CN109798106B - 一种冲击地压危险性的预测方法及防治措施 - Google Patents

一种冲击地压危险性的预测方法及防治措施 Download PDF

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Abstract

本申请公开了一种冲击地压危险性的预测方法及防治措施,预测方法包括以下步骤:基于开采条件下的采动煤体总能量与煤体损伤消耗能量,确定煤体的开采积聚能量UT‑D;基于煤体损伤本构模型得到煤体破坏损失能量,确定冲击地压第一强度等级分界值;基于所述煤体破坏损失能量和破碎煤体第一抛出能量,确定冲击地压第二强度等级分界值;基于原岩煤体总能量和设定的面波震级的能量关系,确定冲击地压相当于所述设定的面波震级的第三强度等级分界值;根据所述开采积聚能量相对于所述第一、第二、第三强度等级分界值的大小,判定冲击地压危险等级的级别。

Description

一种冲击地压危险性的预测方法及防治措施
技术领域
本公开一般涉及地质灾害防治技术领域,尤其涉及一种冲击地压危险性的预测方法及防治措施。
背景技术
随着煤矿开采深度和开采强度的越来越大,矿井动力灾害发生的频次也随之增多,对于冲击地压矿井,冲击地压动力灾害是煤矿安全生产的重中之重。冲击地压是在煤岩体能量达到或超过冲击地压临界能量时,煤岩体聚积的弹性能突然释放,将煤岩体抛出,伴随着强烈声响,对井下设备、井下工程空间造成破坏,甚至对井下工作人员造成伤亡。此外,冲击地压发生还会对其他矿井灾害产生影响。由于冲击地压发生机理复杂,又受地质条件和开采条件影响较大,因而对冲击地压研究是保证煤矿安全生产的重要课题之一。
目前国内外学术界关于冲击地压发生机理研究主要有刚度理论、强度理论、冲击倾向理论,随着对冲击地压发生机理研究更加深入,又进一步提出了三准则理论、剪切滑移理论、“三因素”理论和变形失稳理论等,对煤矿冲击地压防治和保障安全生产起到了举足轻重的作用。(1)刚度理论:压力试验机出现以后,Petukhov和Cook及Digest最先发现冲击地压可以用岩石试件在刚度较小的柔性试验机上的动态破坏来描述,进而提出了冲击地压刚度理论。Cook在提出能量理论之后,又认识到冲击地压是由于结构失稳造成的。又利用大理岩进一步进行实验。Salaman、Brady和Petukhov等也对多个矿柱的冲击地压问题进行大量的研究。(2)强度理论:强度理论观点为当煤岩体承受的载荷到达其强度极限时,煤岩体就会开始破坏。夹持煤体经典理论是由布霍依诺提出的。若煤体-围岩交界面处以及煤体本身达到极限平衡条件,就达到了冲击地压发生的强度条件。但冲击地压还和煤岩体突然破坏有关,有时煤岩破坏并不意味着冲击地压一定发生。(3)冲击倾向理论:冲击倾向理论指出:若煤岩体的冲击倾向度KE≥KEC时,则煤岩体就可能发生冲击破坏。(4)三准则理论:李玉生指出强度准则是煤体破坏准则,而能量准则和冲击倾向准则是突然破坏准则,提出了冲击地压发生机理可由强度准则、能量准则及冲击倾向性准则来描述,当三个准则全部满足时,将发生冲击地压。(5)“三因素”理论:齐庆新等认为冲击地压发生受三个因素影响,煤岩体内在因素、开采工程活动力源因素和结构因素。据此提出了冲击地压发生“三因素”理论。(6)变形失稳理论:章梦涛认为冲击地压是煤岩体在进入了峰值强度后出现的应变软化现象,基于有限元法,建立了数学模型,对冲击地压进行定量研究。
综上所述,对于冲击地压机理研究国内外学者都从不同的角度进行分析论证,针对不同的地质动力条件也给出了系统的描述,取得了很多宝贵的成果与经验。
目前,关于煤岩体冲击破坏的能量理论分析研究较多,但这些能量理论大多数都是从同一出发点进行研究的,即:煤岩体冲击破坏过程时所释放的能量与其破坏所消耗的各种能量之间的大小关系,煤岩体破坏后剩余的能量为冲击地压发生提供了能量。到目前为止现有技术还不能全面揭示冲击地压发生规律和机理,在矿井施工过程中,即使对地应力进行监测,由于无法给出发生不同等级的冲击地压的相关依据,因此无法实现对冲击地压危险性的预测,更无法针对不同危险性的冲击地压采取相应的防治措施。
发明内容
鉴于现有技术中的上述缺陷或不足,期望提供一种冲击地压危险性的预测和防治方案。
第一方面,本申请实施例提供了一种冲击地压危险性的预测方法,包括以下步骤:
基于开采条件下的采动煤体总能量与煤体损伤消耗能量,确定煤体的开采积聚能量UT-D
基于煤体损伤本构模型得到煤体破坏损失能量,确定冲击地压第一强度等级分界值;
基于所述煤体破坏损失能量和破碎煤体第一抛出能量,确定冲击地压第二强度等级分界值;
基于原岩煤体总能量和设定的面波震级的能量关系,确定冲击地压相当于所述设定的面波震级的第三强度等级分界值;
根据所述开采积聚能量相对于所述第一、第二、第三强度等级分界值的大小,判定冲击地压危险等级的级别。
通过相应的能量密度来获取相应的所述采动煤体总能量、煤体损伤消耗能量和/或破碎煤体抛出能量,可以根据不同的情况计算相应区域的煤体总能量,能实现定量的预测冲击地压发生的强度。
所述采动煤体总能量根据原岩煤体总能量和采动能量获得。基于冲击地压能量理论,在自然地质条件下及开采条件下,分析原岩能量和采动能量对冲击地压的控制作用,进而建立了煤岩体能量与冲击地压强度的关系。
所述原岩煤体总能量考虑地质构造、新构造运动和现代构造应力场,通过数值模拟获取,计算结果更加直观。基于自然条件下的原岩能量分别特征,可以应用FLAC3D数值模拟软件,对煤层原岩能量积聚区工作面进行模拟开采,分析开采条件下采动活动对工作面前方、煤柱区能量分布特征的影响,对冲击地压强度进行分类。基于工作面前方、煤柱区能量分布特征和冲击地压强度分类,进而建立在开采条件下煤岩体能量与冲击地压强度的关系,进而可以针对不同冲击地压强度区域采取分等级的防治技术措施。
所述原岩煤体总能量通过数值模拟获取的方法包括:
根据所述矿井的钻孔资料,得到岩性分布图;
建立计算模型,对所述模型进行网格划分;
根据地质资料,对模型参数进行定义;
根据计算所得的原岩煤体应力数据,反算所述原岩煤体能量密度值,可以定量的获得原岩煤体总能量,为准确的预测冲击地压的强度提供数据支持。
第二方面,本申请实施例还提供了一种冲击地压的防治措施,其根据冲击地压危险等级的不同,采取不同的防治措施;其中
当所述开采积聚能量小于所述第一强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第一危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第一和第二强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第二危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第二和第三强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第三危险等级,当所述开采积聚能量大于所述第三强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第四危险等级。
属于所述第一危险等级的情况,无需针对冲击地压采取防治措施。
属于所述第二危险等级的情况,针对冲击地压采取弱钻孔卸压和弱煤层注水的防治措施,其中,
所述弱钻孔卸压包括:在距工作面煤壁60m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深30m,钻孔间距1.0m;
所述弱煤层注水包括:在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔5m打一个注水眼,眼深不小于7m,随工作面推采每班注水。
属于所述第三危险等级的情况,针对冲击地压采取中等钻孔卸压、中等煤层注水和中等卸压爆破的防治措施;其中,
所述中等钻孔卸压包括:在距工作面煤壁60m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深 30m,钻孔间距1.0m;
所述中等煤层注水包括:在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔5m打一个注水眼,眼深不小于7m,随工作面推采每班注水;
所述中等卸压爆破包括:卸压钻孔间距10m,当工作面连续3天停掘,开工前在工作面迎头打一个8m深卸压炮眼并卸压爆破,装药量为3kg,封孔长度为眼深的一半。
属于所述第四危险等级的情况,针对冲击地压采取强钻孔卸压、强煤层注水和强卸压爆破的防治措施,其中,
所述强钻孔卸压包括:工作面回采前,在距工作面煤壁100m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深30m,钻孔间距0.5m;
所述强煤层注水包括:在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔3m打一个注水眼,眼深不小于10m,随工作面推采每班注水;
所述强卸压爆破包括:爆破卸压钻孔间距10m,当工作面连续3天停掘,开工前在工作面迎头打一个15m深卸压钻孔实施卸压爆破,装药量为6kg,封孔长度为眼深的一半。
本申请实施例提供的冲击地压危险性的预测和防治方案,基于冲击地压能量理论,从冲击地压发生的根源入手,研究出了冲击地压与煤岩体能量的关系,提出原岩能量为冲击地压发生的主要能量、决定了冲击地压的强度等级,而不是将煤岩体破坏后剩余的能量作为冲击地压发生强度等级的依据。该方法能全面揭示冲击地压发生规律和机理,能更加准确的对冲击地压的危险性进行分类和预测,并针对具有不同危险等级的煤体采取不同的冲击地压防治措施,可以在矿井建设初期就做好冲击地压防治的前瞻性工作,从根源上防治冲击地压。
附图说明
通过阅读参照以下附图所作的对非限制性实施例所作的详细描述,本申请的其它特征、目的和优点将会变得更明显:
图1示出了本申请实施例中工作面前方弹性潜能变化示意图;
图2示出了煤岩体变形破坏应力-应变曲线图;
图3示出了监测孔传感光缆的应变分布曲线;
图4示出了孔传感光缆应变分布与卸压钻孔的对应关系图;
图5示出了不同直径卸压钻孔应变变化图;
图6示出了不同直径卸压钻孔影响范围变化图;
图7示出了不同间距卸压钻孔应变变化图;
图8示出了不同间距卸压钻孔影响范围变化图;
图9示出了孔间距0.75m组合卸压孔应变随时间变化图。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整的描述。显然,所描述的实施例是本发明一部分而不是全部的实施例。
需要说明的是,在不冲突的情况下,通常在此附图中描述和示出的本发明实施例的组件可以以各种不同的配置来布置和设计。可以理解的是,此处所描述的具体实施例仅仅用于解释相关发明,而非对该发明的限定。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
此外,术语“第一”、“第二”、“第三”仅用于描述目的,而不能理解为指示或暗示相对重要性。
如背景技术中所说,目前,关于煤岩体冲击破坏的能量理论分析研究较多,但这些能量理论大多数都是从同一出发点进行研究的,即:煤岩体冲击破坏过程时所释放的能量与其破坏所消耗的各种能量之间的大小关系,煤岩体破坏后剩余的能量为冲击地压发生提供了能量。然而,现有技术中,并没有对冲击地压孕育、发展、发生过程中能量之间关系的相关研究,尤其并未考虑到原岩应力对冲击地压的影响。
本申请的理论研究成果如下:
矿井不具备发生矿井冲击地压的区域地质动力条件,与开采活动引起的采动应力相互耦合,从而导致应力的增加和能量的积聚,达到发生矿井冲击地压的条件,从而诱发矿井冲击地压。在这种动态平衡过程中,能量首先集中在煤壁附近,当能量值达到煤体的软化强度后,煤体发生软化变形,使集中能量向煤体深部转移,达到新的能量平衡后。当集中能量值超过煤体的损伤耗散能时,煤体发生破坏,可能发生冲击地压。
工作面回采过程中,能量聚集区逐步推进,导致煤岩体破碎,能量释放。定义煤岩体在初始地应力场作用下积聚的能量为原岩能量,用UB表示;煤岩体损伤消耗的能量为UD;冲击地压发生的临界能量为UL;开采条件下,随工作面推进煤岩体总能量为UT
在工作面回采过程中,煤岩体内总能量UT是一个不断变化的变量。煤岩体总能量UT与煤岩体损伤消耗的能量为UD之差为UT-D,它的变化可能会出现如下的三种可能性:
①当UT-D>0,说明煤岩体内积聚的能量多于煤岩体损伤消耗的能量, UT-D随工作面推进不断增加;
②当UT-D=0,说明煤岩体内积聚的能量与煤岩体损伤消耗的能量相等,能量的积聚与耗散处于平衡状态;
③当UT-D<0,说明煤岩体损伤消耗的能量多于岩体内积聚的能量, UT-D随工作面推进不断降低。
因此,工作面前方煤岩体内能量的变化可由附图1所示模型来表示,其中UT-D为UT(煤岩体总能量)与UD(煤岩体损伤消耗的能量)之差,UL为冲击地压的临界能量。
当UT-D>0时,说明煤岩体内所积聚的能量大于耗散的能量,能量处于不断增加的状态。但只要UT-D<UL,都不会出现冲击地压。UT-D-UL之差越大,危险性越大。当UT-D=UL时,如再有能量增加,就会发生冲击地压。如果UT-D>UL,而且不及时采取解危措施来释放能量,则在工作面回采过程中,其能量进一步增加,就可能发生冲击地压。
当UT-D<0时,说明煤岩体内所积聚的能量小于煤岩体内耗散的能量,煤岩体能量逐渐释放,能量不断减少,UT-D=UL之差越来越大,危险性也就越来越小,这种情况下,不采用任何解危措施,也不会出现冲击地压危险。
Grady和Kipp(1980)提出了岩体内部单位体积微裂纹数N与应变ε在单轴拉伸应力状态下,满足双参数(k和m)Weibull分布规律,如公式(1)。
Figure BDA0001864396620000071
根据煤岩体微裂纹的扩展、内部损伤的发展演化及分布密切相关性,建立煤岩体损伤模型,建立模型时可以认为:
(1)煤岩体损伤是在应力主轴的方向上,弹性与损伤的耦合下进行的,视为损伤张量主对角矩阵;
(2)煤岩体损伤演化应该与应力或应变存在幂函数关系,且损伤变量可以通过内拉应变宏观物理量来反映;
一维煤岩体损伤模型建立时假定:岩石在单轴压力状态下,张应变引起内部微裂纹扩展,因此建立微裂纹数与张应变之间的关系,用公式(2)表示。
N=∝mεn (2)
式中:N-单位体积的微裂纹数;
ε-轴向压应变,在单轴作用下,张应变与压应变数值相等;
m,n-煤岩体参数。
用损伤变量D表示单位体积微裂纹数,用公式(3)表示。
Figure BDA0001864396620000072
式中:
Figure BDA0001864396620000073
-有效应力;σ-应力。
单轴压缩作用下煤岩体损伤本构关系为公式(4)。
(4)
设:
Figure BDA0001864396620000081
则:
Figure BDA0001864396620000082
损伤煤岩体本构关系公式(7)。
Figure BDA0001864396620000083
E为弹性模量。
故煤岩体损伤变量的演化方程为公式(8)。
Figure BDA0001864396620000084
受损煤岩体弹性应变能释放率dΦe和损伤耗能率Y可以表示为公式(9)、公式(10)。
Figure BDA0001864396620000085
Figure BDA0001864396620000086
根据有效应力概念和应变等价原理,可得受损煤岩体损伤释放率公式 (11)。
Figure BDA0001864396620000087
对于各向同性损伤,损伤变量为标量。
则:
Figure BDA0001864396620000088
设:
Figure BDA0001864396620000089
则偏应力张量为:Sij=σ-σHI (14)
Misses等价应力为公式(15)。
Figure BDA00018643966200000810
由公式(12)得到公式(16)。
Figure BDA00018643966200000811
式中:St-三轴应力因子,反映了三轴应力比的影响。
其中
Figure BDA0001864396620000091
在单轴应力下,
Figure BDA0001864396620000092
定义损伤等价应力为:
Figure BDA0001864396620000093
则:
Figure BDA0001864396620000094
煤岩体随着外载的增加,损伤将不断发展,直到岩石完全断裂,从理论上讲当D=1时,认为煤岩体完全断裂破坏,但很多试验表明,当D<1时材料已完全破坏,如图2位置E,设在位置E完全断裂破坏时的损伤值为DE,则对应的损伤能量释放率为YE,位置D煤岩体内部损伤迅速增长,导致应变软化加剧,煤岩体内部开始破坏,则煤岩体损伤消耗的能量为公式(21)。
Figure BDA0001864396620000095
下述实施例中,木城涧煤矿煤体损伤消耗的能量通过推导公式计算,根据木城涧煤矿煤体应力-应变试验曲线采用Origin9.0软件分段拟合了峰值前后的应力-应变关系式。
Figure BDA0001864396620000096
通过应力-应变曲线建立与D的关系如下式所示。
Figure BDA0001864396620000097
根据应力-应变曲线,当应变为0.0117时为煤体破坏的起点,煤体内部损伤迅速增长,煤体内部开始破坏,当应变为0.014时为煤体已完全破坏,故按公式(23),使用Matlab软件计算木城涧煤矿煤体破坏损失能量为 1.45×105J/m3
冲击地压发生时,一方面煤体损伤消耗的能量UD,另一方面破碎煤体抛出能量UF,煤体损伤消耗的能量与破碎煤体抛出能量之和定义为冲击地压临界能量,用UL表示,计算公式(25)。通常物体运动以质点的速度作为衡量标准,破碎煤体向自由空间抛出的的平均初速度(v)决定了煤体产生的动能。当v≤1m/s时不发生冲击地压,而当v≥10m/s时,则冲击地压发生具有较高的可能性。通过临界能量计算公式(25),可得能量密度为2.41×105J/m3
Figure BDA0001864396620000101
UL=UD+UF (25)
本申请实施例提供的一种冲击地压危险性的预测方法,包括以下步骤:
基于开采条件下的采动煤体总能量与煤体损伤消耗能量,确定煤体的开采积聚能量UT-D
基于煤体损伤本构模型得到煤体破坏损失能量,确定冲击地压第一强度等级分界值;
基于所述煤体破坏损失能量和破碎煤体第一抛出能量,确定冲击地压第二强度等级分界值;
基于原岩煤体总能量和设定的面波震级的能量关系,确定冲击地压相当于所述设定的面波震级的第三强度等级分界值;
当所述开采积聚能量小于所述第一强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第一危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第一和第二强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第二危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第二和第三强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第三危险等级,当所述开采积聚能量大于所述第三强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第四危险等级。
通过相应的能量密度来获取相应的所述采动煤体总能量、煤体损伤消耗能量和/或破碎煤体抛出能量,可以根据不同的情况计算相应区域的煤体总能量,能实现定量的预测冲击地压发生的强度。
所述采动煤体总能量根据原岩煤体总能量和采动能量获得。基于冲击地压能量理论,在自然地质条件下及开采条件下,分析原岩能量和采动能量对冲击地压的控制作用,进而建立了煤岩体能量与冲击地压强度的关系。
所述原岩煤体总能量考虑地质构造、新构造运动和现代构造应力场,通过数值模拟获取,计算结果更加直观。基于自然条件下的原岩能量分别特征,可以应用FLAC3D数值模拟软件,对煤层原岩能量积聚区工作面进行模拟开采,分析开采条件下采动活动对工作面前方、煤柱区能量分布特征的影响,对冲击地压强度进行分类。基于工作面前方、煤柱区能量分布特征和冲击地压强度分类,进而建立在开采条件下煤岩体能量与冲击地压强度的关系,进而可以针对不同冲击地压强度区域采取分等级的防治技术措施。
所述原岩煤体总能量通过数值模拟获取的方法包括:
根据所述矿井的钻孔资料,得到岩性分布图;
建立计算模型,对所述模型进行网格划分;
根据地质资料,对模型参数进行定义;
根据计算所得的原岩煤体应力数据,反算所述原岩煤体能量密度值,可以定量的获得原岩煤体总能量,为准确的预测冲击地压的强度提供数据支持。
实施例1
1区域构造特征及能量场特征
1.1煤田区域构造及其活动性特征
(1)冲击地压能量来源及煤岩体破坏能量研究
宏观分析了地质构造、新构造运动和现代构造应力对冲击地压能量孕育作用,利用地质动力区划方法对冲击地压危险性进行评价;微观分析了煤岩体变形破坏时能量转移与耗散情况,基于冲击地压现象形成的特点,确定冲击地压发生临界能量密度。
(2)井田构造运动与原岩能量分析
基于京西煤田构造应力场、能量场及地壳应变能特征,分析了木城涧井田内构造形态及运动方式对冲击地压的控制作用,利用地质区划方法划分活动断裂,分析其对冲击地压控制作用,计算出自然地质条件下的原岩能量,基于冲击地压临界能量密度对能量区划分,划分三槽、二槽煤层的高能量区和释放区,分析高能量区对冲击地压的控制作用,进而建立原岩能量与冲击地压强度关系。
(3)开采条件下采动能量分析
基于自然条件下的原岩能量分别特征,应用FLAC3D数值模拟软件,对三槽、二槽煤层原岩能量积聚区工作面进行模拟开采,分析开采条件下采动活动对工作面前方、煤柱区能量分布特征的影响,对冲击地压强度进行分类。基于工作面前方、煤柱区能量分布特征和冲击地压强度分类,进而建立在开采条件下煤岩体能量与冲击地压强度的关系,针对不同冲击地压强度区域采取分等级的防治技术措施。
2构造应力场与能量场特征
课题组近年来通过对京西矿区木城涧煤矿、大安山煤矿、大台井、长沟峪煤矿等课题的研究,地应力测量及能量数值结果表明(表3.1),京西地区最大主应力方位为北东-东西,能量密度最大值为3.25×105J/m3,能量密度最小值为0.44×105J/m3,能量密度平均值为1.51×105J/m3。研究表明构造运动对京西煤田能量分布影响较大,能量大小不同,由于构造运动导致有些区域能量积聚,而有些区域能量释放。通过赵德安、景锋等统计分析了我国大量地应力测量数据,根据地应力算出能量密度,得到根据式计算得到的京西煤田能量密度与全国能量密度的对比图,表明京西煤田能量密度高于全国平均水平,特别是在埋深700m以上,京西煤田的能量密度更加显著,京西煤田能量密度分布不均匀,表明京西煤田煤岩体承受更为强烈的非均匀能量环境,据此将对木城涧井田区域进行能量区划分。
3井田位置与构造概况
3.1井田位置及交通
木城涧井田位于北京西部山区,隶属于京西煤田,矿区地跨房山、门头沟两个区。
3.2煤系地层及顶底板岩性
(1)煤系地层
侏罗纪含煤地层为窑坡组,最大厚度可超过720m。沉积物岩性、岩相变化大,旋回复杂,由砂岩、粉砂岩、泥质岩、煤层、夹砾岩、凝灰质砂岩等组成。
(2)煤层顶底板
井田内煤层顶板裂隙及小断层发育,顶板较破碎,顶底板起伏不平,对支护要求较高。
3.3井田地质构造特征
木城涧侏罗纪井田地处京西庙安岭-髫髻山向斜南西段南东翼。井田内发育一系列次级褶皱构造,主要轴迹方位呈NE56°~70°、NE40°~45°、NE5°~15°、NE15°~30°、NW330°~350°的褶皱。井田内褶曲构造对冲击地压能量的积聚起到重要控制作用。
木城涧煤矿井田内原岩能量受地质构造的控制,不同类型、不同时期所形成的地质构造对原岩能量的影响不同,同一构造的不同位置煤岩体能量分布情况也有很大差异,分析木城涧煤矿井田构造对原岩能量分布影响程度,为下面计算井田能量区能量分布至关重要。
在构造运动的作用下,断层的端部积聚大量的弹性能,为冲击地压的发生提供动力条件。当该区域受到采掘工作的扰动时,煤岩体内的应力和积聚的弹性能急剧释放,破坏煤体,在能量膨胀的作用下,将煤体抛向采掘空间,发生冲击地压。对木城涧煤矿发生的冲击地压事故统计分析表明,在木城涧煤矿近五年发生的20次冲击地压事故中,几乎全部位于断层附近,或受到井田内断层的影响。
通过以上分析,木城涧煤矿煤体受褶曲构造、断裂构造、构造复合、联合、组合等地质构造的控制,矿井冲击地压多发生在地质构造带。3次冲击地压在牛道沟向斜附近、17次冲击地压在北港沟逆断层和盲沟同沉积正断层附近。
3.4京西地区断块划分
地质动力区划工作应该遵循从总体到局部的原则,通过逐步缩小划分范围,分析井田尺度或者更小的范围的断块构造,建立板块构造与原岩能量之间的联系,岩体能量在井田划分断块图为背景下进行计算,因此,分析井田活动断裂是计算原岩能量的基础。
①I级断块构造划分
在1∶250万比例的地形图上查明I级断块构造,I级断裂共14条。
②II级断块构造划分
在1∶100万比例的地形图上查明的II级断块构造,在研究区域内共划出活动断裂40条。
③III级断块构造划分
在1∶20万的地形图上,以木城涧煤矿为中心,查明III级断块构造,划分出的III级断裂共有12条。
④IV级断块构造划分
在1∶5万比例的地形图上查明的IV级断块构造,在研究区域内共划出活动断裂29条。
⑤V级断块构造划分
在1∶1万比例的地形图上查明的V级断块构造,在研究区域内共划出活动断裂21条。
4自然条件下原岩能量区划分
4.1井田地应力分布规律
应力场的研究对了解构造活动过程有明显的重要性。根据已知断裂来估算原岩体能量分布。基于板块学说的地质动力区划方法在分析原岩能量方面具有显著代表性。区域构造和岩体应力状态间的内在关系是通过理论或数值分析、反演、回算和模拟来揭示的。
结合木城涧煤矿应力异常发生的实际区域,以及井下实际的生产技术条件。最终确定地应力测试区域定在+450m水平2-4石门的3槽围岩区域,+450 m水平一共布置了3个现场测试点。
针对木城涧煤矿进行地应力测试,得到3个地应力测孔计算的最大主应力值、中间主应力值、最小主应力值以及方位角与倾角等结参数。
4.2自然条件下原岩应力计算及划分
(1)顶板岩性分析及划分
通过对木城涧煤矿钻孔资料进行分析处理,最终得到木城涧煤矿三槽和二槽煤层顶板的岩性分布图。
(2)建立计算模型、网格划分
通过I~V级断块图构建木城涧煤矿区域现代构造运动的格架,选择了 V级断块图来形成模型。
(3)参数定义
需要定义的参数主要包括以下几种:地应力、岩体和断裂力学参数、岩体力学参数、断裂几何参数等。地应力测试结果获得上述参数。岩性分布依据井田钻孔数据确定。
4.3能量密度计算及能量区图形输出
根据计算所得应力数据,反算能量密度值,用等值线图方式将能量密度显示出来。
4.4原岩能量区划分及其对冲击地压影响分析
自然地质条件下能量区划分原则依据冲击地压发生临界能量密度条件与原岩能量密度比较划分高能量区、低能量区,超过冲击地压临界能量密度条件的原岩能量密度的区域为高能量区,低能量区是按无冲击地压能量密度条件比原岩能量密度小的区域称为低能量区。
(1)煤层能量区划分
在岩体能量密度计算的基础上,将木城涧煤矿三槽煤层顶板能量密度划分为高能量区、低能量区。20次冲击地压12次在高能量区,水平最大主应力值在27.5MPa~31.5MPa,能量密度值在1.67×105J/m3~2.77×105J/m3, 1次在水平最大主应力值为26MPa、能量密度值为2.37×105J/m3,1次在水平最大主应力值为25MPa、能量密度值为2.39×105J/m3,1次在水平最大主应力值为24MPa、能量密度值为2.43×105J/m3,3次在水平最大主应力值为23MPa、能量密度值为2.53×105J/m3
5开采条件下采动能量分析
5.1原岩能量积聚区采动能量密度分析
5.1.1三槽西五壁模型建立
为了全面系统地反映+250m水平西一石门三槽西五壁回采工作面在回采过程中工作面前方和煤柱内的能量密度分布规律,以地质条件和开采技术条件为背景,利用FLAC3D大数值模拟软件建立模型,模型长、宽、高分别为 375m、300m、203m。
计算模型边界条件为X轴、Y轴两端边界分别施加沿X轴、Y轴的约束, X方向、Y轴位移都为零,模型顶部为自由边界,底部边界固定。计算模型边界载荷条件为X轴、Y轴、Z轴方向分别施加19.9MPa、45.0MPa、22.6MPa 的梯度应力。
5.1.2三槽西五壁采动能量密度分析
计算得到三槽西五壁工作面回采30m时能量密度分布,具体得到最大能量密度,最小能量密度。沿工作面走向中部位置能量密度分布曲线等。工作面中部能量密度峰值为5.48×105J/m3,属于中等冲击地压强度,能量密度峰值距工作面煤壁距离为5.3m。
5.2煤岩体能量特征与冲击地压强度关系
5.2.1冲击地压强度分类
(1)无冲击地压危险性
在工作面开采过程中,煤体的能量小于煤体损伤消耗的能量时,不会发生冲击地压,根据煤体损伤本构模型计算木城涧煤矿煤体破坏损失能量为 1.45×105J/m3,因此,当煤体在开采条件下,能量密度小于1.45×105J/m3,确定为无冲击地压危险。
(2)弱冲击地压危险性界定值确定
依据弱冲击地压的现象描述,煤或岩石向已采空间抛出,但破坏性不是很大,对支架、机器和设备基本上没有破坏;围岩产生震动,伴有很大声响;产生煤尘,在瓦斯煤层中可能有大量瓦斯涌出,破碎煤体向自由空间抛出的平均初速度v<10m/s。通过计算公式
Figure BDA0001864396620000161
可得当抛出的的平均初速度 v=10m/s时,能量密度为2.41×105J/m3。因此,当煤体在开采条件下,能量密度在1.45×105J/m3~2.41×105J/m3之间时,确定为弱冲击地压危险。
(3)中等冲击地压强度界定值确定
依据中等冲击地压的现象描述,部分煤或岩石急剧破碎,大量向已采空间抛出,破碎煤体向自由空间抛出的平均初速度v≥10m/s。
由冲击地压系统的能量与震级的关系式,可以确定面波震级ML=2时,冲击地压系统的尺度半径R计算公式:
Figure BDA0001864396620000162
得出冲击地压系统尺度半径为1.83m,通过微震能量在108J时,通过公式 5.3计算得出煤体能量密度。下面针对木城涧煤矿2008年5月三槽东一壁已发生的冲击地压实际情况,依据冲击地压系统尺度半径的计算公式(5.2),其中,σ1=28.7MPa,σ2=23.1MPa,σ3=15.9MPa,E=1828MPa,μ=0.25,γ=40000KN/m3,H=500,得出冲击地压系统尺度半径为1.83m,通过微震能量在108J时,通过公式5.3计算得出煤体能量密度为1.3×106J/m3
因此,当煤体在开采条件下,能量密度在2.41×105J/m3~1.3×106J/m3之间时,确定为中等冲击地压危险。
Figure BDA0001864396620000171
Figure BDA0001864396620000172
R=1.83m
Figure BDA0001864396620000173
(4)强冲击地压强度界定值确定
依据强冲击地压的现象描述,大部分煤或岩石急剧破碎,大量向已采空间抛出,出现支架折损、设备移动和围岩震动,面波震级ML在2级以上,伴有巨大声响,形成大量煤尘和产生冲击波,微震能量在108J以上。因此,当煤体在开采条件下,能量密度大于1.3×106J/m3之间时,确定为强冲击地压危险。
采动条件下煤岩体能量特征与冲击地压强度关系
工作面开采工程活动,引起围岩、上覆岩层力学性质及赋存状态变化,破坏了自然状态下的应力平衡,导致应力状态重新分布,达到新的平衡状态。自然地质动力条件下原岩能量与开采活动引起的采动能量相互耦合作用,导致能量的积聚,达到发生矿井冲击地压的能量条件,从而诱发矿井冲击地压。
木城涧井田目前工程活动已进入了冲击地压危险强度区域。在地质及工程允许条件下,选择区域性、局部解危措施来降低危险程度,目的是使高能量区煤岩体能量得以释放,达到解除或降低危险程度。在工作面回采的同时,采取相应的局部检测措施,一方面是为了降低开采活动区域的危险程度;另一方面为检验解危措施的有效性。根据相应的局部检测结果,决定是否继续进行开采工程活动或是否继续采取冲击地压解危措施。
6冲击地压分等级防治技术措施
工作面回采前需要提前开展防冲卸压工程,施工卸压孔、卸压爆破、开切卸压槽及煤层注水等,在回采前和回采过程中监测到冲击危险时,采用补打大直径卸压钻孔或实施煤体爆破卸压进行解危。
(1)强冲击地压危险区域的防治措施
①钻孔卸压
工作面回采前,在距工作面煤壁100m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深30m,钻孔间距0.5m。
②煤层注水
在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔3m打一个注水眼,眼深不小于10m,随工作面推采每班注水。
③卸压爆破
爆破卸压钻孔间距10m。当工作面连续3天停掘,开工前在工作面迎头打一个15m深卸压钻孔实施卸压爆破。装药量为6kg,封孔长度为眼深的一半。
(2)中等冲击地压危险区域的防治措施
①钻孔卸压
在距工作面煤壁60m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深30m,钻孔间距1.0m。
②煤层注水
在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔5m打一个注水眼,眼深不小于7m,随工作面推采每班注水。
③卸压爆破
卸压钻孔间距10m。当工作面连续3天停掘,开工前在工作面迎头打一个8m深卸压炮眼并卸压爆破。装药量为3kg,封孔长度为眼深的一半。
(3)弱冲击地压危险区域的防治措施
①钻孔卸压
在距工作面煤壁60m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径108mm,钻孔深30m,钻孔间距1.0m。
②煤层注水
在上巷下帮打眼、注水,注水眼打在夹石上方煤层中,注水范围距离工作面不小于60m,每隔5m打一个注水眼,眼深不小于7m,随工作面推采每班注水。
本申请实施例中,8939工作面东邻矿界及8941工作面回采后残余的三角煤柱,南接903轨道、运输及回风大巷,西为8937工作面采空区,北部为矿界(与云冈矿相邻)保护煤柱,是典型的孤岛煤柱区域。
8939工作面临空侧煤柱和三角煤柱区域应力显著升高。巷道掘进过程中,应力最大为23.0MPa,8939工作面回采过程中,超前应力影响范围约为80m,超前10m为应力峰值点,在采过三角煤柱时,三角煤区应力峰值可达到 27.41MPa,应力集中系数达3.76。8939孤岛工作面卸压钻孔直径108mm,间距0.5m,煤柱区域钻孔长度8m~12m,实体煤区域钻孔长度12m~15m。
该地区冲击地压分布具有以下特点:
①11#煤层上部3#层残留煤柱对应下部区域为冲击地压多发带;
②断层破碎带(尤其是落差较大断层)附近冲击地压发生严重;
③冲击地压发生在工作面邻空侧巷道较多。
为进一步确定钻孔卸压解危效果与时间、空间的定量关系,通过对监测数据的分析,得到了不同直径、不同孔间距卸压孔周围应变值和影响范围,确定了合理的钻孔参数和卸压钻孔超前打钻时间,对矿井防治冲击地压提供了技术支持。
7监测数据分析
传感光缆的应变主要反映了卸压钻孔周围煤体沿光纤径向方向的变形特征。由图3、图4可见,光缆应变监测数据总体呈拉应变,定义拉应变为正值,压应变为负值,说明了卸压钻孔周围沿光纤径向方向发生拉伸。不同直径的钻孔周围应变值是不同的,最大值约为180με。传感光缆的应变值随孔间距增大而逐渐减小,反映了钻孔间距对卸压效果的影响。随着监测天数的递增,传感光缆的应变值绝对值由缓慢变化到急剧变化,最后趋于稳定状态。
(1)不同直径卸压孔数据分析
从表1可以看出65mm卸压孔最大应变平均为18με,卸压影响范围平均为0.73m;90mm卸压孔最大应变平均为32με,比65mm卸压孔最大应变增加了43%,卸压影响范围平均为1.34m,比65mm卸压孔影响范围增加了46%;108mm卸压孔最大应变平均为68με,比65mm卸压孔最大应变增加了74%,卸压影响范围平均为1.85m,比65mm卸压孔影响范围增加了61%,由此可见,65mm卸压孔卸压效果最差,不建议使用,从图5、图 6可以看出随钻孔直径的增大钻孔周围的最大应变、钻孔影响范围呈递增趋势。
表1 不同直径卸压钻孔监测数据统计
Figure BDA0001864396620000201
(2)不同孔间距卸压孔数据分析
两个钻孔时,从表2可以看出孔间距为1m,孔径108mm的组合孔,卸压孔最大应变为94με,卸压影响范围为2.53m;孔间距为0.75m,孔径 108mm的组合孔,卸压孔最大应变为134με,比孔间距为1m时,卸压孔最大应变增加了30%,卸压影响直径范围为2.53m;孔间距为0.5m,孔径108mm的组合孔,卸压孔最大应变为113με,比孔间距为1m时,卸压孔最大应变增加了17%,卸压影响范围为2.33m。
在相同的地质条件下,相邻两孔间的距离影响钻孔周围煤体应力、应变状态。从图7、图8可以看出,相邻两钻孔间距为0.75m时,钻孔周围的最大应变、钻孔影响范围最大。
表2 不同间距卸压钻孔监测数据统计
Figure BDA0001864396620000202
(3)卸压孔时效性分析
表3、图9定量表征了成孔卸压后,钻孔周围应变随时间变化的时效性,可以看出钻孔卸压后,钻孔周围应变随时间变化的大致趋势。总的趋势是,成孔卸压后的一段时间应变随时间变化不大,在10με范围内,在第12 天监测应变达到108με,急剧增加,应变随时间不断增大,但是其增加的趋势越来越弱,并不是无限发展的过程,在监测达到第18天时,随着钻孔周围破裂状态的稳定,其钻孔周围应变趋向一个稳态定值,此时的应变值为 134με,由此可见,卸压钻孔超前打钻时间不得小于18天。
表3 孔间距0.75m组合卸压孔应变随时间变化统计表
Figure BDA0001864396620000211
(4)钻孔卸压防治技术参数优化
通过对忻州窑煤矿不同直径、不同孔间距卸压孔数据及卸压孔时效性分析,总结规律,结合矿井具体的施工条件及地质条件,对钻孔卸压防治技术参数优化结果为:钻孔直径为108mm,孔间距0.75m,钻孔长度8m的卸压钻孔,卸压钻孔超前打钻时间不得小于18天,可起到理想的卸压效果,效果最佳。
以上描述仅为本申请的较佳实施例以及对所运用技术原理的说明。本领域技术人员应当理解,本申请中所涉及的发明范围,并不限于上述技术特征的特定组合而成的技术方案,同时也应涵盖在不脱离所述发明构思的情况下,由上述技术特征或其等同特征进行任意组合而形成的其它技术方案。例如上述特征与本申请中公开的(但不限于)具有类似功能的技术特征进行互相替换而形成的技术方案。

Claims (7)

1.一种冲击地压危险性的预测方法,其特征在于,包括以下步骤:
基于开采条件下的采动煤体总能量与煤体损伤消耗能量,确定煤体的开采积聚能量;
基于煤体损伤本构模型得到煤体破坏损失能量,确定冲击地压第一强度等级分界值;
基于所述煤体破坏损失能量和破碎煤体第一抛出能量,确定冲击地压第二强度等级分界值;
基于原岩煤体总能量和设定的面波震级的能量关系,确定冲击地压相对于所述设定的面波震级的第三强度等级分界值;
根据所述开采积聚能量相对于所述第一、第二、第三强度等级分界值的大小,判定冲击地压危险等级的级别;
通过相应的能量密度来获取相应的所述采动煤体总能量、煤体损伤消耗能量和/或破碎煤体第一抛出能量;
所述采动煤体总能量根据原岩煤体总能量和采动能量获得;
所述原岩煤体总能量考虑地质构造、新构造运动和现代构造应力场,通过数值模拟获取。
2.根据权利要求1所述的一种冲击地压危险性的预测方法,其特征在于,所述原岩煤体总能量通过数值模拟获取的方法包括:
根据矿井的钻孔资料,得到岩性分布图;
建立计算模型,对所述模型进行网格划分;
根据地质资料,对模型参数进行定义;
根据计算所得的原岩煤体应力数据,反算原岩煤体能量密度值。
3.一种冲击地压的防治措施,其特征在于,根据如权利要求1-2任一所述的冲击地压危险性的预测方法所预测的冲击地压危险等级的不同,采取不同的防治措施;其中
当所述开采积聚能量小于所述第一强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第一危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第一和第二强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第二危险等级,当所述开采积聚能量处于所述第二和第三强度等级分界值之间时、判定冲击地压的危险等级属于第三危险等级,当所述开采积聚能量大于所述第三强度等级分界值时、判定冲击地压的危险等级属于第四危险等级。
4.根据权利要求3所述的一种冲击地压的防治措施,其特征在于,属于所述第一危险等级的情况,无需针对冲击地压采取防治措施。
5.根据权利要求3所述的一种冲击地压的防治措施,其特征在于,属于所述第二危险等级的情况,针对冲击地压采取弱钻孔卸压和弱煤层注水的防治措施,其中,
所述弱钻孔卸压包括:在距工作面煤壁58-62 m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径107.5-108.5 mm,钻孔深29-31 m,钻孔间距0.9-1.1 m。
6.根据权利要求3所述的一种冲击地压的防治措施,其特征在于,属于所述第三危险等级的情况,针对冲击地压采取中等钻孔卸压、中等煤层注水和中等卸压爆破的防治措施;其中,
所述中等钻孔卸压包括:在距工作面煤壁58-62 m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径107.5-108.5mm,钻孔深29-31 m,钻孔间距0.9-1.1 m。
7.根据权利要求3所述的一种冲击地压的防治措施,其特征在于,属于所述第四危险等级的情况,针对冲击地压采取强钻孔卸压、强煤层注水和强卸压爆破的防治措施,其中,
所述强钻孔卸压包括:工作面回采前,在距工作面煤壁95-105 m范围内,实施大直径钻孔深孔卸压,钻孔与煤层平行,垂直煤帮布置,钻孔直径107.5-108.5 mm,钻孔深29-31 m,钻孔间距0.45-0.55 m。
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Families Citing this family (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110751337B (zh) * 2019-10-22 2022-09-09 中煤科工集团重庆研究院有限公司 煤与瓦斯突出及其次生灾害危险区范围的预测方法
CN111005764A (zh) * 2019-11-18 2020-04-14 临沂大学 两硬条件下冲击地压多参量监测预警体系
CN110905596A (zh) * 2019-12-13 2020-03-24 山东科技大学 基于改变介质属性的坚硬顶板型冲击地压防治方法
CN111369377B (zh) * 2020-02-10 2022-11-08 天地科技股份有限公司 一种冲击地压的时空序列划分方法
CN111414659B (zh) * 2020-03-23 2024-01-30 辽宁工程技术大学 一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法
CN114427345B (zh) * 2020-10-29 2022-12-16 辽宁大学 一种煤矿冲击地压巷道防冲钻孔参数的确定方法
CN112903966A (zh) * 2021-01-20 2021-06-04 中国矿业大学(北京) 基于能量传递守恒的煤矿开采损伤范围确定方法
CN113686657B (zh) * 2021-10-12 2024-05-10 辽宁工程技术大学 一种岩煤结构静动组合加载试验装置

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102587983B (zh) * 2012-01-12 2013-12-25 山东科技大学 煤矿冲击地压综合预警观测方法
CN103244179B (zh) * 2013-04-28 2015-10-21 中国矿业大学 一种预测煤矿井下冲击矿压危险的评估方法
CN105045969B (zh) * 2015-06-30 2017-12-26 中国矿业大学 一种地应力型冲击地压危险性多元信息耦合预测方法
CN106761931B (zh) * 2016-12-12 2018-08-21 中国矿业大学 煤岩动力灾害声电瓦斯实时自动监测系统及方法
CN106777772B (zh) * 2017-01-09 2019-11-12 辽宁工程技术大学 一种基于煤岩动力系统的矿井冲击地压危险性预测方法
CN107748103A (zh) * 2017-09-01 2018-03-02 中国科学院武汉岩土力学研究所 一种隧道岩爆预测方法、设备、存储介质和系统
CZ308865B6 (cs) * 2020-05-17 2021-07-21 Ústav experimentální botaniky AV ČR, v. v. i. Mesylátová sůl para-topolinu, přípravky ji obsahující, a její použití

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