２ａ － λ２ ·Ｈ２ ２ ， ２Ｈ·λ （１） ) ２ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ２ ， ２Ｈ·λ ) （２） } ìö¡]\]·¢_，~¿Àî ¿À。 ¿À£ 󼩡 ]¿À，´Ï Á+*óôè，Ïóô ö>=¼©\]¿À。 ¢¤，Ü >¿À ¼©¿Àí½¾ø;¥，Ϩ© ÍÖ×，ܼ©-,¦³û¾ù； ¼©¿ Àí§øÕ;¥，Ϩ©ÍÖ×，ܼ ©-,¦³û¾ù。 ç¡ïðñò¼©í¢¤， ¸：λ ———¼©â¡?Ð'<Ê' Æé； ａ０ 、Ｈ———êäܼ©¡?Äë^ãå ±èæ； ａ１ ———¼©èæì-Éíø¢îï åæ。 ( ａ１ ＝ Ｈ·ｃｔｇ θ ＝ Ｈ·ｃｔｇ ４５° ＋ ， ２ ) （３） ¸：φ———¡ïðñòÉñº»¼´Éðñò。 ，ºó®Ü¼©<¾Ìéèæ Ｈｍ ä： - 89 - Â１ Ｈｍ ＝ ÃÄÅ，Æ： （ ａ０ ＋ ａ１ ） ２ 槡 λ ２ ＋ ( １． ２． ２ ２ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ２ ２Ｈ·λ２ ) ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ 。 ２·Ｈ·λ２ （４） ， （ ´¿µ¶［１１］ ，· À¸Á¹ º， »§ ３ａ ３ｂ， º Ｈ ｗｍ ¼¯½： Ｈ ｗｍ ＝ ） 、 ， 。 ， （ ａ０ ＋ ａ１ ） ２ ２ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ２ ＋ ２ ２Ｈ·λ２ λ ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ＋ Ｈ。 （５） ２·Ｈ·λ２ 槡 ＋ ( ) ， ， ， ３ ¢µÇÈ 。 １ ２ PQRSPQIJ ¡¢，£， ¤¥， ¡¦§ ¡；，¤ ¨©ª«， ¬¤ ®。 ａ １． ２． １ ¯ ２ °，±， ² ， ³ «¡´，¡¢“ £” µ， £¤¥¦§， ¶ ·，¨©ª§¨©，¸¹ ®¨ ［１１］ 。 «º，¬»¼ ®¯，«°¯ １ °。 © ｂ '２ Ｆｉｇ． ２ @ABCDKLTEF Ｒｏｏｆ ｃａｖｉｎｇ ｏｆ ｆａｕｌｔ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｚｏｎｅ ｒｏａｄｗａｙ U１ PQR&VWXRYZ[\ Ｔａｂｌｅ １ Ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎ ｏｆ ｅａｃｈ ｂｌｏｃｋ ｏｆ ｐｉｌｅ ±² ／ ｍｍ １ ≤５０ Ｆｉｇ． ５ °³½¾ ／ ％ '３ ｃ F]PQRPQ^_`a Ｓｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｃａｖｉｎｇ ｐｉｌｅ ａｂｏｕｔ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ｂｏｄｙ １５ ２ ５０ ～ １００ ２０ ３ ４ １００ ～ ２００ ２００ ～ ３００ ３０ ５ ≥３００ １５ ２０ · ³ÀÁ¹ º，¾»§ ３ａ ３ｃ， º Ｈ ｂｍＱ１Ｑ２ ² Ｈ ｂｍＱ１Ｑ２ ＝ ｙ Ｑ２ ＋ Ｈ ＋ - 90 - ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ， （６） ２·Ｈ·λ２ ４ ¬ ® ¯ ° ± ² ³ ³ Ｈ ｂｍＱ３ µ ２７ ¶ ´ ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ＋ ｘＱ２ ·ｔａｎ θ０ ， ＨｂｍＱ３ ＝ ｙＱ２ ＋ Ｈ ＋ ２·Ｈ·λ２ （７） （６） （７） ， θ０ ，ｘ Ｑ２ 、ｙ Ｑ２ ｋ（π·ａ·ｂ －２ａ０ ·Ｈ － Ｓ１ ） ＝ π·ａ·ｂ － Ｓ１ － （Ｓｓ － Ｓ２ ）， ｘ２Ｑ２ ａ ２ ＋ ｙ２Ｑ２ ｂ ２ } ＝ １， ａ０ ａ·ｂ·ａ０ ·ｈ００ － ； ：Ｓ１ ＝ ａ·ｂ·ａｒｃｔａｎ ｈｏ０ ａ２０ ＋ ｈ２ＯＤ ａ （８） ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ｈｏＤ ＝ Ｈ ＋ ； ２·Ｈ·λ２ Ｓ ｓ ＝ ａ·ｂ·ａｒｃｔａｎ Ｓ２ ＝ ｘ Ｑ２ ｙ Ｑ２ － ａ·ｂ·ｘ Ｑ２ ·ｙ Ｑ２ ｘ２Ｑ２ ＋ ｙ２Ｑ２ ， ｙ Ｑ２ ｘ Ｑ２ ； ， ｘ Ｑ２ ｙ Ｑ２ 。 １ ３ Ｆｉｇ． ４ ａｒｃｓｉｎ ， 。 ， 。 γ·ｂ ·［ ｘ Ｑ４ · ａ２ － ｘ２Ｑ４ ＋ ａ２ · 槡 ２ａ ｘ Ｑ４ ａ ｘ Ｑ２ ａ － （ ｘ Ｑ２ · ） ］ ＋ γ·［ ｘＱ ｂ ａ·ｂ ·ａｒｃｓｉｎ ２ － ＲｘＱ２ ＝ γ·（ ·ｘ Ｑ２ · ａ２ － ｘ２Ｑ２ ＋ 槡 ２ ａ ２ａ ｘ Ｑ４ ＝ ¥¦ ｘ Ｑ２ ＝ ａ ｂ 槡 [ ( ｂ２ － ｈ － Ｈ ＋ ) ２ａ０ ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ Ｈ２ ２Ｈλ２ ２ ｔａｎ θ０ ２ （ ｘ Ｑ４ － ｘ２Ｑ２ ） － ２ ａ · ｂ２ － ｙ２Ｑ４ 。 ｂ 槡 （９） （１０） ， ¥¦§¡¨©（ ２ )] 。 ２ （２） （ ¡ ３ｃ ¡ ４ｂ） ，¢£¤ ｈ Ｑ４ ¥¦： Ｒ ｘ·Ｑ４ ＝ Ｆ Ｑ３Ｑ２Ｑ４Ｑ５ ·ｔａｎ θ０ ， ２ ª ）、 ¢、 «£¤¥ 、 ， ¦¬¢£¤¢。 ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ； ：ｙ Ｑ２ ＝ ｈ － Ｈ ＋ ２·Ｈ·λ２ ( ２ ２·ａ０ ·ａ１ ＋ ａ２１ － λ２ ·Ｈ２ ， ２·Ｈ·λ２ ｙ Ｑ４ ＝ ｈ － Ｈ － （９） ２ （８） ； （ ¡ ３ｂ ¡ ４ａ） ，¢£¤ ｈ Ｑ２ ｔａｎ θ０ ·ｘ２Ｑ２ ） ·ｔａｎ θ０ ， ｙ Ｑ２ ·ｘ Ｑ２ － ２ 槡ａ － ｘ Ｑ ＋ ａ · ｘＱ４ ·ｔａｎ θ０ ·（ｘＱ４ － ｘＱ２ ） － ｙＱ４ ·（ｘＱ４ － ｘＱ２ ）］ ，ｘ Ｑ２ 、ｙ Ｑ２ （１） Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｆｏｒｃｅ ａｔ ｂｏｒｄｅｒ ａｒｃｓｉｎ ， ， ４ ｙ Ｑ４ ） 」 ＋ ｂ Ｆ Ｑ３Ｑ２Ｑ４Ｑ５ ＝ γ·ｘ Ｑ２ ·? （ ｘ Ｑ２ － ｘ Ｑ４ ） ·ｔａｎ θ０ ＋ （ ｙ Ｑ２ － ［１２］ ， １ ·２ｘ Ｑ２ ·ｘ Ｑ２ ·ｔａｎ θ０ ＝ ｘ２Ｑ２ ·ｔａｎ θ０ 。 ２ ， （８） ｘ Ｑ２ ｙ Ｑ２ 。 （１０） ®¯ ： § ， ¨ © ª ° ± ² ³ ´ （１） ¸， - 91 - ， µ¤¥¦¶· «， Ó１ Ô ÕÖ×，： ， ， ， 。 ， 。 （２） ， １． ３ ， 。 ， ， 。 （３） ， ， 、 。 （４） ，¡ ¢ ， £ ¨©ª §¸´µ¶¹： ， ， ， ， ３ ， ５ ¨©ªÏ¬ Ê ¨©ª ， ， º ¹ ；·¨©ª ¨©ª¹ »， ¸ ¤ ¼°。 ½¶º¾»¿¡ª ¸ ， ÀÁ¼ ¬½，µ¾ ， ¼ à ¿。 ¨©ª Ä À， Áš§¸， ¨ ６ ³ £、 £ 、 ££。 ¤ ¤¥。 ¦ §¨©ª « ¬，¡® ，¯° ， ： ±， ² λ ＝ １ ／ ２，³² ｋ ＝ １． ３， ， Ｈ ＝ ２． ２ ｍ， ２ａ０ ＝ ３． ６ ｍ， ´³µ ¡ ¢£ ３０°。 ¤（３） ¶ ａ１ ＝ １． ２７ ｍ， ¤ （２） （１） ¶ ｂ ＝ ７． ６３ ｍ，ａ ＝ ３． ８２ ｍ。 Ｆｉｇ． ６ ´³µ©ª «¥ ２５ ｋＮ ／ ｍ ，¬® ３ ³²，¯ «¥ １９． ２３２ ５ ｋＮ ／ ｍ 。 ３ ¨ ５ｂ ³。 ３． ６ ｍ（ ） 、 ¥¦ ３． ８２ ｍ、 § ¥¦ ７． ６３ ｍ ，·¨ ５ａ。 ，°¶ ±² ６ ｂ Ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｒｅｓｃｕｅ ｃｈａｎｎｅｌ ｐｏｓｉｔｉｏｎ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ÅÆ ， Ç ＡＮＳＹＳ ¡¨©ª È É Ã Ä Ê 。 Ê ， ¨©ª¬Ç¾¥Å ， ¾ １ ｍ， £Å¥ ０． ５ ｍ， ª １ ｍ。 ¡¨ ７ｂ、ｃ ¶§ ， ¨©ª Ƽ ¡ µ ¾ ´ Ç È ， Ë Ì É Í ０． ５ ｍ 。 ª Ê ， ° ¶ ¹ ¨©ª§¸ ¨ ， ¨ ７ ³ 。 ａ ｂ ５ Ｆｉｇ． ５ Ｐｉｌｅ ｍｏｄｅｌ ¬®¨ ７ «¨ ５ｂ，¨©ª« ¡¾ ， Ψ©ª§¸ （ ¨ ７ｃ、ｄ） ，¨©ª¡ ÏÊÐ Ñ， ˳ÒÌ ª Ñ， ;Î；Ψ©ª§¸ £ （ ¨ ７ａ、ｂ） ，̨©ª¡ ÏÊÐ Ì¡， Ë³Ò - 92 - ６ ´ µ ¶ · ， 。 ａ ¸ ¹ º º ¼ ２７ ½ » ， ， 。 ， ： ， ５ｂ， ， ８ａ 。 ， ， ８ｂ ，。 ， ， ｂ ， ¢， ¡ ， ８ｃ ， £ 。 ， ８ｄ ， （ ０． ５ ｍ） 。 ｃ （ ０． ５ ｍ） ７ Ｆｉｇ． ７ ｄ ８ Ｆｉｇ． ８ Ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｍａｐ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ７ｂ ９ａ ｂ、 ， ９ 。 ９ｃ ｄ ¢ ， ，¬ ， ９ａ ｃ ¢ ９ｂ ｄ ， £，®¤ ¥， ｃｈａｎｎｅｌ ， ¥ ¦§¨© ª，« ¡ 。 Ｓｅｖｅｒａｌ ａｌｔｅｒｎａｔｉｖｅ ｃｒｏｓｓｓｅｃｔｉｏｎａｌ ｓｈａｐｅ ｏｆ ， ¤ ＡＮＳＹＳ ｐｏｓｉｔｉｏｎ ， ， ６ ４ ， ， ¯°¦ ±¡， ² ³。 - 93 - Ù１ Ú »¼½，¡： ａ ７ ÄÛ ， ， 。 （２） ， ， 。 （３） ， ， ¢£。 ¡ （４） ¤¥¦， §¨ ©ª «¬®¯ °， ±²³´µ¶ ·¸¹ 。 º ｂ ｃ Ｆｉｇ． ９ ［２］ ， ［３］ ， »¼½， ［９］ ［１１］ （１） ， ， 、、 ， 。 ［１２］ ， ¥ ¦Ç［Ｊ］． ¾¿À·ÁÂÃ， ２０１２， ２２（６）： ５４９ － ５５２． »¼½， ， ， ¡． ［ Ｊ］ ． ¾¿À·ÁÈÃ， ２０１４， ２４（１） ： ６ － １０． ｅｎｔ ｃｒｏｓｓｓｅｃｔｉｏｎａｌ ｓｈａｐｅ ， ¡． ÅƧ¨ ［６］ ［８］ Ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｍａｐ ｏｆ ｃｈａｎｎｅｌ ｒｏｃｋ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒ ， ¡． Ĩ ． ¡É［ Ｄ］ ． ： ［７］ ｄ ， °［ Ｊ］ ． ÅÃ， ２０１６， ４１（１） ： １４４ － １５０． ［５］ ［１０］ ５ ， »¼½， ， ¡． ¨ ¥¦［ Ｊ］ ． ¾¿À·ÁÂÃ， ２０１３， ２３（１） ： ２８ － ３３． ［４］ ９ ： ［１］ ¼È（ ½） ， ２０１１． ， ， ． ÊËÌÍ¢£¡¢¤£¥ ¤¥¦［ Ｊ］ ． ÅÃ， ２００９， ３４（１２） ： １５９４ － １５９８． ¥ ½， ［ Ｊ］ ． ， ， ¡． ¦ÄÎÏ Ð， ２０１４， ２１（４） ： ４０９ － ４１２． ¦§¨． ÉÌÍ ª， １９９０（２） ： ５５ － ５７． «¬Ñ． ¨ Ω £［ Ｊ］ ． Æ©§ É ［ Ｊ］ ． ¼ÆÒÈÃ， １９７８（１） ： ５１ － ５８． ®¯Ó， °ª ， Ô ±． Õ Ä²ÖÉ ＦＥＭ ＴＢＭ ³ § Ó«¬［Ｊ］． ÅÃ， ２０１５， ４０（６）： １２７０ － １２７５． ， ， »¼½， ¡． §¨×® ［Ｊ］． ¾¿À·ÁÈÃ， ２０１６， ２６（３）： ２５１ － ２５５． ， ， »¼½， ¡． §¨×® Ø［Ｊ］． ¾¿À·ÁÈÃ， ２０１６， ２６（４）： ３５１ － ３５７． - 94 - （ ） ２７ １ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １ Ｊａｎ． ２０１７ １ ２ ， ， （１． ， ３ １５００２２； ２． ， ３． ， １５００２２） １５００２２； "： ， ， 。 ， ¡¢£¤¥¦§¨、¡¢©ª«¬®¯°±²³´µ¶·，¸¹¡¢ ! ¦º§¨»¼½，¾¿¡¢©ª«ÀÁÂÁÃÄÅ¢ÆDz³º»¼½，È ÉÊ¡¢ËÌÍÎÏËźÐ。 ÑÒÓÔÕÖ×ØÙÖÚ£ÛÜ ÝÞ。 ； ； à #$%：ß； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０１． ００６ &'()*：ＴＤ７４５ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０１－ ００２６－ ０５ +./01：Ａ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｏｆ ｃｌｏｇｇｉｎｇ ｄｅｐｏｓｉｔ ｉｎ ｍｉｎｅ ｆｌｏｏｄ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｐｏｉｎｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ Ｐｕ Ｗｅｎｌｏｎｇ１ ， Ｈａｏ Ｃｈｕａｎｂｏ２ ， Ｚｈａｎｇ Ｇｕｏｈｕａ３ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２，Ｃｈｉｎａ； ２． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２，Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２，Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｂａｓｅｄ ｏｎ ａｎ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｉｍｐｏｒｔａｎｔ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｎ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ ｄｕｅ ｔｏ ａ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｗａｔｅｒ ｉｎｒｕｓｈ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ． Ｔｈｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｃｏｎ ｓｉｓｔｓ ｏｆ ｉｎｔｒｏｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａｓ； ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｍｏｄｅｌｓ ｏｎ ａ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｉｎ ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ； ｄｅｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｏｒｍｕｌａ ｆｏｒ ｔｈｅ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｆｏｕｎｄ ｉｎ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ｂｏｄｙ ａｎｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ， ａｎｄ ｆｏｒｃｅ ａｃｔｉｎｇ ａｔ ａｎｙ ｐｏｉｎｔ ｉｎ ｔｈｅ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ｂｏｄｙ， ａｃｃｏｒｄｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｇｅｏｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｓｌｏｐｅ ｓｌｉｄｉｎｇ ｃｏｒｒｅｌａｔｉｏｎ ｔｈｅｏｒｙ； ｍａｐｐｉｎｇ ｔｈｅ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｆｏｒｃｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅ ｏｎ ｔｈｅ ｓｉｄｅ ｏｆ ｔｈｅ ｄｅｐｏｓｉｔ ａｎｄ ｄｉｓｔｒｉｂｕ ｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅ ｉｎ ａｎｙ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｒａｎｓｖｅｒｓｅ ａｎｄ ｌｏｎｇｉｔｕｄｉｎａｌ ｐｒｏｆｉｌｅ ｂｌｏｃｋ ｉｎ ｄｅｐｏｓｉｔｓ； ａｎｄ ｄｅｓｃｒｉｂｉｎｇ ｔｈｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｍｏｖｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｃｋ ｄｅｐｏｓｉｔ ｗｉｔｈｉｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ａｒｅａ． Ｔｈｉｓ ｓｔｕｄｙ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｎｄ ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｆｏｒ ａｎ ｉｍｐｒｏｖｅｍｅｎｔ ｉｎ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｍｉｎｅ ｆｌｏｏｄ； ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ； ｊａｍ； ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ 2345： ２０１６ － １２ － ０９ 6789： （５１３７４０９７； ５１６７４１０７） :;<=>?： （１９７７ － ） ，，，，，：¡¢£¤¥¦、§¨©、ª «¬®¯，Ｅｍａｉｌ：ｐｗｌ０４５１＠ １２６． ｃｏｍ。 - 95 - １ 1 ０ 2+3，ã：¡¢ ２７ Ç;:/. ， »¾ » － º½Ç ¥¾¿À÷§"ÁǼ ， º¾ ¤。 Ë，" ÃÄ ［７ － ８］ ºÇá»Ç¼ ， ［１ － ３］ 。 ， ， 。 ëìÈ， ¡¢^ ųÆÀÄÇ ÈÉÇ， ^ 。 Çʴ˱¾ /Ì：ÇÍ\Î #"ÏÇ，Ö¤ ³;ª«±ÄÐë "ÁÇ， ! ¡¢， £¤¥¦ ¡¢¡§¨©ª«¬。 ®¯°， ± ѦÆÒÓ；;ÔÕª«，" í ， ¥¦Ä}/ ² . ，Ö ÊÑ、ÒÆÓÔÕÖ×Ø、ÙÚÛܨÝÐ·Þ ［４ － ６］ 。 ¾¿ßàáÐÙâ㬠îÅ，"ÜÝ、÷ÖÙ。 ¡¢ ýÒÓÞ#) ¡¢Ý Ｌ、 ¡¢ ³´µ¶·¸¹º»¼½¾¿ １０％ ， À Á ÃĤÅÆÇÈÉ、 ÊĘ̈ÍÎÏÐ äåæ½çè，±éêÙÚëìÈ，í "×Ñ\ÎÖØ，ÖÙ"Ú× ÑÖÛ\Î； ¡¢ Ç¥¦Ä} ß θ、 ［１０］ î ïðÙÚ¤¿ñòóº»ôõöÙ ÚÌ÷，£ø¤éêÙÚùúÈ，ûüò¿ ¡¢ ｈ、 ¡¢ ，àá １。 ýþÿíî ïðÙÚª ~} æ|{îÅ。 [， î\ ] éêÙÚÛþ_ «º`]@Ï， ¾? ª>º»=、< 、 ª> ， Ö ^ ù。 ¡¢ ]éêÙÚÐ ，ÂË， ÇÇ;:/.ïð-,， ¡¢ ÇéêÙÚÛ ]。 ³ ［７ － ９］ |{È： ³¤ @ïëì Èò¿ *Ð； ¤ -, «ëìÈ´ÃÐ； ¤) 、ã ;Ë 。 À-,( ，¤Ë {， Ù Ú，-,=È。 Å， ¡ ¡ ÙÚÛ-,， ¤¥¦ '&¢£^ :§、 `ì%¨º »、ÙÚº»à©ª²«。 $¦， ¬§ ®ùéêÙÚëìÈ ， ±¡¢ Ç;:/.-,，財¢ Ç· ¯° ·´ª«µ， ä´ ¡¢ §'&、¢£、 Ç)³# ２ Ｄｉｓａｓｔｅｒ ａｒｅａ ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｂｌｏｃｋ ｄｉａ ｇｒａｍ Ǥ ˦ Ë， âã¡¢ Ç ]éêÙÚÛ， ²Æ ]、 ]\Î、 ] Í^Ò)ÜÝ。 '&、¢£、 ][¤ä å˱毰：³¤¡¢ ÍÇ)³ ª«;Ê´/； ¤ÇÇ ·ª«;Ê´çè； ¤Ç¾¿é # ÇÐ /。 ２ １ Ç;:ì， Ëá ２ ¬ í。 ìîïðñ： êë¡¢ （１） ÷ ÿ¯°òó，ô« “ ÉÀ ª õÇö ” øù， «í ÉÀÇúûüö÷Ä Çîã ;， };。 ýþª«ÉÀÇÿ~ä （２） ÇéêÛ ] ¤ $ ¦ é ê | @?¾°， û Ç > Î Ò Ó ± » 。 ^ Ｆｉｇ． １ １ ，Å，Ç;:ì¾{[À\ª«。 （３） Ç]ç^^ ç_;` éêÙÚ¶·á%¨¸。 １ ¤Ë ô， ¬ ëìÈ´ -,+。 ÍÜÝ)^Ò È³¹¥ - 96 - （４） Ǥ=< ; 0 © ª « ± ^ ２８ ¦ § ¨ © ª « ， ； ， ¯ ２７ ° ® （１） ：ａ ＝ Ｂ ／ ２； ｂ ＝ Ｈ ／ ２； Ｂ———； Ｈ———。 Ｑ２ （ ｘ Ｑ２ ，ｙ Ｑ２ ） ， Ｑ２ Ｈ１ ，¡ Ｑ２ ¢ ｙ Ｑ２ ｙ Ｑ２ ＝ Ｈ１ － Ｈ ｏＤ ＝ Ｈ１ － （２） £¤ Ｃｈａｎｇｉｎｇ ｓｌｏｐｅ ｒｏａｄｗａｙ ｃｏｎｇｅｓｔｉｏｎ ｐｒｏｆｉｌｅ ２ ，， Ｒ ｘ ＭＱ３ Ｑ２ ¨© ¦ Ｑ３ Ｑ２ ¡ ª¢ 。 ££ Ｏ « Ｏ１ ， ¡£ ， ３ 。 ， ¬® ： （ ａ － ｘ′ ） ＋ [ ｂ － （ ｙ′ ＋ ｙ Ｑ２ ） ２ ] － ２ ２ ２ 槡（ ａ － ｘ′ ） ＋ [ ｂ － （ ｙ′ ＋ ｙ Ｑ ） ] ＝ ０， （４） ２ ２ ２ ２ （３） £¤（４） ， Ｆｉｇ． ３ ２ ２ '３ ２ ¯° ｙ′， ｓ， ： µ，ＭＱ３ Ｑ２ ¨© ¥ ∫ [ ｓ － （ － ｔａｎ θ·（ｘ′ － ｘ ） ] ， ＦＭＱ３Ｑ２ ＝ γ· ， ， 。 ， ´ （６） ｆ（ ｘ′） ＝ － ｔａｎ θ·（ ｘ′ － ｘ Ｑ２ ） ， [\]^WX （５） ｆ（ ｘ′） ＝ ｙ′ ＝ ｓ 。 ³¤，¬® Ｒｅｃｔａｎｇｕｌａｒ ｂｌｏｃｋ ａｒｅａ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒｔ ２ ，±² ¬ FGARSTUVWXYZ ２ ｙ′ ＝ ｓ ， （３） θ，¡ Ｑ２ ，§ ， 。 （２） ｘ Ｑ２ ＝ ｗ 。 BCDEFGPQ Ｆｉｇ． ２ Ｈ ， ２ ¥ Ｑ２ ¦ （１） ， ｘ Ｑ２ ， ｗ， '２ ： （ａ２ － ｘ２ ） ＋ （ｂ２ － ｙ２ ） － 槡（ａ２ － ｘ２ ） ２ ＋ （ｂ２ － ｙ２ ） ２ ＝ ０， ¬ ， 。 ¬ ４ ， ， （７） ｘＱ ２ Ｑ２ ０ （８） ４ ¨© Ｑ３ Ｑ２ ５。 ¶· ， 。 Ｆｉｇ． ５ Ｆｉｇ． ４ '４ '５ FGabc]^WX Ｂｌｏｃｋ ｂｏｄｙ ｂｏｕｎｄａｒｙ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒｔ FG_`abc]^WXYZ Ｂｌｏｃｋ ｄｅｐｏｓｉｔ ｂｏｕｎｄａｒｙ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｃｈａｒｔ - 97 - Ｒ ｘ Ｑ３ Ｑ２ ¡ ª¢ ¥１ ¦ §¨©， ：ª«¢ ， θ ， ５ Ｑ３ Ｑ２ ， ： Ｒ ｘ ·ｃｏｓ θ ＝ Ｆ ＭＱ３Ｑ２ ·ｓｉｎ θ， ｙ Ｐ１ ＝ Ｔ ， ｈ Ｐ ， ： ， Ｐ Ｒ ｘ （８） 、（３） （５） ， 、 、 ｙＰ ＝ ｈＰ － Ｈ１ Ｑ２ ， 、 。 ， ， ６ａ ， ， ６ｂ 。 ( （１２） ) Ｆ ｙ （ ⅠⅠ ） Ｆ ｘ £ ¡§。 ， （ ⅡⅡ ） ， ¨¢© Ｈ 。 ２ Ｆ Ｐ ＝ γ· Ｔ － ｈ Ｐ ＋ ¥ （１１） Ｈ ， ２ （１２） （１１） ，£¤ Ｆ Ｐ ＝ γ·（ ｙ Ｐ１ － ｙ Ｐ ） ＝ γ·（ Ｔ － ｙ Ｐ ） 。 ， （１０） Ｐ （９） ： （８） 、（３） （５） ｆ（ Ｆ ＭＱ３Ｑ２ ） ＝ ｆ（ γ，θ，Ｈ１ ，Ｈ，Ｂ） 。 ¢： ＦＰ Ｒ ｘ ＝ Ｆ ＭＱ３Ｑ２ ·ｔａｎ θ０ ， ２９ ¬®¯ ¦¡§， ， ， ８。 ¦ ａ Ｆｉｇ． ７ ７ Ｂｌｏｃｋ ｉｎｔｅｒａｔｏｍｉｃ ｆｏｒｃｅｓ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ Ｆｉｇ． ６ ２ ３ ６ ｂ Ｂｌｏｃｋ ｄｅｐｏｓｉｔ ｂｏｕｎｄａｒｙ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ８ Ｆｉｇ． ８ ， Ｐ， ７。 （ ｘ Ｐ ，ｙ Ｐ ） ， ， Ｐ Ｐ１ ｙ Ｐ１ （１） ¡ ｙ Ｐ１ 。 （ａ２ － ｘ２Ｐ ） ＋ （ｂ２ － ｙ２ ） － （ａ２ － ｘ２Ｐ ） ２ ＋ （ｂ２ － ｙ２ｐ１ ） ２ ＝ ０。 槡 Ｂｌｏｃｋ ｂｅｔｗｅｅｎ ｌｏｎｇｉｔｕｄｉｎａｌ ｆｏｒｃｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ８ ¥ ，， ¨ ， ， - 98 - ª ª¡« ¤¬®， ¯¤ ； ３０ Î Æ Ã ， ， ３ Ï ， ， ；， ， ２ ４ 。 ， ， ９。 ＭＧ１ Ｑ１ Ｑ３ Ｑ１ Ｑ３ ， Ｑ２ Ｒ ｘＱ２ ＭＧ２ Ｑ２ Ｑ３ Ｑ２ Ｑ３ Ｅ１ Ｅ２ ， ， Ｅ１ Ｒ ｘＥ１ ＭＧ１ Ｅ１ Ｏ３ Ｅ１ Ｏ３ ＭＧ２ Ｅ２ Ｏ Ｅ２ Ｏ Ｅ２ Ｒ ｘＥ２ ， Ｅ１ ＤＥ２ 。 ª«¬®，¤ ；¯°± ¥¦ ¨²、³¢；¯°± ´ °±、°± 。 ＭＧ１ Ｅ１ Ｏ ， 。 ， °± 、 ¶¤¥。 ©ª·«¥¦§¨¦§ £ °， ¤º± °。 （４） ¨²»¼¦±¥©ª， ³°± ¦§© ´， ½ 、 ¸¬®。 （３） ¹¯¦§ ¨ « ， ¾¿ ¡¢ 、¡¢£¤。 ： ［１］ ［２］ µ À． Á¿ ö ÄÅ ［ Ｊ］ ． Æ Ã ， Ç， ． Á¿öÄÅ£［ Ｊ］ ． Á»¼， ２００５（４） ： ６２ － ６４． ［３］ È， ， ． ·¸ ö Á¿ É［ Ｊ］ ． ÊËÆÇÇÌ， ２００４， １４ （１） ： ６３ － ６５ ［４］ ， ¹Ê ． ÁÂͯº ， ¹Ê ． ©¼½¾Ñ º ， ¿， ¹Ê ， Ò． ͶÓÀÔÕÖ ÄÅ» ［ Ｊ］ ． ÎÀÏÆÃÇÐÇÌ， ２０１２， ２２（６） ： ５４９ － ５５２． ［５］ ÄÅ［ Ｊ］ ． ÎÀÏÆÃÇÐÇÌ， ２０１３， ２３（１） ： ２８ － ３３． ¡¢、 ¡¢£¤ 。 ［６］ ［Ｊ］． ÎÀÏÆÃÇÇÌ， ２０１６， ２６（３）： ２５１ － ２５５． ［７］ ， ¹È． ¨¡ Ç［ Ｊ］ ． ÓÀ ， ¿， ¹Ê ， Ò． ͶÓÀÔÕÖ Ç ［Ｊ］． ÎÀÏÆÃÇÇÌ， ２０１６， ２６（４）： ３５１ － ３５７． ［１０］ ９ §¤ÁÂ×Ø´ÄÅ［ Ｊ］ ． »¼Ó ÆÇ， １９８０（１） ： １９ － ３２． ［９］ ［８］ ． ¨ ÀÇÌ， ２０００， ８（２） ： １５４ － １５９． Ｆｉｇ． ９ °±µ、 （２） ¥¦¦§， ¨ ＭＧ１ Ｅ１ Ｏ ＭＧ２ Ｅ２ Ｏ 。 Ｅ１ ＤＥ２ Ｏ ， ＭＧ２ Ｅ２ Ｏ ， ２００７， ７ （２） ： ６２ － ６５． ， ， ¡；¨© 。 Ｅ１ ＤＥ２ Ｏ 、 Ｅ１ ＤＥ２ Ｅ１ Ｅ２ Ｏ ， ２７ Ü Ì ¨， 。 Ｅ１ Ｏ、Ｅ１ Ｅ２ 、Ｅ２ Ｏ ， Ç （１） ¥¦§¨， Ｒ ｘＱ１ 。 Ç ¥¦££§ Ｑ１ Ｑ３ Ｑ３ Ｑ２ ， Ｑ１ ， ， À ÙÚÀ， ， ¹Ê ． ÁÂÛ¯°± ¥¦ ［ Ｊ］ ． ÎÀÏÆÃÇÇÌ， ２０１６， ２６（６） ： ５７３ － ５７７． Ｂｌｏｃｋｅｄ ａｃｃｕｍｕｌａｔｉｏｎ ｉｎ ｂｏｄｙ ｂｌｏｃｋ ｍｏｖｅｍｅｎｔ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ （ - 99 - ） ２７ １ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １ － “ Ｊａｎ． ２０１７ ” １ ， ２ ， ３ （１． ， １５００２２； ２． ， １５００２２； ３． ， １５００２２） "： ” 。 ! ， “ － ， Ｅｕｌｅｒｉａｎ ， Ｆｌｕｅｎｔ － ¡ ¢£¤，¥¦§ ¨©ª« µ¶·。 ¸¹º»：¼« ½¾¿ １５０ ｍｍ ÀÁÂ， ÅÆÇ； ，Î ¨©ª ５５％ ～ ６５％ ，« ÈÉ“ ¢£Ï¨ÐÑ，ÒÓ« ¢ÔÀÁ。 ¬® ¯°±、²³´¨ ¨©ª ２５％ ～ ４５％ ， « ÃÄ ” ÊË。 ¿Ç« ÃÄÅ、ÌÍ« #$%：； ； ¶·； ©Õ¤ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１６． ０１． ００２ &'()*：ＴＤ７４５ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０１－ ０００８－ ０５ +./01：Ａ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｌｉｄ ｌｉｑｕｉｄ ｔｗｏ ｐｈａｓｅ ｆｌｏｗ ｆｅａｔｕｒｉｎｇ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｄｒａｉｎａｇｅ ａｎｄ ｆａｓｔ ｄｒｅｄｇｉｎｇ ｉｎ ｍｉｎｅ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ Ｈａｏ Ｃｈｕａｎｂｏ１ ， Ｐｕ Ｗｅｎｌｏｎｇ２ ， Ｚｈａｎｇ Ｇｕｏｈｕａ３ （１． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｐｒｏｐｏｓｅｓ ａ ｎｏｖｅｌ ａｐｐｒｏａｃｈ， ｃａｌｌｅｄ “ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｄｒａｉｎａｇｅｆａｓｔ ｄｒｅｄｇｉｎｇ” ｓｙｎ ｃｈｒｏｎｉｚａｔｉｏｎ， ｗｈｉｃｈ ｃｏｕｌｄ ａｄｄｒｅｓｓ ｔｈｅ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｄｕｅ ｔｏ ｓｌｉｍｅ ｓｅｄｉｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｊａｍ ｏｃｃｕｒ ｒｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｆｌｏｏｄ ｄｉｓａｓｔｅｒ ｉｎ ｍｉｎｅ ｒｏａｄｗａｙｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｆｌｕｉｄ ｄｙｎａｍｉｃｓ ｔｈｅｏｒｙ， ｓｅｌｅｃｔｅｄ Ｅｕ ｌｅｒｉａｎ ｍｕｌｔｉｐｈａｓｅ ｆｌｏｗ ｍｏｄｅｌ， ａｎｄ ｔｈｅ Ｆｌｕｅｎｔ ｓｏｆｔｗａｒｅ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｔｈｅ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｌｉｄｌｉｑｕｉｄ ｔｗｏｐｈａｓｅ ｆｌｕｉｄ ｆｏｒ ｃｏａｌ ｓｌｕｒｒｙ ａｎｄ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｉｎｓｉｇｈｔ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｆｌｏｗ ｆｉｅｌｄ ｏｆ ｓｏｌｉｄ ｐａｒｔｉｃｌｅ， ｔｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ， ａｎｄ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｌｉｍｅｓ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｖｏｌｕｍｅ ｆｒａｃｔｉｏｎ ｉｎｓｉｄｅ ｔｈｅ ｐｉｐｅｌｉｎｅｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｏｆｆｅｒｓ ａ ｈｉｇｈｅｒ ｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｃｙ， ｉｆ ｔｈｅ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｌｉｎｅ ｈａｓ ａ ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｆ １５０ ｍｍ ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｖｏｌｕｍｅ ｆｒａｃｔｉｏｎ ｒａｎｇｅｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ２５％ ａｎｄ ４５％ ； ａｎｄ ｔｈｅ ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｔｅｎｄｓ ｔｏ ｂｅ ｌｅｆｔ ｂｌｏｃｋｅｄ ｉｆ ｃｏａｌ ｓｌｕｒｒｙ ｖｏｌｕｍｅ ｆｒａｃｔｉｏｎ ｒａｎｇｅｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ５５％ ａｎｄ ６５％ ． Ａｎ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｉｍｐｒｏｖｅｍｅｎｔ ｉｎ ｔｈｅ ｔｒａｎｓｐｏｒｔａｔｉｏｎ ｅｆｆｉｃｉｅｎｃｙ ａｎｄ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｐｒｅｖｅｎｔｉｏｎ ｏｆ ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｂｌｏｃｋａｇｅ ａｒｅ ａｃｈｉｅｖｅｄ ｂｙ ｆｕｌｌｙ ｍｉｘｉｎｇ ｃｏａｌ ｓｌｕｒｒｙ ａｎｄ ｉｍｐｒｏｖｉｎｇ ｔｈｅ ｗａｙ ａ ｐｉｐｅ ｗｏｒｋｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｍｉｎｅ ｆｌｏｏｄ； ｃｏａｌ ｓｌｉｍｅ； ｆｌｏｗ ｐａｔｔｅｒｎ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１６ － １２ － ０９ 6789： （５１３７４０９７；５１６７４１０７） :;<=>?： （１９６２ － ） ，，，，，：¡¢£¤¥¦§、¨ ｃｈｕａｎｂｏ＠ １２６． ｃｏｍ。 - 100 - £©ª，Ｅｍａｉｌ：ｈａｏ 12$，： “ ¢£± － îï²” ;:/.-+*)( １ % ９ ，)µÌ»àÊð§ËÁ：}|Ì ０ Ï,-;|µ¶È.；}| ， ［１］ 。 ， ，（ ） 。 ¡ ¢£¤¥¦§¨©ª«： ¬ ®，，§¢£¤¥¯° ¢£±、 ²、³´µ¶·¤¸。 ¹ º»µ¤¥ ¼½，§¾®¿ÀÁÂÃĸÅÆÇÈÉ １０％ ，¬ÊËÌÍÎÏÐÑÒÓÔÕÖÏ×、 ØÙÚÛÜÝÞß、¤¥àáÒÝâÖÂãÈÉ ［２ － ３］ 。 ¬， ， ¢£ äåµÖ¤æç èéêëìíîï±ð ñòóô；Ýõö÷± øù§，íúö û¬üý þÿ~} |，{[²\]µ^_¢£¤¥Ö 。 Î， ，¢£±，íîï² `|， ¿@?、îï、 ¤¥¨©。 >， “ ¢£± － ² ” Ú®|¤ Ð。 ¡， =<;:/.-|,ÿ~ ½µ+*)(， Ý;:/.-ö ¬ ´，,½-ö+ （ ÔÕ ãÉ,Ë}|÷̵ïÌ ） ； ã½+¹，¼½¨¢ ［４］ áÉ' 。 »ùµÈÓ， ÍÎ ÐÑÒ-|； },ÿ~Ó¯´È ¬ÔÕÖ； }|È á×öµØ$#"。 Ｆｌｕｅｎｔ ùÍ!¡ÙÚÛÜÝØÞ»- ［８］ |ö÷0ù，Í=<-|-ö`ß\à 。 Ｆｌｕｅｎｔ ´，á â ã . - ) ä， å - | | ) ä （ ＶＯＦ） 、 æ £ ) ä （ Ｍｉｘｔｕｒｅ ） µ ç è ) ä （ Ｅｕｌｅｒｉ ａｎ） ［９ － １０］ 。 çè)ä¿£ }|;:/.æ£ µÌ×，éê， =<´ë Ｅｕｌｅｒｉａｎ。 }| ［１１］ ,ÿ~+*)( Ｇａｍｂｉｔ âì) µíîïÌ， ðñ １ µ ２。 Áòÿ, ó ，,ôõ １５０ ｍｍ、 â ２ ０００ ｍｍ， , １． ５ ｍ ／ ｓ； Á ò µ ¶ ÷ ρ öï ｖ ３ １ ４００ ｋｇ ／ ｍ ， ´*¶õ ０． ２５ ｍｍ。 １ Ｆｉｇ． １ Ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｍｏｄｅｌ +*)(Ì»;:/.-| ®? ［５］ =< 。 Ｆｌｕｅｎｔ ùõ }â× , ÿ ~ ª « Ì ； ¡ ［６］ ¢£Î¤ÌÕµ+*)(ùõ¥¦ ?§¨},ÿ~Ò÷ª«Ì； © ［７］ ª« ;:/.-+*)(Õ， =< 。 °±õ ¬®¯¢}|,ÿ~ øù§，“ ¢£± － îï² ” , ÿ~;:/.+*)(=<²&。 Î， ³ ´ Ｆｌｕｅｎｔ ùõ }|;:/.-+ *)(，=< È }|¥;|µ ¶,·¯¥¸、 ¹º»µï-À¸¼ ½，¾%ãÉ¿£,ÿ~ }|¥Â， “ ¢£± － îï² ” ,ÿ~Àº Á»、+¸¾ÃÄ,Å ， ¢£¤¥ÖÅÆÇ。 １ È ,ÿ~\ɬ-ö ´ ２ Ｆｉｇ． ２ ２ Ｍｅｓｈ ｇｅｎｅｒａｔｉｏｎ ２ １ )(ãÉ|Ì+ ２５％ ～ ６５％ }|, ´øù;|µ¶Ì¼½ðñ ３。 Èñ ３ þú，ÿ ~,-À|Ì+¸¼½ ：µ¶¥}| |Ì+ φ ２５％ ～ ４５％ ûüýþ，|Ì+ ５５％ Öÿ~ýþ，|Ì+ ６５％ Ö}ýþ。 |Í È|Ì+{ ５５％ Ö，µ¶Âê，µ¶[\ö， È]¾^ú_µ¶`@、?>、=。 | Ì+ ５５％ Ö，|=¢<ú;，| Ì+ ６５％ Ö，µ¶Â:/;..Ëþ^ ，,:/“ ” -（ ðñ ３ｅ）。 - 101 - １０ Ｆｉｇ． ３ ２ ２ ３ ２７ ０． ３、１． ０、１． ７ ｍ ４。 ａ ｂ ｃ ｄ ｅ φ ＝ ２５％ φ ＝ ３５％ φ ＝ ４５％ φ ＝ ５５％ φ ＝ ６５％ Ｃｒｏｓｓ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｌｉｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｆｉｅｌｄ ｎｅｐｈｏｇｒａｍ ２５％ ～ ６５％ Ｆｉｇ． ４ - 102 - ４ ａ φ ＝ ２５％ ｂ φ ＝ ３５％ ｃ φ ＝ ４５％ ｄ φ ＝ ５５％ ｅ φ ＝ ６５％ Ｃｒｏｓｓｓｅｃｔｉｏｎａｌ ｓｏｌｉｄ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｄｉｓｔｒｉ ｂｕｔｉｏｎ ｉｎ ｃｌｏｕｄｓ ¯°，Å：±²“ ©³´µ － ¶·¸” ¹§¥ １ ® ４ ， ： ， ， ， ， ， ； 。 ， ， ， ， 。 ： ， ；， ， ， ６５％ ， ， ， ¡¢£¤，¥“ ” ¦。 ２ ３ ２５％ ～ ６５％ §¨ ©ª« ５ ６。 １１ ６５％ ， §¡µ，£¾ ａ φ ＝ ２５％ ｂ φ ＝ ３５％ ｃ φ ＝ ４５％ ｄ φ ＝ ５５％ ｅ φ ＝ ６５％ ， 。 ５ Ｆｉｇ． ５ Ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｓｅｃｔｉｏｎ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅｓ ５ ， ２５％ 、３５％ 、４５％ ¬® ¯， °±£； ５５％ ６５％ ¬²°³´µ。 §， ２５％ ～ ４５％ ６０３ Ｐａ， － ６５ Ｐａ， ° ６６８ Ｐａ； ５５％ ９８２ Ｐａ， － １１５ Ｐａ，° １ ０９７ Ｐａ； ６５％ ２ ３１４ Ｐａ， － １１２ Ｐａ， ° ２ ４２６ Ｐａ。 ¶ ， ４５％ ，°±£·¸µ， ５５％ ６５％ ，° ¹µº°³´µ ，·¸»°， ©ª ¡ ，¼¥“ ” ¦。 ６ ， § ¢£½¾ 。 ¿¦，¤ À ，Á¥¦Â§， § ¢¨° ； ®Ã© Ä Å， ¨°ª¾¦。 ¾ § «¬£， Ｆｉｇ． ６ - 103 - ６ Ｐｉｐｅ ｃｒｏｓｓ ｓｅｃｔｉｏｎ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｎｅｐｈｏｇｒａｍ １２ » ¼ ½ ２ ４ ¾ ２５％ ～ ６５％ ８。 ７ ¿  ２７ à Á ； ， ，，； 。 ８ ， ２５％ 、 ３５％ 、４５％ ， ， ａ φ ＝ ２５％ ， ０． ９３２ ｍ ／ ｓ； ５５％ 、 ６５％ ， ０． ９８２ １． １１８ ｍ ／ ｓ。 ５５％ ， ， “ ” 。 À ７ ， ２５％ 、３５％ 、４５％ ４５％ ， ６５％ ， ， À ｂ φ ＝ ３５％ Ｆｉｇ． ７ ３ ｃ φ ＝ ４５％ ８ Ｆｉｇ． ８ Ｐｉｐｅｌｉｎｅ ｓｅｃｔｉｏｎ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅｓ （１） “ － ” ， ¡¢£¤¥ ，¤¦§¨©ª、 、 。 （２） « ／ ２５％ ～ ４５％ ¬， ® ¯¡¡、 ¢£、 ¤ °； ５５％ ～ ６５％ ｄ φ ＝ ５５％ ®±¥² “ ” 。 ， ， °³ （３） «´°¦µ ６６８ Ｐａ； ，¶°¦ １ ０９７ ２ ３１４ Ｐａ，°¦ § ，° ¦ ， ５５％ 、６５％ ， ２５％ 、３５％ 、４５％ ¨·。 ， ©ª １５０ ｍｍ ¸¹ º， ２５％ ～ ４５％ ¬， «° ｅ φ ＝ ６５％ ７ Ｐｉｐｅ ｓｅｃｔｉｏｎａｌ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｉｎ ｃｌｏｕｄ ¦¬®，«¯¡。 （４） ２５％ 、 ３５％ 、 ４５％ ， （ ２５ - 104 - ） Í１ Î ， 。 ［２］ ， ， ． ［ Ｊ］ ． ， ２００９， ２６（２） ： １２７ － １３９． ［８］ ， ， ， ． ４３３ － ４３９． ［３］ ， ， ［４］ ， ． ， ２００１． ， ， ， ． £ ¨［ Ｊ］ ． ， ２０１５， ４０（３） ： ５８８ － ５９５． ， ©， ， ． ¢¡ ¢ª［Ｊ］． ， ２０１３， ４２（６）： ９８２ － ９８８． Ｘｉａｎｇ Ｘｉａｎｗｅｉ， Ｚｈａｉ Ｃｈｅｎｇ， Ｘｕ Ｙａｎｍｉｎｇ． Ａ ｆｌｅｘｉｂｌｅ ｇｅｌ ｓｅａｌｉｎｇ ｍａｔｅｒｉａｌ ａｎｄ ａ ｎｏｖｅｌ ａｃｔｉｖｅ ｓｅａｌｉｎｇ ｍｅｔｈｏｄ ｆｏｒ ｃｏａｌｂｅｄ ｍｅｔｈａｎｅ ｄｒａｉｎａｇｅ ｂｏｒｅｈｏｌｅｓ［ Ｊ］ ． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｎａｔｕｒａｌ Ｇａｓ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｅｎｇｉ ［ Ｊ］ ． ， ２０１６， ４５ （ ３ ） ： ［５］ ［６］ ［７］ ： ［１］ ２５ ，： ¢ª ｎｅｅｒｉｎｇ， ２０１５（２６） ： １１８７ － １１９９． ［９］ ［ Ｊ］ ． ， ２００９（１０） ： ９６ － ９９． ， ， ， ． ¢ ¢ª［ Ｊ］ ． ， ２０１３， ３５ （５ ） ： ５７２ － ５７９． ， ， ， ． ¡ ¢［ Ｊ］ ． ， ２０１０， ３５（７） ： １１５５ － １１５９． £． ¤¥¦ §［ Ｍ］ ． ： （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ １２ ） « ¬® ¡， ¢£¯¤¥， ¦ § ［５］ ¯¤¦ «¨§ ０． ９８２ ´ １． １１８ ｍ ／ ｓ。 ©ª°¡ ［６］ «²§ ６５％ ³， ®¯µ£·¸¯， ¹ ［７］ ０． ９３２ ｍ ／ ｓ； °¡±«²§ ５５％ 、６５％ ³， ¢£ ±«²§ ５５％ ³， µ¡«¬«¶； ¡± ［１］ ， ， ， ． ［２］ ［３］ ［４］ ¼½ ， ， ， ． þĹ ， ［ Ｊ］ ． ， ２００６， １５（７） ： ５７ － ５９， ６６． ［ Ｊ］ ． È， ２０１４， ３２（２４） ： ５１ － ５５． ， ， ， ． ¾¿¡ ¢Àɲ ［ Ｊ］ ． ¡¢， ２０１３， １３（６） ： ［ Ｍ］ ． ： ¦ ［９］ Ê ¹， § ¨， © ª， ． « ＦＬＵＥＮＴ６． ３ ¯  « · ， ２００９： １１２ － １３４． ¯¡ ［ Ｍ］ ． ： ¬ ， ２００９： １ － ６８． ［１０］ ®， ¯°±， ²³． Ë ［１１］ ³¡［Ｊ］． ¿ÀÁ， ２０１６， ２６（３）： ２５１ －２５５． ·， ， ． ¡ ， ． Ǻ»¼½ £， ¤Á¥． ， ， ． þ´µ¶ ±¡ ， ¹， ［８］ ［Ｊ］． ¿ÀÁÂ， ２０１２， ２２（６）： ５４９ －５５２． ， ７３ － ７７． °±¾² ³¡［Ｊ］． ¿ÀÁÂ， ２０１３， ２３（１）： １ －５． ² ［ Ｊ］ ． ：ÅÆ， ２０１２， ３６（６） ： ３６ － ４３． º»“ ” ¡。 ： ·， ， ， ． ¸ «· - 105 - ² ［ Ｊ］ ． ´Á： ， ２００６， ４０（５） ： ８５８ － ８６３． µ， £¶Ì． ¯¡ － ¡®¯² ［ Ｊ］ ． ¬ ， ２００１， ５２（１） ： １ － １２． （ ） ２７ ４ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ ７ ， Ｊｕｌｙ ２０１７ ， ， ， （ ， ， １５００２２） ! 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Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ¢£¤¥¢¦§¨©， · ２ ¸ ¹º»¼，½¾¿ÀÁÂ，ÃÄÅ¢½¾Æ ５ ¸ ¹º»Ç， ÈÄÉ Ê。 ËÌÍ ÎÏÐ ÑÒÓÔÊÕÖ×Ø。 #$%： ； Ù¤； Î； ÏÐ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０４． ０１２ &'()*：ＴＤ３２２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０４－ ０３８３－ ０５ +./01：Ａ Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｂｅｈｉｎｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｕｒｉｎｇ ｓｈｉｅｌｄ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅｓ Ｙａｎｇ Ｙｕｅ１ ， Ｇａｏ Ｘｉａ１ ， Ｃｈｅｎ Ｘｉａｏｇｕｏ２ ， Ｃｈｅｎ Ｗｅｉｘｉｎ３ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｃｉｖｉｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅｓ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｎｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ａｉｍｓ ｔｏ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｔｈｅ ｓｐｅｃｉａｌ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｆａｃｅ ｏｎ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ａｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌ． Ｔｈｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｇｅｏ ｌｏｇｉｃａｌ ｄａｔａ， ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｄｅｓｉｇｎ， ａｎｄ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ Ｓｈｅｎｈｕａ Ｔａｉｇｅｍｉａｏ ｍｉｎｅ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｓｈａｆｔ ｏｆ ＴＢＭ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ， ｉｓ ｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎ ｓｉｍｕｌａｔｉｎｇ ｓｅｖｅｒａｌ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｂｙ ＦＬＡＣ３Ｄ ｓｏｆｔｗａｒｅ； ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌｌｙ ｃａｌｃｕｌａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ａｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｒｅｖｅａｌ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ｓｕｒｆａｃｅ ｂｅｇｉｎｓ ｔｏ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｆｒｏｍ ｚｅｒｏ ｗｈｅｎ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌ ｆａｃｅ ｉｓ ｔｗｉｃｅ ｔｈｅ ｒａｄｉ ｕｓ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌ ｂｅｆｏｒｅ ｔｈｅ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ｓｕｒｆａｃｅ， ｕｎｔｉｌ ｉｔ ｉｓ ５ ｔｉｍｅｓ ｔｈｅ ｒａｄｉｕｓ ｏｆ ｔｕｎｎｅｌ ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｈａｓ ｃｅｒｔａｉｎ ｇｕｉｄｉｎｇ ｓｉｇｎｉｆｉｃａｎｃｅ ｔｏ ｔｈｅ ｓｈｉｅｌｄ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｒｏａｄｗａｙｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ； ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｂｅｈａｖｉｏｒ； ｍｉｎｅ； ｒｏａｄｗａｙ； ｓｈｉｅｌｄ ｍｅｔｈｏｄ £¤¥¦§¨© ª«¬®¯°±² ³´µ¶·¸¹º。 »¼£½¾¿¥À© 2345： ２０１７ － ０５ － １４ 6789： :;<=>?： ，Á® １ ０００ ｍ ¤ÃÄÅ¥À©ÆÄ ５３％ ［１ － ２］ 。 ÇÈÀ©Éʲ， ÂÈ¥À©Ë̼ （ ＱＣ２０１５０５５） （１９７９ － ） ，，，，，： - 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115 - （ ） ２７ ４ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ ７ １，２ ， （１． （ ） ， ２． Ｊｕｌｙ ２０１７ ２ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ４ １ ， １０００８３； ， １５００２２） "： ， ＃ ３Ｄ ３Ｂ １４５ ， ＦＬＡＣ ! 。 ¡ ３ ¢£¤， ¥¢£¤¦ §¨©ª«¬，®¯°¢£¤±¨²³««´µ¶·¬。 ¸¹º： »， ¼ ¬½¾»¿，ÀÁ§ÃÄ，¼¬ÅÆ；Çȥɻ¿ÊËÌͼ¬½ ¾，ÎÇÏм¬ÑÒ。 ÓÔÕÖ×ØÙÚÛÜÝÞßà á âãä。 #$%：； ； ÝÞ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０４． ０１１ &'()*：ＴＤ３２２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０４－ ０３７８－ ０５ +./01：Ａ Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｕｎｄｅｒ ｄｅｅｐ ａｎｄ ｈｉｇｈ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｅａｓｅ ｍｅｔｈｏｄ Ｊｉｎ Ｚｈｕｐｅｎｇ１，２ ， Ｑｉｎ Ｔａｏ２ ， Ｚｈａｎｇ Ｊｕｎｗｅｎ１ （１． Ｃｏｌｌｅｇｅ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａｎ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｅｖｏｌｕｔｉｏｎ ｌａｗ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｖａｒｙｉｎｇ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ ａｎｄ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ａｄｊａｃｅｎｔ ｇｏａｆ ｏｎ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｓｔｒｅｓｓ ｏｎ ｔｈｅ ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ． Ｔｈｅ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｏｎ ｔｈｅ ３Ｂ ＃ ｃｏａｌ ｓｅａｍ １４５ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｏｆ Ｃｈｅｎｇｓｈａｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ａｓ ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｂｊｅｃｔ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｉｄｅｎｔｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｓｔｒｅｓｓ ｅｖｏｌｕｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓ ｔｉｃｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｓｔｒｕｃｔｕｒａｌ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｄｅｅｐ ｈｉｇｈｓｔｒｅｎｇｔｈ ｍｉｎｉｎｇ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ＦＬＡＣ３Ｄ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｅｔｈｏｄｓ ａｎｄ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔｓ ｏｆ ｔｈｒｅｅ ｓｔａｔｉｏｎｓ ａｒｏｕｎｄ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅｏｎｅ ｉｎ ｔｈｅ ｏｒｂｉｔａｌ ａｌｌｅｙｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｏｔｈｅｒ ｔｗｏ ｓｔａｔｉｏｎｓ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏｎｔａｃｔ ｅｎｔｒｙ ａｎｄ ｒｅｔｕｒｎ ａｉｒｗａｙ ｃｒｏｓｓｈｅａｄ ｉｎｇ ｅｎｔｒｙ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ａｎ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｉｎ ｔｈｅ ｈｅｉｇｈｔ ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏｎｓｅｑｕｅｎｔ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｉｎ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａ ｔｉｏｎ ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｅ ｔｏ ａｎ ａｄｖａｎｃｅ ｉｎ ｔｈｅ ｐｅａｋ ｐｏｓｉｔｉｏｎ， ｗｉｄｅｎｉｎｇ ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｚｏｎｅ； ｔｈｅ ａｄｊａｃｅｎｔ ｇｏａｆ ｔｅｎｄｓ ｔｏ ｆｕｒｔｈｅｒ ｉｎｃｒｅａｓｅ ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｎｅａｒ ｔｈｅ ｅｎｄ ｗｈｉｃｈ ｉｓ ａｆｆｅｃｔｅｄ ｂｙ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｍｅｔｈ ｏｄ． Ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｐｒａｃｔｉｃｅ ｖｅｒｉｆｉｅｓ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｎｅｓｓ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏｕｎｔｅｒｍｅａｓｕｒｅｓ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｉｅｆ ｓｕｐｐｏｒｔ ｕｎ ｄｅｒ ｄｅｅｐ ｈｉｇｈｓｔｒｅｎｇｔｈ ｍｉｎｉｎｇ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｄｅｅｐ ｍｉｎｉｎｇ； ｈｉｇｈ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍｉｎｉｎｇ； ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｅａｓｅｄ 2345： ２０１７ － ０５ － １３ 6789： （５１５７４１１４；５１６０４１００） ； :;<=>?： （１９８１ － ） ，，¡¢£¤¥¦， （２０１６ＹＦＣ０６００９０１） §，¨©ª«，ª¬®：¯°±²³´，Ｅｍａｉｌ：８４２５３３８３７＠ ｑｑ． ｃｏｍ。 - 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118 - ６ Ｇｒｏｕｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｔｅｓｔ ｐｏｉｎｔ ｌｏｃａｔｉｏｎ ¹º§¦，¬®，ÄÅ §¨Ç©ª«È。 ¬ É４ Ê ３８１ ÇËÌ，Í：Î ¿·¸ÏÐ ， 。 ， ２ ，１４５ ， Ｔａｂｌｅ ３ ３ 。 Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔｓ σ ｃ ／ ＭＰａ ／ ｍ σ ｍａｘ ／ ＭＰａ σ ｍｉｎ ／ ＭＰａ １ ７４８． １ １８． ７０ ２０． ８１ １５． ６０ Ｎ７７． １°Ｅ ２ ７４３． ９ １８． ６０ １９． ６４ １４． ９９ Ｎ６０． １°Ｅ ３ ７３６． ３ １８． ４１ １８． ８５ １５． １５ Ｎ５８． ２°Ｅ ７ １４５ Ｆｉｇ． ８ Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｒｏｏｆ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｕｎｄｅｒ ｈｉｇｈ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｍｉｎｉｎｇ ８ ， 。 ， 。 ８ ｂ ， ¢£¤ ¥¢。 ¦§ 。 Ｂ Ａ， Ａ ¨©ª， Ａ «¬。 ８ａ ¤， ８ｂ ®¯ °±¨©²¢， ³¨©。 ´， µ 。 ａ ¯ ３ ３ １ ¡ µ¶¯¢£ ［８］ ·¸ ¡¹ ， ±¤¯¢¤ ¥º¦ §¨¯¢¨¥º。 ©ª±¤« ¬，»®³ ¼， ½¯°°¾， ¶ ¯¢±ª²。 ·¸³¾¿ª，À ９ ÁÂ。 Ｆｉｇ． ７ ｂ ７ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆａｉｌｕｒｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ａｌｏｎｇ ｃｈａｎｎｅｌ ， 。 ［６］ ， 。 ７ ¡。 Ｆｉｇ． ９ ２ ２ ９ Ｒｅｌｉｅｖｉｎｇ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ａｄｖａｎｃｅ ´À １０ ÁÂ。 à µ¦¶ ¼«¬«·¸¹，·¸º»¼«¯¢，ĽŠƾ¿À ·¸ µ。 ·¸½Á Âà ＋ ÄÅ ＋ ÇÆÇƾÈ， ５． ５ ｍ。 · È ２． ４ ｍ，£É ２２ ｍｍ。 - 119 - ３８２ Ï ¸ Å Æ ² ² Ò ２７ Ó · ， Ｆｉｇ． １０ ， ®¯，° １１ ， ， ２５０ ｍｍ， ４０ ｍ ， ５０ ｍｍ。 ，，。 ［１］ ²¶ ²·， ２００５， ２４（１６） ： ２８０３ － ２８１３． ， ¸， ． ¢£ ¤， ¥¦§． ［ Ｊ］ ． µ ［４］ ²³´［ Ｊ］ ． ， ®， ， ±． µ ［２］ ¯§，。 ： ［３］ ²¶ ¹º ²， ２０１５， ３６（ Ｓ２） ： ３３３ － ３３９． ¨½ ²¾¿³´ ²·， ２００８， ２７（１） ： ４５８ － ４６２． ®， ©ª«， ， ±． ÀÁ¢ ½－ ¬®½ － ¯° ½Âà ³´ ［ Ｊ］ ． ± ² ·， ２０１６， ４１ （１０ ） ： ２４０５ － ２４１７． ［５］ ［６］ ²³´， µ¶·． µ ²Ä¸¹ ¨¼［ Ｊ］ ． ÅƲÇÇ·， ２０１４（１０） ： ２６ － ３８． ¢£¤， ¥¦§． º»³´ ½£ÈÉÄʽËÌͳ´ ［ Ｊ］ ． ±²·， ２００４（１） ： １２８ － １３２． １１ Ｆｉｇ． １１ Ｔｏｐ ａｎｄ ｂｏｔｔｏｍ ａｐｐｒｏａｃｈ ［７］ ¾， ¿ÀÁ， ÂÃÄ． Šγ´ ¡［ Ｊ］ ． ϸÅƲ²·， ２０１４， ２４（１） ：７８ － ８０． ［８］ ÂÃÄ， ÆÁ． ÇȯоÑ［ Ｊ］ ． ϸ ÅƲDz·， ２０１０， ２０（６） ： １５８ － １６２． （１） ¥¦ §。 ®»¼［ Ｊ］ ． ¡ ¤ （３） ¨©ª， «¬¡ ３ ２ ４ 。 ， ¡¢£ Ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｃｈｅｍｅ （２） 。 ， １０ ， ， （ - 120 - ） ２７ ５ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ ９ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ５ Ｓｅｐ． ２０１７ ， ， （ ， ４２１００２） ， 、 ! "： 、 、 ¡¢。 £ ¤¥¦§¨©ª«¥¬®，¯°©±²，³ª ２５ ´ µ，¶·¸¹º»。 ¼½¾ ¿： À¡¢ ÁÂÃÄŦ§，ÆÇ È；ÉÊËÌÍÎÏÐÑÒÓ，ÔÕ Á；Ö× ØÙ， ÚÛÜÝÞßà¹，áâ¿ãäå。 ¼æçèéêëì，íîïð ñ¸ ´ １００ ｍｍ、 １． ９ ｍ、 ０． ８ ｍ × ０． ８ ｍ、ò Æ ４０ ｍｍ。 óôõ¼½Êö÷ø ùúñû。 ； ü¦ýð； ； þÿ #$%： ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０５． ００８ &'()*：ＴＤ３５３ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０５－ ０４８１－ ０５ +./01：Ａ Ｍｕｌｔｉｆａｃｔｏｒ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈ ｓｔｒｅｓｓ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｉｎ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅｓ Ｇｅｎｇ Ｗｅｉｌｅ， Ｈｕａｎｇ Ｊｕｎｘｉｎ， Ｇｕｏ Ｓｈｅｎｇｌｉ （ Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ ＆ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｕｎａｎ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈｅｎｇｙａｎｇ ４２１００２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｄｅｖｏｔｅｄ ｔｏ ｏｐｔｉｍｉｚｉｎｇ ｔｈｅ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｂｙ ａｎａｌｙ ｚｉｎｇ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｃｏｎｃｒｅｔｅ ｔｈｉｃｋｎｅｓｓ， ａｎｃｈｏｒ ｌｅｎｇｔｈ， ａｎｃｈｏｒ ｉｎｔｅｒｖａｌ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｎ ｔｈｅ ｃｈａｎｇｅ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｒｏｏｆ， ｆｌｏｏｒ， ａｎｄ ｔｈｅ ｔｗｏ ｓｉｄｅｓ ｕｓｉｎｇ ｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｓｅｔｔｉｎｇ ｆｉｖｅ ｌｅｖｅｌｓ ｆｏｒ ｅａｃｈ ｆａｃｔｏｒ， ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｔｗｅｎｔｙｆｉｖｅ ｔｅｘｔ ｓｃｈｅｍｅｓ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｉｎｃｉ ｐｌｅ ｏｆ ｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｄｅｓｉｇｎ， ｓｉｍｕｌａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｔｅｓｔ， ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆａｉｌｕｒｅ ｏｆ ｒｏａｄ ｗａｙ ｒｏｃｋ ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ｉｄｅｎｔｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｍｏｓｔ ｒｅａｓｏｎａｂｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｍａｉｎ ｆａｃｔｏｒｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆａｉｌｕｒｅ ａｒｅ ｃｏｎｃｒｅｔｅ ｔｈｉｃｋｎｅｓｓ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｉｎｔｅｒｖａｌ， ｆｏｌｌｏｗｅｄ ｂｙ ａｎｃｈｏｒ ｌｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｄｉａｍｅｔｅｒ； ｔｈｅ ｓｈｏｔｃｒｅｔｅ ｃｏｕｌｄ ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｅ ｔｏ ｔｈｅ ｒｅｄｕｃｅｄ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒ ｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｂｙ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｂｌｏｃｋｉｎｇ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ａｎｄ ａｃｔｉｎｇ ｉｎ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄ ｉｎｇ ｒｏｃｋｓ； ａｎｄ ａｎ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ａｎｃｈｏｒ ｉｎｔｅｒｖａｌ ｔｅｎｄｓ ｔｏ ｇｉｖｅ ｔｈｅ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｖｏｌｕｍｅ ａ ｓｔａｂｌｅ ｖａｌｕｅ， ｓｕｇｇｅｓ ｔｉｎｇ ａｎ ｏｂｖｉｏｕｓ ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ． Ｔｈｅ ｗｏｒｋ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｅｌｅｖａｎｔ ｓｐｅｃｉｆｉｃａｔｉｏｎｓ ａｎｄ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｐｒａｃｔｉｃｅ ｇｉｖｅｓ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ： ｃｏｎｃｒｅｔｅ ｔｈｉｃｋｎｅｓｓ ｏｆ １００ ｍｍ， ａｎｃｈｏｒ ｌｅｎｇｔｈ ｏｆ １． ９ ｍ， ａｎｃｈｏｒ ｉｎｔｅｒｖａｌ ｏｆ ０． ８ ｍ × ０． ８ ｍ ， ａｎｄ ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｆ ４０ ｍｍ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ； ｍｕｌｔｉｆａｃｔｏｒ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ； ｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ； ｅｘｔｒｅｍｅ ｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅ ａｎａｌｙｓｉｓ 2345： ２０１７ － ０４ － ０７ 6789： （１５Ｃ０３５８；１６Ｃ０４３８） :;<=>?： （１９８７ － ） ，，， ，，：¡¢，Ｅｍａｉｌ：ｇｗｌｅ０４１８＠ １６３． ｃｏｍ。 - 121 - ４８２ 1 2 3 4 ) ， ， ， 。 ¡， ， ， ， 、 ［１ － ２］ ，´µ¶·¸ ¹º»，¼½¾¿， ÀÁÂÂÃÄ Å，ÆÇ ［３ － ５］ ¿¸¹È·É 。 ÊËÌÍÎÏÐ， ´µÑÒ ［２，４］ ÎÓÔÕ¨±Ö×Ø 。 Ù Þß， àáÕ ÚÛÜÝ ［６］ âãäåæçæèéêë。 ìíî ïð ñòóôªÎõÒö÷， øõ Õùúäûüðý âãäå； {«[\ ［７］ １ 6 ２７ 7 5 θ¹'&òÏ １ ０００ ｍ ， ¢£¤¥¦§¨©ª«¤¬ ®，¯°¨±²³ þÿª~}ø| ïðÝòÙ]， Þß^_³ò`@Î?>， =<¿;@ :/àáÕÿ.。 ð ，ÐÑ ［８］ ， ¹ÓÔ、ý ¸¹ÓÔ ¸ ØÁÙÚÛܪÝÞ；ßà， ［９］ ¸¹«¸¹ îïð® １４ ＭＰａ，Úôõö ４８． ５°。 ý ＢＱ ½ðⅣ½， ð ６５ ＭＰａ， ñ ª ¯ ３３ ＧＰａ， ò ¦ ０． ２４， Ú ó ê ÷ ÕÆý ，û ¸¹，、 、Ä Å¸¹( Õ縹 ［１０］ 。 ý ¯°¨±ÓÕ¸¹ '&(， ÚÎ，¿Þß ü。 \ ［１１］ Ø ＡＮＳＹＳ Ý%¸ ¹óôª¡¢£， ý ¤¯° ¥¦；§¨©\ ¸¹´¸¹ð，Ｃ２０ þÿ"、~}|、; {[，\ ２． ５ ｍ × ２． ８ ｍ。 ２ ２ １ ¯°«¨±½¾；³\ ¯°±(，´ý ³^¥，_ý ÷` ， °;ª:， /. £ð ［１６ － １７］ -,Õ+*)(¯° 。 0，ά® ±¾¿+)'&(（ ｓ１ ） 、*)( （ ｓ２ ） 、 -, %[( （ ｓ３ ） 、 ;ª:$ （ Ｖ） ü𬮱ä å。 ¸¹±， ¾¿# （ Ａ） 、|" （ Ｂ） 、 |/! （ Ｃ） Õ | ý 0 1 （ Ｄ） üð± 02， ®±，502¿¡Á １。 １ ¸¹ Ｔａｂｌｅ １ ݪ Ø3024%[¬ Ｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ ｔｅｓｔ ｆａｃｔｏｒｓ ｌｅｖｅｌ Ý ［１３ － １４］ 02 ج® %[ Ａ Ｂ Ｃ Ｄ １ ６０ １． ６ ０． ６ ３６ ２ ８０ １． ７ ０． ７ ３８ ３ １００ １． ８ ０． ８ ４０ ４ １２０ １． ９ ０． ９ ４２ ５ １４０ ２． ０ １． ０ ４４ þÿª«¸¹Éð äå，¿Ó¸¹'&$； µ¶·\ ج®±²¿ý ]¤，ý ¥ò@îÆ， ò?>=ý ［１２］ ì°?ÕÊË?«¬®¯°±， ² øùð ４３． ８ ＭＰａ« １４． ６ ＭＰａ，úöûò ８． ８８° ～ ２４． ４３°üý。 °¿` 。 ¸¹üð`@ Õáç Ô 。 ê ÚÎëìí，ý ¯°，=!Ú< Øð Ｕ ûª¸ ， õ-¸¹) ª¢ÔáÕ、âã Õ、äåÕ，æ×áç ，ØèéÔÕÔ ¦ÓÔ、 ÚÓÔ、 ý >ÓÔ\。 Ò。 ý ðÓ， ª¢ÔÕ、ÔÕÖ×Ô ， ° ¿ ` õ - 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123 - ４ Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｆｌｏｏｒ Ａ Ｂ Ｃ Ｄ ｋ１ １５． ２２９ １４． ９９４ １４． ８６７ １５． ０２２ ｋ２ １５． １１０ １５． ００６ １４． ９６３ １５． ００７ ｋ３ １４． ９９６ １５． ０２１ １４． ９８９ １４． ９９９ ｋ４ １４． ８９８ １５． ０２０ １５． １１２ １５． ００８ ｋ５ １４． ８１３ １５． ００５ １５． １１４ １５． ００９ ０． ４１５ ０． ０２７ ０． ２４７ ０． ０２４ ５ Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｎ ｔｗｏ ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ６ Ｔａｂｌｅ ６ Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｖｏｌｕｍｅ Ａ Ｂ Ｃ Ｄ ｋ１ ３４． ２９５ ３３． ４０５ ２９． ９９６ ３４． ２９１ ｋ２ ３６． ３７７ ３４． ０９１ ３１． ８６６ ３２． ８５２ ｋ３ ３３． ９９６ ３２． ５３９ ３３． ５０２ ３２． ０１６ ｋ４ ３０． １６４ ３０． ６２９ ３３． ９１７ ３０． ９３６ ｋ５ ２８． ２７９ ３２． ４４７ ３３． ８３０ ３３． ０１７ ８． ０９８ ３． ４６２ ３． ９２１ ３． ３５５ ， 、 ４８４ ¯ ° ± ² ³ ´ ´ 、 、 ； 、 、 、 、 、 ； 、 ¶ ２７ · µ ； 、 、 、 。 。 ， ， ， ， ， ａ ¢» ， ， ， 。 ， ， 。 ， 。 ， 、、 ， 。 ３ ２ ， ¢ ， § ¨。 ©ª« ， ¬ §¨，® ， 。 ｃ ０． ８ ｍ ，® ¦ 。 £¤¥ ， ， ，¢、 £¤¥¦ ¢ ｂ ， １ ¡。 ¯°±，¬ ， 、 ¡ ，£¤ 。 ¢， £，²¯³¤¥´°， ¦µ ¢§， ¶ · ３ ３ Ａ ¹¬ª«： ５ Ａ５ ；¹ª«：３ Ａ１ ，１ Ａ２ 。 º ®®¹¬ Ａ５ 。 Ｂ ¹¬ ª«：２ Ｂ１ ，１ Ｂ４ ，１ Ｂ５ ；¹ª «：１ Ｂ２ ，３ Ｂ４ 。 º®®¹¬ ｄ ¨。 ¸©¯°±，¹ ª«：３ Ａ，１ Ｃ； ¹ ª«：２ Ｂ，２ Ｄ。 Ｆｉｇ． １ １ Ｔｅｎｄｅｎｃｙ ｏｆ ｉｎｄｉｃａｔｏｒｓ ｕｎｄｅｒ ｖａｒｉｏｕｓ ｆａｃｔｏｒｓ ａｔ ｄｉｆ £¤¥ ｆｅｒｅｎｔ ｌｅｖｅｌ Ｂ１ 。 Ｃ ¹¬ª«： ５ Ｃ１ ； ¹ª«：１ Ｃ４ ，３ Ｃ５ 。 º ®®¹¬ Ｃ１ 。 Ｄ ¹ ¬ª«：２ Ｄ３ ，２ Ｄ４ ； ¹ª «：５ Ｄ１ 。 º®®¹¬ Ｄ３ 。 - 124 - Ý５ Î ÞÒß，¹：«³Æ¨¤ ｓ１ ， ， Ａ５ Ｂ１ Ｃ１ Ｄ４ ； ｓ２ ， ４８５ Ñà´µ ［２］ °±²， ¸， ， ¹． «³º»®¤¶´µ［ Ｊ］ ． Ａ５ Ｂ １ Ｃ １ Ｄ３ ； ｓ ３ ， ［３］ ， ¹º»． ¼½ Ａ５ Ｂ４ Ｃ１ Ｄ４ 。 ［４］ Ａ５ Ｂ５ Ｃ１ Ｄ３ ； Ｖ， º»， ２０１５， ２０（６） ： １ － ５． ¼， ½， ¾ ［ Ｊ］ ． ． ¿¾´µ¨¢ ［ Ｊ］ ． ¶·， ２０１０， ３５（１１） ： １８０９ － １８１４． ［ Ｊ］ ． ¡À ［５］ ¿． ÀÁ 。 ［６］ °±²． «³Á®æÄÅ ［ Ｊ］ ． ¸¤¶ ， Ａ３ １００ ｍｍ； ［７］ Ａ ５ Ｂ １ Ｃ １ Ｄ３ 。 １ ， Ａ ， ， Ｂ４ １． ９ ｍ； ¸¤¶¶·， ２００５， ２４（１６） ： ２８０３ － ２８１３． ０． ８ ｍ × ０． ８ ｍ ， ， ， ， ， Ｃ３ ０． ８ ｍ × ０． ８ ｍ； ， Ｄ３ ４０ ｍｍ 。 ［８］ ¡， ２０１３（９） ： ３５ － ３７． ¶·， ２００５， ２４（１６） ： ２８５４ － ２８５８． ¸， Æ ， ． «³®¤¶´µÇ［ Ｊ］ ． ¸¤¶¶·， ２０１５， ３４（１１） ： ２１６１ － ２１７８． À． «³Æ¨¤ ÈÉÊ¿¶， ２０１５． ［９］ Ë， ［１０］ Ì．  ［１１］ ¦¨¢¬µ ． «³ »， ２０１０， １５（１） ： ５４ － ５７． ´µ［ Ｄ］ ． ： ¿¾´µ ［ Ｊ］ ． º ¨¢［ Ｊ］ ． Ãͺ ¬， ２０１６， ３１（６） ： ８５ － ８６， ８９． ÄŽ， ， Ê， ¹． «³ÆÎ Ï ÇÈ［ Ｊ］ ． ©Í¶¶·， ２０１２， ４３ （２） ： Ð １９０ － １９３， ２１１． ４ ［１２］ （１） ＦＬＡＣ３Ｄ ［１３］ ¡、 ¢£¤、 ¥， Ａ３ Ｂ ４ Ｃ ３ Ｄ ３ ， ［１４］ １００ ｍｍ、 １． ９ ｍ、 ｍ、 ４０ ｍｍ。 ０． ８ ｍ × ０． ８ ［１５］ © ª«¬ ¡¢，； ［１７］ ，¡¢® £¦¯° ±¤，¥ ¦ ； §¨¤ ² ¦©¨¤¡¢³， ´®ª« ¬µ， ®¶ § ， ［１８］ ２０１４， ３９（８） ： １４０９ － １４１７． ¦ ÇÈ［Ｊ］． §´µ， ２０１６， ３１（１）： １７ － ２２． ÌÍÎ， ， ¨©， ¹． ¤¶ ÇÈ ´µ［ Ｊ］ ． » ¶ ª«． «ÕÖÃÍ ´µ［ Ｊ］ ． ¬Ê¿ ¶¶·， ２０１４， ３４（４） ： ３９０ － ３９５． ÏЮ， ¸． «³¤¶×¯¦ ［ Ｊ］ ． ¶·， ２００９， ３４（７） ： ８８１ － ８８６． ° ±， ¯ØÙ »， Ú²， ¹． Ê Û³ Ü ³ ´ µ ¶ Ñ ´ µ ［ Ｊ］ ． ¤ ¶， ２０１４， ３５ （６） ： １７１８ － １７２６． ［１９］ Ñ ［２０］ ÒÂ， Ã， ¸Ä， ¹． Ê ÅÆÇ ¯。 °±²． «³ · ´ µµ ÇÈ ¡， ¢£¤， ¥¨¦， ¹． Ê ÔÁË ·， ２０１６， ３３（１） ： ７７ － ８２． ［１６］ ［１］ ［ Ｊ］ ． Ó， ２０１６， ４５（３） ： ２０ － ２４． ÕÖ ， ： Éѽ， ½， Ò， ¹． （２） ¦§¨， · ´µ［ Ｊ］ ． »¶·， ２０１３， ３０（６） ： ８１２ － ８１６， ８２７． ， ， ¹º»， ． ·， ¸ ¹， º»½， ¹． ÒÓ¼½¾¿ÔÀÕÁ ［Ｊ］． ½Ê¶¶·， ２０１５， ２５（１２）： ８１ － ８６． » ［ Ｊ］ ． ¶·， - 125 - ［Ｊ］． ， ２０１６， ４８（６）： ６１ － ６４． （ ） ２７ ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １１ １，２ ， Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ６ Ｎｏｖ． ２０１７ ２ ， ３ （１． ２． ， １５００２２； ， １５００２２； ３． ， １１３１２２） "： － ８００ ２４４２ ， ３Ｄ ， ， ＦＬＡＣ ! ¡¢£¤¥¦。 §¨©ª，« ， ¬®¯、 ¯°±²³´ ¯ªµ¶·，¬°±²¸¹º»¼´·。 £¤½¾§¨¿ÀÁÂà ÄŠƹ。 ÇÄÈÉÊË ÌÍ¡¢£¤，Ρ¢ #$%：¢； ； ÏÁÐÑ。 ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０６． ００３ &'()*：ＴＤ３５３ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０６－ ０５８７－ ０５ +./01：Ａ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ ｏｆ ｓｏｆｔ ｒｏｃｋ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅ Ｚｈａｎｇ Ｘｉａｏｙｕ１，２ ， Ｊｉａｎｇ Ｙｕａｎｎａｎ２ ， Ｌｉ Ｚｈｅ３ （１． Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｏｌｌｅｇｅ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｐｒｏｖｉｎｃｅ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｈｅｎｙａｎｇ Ｂｒａｎｃｈ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ， Ｆｕｓｈｕｎ １１３１１２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｓｅｅｋｓ ａ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｔｏ ｔｈｅ ｓｅｒｉｏｕｓ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ ａｎｄ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ８００ ｌｅｖｅｌ ｍａｔｅｒｉａｌ ｒｏａｄｗａｙ ｏｆ ２４４２ ｗｏｒｋ ｆａｃｅ ｉｎ ａ ｍｉｎｅ ｏｆ Ｌｏｎｇ Ｃｏａｌ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ａｎｄ ｅｘｉｓｔｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ａ ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ ａｎｃｈｏｒ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ｉｎ ｒｏａｄｗａｙ ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｄｅｅｐ ｓｏｆｔ ｒｏｃｋ ｒｏａｄｗａｙ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｕｓｉｎｇ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ＦＬＡＣ ３Ｄ ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｎｏｖｅｌ ｍｅｔｈｏｄ ｃｏｕｌｄ ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｅ ｔｏ ａｎ ｏｂｖｉｏｕｓ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ， ｒｏｏｆ ａｎｄ ｔｗｏｓｉｄｅ ａｎｄ ｒａｎｇｅ ｏｆ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｏｆ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ， ｒｏｏｆ ａｎｄ ｔｗｏｓｉｄｅ． Ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ ｖｅｒｉｆｉｅｓ ｔｈｅ ｖａｌｉｄｉｔｙ ｏｆ ｔｈｅ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｃｈｅｍｅａ ｍｅｔｈｏｄ ｃａｐａｂｌｅ ｏｆ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｆ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｓｏｆｔ ｒｏｃｋ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｉｎ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｏｆｔ ｒｏｃｋ ｒｏａｄｗａｙ； ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１７ － ０６ － ０６ 6789： （１１５４４０４３） ； ¡¢（２０１３ － ＫＦ０３） :;<=>?： £¤¥（１９７７ － ） ，¦，§§¨，©ª，«¬®，¯°：±²、³´，Ｅｍａｉｌ：１４９３１９９２９ ＠ ｑｑ． ｃｏｍ。 - 126 - ５８８ : Ø / . ， ， ， ， 。 ， µ ３Ｄ áâ， ã ＦＬＡＣ äåæçÑèéäåæê， Öíî¥ïð ³ñòáâ， Öí ÷ø， çù´ Ｔａｂｌｅ １ Öí １ î¥úûüý。 , ２７ + - １ â Í Ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ γ ／ ｋｇ·ｍ － ３ Ｋ ／ ＧＰａ Ｇ ／ ＧＰａ σ ｂ ／ ＭＰａ ｃ ／ ＭＰａ Å^ ２ ６３７ ５． ０ ３． ６ １． ３００ ３． ８０ ３３ ^Æ ２ ０００ ４． ０ ２． ７ ０． ３００ ２． ００ ２４ ^_ ２ ６３５ ３． ８ ２． ５ ０． ０５０ １． ００ ２８ ２ １ ６５０ ３． ０ ２． ０ ０． ００１ ０． ０８ ２０ ^ ２ ６２５ ３． ６ ２． ３ ０． ０７０ １． ２０ ３０ ^Æ ２ ０００ ３． ８ ２． ５ ０． ３００ ２． ００ ２４ ^ ２ ６２３ ６． ０ ４． ０ １． ０００ ３． ００ ３５ æçëì´ óôõö´ ¯ ´ òí， »À´ ¯æê，Á １ ÃÄ。 ³´ µ¶，·¸¹，º» ¼¥·，½³¾¿ ÅÆÖ×。 ØÙÚÛ － ８００ ÜÝ ２４４２ Þ， ß°±²à ¯ »，º ｘ Ö<²³¼ ２４． ２ ＭＰａ，ｙ Ö< ²³ ¼ ２２ ＭＰａ。 ͵½ø ¯¾ä¿© １， ËÌ ，¡¢，£ ¤¥¦§¨ ［１ － ６］ 。 «¬®¯°±² ©ª ÀÁÂ，ÃijÅÆ´ µ¶ÇÈÁÆ ，ÉÊËÌÍÎÏÐÑ，ÆÒÓÔÈÕ ³ φ ／ （ °） ØÙÚÛ － ８００ ÜÝ ２４４２ Þþÿ ~} ２ ，| ８００ ｍ，{Þ[ò。 \ ]^ _ ， ` @ ２． ６ ｍ； ? ^ ， ` @ ３． １ ｍ。 ´ ò í ñ ò （ ） ＋ ÷´ 。 ]? ê ２０ ｍｍ × ２ ４００ ｍｍ， ２０ ｍｍ × ２ ０００ ｍｍ， ７００ ｍｍ × ７００ ｍｍ， `@ ５０ ｍｍ。 ê １５． ２４ ｍｍ × ７ ３００ ｍｍ， “ ò” ~ Ｆｉｇ． １ }。 àÍ|、 >、 ¯¿ÀÁ Â，¤¥ ３５０ ｍ ， ¢]?、 ３ ¦ñò，， Ý ６５０ ｍｍ，³ ３ ／ ４ 。 ò，Dz， ， ù^_?¢ {， １． ２ ｍ。 ２ Ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ３． １． １ ¥Õäåæç， ëì ÜÝǦ®¦È<Ǧ®，º»Á ２、３ ÃÄ。 ² ´ òí  ２ È É¢，ÊË;ÌÍä （ Î ） ，]?¦，Ï ¬ ［７ － ８］ ， ËÌ Î Í Þ ３Ｄ ＦＬＡＣ äåæçÑëìàð ³ ñò，èéæê × × > ２０ ｍ × ３０ ｍ × ３０ ｍ，ë １９ ５２０ ¡¢£，２１ ７１４ ¡¤=。 àæ êÞ¥ÆÜݦ§， ù¨Ò， ©Þ ª «，¬¥@¾®Îϯ°÷， ± ²³ ２０． ２ ＭＰａ，æç´µ ３ １ １ ¶ª«。 þÿ· ÷ Ｍｏｈｒ － Ｃｏｕｌｏｍｂ @¸¹。 ËÌ Îº ，?ÐѳÒÍ。 ¾ÓÔ，ÜÝ Ö< ñòÕ Õ， Ö×ñò¢ Dz，。 ¬ ÑØ ÙÚ]?， àÑØ]?¬È<Ç ¦åÀ ５３９ ｍｍ； ， ，¯Û ５０ ｍｍ。 ëì ２、３ ÈÜ，ÙùëÝÞ： ÙùëßàáÜÝ â áã äºåÞæ©ç¦èéêëÞ - 127 - ¨６ © ª«¬，²：®¯ ５８９ °± ， ， ； ， ， ， ６４３ ｍｍ。 ， 、 ， 。 ， ¨©¡，ª«¤¬¨© ， ， ¡ ，¢£¤¥ 。 ¦§ ¡¢， £ ¥ ®。 ａ ５００ ａ ５００ ｂ １ ０００ ｂ １ ０００ ｃ ２ ０００ ｃ ２ ０００ ２ ｄ ３ ０００ ３ Ｆｉｇ． ２ Ｖｅｒｔｉｃａｌ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｏｒｉｇｉｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｏａｄｗａｙ ２、３ ，， ， 。 ｄ ３ ０００ Ｆｉｇ． ３ Ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｏｒｉｇｉｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｏａｄｗａｙ ３． １． ２ - 128 - ４ ¯¦°±§。 ５９０ ° ± ² ³ ´ µ µ · ２７ ¸ ¶ ， ， 。 ５ｂ ， ， ， ２２３ ｍｍ， １９２ ｍｍ， ， ¡。 ３． ２． ２ ６ 。 Ｆｉｇ． ４ ４ Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｉｎ ｏｒｉｇｉｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｏａｄｗａｙ ４ ， ，， 。 ３ ２ ３． ２． １ ， ， （ ） ＋ ， ， ， ７００ ｍｍ × ７００ ｍｍ， ２ ｍ。 ， ， ５ 。 Ｆｉｇ． ６ Ｆｉｇ． ５ ５ ｂ Ｖｅｒｔｉｃａｌ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ａｎｄ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｎｅｗ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｏａｄｗａｙ １０３ ｍｍ， ¥ ２４４２ ¤¦§¨ ２００ ｍ ， ５０ ｍ ©， ７ 。 ， ５０ ｄ １００ ｍｍ，¡¢£¤¥¦。 §¨ ª，©¢«¬ ®，ª«¬¯ ¤。 ５ａ ， 。 Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｉｎ ｎｅｗ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｏａｄｗａｙ ａ ６ ，¢ ， ， ， 。 £ ， ¤。 ４ ６ ， ３００ ｍｍ， - 129 - Ｆｉｇ． ７ ７ Ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ Ç６ È ５ É°Ê， ：« ５９１ ¼ ±， ２００２． ［２］ ： ， ， °， ， ³． １９（４） ： ３４３ － ３５１． － ８００ ２４４２ 、 ， ３Ｄ 。 ＦＬＡＣ ， ， 。 ， ， 。 ¡ ¢， £ ¤¥¦ §，¨¢¦¤¥ ©ª§， ¦« ¬®， ¦ ，¯ 。 ［１］ ． ［３］ ， ， ． ， ， ª´µ［ Ｊ］ ． ¶±·， １９９４， ª¸ ª¹ º´µ［ Ｊ］ ． ¶¹º， ２０１５， ３４（９） ： １０６ － １０８． ［４］ ¼ ［５］ ［６］ ， ． ª» ［ Ｊ］ ． ， ２０１１， ４０（４） ： ２４ － ２７． ½， ， ， ． ª¸¹º ［ Ｊ］ ． ¸¾¿±·， ２０１１， ２８（１） ： １ － ５． ， ± ， ， ． « À¹º´µ［ Ｊ］ ． ¶±·， ２０１３， ３８（４） ： ５６６ － ５７１． ［７］ ． ＦＬＡＣ３Ｄ Á ［ Ｍ ］ ． ：  ， ２０１１． ［８］ ±［ Ｍ］ ． ： ² - 130 - Ã， ． ＦＬＡＣ ／ ＦＬＡＣ３Ｄ ¸ ［ Ｍ］ ． ： ÄÅÆ， ２００９． （ ） ２７ ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １１ Ｎｏｖ． ２０１７ １ ， ２ ， １ （１． ， ２． Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ６ １５００２２； ， １５４６００） "： ， ， 、 ， ! ，¡ “ ¢£¤ ” ¥¦， §¨© ª ５０ ｍ “ «¬®¯° ＋ Ｕ ± ²³ ＋ ´µ” ²¶、 ¨© ·¸ ４０ ｍ “ ´µ ＋ ®¬¯ ＋ Ｕ ±²³ ＋ °µ ” ²¶、 ¨© ¹ ２０ ｍ “ Ｕ ±²³ ＋ °µ ＋ ´µ ＋ «¬®¯ ” ²¶。 º» ¼½， ¾¥¦ ¿ÀÁÂ，ÃÄÅÆÇÈÉÊ ２８５ ｍｍ，ËÌÆÇÈÉÊ ２２３ ｍｍ。 ¾¥¦ÍÎ ÏÐÑÒÓ¿ÔÕÖ。 #$%：； ； ； ＦＬＡＣ３Ｄ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０６． ００２ &'()*：ＴＤ３５３； ＴＤ３２２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０６－ ０５８１－ ０６ +./01：Ａ Ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ ｑｕｉｃｋｌｙ Ｂｉ Ｙｅｗｕ１ ， Ｚｈａｎｇ Ｃｈｕｎｆｅｎｇ２ ， Ｆａｎ Ｘｉｕｌｉ１ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｑｉｔａｉｈｅ Ｂｒａｎｃｈ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｌｏｎｇｍａｙ Ｍｉｎｉｎｇ Ｈｏｌｄｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏ． Ｌｔｄ． ， Ｑｉｔａｉｈｅ １５４６００， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｐｒｅｓｅｎｔｓ ａ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｔｏ ｔｈｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｐｒｏｂｌｅｍ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｎｅｃｅｓ ｓｉｔｙ ｏｆ ｑｕｉｃｋｌｙ ｄｒｉｖｉｎｇ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｄａｔａ ｆｒｏｍ Ｘｉｎｊｉａｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｗｉｔｈ ａｎ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｄｒｉｖｅｎ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｉｎ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ， ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｔｈｅｏｒｙ ａ ｎａｌｙｓｉｓ， ｔｈｅ ｃｏｍｐｕｔｅｒ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ， ａｎｄ ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ； ａｎｄ ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ａ ｔｈｒｅｅｓｔａｇｅ “ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ” ： “ ｂｏｌｔｉｎｇ ｎｅｔ ｃａｂｌｅ ｂｅｌｔ ｓｐｒａｙ ＋ Ｕｓｔｅｅｌ ｍｅｔａｌ ｓｈｅｌｆ ＋ ｇｒｏｕｔｉｎｇ” ｗｉｔｈｉｎ ５０ ｍ ｒａｎｇｅ ｂｅｆｏｒｅ ｇｏａｆ ｅｘｐｏｓｕｒｅ， “ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ＋ ｃａｂｌｅ ｎｅｔ ｂｅｌｔ ＋ Ｕｓｔｅｅｌ ｍｅｔａｌ ｓｈｅｌｆ ＋ ｓｐｒａｙｉｎｇ ” ｗｉｔｈｉｎ ４０ ｍ ｒａｎｇｅ ｄｕｒｉｎｇ ｔｈｅ ｇｏａｆ ｅｘｐｏｓｕｒｅ， “ Ｕｓｔｅｅｌ ｍｅｔａｌ ｓｈｅｌｆ ＋ ｓｐｒａｙｉｎｇ ＋ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ＋ ｂｏｌｔｉｎｇ ｎｅｔ ｃａｂｌｅ ｂｅｌｔ” ｗｉｔｈｉｎ ２０ ｍ ｒａｎｇｅ ａｆｔｅｒ ｇｏａｆ ｅｘｐｏｓｕｒｅ． Ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ ｒｅｓｕｌｔ ｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｒｏｐｏｓｅｄ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｐｒｏｍｉｓｅｓ ａ ｗｉｄｅｒ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｓａｍｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ， ｔｈａｎｋｓ ｔｏ ｉｔｓ ｄｅｍｏｎｓｔｒａ ｔｅｄ ａｂｉｌｉｔｙ ｔｏ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｅｎａｂｌ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ２８５ ｍｍ ａｎｄ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｒｏａｄｗａｙ ｓｉｄｅｓ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｏｆ ２２３ ｍｍ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｃｏｎｔｒｏｌ； ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｓｔｒｅｓｓ； ｇｏａｆ； ＦＬＡＣ ３Ｄ 2345： ２０１７ － ０７ － ２７ 6789:;： （１９７８ － ） ，，，，，¡¢£：¤¥¦§¨©、ª«¬®¯、°±，Ｅｍａｉｌ： ｂｉｙｅｗｕ＠ １６３． ｃｏｍ。 - 131 - ５８２ # / " ! ， 。 ， ， ， ， ， ，， ¡¢£¤¥¦， §¨， ©ª«¬®¯ °±²³«。 ´µ， ¶·¸¹º ［１ － １１］ ， ¿ÀÁ ［１］ ½ ¾ÃÄÅÆÇÅÈÉÊËÌ － ６６０ ｍＶ—ＶＩ ÍÎÏÐ，ÑÒÓµÔÕ、 Ö× ©»¼½¾ ØÙÚ¡¢ÛÜÝË、ÞßàÜáâã，¡ ［７］ ¢äåæ ； çè¸ éêëì í îïðñò±óàÜôõö÷øàÜ»ù àÜúûãâ。 ü ý½¾， þ¹ôÿ ¬Ì}|， º ~ _ ¸ ¸ $ ２７ 1 0 ＃ ， ９８ í ¬ ２ ～ ４ ｍ。 Ñ £， ¬* )¡¢、äåÑ ÝË。 １ ２ ，è［１２］ ， Èù， ('Ñ µ µ、 ð {[ 。 µ，{[ ， & ４５ ｍ，{[â ， & １２ ｍ，{[ ，& １５ ｍ； ，{[ ，& ４０ ｍ； ，{[ ， & １０ ｍ，{[â ，& ５ ｍ， {[ ，& １０ ～ ２０ ｍ。 ， １ È，(' é<;:。 µ， {[ ，® ¬{[ ，{[¡， { [ ， © ¢¡£¤% １ ¥，® ¬{[ ，{[¡¦，Ñ §{[ ，® ¬ １ １ {[ ，{[¡，Ñ §{[ ，{[ü¨©¤{[， Ñ {[È\]^_`½¾Ì @，ô¬ ©¡¢、äåð?¯>= ÿ~ ¬/ ÆÇ.-,ÈÉÊ+[ ， ，¬*)( ，?ó ËÌ 、 Ìô， － １５° ＃ ËÌ('， ９８ í ，¢ ４０ ｍ，¿ １ 。 ２ １ ¯á” _`， °$¶±¯ µ、 $ ²±¯ _`。 ２． １． １ Òñµñ¶·¸¹õºàÜ_`， »¼ ½¾¶ü¿ ， ÀȾÁñ¶ ð$±¯ ³('Ì@° ９８ í ，® ´ ５０ ｍ ó， {[Æ (° ２ §¨， Ñ µª{[ 、{[ 、{[ ，{[ 。 ª« {[È\]^， ùÿ ＃ ~ ９８ í ¬®>=，þ¹éê “ ａ ＃ ÂÃ@Ò，Äñ¶ñ ¤í ； %¥ ， Ñ Ｕ Åõ·¸àÆÇàÜ， È Ｆｉｇ． １ １ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｐｌａｎｅ ａｎｄ ｐｒｏｆｉｌｅ ｄｉａｇｒａｍ É*)Ê； ³{[â ð{[ ，® ùË̤% ｂ ９８ í ＃ ° ８ ａ ， Í，ÎϾÐ，® » ÓÒÓµ×Ø - 132 - ý_`Ò， _`， ×ØÔ´ÕÖ ÑÒ ²６ ２０ ｍ 。 ２． １． ２ º¯¥³ ３ ³ ４。 £¹， ４０ ｍ ， ， ， ５８３ ³´µ，：¶·¸ «¬ ， ， ， ， ， 。 ，、。 ａ 、 ° ２． １． ３ ， １０ ｍ １０ ｍ ， ， 。 ２ ２ IJKLMNSTUVWX ， ¡ ＦＡＬＣ ¢£ ，¢¥¦ １。 £¤§¨ ２２０ ｍ × ３Ｄ Ｆｉｇ． ３ '３ ｂ º° aLb[>IJcdST Ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｆｅｃｔ ｉｎ ｖｉｒｇｉｎ ｒｏｃｋ ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｇｉｏｎ ［１３］ ｈ ／ ｍ δ ｋ ／ ＭＰａ γ ／ ｔ·ｍ － ３ φ ／ （ °） ｃ ／ ＭＰａ Ｋ ／ ＧＰａ Ｇ ／ ＧＰａ ª´ ９． ５０ ４． ６００ ２． ６４ ４１ ２． ６ ５． ５０ ２． ４０ ¯µ ３． ３５ ３． ４００ ２． ６０ ３２ ５． ６ １０． ９５ ５． １０ ０． ８０ ０． ０１２ １． ５６ ３５ ２． ７ ２． ８２ ０． ５１ © ¯µ¶ ３． ５０ ４． ６００ ２． ４０ ３０ ２． ８ ９． ９９ ３． ２８ ｂ ３２ ２． ４ ５． ５０ ３． ８０ º°，» °，» © ２． ５７ ａ ZL[\]U Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｃｏａｌ ｒｏｃｋ ｏｆ ｍｏｄｅｌ ª´¶ ２０． ００ ２． ３５０ Ｔａｂｌｅ １ Y１ ±§ «¬， １５ ＭＰａ，¥¢°¦ １８ ＭＰａ，¢¨²£¤¥³ ２。 «¬，®¯ ¤ ３５０ ｍ × ９０ ｍ， ©ª ０． ８ ｍ， £¤¡¢£¤ ｃ °，± Ｆｉｇ． ２ ' ２ UV^_W` Ｎｕｍｅｒａｌ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｍｏｄｅｌ «¬ （１５ ＭＰａ） （１８ ＭＰａ） ·¸® - 133 - Ｆｉｇ． ４ '４ ｄ º°，± eb[>IJcdST Ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｆｅｃｔ ｉｎ ｈｉｇｈ ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｇｉｏｎ ５８４ ½ ¾ ¿ À ３ ４ ， ， “ ” ， ， 。 ３ ， ， ， １２０ ｍｍ， ９． ５０ ｍ ¯´µ， ±² ３． ５０ ｍ ´µ，·¸¹ ３ １ AB?@ １ ６００ ｍｍ ３ ， １ ０００ ｍｍ × １ ０００ ｍｍ， ３ ； ２０ ｍｍ × １ ６００ ｍｍ ２ ， １ ０００ ｍｍ × １ ０００ ｍｍ， ４ ， ¡ ５ ¢£。 ａ ｂ ¦¥ Ｆｉｇ． ５ '６ Ｆｉｇ． ６ ３ ２ ３． ２． １ ZLjklm' Ｃｏａｌ ｒｏｃｋ ｓｙｎｔｈｅｓｉｓ ｃｏｌｕｍｎａｒ ｓｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｓｅｃｏｎｄ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ (noIJKLMNOP （１） ¾， º ＋ Ｕ » ¡ ¼ 。 ７ ¢£。 ½ ， Ü、 ¿ ¡ ， £ ２ ２ ， ５００ ｍｍ 。 ¤Ý¥Þß Ｕ »àá ¼¦âÀ ， ８ ¢£。 （２） §¨ 。 ©ã ä ， §¨ ，ªå«¬®¯æ，§¨°± Ûç°±²³è， é´²µ¶ ¤¥ １７． ８ ｍｍ × ６ ０００ ｍｍ À°ÕÖ× Ø¢， È Ù ２００ ｋＮ， １ ５００ ｍｍ × ２ ０００ ｍｍ，¢ úº， Ä Å ÆÇÚ ２ Û， Û ３ 。 ［１４ － １５］ ， ¿ ２２ ｍｍ × ２ ４００ ｍｍ À°Á ， ¢ úº，Ä Å ２ ÆÇ ÈÉ， È １００ ｋＮ， ÊÁÂËÌ， ÍÎ ÏÐÑ，Ò Ó¡Ô ５ ， １ ０００ ｍｍ × １ ０００ ｍｍ； × ３ ４００ ｍｍ × ３ ６００ ｍｍ，， ： ２０ ｍｍ × ６ ¢£。 ， ２ ， ２６０ ｍｍ， ３ ， １． ６０ ｍ¯´µ １． ７５ ｍ ¯¶µ， ， ３６０ ｍｍ ， à ２７  ¯° ０． ９０ ｍ， ¯ ° ０． ８０ ｍ， ± ² ³ ， ， Á ９８ ＃ §¨，©ª«¬，® 。 ４ ， ， （ ） ， １００ ｍｍ， 。 Á ' ５ IJfgFhi]U Ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｂ ｆｏｒ ｒｏａｄｗａｙ １ ｄ， §¨¯°Ù ２０ ｍｍ。 （３） µ·¸¨È。 ê ¹º´ë ì ２０ ｍ ²， »íî、¥Þ，ï ¼ - 134 - «６ ¬®¯，°：§±² ， ［１４ － １５］ 。 !"#$"#%& '(，)*+%，+ ,- ４２５ . /01+。 ２． ５ ｍ，１ ， 23， １． ５ ｍ， ３ ，4 ３０°； １ ｍ ， ７５°，4 １５°； ２ ， 4 ３５°， ７ ９ 。 ， ， ［１６ － １７］ ： （１） ８ ０００ ｍｍ， Ｕ １ ０００ ｍｍ × １ ０００ ｍｍ， 56 ３０°， １０ 。 （２） Ｕ ， ５００ ｍｍ， ¡¢， ５０ ｍｍ。 ａ Ｕ ， ， ２ ４００ ｍｍ， １ ０００ ｍｍ × ６ ０００ ｍｍ， １ ０００ ｍｍ； ６００ ｍｍ ， １ ０００ ｍｍ， ５８５ Ｆｉｇ． ９ ９ Ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｌｅａｄ ｇｒｏｕｔｉｎｇ ｂｏｒｉｎｇ Ｆｉｇ． ７ ７ Ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｄｒａｗｉｎｇ ３． ２． ３ １０ Ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅ ＃ ９８ £¤¡¥ １０ ｍ ， Ｕ ， １ ０００ ｍｍ， ５０ ｍｍ， ¢ ， ，78¡ １０ ｍ ， ３． ２． ２ Ｆｉｇ． １０ Ｆｉｇ． ８ ｂ ８ Ｕ Ｓｋｅｔｃｈ ｄｒａｗｉｎｇ ｏｆ Ｕｓｔｅｅｌ ｍｅｔａｌ ｓｈｅｌｆ ｓｕｐｐｏｒｔ ¦， ， ¡ ， ， ４０ ｍ ２ ｍ， ３． ６ ｍ， ６ ｍ。 ， ３ ３ ７ 。 9:§ ;¦ ，“ <” =¨ ©，>? ª。 ¡ - 135 - ５８６ Ô ¼ Õ » ３０ ｍ １ 、 ４０ ｍ ２ ， ２０ ｍ １ ， １１ ， １２。 ａ ¹ ［２］ ¼， ［３］ ［４］ Ｆｉｇ． １１ ｂ Ä ． ， ， ¡ Ｒｅｌａｔｉｖｅ ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ ［６］ ［７］ ［９］ ［１０］ ［１１］ ' １２ ~<=>IJKLMNST Ｃｏｎｔｒｏｌ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｏｆ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｔｈｒｏｕｇｈ ｇｏａｆ ４ ， ½． ¾¡À¥ ª« ［ Ｊ］ ． ÀÁ»¹， ２０１３， ４１（７） ： ５１ － ５３． Èɹ． ÊËÌÀÍ ¹Ï¹º， ２０１３， １２（１） ： １５ － １９． Ð． À¥ Î［ Ｊ］ ． ª« ¯ ［ Ｊ］ ． À Á ， ２０１４， ３３（９） ： １９９ － ２０１． ， ． Ñ ¡ ¿ ［ Ｊ］ ． À¥¸Ò， ２０１５， ４６（１） ： １１２ － １１５． ． ¥Óà à ¶ ［ Ｊ］ ． ÀÁÅ， ２０１６， ３９（７） ： １３ － １６． ． ¿ （６） ： ９ － １２． Æ［ Ｊ］ ． ¿， ２０１６， ３７ ¡¢£， ¤． ª« ［１３］ ¦§， ¨ ©Ö． ＦＬＡＣ ／ ＦＬＡＣ３Ｄ Å · ª ［ Ｍ］ ． « ［１４］ ［１５］ ¥ ［ Ｊ］ ． Ô¼Õ»¹¹º， ２０１５， ２５（５） ： ４６３ － ４６８． ®， ２０１３： １ － ９３， １４７ － １７４． ×Ø， ¤， ¯É¼， ½． Ì¿ ÀÍ°± ² ´ Û ³ÙÅ［Ｊ］． ÀÁ»¹， ２０１５， ４３（１０）： ５１ － ５５． · µ， ¶·， ¸É¹． Ú ［ Ｊ］ ． ¤ « · ¹ ¹ º （ ´ » ¹ （３） ： ７１ － ７４． ） ， ２０１４， ３１ ［１６］ к»， ¼¡½． Ì¿¢ £¤ ［ Ｊ］ ． ［１７］ ¾¿·， ·¹£， ÀÉ£． ¦ §¨©± ÀÁ»¹， ２０１４， ４２（２） ： １２ － １５． ÅÆ［ Ｊ］ ． ÀÁ， ［１２］ （１）  ， ½． ¾¡¥ª« ： ⬠１１ ， “ ” ， ２８５ ｍｍ， ２２３ ｍｍ， ４０ ｄ ， ， （ １２） 。 ª« ［ Ｊ］ ． ÀÁ·， ２０１３（１） ： ８６ － ９２． ， Ç， ［ Ｊ］ ． ÃÀÁ， ２０１２（３） ： ５９ － ６０． ２０１２（４） ： １１５ － １１６． ［５］ ~<=>IJ ®， ½． ¾¡¥¿ ª« ［ Ｊ］ ． ÀÁ»¹， ２０１２， ４０（１１） ： ３８ － ４４． ［８］ Ｆｉｇ． １２ ） ， ２０１２（３２） ： ３０５ － ３０７． ， ， ， ， ½． ¶·［ Ｊ］ ． ¸¹ ³´µ． ª« ¹º（ ´»¹ Ü ２７ Ý º ， “ ” ， ５０ ｍ “ ＋ Ｕ ＋ ” 、 ４０ ｍ “ ＋ ＋ Ｕ ＋ ” 、 ２０ ｍ “ Ｕ ＋ ＋ ＋ ” 。 （２） ，“ ” ， ２８５ ｍｍ， ２２３ ｍｍ， 。 （３） ¡¢£¤¥¦ §¨©ª« ， ª« ¬®， ¯°±§¨© ²。 ［１］ ' １１ ¹ ]+.： - 136 - Á ［ Ｊ］ ． ÀÁ·， ２０１５， ４７（１） ： ４０ － ４３． （ - ） ２７ ６ Ｖｏｌ． ２７ Ｎｏ． ６ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１７ １１ １，２ ， Ｎｏｖ． ２０１７ ３ ， ２ ， （１． ２ ， １５００２２； ２． ， １５００２２； ３． ， １５００２２） "： ， ， ， ， ! ¡¢£¤¥¦ ２． ５ ～ ２． ７。 §¨ ¬®¯°±²³´µ¶·¸¹º»¼½¾¿。 ， ©ª « #$%：； ； ； ； ； ·¸¹ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１７． ０６． ００４ &'()*：ＴＵ４５２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１７）０６－ ０５９２－ ０５ +./01：Ａ Ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｎ ｒｕｌｅｓ ｂｅｈｉｎｄ ｓａｎｄｓｔｏｎｅ ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅｓ Ｃｈｉ Ｘｕｅｈａｉ１，２ ， Ｐｕ Ｗｅｎｌｏｎｇ３ ， Ｄｕ Ｈｏｎｇｆｅｉ２ ， Ｚｈｏｕ Ｊｉａｎ２ （１． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｇｒｏｕｎｄ Ｐｒｅｓｓｕｒｅ ＆ Ｇａｓ Ｃｏｎｔｒｏｌ ｉｎ Ｄｅｅｐ Ｍｉｎｉｎｇ Ｋｅｙ Ｌａｂ，Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａｎ ｅｆｆｏｒｔ ｔｏ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅ ｔｈｅ ｌａｗ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｒｏｃｋ ｆａｉｌｕｒｅ ｄｕｅ ｔｏ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎｓｔａ ｂｉｌｉｔｙ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｆｒａｃｔａｌ ｇｅｏｍｅｔｒｙ ｍｅｔｈｏｄ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｓａｎｄ ｓｔｏｎｅ ｆｒａｇｍｅｎｔｓ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｄｅｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｉｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅｓ， ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｔｈｅ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅ ａｎｄ ｃｒｕｓｈｉｎｇ ｓｉｚｅ， ｑｕａｎｔｉｔａｔｉｖｅｌｙ ｄｅｓｃｒｉｂｉｎｇ ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｆｒａｃｔａｌ ｄｉ ｍｅｎｓｉｏｎ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｅｇｒｅｅ ｏｆ ｂｒｏｋｅｎ， ａｎｄ ｐｒｏｖｉｄｉｎｇ ｔｈｅ ｆｒａｃｔａｌ ｄｉｍｅｎｓｉｏｎ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｒａｎｇｅ ｏｆ ２． ５ － ２． ７． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ｐｒｅｄｉｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆｒａｇｍｅｎｔ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｒｏａｄ ｗａｙ ｆａｉｌｕｒｅ ａｎｄ ｔｈｅ ｒａｐｉｄ ｅｓｔａｂｌｉｓｈｍｅｎｔ ｏｆ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ ｆｏｒ ｅｍｅｒｇｅｎｃｙ ｒｅｓｃｕｅ ｃｈａｎｎｅｌｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｒｏａｄｗａｙ； ｓａｎｄｓｔｏｎｅ； ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｒｕｌｅｓ； ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅ； ｆｒａｃｔａｌ ｄｉｍｅｎｓｉｏｎ； ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ ｓｅｌｅｃｔｉｏｎ 2345： ２０１７ － ０７ － １１ 6789： （５１６７０４１５７３） ； ¡¢£¤（２０１６ＹＦＣ０６００９０１） ；（ Ｅ２０１５０３１） ； ¥¦§（２０１４Ｆ２３１５ － ０３） :;<=>?： ¨©（１９８２ － ） ，ª，«¬®，¯，°±，²³´： - 137 - µ¶，Ｅｍａｉｌ：ｃｈｉｘｕｅｈａｉ＠ １６３． ｃｏｍ。 ,６ + ０ *Ñ)，´：¬;Á@:/^ ， ［１ － ３］ 。 ［４ － ５］ 。 ， ［６］ 。 ¡¢ £¤¥¦ §，¨©ª«、¬®¯«、¬°§«、±²³«´¤ ¥µ«，¶·¸¹º»¼½¾¿ÀÁÂÃ。 ÄÅ¿ÆÇ ÈÉÊȨ©Ë Ì，͸ ÎÏРѵÒÓÔ´ÕÖ× ©。 Ｂ． Ｂ． Ｍａｎｄｅｌｂｒｏｔ Ø ５９３ ÉÊ １ １ １ ì]ÑÒÓ-ú ＴＡＷ － ２０００ ÷½ô<¾ ¿ÀÁçÂÃÄÅ]ô， |ÓÔòÁ@ °、 \ Á @ °、 > Õ ô < ° < Ö ´ ×~。 １ ２ （１） Á。 ì]ØÙà^， Ú[ Ü Ý Á １５ 。 à ç ÑÑÛ １００ ｍｍ、Þß ５０ ｍｍ àá。 Âà â×ÓÔ°ãäå １ ÏÙÚÛ¬ÉÜÝÞßàáâÕã ÏÝ ÞÑ。 ÏÙÚáâä åæàáâç ä。 ïð， ñòÑóÕ¿ ô٠ѵ«îêáâ， êõ １ Ｔａｂｌｅ １ èéêëìíî × æ。 Ｐｈｙｓｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｓｐｅｃｉｍｅｎｓ ¸¹º Ñö÷´øùö÷， ¶ÏÙÚÖú ç Ñûüýþêÿò~}， à¿ÆÇ͸ ç× ｍ／ ｇ ｈ ／ ｍｍ ｄ ／ ｍｍ Ｖ ／ ｍｍ３ ρ ／ ｇ． ｃｍ － ３ Ⅰ ４２７． ６０ １０２． ５３ ５０． ５２ ２０５ ５２６． ３６ ２． ０８ Ⅱ ４３０． ７０ １０２． ６２ ５０． ５１ ２０５ ６２５． ３４ ２． ０９ ͸»|¼Ö× {á ［７ － ９］ âèéêÙÚ 。 |， 、[´ Ⅲ ４３４． ２０ １０２． ８５ ５０． ３９ ２０５ １０８． １４ ２． １２ Ⅳ ４３３． ００ １０３． ４６ ５０． ５１ ２０７ ３０８． ４９ ２． ０９ Ⅴ ４３６． ６０ １０３． １５ ５０． ５６ ２０７ ０９６． ７３ ２． １１ ͸ \、 Ñ、 «ÙÚ， êÍ ［１０ － １２］ ͸ ÓÔµÒ； ´ Ï ä ÚêçÙ« Ï ，áâê Èì´ Ï，þ Ï Ｅ Ï ［１３ － １４］ ´ Ð Ï ÔＤ ÔÊÁ； ì]Ï^ _Ï `«、 çÏÐ Ô_ô、 Á@Û¡¢£ ©，^Ï Ｄ０ _Ï Ｄ ｓ ¤¥¦ （２） ÆÃ\Çì]。 è×Ïé ０． ００２、 ０． ００４、０． ００６、０． ００８、０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ÆÃ\Çì]。 （３） ËÏ。 çúÊßà ０． ３、０． ５、 ２． ０、５． ０ ｍｍ Ï ；§¨©´ ［１５］ Þ¢Þê ËÌËÏ，¢£` ５ ｍｍ ý，ËÏúëì¾Ìíµ （４） Ô Ï。 òËÌ ÐÙ µÒ。 Ï ^ ϵ«。 Âò¬³ì ，´úº§ Ü¥。 ó “ § ［１７］ Ô ，µ¶· ２ － º ” >Õ ，Íö÷áâ ¶Á@ì]， Á@:õ ０． ００２ ｍｍ ／ ｓ ö <¾¿ÀÁçÂÃÄÅ]ôÕ^î ¬;Á@: ÆÃ\Çì]，，Èú¬ ÷ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ，Õ ËÌËÏÛ°>¬; § ， Í Õ|îÏ，áâ¶ÎÏÁ@:/ç 。 ç~ ;ÉÊ Á@:Õ. ` ª± Ïи=¹ºà¶·§ Ïи=Ïáâ ［１０，１３ － １４］ 。 ¨´ú ＴＡＷ － ２０００ ÷½ô ±ú»¼ ÉÊ，Ð Ú ， ó ì]}ôÏ ÏÝÞ äÕ`Ù®¯Á@ì]î°>Ï ，` Ù ¶ ® ¯ Ï Ð ¨ © Ï ÏÐîìª ú ¬;ÎßîïÍðñÔ 。 áâêçÏÐ Ï ［１６］ Ô_|ªÙ Ñ«§ ； «?¬´ Öú Õç Á@:î 。 ÏÐø©ùú ¢£¡© ÉÊ。 ß １ ûü¬;Êß îËÏ - 138 - ËÌ }。 Õß １ ËÏý ５９４ « ¬ ® ¯ ， ， ， １０． ０ ｍｍ ， ； ° ， ０． ３ ｍｍ ，。 ， ０． ３ ～ １０． ０ ｍｍ。 。 ± ，％ ； ｄ———，ｍｍ。 F２ Ｔａｂｌｅ ２ GHWXYZ[\]^XYSTOP_U`a(V Ｍａｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｓｐｅｃｉｍｅｎｓ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｆｒａｇ ｍｅｎｔａｔｉｏｎ ｄｅｇｒｅｅｓ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅｓ ｍ／ ｇ ｄ ／ ｍｍ Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ １５９． ６ ９６． ７ ８４． １ １０８． ５ ４６． ０ ５． ０ ～ ＜ １０． ０ ５． ４ ５． ６ ５． ６ ４． ５ ３． ０ ２． ０ ～ ＜ ５． ０ ２． ５ ２． ６ ２． ８ １． ８ １． ４ ０． ５ ～ ＜ ２． ０ １． ０ ０． ９ ０． ８ ０． ６ ０． ４ ０． ３ ～ ＜ ０． ５ ０． ６ ０． ５ ０． ５ ０． ３ ０． ２ ＜ ０． ３ ３． ８ ２． ７ ２． ７ ２． ４ １． ０ ≥１０． ０ Ｆｉｇ． １ '１ F３ MNGHOPQR Ｓｈａｐｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｆｒａｃｔｕｒｅｄ ｒｏｃｋ ｓｐｅｃｉｍｅｎ ０． ００２ ～ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ， ， ３ Ｔａｂｌｅ ３ Ｓｐｅｃｉｍｅｎｓ ａｔ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅｓ ｂｒｏｋｅｎ ｐａｒｔｉ ｃｌｅ ｍａｓｓ ｐｅｒｃｅｎｔａｇｅ ｓｔａｔｉｓｔｉｃｓ ｄ ／ ｍｍ ， 。 ３ １ GHWXYZ[\]^OPbc`a(L ， ［１８］ 。 ： ， ０． ３、０． ５、２． ０、 OPSTU(V ｗ／ ％ Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ ＜ ０． ３ ０． ８８ ０． ６３ ０． ６２ ０． ５５ ０． ２４ ＜ ０． ５ １． ０２ ０． ７５ ０． ７４ ０． ６２ ０． ２９ ＜ ２． ０ １． ２５ ０． ９６ ０． ９２ ０． ７６ ０． ３８ ＜ ５． ０ １． ８２ １． ５７ １． ５７ １． １７ ０． ７２ ＜ １０． ０ ３． ０７ ２． ８８ ２． ８６ ２． ２０ １． ４３ ＜ １００． ０ １００． ００ １００． ００ １００． ００ １００． ００ １００． ００ µ ¶， ０． ００２ ～ ５． ０、１０． ０ ｍｍ ， ０． ３ ｍｍ 、０． ３ ～ ０． ５ ｍｍ、 ０． ５ ～ ２． ０ ｍｍ、５． ０ ～ １０． ０ ｍｍ、 １０． ０ ｍｍ ¡ 。 ， ¢£ ２、３。 ０． ００２ ｍｍ ／ ｓ ¤¥ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ¦， ， § ¨ ©ª， ， ０． ３、０． ５、２． ０、５． ０、１０． ０ ｍｍ « １ ～ ５ ¬ ®， ¯°， ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ，· ¸ ´ （１） ´²³°， º» Ａ、 Ｂ、Ｅ ¹，¡¼¢ １， ½¾¿ À£Á²³¤´ÂÃÄ¿ 。 ： ０． ００２ ～ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ， ˧ § 。 Ï °¸ ÅÆ¥ÇȰɤ¦§Ê ¨ ，¨Ì § ¹©。 ¬ § ¢ ２。 § ¨±， ²³°。 ｗ ＝ Ａｄ３ ＋ Ｂｄ２ ＋ Ｅｄ ＋ Ｆ， ³ ２７ ´ ² ´：ｗ——— ｄ § ¨ （ １０． ０ ｍｍ ０． ３０ ｍｍ） ， ， ， ± ¹©。 （１） - 139 - ª© § © ，Í©Î ¨Ì Δｗ０． ００２ ≈Δｗ０． ００４ ≈Δｗ０． ００６ ≈Δｗ０． ００８ ≈Δｗ０． ０１０ 。 °６ ± ²³´，：§¯ “ － ” ： ３ ２ Ｆｉｇ． ２ Ｍａｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｂｒｏｋｅｎ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ａｎｄ ｄａｔａ ｆｉｔ ｔｉｎｇ ｕｎｄｅｒ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｌｏａｄｉｎｇ ｒａｔｅｓ ：ｒ———； Ｎ——— ｒ Ｎ０ （２） ， ， 。 ［１６，１９］ ，¤¥ ¡、¢£ ¦§¨© ，¦ª ²¡ ¢ ， £ °³´ 。 Ｃ Ｎ ＝ Ｄ， ｒ Ｄ——— µ¶¤¥¦£ ， ·¸ ２． ５ ～ ２． ７ ¹º®， §»¼ ¨ © ； 。 ｒ ｍａｘ ｒ Ｎ ＝ ｒ ｍａｘ Ｎ０ ( ) ， ， （２） ｗｅｉｂｕｌｌ α ｒ － ｒ０ α ３ Ｆｉｇ． ３ ３ ３ ｒ ＝ ｒ０ α ｌｇ（ ｍ ｒ ／ ｍ０ ） － ｌｇ ｄ ｌｇ（ ｍ ｒ ／ ｍ０ ） － ｌｇ ｄ ｃｕｒｖｅｓ ４ ０． ００２ ～ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ¾ ¬® ¯ ¹ 。 （４） ｄｍ ｒ ～ ｒ α － １ ｄｒ ， ｄｍ Ｒ ～ － ｒ α － １ ｄｒ， α －１ ｄｒ， ｒ 。 ｄｍ ｒ ＝ ｄ（ ｍ０ － ｍ Ｒ ） ＝ － ｄｍ Ｒ ～ ｒ ：ｍ Ｒ ——— （２） { [ ( ) ]} ( ) ， （４） （３） 。 １ ， （３ ） ：ｍ ｒ ——— ｒ ； ｍ０ ———； ｒ０ ——— [ ( ) ]， ｍｒ ＝１ － １ ＋ ｍ０ 。 －Ｄ ｍｒ ｒ ＝ １ － ｅｘｐ － ｒ０ ｍ０ ［１８］ ª，©½« ； “ － ” ［１９］ ： ｒ ／ ｒ０ 。 ¦«¬® ¯©°，± Ｃ——— （７） ３ ， ３ ， ２ ｍ ｒ ／ ｍ０ － ｒ ，α 。 （５） ～ （７） Ｄ ＝ ３ － α， ［１８］ ｄＮ ～ ｒ － ３ ｄｍ Ｒ ， ５９５ µ¶ （５） ｄＮ ～ ｒ － Ｄ － １ ｄｒ。 （６） ，， “ － ” Ｆｉｇ． ４ - 140 - ４ Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐｓ ｂｅｔｗｅｅｎ ｆｒａｃｔａｌ ｄｉｍｅｎｓｉｏｎ ａｎｄ ｌｏａｄ ｉｎｇ ｓｐｅｅｄ ５９６ ¡ ½ ４ ， ０． ００２ ｍｍ ／ ｓ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ， ２． ５ ～ ２． ７ ， 。 、 À ［５］ ［６］ ，。 ［７］ ４ ［８］ （１） º Ý ２７ Þ » £½ºÀ， ２０１７， ４５（１） ： １１２ － １１６， １５３． ［４］ ； ， ， 。 º ， ¦²§， ， ． £¤ Á¾¿°ÂÃĶ ·¨［Ｊ］． ¡½ÀºÅº»， ２０１２， ２２（６）： ５４９ － ５５２． º©， ． £¤´¾¿À¶·¤´¾¿ª« ［ Ｊ］ ． £¹， ２００５（４） ： ６２ － ６４． ， Ƭ， ¦²§， ． Ç ÈÃÄÂÉ Êº［Ｊ］． ¡½Àºº»， ２０１６， ２６（４）： ３５１ － ３５７． ， ¦²§， ， ． ®¸¯°± Ëà ÄÂÌ［Ｊ］． ¡½ÀºÅº»， ２０１３， ２３（１）： １ － ５． ， Ƭ， ¦²§， ． Ç ÈÃÄÍÎ ÂÉÌ［ Ｊ］ ． ¡½Àºº»， ２０１６， ２６（３） ： ２５１ － ２５５， ２６１． ［９］ 。 （２） 。 （３） ［１０］ ［１１］ ， 。 ［１２］ ¦²§， ± ， ， ． ÂÏÍΰ¾¿ÐÄ¤Ç Ñ«Ò²［Ｊ］． ¡½Àºº»， ２０１７， ２７（１）： １ － ７． ³£． ®¸［ Ｊ］ ． ¹º»， １９９５， １７ （１） ： １８ － ２３． ³£， Ｐａｒｉｓｅａｕ Ｗ Ｇ． ¸［ Ｊ］ ． Ê ºÓ¹º»， １９９３， １２（１） ： ２８ － ３７． ， ´， ． Æ ［ Ｊ］ ． °²¤Ô， １９９７， ３１（３） ： ５０ － ５５． ． ［ Ｊ］ ． ʺÓÕ （４） ０． ００２ ～ ０． ０１０ ｍｍ ／ ｓ ［１３］ µ， ， ， ，。 ［１４］ µ， ³£， ． Ö （５） ， ［１５］ ¶±·， ×， ¡º． ¸¸Êº ２． ５ ～ ２． ７ 。 ，；，。 ［１６］ ［１７］ ： ［１］ ［２］ ， ． ¡ ¢ £ ¤ ¥ ¦ § ¨ © （ １９９４— ［１８］ ， ２００５． ［１９］ ２００４） ª ［ Ｍ ］ ． « ¬ ®： ¡ ¯ °， ［Ｊ］． ¦ ［３］ ¢£， ． £±²³£¤ ´ µ¡¶· ¸¹ºº»（¼½º）， ２０１１， ３１（３）： １３ － １６． ． £¤¥¨©´¾¿À¤¥［ Ｊ］ ． - 141 - ， １９９４， １６（２） ： １６ － １７． ［ Ｊ］ ． ʺӹº»， １９９９， １８（５） ： ５０３ － ５０６． ［ Ｊ］ ． °²¤Ô， １９９８， ７（３） ： ２７ － ３０． ¹Øº， ¢ ． ¸»¼ Ù ［ Ｊ］ ． ʺ， ２０１２， ３３（１１） ： ３２２５ － ３２２９． £， ， ２００５． ¤． Ú Û º ［ Ｍ ］ ． ¥ ： È ¦ ½§， Ø． ¸Ü¶·［ Ｊ］ ． ¨ ¥¸¹ºÅº»， ２００３， ２５（２） ： １１ － １７． µ， ³£， ． ¤¾¿ ［ Ｊ］ ． ʺӹº»， １９９４， １３（３） ： ２４０ － ２４６． （ ） ２８ １ Ｖｏｌ． ２８ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１８ １ １ ， ２ ， １ Ｊａｎ． ２０１８ １ ， ， （１． ， １５００２２； ２． ， １ １１２７００） ， "： － ５００ ， ， 。 ! ， ， ２０． ０８°， １８１． １９° —。 １４１． ０３°，。 。 #$%： ； ； ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１８． ０１． ００４ &'()*：ＴＤ３１１ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１８）０１－ ００１９－ ０６ +./01：Ａ Ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ ｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ Ｌｉ Ｔａｏ１ ， Ｇｕａｎ Ｃｈａｎｇｇｕｏ２ ， Ｑｉｎ Ｔａｏ１ ， Ｊｉｎ Ｚｈｕｐｅｎｇ１ ， Ｓｕｎ Ｊｉａｑｉ１ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｘｉａｏｋａｎｇ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ， Ｔｉｅｆａ Ｃｏａｌ Ｉｎｄｕｓｔｒｙ Ｒｅｆｃｏ Ｇｒｏｕｐ Ｌｔｄ， Ｔｉｅｌｉｎｇ １１２７００， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｎｔｒｏｄｕｃｅｓ ａｎ ｅｆｆｏｒｔ ｔｏ ｅｌｉｍｉｎａｔｅ ｔｈｅ ｎｏｔｏｒｉｏｕｓ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔｙ ａｒｉｓｉｎｇ ｏｕｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｍａｉｎｔｅｎａｎｃｅ， ａｓ ｏｃｃｕｒｓ ｉｎ Ｏｕｌｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｒｅｅ ｔｙｐｉｃａｌ ｉｎ ｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｐｏｉｎｔｓ ｉｎ ５００， ｃｒｏｓｓｃｕｔ ａｎｄ ｃｒｏｓｓｃｕｔ ｄｉｓｔｒｉｃｔ ｄｉｐ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｐｅｒｆｏｒｍｉｎｇ ｉｎｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔｓ ｕｓｉｎｇ ｈｏｌｌｏｗ ｉｎｃｌｕｓｉｏｎ ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｌｉｅｆ ｔｅｓｔ ｍｅｔｈｏｄ， ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ｏｐｔｉｍｉｚｉｎｇ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ ｕｓｉｎｇ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｍｉｎｅ ｆｉｅｌｄ ｉｓ ｍａｒｋｅｄ ｂｙ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ ｄｏｍｉｎａｔｅｄ ｂｙ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ａｎｄ ｈａｓ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｐｒｉｎｃｉｐａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ｉｎ ＮＷ ＳＥ ｔｒｅｎｄｉｎｇ； ｔｈｅｒｅ ｉｓ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍａｌ ａｎｇｌｅ ｏｆ ｎｅａｒｌｙ ２０． ０８° ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｘｉｓ ａｎｄ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｐｒｉｎｃｉｐａｌ ｓｔｒｅｓｓ； ａｎｄ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｕｍ ａｚｉｍｕｔｈ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ ｉｓ ｎｅａｒｌｙ １８１． １９° ｏｒ １４１． ０３°， ａｌｌｏｗｉｎｇ ｆｏｒ ａ ｍａｘｉｍｕｍ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔｙ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｍａｉｎｔｅｎａｎｃｅ． Ｔｈｉｓ ｓｔｕｄｙ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｄｅｓｉｇｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙｓ ｉｎ ｍｉｎｅ ｆｉｅｌｄｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ； ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ； ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｌｉｅｆ ｍｅｔｈｏｄ； ｏｐｔｉｍａｌ ｉｎｃｌｕｄｅｄ ａｎｇｌｅ 2345： ２０１７ － １２ － ０４ 6789： :;<=>?： （１９８５ － ） ，， （２０１７ＲＡＱＸＪ０６７） ； （ Ｅ２０１５０３１） ，，，：，Ｅｍａｉｌ：ｌｉｔｔｌｅ６５１１９４５＠ １２６． ｃｏｍ。 - 142 - ２０ ０ ¸ Ù Á Ú ´ １． ２ ， １． ２． １ ， ， ， Ü ２８ Ý Û ¥¹º， ¾Ê²«¬， 。 。 ³¼§¬¡»¼§¯。 ¡ ¯。 »¼§¯´ µ¬¡» ¶È ＫＸ － ８１ ·¡ ， ， »Ë 。 、 、、 ¢ ，¹Æ¬º、»«¼ ， Ì、 、ν¾Ï。 。 ¼´ ， ， ，， ， 。 ¡， ¦§¨© ª ¬。 ª ［４］ ¥ ［５ － ７］ 。 （３） ¼ÔÖȤ。 ¬ ®¯， 。 ¥ ， £ ，£ 。 ²， ¡ © ¹ÉÊ， × ¼ Ï ［ ８ － １０ ］ « ，³ （２） Ä Ñ Ò Ó Å Æ、 ， ¼ Ô ª Õ Ç ¤， ¥ １． ２． ２ εθ ＝ °，± 。 ¬¡ »¼§¯， © ª¶¼§， ，¢ £¦½¤¥¦。 １ １． １ ¾，¨¸ ¸ （１） εｚ ＝ （２） ４ （１ ＋ μ） （ τ ｙｚ ｃｏｓ θ － τ ｚｘ ｓｉｎ θ） ｋ３ ， Ｅ Ｅ———Ç®§； （３） ˲； τ ｘｙ ———ｙｚ Õ¯ ｙ Ë； σ ｘ 、σ ｙ ———ｘ、ｙ ； ｋ ¦ØË： § １２７ ｋｍ， ¿¨¸©À １８ ｋｍ， ¨ ，¡Â： à １２５°５５′００″、 ５０°０７′５１″。 ªÄ«Å， Æ®«¬«， ，Ｆ５ ªÄ®² ５００ ｍ ¯，Ｆ７ ªÄ ¾ ® ２５０ ｍ。 ª°Çȱ １ ［ σ ｚ － μ（ σ ｘ ＋ σ ｙ ） ］ ， Ｅ μ ———ÌÍ。 Á １６９ ｋｍ。 ¶¸ ２τ ｘｙ ｓｉｎ ２θ］ｋ２ － μσｚ ｋ４ ｝， Ë： ε θ 、ε ｚ 、ε θｚ ———、 ， ： １ ｛（ σｘ ＋ σｙ ）ｋ１ ＋ ２（１ － μ２ ）［（ σｙ － σｘ ）ｃｏｓ ２θ － Ｅ ε θｚ ＝ ¥ À 。 ［ １１ － １ ３ ］ ´µ© ª¶，² ·。 ¥¹º， － ５００ ØË ， ， ¸ ， Ã Ä ° Ð 。 ¢， £ ¿ÀÁ ： （１） ¹ Æ Â ［１ － ３］ ， ¸² Ì´Í° É， - 143 - Ｒ２１ ｋ１ ＝ ｄ１ （１ － μ１ μ２ ） ［１ － ２ μ１ ＋ ２ ］ ＋ μ１ μ２ ， ｓ ｄ４ ｄ５ ２ ｋ２ ＝ （１ － μ１ ） ｄ２ ｓ ＋ ｄ３ ＋ μ１ ２ ＋ ４ ， ｓ ｓ Ｒ２１ ｋ３ ＝ ｄ６ （１ ＋ ２ ） ， ｓ Ｒ２１ μ１ ｋ４ ＝ （ μ２ － μ１ ） ｄ１ （１ － ２ μ１ ＋ ２ ） μ２ ＋ ， μ２ ｓ （４） ´１ µ ，¶： ： ｄ１ ＝ １ ／ （１ － ２ μ１ ＋ ｍ ＋ ｎ（１ － ｍ ） ） ， ２ ２ ｄ２ ＝ １２（１ － ｎ） ｍ （１ － ｍ ） ／ （ Ｒ Ｄ） ， ４ ２ ｄ３ ＝ ［ ｍ （４ｍ － ３） （１ － ｎ） ＋ ｘ１ ＋ ｎ］ ／ Ｄ， － ４Ｒ２１ ６ ［ ｍ （１ － ｎ） ＋ ｘ１ ＋ ｎ］ ， ｄ４ ＝ Ｄ ３Ｒ４１ ４ ｄ５ ＝ ［ ｍ （１ － ｎ） ＋ ｘ１ ＋ ｎ］ ， Ｄ １ ； ｄ６ ＝ １ ＋ ｍ２ ＋ ｎ（１ － ｍ２ ） （５） ２ ２ ２ ２ ２１ ·£¤¯ ¡， ¢ £¤。 ２． ２ ２． ２． １ １ ＃ ～ ３ ＃ ¥¦ １ 。 Ｄ ＝ （１ ＋ ｘ２ ｎ） ［ ｘ１ ＋ ｎ ＋ （１ － ｎ） （３ｍ２ － ６ｍ４ ＋ ４ｍ６ ） ］ ＋ （ ｘ１ － ｘ２ ｎ） ｍ２ ［ （１ － ｎ） ｍ６ ＋ （ ｘ１ ＋ ｎ） ］ ； （６） ｎ ＝ Ｇ１ ／ Ｇ２ ； ｍ ＝ Ｒ１ ／ Ｒ２ ； ｘ１ ＝ ３ － ４ μ１ ； ｘ２ ＝ ３ － ４ μ２ ； Ｇ１ 、Ｇ２ ——— ； Ｒ１ ——— ； Ｒ２ ——— ； ｓ——— 。 ２ ２． １ ２． １． １ 、 、 、 ， ， ， 。 １ － Ｆｉｇ． １ Ｕｌｔｒａｓｏｎｉｃ ｖｅｌｏｃｉｔｙｄｅｐｔｈ ｃｕｒｖｅｓ § １ ¨¢©，１ 、２ 、３ １． ２５、 １． ３０、１． ２０ ｍ ª «， ¬ １． ２５、 １． ３０、１． ２０ ｍ， ¥ ¬ ０ ～ １． ２５、 ０ ～ １． ３０、０ ～ １． ２０ ｍ。 ® ， ¬ ６ ｍ ¯， ° ， ±， ²，¨ 。 ２． ２． ２ £¤¬ － ５００ － ５００ ＃ ＃ ＃ ³，１ 、２ ３ ２ ～ ４。 ， ， ［ １４］ ， － ， ［ ８ － １０］ 。 ： （７） ｖ ＝ Ｌ ／ ｔ × １０ ３ ， ：Ｌ——— Ｆ － Ｉ ，Ｌ ＝ １４０ ｍｍ； ｖ———，ｍ ／ ｓ； ｔ——— ，μｓ。 ２． １． ２ ， ， ［ １５］ 。 ， ＹＳＺ（ Ｂ） - 144 - ＃ Ｆｉｇ． ２ ２ １＃ ＃ ＃ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ １ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ ２２ ¤ ¥ ¦ § ２ ～ ４ ， ０ ～ １． ２ ｍ ，１ ¡ ＃ ， ，１． ２ ｍ 。 ０ ～ １． ０ ｍ ，２ ＃ ，Ｈ ０ ～ １． ２ ｍ ，３ ， ＃ ，１． ２ ｍ 。 Ｆｉｇ． ３ ， ， β １ 。 Ｔｅｃｈｎｉｃａｌ Ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｐｏｉｎｔ ｈ／ ｍ Ｈ／ ｍ ／ （ °） β ／ （ °） １＃ － ５００ ６０７ ６ １７３ ５ ２＃ － ５００ ６８０ ６ １５６ ８ ３＃ － ５００ ６８０ ６ １６８ ７ ２ Ｇｅｎｅｒａｌ ｔａｂｌｅ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ σ ｃ ／ ＭＰａ Ｅ ／ ＭＰａ μ － １ ３５． ３ １２ ７９８ ０． ２１ － ２ ３３． ６ １３ ４２０ ０． ２０ － ３ ３４． ５ １１ ８７８ ０． ２２ ３． ２ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ ２ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ Ｔａｂｌｅ １ Ｔａｂｌｅ ２ ２ ＃ ¨ ， ２。 ， ，１． ０ ｍ 。 ３ © ２８ ª ，， ， ，ｌ Ｆｉｇ． ４ ４ １ ＃ ～ ３ ＃ － ５００ ， ，６ ｍ Ｆｉｇ． ５ ６ ｍ ， ， ３． １ ５ Ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｌｉｅｆ ｐｒｏｃｅｓｓ ５ ， 。 ３ 。 ３ ＃ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ ３ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ ， ５ ， 、 ， ， 。 ， 。 ¡， ［ １６ － １８］ ３． ３ - 145 - 。 、 １ ＃ ～ ３ ＃ １， ，ｈ ，¢ £， ３。 £１ ¤ Ｔａｂｌｅ ３ ３ １＃ ２＃ ３＃ σ ｎ ＝ σ Ｖ （８） ， １／ ２（σＨｍａｘ ＋ σＨｍｉｎ ） －１／ ２（σＨｍａｘ － σＨｍｉｎ ） ｃｏｓ ２α ＝ σＶ 。 Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｇｅｏｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ／ （ °） β ／ （ °） σｎ σ１ ２８． ３３ １６３． ２２ １． ５９ σ２ １３． ９９ ８５． ５５ ８７． ５５ σ３ １１． ９５ ２６１． １２ ３． １５ σ１ ２６． ７５ １５８． ６５ ７． ６５ σ２ １３． ７３ ７４． ８８ ８３． ６６ σ３ １２． ４５ ２４８． ２２ ５． ３５ σ１ ２７． ２２ １５９． ３３ １． ７５ σ２ １３． ４３ ７２． ５５ ７９． ９５ σ３ １１． ２５ ２４９． ３５ １． １３ ２３ ¦§ σ Ｈ ／ ＭＰａ ，¥ ： （９） Å（９）， α０ ， σ Ｈｍａｘ ＋ σ Ｈｍｉｎ － ２ σ Ｖ 。 （１０） α０ ＝ １ ／ ２ａｒｃｃｏｓ σ Ｈｍａｘ － σ Ｈｍｉｎ （１０） ， ， α０ ＃ ０ ～ ９０° 。 １ － ５００ ， σ Ｈｍａｘ ＝ ２８． ３３ ＭＰａ， σ Ｈｍｉｎ ＝ １１． ９５ ＭＰａ， σ Ｖ ＝ １３． ９９ ＭＰａ。 （ １０ ） α０ ＝ ２０． ６７°， σ Ｈｍａｘ １６３． ２２°， C １８３． ８９° １４２． ５５°。 ＃ ＃ ２ ３ ， － ５００ － ， σ Ｈｍａｘ ＝ ２６． ９９ ＭＰａ， － σ Ｈｍｉｎ ＝ １１． ８５ ＭＰａ，¢ σ－ Ｖ ＝ １３． ５８ ＭＰａ。 ： （１） １ ＃ ～ ３ ＃ ２８． ３３、２６． ７５、２７． ２２ ＭＰａ， １３． ９９、 １３． ７３、１３． ４３ ＭＰａ， １１． ９５、 １２． ４５、 １１． ２５ ＭＰａ。 （２） Æ １６３． ２２°、１５８． ６５°、１５９． ３３°， yb—OW。 （３） y ， y¢ ， ¢ ２． ０２、１． ９５、２． ０３ ， 。 ４ r （１０） α０ ＝ １９． ７６°， σ－ Ｈｍａｘ １５８． ９９°， C １７８． ７５° １３９． ２３°。 ＃ ＃ ＃ x，１ 、２ ３ x ²， y， α０ y， σ Ｈｍａｘ ＝ ２７． ６６ ＭＰａ， σ Ｈｍｉｎ ＝ － － １１． ９０ ＭＰａ， σ－ Ｖ ＝ １３． ７９ ＭＰａ。 （１０） α０ ＝ ２０． ０８°， σ Ｈｍａｘ １６１． １１°， C １８１． １９° １４１． ０３°。 $ σ Ｖ ＝ ２０ ＭＰａ， *+ α０ ， ４ 。 － ４ Ｔａｂｌｅ ４ ， ， « ，k 。 ÛÜ>? σ ｎ 。 ¢ σ Ｖ １， σ ｎ ／ σ Ｖ ＝ １ Å ， x; 。 σ１ ＝ σ Ｈｍａｘ ，σ２ ＝ σ Ｖ ，σ３ ＝ σ Ｈｍｉｎ ，2 ， ， >? σ ｎ ／ σ Ｖ ＝ １。 ó ， σ Ｈｍａｘ σ Ｈｍｉｎ ： σｎ ＝ １／ ２（σＨｍａｘ ＋ σＨｍｉｎ ） －１／ ２（σＨｍａｘ － σＨｍｉｎ ）ｃｏｓ ２α， （８） ：α——— σ Ｈｍｉｎ 。 ［ １９ － ２１ ］ - 146 - α０ ｕｎｄｅｒ ｍａｘｉｍｕｍ ｐｒｉｎｃｉｐａｌ ｓｔｒｅｓｓ ａｎｄ ｍｉｎｉｍｕｍ ｐｒｉｎｃｉｐａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｓｔａｔｅ σ Ｈｍａｘ ／ ＭＰａ σ Ｈｍｉｎ ／ ＭＰａ α０ ／ （ °） ２８ １７ ３１． ４８ ２８ １５ ３８． ３３ ２８ １３ ４３． ０９ ２８ ９ ４９． ５４ ２２ １２ ６３． ４３ ２５ １２ ５１． ６７ ２７ １２ ４６． ９１ ３０ １２ ４１． ８１ ，¡ σ Ｈｍａｘ ， µ« σ Ｈｍｉｎ ¢ α０ ¶¸' ，ã σ Ｈｍａｘ ２４ ¯ ° ± 。 σ Ｈｍｉｎ ， σ Ｈｍａｘ α０ ， σ Ｈｍａｘ 。 ５ ［３］ ［４］ ［５］ ［６］ Å ２８ Æ ［７］ ［８］ ， ¡¢， ， ¡， ［１０］ ¥， ． ¦§¨© ª«［ Ｊ］ ． ， ２０１１， ３１（６） ： ７１５ － ７１８． ， ． ¬® ［ Ｊ］ ． ¯°± ， ２０１７， ２７（１） ： ３９ － ４５． ²， ， ． « ［ Ｊ］ ． ， ２０１０， ３５（１１） ： １８０９ － １８１４． ． － ７２０ £ ［ Ｄ］ ． ： ， ２０１４． ［１１］ ²， ［１２］ ¡´， ， ． ［１３］ ［１４］ ［１５］ ［１６］ ， ¡ ． ³ «［ Ｊ］ ． ， ２００７， ２６（５） ： ９２９ － ９３３． ［ Ｊ］ ． ， ２０１３（１１） ： ３２５４ － ３２６０． ． ［ Ｊ］ ． ²， µ， ¡ ¤， ２００９， ２６（３） ： ２６３ － ２６８． ¶， ， ¡． ·¸ · ［ Ｊ］ ． ， ２０１１， ３３（１２） ： １９６４ － １９６８． ¹， ， ¡º ． »¼［Ｊ］． ¤， ２０１３， ３０（５）： ６５９ － ６６４． Ｘｉａｏ Ｙ Ｘ， Ｌｅｅ Ｃ． Ａｓｓｅｓｓｍｅｎｔ ｏｆ ａｎ ｅｑｕｉｖａｌｅｎｔ ｐｏｒｏｕｓ ｍｅｄｉｕｍ ｆｏｒ ｃｏｕｐｌｅｄ ｓｔｒｅｓｓ ａｎｄ ｆｌｕｉｄ ｆｌｏｗ ｉｎ ｆｒａｃｔｕｒｅｄ ｒｏｃｋ［ Ｊ］ ． Ｉｎｔ Ｊ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈ Ｍｉｎ Ｓｃｉ， １９９９， ３６（７） ： ８７１ － ８８１． ［１７］ ， ， ， ． ［Ｊ］． ， ２０１６， ４１（５）： １０７８ － １０８６． ， ， ． ［ Ｊ］ ． （ ） ， ２０１４， ３４（４） ： ２６ － ３３． ， ， ． ［Ｊ］． ， ２０１０， ２９（７）： １４１８ －１４２３． ， ． ， ［ Ｊ］ ． （ ） ， ２０１２， ３１（４） ： ４０９ － ４１４． ． ［ Ｊ］ ． ， ２０１０， ３５（５） ： ７１７ － ７２２． ， ¡¢， ［Ｊ］． ， ２０１７， １７（２）： ４６８ － ４７２． ［９］ ： ［２］ （１） ２． ０２、１． ９５、２． ０３ ， — 。 。 （２） σＶ ， σ Ｈｍａｘ ， σ Ｈｍｉｎ ， α０ ， σ Ｈｍａｘ 。 σ Ｈｍｉｎ ， σ Ｈｍａｘ ， α０ ， σ Ｈｍａｘ 。 （３） ， ２７． ６６ ＭＰａ， １６１． １１°， α０ ２０． ０８°， １８１． １９° １４１． ０３°。 ［１］ ， ． ［１８］ ½¾． ¦ ¿À［ Ｊ］ ． ， ２０１０， ３５（６） ： ８９１ － ８９５． ． ［ Ｄ］ ． ： ， ２０１４． ［１９］ ， ¡¡¢， ¶． ［２０］ ［２１］ £¤ - 147 - »¼ ¦ ¿À［ Ｊ］ ． ， ２０１４， ３３（１２） ： ８１ － ８３． ， ¡， £． ¤§¨Á － ¥ － ¦  ［ Ｊ］ ． ¯°± ， ２０１７， ２７（１） ： ２１ － ２５． ， ¡ ． ［ Ｊ］ ． ÃÄ ， ２０１５， ４４（３） ： ４６６ － ４７６． （ ） ２８ １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１８ １ １ ２ ， ， Ｖｏｌ． ２８ Ｎｏ． １ Ｊａｎ． ２０１８ ３ （１． ， １５００２２； ２． ， １５００２２； ３． （ ） ! 。 ， ， １０００８３） "： ， － ６００ ， ， ＦＬＡＣ３Ｄ － ６００ 。 ２． ０１、２． ０９、２． ０８ ， — 。 ， ， ，。 ¡¢£， ¤¥¦ §¨¦©ª。 #$%：； ； ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１８． ０１． ００３ &'()*：ＴＤ３１１ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１８）０１－ ００１４－ ０５ +./01：Ａ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｏｆ ｉｎｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ ｏｎ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｆａｉｌｕｒｅ Ｌｉｕ Ｚｈｅｎｗｅｎ１ ， Ｈａｏ Ｃｈｕａｎｂｏ２ ， Ｆｕ Ｇｕｉ３ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ （ Ｂｅｉｊｉｎｇ） ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ： Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｃｏｎｃｅｒｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｄｅｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ Ｘｉｎｌｉ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ ｄｕｒｉｎｇ ｍｉｎｉｎｇ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｉｎｃｌｕｄｅｓ ｓｅｌｅｃｔｉｎｇ ｔｈｒｅｅ ｔｙｐｉｃａｌ ｉｎｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｐｏｉｎｔｓ ｏｆ ６００ ｗｅｓｔ ｆｉｖｅ ａｒｅａ ｒｏｃｋ ｈａｕｌａｇｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｗｅｓｔ ｆｏｕｒ ａｕｘｉｌｉａｒｙ ｒｏａｄｗａｙ； ｍｅａｓｕｒｉｎｇ ｇｒｏｕｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｕｓｉｎｇ ａｉｒ ｃｏｒｅ ｉｎｃｌｕｓｉｏｎ ｇｒｏｕｎｄ ｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｍｅｔｈｏｄ； ｉｄｅｎｔｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｉｎｓｉｔｕ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ； ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ６００ ｗｅｓｔ ｆｉｖｅ ａｒｅａ ｒｏｃｋ ｈａｕｌａｇｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｍｉｎｅ ｆｉｅｌｄ ｕｓｉｎｇ ＦＬＡＣ３Ｄ ｓｏｆｔ ｗａｒｅ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｉｎｄｉｃａｔｅ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｐｒｉｎｃｉｐａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｉｓ ２． ０１，２． ０９，２． ０８ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ｔｉｍｅｓ ｔｈｅ ｖｅｒｔｉ ｃａｌ ｓｔｒｅｓｓ； ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ ｉｎ ｔｈｅ ｍｉｎｅ ｆｉｅｌｄ ｉｓ ｄｏｍｉｎａｔｅｄ ｂｙ ＮＷＳＥ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ； ｔｈｅ ｇｒｅａｔｅｒ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｔｗｏ ｓｉｄｅｓ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｈｅａｖｅ ｉｓ ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｔｅｃｔｏｎｉｃ ｓｔｒｅｓｓ ｆｉｅｌｄ， ｌｅａｖ ｉｎｇ ａｒｃｈ ｓｈｏｕｌｄｅｒ ａｎｄ ｂｏｔｔｏｍ ｃｏｒｎｅｒ ｇｒｅａｔｌｙ ｄｅｆｏｒｍｅｄ ａｎｄ ｓｅｒｉｏｕｓｌｙ ｄａｍａｇｅｄ． Ｔｈｅｒｅ ｉｓ ａ ｂａｓｉｃ ａｇｒｅｅｍｅｎｔ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔ ａｎｄ ｔｈｅ ａｃｔｕａｌ ｓｉｔｕａｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ． Ｉｔ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａｎ ｉｍｐｏｒｔａｎｔ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｄｅｓｉｇｎ ｉｎ ｍｉｎｅ ｆｉｅｌｄｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｇｒｏｕｎｄ ｓｔｒｅｓｓ； ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ； ｓｔｒｅｓｓ ｒｅｌｉｅｆ ｍｅｔｈｏｄ； ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ 2345： ２０１７ － １２ － ０４ 6789： （５１６７４１０７） ； （ Ｅ２０１５０３１） :;<=>?： （１９８１ － ），， ， ， ，： ，Ｅｍａｉｌ：５５０１８９００３＠ ｑｑ． ｃｏｍ。 - 148 - Þ１ À ０ ¡，： １５ ½ µ ¢ Ã£Ì ＫＸ － ８１ ½ ͤ¥ µ （ ¦ １） 。 ¾ ， ɾ¢，½ µ§ ， 、 。 ， 。 ［１ － ３］ 。 ¾¢，¨ª¾¢Î ，© ª， «¤。 ¬®ª¯£¾°±µÏ Ð， ÂÅ。 µ£Ñ¢ ²°¤ ， 。 ， ［４ － ５］ 。 ， 。 ［６ － ７］ ¡ 。 ¢£， ¤¥， ¦§， ， ， ， ， ¨ ¨© ª， ［８ － １０］ 。 « ¬®¯°± ， ¤¥， 、 、 。 ， ¸¹， － ６００ º¯²。 ¯°± «· ¡ ° ，¯° »， ， ³，。 ¼，«· ¼ ， ½ ¾ ， ¿ ＦＬＡＣ ， À¼ ３Ｄ ©Á 。 Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｒｅｅ ｇｒｏｕｐｓ ｏｆ ｓｔｒａｉｎ ｆｌｏｗｅｒｓ ¾¢ Ò³´µ¶ Ó： （１） ¾Ò ¶·¸， ¹º Ô。 （２） ¾Ò¬®ÕÖ×»¼、 ½Ã， ¾Ø ¾«。 （３） ¾ØÀ¿ 。 ＃ ¾ ³ ¤ Ò ¨，１ ¢ ¨ ¯° － ６００ ¸À É ，２ ＃ ３ ＃ ¢¨ － ６００ ¸ 。 １． ２． ２ ¡¾Ø Ù»¼¾Ø Ú ¾Ò¨©³´ 。 １． １ １． ２． １ ， ³， ´ ©¶³。 µ １ １． ２ ² Ｆｉｇ． １ １ （１） ¾Ø ¾ Â Ã Ä 、ÅÆǶÈ， ° 、 ç É，£ ÁÊË。 ¡°½ ¾ ¾ 。 ¼ ½ ¾¼¢ 。 É¡Ó ¤Å ， ª， Û Á¨©ÜÝ， Ã。 É ³ ，ÆÄ «， ű¹ ¾ « 。 ，ÅÎÅ ［１１ － １４］ « - 149 - à Æ、 、 Ç 。 ¡È³«·¬ １ ＃ 、 １６ ´ µ ¶ © ¦ ¦ ¸ ２８ ¹ · ２ ＃ 、３ ＃ ， 。 － ２ 。 ２ Ｆｉｇ． ２ － Ｕｌｔｒａｓｏｎｉｃ ｖｅｌｏｃｉｔｙｄｅｐｔｈ ｃｕｒｖｅｓ ４ ２ ＃ ５ ３ ＃ １ ＃ ～ ３ ＃ － ６００ Ｆｉｇ． ４ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ ２ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ ２ ＃ ＃ ３ ＃ ，１ 、２ １． ０、１． １、１． ０ ｍ ， １． ０、１． １、１． ０ ｍ， ０ ～ １． ０、０ ～ １． １、０ ～ １． ０ ｍ。 ， ６． ５ ｍ ， 。 ， （２） ， ３ ～ ５。 Ｆｉｇ． ５ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ ３ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ ， ６． ５ ｍ ，６． ５ ｍ ， １． ３ ， 。 １， ¡，ｈ Ｆｉｇ． ３ ３ ，Ｄ ¢，Ｈ ， £， β 。 １ ＃ Ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｔ １ ｍｅａｓｕｒｅ ｐｏｉｎｔ ３ ～ ５ ， ０ ～ １． ４ ｍ ，１ ，，１． ４ ｍ ＃ 。 ０ ～ １． ３ ｍ ，２ ，，１． ３ ｍ 。 ０ ～ １． ４ ｍ ，３ ＃ ， ＃ ，１． ４ ｍ 。 ¤¥ 、 ¦ ，¡§¨©¦ª¨¦« ¬®¯ ， ¯ ° £±， ２。 ２ ， ± ２． ０１、２． ０９、２． ０８ ， ²³ - 150 - §１ ¨ ［１５ － １７］ ，： ， ， —。 E１ ®¯°bSTde Ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｇｅｏｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｐｏｉｎｔ ｉｎ Ｘｉｎｌｉ ， ， ，１２ ７４０ 。 ¡¢ ６ 。 Ｔａｂｌｅ １ １＃ １７ © １１ １６０ ｍｉｎｉｎｇ ａｒｅａ ｈ／ ｍ Ｄ ／ ｍｍ Ｈ／ ｍ ／ （ °） β ／ （ °） ８００ １３０ ６． ５ １８０ ３ ７５０ １３０ ６． ５ １５０ ７ ７５０ １３０ ６． ５ １６５ ６ － ６００ ２＃ － ６００ ３＃ － ６００ Ｔａｂｌｅ ２ １＃ －６００ E２ Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｇｅｏｓｔｒｅｓｓ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ ｈ／ ｍ ８００ ２ ＃ －６００ ７５０ ３ －６００ ７５０ ２ ２． １ e± β ／ （°） １． ９６ σ１ ２９． ２２ １８２． ２２ σ２ １４． ５５ ８６． ７６ ７８． ２５ σ３ １２． ３３ ２７６． ２２ ５． ６８ ２８． ３４ １６５． ６５ ６． ７７ １３． ５５ ６９． ５６ ６９． ９５ １１． ６７ ２４９． ４４ ５． ３３ ２８． ９３ １６６． ５５ １． ４５ σ２ １３． ８８ ７８． ３５ ８５． ６６ σ３ １２． ３３ ２４０． ６５ σ２ σ３ σ１ ／ （°） σｎ σ１ ＃ σ／ ＭＰａ '６ Ｆｉｇ． ６ bSqr ２． ２ @A² Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ qr\(³ ¡¢£ ＦＬＡＣ ［１ ８ － ２０ ］ 。 － ６００ ７、８ 。 ３Ｄ ３． ２２ ＃ － ６００ （１ ） ， １９°， ３Ｄ ７５°， ８００ ｍ。 ＦＬＡＣ ， ｍｏ － ｈｒ ， ２０ ｍ。 × × １５ ｍ × ２０ ｍ × ：， ２０ ＭＰａ； ｘ、 ｙ、ｚ ， ｘ、ｙ、ｚ ０； ， ３１． ６２ ＭＰａ， ， 。 Ｆｉｇ． ７ '７ (¥ Ｄｉｓｐｌａｃｅｍｅｎｔ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ７ ¤， ， ， ¥£¦， - 151 - １８ Ï Ð ¿ ° ， ， 。 ， ， ， 。 ± © © Ñ ２８ Ò ª ， 。 ， ， ， ， ， ， 。 ， 、 、 。 ３ （１） ，， — ， ¡。 （２） ， ， ， ， ， ， 。 ： ［１］ ［２］ ［３］ ， ， ¢， £． ¥¦§¨［ Ｊ］ ． ¤©ª， １９９８， ２３（１） ： ４２ － ４７． «． ¬¤® °©±²， ２０１３， ４１（１２） ： ３１ － ３４． ， ， «³ ， ， « ¸© ¯［ Ｊ］ ． ¤ ， £． ¬´µ ©ª， ２０１７， １７（２）： ４６８ － ４７１． §¨［Ｊ］． ［４］ ¤ ¶， £． · ¥ ¦§¨ ［ Ｊ］ ． ¹ © º »© ª， ２００９， ２８ （９） ： １７５７ － １７６６． ［５］ ［６］ ８ Ｆｉｇ． ８ ［７］ Ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ［８］ ８ａ ８ｃ ， ， ， 、 、 ， ， 。 ８ｂ ８ｃ ， ， ， ， ， ， «³ ， ， Á， ． §¨［ Ｊ］ ． ÂÀà ［１２］ - 152 - ©©ª， ２０１６， ４５（３） ： ６４６ － ６５２． ÁÄ． ［ Ｊ］ ． ¤©ª， Å， ． ２０１０， ３５（６） ： ８９１ － ８９６ ， ±²§¨［ Ｊ］ ． ƺ ©©ª （ °©） ， ２０１２， ， «Å， «ÇÈ， £． É¡ÊÉ¢ ５２ － ５６． ［１１］ ©©ª， ２０１１， ３１（６） ： ７１５ － ７１８． ． §¨［ Ｊ］ ． µÀº»©ª， ２０１０， ２７（２） ： １４３ － １４８． ３１（４） ： ４０９ － ４１４． ［１０］ ¼， £． ¤½¾ ［ Ｊ］ ． °± ， ¿， « £ ， 。 ［９］ Ë， ¤Æ§¨［ Ｊ］ ． ¤À ， ２０１７， ４８ （７） ： ， «¥． ¦É§ ¤ÆÉ ©［ Ｊ］ ． º»©ª， ２０１１， ３３（１２） ： １９６４ － １９６８． ̶， «， ÍÄÎ， £． ¸¨©§ ¨ ¡ª［ Ｊ］ ． ÂÀÃ， ２０１６， ２５（６） ： ９５ － ９９． （ ３５ ） １ £ ［２］ ，： ［ Ｊ］ ． ， ２００５， ３４（３） ： ３５８ － ３６２． ［５］ ｃｒｏｗａｖｅ ｄｒｙｉｎｇ ｏｆ Ｃｈｉｎｅｓｅ ａｎｄ；ｉｎｄｏｎｅｓｉａｎ ｌｏｗｒａｎｋ ｃｏａｌｓ［ Ｊ］ ． Ｆｕｅｌ ［６］ ， ． ［ Ｊ］ ． ［７］ Ｔａｈｍａｓｅｂｉ Ａ， Ｙｕ Ｊ Ｌ， Ｌｉ Ｘ Ｃ， ｅｔ ａｌ． Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｍｉ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， ２０１１， ９２（１０） ： １８２１ － １８２９． ［３］ ［４］ （ ） ， ２００３， ２２（４） ： ４７２ － ４７４． ． ， ２０１６． ［ Ｄ］ ． ， ， （６） ： ６３８ － ６４４． ： ， ， ［ Ｄ］ ． ． ＬＢＭ ， ２０１４． ， ． ： ［ Ｊ］ ． ， ２０１７， ２６（３） ： １５７ － １６０． ３５ ． ［ Ｊ ］． （ ） ， ２０１６， ３０ （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ １８ ） ［１３］ ， ， １２４８ － １２５２． ［１４］ ， ［１５］ ６５９ － ６６４． ［１６］ ［１７］ ， ． ［ Ｊ］ ． ， ２０１５， ２４（７） ： ９５ － ９９． ． ［ Ｊ］． ， ， ， ． ［１９］ ［２０］ ［ Ｊ］ ． ， ２０１５， ４４（３） ： ４６６ － ４７６． ， ， ． ¡ ［ Ｊ］ ． ， ２０１６， ４１（５） ： １０８６． ， ． ， ２０１３， ３０ （ ５ ） ： ［１８］ ， ， ［ Ｊ ］ ． ， ２００８， ３３ （ １１ ） ： ， ， ． ［ Ｊ］ ． ， ２０１３（１１） ： ３２５４ － ３２６０． ． ： ， ２０１４． ¢ ［ Ｄ］ ． ， ， ， ． ［Ｊ］． ， ２０１７， ２７（１）： ３９ － ４５． （ - 153 - ） ２８ １ Ｖｏｌ． ２８ Ｎｏ． １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１８ １ ２６Ｂ １ ，２ １，２ ， ， ２ Ｊａｎ． ２０１８ ３ ， ， （１． ２ ， １，２ ， １５００２２； ２． ， １５００２２； ３． ， １５００２２） ! "： ， ＢＱ ２６Ｂ 。 、¡¢£、¤ ¥¦§¨©¢£ª«¬®¯¢£°± ，²³´ ＢＱ µ ¶·¸ 。 ¹º»¼½¶·¾ ¿À¶·。 ÁÂÃÄ，ÅÆ ¾Ç¸È ÉÊ ⅡË；ＢＱ ¸³Ì ⅠË， ¸³Ì ⅡË。 ¼½¶·Íθ³Ì ⅠË。 ÈÏÐÑ ２６Ｂ ÒÓÔÕÖ ×Ø。 #$%： ； ； ＢＱ； ； ¼½¶· ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１８． ０１． ００１ &'()*：ＴＤ３２２． ４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１８）０１－ ０００１－ ０６ +./01：Ａ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｑｕａｌｉｔｙ ｏｆ Ｈｏｎｇｔａｉ ２６Ｂ ｌａｙｅｒ ｒｏａｄｗａｙ Ｘｉａｏ Ｆｕｋｕｎ１， ２ ， Ｈｏｕ Ｚｈｉｙｕａｎ１， ２ ， Ｈｕ Ｇａｎｇ２ ， Ｌｉｕ Ｂａｏｌｉａｎｇ３ ， Ｃｈｅｎ Ｇａｎｇ２ ， Ｆａｎ Ｈｕｉｑｉａｎｇ１，２ （１． Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｇｒｏｕｎｄ Ｐｒｅｓｓｕｒｅ ＆ Ｇａｓ Ｃｏｎｔｒｏｌ ｉｎ Ｄｅｅｐ Ｍｉｎｉｎｇ Ｋｅｙ Ｌａｂ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｄｅｐａｒｔｍｅｎｔ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｔｉｆｉｃ Ａｆｆａｉｒｓ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｄｅｓｃｒｉｂｅｓ ｔｈｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｔｏｐ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｉｎ ｔｈｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｒｏａｄｗａｙ ｂｙ ｃｌａｓｓｉｆｙｉｎｇ ｔｈｅ ｑｕａｌｉｔｙ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｏｆ ２６Ｂ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｏｆ Ｂａｏｔａｉｌｏｎｇ Ｈｏｎｇｔａｉ Ｍｉｎｅ ｕｓｉｎｇ ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ＢＱ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ａｎｄ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｐｈｙｓｉｃａｌ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｍｅｔｈｏｄ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｔｈｅ ｅｖａｌｕａ ｔｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｆｉｒｓｔｌｙ ｏｂｔａｉｎｉｎｇ ｔｈｅ ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｂｙ ｔｈｅ ｏｎｓｉｔｅ ａｃｏｕｓｔｉｃ ｗａｖｅ ｔｅｓｔ， ｔｈｅ ｉｎｄｏｏｒ ｕｌｔｒａｓｏｎｉｃ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔ， ｔｈｅ ｕｎｉａｘｉａｌ ｃｏｍｐｒｅｓｓｉｏｎ ｔｅｓｔ ｏｆ ｓａｔｕｒａｔｅｄ ｒｏｃｋ ｓａｍｐｌｅ， ａｎｄ ｔｈｅ ｖａｒｉａｂｌｅ ａｎｇｌｅ ｓｈｅａｒ ｔｅｓｔ ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ｄｅｔｅｒｍｉｎｉｎｇ ｍａｓｓ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ＢＱ ｖａｌｕｅ ａｎｄ ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ， ａｎｄ ｔｈｅｎ ｐｅｒｆｏｒｍｉｎｇ ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｑｕａｌｉｔｙ ｌｅｖｅｌ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｒｏｏｆ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ｆｕｚｚｙ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｄｅｍｏｎｓｔｒａｔｅ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｔｗｏ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄｓ ｄｅｔｅｒｍｉｎｅ ｔｈｅ ｄｉｒｅｃｔ ｒｏｏｆ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｓ ＩＩ ｃｌａｓｓ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ， ｂｕｔ ｄｉｆｆｅｒ ｉｎ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｂａｓｉｃ ｒｏｏｆ ｉｓ ｄｅｆｉｎｅｄ ａｓ ｔｙｐｅ Ｉ ｂｙ ＢＱ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｍｅｔｈｏｄ ａｎｄ ａｓ ｔｙｐｅ ＩＩ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｂｙ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｐｈｙｓｉｃａｌ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｐａｒａｍｅｔｅｒ ｍｅｔｈｏｄ； ａｎｄ ｆｕｚｚｙ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｅｎｄｓ ｂｙ ｔｈｅ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａ ｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｂａｓｉｃ ｒｏｏｆ ａｓ ｔｙｐｅ Ｉ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｍａｙ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｏｆ ２６Ｂ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｔｕｎｎｅｌ ｒｏｏｆ； ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｑｕａｌｉｔｙ； ＢＱ； ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ； ｆｕｚｚｙ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ 2345： ２０１７ － １１ － ２２ 6789： （１２５４１ｚ００９） :;<=>?： ¡¢（１９７１ － ） ，£，¤¥¦§¨，©，ª«，¬®：¯° - 154 - ，Ｅｍａｉｌ：ｘｉａｏ＿ｆｕｋｕｎ＠ １６３． ｃｏｍ。 ２ ' & % $ ０ ， ， ［１］ 、 。 、 ， 。 ¡¢£¤ ， ¥ ，¦§¨©¨©。 ª «¬®¯°±²。 «¬ ³´µ¶· 、ＲＱＤ 、Ｑ ¸¬ 、ＧＢ ／ Ｔ ５０２１８—２０１４《 ¹º»》 ¼，®¯° ³´½¾¿、À ÁÂ、ÃÄ ［２］ 、ÅÆǼ 。 ÈÉÃÊËÌÍÎÏÐ ÑÒÓÔ，Õ ¯Ö»×× 。 ØÙ ，ÚÛ¢²ÜÝÞ。 ßà ［３］ á¼ Ê âãäå²æ· ，çè§éº¤éºê 。 ëìí ［４］ ¼ î ＲＭＲ Ｑ ¸，ïðñò ［５］ óôäå ÜÝ。 õö÷¼ øù ¢ú ûüýþ éº ＲＭＲ ÿ~， ［６］ }|Ð ûüýï äå。 {Ì[¼ ÜÝ¢ û \ ] ^_ ظ。 ［７］ ¼ ïר©ï ，ç ¹ó。 ` ，Ø Üݲ@§ ，Ì äåÜÝ。 ?>?=< ２６Ｂ ;: Ê ， â/Å ，/ ，ò.Å Æ ， ， 。 · ¯ /. 。 ２０１４ ＧＢ ／ Ｔ ５０２１８—２０１４《 ¹º»》， ＢＱ ï äå［ ８ ］ 。 , ， + ² " ２８ ! # ,¿¦ 。 ， ＢＱ ],¿ ¡ ，¢}|½¾£× ，¤>?=< ２６Ｂ ;: /.¥¦ §,¨©ª。 １ １． １ ＢＱ １． １． １ éº é · Õ¨©， ï· äå«éº¬®¯°ù 、ö× 、 ±²è £ 。 ³ó´ª ] µ （Ｓｍ ）、 ¸¿（Ｋｖ ） â（ＢＱ） ¼ _+*麸（ ¶ １），·¸¹¹º»×: /. ¹。 ÈÉ麥，¦ ，ºÙÍ¿²è。 ØÙ· ¹»ÕÞ¼ô½)¾ö： （１） : · ¹ £ · 、^_ 、 ¿ÀÁΠ· Ｈ©，ç Ķ １ ó。 （２） · 麷 ¸¿ Ｋ ｖ ¶ Å，Æ ｖ ２ Ｋｖ ＝ ｍｐ ， （１） ｖｒｐ ~ó：ｖｍｐ ———úûüýÍÓвè óÇ ýÈý«É ，ｍ ／ ｓ； ｖｒｐ ———ÓÔÒ}|º» ÑʱËïв è ÌóÇ ýÈý«É ，ｍ ／ ｓ。 （３） âéºú¹¨© éº Ｋｖ ÌͧÎÏ( σｃｗ ·~（２） ÿ×： ＢＱ ＝ ９０ ＋ ３σｃｗ ＋ ２５０Ｋｖ 。 （２） Ð σｃｗ ＞ ９０Ｋｖ ＋ ３０ «， σｃｗ ＝ ９０Ｋｖ ＋ ３０ Ñ~ （２），ÿ ＢＱ ；Ð Ｋｖ ＞ ０． ０４σｃｗ ＋ ０． ４ «， Ｋｖ ＝ ０． ０４σｃｗ ＋ ０． ４ Ñ~（２），ÿ ＢＱ 。 ( ) １ Ｔａｂｌｅ １ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎｄｅｘ ｓｙｓｔｅｍ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ] ＢＱ Ｓｍ Ｋｖ σｃｗ ／ ＭＰａ ≥５５０ ＞４ ０． ７５ ～ ＜ １． ００ １２０ ～ ＜ ２００ Ⅰ 、 Ⅱ ， ４５０ ～ ＜５５０ ＞４ ０． ４５ ～ ＜０． ７５ ６０ ～ ＜ １２０ Ⅲ ó¼ ÒÓ，Ì，ÒÓ ３５０ ～ ＜４５０ ＞２ ０． ３０ ～ ＜０． ４５ ３０ ～ ＜ ６０ Ⅳ Ô ÌÒÓ ～ ÕÒÓ，Ö× ２５０ ～ ＜３５０ ＞２ ０． ２０ ～ ＜０． ３０ １５ ～ ＜３０ Ⅴ Ö×ÒÓ、ÕÒÓ，ØÙ^_ ＜０． ２０ ＜ １５ - 155 - ＜２５０ ¾¿À，： ２６Ｂ ¼１ ½ １． １． ２ ， 。 ， 。 ２６Ｂ 。 ， ＢＡ － ＩＩ ， ， １５ ～ ２０ ｍ， ， ５． ８ ｍ。 ２６Ｂ ， ， ， ２６Ｂ １． １． ３ ， ， ，¡¢£¤， ¥ ¤¦§。 ¨ Ｓｏｎｉｃ Ｖｉｅｗｅｒ － ＳＸ ©， ¡ª¢£¤¥ ２ ０００ Ｈｚ，¦¤¥ ５００ Ｈｚ， §¢£ １ Ｈｚ。 £¨©ªª «¬ «®，§¬¯°±²®³。 ¯® ´ ２ 。 １ 。 １ １ ６３０ ｍ ／ ｓ， ３ ４２０ ｍ ／ ｓ。 ３ ¥ Á E ２ 6Z[\]^[B_VWXXY Ｔａｂｌｅ ２ Ｕｌｔｒａｓｏｎｉｃ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｉｍｍｅｄｉａｔｅ ｒｏｏｆ ｒｏｃｋ ｓａｍｐｌｅ ｖ ／ ｍ·ｓ － １ Ｐ Ｓ １＃ ３ ８７４ ２ １０２ ２＃ ３ ７７４ １ ９４２ ３＃ ３ ８５３ １ ９６８ ４＃ ２ ４２８ １ ６５７ ５＃ ２ ２４２ １ ９１７ ６＃ ２ ３８３ １ ６８７ § Ｐ ３ ８３４ ２ ３５１ ´ ２ ， § Ｐ ３ ７７４ ～ ３ ８７４ ｍ ／ ｓ° ， ３ ８３４ ｍ ／ ｓ； § Ｐ ２ ２４２ ～ ２ ４２８ ｍ ／ ｓ ° ， ２ ３５１ ｍ ／ ｓ。 １． １． ４ µ¶·±²³¸，¹º»¼½¾¿À ½¾， §ÁÂýÄÅ，Æ´µ¶·¸。 Ç ５０ ｍｍ ÈÉ¥，ÊÇË ２∶ １。 ¹ºµ¿ ０． ５ ～ １． ０ ＭＰａ ÌÍÎÏÐ。 ·¸Ñ Ò§» 、ÓËÔµ¶ ´ ３ 。 E ３ 6Z[\]^[B_`abcde Ｔａｂｌｅ ３ Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｂａｓｉｃ ｒｏｃｋ ａｎｄ ｉｍｍｅｄｉａｔｅ ｒｏｏｆ Ｆ ／ ｋＮ σ ｃｗ ／ ＭＰａ Ｅ ／ ＧＰａ μ １＃ ２３６． ３９ １１７． ６５ ２１． ２３ ０． １９５ ２＃ ２９７． ３３ １４８． ５２ ２１． ４０ ０． １０２ ３＃ ２９４． ６８ １４７． ０２ ２４． １８ ０． １６０ ４＃ １９０． ６２ ９５． ０３ １１． ２３ ０． １７２ ５＃ １８６． ４７ ９３． ６６ １１． ０２ ０． ２２１ ６＃ ２３５． ６５ １１６． ５８ １１． ０４ ０． １９５ § Ｆｉｇ． １ ' １ OPQRSTUVWXXY Ｕｌｔｒａｓｏｎｉｃ ｗａｖｅ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｏｆ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｐｏｉｎｔｓ ｉｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｅｃｔｉｏｎｓ - 156 - ４ ¼ ½ ¾ ¿ １． １． ５ ２ ３ ， １０１． ７６ 、 １３７． ７３ ＭＰａ。 、 １ ６３０ 、３ ４２０ ｍ ／ ｓ。 、 Ｐ ３ ８３４、２ ３５１ ｍ ／ ｓ。 ， ２６Ｂ ４５０ ｍ。 （１） ： １６３０ ２ Ｋ ｖｚ ＝ ＝ ０． ４８０ ７， ２３５１ ３ ４２０ ２ Ｋ ｖｊ ＝ ＝ ０． ７９５ ７。 ３ ８３４ （２） ＢＱ ｚ ＝ ９０ ＋ ３ × １０１． ７６ ＋ ２５０ × ０． ４８０ ７ ＝ ５１５． ４５５。 ( ( ) ) σ ｃｗ ＞ ９０Ｋ ｖ ＋ ３０ ， σ ｃｗ ＝ ９０Ｋ ｖ ＋ ３０， σ ｃｗ ＝ １０１． ６１３，（２） Ｔａｂｌｅ ４ Ⅰ ４ ， ， ＢＱ Ⅱ ， Ⅰ ， １． ２ １． ２． １ 。 。 ¡ ¤¥¦。 §¨ ©， 、 （ ª ） « ¬ « ¢ £ 。 ® ４ 。 μ ６０ ～ ＜ ６９ ≥２． １ ３３． ０ ～ ＜ ４０． ０ ＜ ０． ２０ ５０ ～ ＜ ６０ １． ５ ～ ＜ ２． １ ２０． ０ ～ ＜ ３３． ０ ０． ２０ ～ ＜ ０． ２５ ６． ０ ～ ＜ ２０． ０ ０． ２５ ～ ＜ ０． ３０ Ⅳ ２２． ５ ～ ＜ ２４． ５ ２７ ～ ＜ ３９ ０． ２ ～ ＜ ０． ７ １． ３ ～ ＜ ６． ０ ０． ３０ ～ ＜ ０． ３５ Ⅴ ＜ ２２． ５ ＜ ２７ ＜ ０． ２ ＜ １． ３ ≥０． ３５ ¦§¨ ¦© ²， «¶ ª。 © ５５ ５ ５０． １５ ５０． ０６ ｈ ÁÂ，ª。 §¨ÃÄ，¶ 。 §¨ © ５ 。 ５２． ７２ ５２． ７３ τ ／ ＭＰａ ２ ６４３． ９１ １３０． １６ ３５． ２３ ３４． ６７ ２ ６３９． ６６ １１０． １４ ２４． ０６ ２ ６２３． ８２ １１０． ９９ ３０． ２８ ２ ６１６． ２４ ４３． ３８ ２ ６１７． ５７ ５５ ５０． ２２ ５２． ５９ ２ ６４１． ０７ ５０． １１ »¼¾º ¼ τ ＝ ｃ ＋ σｔａｎ φ 。 §¨¼¿， »¼» ｙ À σ ／ ＭＰａ ５２． ３２ ６５ º·ª² ª ｃ。 ©， ½ Ｆ ／ ｋＮ ５０． ０３ ４９． ７５ ¹¦ σ、 τ ²¸¹»¼， «¶ φ Ｓ ／ ｍｍ２ ６５ ４５ ¸¦。 ４５°、５５°、６５° Ｓｈｅａｒ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｉｍｍｅｄｉａｔｅ ｒｏｏｆ ¦ ／ ｍｍ Ｒ ¢£ ０． ７ ～ ＜ １． ５ α ／ （ °） ； ３９ ～ ＜ ５０ © ２６Ｂ ， ２４． ５ ～ ＜ ２６． ５ ４５ Ⅲ Ｔａｂｌｅ ５ ＢＱｊ ＝９０ ＋３ ×１０１． ６１３ ＋２５０ ×０． ７９５７ ＝５９３． ７６４。 Ｅ ／ ＧＰａ ¦¬ ５０ ｍｍ、 ®¬ １ ∶ １ ¯°。 ±² ¢ ³´，µ¶ ０． ５ ～ １． ０ ＭＰａ ·  ２８ à Á ｃ ／ ＭＰａ ¡± ²¢ （ ） ， £³ （ ） ´¤µ。 ¥ ª² φ ／ （ °） γ ／ ｋＮ·ｍ － ３ （ ） ¯° １． ２． ２ ¢ ± Ｃｌａｓｓｉｆｉｃａｔｉｏｎ ｉｎｄｅｘ ｏｆ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ≥２６． ５ Ⅱ À ５２． ７４ ５２． ３１ - 157 - ５６． ９８ ８２． ８９ ３４． ０２ ９． ３０ １９． ７４ １８． ０９ ２５． ５９ ７． ０８ ２９． ８０ １５． ０３ φ ／ （ °） ｃ ／ ＭＰａ ２８． ４１ ２２． ７２ ２８． ４０ １５． ６１ ÃÄÅ，§：ÆÇ ２６Ｂ È º１  １． ２． ３ ， ，， ６ 。 Ｔａｂｌｅ ６ ６ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｃ ／ ＭＰａ φ ／ （ °） Ｅ ／ ＧＰａ μ γ ／ ｋＮ·ｍ － ３ ２２． ７２ ２８． ４１ ２２． ２７ ０． １５２ ２７． ５ １５． ６１ ２８． ４０ １１． １０ ０． １９６ ２６． ８ } ：Ｕ——— £ ¥¦ ； Ｔａｂｌｅ ７ ７ σ ｃｗ １６０． ０ Ⅲ ４５． ０ Ⅳ Ⅴ ｕ ｉ ———¢¥ ； Ｖ——— £ § ； ｖ ｊ ———¢§。 ２． １． ２ ｕｉ （ｉ ＝ １ ， ２ ， …， ｍ） Ｒｍ × ｎ Ｕ £ § ｖ ｊ «¬¥¦£， ¥¦ ｕ ｉ μ ｉｊ ®， ， μ ｉｊ ¯° ： ｘ －ａ ２ ， （４） μ ( ｘ ) ＝ ｅｘｐ － ｂ ｘｕ － ｘｄ ， （５） ｂ ＝ １． ６６５ ª ：ｘ———¥¦ ±； ａ———¥¦² ； ｘｕ 、 ｘｄ ———² ² 、 ³。 ２． １． ３ ´¡¢¢µ ， ¶·¸£¹¥¦ Ｕ ¢ £¥¦ Ｗ ｉ ， ª Ｃ ｉ ／ Ｃ ｏｉ ， ｉ ＝ １，２， …，ｍ ， （６） Ｗｉ ＝ ｎ ∑ Ｃ ｉ ／ Ｃ ｏｉ )] ：Ｃ ｉ ———º ｉ »µ ±； Ｃｏｉ ———º ｉ »µ¢µ 。 ２． １． ４ ¡ ¢ Ｂ ª Ｂ ＝ Ｗ Ｒ， （７） ，Ｂ ＝ ｛ ｂ１ ，ｂ２ ，…，ｂ ｎ ｝ ， ｂ ｊ ¢ ²¢§ ｖ ｊ 。 ¤¼½， ｂ ｊ ０ ＝ ｍａｘ｛ ｂ ｊ ： １ ≤ ｊ ≤ ｍ｝ ， § ｖ ｊ ０ ¥´¤ ¢ ² §。 ２． ２ ¢¥¦¾¥¦ ¥¦，¦§¨¬©ª¿«、 ¬®À、 、¥¦， ¯¥¦ Ｕ ＝ ｛ ¬©ª ¿«，¬®À， ， ｝ ， £§ Ｖ ＝ ｛Ａ （Ⅰ），Ｂ （Ⅱ），Ｃ（Ⅲ），Ｄ（Ⅳ），Ｅ（Ⅴ） ｝， ¢£¥¦°ª （７） Á ａ、ｂ ， ７ 。 ª Ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｍｅｍｂｅｒｓｈｉｐ ｆｕｎｃｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏｃｋ ｍａｓｓ ｅｖａｌｕａｔｉｏｎ ｆａｃｔｏｒｓ Ⅰ Ⅱ ５ ｉ ＝１ （ ＢＱ） ， ， 。 ， ， 。 Ⅱ， ⅠⅡ， 。 ¡ ¢ 。 ２． １ ２． １． １ £¤ ｍ ¥¦ ｎ § ¨©¡£： Ｕ ＝ ｛ ｕ１ ，ｕ２ ，…，ｕ ｍ ｝ ， （３） Ｖ ＝ ｛ ｖ１ ，ｖ２ ，…，ｖ ｎ ｝ ， ª [ ( ４ ６ ， Ⅰ Ⅱ，Ⅳ， Ⅱ，Ⅰ， Ⅰ 。 ， ０． ２ ， １ ， ２． ０ 。 Ⅱ。 ， ２． ２ ， Ⅱ。 ２ ÉÊ ９０． ０ ２２． ５ ７． ５ Ｋｖ ０． ８７５ ０． ６００ ａ Ｅ ３６． ５０ ２６． ５０ ０． ３７５ １３． ００ ０． １００ ０． ６５ ０． ２５０ ３． ６５ φ ６４． ５ ５５． ０ σ ｃｗ ４８． ０５ ３６． ００ ４４． ５ １８． ００ １３． ５ ９． ０１ ３３． ０ - 158 - ９． ０１ Ｋｖ ０． １５ ０． １８ ０． ０９ ０． ０６ ０． １２ ｂ Ｅ ４． ２１ ７． ８１ ８． ４１ ２． ８２ ０． ７８ φ ５． ４１ ６． ０１ ６． ６１ ７． ２１ １６． ２２ ６ Ã Ä Å （４） ７ ａ、ｂ ｕｉ ｖｊ μｉｊ ， Ｒ４ × ５ ， ０ ０ ０． ８０７ ０． １７２ ０ ０． ７５６ ０． ３０７ ０ ０ ０ Ｒ４ × ５ ＝ 。 ０ ０． ７９５ ０． ２６０ ０ ０ ０ ０ ０． ００１ ０． ６６７ ０． ４３０ （６） ， Ｗ ＝ （０． ３５２，０． ３０１，０． ２３５，０． １１２） ， Ｂ ＝ Ｗ Ｒ４ × ５ ＝ （０． ５１１，０． ３４０，０． ０６１，０． ０７５，０． ０４８） ， Æ ２８ Ç ª ２６Ｂ Ⅱ， Ⅰ 。 ２Ｂ ［２］ ， ， ． （６） ： ９１． ¡¢£， ¤ ， （ Ｓ２） ： ３２０５ － ３２１４． ［４］ ［６］ （１） ＧＢ ／ Ｔ ５０２１８—２０１４《 》 ， ２６Ｂ Ⅱ，Ⅰ。 （２） ， ２６Ｂ Ⅱ， Ⅱ。 ［７］ ［８］ - 159 - ． ， ２０１０， ３１（５） ： ９１ － ９５． ¥ § ¨© ： ［１］ ［５］ （３） ［３］ Ⅰ 。 ３ 。 ［ Ｊ］ ． ［ Ｊ］ ． ， ２０１２ ， ． ¦ ［ Ｊ］ ． §ª， ２０１３， ３２ «¬， ®， ． ¯°± ¨©［ Ｊ］ ． ， ２００７， ２８（１１） ： ２４８０ － ２４８４． ¤²， ． ³´µ §ª， ２０００， １９（１） ： ８９ － ９２． ·¸¹， ， ． ¶［ Ｊ］ ． ³º» ¼½［ Ｊ］ ． ， ２００５， ２６（８） ： １２７８ － １２８２． ， ¤， ¤． ［ Ｊ］ ． §ª， ２００６， ２５（５） ： １０４９ － １０５５． ¾¬ ¿À． ＧＢ ／ Ｔ ５０２１８—２０１４ ［ Ｓ］ ． ： ¿ÁÂ， ２０１４． （ ） 第 ２８ 卷 第２ 期 黑 龙 江 科 技 大 学 学 报 Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１８ 年 ３ 月 Ｖｏｌ． ２８ Ｎｏ． ２ Ｍａｒ． ２０１８ 工作面顶板弧三角形悬板结构的 形成机理与控制技术 陈永斌１ ， 袁 超２ （１． 淮南矿业集团 顾桥矿， 安徽 淮南 ２３２１３１； ２． 湖南科技大学 资源环境与安全工程学院， 湖南 湘潭 ４１１２０１） 摘 要：为获得非固支或简支状态下采场基本顶的变形及断裂结构形态，建立两临边固支、两 临边自由的弹性薄板力学模型，推导挠度解析式，并分析基本顶上下板面应力分布特征、断裂线发 展轨迹及弧三角形悬板结构的形成机理。 结合顾桥矿 １１２５（１） 工作面现场情况，提出预应力桁架 锚索为主、锚杆 ＋ 钢筋网等支护为辅的综合控制技术。 结果表明，两临边固支、两临边自由采场工 作面上端头实体煤侧边界处的断裂线呈弧形分布，形成上弧三角形悬板结构，在该结构的掩护下， 工作面上端头顶板易形成下弧三角形悬板结构。 应用新控制技术，１１２５ （１） 工作面上端头区域顶 板形成的下弧三角形悬板结构可为人员及机械设备提供所需的安全空间。 关键词：巷道压力； 工作面上端头； 弧三角形悬板； 形成机理； 控制技术 ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１８． ０２． ００４ 中图分类号：ＴＤ３２５ 文章编号：２０９５－ ７２６２（２０１８）０２－ ０１４２－ ０６ 文献标志码：Ａ Ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ａｎｄ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｆ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｌｅ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｌａｔｅ ｗｉｔｈ ｃｕｒｖｅ ｓｉｄｅ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｏｆ ｃｏａｌ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｏｏｆ Ｃｈｅｎ Ｙｏｎｇｂｉｎ１ ， Ｙｕａｎ Ｃｈａｏ２ （１． Ｇｕｑｉａｏ Ｃｏａｌ Ｍｉｎｅ， Ｈｕａｉｎａｎ Ｍｉｎｉｎｇ Ｇｒｏｕｐ， Ｈｕａｉｎａｎ ２３２１３１， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｕｎａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｉａｎｇｔａｎ ４１１２０１， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ： Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｄｒｉｖｅｎ ｂｙ ｔｈｅ ｎｅｅｄ ｆｏｒ ａ ｄｅｅｐｅｒ ｉｎｓｉｇｈｔ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｍｏｒｐｈｏｌｏｇｙ ｏｆ ｔｈｅ ｂａｓｉｃ ｒｏｏｆ ｗｉｔｈ ｎｏｎ ｓｕｐｐｏｒｔ ｏｒ ｓｉｍｐｌｅ ｓｕｐｐｏｒｔ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｃｒｅａｔｉｎｇ ａ ｍｅ ｃｈａｎｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｅｌａｓｔｉｃ ｔｈｉｎ ｐｌａｔｅ ｗｉｔｈ ｔｗｏ ｅｄｇｅｓ ｃｌａｍｐｅｄ ａｎｄ ｔｗｏ ｌｉｍｂ ｆｒｅｅ ｅｄｇｅｓ， ｄｅｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ａｎａｌｙｔ ｉｃ ｆｏｒｍｕｌａ ｆｏｒ ｄｅｆｌｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｍｏｄｅｌ， ａｎｄ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｔｈｅ ｂａｓｉｃ ｔｏｐ ａｎｄ ｌｏｗｅｒ ｐｌａｔｅ ｓｕｒｆａｃｅ ａｎｄ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｌｉｎｅ ｔｒａｊｅｃｔｏｒｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｌｅ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｌａｔｅ ｗｉｔｈ ｃｕｒｖｅ ｓｉｄｅ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ； ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｓｉｔｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｏｆ ｔｈｅ １１２５（１） ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｏｆ Ｇｕｑｉａｏ ｍｉｎｅ， ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｕｓｉｎｇ ｔｒｕｓｓ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｒｏｐｅ ａｓ ｍａｉｎ ｂｏｄｙ ａｎｄ ｂｏｌｔ ａｎｄ ｓｔｅｅｌ ｍｅｓｈ ａｓ ａ ｓｕｂｓｉｄｉａｒｙ ｐａｒｔ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｌｉｎｅ ｏｃｃｕｒｓ ｗｉｔｈ ａｒｃ ｓｈａｐｅｄ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ａｔ ｔｈｅ ｓｉｄｅ ｂｏｕｎｄａｒｙ ｏｆ ｔｈｅ ｕｐｐｅｒ ｅｎｄ ｃｏａｌ ｂｏｄｙ ｏｆ ｔｈｅ ｔｗｏ ｅｄｇｅｓ ｃｌａｍｐｅｄ ａｎｄ ｔｗｏ ｌｉｍｂ ｆｒｅｅ ｅｄｇｅｓｎａｍｅｌｙ ａｎ ｏｃｃｕｒｒｅｎｃｅ ｏｆ ａｎ ｕｐｐｅｒ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｌｅ ｈａｎｇｉｎｇ ｐｌａｔｅ ｗｉｔｈ ｃｕｒｖｅ ｓｉｄｅ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｉｎ ｓｕｃｈ ａ ｗａｙ ｔｈａｔ ａ ｌｏｗｅｒ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｕｌａｒ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｉｓ ｍｏｒｅ ｌｉｋｅｌｙ ｔｏ ｔａｋｅ ｓｈａｐｅ ｏｎ ｔｈｅ ｕｐｐｅｒ ｅｎｄ ｒｏｏｆ ｏｆ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ． Ｉｔ ｆｏｌｌｏｗｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｌｏｗｅｒ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｌｅ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｂｅｎｅｆｉｔｉｎｇ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ａｐ ｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｎｅｗ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｏｎ ｔｈｅ ｔｏｐ ｅｎｄ ａｒｅａ ｏｆ １１２５（１） ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ｔｈｅ ｒｅ ｑｕｉｒｅｄ ｓａｆｅｔｙ ｓｐａｃｅ ｆｏｒ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｅｑｕｉｐｍｅｎｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｔｕｎｎｅｌ ｐｒｅｓｓｕｒｅ； ｆａｃｅ ｅｎｄ； ｓｕｓｐｅｎｄｅｄ ｔｒｉａｎｇｌｅ ｒｏｏｆ ｐｌａｔｅ ｗｉｔｈ ｃｕｒｖｅ ｓｉｄｅ； ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ； ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ 收稿日期： ２０１７ － １２ － １２ 基金项目： 煤矿安全开采技术湖南省重点试验室开发基金项目（２０１４０１） 第一作者简介： 陈永斌（１９６８ － ） ，男，安徽省淮南人，工程师，研究方向：巷道围岩控制，Ｅｍａｉｌ：ｙｕａｎｃｈａｏｚｈｌ＠ １２６． ｃｏｍ。 - 160 - 第２ 期 ０ 引 陈永斌，等：工作面顶板弧三角形悬板结构的形成机理与控制技术 １４３ 言 煤矿地下开采过程中，回采工作面上端头区域 是顶板事故的多发地，工作人员和机械设备受采场 顶板变形甚至垮落的威胁，采场基本顶的变形及断 裂结构形态对巷道围岩变形控制至关重要［１ － ２］ 。 目 前，国内外科研工作者在采场顶板岩层断裂规律研 究方面取得了大量研究成果。 窦林名等 ［３］ 根据采 煤工作面边界条件的不同，将工作面在开采过程中 的顶板断裂结构分为单一 工 作 面 的 “ Ｏ － Ｘ” 形 结 构、双工作面的“ Ｆ” 形结构、孤岛工作面的“ Ｔ” 形结 构三种基本类型。 王新丰等［４］ 也通过弹性薄板理 论建立了五种不同边界支撑条件的矩形顶板力学模 型，获得了变长工作面采场顶板均形成“ Ｏ － Ｘ” 形 破断的结论。 秦广鹏等 ［５］ 以某矿为工程背景，建立 Ｆｉｇ． １ 两临边固支、一边简支、一边自由的矩形弹性力学薄 板模型，获得了顶板硬厚岩层破断步距计算公式。 柳小波等 ［６］ 认为四边固支条件下的矩形弹性薄板 在上部均布荷载作用下的高应力主要出现在板的中 部与长边中部部位。 图１ １． ２ １． ２． １ 工作面顶板力学模型 Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｃｏａｌ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｏｏｆ 挠度解析式 基本假定 工作面基本顶断裂力学机理分析是基于弹性力 学的薄板小挠度弯曲理论，因此，文中需要作以下三 现有关于固支和简支边界条件下的采场基本顶 个方面假定： 岩层断裂研究较多，但在煤矿开采过程中，部分基本 顶并非处于固支或简支状态。 为此，笔者建立了两 临边固支、两临边自由边界条件下的弹性薄板力学 （１） 变形前垂直于薄板中面的直线，变形后仍 为垂直于中面的直线，且长度保持不变。 （２） 薄板应力分量 τ ｚｘ 、 τ ｚｙ 和 σ ｚ 远小于其余三个 模型，分析采场基本顶岩层断裂演化规律与断裂结 应力分量 σ ｘ 、 σ ｙ 和 τ ｘｙ ，因此，它们引起的变形可以 构特点，并探讨工作面上端头弧三角形悬板结构的 忽略不计。 （３） 薄板中面内的各点均没有平行于中面的位 形成机理，以期为类似工程提供理论依据。 １ 力学模型与断裂判据 １． １ 力学模型 移，即（ ｕ） ｚ ＝ ０ ＝ ０，（ ｖ） ｚ ＝ ０ ＝ ０。 １． ２． ２ 解析式推导 随着工作面的不断推进，采空区基本顶岩层悬 露面积不断增大，基本顶岩层内部在自重及上部岩 如果直接顶冒落后不能充满采空区，而基本顶 厚度或强度较小，周期来压前可视为处于两临边固 支、两临边自由的状态。 根据弹性力学理论关于矩 形弹性薄板两临边固支、两临边自由的分析，假定工 作面基本顶的前方和下区段煤体方向两临边为固支 边、采空区另外两临边基本顶为自由边的矩形等厚 弹性薄板，如图 １ 所示。 其中，ＯＣ 与 ＢＣ 边为固支 层荷载作用下产生弯矩和扭矩。 采空区基本顶岩层 断裂之前，岩层内部的弯矩和扭矩在顶板微小弯曲 变形所做的功以弯曲变形能的形式储存在顶板岩层 内。 假定弹性薄板在受力过程中始终保持平衡，没 有动能改变，而且弹性薄板的非机械能也没有变化， 根据弹性力学理论的变分法最小势能原理，弹性薄 板的总势能 Ｅ ｐ 可表示为 边，ＯＡ 与 ＡＢ 边为自由边，ｘ 为工作面推进方向，ｙ 为 工作面长度方向，ｚ 为垂直采场顶板方向，ａ 为基本 顶沿工作面推进方向悬露长度，ｂ 为基本顶沿工作 Ｅｐ ＝ ) － ２ ( １ － μ) · { {( [ ｘｗ × ｙｗ － ( ｘｙｗ ) ] } － ｑｗ ｝ｄｘｄｙ， ２ １ Ｉ ２ ２ ｗ ｗ ２ ＋ ２ ｘ ｙ ２ ２ ２ ２ ２ ２ ２ （１） 面长度方向悬露长度，ｄ１ 为基本顶厚度。 - 161 - １４４ 黑 龙 江 科 式中：Ｉ———弹性薄板抗弯曲刚度， Ｎ·ｍ； 技 大 （４） 件下，采空区基本顶岩层在均布荷载作用下的边界 ( ｗｘ ) ｘ＝ａ ｗ Ｅｄ ｗ ＝ ２ ＋μ ２ ２ ｘ １ － μ ｙ ＢＥｄ ２ ４ ４ ３ ２ ２ － ２ [ μｙ ( ｙ － ｂ ) ( ３０ｘ － ４０ａｘ ＋ １２ａ ｘ ) ＋ １ －μ ＝ ０； （２） 在 ＢＣ（ ｘ ＝ ａ） 的固支边界上存在 （ ｗ） ｘ ＝ ａ ＝ ０， [ ＝ ０； τ ｘｙ ＝ － ２ ２ ｗ ｗ ＋ μ ２ ＝ ０， ２ ｘ ｙ ｘ ＝ ０ ) － ３ ３ ｗ ｗ ＋ ２ － ( ) μ ＝ ０； ３ ２ ｘ ｙ ｘ ｘ ＝ ０ １． ３ ( ｙｗ ＋ μ ｘｗ ) ＝ ０， ２ ２ ｙ＝ｂ [ ｙｗ ＋ ( ２ － μ ) ｘ ｗｙ ] ３ ３ ３ ２ ｙ＝ｂ 性力学理论，Ａ 点的集中力 Ｆ （ ａ，ｂ） ＝ ０，即 （６） 断裂判据 将式 （４） ～ （６） 代入主应力求解计算式，可以 ) 大多采用广义简支边薄板与叠加原理方法 ［ ７ － ９ ］ ，但 此种求解计算方法不仅较为复杂，而且所求的结果 为近似解。 根据文中矩形等厚弹性薄板模型，基本 未知函数的挠度表达式为 （２） 弹性薄板挠度表达式 （２ ） 均满足边界条 件。 将 式 （２） 代入式（１） ，并令Ｅ ｐ ／ Ｂ ＝ ０，可得 ) ＋ ( τ ) ，ｉ ＝ １，３。 ｘｙ ２ （７） 考虑到基本顶岩石材料的特性，抗拉强度远小 裂 ［１１］ 。 故基本顶岩层断裂判据为 ｍａｘ { σ１ ，σ３ }≥σ ｔ ， 式中：σ ｔ ———基本顶岩体抗拉强度极限，ＭＰａ。 （８） 令 ｆ（ ｘ，ｙ） ＝ ｍａｘ｛ σ１ ， σ３ ｝ ／ σ ｔ ，可利用拉应力比 例函数 ｆ（ ｘ，ｙ） 判断基本顶发生断裂的坐标点（ ｘ ｉ ， ｙ ｊ ） 。 ｆ（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） ＞ １ 时，基本顶在点（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） 处发生断 裂；ｆ（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） ＝ １ 时，点（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） 处于断裂临界状态； ｆ（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） ＜ １ 时，基本顶在点（ ｘ ｉ ，ｙ ｊ ） 处不会断裂。 在此定 义 ａ ＝ λｂ， 采 用 塑 性 极 限 法， 结 合 式 ６ ２４３ ２３７ｑ 。 ３ ５２８Ｉａ ｂ ( ６９３ａ４ ＋ ３２５ａ２ ｂ２ ＋ ６９３ｂ４ ) （４） ～ （７）与弹性薄板理论可求得固支长边、固支短 ２ ２ （３） 边及弹性薄板非边界的应力极值。 （１） 当 ｘ ＝ λｂ，ｙ ＝ ｂ ／ ３ 时，弹性薄板固支长边应 将式（３） 代入式（２） ，得两临边固支、两临边自由条 力极值为 件下的弹性薄板挠度表达式： ６ ２４３ ２３７ｑｘ４ ｙ３ ( ｘ － ａ ) ３ ( ｙ － ｂ ) ３ 。 ｗ＝ ３ ５２８Ｉａ２ ｂ２ ( ６９３ａ４ ＋ ３２５ａ２ ｂ２ ＋ ６９３ｂ４ ) 槡( ２ 或 超 过 岩 体 抗 拉 强 度 值， 基 本 顶 则 发 生 拉 伸 断 目前，求解涉及自由边界条件的弹性薄板挠度， ｗ ＝ Ｂｘ４ ｙ２ ( ｘ － ａ ) ２ ( ｙ － ｂ ) ４ 。 σｘ － σｙ ２ 于抗压强度，根据最大拉应力理论，如果拉应力达到 ｗ Ｆ （ ａ，ｂ） ＝ － ２Ｉ ( １ － μ ) ＝ ０。 ｙ ｘ Ｂ＝ ＢＥｄ ( ６ｘ５ － １０ａｘ４ ＋ ４ａ２ ｘ３ ) × １ ＋μ σｘ ＋ σｙ ± σｉ ＝ ２ ＝ ０。 点并没有支柱等对弹性薄板施加集中荷载，根据弹 ( Ｅｄ ｗ ＝ １ ＋ μ ｘ ｙ 得到矩形薄板任意一点的主应力表达式，即 由图 １ 可知，Ａ 点是自由边 ＯＡ 和 ＡＢ 的交点，Ａ ２ （５） ２ 式中：ｄ———厚度，ｍ。 （４） 在 ＡＢ（ ｙ ＝ ｂ） 的自由边界上存在 ２ ) ( ６ｙ５ － ２０ｂｙ４ ＋ ２４ｂ２ ｙ３ － １２ｂ３ ｙ２ ＋ ２ｂ４ ｙ ) ， ] ２ ２ ｘ４ ( ｘ － ａ ) ２ × ( ３０ｙ４ －８０ｂｙ３ ＋７２ｂ２ ｙ２ －２４ｂ３ ｙ ＋２ｂ４ ) ]， （３） 在 ＯＡ（ ｘ ＝ ０） 的自由边界上存在 ( ２ ( σｙ ＝ － （１） 在 ＯＣ（ ｙ ＝ ０） 的固支边界上存在 ) ２ｂ４ ) ] ， 根据弹性薄板理论，两临边固支、两临边自由条 ｙ ＝０ ( ４ ２ ４ ３ ２ ２ ３ μｘ ( ｘ － ａ ) × ( ３０ｙ － ８０ｂｙ ＋ ７２ｂ ｙ － ２４ｂ ｙ ＋ 载，均匀分布，Ｎ。 条件应满足： 第 ２８ 卷 报 ２ ２ ｗ Ｅｄ ｗ ＋ ＝ μ ２ ２ ｙ １ － μ ２ ｘ ＢＥｄ ２ － [ ｙ ( ｙ － ｂ ) ４ ( ３０ｘ４ － ４０ａｘ３ ＋ １２ａ２ ｘ２ ) ＋ １ － μ２ μ———基本顶岩层泊松比； ｑ———单位面积内上部岩层传递给基本顶的荷 ( ｗｙ ) 学 σｘ ＝ － ｗ———弹性薄板的扰度； （ ｗ） ｙ ＝ ０ ＝ ０， 学 σ ｌｍａｘ ＝ － 据弹性力学挠度与应力之间的关系 ［ １０ ］ ， 可求 ２５ １６８ λ２ ｂ２ γＨｄ ， ２７ｄ３１ ( ６９３ λ４ ＋ ３２５ λ２ ＋ ６９３ ) 式中：λ ———基本顶悬跨系数； 得弹性薄板弯矩、应力，分别为： - 162 - γ———基本顶岩层的容重，Ｎ ／ ｍ ； ３ （９） 第２ 期 陈永斌，等：工作面顶板弧三角形悬板结构的形成机理与控制技术 Ｈ———矿井的开采深度，ｍ。 （２） 当 ｘ ＝ ２ λ ｂ ／ ３，ｙ ＝ ０ 时，弹性薄板固支短边 应力极值为 σ ｓｍａｘ ＝ － ２５ １６８ λ４ ｂ２ γＨｄ 。 ２７ｄ３１ ( ６９３ λ４ ＋ ３２５ λ２ ＋ ６９３ ) １４５ 抗拉强度 σ ｔ 为 ９． ８５ ＭＰａ，泊松比 μ 为 ０． ２５，属于中 等冒落性的顶板；上部岩层传递给基本顶的荷载约 为 １０ ６ Ｐａ。 根据上述理论计算基本顶上下板面各点 的应力值，并利用 ＭＡＴＬＡＢ 软件绘制基本顶上下板 面应力比例函数 ｆ（ ｘ，ｙ） 等值线，如图 ２ 所示，其中， （１０） （３） 当 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３，ｙ ＝ ｂ ／ ３ 时，弹性薄板非边界 ｌ ｘ 为走向长度，ｌ ｙ 为倾向长度。 应力极值为 σｂｍａｘ ＝ ２０１ ３４４λ２ ｂ２ γＨｄ ( λ２ μ ＋ １ ) 。 ７２９ｄ３１ ( ６９３λ４ ＋ ３２５λ２ ＋ ６９３ ) （１１） 由于岩体泊松比 μ ＜ ０． ５，基本顶悬跨系数 λ ＜ １，因此，存在 ｜ σ ｌｍａｘ ｜ ＞ ｜ σ ｓｍａｘ ｜ 。 比较式（９） 与（１１） 可以发现， σ ｌｍａｘ ４２ ４７１ ＞１ ＝ １２ ５８４ ( λ２ μ ＋ １ ) σ ｂｍａｘ 恒成立。 比较式（１０） 与（１１） 可以发现， σ ｂｍａｘ １２ ５８４ ( λ２ μ ＋ １ ) ＝ ４２ ４７１ λ２ σ ｓｍａｘ 恒成立。 显然， ｜ σ ｂｍａｘ ｜ 与 ｜ σ ｓｍａｘ ｜ 的大小均与基本顶岩体 泊松比 μ、基本顶悬跨系数 λ 密切相关。 综上分析，两临边固支、两临边自由的工作面基 本顶岩层变形断裂主要遵循以下规律： （１） 在基本顶实体煤侧边界的长边 ｘ ＝ λｂ、ｙ ＝ ｂ ／ ３ 处，短边 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ０ 处，以及悬露顶板 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ｂ ／ ３ 处的应力值最大，基本顶岩层的断裂 一般由这三个部位最先开始。 （２） 从基本顶岩层的断裂顺序来看，实体煤侧 边界的长边 ｘ ＝ λｂ、ｙ ＝ ｂ ／ ３ 处的应力值首先达到顶 Ｆｉｇ． ２ 板岩体的极限强度，因而发生初始断裂。 随着长边 断裂线的不断发展，实体煤侧边界的短边 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ０ 和悬露顶板 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ｂ ／ ３ 处的应力值 也逐渐达到顶板岩体的极限强度，随之发生断裂。 然而短边 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、 ｙ ＝ ０ 和悬露顶板 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、 ｙ ＝ ｂ ／ ３两处发生断裂的顺序均由基本顶岩体泊松比 μ、悬跨系数 λ 所决定。 图２ 基本顶应力比例函数等值线 Ｂａｓｉｃ ｒｏｏｆ ｓｔｒｅｓｓ ｐｒｏｐｏｒｔｉｏｎａｌ ｆｕｎｃｔｉｏｎ ｅｑｕｉｖａ ｌｅｎｔ ｌｉｎｅ 如图 ２ａ 所示，基本顶上板面的应力比例函数 ｆ（ ｘ，ｙ） 分布总体可概括为偏工作面上端头的煤体长 边与煤体短边受拉、悬露顶板中心偏工作面上端头 受拉、悬露顶板中心偏工作面上端头受压、自由长边 与自由短边受力较低。 拉应力最大位置处于煤体长 边偏工作面上端头区域，压应力最大位置处于悬露 ２ 力学机理与控制技术 顶板中心偏工作面上端头区域。 ２． １ 断裂 ｆ（ ｘ，ｙ） 分布总体可概括为偏工作面上端头的煤体长 ２． １． １ 如图 ２ｂ 所示，基本顶下板面的应力比例函数 应力 以淮南矿业集团顾桥煤矿 １１２５（１） 工作面顶板 断裂为工程背景，分析采场顶板的断裂演化规律及 其断裂特点。 １１２５（１） 工作面基本顶悬露长度 ａ 为 ５０ ｍ、ｂ 为 １００ ｍ；基本顶岩体弹性模量 Ｅ 为１０ ＧＰａ， 边与煤体短边受压、悬露顶板中心偏工作面上端头 受压、悬露顶板中心偏工作面上端头受拉、自由长边 与自由短边受力较低。 压应力最大位置处于煤体长 边偏工作面上端头区域，拉应力最大位置处于悬露 顶板中心偏工作面上端头区域。 - 163 - １４６ 黑 龙 江 科 综上 分 析， 基 本 顶 上 下 板 面 应 力 比 例 函 数 ｆ（ ｘ，ｙ） 分布具有对称特征，煤体长边、煤体短边以及 悬露顶板应力区近似呈椭圆形分布，并且悬露顶板 应力区的椭圆形分布存在两个。 ２． １． ２ 断裂机理 断裂力学理论研究表明，断裂线发育轨迹一般 垂直于岩体所受最大拉应力方向。 据此可以绘制出 基本顶上下板面拉应力区域断裂线的发展方向。 随着工作面不断向前推进，采空区顶板悬露面 积增大，采场应力场发生改变，集聚的变形势能不断 增高，致使基本顶岩层局部范围的应力值不断增大。 当基本顶岩层局部范围的应力值达到顶板岩体的断 裂条件时，初始断裂线首先产生于基本顶上板面煤 体长边偏工作面上端头区域，随后断裂线沿着长边 向两端不断发展。 随着煤体长边断裂线的不断发 展，基本顶悬露顶板下板面中心偏工作面上端头区 域的应力值达到岩体的断裂条件，随之产生断裂线， 沿长边方向发展。 最后，基本顶上板面煤体短边偏 工作面上端头区域以及悬露顶板上板面中心偏工作 面上端头区域的应力值达到岩体的断裂条件，断裂 线分别沿短边与长边方向发展。 基本顶断裂线发展轨迹如图 ３ 所示。 由上述分 析可得到以下规律： （１） 工作面上端头区域实体煤侧边界处的断裂 线呈弧形分布，即形成工作面上端头基本顶弧三角 形悬板结构。 （２） 采空区悬露顶板沿工作面长度方向存在两 条断裂线。 技 大 学 学 报 第 ２８ 卷 有内外两方面原因。 内因：工作面上端头基本顶与 矩形弹性薄板结构的受力特点类似，由于采场基本 顶边界支承条件与煤系地层地质情况等因素的影 响，工作面上端头基本顶形成实体煤侧两临边界固 支（ 工作面推进煤体方向和下区段煤体方向两临边 为固支） 、另一弧形斜边自由的弧三角形悬板结构， 此结构产生于直接顶上部的基本顶，暂且称之为上 弧三角形悬板结构。 外因：在基本顶上弧三角形悬 板结构的掩护之下，直接顶与伪顶受外力作用，由于 锚网的支护组合梁作用以及悬吊作用，顶板低位岩 层与高位岩层形成一个较为严密的统一实体，即厚 度较大的组合岩层，从而造成工作面上端头采空区 侧顶板悬露而不易跨落，此结构产生于基本顶下部 的直接顶，故称之为下弧三角形悬板结构。 ２． ２． ２ 控制技术 由上述分析可知，工作面上端头弧三角形悬板 结构总是存在的，人们所关注的是它是否能够为工 作面上端头工作场地提供足够大的掩护范围。 上弧 三角形悬板结构的尺寸主要由采场基本顶边界支承 条件与煤系地层地质情况等因素决定，而支护强度 对于上弧三角形悬板结构尺寸的影响不大。 因此， 在基本顶上弧三角形悬板结构的掩护之下，可以考 虑增大顶板下弧三角形悬板结构的尺寸，为工作面 上端头工作场地提供足够大的掩护空间。 由采场基本顶断裂结构分析可知，工作面回采 期间，采空区基本顶岩层随着工作面的推进产生新 的断裂，但由于顺槽巷道位于该回采工作面的前方， 这种断裂一般不会在顺槽巷道的上方产生。 因此， 可以通过强化顺槽的早期支护，提高围岩的承载能 力，以便在工作面上端头区域形成较大范围的下弧 三角形悬板结构。 一方面，可以对巷道周边围岩较 松散破碎的岩层进行注浆，改善围岩力学性能，提高 破碎岩层的承载能力；另一方面，选择合理的支护方 式，利用支护结构对巷道围岩进行积极主动支护，及 时抑制锚固区内外巷道围岩的离层、滑动、裂隙张 开、新裂纹产生等非连续扩容现象，通过锚杆锚索的 锚固作用将顶板中分层厚度小、易受采动影响的不 稳定岩层联结成为统一的紧密实体，从而将其改变 Ｆｉｇ． ３ 图３ 为厚度大、稳定性较高的顶板。 基本顶断裂及弧三角形悬板结构 Ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｏｆ ｂａｓｉｃ ｒｏｏｆ ｆａｕｌｔ ａｎｄ ａｒｃ ｔｒｉａｎｇｕｌａｒ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎ ２． ２ 弧三角形悬板结构 ２． ２． １ 形成机理 工作面上端头顶板形成弧三角形悬板结构主要 ３ 工程应用 ３． １ 工程概况 淮南矿业集团顾桥煤矿 １１２５（１） 工作面沿空掘 巷沿煤层顶板掘进，煤柱留设为 ８ ｍ。 巷道断面为 - 164 - 第２ 期 １４７ 陈永斌，等：工作面顶板弧三角形悬板结构的形成机理与控制技术 矩形，宽 ５． ４ ｍ，高 ３． ４ ｍ。 主煤层为 １１ － ２ 煤层，煤 层平均厚度 ２． ９ ｍ。 巷道伪顶岩性为碳质泥岩，厚 度约 １ ｍ，直接顶由泥岩、砂质泥岩等强度较低的岩 层组成，厚度约 ４． ２ ｍ；基本顶由砂质泥岩、细砂岩 等强度相对较高的岩层组成，厚度 １５ ｍ。 通过现场 用 １６ ＃ 铁丝进行有效连接。 （２） 桁架锚索支护。 在顶板每排锚杆中间位置 和顶板两 侧 各 布 置 一 套 高 预 应 力 锚 索 梁， 锚 索 为 ２１． ８ ｍｍ × ７ ７００ ｍｍ的钢绞线，锚索下铺设 ２． ６ ｍ 的 Ｔ２ 型钢带，钢带上三眼孔间距 １． １ ｍ。 锚索和钢 调查与分析发现，伪顶与直接顶岩层中分布着众多 带间配铁垫板，规格 ２００ ｍｍ × １４０ ｍｍ × １０ ｍｍ。 锚 较为破碎，强度低，易受采动影响。 １１２５（１） 工作面 卷加长锚固。 预紧力不小于 １２０ ｋＮ，锚固力不低于 小分层，其中标志层为 １１ － ３ 煤层，这些小分层结构 沿空掘巷原采用锚杆 ＋ Ｍ５ 型钢带 ＋ １０ 菱形金属网 ＃ 联合支护方式，主要支护参数如下：顶板采用七根左 旋无纵筋普通螺纹钢锚杆，锚杆规格为直径 ２０ ｍｍ、 长 ２ ５００ ｍｍ、间排距 ８１０ ｍｍ × ９００ ｍｍ，Ｍ５ 型钢带 长 ５． ２ ｍ；帮部采用五根左旋无纵筋普通螺纹钢锚 杆，锚杆规格为直径 ２０ ｍｍ、 长 ２ ２００ ｍｍ、 间排距 ７５０ ｍｍ × ９００ ｍｍ；金属网采用 １２ 铁丝编织成菱形 ＃ 网，长度为 １ １００ ｍｍ，宽度为 ８００ ｍｍ，Ｍ５ 型钢带长 ３． ２ ｍ。 通过后期监测发现，顶底板移近量平均高达 １． ０ ～ １． ５ ｍ，顶板岩层离层严重，局部出现冒落，两 帮收敛量平均也达到 ０． ８ ～ １． ３ ｍ，巷道围岩整体呈 现不对称大变形。 ３． ２ 索眼孔深度为 ７． ５ ｍ，每孔采用三节 Ｚ２３８０ 树脂药 ２００ ｋＮ。 ３． ３ 为确定该支护方案的支护效果及支护参数的合 理性，在 １１２５（１） 工作面沿空掘巷巷道围岩表面设 置不同的监测点，对巷道两帮、顶板位移变形量进行 监测。 从现场情况和监测数据来看，在巷道服务期 间，顶底板和两帮基本上能够保持整体均匀变形，整 条巷道未返修与补强。 １１２５（１） 工作面上端头顶板 沿工作面煤壁方向形成的下弧三角形悬板结构长度 达到了 ７ ～ ８ ｍ，可以为工作面施工、运输及通风提 供所需安全空间。 ４ 支护方案 监测效果 结 论 基于弧三角形悬板结构形成机理及控制技术分 析结果，结合顾桥煤矿 １１２５ （１） 工作面煤系地层地 （１） 针对煤矿开采过程中，部分回采工作面直 质情况，提出预应力桁架锚索为主体、锚杆 ＋ 钢筋网 接顶冒落，不能充满采空区的情况，建立采场基本顶 等支护为辅助的综合控制技术支护方案。 在巷道开 岩层两临边固支、两临边自由的弹性薄板力学模型， 掘后，及时对围岩进行锚杆 ＋ 钢筋网等支护，待初次 支护后的 １２ ｄ 左右，围岩变形趋于稳定，采用预应 力桁架锚索进行强力支护。 超前支护采用铰接梁配 单体液 压 支 柱 支 护 方 式， 间 排 距 为 １ ０００ ｍｍ × １ ０００ ｍｍ。具体支护结构及参数如下。 （１） 锚杆支护。 巷道顶板采用七根 ＩＶ 级左旋 螺纹钢超高强预拉力锚杆 ＋ Ｍ５ 型钢带 ＋ １０ 菱形金 ＃ 属网联合支护，锚杆规格为 ２２ ｍｍ － Ｍ２４ － ２ ８００ ｍｍ， 两节 Ｚ２３８０ 型树脂药卷加长锚固；锚杆预紧力扭矩 不小于２００ Ｎ·ｍ，锚固力不小于 １２０ ｋＮ。 锚杆间排 距为 ８１０ ｍｍ × ９００ ｍｍ；Ｍ５ 型钢带长 ５． ２ ｍ。 网的 搭接长度为 １５０ ｍｍ，网间压茬部分全部压在钢带 （ 梁） 下方，每隔 １５０ ｍｍ 用 １６ 铁丝进行有效连接。 ＃ 巷道两帮采用竖向五根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆 ＋ ３． ２ ｍ 长 Ｍ５ 型钢带 ＋ １０ 菱形金属网联合支护，锚 ＃ 杆规格为 ２２ ｍｍ － Ｍ２４ － ２ ５００ ｍｍ。 每根锚杆采 并运用弹性力学变分原理，推导了适合该模型的挠 度函数解析式。 （２ ） 基 本 顶 实 体 煤 侧 边 界 的 长 边 ｘ ＝ λｂ、 ｙ ＝ ｂ ／ ３，短边 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ０ 及悬露顶板 ｘ ＝ ２ λｂ ／ ３、ｙ ＝ ｂ ／ ３ 处的应力值最大，一般在这三个部位最先 发生断裂。 （３） 两临边固支、两临边自由的采场，工作面上 端头实体煤侧边界处的断裂线呈弧形分布，即形成 工作面上端头区域上弧三角形悬板结构，采空区悬 露顶板沿工作面长度方向存在两条断裂线。 （４） 在基本顶上弧三 角 形 悬 板 结 构 的 掩 护 之 下，工作面上端头顶板易形成下弧三角形悬板结构， 可通过强化顺槽的早期支护，提高围岩的承载能力， 以便在工作面上端头区域形成较大范围的下弧三角 形悬板结构。 （５） 应用预应力桁架锚索为主体、锚杆 ＋ 钢筋 用一节 Ｚ２３８０ 型树脂药卷加长锚固；锚杆间排距为 网等支护为辅助的综合控制技术，在 １１２５ （１） 工作 ２００ Ｎ·ｍ，锚固力不小于 １００ ｋＮ。 网的搭接长度为 构，满足施工、运输及通风所需的安全空间。 ７５０ ｍｍ × ９００ ｍｍ。 帮 部 锚 杆 预 紧 力 矩 不 小 于 １５０ ｍｍ，压茬部分全部压在钢带下方，每隔１５０ ｍｍ 面上端头顶板形成了 ７ ～ ８ ｍ 的下弧三角形悬板结 - 165 - （ 下转第 １８０ 页） １８０ ［７］ 黑 闫维明， 聂 晗， 任 龙 江 科 珉， 等． 地铁交通引起的环境振动的实 测与 分 析 ［ Ｊ ］ ． 地 震 工 程 与 工 程 振 动， ２００６， ２６ （ ４ ） ： １８７ － １９１． ［８］ ［９］ 技 大 ［１０］ 夏 学 学 第 ２８ 卷 报 禾． 交通环境振动工程［ Ｍ］ ． 北京： 科学出版社， ２０１０： １６４ － １６５． ［１１］ 王福彤， 陶夏新， 崔高航， 等． 地面城轨交通近轨道区域自由 张厚贵． 北京铁路地下直径线列车振动对邻近地铁结构影响 地表振动实测研究［Ｊ］． 振动与冲击， ２０１１， ３０（５）： １３１ － １３５． 的研究［ Ｄ］ ． 北京： 北京交通大学， ２００７． 卢理杰． 大跨度楼盖竖向振动舒适度的设计［ Ｊ］ ． 工业建筑， ２０１２， ４２（ Ｓ１） ： ２０３ － ２０６． （ 编校 荀海鑫） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ 上接第 １４７ 页） ［６］ 参考文献： ［７］ ［１］ 柳小波， 安 龙， 张凤鹏． 基于薄板理论的空区顶板稳定性分 析［Ｊ］． 东北大学学报（自然科学版）， ２０１２， ３３（１１）： １６２８ －１６３２． 社， ２０１０： ２５３ － ３００． 谭云亮， 宁建国， 顾士坦， 等． 矿山压力与岩层控制［ Ｍ］ ． 北 京： 煤炭工业出版社， ２０１１： １３ － １４． ［８］ ｈｅａｄｉｎｇ ａｄｖａｎｃｉｎｇ ａｎｄ ｍｉｎｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｒｅｇｕｌａｒｉｔｙ ｄｕｒｉｎｇ ［９］ ［２］ Ｌｏｕ Ｊ， Ｘｉｎ Ｂ， Ｊｉｎｇ Ｇ， ｅｔ ａｌ． Ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｅｎｔｉｔａｔｉｖｅ ｃｏａｌ ｃｒｏｓｓ Ｍｉｎｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ［ Ｊ］ ． Ｅｌｅｃｔｒｏｎｉｃ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｇｅｏｔｅｃｈｎｉｃａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， 虎． 煤矿覆岩空间结构 ＯＸ － Ｆ － Ｔ 演化规律研究 窦林名， 贺 ［４］ 王新丰， 高明中． 变长工作面采场顶板破断机理的力学模型分 ［５］ 秦广鹏， 蒋金泉， 张培鹏 ， 等． 硬厚岩层破断机理薄板分析及控 ［ Ｊ］ ． 岩石力学与工程学报， ２０１２， ３１（３） ： ４５４ － ４６０． 程选生， 杜修力． 三边固支一边自由混凝土矩形薄板的热弯曲 ［ Ｊ］ ． 工程力学， ２０１３， ３０（４） ： ９７ － １０６． Ｘｕ Ｌ， Ｊｉ Ｇ， Ｊｉａｎｇ Ｒ， ｅｔ ａｌ． Ｕｎｉｆｉｅｄ Ｓｏｌｕｔｉｏｎ Ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ Ｒｅｃｔａｎｇｕｌａｒ Ｐｌａｔｅ Ｅｌａｓｔｉｃ Ｂｅｎｄｉｎｇ［ Ｊ］ ． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｓｏｕｔｈｅａｓｔ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ （ Ｅｎｇｌｉｓｈ ２０１４， １９（ Ａ） ： ４５１ － ４６８． ［３］ 贾喜荣． 岩石力学与岩层控制［ Ｍ］ ． 徐州： 中国矿业大学出版 Ｅｄｉｔｉｏｎ） ， ２００２， １８（３） ： ２４１ － ２４８． ［１０］ 徐芝纶． 弹性力学 ［ Ｍ］ ． 北京： 高等教育出版社， ２００６． ［１１］ 袁 析［ Ｊ］ ． 中国矿业大学学报， ２０１５， ４４（１） ： ３６ － ４５． 制技术［Ｊ］． 采矿与安全工程学报， ２０１４， ３１（５）： ７２６ － ７３２． 超． 有侧压力岩石动态直接拉伸试验及动态断裂力学研 究［ Ｄ］ ． 湘潭： 湖南科技大学， ２０１３． （ 编校 - 166 - 荀海鑫） ２９ １ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１９ ０１ Ｖｏｌ． ２９ Ｎｏ． １ Ｊａｎ． ２０１９ ， ， ， （ ， １５００２２） "： ， ! 、 、 ， 。 ¡¢£¤¥¦¤§，¨ ©¥ ª«¬，®¯° ±。 ²³´ µ¶· ¸，¹º»§¼½¾，¿³ 、° 、 、 À¬。 ÁÂà ³ÄÅÆÇ ，È É，Ê Ë Ì ９４． ８％ ，ÍÎ Ì ９７． ８％ ， Ü´ÝÞßàáâãäå。 ÈÕÖ×ØÙÏÚÛ ； ； ° #$%： Ë ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１９． ０１． ０１８ &'()*：ＴＤ７１４． ４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１９）０１－ ０１００－ ０５ ÏÐÑÒ¯ ÉÓÔ。 ； +./01：Ａ Ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ａｎｄ ｓｙｓｔｅｍ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ｄｕｓｔ ｔｒａｃｋｉｎｇ ａｎｄ ｃｏｌｌｅｃｔｉｏｎ ｉｎ ｍｉｎｅ ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｈｅａｄｉｎｇ ｆａｃｅ Ｌｉｕ Ｓｈｉｍｉｎｇ， Ｇａｏ Ｍｉｎｇｘｉｎｇ， Ｙａｎｇ Ｄｅｚｈｉ， Ｚｈａｏ Ｊｉａｎｈｕａ （ Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｍｅａｎｔ ｔｏ ｏｖｅｒｃｏｍｅ ｎｏｔｏｒｉｏｕｓ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｍｉｎｅ ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｈｅａｄ ｉｎｇ ｆａｃｅ， ｓｕｃｈ ａｓ ｈｉｇｈｅｒ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ， ｇｒｅａｔｅｒ ｄａｍａｇｅ， ｌｏｗｅｒ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｅｆｆｉｃｉｅｎｃｙ ａｎｄ ｐｏｏｒ ｒｅ ｍｏｖａｌ ｅｆｆｅｃｔ ａｎｄ ｐｒｏｐｏｓｅｓ ｔｈｅ ｄｕｓｔｔｒａｃｋｉｎｇ ａｎｄ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｔｈｅｏｒｙ ａｎｄ ｓｙｓｔｅｍ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｔａｉｌｏｒｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｄｕｓｔ ｓｏｕｒｃｅ ｂｙ ａｎａｌｙｚｉｎｇ ｔｈｅ ｄｕｓｔ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ ｌａｗ ａｎｄ ｄｕｓｔ ｓｏｕｒｃｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ． Ｔｈｅ ａｐｐｒｏａｃｈ ｗｏｒｋｓ ｂｙ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｔｈｅ ｐｏｓｉｔｉｖｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｓｕｐｐｌｙ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｍｏｄｅ ｏｆ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ａｉｒ ａｄｊｕｓｔｉｎｇ ｄｅｖｉｃｅ ｔｏ ｐｒｅｖｅｎｔ ｄｕｓｔ ｆｒｏｍ ｆｌｏｗｉｎｇ ｏｕｔ ｏｆ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅｓ， ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ａｃｈｉｅｖｉｎｇ ｄｕｓｔ ｃｏｌｌｅｃｔｉｏｎ ｂｙ ｗｉｎｄ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｄｒａｗｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｅｘｉｓｔｉｎｇ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｆａｎ ｉｓ ｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｐｕｌｌｏｕｔ ｓｋｅｌｅｔｏｎ ａｉｒ ｄｕｃｔ ｔｏ ｒｅａｌｉｚｅ ｔｈｅ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｄｕｓｔ ｃｏｌｌｅｃｔｉｏｎ， ｄｕｓｔ ｃａｐｔｕｒｅ ａｎｄ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｆｏｌｌｏｗｉｎｇ ｄｕｓｔ ｇｅｎ ｅｒａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ ｓｈｏｗｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｓｙｓｔｅｍ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｍａｒｋａｂｌｅ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｅｆｆｅｃｔ， ｗｉｔｈ ｔｏｔａｌ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｅ ａｎｄ ｒｅｓｐｉｒａｔｏｒｙ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｅ ｏｆ ９４． ８％ ａｎｄ ９７． ８％ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ， ｃｏｎｔｒｉｂｕｔｉｎｇ ｔｏ ａ ｓｉｇｎｉｆｉｃａｎｔｌｙ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｗｏｒｋｉｎｇ ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ． Ｔｈｅ ｓｙｓｔｅｍ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｉｎ ｃｏａｌ ａｎｄ ｒｅｌａｔｅｄ ｉｎｄｕｓｔｒｉｅｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｆｕｌｌｙｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｈｅａｄｉｎｇ ｆａｃｅ； ｒｕｌｅ ｏｆ ｄｕｓｔ ｇｅｎｅｒａｔｉｏｎ； ｄｕｓｔ ｃｏｌｌｅｃｔｉｎｇ ｂｙ ｗｉｎｄ； ｓｏｕｒｃｅｔｒａｃｋｉｎｇ ｄｕｓｔ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ； ｓｙｓｔｅｍ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ 2345： ２０１８ － １２ － ０６ 6789： （ Ｈｋｄｃｘ２０１８０２） :;<=>?： （１９８６ － ） ，，，，， ｑｑ． ｃｏｍ。 ：¡¢£¤¥¦§、¨©£ª«¬，Ｅｍａｉｌ：ｌｓｍ２７６ ＠ - 167 - 2１ % ０ 340，： * Ç¡ÈÉ、Ê、° # Ë¢ Ì¡ ，òͽæ；（２） ÎÏ¡ ， ， ［１ － ３］ 。 ， 。 ¡¢ ［５］ ¤¥¦§ 。 ¨©ª «¬ ¡ âò©ª.。 ÍÈ Ä， ©ªã、ä_å¡ 。 ä½_åò ［４］ £ ÐÑÒ、Ë¢°*ÓÔÕÖ、 é×½、 ØÙ½É ñ½ÒÚÛ¾¡ ；（３） ÓÔÜÝ È=;¡ Þ·ßà¯áÌ¡ 。 ®¯°±¤²³§ ´µ， ¶·¸²³¹ º»¼½¯¡¾¿ÀÁ¢ ［６］ £。 ÃÄÅ Æ Ç、 ¹ ÈÉ、 ÊËÌ¥¦§ ÍÎÏÀÐÑÒÓ、 ¶ ［７］ ÔÕÖ×£¡ Ø 、 § ´µ。 ÙÚÛ § ¢à， ¶ áâ°¿ãäåæçÉè， ·¸éê。 ëìí ÜÝÈÞß ¡ ; æç¶、 Ȩ， 綸、 «¨¶ ¸， 趸é、©ª¨¶¸§。 ã½_åò ¶À·¶， ¶À·¶¸¹， ©ª¸ §，２０ ℃ \·¶ ©ªº¿êë １ Ìì，Ü，ｄ ·í¼¿， μ î １ ｄ ／ μｍ ０． ０１ ； * 、éêý，é、 +[ý ý， È， ¹ ¤~\Â。 )@，Í»¹ ¢£)Ð，('& èúÖ]，¶º»±þ，ò% Ò¤¹ ¡$¡。 Ｄ ／ ｍ２ ·ｓ － １ １． ３ × １０ １３ ５． ２ × １０ － ８ １． ００ ６． ７ × １０ － １０ ６． ０ × １０ ８ ２． ４ × １０ － １２ ６． ８ × １０ ９ １０． ００ ２ １． ７ × １０ １１ ２． ７ × １０ － １１ ðñæçë0，ò] Ò¤§ ¡$¡，óô Í ×Ûõ、©ªð，öÛ ¡÷ß、&。 ２． １ øðñ Žæ ，,ðÜ© ª，ùÒ¤¡úûüòÈß ，ýæÈéêþÿ ~、¿!È，}1;ÎÏÈ¢!*|È， ;¡ \!䩪，{ ßÍ É[Éð¢ÎÏ。 ß ^èê\ １ Ìì。 μ ／ ｍ２ ·（ Ｖ·ｓ） － １ ０． １０ ¡¹ ´µ，øùÍèú°áû¢üý þ，ÿ ¡¤~°}|{[\è]。 è° .， »¡¹ ,ð¤~\è]； ɹ º»， · Ｔａｂｌｅ １ Ｄｉｆｆｕｓｉｏｎ ｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｄｉａｍｅｔｅｒ òÐòȹ 、 ¥¦¹ 、 ¹ ñ§ 、 ó ô 、 ¡ õö÷ ^_：`@ËÛ?>=，¿ <;:/ .- ˹ éêÀ ； É ï，Ｄ ©ª º¿。 ［８］ î£ï¹ ´µ， ¶ð ＫＣＧ － ２００Ｄ  ñ。 １ １０１ ('& ^è*º»± ;，É* # ¡Ï， ý¡}，Í #¡， ，×Û¡ @á， ¡=， #¡¢， £¤¥， ¦¹，¡ ¶È§¨©ª。 Í"， Í«¡Æ+æ¬Æ+À ［９］ ®¯§°Ü 。 ͬ¢!Ð， «¡ ±²，`³´µ¨ @«¨¶， ·¶¸ ¹，º@«¡¨¶¸； Í»¼¢!Ð， · ¶¸ ， ¯ § º ½ ° ¯ § ¨ ¶ ¸ ， ¾ · ¿ ¹ @ ５ μｍ ¡À ÁÂ\ï§。 １ Ｆｉｇ． １ ２． ２ `òÄŽæÆÛ：（１） - 168 - Ｄｕｓｔ ｃｏｌｌｅｃｔｉｎｇ ｂｙ ｗｉｎｄ §¨&、éÙ]、ÉØÙ １０２ Æ Ç È É 。 ， ， （ 、 Ê Ë Ë Í ２９ Î Ì ¢£ ４ ¤¥。 ¸Â。 、 ， ） ， 、 ， ， 。 ， ， ， ，； ，， ¡。 ¢£ ２ ¤¥。 Ｆｉｇ． ４ ４ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｄｕｓｔ ｃａｐｔｕｒｉｎｇ ÉÊË， ¢Â ¸ ÌͬÎ，ϮƩ、Ç©ÐË 。 Æ© ¦¢ ÑÒ»©Ó¯ Ô Ó ，§ª Õ ¨°±Î，° Ｆｉｇ． ２ ２． ３ ２ ²Ö×，³´ µØ¶ Â，Ù ¯；ǩ¦ Ç© ，É µ×，Ú Ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｔｒａｃｋｉｎｇ ｄｕｓｔ ÀÁ ， Î，ªÛÓ¡· © ¦§¨©、ª¨«、 ¬、 ¡ （ ® ¯°± ９７％ ）、² ³´ 。 ³´ µ¶，· ¡¸¢¹，º³´£¤» ¼¥， ¦½¥§ ，½¹ ¾¿¡¸¢ÀÁ。 ³´ ¢£ ３ ¤¥。 ÀÁ¹ÜÝ， ¸ © Ó¯ Þ 。 Ʃµ Ç©Â， º¦³´ ¹¢ÀÁ¹，ߣ ， ¤ ¹。 Ùº¦ © ÀÁ¹¯ Ç©Â， ° ³´ º· »à ¼ ¼ ，¹ ，Â»à ´½½。 É、ÊË， Ë １ ｍｉｎ ¹， Ç © ，ß˪ ３． ２ Ｆｉｇ． ３ ３ Ｖｉｂｒａｔｉｎｇ ｗｉｒｅ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｐｒｉｎｃｉｐｌｅ ３． １ 。 ¿£ÓáÀ， Á ¼¨， ¨， Æ©、 Ç© ¨，µÆ©、Ç© Ôª 。 ３． ２． １ ３ ¾¿ Æ© ¨Ã§ª Õ ©， Ç © ¨§ ÐË， Ä ¢ ª·» Â。 ß ［１０］ «¨ Â， è Æ©（ © ÄÅ © ） 、 Ç© （ ©ÀÁ È© ） Â， ；誫 ， º¦³´ ¿· - 169 - Å Ｑ Ｚ ＝ ｑ１ ｑｋ， Ｑ Ｊ ＝ Ｑ Ｊ１ ＋ Ｑ Ｊ２ ＝ ｖ Ｊ１ Ｓ ＋ ｖ Ｊ２ Ｓ， ＱＧ ＝ ＱＺ ＋ ＱＪ ， Ｑ Ｃ ＝ Ｑ Ｚ ＋ Ｑ Ｊ１ ， （１） ¼１ ½ ¾¿À，：¡Á ：Ｑ Ｚ 、Ｑ Ｊ 、Ｑ Ｇ 、Ｑ Ｃ ——— 、 ， ，ｍ ／ ｓ； Ｌ１ ＝ ３ Ｑ Ｊ１ 、Ｑ Ｊ２ ——— 、 ，ｍ ／ ｓ； ３ ｖ Ｊ１ 、ｖ Ｊ２ ——— 、 ，ｍ ／ ｓ； ｑ——— ，ｍ３ ／ ｓ； ， Ｌ２ ， ５ ， ｔａｎ θ ＝ Ｈ ／ （ Ｌ２ － Ｌ１ ） ， Ｌ２ ＝ Ｌ１ ＋ ，ｍ 。 （３） 槡 Ｌ２ ， ２ Ｈ ， ｔａｎ θ （４） ，（ °） 。 ，θ——— ， 、 ２ － （ Ｈ － ｈ） ， Ｓ０ ｑ１ ——— ， １００ ｍ３ ／ ｓ； ３． ２． ２ ＫＱ Ｚ ｖＺ ，ｖ Ｚ ——— ，ｍ ／ ｓ。 ｋ——— ； Ｓ——— １０３  ， ４ ５ 。 ， ¢。 ¡ ３． ２ ｍ， ４． ４ ｍ， １４． ０８ ｍ ， ２ １． ８３ × １０ ｍ３ ／ ｓ，£¤ －２ １． ０ ｍ。 ¥¦， 《 ¡§ 》 ¨ １． ０ ｍ ／ ｓ， ｋ ＝ ３，© ª， ｖ Ｊ１ ＝ ０． ５ ｍ ／ ｓ、 Ｆｉｇ． ５ ５ ｖ Ｊ２ ＝ ０． ２５ ｍ ／ ｓ， （１） Ｑ Ｚ ＝ ５． ４９ ｍ３ ／ ｓ， Ｑ Ｊ１ ＝ ７． ０４ ｍ３ ／ ｓ，Ｑ Ｊ２ ＝ ３． ５２ ｍ３ ／ ｓ，Ｑ Ｊ ＝ １０． ５６ ｍ３ ／ ｓ， Ａｘｉａｌ ａｎｄ ｒａｄｉａｌ ａｉｒ ｆｌｏｗ ｆｉｅｌｄ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ Ｑ Ｇ ＝ １６． ０５ ｍ３ ／ ｓ，Ｑ Ｃ ＝ １２． ５３ ｍ３ ／ ｓ。 ， ， ， 。 ， ［１１］ ， ｖ ｘ ｖ ｘ Ｋ槡２Ｓ０ ， ＝ ｖ０ ｘ ， （２） ｘ ｘ ＝ Ｌ１ ＋ （ Ｈ － ｈ） ， Ｌ１ ＝ ７ ｍ、Ｌ２ ＝ １１ ｍ ，´µ。 ¶¡ ＣＣＺ１０００ §¯©。 ·º ¡，η »«。 ｘ———，ｍ。 ， ， ¥。 ±²， ·¡ ¸¢¥， £¤、¥¦ ¤§¤¹¨， ２ ｖ０ ——— ，ｍ ／ ｓ； ｈ——— ®， 、 ¯ 、 ，¢ ， °±²³ Ｋ———； ：Ｈ——— ，Ｌ１ ＝ ６． １ ｍ，Ｌ２ ＝ ９． ３ ｍ。 ：Ｓ０ ——— ，ｍ ； «， θ ＝ ４５°，¬ （３） 、（４） ５， Ｔａｂｌｅ ２ ２ ª ２ ， ρ Ｔｅｓｔ ｄａｔａ ｏｆ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｅｆｆｅｃｔ ρ ／ ｍｇ·ｍ － ３ ¨ ，ｍ； ，ｍ。 £ η／ ％ ¶ ¶ § ５７９． ３ ４８． ３ ９１． ７ Ｑ Ｚ ＝ ｖ Ｚ Ｓ０ ，， ¤ © ２５３． ６ ８． ２ ９６． ８ （２） ¥¦ § ３７６． ３ １． ５ ９９． ６ ¤ © １１７． ０ ０． １ ９９． ９ Ｌ１ ， - 170 - １０４ Û « Ü Â ２ ， ， ３ ４７７． ８ ｍｇ ／ ｍ ， １８５． ３ ｍｇ ／ ｍ ； ， ３ ２４． ９ ｍｇ ／ ｍ ， » à ［１］ ［２］ ［３］ ［５］ ， 、 、 。 。 、 ®¯°±²［ Ｊ］ ． °± ²， ２０１７， １１（２） ： １４０ － １４１． ³． ´µ ¥¶·¸［ Ｊ］ ． ¬ © ， ©¹¨． ¥ ¢°º·¸ ½¾¿， © ， ． ¬ ¥ÀÁ ³ÆÇ， ， È ， ． ¥ÉÊË Ìº·¸［ Ｊ］ ． ¬， ２０１６， ４８（１） ： ７０ － ７３． ［６］ È«Í， ， Ã． ¢»¼¬ º［ Ｊ］ ． ¬， ２０１７， ４９（１１） ： ６９ － ７０， ７３． ［７］ ¥ ， ©， ． ¥Ð±Ñ ÓÔÕ， Ϋ， ι， ． ¥Öµ×»¼ ÎÏ， © ÌÒ·¸［ Ｊ］ ． ¬Âª»¼， ２０１７， ４５（１０） ： ６６ － ７１． （２） ， ． ¬ ［Ｊ］． ȐªÄ（Ū）， ２０１５， ３０（２）： １ － ７． （１） ©ª«， ［ Ｊ］ ． ¬»¼， ２０１５， ３４（２） ： １２６ － １２８． ［４］ Ä °£， ２０１８， ４１（７） ： １００ － １０３， １０７． ３ ５ Ý ２９ Þ ª ： ３ ４． １５ ｍｇ ／ ｍ ， ９４． ８％ ， ９７． ８％ 。 ª 、、、。 ［８］ Ò·¸Ì ， 、 ， 、。 ［９］ （３） ［１０］ ，¡¢£， ¤ 、 ¥ ７ ｍ １１ ｍ， Î ． Ø［ Ｊ］ ． ¬ªÄ， ２０１７， ４２（３） ： ６３９ － ６４５． ¥Ìº·¸［ Ｄ］ ． ： ê（ ） ， ２０１３． ， © ， ， ． ¥±± Ù ·¸［Ｊ］． ¬Âª»¼， ２０１６（Ｓ２）： １３０ － １３３． ［１１］ ¦§ ９４． ８％ ， ９７． ８％ ，¤¨。 ， Ú， ， ． ¦［ Ｍ］ ． ３ ． ： ， １９９４． （ - 171 - ） ２９ ２ ２０１９ ０３ １ ， ， １ ， ２，３ ， ２，３ ， １５００２２； ２． （ １０００８３； ３． （ ２，３ ） １０００８３） ） ， "： 、 ， ，¡¢ ４３０７３ £ ¨©ª«： ÁÂà Ｍａｒ． ２０１９ （１． ， ! Ｖｏｌ． ２９ Ｎｏ． ２ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ， ¤¥ ¦§。 ¼½ １９． ７％ ；¾¿À ¬®¯°± ²³´µ¶ ｌｏｇｉｓｔｉｃ ·¸¹º，» ，°±ÄÅÆÇÈ。 ÉÊËÌÍ ÎÏÐÑÒ ØÙÚÛÜÝ。 #$%： ÓÔÕÖ × ； ¤¥ ； ÓÔ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１９． ０２． ００３ &'()*：ＴＤ３５３ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１９）０２－ ０１３８－ ０５ +./01：Ａ Ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｉｎ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅｏｒｙ ｏｆ ｃｕｔｗａｌｌ ｓｈｏｒｔｗａｌｌ ｂｅａｍ Ｈａｎ Ｘｕｅ１ ， Ｚｈａｎｇ Ｓａｉｙｉ１ ， Ｗａｎｇ Ｊｉｏｎｇ２，３ ， Ｍａ Ｘｉｎ’ ｇｅｎ２，３ ， Ｙｕ Ｇｕａｎｇｙｕａｎ２，３ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｃｉｖｉｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｓｔａｔｅ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｆｏｒ Ｇｅｏｍｅｃｈａｎｉｃｓ ＆ Ｄｅｅｐ Ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（ Ｂｅｉｊｉｎｇ） ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｃｉｖｉｌ ＆ Ａｒｃｈｉｔｅｃｔｕｒｅ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（ Ｂｅｉｊｉｎｇ） ， Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａｉｍｅｄ ａｔ ａｄｄｒｅｓｓｉｎｇ ｔｈｅ ｅｘｃｅｓｓｉｖｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｄｅｅｐ ｒｏａｄｗａｙ ｒｅｔａｉｎｅｄ ａｌｏｎｇ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｓｅｒｉｏｕｓ ｓｈｒｉｎｋａｇｅ ｏｆ ｔｈｅ ｒｅｔａｉｎｅｄ ｒｏａｄｗａｙ ｓｅｃｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｄｒａｗｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｔｈｅｏｒｙ ｏｆ ｃｕｔｗａｌｌ ｓｈｏｒｔｗａｌｌ ｂｅａｍ ｆｏｃｕｓｅｓ ｏｎ ａｎ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｌａｗ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ４３０７３ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｉｎ Ｙｉｘｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ａｒｔｉｆｉｃｉａｌ ｄｏｕｂｌｅｃｒｏｓｓｉｎｇ ｓｉｔｅ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ａｎｄ ｄａｔａ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｅｔｈｏｄ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ｐｒｅｓｅｎｔｓ ｔｈｅ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅ ｃｏｎｆｏｒｍｉｎｇ ｔｏ ｔｈｅ ｌｏｇｉｓｔｉｃ ｒｅｇｒｅｓｓｉｏｎ ａｎａｌｙｓｉｓ ｍｏｄｅｌ， ｔｈｅ ｍａｘｉｍｕｍ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｍｐｌｉｔｕｄｅ ｏｆ １９． ７％ ， ａｎｄ ｔｈｅ ａｐｐｒｏｘｉｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｔｗｏ ｓｉｄｅｓ ｔｅｎｄｉｎｇ ｔｏ ｓｈｒｉｎｋ ｇｒａｄｕａｌｌｙ， ａｃｃｏｍｐａｎｉｅｄ ｂｙ ａｎ ａｓｙｍｍｅｔｒｉｃ ｄｅｆｏｒｍａ ｔｉｏｎ． Ｔｈｉｓ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｏｆｒｅｍｏｖｉｎｇ ａｎｄ ｓｅｌｆｆｏｒｍｉｎｇ ｌａｎｅ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎ ｔｈｅ ｓｕｂｓｅｑｕｅｎｔ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｓｉｍｉｌａｒ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｄｅｅｐ ｒｏａｄｗａｙ ｒｅｔａｉｎｅｄ； ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ； ｔｏｐ ｃｕｔｔｉｎｇ ｐｒｅｓｓｕｒｅｒｅｌｉｅｆ； ｓｈｏｒｔ ｗａｌｌ ｂｅａｍ ｔｈｅｏｒｙ 2345： ２０１８ － １１ － ３０ 6789： （５１４０４２７８） :;<=>?： （１９６９ － ） ，¡，¢£¤¥¦§，¨©，ª«，¬®¯°：±²³´µ¶·¸ - 172 - ¹，Ｅｍａｉｌ：ｈａｎｘｕｅ６９＠ １６３． ｃｏｍ。 #２ * ０ " !，Å：³¥ª«¬®¯°±ÀÁ ， ， 。 ， 。 ， ¡¢£ ¤¥ ２００８ ¦§¨©ª«¬®¯°±，²³¥´°± ［１］ §¨©ª«µ¶·¸¹º® １１０ »¼ 。 ［２］ ©½¾¿ÀÁ， ÂÃÄÅ ÆÇÈÉÊËÌÍ， ΫÏÐÑÒ ［３］ ÓÔ¥ÕÖÑÒÓ。 ×ØÙÅ ÌÍ½Ú ÛÜÝÞßàáâÏãà。 äå ［４］ Å æ¥çèÜÝ Þßéê ÌÍ，ë«Ðìíî«Ðïðñò、«Ðó ［５］ ìíñòÅôõñò。 ö÷øÅ ÌÍ©ùú ì«Ðû¸ÀÁ。 üýþÿ~}Þß ¿|{[¾©ðÌ͹\， ]^â_Ì Í`^@Æ?>ÞßË。 ª«¬®¯°±， = «Ð ª ，¹|«Ð<»{|«ÐÕ î，»{ |«Ð?« Ð，«Ðº®¯¬ ¯。 »{ ， « 泫 ìí， æ;è ¹:¶Æ 。 ¥«Ðªª©«Ð ß «Ð?，;è |«Ð<|« Р蹬 ¯ ¸， ¥ ，©ïð/。 ª«¬®¯ °±¹ÞßÞß¹， }<¶ê ， .³¥ª １３９ ５７４ ｍ。 »{ÁÂÃÄ １ Å。 Æ ４３０７３ »{， ÇÈ 。 Þß ４３０７３ É ，４３０７３ »{ ÊË， Ì ４３０７２ »{ ，ì ４３０７３ »{ É ４３０７２ » {*ÍÎÏÐ。 １ Ｆｉｇ． １ ４３０７３ ４３０７３ ｗｏｒｋ ｓｕｒｆａｃｅ ｌａｙｏｕｔ Ñ Ò « Ó Ô ， ¹ Õ ³ １． ４５ ｍ，ºÖ、ºÖºº×ع； «Ù Ô， ¹Õ³ １． ２ ｍ， ÚÛܺººÖÝÞ， ߸¹°； ³«à， ¹Õ³ ５． ５ ｍ， á ÚÜ、ÚÜ， âã， ߸¹°、 äå°； ÏÙÔ， ¹Õ³ ６． ０ ｍ， ÚÛÜ， ºÖºº ع；æÏçÔ，¹Õ³ １９． ３ ｍ，ÚÛܺ ººÖع，îèé。 １． ２ »{ Éêë¹， ì*«Ð í îïÈ，Ä ２。 íîðôñ，ðò １ ０００ ｍｍ， １７． ２８ ｍｍ、º ６． ３ ｍ óôõ。 óö õ÷øº ２００ ～ ３００ ｍｍ，íî ùúíç，íç º １ ２００ ｍｍ（ Õõû%） ，$üû%º ９００ ｍｍ。 «¬®¯°±ÞßÀÁÌÍ。 ¥´，ÿâ, õ ª« µ¶·¸¹+.»， ÷¡;¢£ ¤î¥Å|¼，ÆÞßÀÁËÌ Í，â*Æ ¦ §ª«¹)( ¨©ª。 １ １． １ «¬ ® ¯ ° ± ' ， ² ³ ３． ５９ ｍ。 ÌÍàá Ｆ３５、Ｆ１５８ Õ´µ Ò`。 ４３０７３ »{¶¥·¸¹'—º» ７ ¼ ，»{º １５０ ｍ，½:º ３６０ ｍ， ¾ ３． ６ ｍ， & { ¿ ¾ ２７０ ～ ３６４ ｍ， À ４４０ ～ - 173 - Ｆｉｇ． ２ ２ Ｔｕｎｎｅｌ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｓｅｃｔｉｏｎ ñ¤ª « µ ¶ · ¸ ¹ ) ( ° ， » { １４０ ° ± ² ³ ， ， ， 。 ４３０７３ ， ， ， ９ ｍ， １０° ， ５００ ｍｍ。 ´ ´ ¶ ２９ · µ ¦§ÑÒÓ， ¨© ４ ª«， Ô，ｓ ｄ ¦§，ｄ ±³ Ä。 ， ＋ 。 ２１． ８ ｍｍ， １１ ３００ ｍｍ， ５００ ｍｍ， ７９ ｍｍ， ３５０ ｍｍ， ２９４ ± １９． ６ ｋＮ， ２４５ ｋＮ， ３００ ｍｍ × ３００ ｍｍ × １６ ｍｍ， １００ ± １ ｍｍ。 ， ¡ Ｗ ¢£¤¥。 ¦，１ ０００ ｍｍ， § ，５００ ｍｍ，¨© ２ ª«。 ２ ２． １ ¬®， ¯°± ²±。 ²±±³´µ¶¡ ¢·¸¹º»，¼½¾ ¿²±， ¼£±³ ¤ÀÁ±，± Ａ、 Ｃ、Ｂ、Ｄ Âà ¥ ５００ ｍｍ； ¤± Ｅ、Ｇ， Ｆ、 Ｈ Ä ¦ １ ０００ ｍｍ ２ ０００ ｍｍ。 Å ÆÇ，²±¦§ ， ＡＣ Èɤ， ¥ ＢＤ Ȥ， ¨© ２ ª«。 Ê£²±³ ÄË ７． ５５ ｍ Ì， ͨ©ª， ÄË ２０． ７９、３４． ５８、４８． ８８、６９． ４６、１０４． ３９ ｍ Ì Î£ ²±³，¨© ３ ª«。 Ｆｉｇ． ３ ２． ２ ２． ２． １ ３ Ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ｓｔａｔｉｏｎｓ ｏｆ ｌａｙｏｕｔ ｐｌａｎｅ Ｆｉｇ． ４ ＃ ＃ ÏÐ １ ～ ４ ±³¦§²± Ð， «¬ - 174 - ４ Ｔｏｐ ａｎｄ ｂｏｔｔｏｍ ｐｌａｔｅ ａｐｐｒｏａｃｈｉｎｇ ａｍｏｕｎｔ Å© ４ ® ¯， §ÑÒÓ ｌｏｇｉｓｔｉｃ ２ ´ １４１ ¶，¥：·« ¸¹º»¼ª½¾¿ µ 。 ｌｏｇｉｓｔｉｃ ， １ ＃ ０． ９８、０． ９７，２ ０． ８８、０． ９８，３ ０． ９５、 ＃ ＃ ０． ９５，４ ＃ ０． ９８、０． ９４。 ， ： ， ３０ ｍ ； ， ［６ － ８］ 。 ， ｌｏｇｉｓｔｉｃ ， １ 。 １ 。 ， ５０％ ， ３０ ｍ 。 ３０ ｍ ［９］ ４ ， ＃ ４２０ ｍｍ。 、 ２ 。 Ｆｉｇ． ５ Ｔｏｐ ｆｌｏｏｒ ｂｏｔｔｏｍ ｎｅｔ ｈｅｉｇｈｔ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｍｐｌｉｔｕｄｅ ２． ２． ２ ª ， ６ａ 。 ｄ ｌ ， ， ５ ， ， ， 。 １１０ ｍｍ， ＃ ， 。 １ Ｔａｂｌｅ １ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｔ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｔａｇｅｓ ｏｆ ｅａｃｈ ｓｔａｔｉｏｎ ｍｍ １＃ ２００ ２００ ６０ ２０ ２６０ ２２０ ２＃ ７０ １５０ ５０ ７０ １２０ ２３０ ３＃ ２００ １８９ １２０ １３１ ３２０ ３２０ ４＃ ３００ ２７０ １１０ １５０ ４１０ ４２０ ， Ａ， 。 Ｆｉｇ． ６ ， ５ 。 ５ ， １ ＃ ， ２０％ ， １９． ７％ 。 ¡、 ¢ ， ４０％ 。 £ ¤， 、¥ ， 。 ¦§¨©。 ， ６ Ｔｗｏ ｓｅｔｓ ｏｆ ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ， ６ａ ＃ ， １ ， 。 « ６６ ｍ ¬， ２ ＃ ～ ４ ＃ 、 。 ®， ¯。 °±²³ - 175 - １４２ Û Ô Ü Ã ， ， 、 、 。 ，； ＃ ， 。 １ ， ｓ ｌ 。 ［１０ － １１］ 。 ， （ ６ｂ） ， １ ０００ ｍｍ （ ＥＧ ） ５００ ｍｍ ＃ （ ＦＨ ） ２７． ４％ ， ，４ ５１． ０％ 。 ° ½ ½ ¦ ２９ å ¿ ， １１０ ｍｍ。 « § ３０ ｍ 。 （３） ¢ ５３０ ｍｍ。 ¬ ， ， １８０ ｍｍ， 。 ： ［１］ ［２］ ， ， ， ®． ¯°±²³ª ［ Ｊ］ ． ´°±， ２０１７， ３６（３） ： １ － ３． µ¶·， ¸， ， ®． «¹º»¼ª °±［Ｊ］． ½ª§¾½¿， ２０１５， ３４（１１）： ２２２７ －２２４１． ５３０ ｍｍ， ４４０ ｍｍ， ［３］ ÀÁÂ， ， ． »¼ ¡²° 。 ［４］ Ä Å， ， ， ， ， 。 ， ， ［５］ ［６］ ， 。 ３ ［７］ ［８］ （１） ¡、 ¢ ， § ， ¦¤¥ 。 （２） ｌｏｇｉｓｔｉｃ ， ¨© ÇÈ¡É Ê²³ËÌ［Ｊ］． ªÍΧ¾½¿， ２０１５， ３２（６）： ９３６ －９４２． £¤ÒÓ¯ ¨©ËÌ［ Ｊ］ ． ´Ã½°±， ２０１４， ４２（５） ： ２５ － ２８． ¥ ¦． Ô§¨©¤¨©ËÌ［ Ｄ］ ． Õ ． ¡¬ ª： «Ã°½， ２００６． ×ؽ， ２０１２． °±²， ³Ù¦， ´ É¡Öª²³ËÌ［ Ｄ］ ． µ． ¢¶Úª£ · ［ Ｊ ］ ． Û Ô Ü Ã ° ½ ½ ¿， ２０１８， ２８ （ １ ） ： １４ － １８， ３５． ［９］ £¤¥。 ¦¤¥， ， ®． Æ ÏÐ， Ñ， ¡¢， ®． ®¯： ， ±［ Ｊ］ ． ´Ã½°±， ２０１３ ，４１（９） ： １００ － １０４． ¥×¸． ¥Ý¹¤§ Þ°± ËÌ［ Ｄ］ ． ßà： ×ؽ， ２０１６． ½ËÌ［ Ｊ］ ． ［１０］ áâã， º¥， »¼½， ®． »¯ ［１１］ ¾²， ¿À， Á， ®． »¤Â¦¡Öª ， ¢ ４２０ ｍｍ， ¢１９． ７％ 。ª - 176 - ½ª§¾½¿， ２００５（１６） ： ２８０３ － ２８１３． ²³ä［Ｊ］． ÛÔÜ𽽿， ２０１７， ２７（６）： ５７５ － ５８０． （ ） ２９ ２ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１９ ０３ Ｍａｒ． ２０１９ ＣＦＤ １ ， １ ， ２ （１． ， １５００２２； ２． ! Ｖｏｌ． ２９ Ｎｏ． ２ ， １５００２２） "： 、、 ＣＦＤ ， 、 ， ｋ － ε ， ，¡¢£¤。 ¥¦§¨， １０ ｍ ©ª«¬®，¯° ２ ｍ ±²、³´µ¶¯·¸。 ¹ º»¼½¾¿À Á，ÂÃÄ ¯±²³Å²。 ¯³ÆÇÈÉ，¡¢£¤¡¢ÊËÌ ÍÎÏ，ÐѱͲ ²，ÒÓÔ ÀÝáâãäåáæçèé。 ÕÖ。 ×ØÙÚÛÆÜÝÞßà ； ； ； ； ； ¸ #$%： ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１９． ０２． ００５ &'()*：ＴＤ７１４ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１９）０２－ ０１４６－ ０４ +./01：Ａ ＣＦＤ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｇａｓｓｏｌｉｄ ｔｗｏｐｈａｓｅ ｆｌｏｗ ｃｏｕｐｌｉｎｇ ｉｎ ｄｒｉｖｉｎｇ ｆａｃｅ Ｚｈａｎｇ Ｙｉｎｇｘｉｎ１ ， Ｂａｉ Ｚｏｎｇｊｕｎ１ ， Ｔａｏ Ｊｉｎ２ （１． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｇｒａｄｕａｔｅ Ｓｃｈｏｏｌ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａ ｒｅｓｐｏｎｓｅ ｔｏ ｔｈｅ ｎｏｔｏｒｉｏｕｓ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔｉｅｓ ｅｎｃｏｕｎｔｅｒｅｄ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｄｒｉｖｉｎｇ ｆａｃｅ， ｓｕｃｈ ａｓ ｃｏｍｐｌｅｘ ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ， ａ ｇｒｅａｔｅｒ ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ｄｕｓｔ， ａｎｄ ｍｏｒｅ ｄｉｆｆｉｃｕｌｔ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｏｆ ｗｉｎｄ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ａｎｄ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ＣＦＤ ｔｈｅｏｒｙ ｉｓ ｆｏｃｕｓｅｄ ｏｎ ｓｉｍｕｌａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｌａｗ ｕｎｄｅｒｌｙｉｎｇ ｔｈｅ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｏｗ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｂｙ ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ａ ｒｏａｄｗａｙ ｍｏｄｅｌ ａｎｄ ｃｏｕｐｌｅｄ ｃｏｎｔｉｎｕｏｕｓ ａｎｄ ｄｉｓｃｒｅｔｅ ｐｈａｓｅ ｍｏｄｅｌｓ， ａｎｄ ｃｈｏｏｓｉｎｇ ＲＮＧ ｋε ｍｏｄｅｌ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ａｉｒｆｌｏｗ ｌｉｎｅ １０ ｍｅｔｅｒｓ ｉｎ ｆｒｏｎｔ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ｉｓ ｑｕｉｔｅ ｄｉｓｏｒｄｅｒｅｄ； ｔｈｅｒｅ ｅｘｉｓｔ ｓｔｒｏｎｇｅｒ ｖｏｒｔｅｘｅｓ ｏｎ ｔｈｅ ａｉｒ ｒｅｔｕｒｎ ｓｉｄｅ ２ ｍ ａｗａｙ ｆｒｏｍ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｆａｃｅ ａｎｄ ｎｅａｒ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｍａｃｈｉｎｅ； ｗｉｎｄ ｃｕｒｒｅｎｔｓ ａｎｄ ｇｒａｖｉｔａｔｉｏｎａｌ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｒｅｓｕｌｔ ｉｎ ｍｏｓｔ ｏｆ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ａｉｒ ｒｅｔｕｒｎ ｓｉｄｅ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｎｄ ｔｈｅ ｕｐｐｅｒ ｓｉｄｅ ｏｆ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｍａｃｈｉｎｅ； ｔｈｅｒｅ ｉｓ ａ ｃｏｎｓｉｓｔｅｎｃｅ ｂｅｔｗｅｅｎ ｔｈｅ ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｌａｗ ａｎｄ ｗｉｎｄ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｒｏａｄｗａｙ ａｒｅａ ｂｅｈｉｎｄ ｔｈｅ ｔｕｎｎｅｌｉｎｇ ｍａｃｈｉｎｅ， ｓｕｇｇｅｓｔｉｎｇ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｖｅｌｏｃｉｔｙ ｉｓ ｇｒｅａｔｅｒ ｉｎ ｔｈｅ ｒｅｔｕｒｎ ｗｉｎｄ ｓｉｄｅ ｔｈａｎ ｉｎ ｔｈｅ ｉｎｌｅｔ ｗｉｎｄ ｓｉｄｅ ａｎｄ ｔｅｎｄｓ ｔｏ ｓｈｏｗ ａ ｓｔａｂｌｅ ｃｈａｎｇｅ ｓｐｅｅｄ． Ｔｈｉｓ ｓｔｕｄｙ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ａｉｒ ｖｏｌｕｍｅ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｉｎｓｔａｌｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｄｕｓｔ ｒｅｍｏｖａｌ ｆａｃｉｌｉｔｉｅｓ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｄｒｉｖｉｎｇ ｆａｃｅ； ｄｕｓｔ； ｃｏｕｐｌｉｎｇ； ａｉｒｆｌｏｗ； ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ； ｖｏｒｔｅｘｅｓ 2345： ２０１９ － ０１ － ０７ 6789:;： （１９７８ － ） ，， ，，，：，Ｅｍａｉｌ：ｚｈａｎｇｙｉｎｇｘｉｎ０１＠ １２６． ｃｏｍ。 - 177 - 567，Ã：ãäåæ¦_þ ＣＦＤ Ù` 3２ 4 ， ［１］ 。 ， 。 ， ， ， １． ２ １４７ ¥¦ ¨ ̪¨¦1%ý，¦， ^¦。 Ò²! ｋ － ε ÙÚ ³« （ ＲＮＧ ｋ － ε ÙÚ ） ö' ｋ － ε ÙÚ ｅ 2 。 £¤¥¦§¨ # ÆÇ，Ê˾ªË»，÷ ©ª§«¬®¯°±²³´µ。 ¶， ·§¸¹º ^¦ ¾ ª， ° ± $ ª， { [ ， ［２ － ３］ ¡¢ »¼½¾ª、¿ÀÁÂ、 ¿À ÃÄÅÆÇÈÉ， Ê˥̨¸ÍÎÏ、 Ð 。 ÑÒ ＣＦＤ ＲＮＧ ｋ － ε ÙÚ àÙ`^¦ÙÚ。 Û2¨^¦Ðó æ，ðñòóæ， â ＣＡＤ ÕÖôõªö ×ØÙÚ， ÷â ＧＡＭＢＩＴ øÙÚùúéû ｋ ｂ － ρε － Ｙ Ｍ ＋ ｋ Ｓ ， ]，Ù`¥Ì®¯¨©ª«¬®¯。 ] （１） ε ＋ ( ρε ) ＋ ( ρεｖ ｉ ) ＝ α ε μ ｅｆｆ ｘ ｊ ｘ ｉ ｔ ｘ ｊ [ «、üýþÿ~}ÆÇ， ＦＬＵＥＮＴ |{[þÿ \]½¨^¦ÙÚ， øîïæ¨òóæù_þ\ [ ß， àáâãäåæ¦ ÓÔ，¿âçè － èéêëì，í¥¦îï á2 ｋ ＋ ｋＧ ＋ ( ρｋｖ ｉ ) ＝ ( ρｋ ) ＋ α ｋ μ ｅｆｆ ｘ ｊ ｔ ｘ ｊ ｘ ｉ ÓÔÕÖ×ØÙÚ， Û ÜÝÞ»×Ø¥¦§ ¨©ª«¬®¯。 ^ ［５］ Ｃ１ε ] ε ε － Ｒ ε ＋ ε Ｓ ， （２） ( ｋ Ｇ ＋ Ｃ３ε ｋ ｂ ) － Ｃ２ε ρ ｋ ｋ ２ >：ｋ———^¦Û，ｍ ／ ｓ ； ２ ２ ε———^¦Ðó，ｍ ／ ｓ ； ２ ２ ｖ———̪，ｍ ／ ｓ； １ １． １ ｔ——— ，ｓ； ｋ Ｇ ———¦Ìªª^Û，ｍ２ ／ ｓ２ ； ｋ ｂ 、ｋ Ｓ ———、âýµ^Û，ｍ２ ／ ｓ２ ； àÕÖ@?>=¥ÆÇ×ØÙÚ。 ［４］ <Î; £¤Ë:/. ３０ ｍ -,+ *)(，３０ ｍ '*&Ò%ý， $# Ｙ Ｍ ———^¦¡¢£»¤¦¥øÐó ¦§，ｍ ／ ｓ ； ２ α ｋ 、α ε ———ｋ 2、ｅ 2^¦ Ｐｒａｎｄｔｌ Í； "²! 。 ×Ø ３０ ｍ、 ４． ６ ｍ、 ３． ５ ｍ 。 ４ ｍ。 àÙÚ ø¥¦¨á １． ８ ｍ ε Ｓ ———âýµ^¦Ðó，ｍ ／ ｓ ； ２ ¥ Ó， ０． ４ ｍ， /ò¨ ０． ２ ｍ， ¥/ò » ¨ á ，ÕÖª ７． ７ ｍ、 ÙÚ。 ×ØÙÚ¨úé« １ 。 øÒ ÙÚ，úé°±0úéÍ、 ３ １． ３ ３ Ｃ１ 、Ｃ２ 、Ｃ３ ———¨。 à×Ø=¥ ４００ ｍ ／ ｍｉｎ， ©ª¥ ３ ¥Ì １３． ２７ ｍ ／ ｓ， ^¦«ª η ３％ ， > （３） Ë： 。 àÙÚ¿â«û«úé， úéÍ η ＝ ０． １６ 槡Ｒｅ ， － ０． １２５ （３） ，¬®Í>（４） ： ９６ ７８７ ，úéÍöÄ，¾ªö。 Ｒｅ ＝ （ ｖｄρ） ／ μ， >：ｄ———¯ ，ｍ； （４） ρ———¦°ª，ｋｇ ／ ｍ ； ３ μ———¦±ª，Ｐａ·ｓ。 ，ÙÚ¯ ¥ ，² ０． ８ ｍ。 ×Ø. òóæ³´， µýðñ ¶ ·ðñ÷ ¸ ¹ Ｒｏｓｉｎ － Ｒａｍｍｌｅｒ ý ¯， < Î à § ［６］ ·§ÍÎ， ²ðñº» ¼ýµ ，°ª １ ４４５ ｋｇ ／ ｍ ，½ ２００． ００ μｍ，½ ３ Ｆｉｇ． １ １ Ｒｏａｄｗａｙ ｍｏｄｅｌ ａｎｄ ｍｅｓｈ ｐｒｏｆｉｌｅ ０． ５０ μｍ， １． ０６ μｍ， ¾ ¦ ０． ０３ ｋｇ ／ ｍ３ ，«¬¿Í ５０， - 178 - ÀÁÍÂýÃÄ １。 １４８ Ö Ｔａｂｌｅ １ １ × Ø Ù ¦ Û Û Ý ２９ Å Ü ，¤Äª£Ç¢»¹º，Ȥ º »，»¼½¾É¿½ÊÀÁ»。 Ｄｅｔｅｒｍｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ｍｏｄｅｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ Ú ３Ｄ ＲＮＧ ｋ － ε Ｓａｆｆｍａｎ ｙ ， Ｆｉｇ． ２ １３． ２７ ｍ ／ ｓ ２ Ｃｈａｎｇｅ ｏｆ ｗｉｎｄ ｓｐｅｅｄ ３％ ０． ８ ｍ ｗａｌｌ ｒｅｆｌｅｃｔ ｅｓｃａｐｅ ２ ＲｏｓｉｎＲａｍｍｌｅｒ ３ Ｆｉｇ． ３ ２． ２ ， － ＳＩＭＰＬＥ ， ｓｔａｎｄａｒｄ。 ， 、 、 。 ２． １ ｙ ， ２ 。 ｙ ＝ １． １５ ｍ ， ¡¢， ¡， £ ，¤¥ ¡、 ¦， Ａｉｒｆｌｏｗ ｌｉｎｅｓ Ë ＦＬＵＥＮＴ ÌÍζ ϽÐÑ Ï， Â， ÃÄ １０，§£ÒÏ ， Å １０ ÆÓÔ Æ Õ ¡ §¨©ª£«¬® ， ； ｙ ＝ １． １５ ｍ ª£，¯° ±ª£ ２ ～ ４ ｍ ／ ｓ； ｙ ＝ － ０． ２５ ｍ ， ²³ １． ５ ｍ ´， ª£ ，µ¡ª£¶¢£ ··¤，¥ ¦ª£¶¸¡， ª£¢§¤¨ ©ª«，¢¹º，¢ ０． ２ ～ １． ０ ｍ ／ ｓ。 ¡ ３ »¼¯° ¡ ¡ ，¬¤®½ª£¯¾°±，²³ ¯¾。 ²ª£« ２ ｍ ½ª £´µ»¶·¸， ¤¥ ¿º¨À¸«，¡ ¢，Á¨©¹ ¦，ºÃ¾ÄÅIJ³ Æ - 179 - ， ÇÈÉÊ。 ÐÑ ４ Ｆｉｇ． ４ ４ 。 Ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ Ë à２ á ÍâØ，Ú：° ÞߣÁ ＣＦＤ ¸¹ ｙ １． １５、０． １５、 － ０． ２５ ｍ ， 、 、１． ５ ｍ 。 ， ， ， １４９ ５ ， １ ０００ ｍｇ ／ ｍ３ ¤， ¥ §¨， ¥ ４ ｍ ／ ｓ， ，； ¢©ª£« ¬； ， ； ， ３ ｍ １ ０００ ｍｇ ／ ｍ３ ，３ ｍ ５００ ｍｇ ／ ｍ ； ， ， ３ ¦ ， ¤¥， ® ３ （１） ¦ １０ ｍ ， 。 ， 。 ｚ １ ｍ ，¡ ５ ¢£。 ¯， 。 ´；１０ ｍ §µ ｚ ， ４ ０００ ｍｇ ／ ｍ ，°±² ３ ， ， ¡ ¶ ·，¨© ³ ， ª ２ ｍ ¸¹， « º»¼½¬， ¾¿½¶，À Á¬； Âà Ä，Å®¯， ， ¾¿½Æ， （２） ° Í ²³ 。 « ¨ ÇÈ。 ， ɱÊË Ì ， ４ ０００ ｍｇ ／ ｍ ， « ί´， ３ µ， ¶Ï， 。 （３） · ＦＬＵＥＮＴ ¸¹ º »， ¼½¾¿ ¸ À，ÁÂÃÄ£ª£¸À，ÐÑÒ£ÅÆ ，º º »´Ç。 ： ［１］ ÓÔ， Ó Õ， È． § É » »Ö［ Ｊ］ ． Ê×ËÌ， ２０１４， ３９（ Ｓ１） ： １３０ － １３５． ［２］ ÍÎØ， ÙÚÏ， Û!"． ÜÐ Ñ# % » Ö $［ Ｊ］ ． ÊÒÏÓ， ２０１７， ４８（１２） ： １６１ － １６３． ［３］ &， '()． ° ÔÕ*+Ñ ¸¹［ Ｊ］ ． ×,Ê×， ２０１８， ４４（１） ： ２８ － １３１． ［４］ -«Ø， .Ø/， 01Ù， Ú． § ＣＦＤ Ö¸¹ 2° 3ÄÛÜ［ Ｊ］ ． ×,Ê×， ２０１２， ３８（６） ： ９４ － ９８， １０３． ［５］ Ý×4． ＡＮＳＹＳ ＦＬＵＥＮＴ 2Þ : ［６］ ;<=， ２０１５． Í>Ý． ° 78： ×,Ò; Ｆｉｇ． ５ ５ ｚ Ｄｕｓｔ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｖａｒｉｅｓ ａｌｏｎｇ ｚ ａｘｉｓ 56［ Ｍ］ ． 78： 9 ·ÄÞ? Þߣ¸¹［ Ｄ］ ． Ë， ２０１５． （ - 180 - ） ２９ ２ Ｖｏｌ． ２９ Ｎｏ． ２ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１９ ０３ ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ， Ｍａｒ． ２０１９ （ ， １５００２２） ! 。 ， ＲＦＩＤ 、 ， ＴＯＤＯ ， "：， ＲＳＳＩ ，¡¢£¤¥¦§¨， ©ª ＣＬ «¬®¯ ´ 。 ¶·¸： ¹º» ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ¼½¾¿À³´Áºà ，Źº» ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ÆÇ µ ¹ºÍ ＲＴＯＤＯ Ä °±， ²³ È°，ɹº» ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ÊË。 ÎÏм½¾¿À³´ºÃ §ÕÖ×س´ ÙÚÛÜ。 °± Ê˸ Ì ， Ó ÔË ÑÒ ； ＲＴＯＤＯ － ＣＬ #$%：； ； ³´ ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１９． ０２． ０１０ &'()*：ＴＤ７６ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１９）０１－ ０１７４－ ０５ +./01：Ａ Ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｂｅｈｉｎｄ ｌｏｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｂａｓｅｄ ｏｎ ＲＴＯＤＯＣＬ ａｎｄ ｇａｕｓｓｉａｎ ｆｉｌｔｅｒ Ｓｈｅｎ Ｘｉａｎｑｉｎｇ， Ｌｉｕ Ｙｉｎｇｘｉｎ （ Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｅｌｅｃｔｒｉｃａｌ ＆ Ｃｏｎｔｒｏｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈａｒｂｉｎ １５００２２， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ｄｉｒｅｃｔｅｄ ａｔ ａｄｄｒｅｓｓｉｎｇ ｎｅｇａｔｉｖｅ ｆａｃｔｏｒｓ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｔｈｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ａｃｃｕｒａｃｙ ｄｕｅ ｔｏ ｍｏｒｅ ｃｏｍｐｌｅｘ ａｎｄ ｖａｒｉａｂｌｅ ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ ｉｎ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ａｎｄ ａｆｆｅｃｔｉｎｇ ｆａｃｔｏｒｓ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｂｕｉｌｄｉｎｇ ｏｎ ｔｈｅ ｃｏｍｂｉｎａｔｉｏｎ ｏｆ ＲＦＩＤ ｒａｄｉｏ ｆｒｅｑｕｅｎｃｙ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， ｗｉｒｅｌｅｓｓ ｃａｒｒｉｅｒ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ａｎｄ ｕｌｔｒａｌｏｗ ｆｒｅｑｕｅｎｃｙ ｅｌｅｃｔｒｏｍａｇｎｅｔｉｃ ｗａｖｅ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｄｅｖｅｌｏｐｉｎｇ ｔｈｅ ｍａｔｈｅｍａｔｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｂａｓｅｄ ｏｎ ＴＯＤＯ ｔｈｒｅｅｐｏｉｎｔ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ； ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｆｉｌｔｅｒｉｎｇ ｏｕｔ ｔｈｅ ｉｎｔｅｒｆｅｒｅｎｃｅ ｓｉｇｎａｌ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅ ＲＳＳＩ ｌｏｃａｌｉｚａ ｔｉｏｎ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ａｎｄ ｇａｕｓｓｉａｎ ｆｉｌｔｅｒｉｎｇ； ａｎｄ ｔｈｅｒｅｂｙ ｎａｒｒｏｗｉｎｇ ｔｈｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ａｒｅａ ｂｙ ａｄｄｉｎｇ ｔｈｅ ＣＬ ｃｅｎ ｔｒｏｉｄ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｔｏ ｅｎｓｕｒｅ ｔｈｅ ｍｏｒｅ ａｃｃｕｒａｔｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｏｆ ｔｈｅ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ． Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｉｍ ｐｒｏｖｅｄ ＲＴＯＤＯＣＬ ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａ ｃｏｎｓｔａｎｔ ｌｏｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ａｒｅａ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｓｐｏｒｔｓ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ， ｍｅａｎｉｎｇ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ＲＴＯＤＯＣＬ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｅｌｉｍｉｎａｔｅｓ ｔｈｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｂｌｉｎｄ ｚｏｎｅ； ａｎｄ ｔｈｅ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ＲＴＯＤＯＣＬ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｃｏｕｌｄ ｏｆｆｅｒ ａ ｓｉｇｎｉｆｉｃａｎｔｌｙ ｈｉｇｈｅｒ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ａｃｃｕｒａｃｙ ｔｈａｎ ｉｓ ｐｏｓ ｓｉｂｌｅ ｗｉｔｈ ｅｘｉｓｔｉｎｇ ＲＴＯＤＯ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ． Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｃｏｕｌｄ ｅｎａｂｌｅ ａｃｃｕｒａｔｅ ａｎｄ ｒｅａｌｔｉｍｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｏｆ ｕｎ ｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｓｐｏｒｔｓ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ａｎｄ ｃｏｕｌｄ ｓｅｒｖｅ ａｓ ａ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｉｎｆｏｒｍａ ｔｉｏｎ ｃｏｌｌｅｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｃｏａｌ ｍｉｎｅ； ｇａｕｓｓｉａｎ ｆｉｌｔｅｒｉｎｇ； ｕｎｄｅｒｇｒｏｕｎｄ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ； ＲＴＯＤＯＣＬ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ 2345： ２０１８ － １０ － １１ 6789:;： （ １９６９） ，， ｑｉｎｇ２００１＠ １６３． ｃｏｍ。 ，，，：、，Ｅｍａｉｌ：ｓｈｅｎｘｉａｎ - 181 - "!0，：ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ,¶+*¥êë ２ ) １７５ '，}¦Ó±；ÿ£%Ð ０ »/.Ó»ú±® /.:，®Èá。 。 ， ， 。 。 ＲＦＩＤ ¡¢ 、 £¤¥¦§¡¢¨©ª« ¬¥¡¢ ， ®¯ ＲＦＩＤ ¡¢°±²³´µ ¶³·¸ ¹ ´ µ º » ¼ ´ ½ ， ¾ ± ¿ À Ｆｉｇ． １ Áª 。 £Ã¤¥¡¢°±Äª 、 ÅÆÇ ， ¾ ±Èɪ 。 ©ª«¬°±¥ÊÅÆ ËÌ ， ¾± ¿ À Í Î Ï 。 Ð Ñ Ò Ó Ô Õ Ö × １ Ｔｈｒｅｅｐｏｉｎｔ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｌａｙｏｕｔ ｍａｐ Ａ、Ｂ、Ｃ Ó±~， ýþ$âæ， ®([ Ø¡¢Ù Ú ， Û Ø Ó Ô Õ Ö ° ± ¸ Ü Ý ® ２ 。 ± Ｄ（ ｘ，ｙ） ，¦Ã¡ ¾± ， Þßàá ， âãäÐåæ¡¢ÙÚ çèÔØéåêë 。 ®¯ìí ［ １ ］ ＡＯＡ îÓ»ú±£Ã«¥¸¢£«¥¯ú± êë°± î ï È É ð ¶ ， ñ ¾ ± ò ê ë ¥Ö~： ð¶óôõ 。 ìí ［２ ］ ＴＯＡ êëÐ ＡＯＡ ê §¤（ Ａ（ ｘ１ ，ｙ１ ） ，Ｂ（ ｘ２ ，ｙ２ ） ，Ｃ（ ｘ３ ，ｙ３ ） ） ， ®çê ( ｘ － ｘ２ ) ＋ ( ｙ － ｙ２ ) ＝ ｄ ， ２ ëÙÚ è ö ， î ï º » Ù ÷ ø ù ÿÓ± ê ë ， ® ° ± ß ~ à á 。 ２ ２ ( ｘ － ｘ３ ) ＋ ( ｙ － ｙ３ ) ＝ ｄ ， ２ ２ ３ Ö¯：ｄ１ ———Ａ ± Ｄ ±øùÍÎ； （１） （２） （３） ｄ２ ———Ｂ ± Ｄ ±øùÍÎ； ｄ３ ———Ｃ ± Ｄ ±øùÍÎ。 ñÓ± } | { ， [ \ ] ^ _ º ` @ÅÆ à á ? > = ð ２ ２ ú±Íΰ± ， ñûêëü¹õ¶ 。 ìí ［３］ ＲＴＯＤＯ êëýþÐ ＴＯＡ êëÙÚ ， ( ｘ － ｘ１ ) ２ ＋ ( ｙ － ｙ１ ) ２ ＝ ｄ２１ ， ，Ó±< ; : Ð / . - @ û / . ð 。 ~ÜÝ Ó ± ¾ ， Ð × Ø ＲＦＩＤ ¡¢ 、 £Ã¤¥¡¢,©ª«¬¥¡ ¢ÙÚ ， ãÑÒ ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ¶+*¥ê ë ， ) * Å Æ ， Ç ， ¶ à á ?°± ， 。 １ ＲＴＯＤＯ １． １ ＴＯＤＯ Ｆｉｇ． ２ \]^_º`@ ，~ àá?¨?，ÑÒÓ ±，Ð ５ ｍ µ §ú±， １． ２ ２ Ｍｏｄｅｌｉｎｇ ｓｃｈｅｍａｔｉｃ ＲＴＯＤＯ §¦§¿¨ÍΩª «¬®¯， Ð ［４］ ´µ½ Ð-® ´µ½§ (°\]§ÌɨÍÎ`#±²$ ñ\]^_@£ÃÅÆ>=ð ， ， §Ìɨ ͮӻú±， ®([ ÍÎ`#¸³(°\]´«µ¶， ¦ '&±'， ¦Ó \]·¸¹， îïÍÎ,§Ìɱ$ １ 。 ®¯ »ú±； '&ú± [ ３ 。 - 182 - １７６ Ê Ë Ì Í Î Ç Ｃ Ï Ï Ñ ２９ Ò Ð ４ 。 Ｆｉｇ． ３ £ Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｂｅｔｗｅｅｎ ｄｏｗｎｈｏｌｅ ｓｉｇｎａｌ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｔｒａｎｓｍｉｓｓｉｏｎ ｄｉｓｔａｎｃｅ ， Ｃ ， Ａ Ｂ ３ ， ，¡¢ ， ， ¤ ， ５ 。 ， ４ 。 。 ： ｐ１ ＝ ｐ０ ＋ １０·ｎｌｇ ( ｄ１ ／ ｄ０ ) ， （４） ｐ２ ＝ ｐ０ ＋ １０·ｎｌｇ ( ｄ２ ／ ｄ０ ) ， （５） ｐ３ ＝ ｐ０ ＋ １０·ｎｌｇ ( ｄ３ ／ ｄ０ ) ， （６） ｐ０ ——— Ｆｉｇ． ５ ； ｐ１ ——— ｄ１ ｐ２ ——— ｄ２ ｐ３ ——— ｄ３ ｎ——— ［５］ ５ ：ｄ０ ———； ， ２ ； ； ； ２ ５ 。 Ｃ Ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｍｏｖｅ ｔｏ Ｃ ｎｏｄｅ ２． １ ¥¦，§¨©， §¨ ª ［６］ «¬©®¯°± 。 ²³´ µ ¶， ®¯·³´，¶°±。 «¬¸¹， 。 º§¨， ， «¬。 »¼， ， ½¾ ¡， Ｍａｔｌａｂ ¢¿£¤， £¤ ６ 。 （４） ～ （６） À°± ， ¥。 ｐｉ ＝ ｐ０ ＋ １０·ｎｌｇ ( ｄ ｉ ／ ｄ０ ) ＋ ｘ δ ，ｉ ＝ １，２，３。 （７） Ｆｉｇ． ４ ４ Ｄ１ Ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｍｏｖｅｓ ｔｏ Ｄ１ ｐｏｉｎｔ ４ ， Ｄ１ Ａ、Ｂ、Ｃ ， ，Ｂ ©ªÂë¬， Ａ ，ｘ δ ———»¼，ｘ δ ～ （ μ，δ２ ） 。 ＲＴＯＤＯ °± £¤ ６ 。 ¦§¨ ÀÁ Ａ、Ｂ、Ｃ ， ， ¯ ｄ３ ¯ ６ ® Ａ、Ｂ、Ｃ ｄ１ 、ｄ２ 、 ° ±，²Ä ³´ÅµÆÇ，² ¶² °± Ç， · °±ÈÉ µ ¶Æ¸。 ¹» µ - 183 - ÂÃÄ，Å：ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ©ª¡¢» Á２ １７７ 。 Ｆｉｇ． ７ Ｆｉｇ． ６ ２． ２ ６ ＲＴＯＤＯ ２． ３ ＲＴＯＤＯ ｐｌｕｓ ｉｎｔｅｒｆｅｒｅｎｃｅ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ７ Ｆｉｌｔｅｒｉｎｇ ｏｕｔ ｉｎｔｅｒｆｅｒｅｎｃｅ ａｆｔｅｒ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ´µ°¡©ª¶§¨，¥±¡¢ª«，· ¶ ¸¹º¬ ®¯¡¢» （ Ｃｅｎｔｒｏｉｄ ， ， ［７］ ｌｏｃａｌｉｚａｔｉｏｎ ＣＬ） »， ， »°± ， ²°¥±ª« 。 ³ ＣＬ »²³¡¢¦。 ８ 。 ´¡¢¬®µ¼ Ｎ ＋ １ （ ｘ，ｙ） ， ¶· ， 。 ７ 。 （ ｘ２ ，ｙ２ ） ，Ｃ（ ｘ３ ，ｙ３ ） ，…，Ｎ（ ｘ ｎ ，ｙ ｎ ） ， º» ¼½ ， ， ， ， ｎ ， ｆ ( ｘ ) ＝ （１ ／ 槡２π δ） ｅ － （ （ ｘ － μ） ／ ２δ ） 。 ２ ０． ６ ， ： ２ ¬®½ ¼ （ ¬®¸ Ｎｎ ¾¢¡ ｘ ｎ ， ｙ ｎ ） ， ｎ ¼ ¬ ® µ ¼ ¹ ± Ａ （ ｘ１ ， ｙ１ ） ， Ｂ ®¯µ¼ （ｘ，ｙ） ＝ （ ｘ１ ＋ ｘ２ ＋ … ＋ ｘｎ ｙ１ ＋ ｙ２ ＋ … ＋ ｙｎ ， ）。 ｎ ｎ （１３） （８） ０． ６ ＜ ｆ ( ｘ ) ＜ １， （９） ０． １５ δ ＋ μ≤ｘ≤３． ０９ δ ＋ μ， （１０） ［０． １５δ ＋ μ，３． ０９δ ＋ μ］。 ｎ μ ＝ （１ ／ ｎ） ∑ ｐ ｉ ， δ＝ ｎ ｉ ＝１ （１１） ｎ （１ ／ （ ｎ － １） ） ∑ （ ｐ ｉ － （１ ／ ｎ） ∑ ｐ ｉ ） 。 槡 ｉ ＝１ ２ ｉ ＝１ Ｆｉｇ． ８ （１２） ， 。 ¡¢ ， ７ 。 £¤ ６ ¥， ¦， ７ § ¨©ª¡¢§¨，¡¢©ª«£¡¢¬® Ａ、 Ｂ、Ｃ « ¯ ｄ１ 、 ｄ２ 、 ｄ３ © ª ¢ ¡ ° ¡ § ¨。 ¡¢§¨¢£¤ ６ ¥±， ¦§ ¡¢²³ ¨©。 ８ Ｓｃｈｅｍａｔｉ ｏｆ ｃｅｎｔｒｏｉｄ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ¶ ８ ¸¹º， ¥±ª«©² ³ ¾ ，¿»¿À ｎ ｎ ｉ ＝１ ｉ ＝１ ｐｉ ＝ ∑ｐｉ ／ ｎ ＝ ｐ０ ＋ １０ｎｌｇ ( ( ∑ｐｉ ／ ｎ ) ／ ｄ０ ) ，ｉ ＝ １，２，…，ｎ。 ¶ À （ １４ ） ¸ ¹ º 。 - 184 - （１４） ， ９ １７８ ¹ Ｆｉｇ． ９ ９ º » ¼ ½ ＣＬ Ｊｏｉｎｉｎｇ ＣＬ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ ｐｏｓｉｔｉ ³ ³ ¾ １１ Ｆｉｇ． １１ ｏｎｉｎｇ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ＣＬ ９ 。 ， ＲＴＯＤＯ ， ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ， ， 。 １０ 。 ¿ ２９ À Ｉｍａｇｅ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｄｉｓｔａｎｃｅ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｅ ＝ ( ｄ ｉ － ｄ０ ) ／ ｄ ｉ × １００％ 。 （１５） １１ 。 ＣＬ ４０％ ， ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ¡¢ ３２％ ， ， £ ，ＲＴＯＤＯ － ＣＬ 。 ¤ ３． ２ ¥ ， ¦§ ， １２ 。 ¥ ２，３，…，８ ，¨ 。 Ｆｉｇ． １０ １０ Ｈｕｍａｎ ｍｏｔｉｏｎ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ Ｄ Ｄ１ ， ， Ｄ ， ， Ｄ１ Ａ ， ， ， ， ， ＣＬ ， 。 ３ Ｎｕｍｂｅｒ ｏｆ ｎｏｄｅｓ ｗｉｔｈ ｅｒｒｏｒ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ¥ １２ 。 © ¥ ¡，¢¥ £¤¤¥¢ª，¦§¨，¥ ８ ，ＲＴＯＤＯ ８％ ， ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ５． ６％ ， ¥ ４ Ｍａｔｌａｂ ， ０ ～ ３０ ｍ ＲＴＯＤＯ 、ＲＴＯＤＯ － ＣＬ ， １１ 。 ， ＲＴＯＤＯ － ＣＬ «©ª。 ３． １ Ｆｉｇ． １２ １２ «¬¬®®¯¯°±²¥³«´， µ° ¶¬®±² ¯ ° · ¸ ， ³ ´ µ ° - 185 - （ １８９ ） ２ ， ： ［ Ｊ］ ． ＩＥＥＥ Ｃｏｍｍｕｎｉｃａｔｉｏｎ Ｍａｇａｚｉｎｅ， ２００３， ４１（３） ： １０８ － １１３． ［２］ ［３］ ［７］ ｓｉｔｙ， ２００７， ２３（４） ： ４７９ － ４８３． ［８］ ｔｒｉｂｕｔｅｄ ａｎｔｅｎｎａ ｓｙｓｔｅｍ ｃａｐａｃｉｔｙ［ Ｊ］ ． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｓｏｕｔｈｅａｓｔ Ｕｎｉｖｅｒ １１４ － １１７． ［４］ ［５］ （ ） ， ２０１８， ２５（４） ： ６９ － ７３． Ｓｕｎ Ｈ， Ｗａｎｇ Ｘ， Ｙｏｕ Ｘ． Ｃｌｏｓｅｆｏｒｍｅｄ ｂｏｕｎｄ ｏｎ ｇｅｎｅｒａｌｉｚｅｄ ｄｉｓ ， ， ， ２０１８． （１９） ： １０８ － １１１． ［９］ ： ［１０］ １６７ － １７０． ｅｎｔｉｆｉｃ Ｂｕｌｌｅｔｉｎ ｏｆ Ｅｌｅｃｔｒｉｃａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｆａｃｕｌｔｙ， ２０１７， １７ （２ ） ： ［６］ ． ȽÉ， Ê ［ Ｊ］ ． Ð ８ ＭＩＭＯ ｓｙｓｔｅｍ ｗｉｔｈ ＺＦ， ＭＭＳＥ ａｎｄ ＢＦ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅｓ［ Ｊ］ ． Ｔｈｅ Ｓｃｉ １６ － １９． º»¼， ½¾¿． °±²³ÀÁ ＭＰＳＫ ¡ÃÄÅƵ¶ ［ Ｊ］ ． Ç¡， ２０１５， ３６（８） ： １１８ － １２４． Ａｒｕｎ Ｋ， Ｐｉｙｕｓｈ Ｖ， Ｍａｎｉｓｈａ Ｇ． Ｄｅｓｉｇｎ， ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ４ × ４ ａｎｄ ８ × §¨¥， ©ª«， ¬®¯， ． Ｍａｓｓｉｖｅ ＭＩＭＯ °±²³ ＭＭＳＥ ´µ¶［ Ｊ］ ． ·¸¹， ２０１７ ［ Ｊ ］ ． ， ２００４， ３２ （ １２ ） ： ［ Ｄ］ ． ＭＩＭＯ ¡¢£¤［ Ｄ］ ． ¥¦： ． ， ２０１８． ， ． ． １８９ °#¡Ãµ¶ÄUö Ë． ÌÍ°±²³ÎÅÏÄ ＭＩＭＯ ¡Ãµ¶ ¡ÑÒÓ（ ） ， ２０１３， ５（２） ： ＭＩＭＯ ［ Ｊ］ ． （ ） 檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪檪 （ １７８ ） ÔÕÖ×ØÙÚÛÔÄÜÝ， ÞßàÛÔ áâãäåæÛçèÔé。 ÇêëìíÄîï， ð ＲＳＳＩ ñ ß à Û Ô Æ à， ò ¥ ó Ä ＲＴＯＤＯ ， ôõöÌ÷øùú ＲＴＯＤＯ ûü ｒｅｃｔｉｏｎ ａｌｇｏｒｉｔｈｍ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｐｕｌｓａｒ ｊｏｉｎｔ ｐｏｓｉｔｉｏｎｉｎｇ ｍｏｄｅｌ ［ Ｊ ］ ． Ｓｐａｃｅ Ｅｌｅｃｔｒｏｎｉｃ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， ２０１８， １５（５） ： ８３ － ８６． ［３］ ［４］ ´ýãä´，þÿ~Ä}|{[úöü \ëì。 ëìí]^， ÿ~_ÛÔ`¾] @，ô?ú×ØÙÚ±²>Ä=<，þ ;}|{ÿ~õ:/.-， :/.-., ［２］ BÆC9［ Ｊ］ ． DEÇ¡， ２０１８， ４２（８） ： ７３ － ７８． Ｂａｏ Ｌ Ｊ． Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ ｃｏｏｒｄｉｎａｔｅ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ｏｆ ａｓｔｒｏｎｏｍｉｃａｌ ｐｏｓｉｔｉｏ ｎｉｎｇ ｏｒｉｅｎｔｅｄ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ ｔａｒｇｅｔ ｉｍａｇｅ［ Ｊ］ ． Ｒｅｓｅａｒｃｈ ｏｎ Ｐｅｒｓｏｎｎｅｌ T． Uö ＲＳＳＩ ~ '&þÙÚçèÛÔÄ 7 S ［６］ Ｄａｉ Ｑ， Ｚｈａｉ Ｌ Ｆ， Ｔｉａｎ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｇａｕｓｓｉａｎ ｍｉｘｔｕｒｅ ｆｉｌｔｅｒｉｎｇ ｗｉｔｈ ［ Ｊ］ ． ， ２０１８， ３６（１２） ： １９８ － ２０１． ｖａｒｉａｔｉｏｎａｌ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄ ｉｔｓ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｉｎ ｎａｖｉｇａｔｉｏｎ ［ Ｊ］ ． Ｆｉｌ ｔｅｒｉｎｇ ｏｎ Ｒｅｓｅａｒｃｈ， ２０１８， １２（１２） ： １ － ８． ： 0， 122， 345， ． }6 ＡＯＡ ÄÅ78 K， ． L¢MNOàPïÄÙÚçè ［５］ ［７］ ! G， HI， J Ｌｏｃａｔｉｏｎ， ２０１８， ３５（４） ： ７３ － ７５． ëìí]^ÛÔ`+³*)(:， ÿ~'& _ÛÔ+³%*)(:，$ õÛÔ#"。 ［１］ F ÛÔ［ Ｊ］ ． QR， ２０１８， ３７（１１） ： ３１２ － ３１４． ¼@， ½ ， ， ． }6îÄ¡Ã 9 ［ Ｊ］ ． （ ） ： ２０１８， ４６ （１２） ： ６０ － ６４． 9A Ｓｕ Ｚ， Ｌｉｎｇ Ｆ， Ｚｈａｎｇ Ｗ， ｅｔ ａｌ． ＡＴＯＡ ｐｒｅｄｉｃｔｉｏｎ ｍｏｄｅｌ ｅｒｒｏｒ ｃｏｒ - 186 - （ ） ２９ ５ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｈｅｉｌｏｎｇｊｉａｎｇ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ２０１９ ０９ Ｓｅｐ． ２０１９ １ ， （１． Ｖｏｌ． ２９ Ｎｏ． ５ ２ ， ３ ， ７１３５００； ２． ， ２２１１１６； ３． ， ２２１１１６） "： ＺＦ２０２ 、 ， ， ! （ ） ，¡¢£（ ） ¤¥¦§，¨©，ª© «¬®¯。 °§±²：³ ´µ¶·¸¹ ５０、８０ ｋＮ， º»¼½ ¿À ４０％ ，ªÁ´µ·¸，ÃÄ ，ÅÆÀ§。 ¾ #$%：Ç； ； ； ｄｏｉ：１０． ３９６９ ／ ｊ． ｉｓｓｎ． ２０９５ － ７２６２． ２０１９． ０５． ００１ &'()*：ＴＤ３２２ +,-*：２０９５－ ７２６２（２０１９）０５－ ０５２１－ ０６ +./01：Ａ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｔｏｐｃｏａｌ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｄｅｓｉｇｎ ａｌｏｎｇ ｇｏｂｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ Ｗａｎｇ Ｗｅｎｌｉｎ１ ， Ｚｈａｏ Ｂｉｎ２ ， Ｗａｎｇ Ｆａｎｇｔｉａｎ３ （１． Ｓｈａｎｘｉ Ｈｕａｂｉｎ Ｃｏａｌ Ｃｏ． Ｌｔｄ． ， Ｂｉｎｚｈｏｕ ７１３５００， Ｃｈｉｎａ； ２． Ｏｆｆｉｃｅ ｏｆ Ｅｘｔｅｒｎａｌ Ｃｏｏｐｅｒａｔｉｏｎ ＆ Ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｕｚｈｏｕ ２２１１１６， Ｃｈｉｎａ； ３． Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｓ， Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｘｕｚｈｏｕ ２２１１１６， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｉｓ ａｉｍｅｄ ａｔ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｏｆ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ ｉｎ ｒｅｓｐｏｎｓｅ ｔｏ ｍｏｒｅ ｓｅｒｉｏｕｓ ｄｅｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ａｎｄ ｌａｒｇｅｒ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙｓ， ｓｕｃｈ ａｓ ｏｃｃｕｒｓ ｉｎ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ａｌｏｎｇ ｇｏａｆ ｓｉｄｅ ｏｆ ＺＦ２０２ ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａ ｎｉｚｅｄ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ ｉｎ Ｊｉａｎｇｊｉａｈｅ ｃｏａｌ ｍｉｎｅ． Ｔｈｅ ｓｔｕｄｙ ｉｎｖｏｌｖｅｓ ｏｐｔｉｍｉｚｉｎｇ ｂｏｌｔ （ ｃａｂｌｅ） ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｂｙ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆｉｅｌｄ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ； ａｎｄ ｏｂｔａｉｎｉｎｇ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｕｍ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｂｙ ｔｈｅ ａｎａｌ ｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｗ ＆ ｌｉｎｅ ｓｐａｃｉｎｇ ｏｆ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｂｏｌｔｓ． Ｆｉｅｌｄ ｔｅｓｔ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｓｈｏｗｓ ｔｈａｔ ｔｈｅｒｅ ｏｃｃｕｒ ｓｔａｂｉｌｉｔｙ ａｔ ５０ ｋＮ ａｎｄ ８０ ｋＮ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ｉｎ ｔｈｅ ｆｏｒｃｅ ｏｆ ｔｈｅ ｂｏｌｔｓ ｏｎ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｐｉｌｌａｒ ｓｉｄｅ ａｎｄ ｏｎ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｓｉｄｅ， ａｎｄ ａ ４０％ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｉｎ ｔｈｅ ｒｉｂ ｃｏｎｖｅｒｇｅｎｃｅ． Ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｙｓ ｔｅｍ， ｓｔａｂｌｅ ｗｈｅｎ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ｓｔｒｅｓｓ， ｃｏｕｌｄ ｐｒｏｖｉｄｅ ａｎ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｃｏｎｔｒｏｌ ｏｖｅｒ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄ ｉｎｇ ｒｏｃｋ ａｎｄ ｔｈｕｓ ａｎ ｉｍｐｒｏｖｅｄ ｓｕｐｐｏｒｔ ｅｆｆｅｃｔ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｆｕｌｌｙ ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｃａｖｉｎｇ ｍｉｎｉｎｇ； ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ； ｂｏｌｔ ｓｕｐｐｏｒｔ； ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎ 2345： ２０１９ － ０７ － １５ 6789:;： （１９８４ － ） ，，¡¢£¤，¥，¦§，¨©ª«： - 187 - ¬®¯°±²³，Ｅｍａｉｌ： ２８９８０３０４４＠ ｑｑ． ｃｏｍ。 ５２２ ０ $ # " ! ú % % 1 ２９ 2 0 -， １． ５ ｍ ４． ０ ｍ × ３． １ ｍ á§。 ÃÅ， ¼½ ， : ３ ，¶·: ５ ， “ ” 。 Ã᧠２ 。 ，， ［１ － ３］ 。 、， ¡¢ ＺＦ２０２ £¤¥¦§¨©ª«¬®¯°， ±²³、´µ ，¶·¸¹º» ５００ ｍｍ，¼½¾¿º» １ ０００ ｍｍ， １ ８００ ｍｍ，ÃÄÅÆÇÈÉÊËÌÍÎ Ï ºÀÁ Ð。 ÑÒÓÔ ÅÆ，ÕÖÀ× ØÙ，Ï ÐÚÛÜÝÞß、 、 à´、á §âãäåæçè ，éÊËÌêÖ ［４ － ５］ 。 Ðë，éÊìÂÈíîÀï ðñ¡¢£¤§¨ò óôõ ［６ － １０］ ，ñ ö， à Ó ÷ ø ù ú û ü ý þ ＺＦ２０２ ¥¦§¨©ª« ÅÆØÙ®ÿ ×ï，~}|¬{[\] ^_。 １ Ｆｉｇ． ２ １． ２ '２ @8ADEFGHIJKL Ｐｒｉｍａｒｙ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｋｅｔｃｈ ｏｆ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｔａｉｌｇａｔｅ MNOPQRST ＺＦ２０２ ¥¦§ ４ ＃ ï， <=>? 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