特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计.pdf

收稿日期 ２ ０ １ ９ － ０ ８ － １ ２ 作者简介 虎 鹏（ １ ９ ８ ７ ） ， 男， 甘肃镇原人， ２ ０ １ ０年毕业于北京工 商学院采矿工程专业， 高级工程师， 现从事煤矿生产技术工作。 特厚煤层沿空掘巷窄煤柱 留设及支护设计 虎 鹏 （ 中铝宁夏能源集团有限公司宁夏王洼煤业有限公司， 宁夏 固原 ７ ５ ６ ５ ０ ５ ） 摘 要 王洼二矿 １ １ ０ ５ ０ ７工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设 宽度及支护方式， 通过理论计算和 Ｆ Ｌ Ａ Ｃ ３ Ｄ软件模拟， 建立 １ １ ０ ５ ０ ７工作面沿空掘巷模型， 探究不同 宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律， 得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为 ６ ｍ ， 并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测， 发现巷道掘进过后４ ０ｄ 基 本趋于稳定； 变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为 １ ２ ４ｍ ｍ ， 实体煤帮深基点的最大变形量为 ５ ０ ． １ｍ ｍ ， 巷道两帮移近量均在２ ０ ０ｍ ｍ左右， 顶底板移近量均在１ ０ ０ｍ ｍ左右。围岩变形量及围岩 深部位移均控制在允许范围内， 巷道支护设计合理， 能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。 关键词 沿空掘巷； 煤柱宽度； 支护设计； 巷道表面位移量 中图分类号 Ｔ Ｄ ３ ５ ３ ； Ｔ Ｄ ８ ２ ２ 文献标志码 Ｂ 文章编号 １ ６ ７ １ － ７ ４ ９ Ｘ （ ２ ０ ２ ０ ） ０ ２ － ０ １ ０ １ － ０ ４ Ｄ ｅ ｓ ｉ ｇ ｎｏ ｆ ｎ ａ ｒ ｒ ｏ ｗｃ ｏ ａ ｌ ｐ ｉ ｌ ｌ ａ ｒｒ ｅ ｓ ｅ ｒ ｖ ａ ｔ ｉ ｏ ｎａ ｎ ｄｓ ｕ ｐ ｐ ｏ ｒ ｔ ｆ ｏ ｒｇ ｏ ｂｓ ｉ ｄ ｅｅ ｎ ｔ ｒ ｙｉ ｎｅ ｘ ｔ ｒ ａ  ｔ ｈ ｉ ｃ ｋｃ ｏ ａ ｌ ｓ ｅ ａ ｍ Ｈ ＵＰ ｅ ｎ ｇ （ Ｎ ｉ ｎ ｇ ｘ ｉ ａＷ ａ ｎ ｇ ｗ ａＣ ｏ ａ ｌ Ｉ ｎ ｄ ｕ ｓ ｔ ｒ ｙＣ ｏ ．， Ｌ ｔ ｄ ．， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ｌ ｃ ｏＮ ｉ ｎ ｇ ｘ ｉ ａＥ ｎ ｅ ｒ ｇ ｙＧ ｒ ｏ ｕ ｐＣ ｏ ．， Ｌ ｔ ｄ ．， Ｇ ｕ ｙ ｕ ａ ｎ７ ５ ６ ５ ０ ５ ， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ） Ａ ｂ ｓ ｔ ｒ ａ ｃ ｔ Ｔ ｈ ｅＮ ｏ ． １ １ ０ ５ ０ ７ｗ ｏ ｒ ｋ ｉ ｎ ｇ ｆ ａ ｃ ｅ ｉ ｎＷａ ｎ ｇ ｗ ａ Ｎ ｏ ． ２ｃ ｏ ａ ｌ ｍ ｉ ｎ ｅ ａ ｄ ｏ ｐ ｔ ｓ ｔ ｈ ｅ ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ ｏ ｆ ｄ ｒ ｉ ｖ ｉ ｎ ｇ ｒ ｏ ａ ｄ ｗ ａ ｙ ａ ｌ ｏ ｎ ｇ ｇ ｏ ａ ｆ ｗ ｉ ｔ ｈ ｎ ａ ｒ ｒ ｏ ｗｃ ｏ ａ ｌ ｐ ｉ ｌ ｌ ａ ｒ ． Ｉ ｎｏ ｒ ｄ ｅ ｒ ｔ ｏ ｄ ｅ ｔ ｅ ｒ ｍ ｉ ｎ ｅ ｔ ｈ ｅ ｗ ｉ ｄ ｔ ｈａ ｎ ｄｓ ｕ ｐ ｐ ｏ ｒ ｔ ｉ ｎ ｇ ｍ ｏ ｄ ｅ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｃ ｏ ａ ｌ ｐ ｉ ｌ ｌ ａ ｒ ｉ ｎｔ ｈ ｅ ｇ ｏ ｂｓ ｉ ｄ ｅ ｅ ｎ ｔ ｒ ｙ ， ｂ ｙ ｔ ｈ ｅ ｏ ｒ ｅ ｔ ｉ ｃ ａ ｌ ｃ ａ ｌ ｃ ｕ ｌ ａ ｔ ｉ ｏ ｎａ ｎ ｄＦ Ｌ Ａ Ｃ ３ Ｄｓ ｏ ｆ ｔ ｗ ａ ｒ ｅ ｓ ｉ ｍ ｕ ｌ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ， ｔ ｈ ｅ ｍ ｏ ｄ ｅ ｌ ｏ ｆ ｔ ｈ ｅ ｇ ｏ ｂｓ ｉ ｄ ｅ ｅ ｎ ｔ ｒ ｙ ｉ ｎｔ ｈ ｅ Ｎ ｏ ． １ １ ０ ５ ０ ７ｗ ｏ ｒ ｋ ｉ ｎ ｇ ｆ ａ ｃ ｅ ｗ ａ ｓ ｅ ｓ ｔ ａ ｂ ｌ ｉ ｓ ｈ ｅ ｄ ， ｔ ｈ ｅｓ ｕ ｒ ｒ ｏ ｕ ｎ ｄ ｉ ｎ ｇｒ ｏ ｃ ｋｓ ｔ ｒ ｅ ｓ ｓａ ｎ ｄｄ ｅ ｆ ｏ ｒ ｍ ａ ｔ ｉ ｏ ｎｌ ａ ｗｏ ｆ ｔ ｈ ｅｒ ｅ ｔ ｕ ｒ ｎｒ ｏ ａ ｄ ｗ ａ ｙｗ ｉ ｔ ｈｄ ｉ ｆ ｆ ｅ ｒ ｅ ｎ ｔ ｎ ａ ｒ ｒ ｏ ｗｃ ｏ ａ ｌ ｐ ｉ ｌ ｌ ａ ｒｗ ｉ ｄ ｔ ｈｗ ｅ ｒ ｅｒ ｅ  ｓ ｅ ａ ｒ ｃ ｈ ｅ ｄ ， ｔ ｈ ｅｒ ｅ ａ ｓ ｏ ｎ ａ ｂ ｌ ｅｃ ｏ ａ ｌ ｐ ｉ ｌ ｌ ａ ｒ ｗ ｉ ｄ ｔ ｈｏ ｆ ｔ ｈ ｅｇ ｏ ｂｓ ｉ ｄ ｅｅ ｎ ｔ ｒ ｙｗ ａ ｓ ｄ ｅ ｔ ｅ ｒ ｍ ｉ ｎ ｅ ｄ ， ａ ｎ ｄｔ ｈ ｅｓ ｕ ｐ ｐ ｏ ｒ ｔ ｉ ｎ ｇｍ ｏ ｄ ｅｏ ｆ ｔ ｈ ｅｂ ｏ ｌ ｔ  ｍ ｅ ｓ ｈ  ｃ ａ ｂ ｌ ｅｃ ｏ ｍ ｂ ｉ ｎ ｅ ｄｓ ｕ ｐ 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ｗ ａ ｙｓ ｕ ｒ ｆ ａ ｃ ｅｄ ｉ ｓ ｐ ｌ ａ ｃ ｅ ｍ ｅ ｎ ｔ ０ 引言 宁夏王洼煤业有限公司王洼二矿 １ １ ０ ５ ０ ７工作 面采用单一走向长壁后退式、 综合机械化低位放顶 煤工艺开采。为了降低采区煤柱的损失量， １ １ ０ ５ ０ ７ 工作面将采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的 掘进， 两条顺槽断面为拱形， 宽度为 ４２ ０ ０ｍ ｍ ， 高度 为 ３ ７ ０ ０ｍ ｍ 。该工作面所采５ ＃ 煤层平均厚度１ １ｍ ， 平均埋深 ５ ０ ０ｍ 。工作面西邻 １ １ ０ ５ ０ ５采空区， 东邻 １０１第 ２期虎 鹏 特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计 未开采的 ２ １ ０ ５ ０ １工作面， 南邻 ２ １采区轨道下山， 北 邻井田北翼边界， 此工作面南北走向 １４ ２ ０ｍ ， 倾斜 长 １ ９ ０ｍ 。 １ 沿空掘巷合理宽度的窄煤柱留设 １ ． １ 沿空巷道窄煤柱宽度上下限的理论计算 沿空巷道留设窄煤柱宽度 由矿方地测科数据 可知， １ １ ０ ５ ０ ７ 综放工作面的内应力场范围 Ｓ 为１ １ ． ６ｍ ， 为了避免所留设窄煤柱和沿空巷道处于应力升高 区， 需要将沿空巷道布置在 １ １ ０ ５ ０ ７综放工作面的内 应力场范围内， 即内应力场的宽度不应小于沿空巷 道的宽度 Ｌ １与沿空巷道所留设窄煤柱宽度 Ｌ２之 和［ １ － ２ ］， 公式为 Ｓ ≥Ｌ １＋ Ｌ２。通过计算得出１ １ ０ ５ ０ ７综 放工作面沿空掘巷窄煤柱的宽度 Ｌ ２≤７ ． ４ｍ 。 极限平衡理论下窄煤柱宽度 根据沿空掘巷护 巷煤柱的极限平衡理论可知沿空掘巷中合理的窄煤 柱宽度计算公式为 Ｌ ３＝ Ｘ１＋ Ｘ２＋ Ｘ３ （ １ ） 式中 Ｘ １上区段回采后煤体中塑性区的宽 度［ ３ － ４ ］； Ｘ ２锚杆的长度， 取 ２ ． ４ｍ ； Ｘ３煤柱的安全 系数， 取（ Ｘ １＋ Ｘ２） 的 １ ５ ％ ～ ３ ５ ％。 １ １ ０ ５ ０ ７综放工作面上区段回采后煤体中塑性 区的宽度计算公式如下 Ｘ １＝ ｍ Ａ ２ ｔ ａ ｎ φ ０ ｌ ｎ Ｋ γ Ｈ＋ Ｃ ０ ｔ ａ ｎ φ Ｃ ０ ｔ ａ ｎ φ ＋ Ｐ ｘ           Ａ （ ２ ） 式中 ｍ 煤层厚度， 取 １ １ｍ ； Ａ 侧压系数， 取 ０ ． ４ ２ ； Ｋ 应力集中系数， 经过实验取 ２ ． ５ ； Ｈ 巷道 埋深， 取５ ０ ０ｍ ； γ 岩层的平均容重， 取 １ ４ ． ３ｋ Ｎ ／ ｍ ３ ； Ｃ ０煤层的内聚力， 取 ０ ． ６ ８Ｍ Ｐ ａ ； φ０煤层的内摩 擦角， 取 ４ ５ ； Ｐ ｘ所掘巷道受到的支护力， 取 ０ ． １ ６ Ｍ Ｐ ａ 。将各项数据带入上式， 即可计算得出 １ １ ０ ５ ０ ７ 工作面上区段回采后侧向煤体中的塑性区范围 Ｘ １ 为 ２ ． ３ｍ 。最终求得沿空掘巷护巷煤柱的极限平衡 理论下煤柱宽度 Ｌ ３的范围为４ ． １～ ６ ． ３ｍ ， 即１ １ ０ ５ ０ ７ 综放面沿空掘巷窄煤柱的宽度最小为 ４ ． １ｍ 。 １ ． ２ 沿空巷道合理窄煤柱宽度的数值分析 模型的建立 以王洼二矿 １ １ ０ ５ ０ ７工作面沿空掘 巷回风顺槽为研究对象， 根据 １ １ ０ ５ ０ ７综放工作面回 风顺槽的围岩物理力学参数， 同时借鉴类似综放面 的窄煤柱留设经验［ ５ － ６ ］， 通过 Ｆ Ｌ Ａ Ｃ ３ Ｄ软件建立王洼 二矿 １ １ ０ ５ ０ ７工作面沿空掘巷模型， 研究 １ １ ０ ５ ０ ７工 作面回风顺槽掘进过程中４ｍ 、 ５ｍ 、 ６ｍ 、 ７ｍ 、 ８ｍ宽 度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及其变形规 律。结合煤层埋深和矿方提供的数据， 模型上方施 加 ９  ８Ｍ Ｐ ａ 的等效载荷， 相当于埋深 ５ ０ ０ｍ ， 模型 Ｙ 方向和 Ｘ方向分别施加１ ７Ｍ Ｐ ａ 和１ ２ ． ２Ｍ Ｐ ａ 的水平 应力， 模型边界受到约束， 最终所建模型 ＸＹＺ ＝ ２ １ ０ｍ ３ ０ ０ｍ ８ ２ ． ５ｍ 。 垂直应力分析 图 １为数值模拟所得到的不同 宽度煤柱护巷时回风顺槽掘进期间煤柱帮垂直应力 分布图。由图 １可以发现， 煤柱帮垂直应力峰值随 着煤柱宽度的增加而增加。护巷煤柱的宽度为 ４ｍ 和 ５ｍ时， 巷道掘巷期间煤柱帮垂直应力峰值约为 １ ２ ． ５Ｍ Ｐ ａ 和 １ ３ ． ３Ｍ Ｐ ａ ， 均小于原岩应力； 护巷煤柱 的宽度为 ６ｍ时， 垂直应力峰值增加至 １ ７ ． ５Ｍ Ｐ ａ ； 护巷煤柱的宽度为 ７ｍ 、 ８ｍ时， 虽然煤柱帮垂直应 力峰值仍有所提升， 但是较 ６ｍ煤柱护巷时的垂直 应力峰值增幅较小， 分别为 １ ７ ． ８Ｍ Ｐ ａ和 １ ９Ｍ Ｐ ａ 。 究其原因是因为４ｍ 、 ５ｍ煤柱尚未形成足够的承载 能力， 不能够充分承载覆岩载荷， 而６ｍ煤柱已经有 足够的承载能力， 所以 ７ｍ 、 ８ｍ煤柱内的垂直应力 峰值增幅较小。 图 １ 不同煤柱宽度护巷掘巷期间煤柱帮应力分布图 ２０１陕 西 煤 炭 ２ ０ ２ ０年 表面位移量分析 通过模拟， 得到不同宽度煤柱 护巷条件下， 回风顺槽沿空掘巷掘进稳定期间巷道 表面的位移量， 见表 １ 。护巷煤柱的宽度从 ４ｍ增 加到 ８ｍ ， 回风顺槽掘进期间巷道两帮的移近量从 ５ ８ ０ｍ ｍ减小到１ ６ ９ｍ ｍ ， 顶板移近量从６ ３ ３ｍ ｍ减小 到 １ ３ ２ｍ ｍ ， 说明较宽的煤柱具备较高的承载能力， 能够限制围岩的变形量。观察数据发现６ｍ窄煤柱 护巷时， 两帮变形量较 ４ｍ 、 ５ｍ煤柱分别减少了 ６ ４ ． ７ ％和 ５ ５ ． ３ ％， 顶板移近量较 ４ｍ 、 ５ｍ煤柱分别 减少了 ６ ８ ． ７ ％和６ ２ ． ９ ％； 而７ｍ 、 ８ｍ煤柱较６ｍ煤 柱护巷时的两帮变形量仅减少了 １ ０ ． ２ ％和 １ ７ ． ５ ％， 顶板移近量仅减少了 １ ０ ． １ ％和 ３ ３ ． ３ ％。并且 ６ｍ 窄煤柱护巷时回风顺槽掘进稳定期间巷道表面位移 量已经限制在允许变形范围内， 因此从经济角度考 虑， 应选取 ６ｍ窄煤柱护巷。 表 １ １ １ ０ ５ ０ ７工作面回风顺槽沿空掘巷掘进 稳定期间巷道表面位移量 护巷煤柱 宽度／ ｍ 回风顺槽掘进稳定期间巷道表面位移量／ ｍ ｍ 实体煤帮煤柱帮两帮顶板 ４２ ５ １３ ２ ９５ ８ ０６ ３ ３ ５１ １ ０１ ４ ９２ ５ ９２ ３ ５ ６１ ０ ５１ ０ ０２ ０ ５１ ９ ８ ７９ １９ ３１ ８ ４１ ７ ８ ８８ ８８ １１ ６ ９１ ３ ２ 综上， 从煤柱的承载覆岩载荷的能力及限制巷 道围岩变形等方面综合考虑， 最终选定 １ １ ０ ５ ０ ７工作 面回风顺槽的护巷煤柱为 ６ｍ 。 ２ １ １ ０ ５ ０ ７回风顺槽沿空掘巷支护设计效果 ２ ． １ １ １ ０ ５ ０ ７工作面回风顺槽支护设计 根据矿方地质资料， 设计 １ １ ０ ５ ０ ７工作面回风顺 槽支护方式为锚网索联合支护， 支护示意图如图 ２ 所示。 锚网支护 选用  ２ ０ｍ ｍ ２５ ０ ０ｍ ｍ的右旋等 强螺纹钢锚杆， 每根锚杆配备 ２节 Ｋ ２ ３ ７ ０树脂药 卷， 顶板锚杆的间排距均为 ８ ０ ０ｍ ｍ ， 巷帮锚杆的间 距为 ７ ０ ０ｍ ｍ ， 排距为 ８ ０ ０ｍ ｍ 。锚杆托板采用的是 １ ５ ０ｍ ｍ １ ５ ０ｍ ｍ １ ０ｍ ｍ的钟型托盘， 全断面铺设 金属网， 金属网采用  ６ ． ５ｍ ｍ圆钢焊制， 网孔间距 １ ０ ０ｍ ｍ ， 采用 １ ４ ＃ 双股铅丝双排扣扣相联， 每排共计 布置 １ ３根锚杆［ ７ － ９ ］。 图 ２ １ １ ０ ５ ０ ７工作面回风顺槽断面及展开支护示意图 ３０１第 ２期虎 鹏 特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计 钢筋梯支护 断面拱部锚杆（ ７根） 与钢筋梯同 排布置， 钢筋梯采用的是  １ ６ｍ ｍ的圆钢焊制， 其长 度为５７ ５ ０ｍ ｍ 。每根钢筋梯由两根  １ ６ｍ ｍ的圆钢 平行并排焊接而成， 并排外径宽度为 １ ０ ２ｍ ｍ ， 内径 宽度为 ７ ０ｍ ｍ ， 每隔 ８ ０ ０ｍ ｍ 焊接外径间距为 １ １ ６ｍ ｍ 。 锚索支护 选用  ２ １ ． ６ｍ ｍ ５０ ０ ０ｍ ｍ的锚索， 锚索排距２ ４ ０ ０ｍ ｍ ， 间距２ ０ ０ ０ｍ ｍ ， 断面每排布置７ 根锚索。每根顶锚索配备 ４节 Ｋ ２ ３ ７ ０树脂药卷， 每 根帮锚索配备 ２节 Ｋ ２ ３ ７ ０树脂药卷， 锚索托盘选用 拱形托盘， 规格为 ３ ０ ０ｍ ｍ ３ ０ ０ｍ ｍ １ ６ｍ ｍ 。 经过基于悬吊理论的验算［ １ ０ － １ １ ］， 本次支护设计 各项参数满足巷道支护要求。 ２ ． ２ 支护效果 测点布置 为了检验所设计的支护方案并对前 文中窄煤柱宽度的理论分析、 数值模拟结果进行验 证， 现采用十字测量法在巷道内距掘进头 ０～ １ ５ ０ｍ 的范围内， 每隔 ３ ０ｍ布置一个观测站， 布置 １ 、 ２ 、 ３ 、 ４ 、 ５共 ５个观测站来监测巷道表面位移量。通过在 １ 、 ３ 、 ５观测站内的实体煤帮和煤柱帮布置多点位移 计， 来监测巷道围岩的深部位移。实体煤帮侧距煤 壁每隔１ｍ布置一个测点， 共５个， 煤柱帮侧煤壁每 隔 １ｍ布置一个测点， 共 ４个。各个观测站内每周 进行 ３次观测， 直至围岩变形稳定。 最大围岩移近量 表 ２为巷道掘进期间回风顺 槽最大围岩移近量数据统计表。可以发现， 除 １号 测点因距离掘进头较近， 两帮移近量和顶底板移近 量略大， 其他测点的两帮移近量均在 ２ ０ ０ｍ ｍ左右， 顶底板移近量均在 １ ０ ０ｍ ｍ左右， 与数值模拟结果 相近， 并且控制在允许变形范围内， 能够保证回风顺 槽的正常掘进作业和运行。 围岩深部位移量 图 ３为巷道掘进期间 ３号观 测站内煤柱帮及实体煤帮深部位移量实测数据曲线 图。可以发现， 煤柱帮的变形量明显大于实体煤帮， 围岩变形基本上在巷道掘进 ４ ０ｄ后趋于稳定， 变形 稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为 １ ２ ４ｍ ｍ ， 实体 煤帮深基点的最大变形量为 ５ ０ ． １ｍ ｍ 。煤柱帮的变 形主要集中在 ０～ ２ｍ和 ３～ ４ｍ范围内， 虽然此范 围内的变形量约为 １ ０ ０ｍ ｍ ， 但是煤柱的整体性良 好， 说明巷道支护设计合理。 表 ２ 巷道掘进期间最大围岩移近量 测 点 两帮移近 量／ ｍ ｍ 顶底板移 近量／ ｍ ｍ 测 点 两帮移近 量／ ｍ ｍ 顶底板移 近量／ ｍ ｍ １２ ６ ９１ ２ ８４２ ０ ３９ ４ ２２ ３ ０１ １ ３５１ ８ ６９ ３ ３２ １ ２１ ０ ６ 图 ３ 巷道掘进期间围岩深部位移量 ３ 结论 （ １ ） 王 洼 二 矿 所 采 煤 层 为 特 厚 煤 层， 该 矿 １ １ ０ ５ ０ ７工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行 巷道的掘进， 通过理论计算和 Ｆ Ｌ Ａ Ｃ ３ Ｄ软件进行数值 模拟， 最终确定该工作面沿空掘巷所留设保护煤柱 为 ６ｍ 。 （ ２ ） 根据该矿地质资料及材料， 设计 １ １ ０ ５ ０ ７工 作面回风顺槽支护方式为锚网索联合支护并进行现 场应用。 （ ３ ） 通过在回风顺槽中布置观测站， 监测掘进 过程中巷道表面位移量及围岩的深部位移数据， 发 现巷道掘进过后 ４ ０ｄ 基本趋于稳定， 变形稳定后煤 柱帮深基点的最大变形量为 １ ２ ４ｍ ｍ ， 实体煤帮深基 点的最大变形量为 ５ ０ ． １ｍ ｍ ， 巷道两帮移近量均在 ２ ０ ０ｍ ｍ左右， 顶底板移近量均在 １ ０ ０ｍ ｍ左右。 （ ４ ） 围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许 范围内， 说明巷道支护设计合理， 能够满足顺槽的正 常掘进作业和运行。 参考文献 ［ １ ］ 岳帅帅， 谢生荣， 陈冬冬， 等． １ ５ｍ特厚煤层综放 高强度开采窄煤柱围岩控制研究［ Ｊ ］ ． 采矿与安 全工程学报， 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