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基于微震监测的工作面底板突水全时空预警方法许延春;黄磊【期刊名称】《煤炭科学技术》【年(卷),期】2023(51)1【摘要】为分析采煤工作面不同时期、不同空间的微震响应特征差异,进而实现矿井水害预警和防治,基于典型案例分析提出了一种基于微震监测的工作面底板突水全时空预警的方法。
所谓“全时空”是指包括采前时期、超前采动影响时期和开采时期在内的工作面全时间周期的3时段划分,以及工作面全空间的7个评价区域划分。
在第1时段(采前时期),基于钻孔工程信息(钻孔涌水量、钻孔水压、钻孔注浆量)和微震响应特征,形成了突水危险性的表示方法,确定了原发性突水危险区,进而实现了采前时期突水危险性的长期预测;在第2时段(超前采动影响时期),设置“固定工作面”,并对微震事件及震源参数进行重新定位,在对微震事件核密度分析的基础上,获取突水前兆信息,确定了超前影响区、滞后影响区、侧向影响区的突水特征,进而实现了超前采动影响时期的突水危险性预警;在第3时段(开采时期),结合微震事件核密度分析,确定了顶板导水破坏区、底板破坏区、底板采动损伤区,引入2D-CE法在平面上对微震事件进行规范化,分析微震事件置信椭圆与预警含水层的位置关系,进而实现了工作面开采时期的突水危险性预报。
同时根据开采验证结果,对前期预报方法进行修正,为后续工作面突水预报服务,使得焦作、邯邢矿区多个工作面基于微震监测的底板突水预测结果更加准确。
【总页数】14页(P369-382)【作者】许延春;黄磊【作者单位】中国矿业大学(北京)能源与矿业学院【正文语种】中文【中图分类】TD745【相关文献】1.基于微震监测技术的深部岩爆预警和断层突水监测2.煤矿底板突水微震监测预警系统构建与分析3.微震监测技术在煤矿底板突水预警中的应用4.基于微震监测的董家河煤矿底板突水通道孕育机制5.微震监测技术在煤矿底板突水预警中的应用因版权原因，仅展示原文概要，查看原文内容请购买。
第３９卷第１期２０２４年 ３月矿业工程研究ＭｉｎｅｒａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＲｅｓｅａｒｃｈＶｏｌ．３９Ｎｏ．１Ｍａｒ．２０２４ｄｏｉ：１０．１３５８２／ｊ．ｃｎｋｉ．１６７４－５８７６．２０２４．０１．００９典型岩溶矿区突水成因研究———以龙宝煤矿为例焦安军１，２，李继红３，林华颖２，４，田世祥２，苏谦５（１．毕节市能源发展技术中心，贵州毕节５５１７９９；２．贵州大学矿业学院，贵州贵阳５５００２５；３．贵州乌江水电开发有限责任公司乌江渡发电厂，贵州遵义５６３１００；４．贵州省矿山安全科学研究院有限公司，贵州贵阳５５００２５；５．贵州华达地质工程有限公司，贵州贵阳５５００００）摘 要：为研究岩溶地区煤矿采面突水成因，以贵州黔北地区龙宝煤矿为试验地点，采用可控源音频大地电磁法确定水源及导水通道，并结合ＣＯＭＳＯＬ建立突水模型，分析突水过程裂隙水压和突水量变化．采用可控源音频大地电磁法探明突水点附近Ｔ１ｙ２地层形成２条导水通道，Ｐ３ｃ地层形成５条导水通道，Ｐ３ｌ地层形成４条导水通道，煤层采动导致应力场和地下水的天然流场发生变化，在上部地层形成岩体裂隙并贯穿Ｔ１ｙ１和Ｔ１ｙ３隔水层．通过模拟不同裂隙与工作面导通后的突水量，并结合现场实测突水量综合分析可知，突水前，采空区的冒落带已经导通了Ⅰ号导水通道，使涌水量一直保持在２０ｍ３／ｈ左右；推采过程中，顶板受到采动影响冒落，使采面与Ⅱ号导水通道贯通，导致含水层Ｔ１ｙ２中的承压水通过Ⅱ号导水通道瞬间涌入工作面，使涌水量突然增大至１００ｍ３／ｈ．关键词：突水；岩溶地区；龙宝煤矿；地球物理勘探；数值模拟中图分类号：Ｘ９３６ 文献标志码：Ａ 文章编号：１６７２－９１０２（２０２４）０１－００５７－０９ＯｎｔｈｅＣａｕｓｅｓｏｆＷａｔｅｒＩｎｒｕｓｈｉｎＴｙｐｉｃａｌＫａｒｓｔＭｉｎｉｎｇＡｒｅａ：ＴａｋｉｎｇＬｏｎｇｂａｏＣｏａｌＭｉｎｅａｓａｎＥｘａｍｐｌｅＪＩＡＯＡｎｊｕｎ１，２，ＬＩＪｉｈｏｎｇ３，ＬＩＮＨｕａｙｉｎｇ２，４，ＴＩＡＮＳｈｉｘｉａｎｇ２，ＳＵＱｉａｎ５（１．ＢｉｊｉｅＥｎｅｒｇｙＤｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙＣｅｎｔｅｒ，Ｂｉｊｉｅ５５１７９９，Ｃｈｉｎａ；２．ＣｏｌｌｅｇｅｏｆＭｉｎｉｎｇＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，ＧｕｉｚｈｏｕＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｇｕｉｙａｎｇ５５００２５，Ｃｈｉｎａ；３．ＷｕｊｉａｎｇｄｕＰｏｗｅｒＰｌａｎｔ，ＷｕｊｉａｎｇＨｙｄｒｏｐｏｗｅｒＤｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｚｕｎｙｉ５６３１００，Ｃｈｉｎａ；４．ＧｕｉｚｈｏｕＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＭｉｎｅＳａｆｅｔｙＳｃｉｅｎｃｅＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｇｕｉｙａｎｇ５５００２５，Ｃｈｉｎａ；５．ＧｕｉｚｈｏｕＨｕａｄａＧｅｏｌｏｇｉｃａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＣｏ．，Ｌｔｄ．，Ｇｕｉｙａｎｇ５５００００，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｓｔｕｄｙｔｈｅｃａｕｓｅｓｏｆｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｆｒｏｍｃｏａｌｍｉｎｉｎｇｆａｃｅｉｎｋａｒｓｔａｒｅａ，ＬｏｎｇｂａｏＣｏａｌＭｉｎｅｉｎｎｏｒｔｈｅｒｎＧｕｉｚｈｏｕｉｓｔａｋｅｎａｓｔｈｅｔｅｓｔｓｉｔｅ．Ｔｈｅｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄｓｏｕｒｃｅａｕｄｉｏ ｆｒｅｑｕｅｎｃｙｍａｇｎｅｔｏｔｅｌｌｕｒｉｃｍｅｔｈｏｄｉｓｕｓｅｄｔｏｄｅｔｅｒｍｉｎｅｔｈｅｗａｔｅｒｓｏｕｒｃｅａｎｄｗａｔｅｒｃｈａｎｎｅｌ，ａｎｄｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｍｏｄｅｌｉｓｅｓｔａｂｌｉｓｈｅｄｗｉｔｈＣＯＭＳＯＬｔｏａｎａｌｙｚｅｔｈｅｃｈａｎｇｅｓｏｆｆｒａｃｔｕｒｅｗａｔｅｒｐｒｅｓｓｕｒｅａｎｄｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｄｕｒｉｎｇｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈ．Ｔｈｅｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄｓｏｕｒｃｅａｕｄｉｏ ｆｒｅｑｕｅｎｃｙｍａｇｎｅｔｏｔｅｌｌｕｒｉｃｍｅｔｈｏｄｉｓｕｓｅｄｔｏｐｒｏｖｅｔｈａｔｔｗｏｗａｔｅｒ ｃｏｎｄｕｃｔｉｎｇｃｈａｎｎｅｌｓａｒｅｆｏｒｍｅｄｉｎｔｈｅＴ１ｙ２ｓｔｒａｔｕｍｎｅａｒｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｐｏｉｎｔ，ｆｉｖｅｗａｔｅｒ ｃｏｎｄｕｃｔｉｎｇｃｈａｎｎｅｌｓａｒｅｆｏｒｍｅｄｉｎｔｈｅＰ３ｃｓｔｒａｔｕｍ，ａｎｄｆｏｕｒｗａｔｅｒ ｃｏｎｄｕｃｔｉｎｇｃｈａｎｎｅｌｓａｒｅｆｏｒｍｅｄｉｎｔｈｅＰ３ｌｓｔｒａｔｕｍ．Ｔｈｅｍｉｎｉｎｇｏｆｃｏａｌｓｅａｍｌｅａｄｓｔｏｔｈｅｃｈａｎｇｅｏｆｓｔｒｅｓｓｆｉｅｌｄａｎｄｎａｔｕｒａｌｆｌｏｗｆｉｅｌｄｏｆｇｒｏｕｎｄｗａｔｅｒ，ａｎｄｒｏｃｋｍａｓｓｃｒａｃｋｓａｒｅｆｏｒｍｅｄｉｎｔｈｅｕｐｐｅｒｓｔｒａｔｕｍａｎｄｒｕｎｔｈｒｏｕｇｈｔｈｅＴ１ｙ１ａｎｄＴ１ｙ３ａｑｕｉｆｕｇｅ．Ｂｙｓｉｍｕｌａｔｉｎｇｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈａｆｔｅｒｔｈｅｃｏｎｄｕｃｔｉｏｎｏｆｄｉｆｆｅｒｅｎｔｃｒａｃｋｓａｎｄ 收稿日期：２０２２－０３－２１基金项目：国家自然科学基金资助项目（５２１０４０７９）；贵州科技计划资助项目（黔科合支撑［２０２０］４Ｙ０５０号） 通信作者，Ｅ－ｍａｉｌ：ｈｕｓｔｔｓｘ＠１６３．ｃｏｍ矿业工程研究２０２４年第３９卷ｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｓ，ｃｏｍｂｉｎｅｄｗｉｔｈｔｈｅｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅａｎａｌｙｓｉｓｏｆｔｈｅｍｅａｓｕｒｅｄｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈｉｎｔｈｅｆｉｅｌｄ，ｉｔｃａｎｂｅｓｅｅｎｔｈａｔｂｅｆｏｒｅｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｒｕｓｈ，ｔｈｅｃａｖｉｎｇｚｏｎｅｉｎｔｈｅｇｏａｆｈａｓｂｅｅｎｃｏｎｎｅｃｔｅｄｔｏｔｈｅＮｏ．Ｉｗａｔｅｒｃｈａｎｎｅｌ，ｓｏｔｈａｔｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｆｌｏｗｈａｓｂｅｅｎｍａｉｎｔａｉｎｅｄａｔａｂｏｕｔ２０ｍ３／ｈ．Ｉｎｔｈｅｐｒｏｃｅｓｓｏｆｐｕｓｈｉｎｇｍｉｎｉｎｇ，ｔｈｅｒｏｏｆｉｓａｆｆｅｃｔｅｄｂｙｍｉｎｉｎｇ，ｓｏｔｈａｔｔｈｅｍｉｎｉｎｇｆａｃｅｉｓｃｏｎｎｅｃｔｅｄｗｉｔｈｔｈｅＮｏ．ＩＩｗａｔｅｒｃｈａｎｎｅｌ，ｒｅｓｕｌｔｉｎｇｃｏｎｆｉｎｅｄｗａｔｅｒｉｎｔｈｅａｑｕｉｆｅｒＴ１ｙ２ｉｎｓｔａｎｔａｎｅｏｕｓｌｙｐｏｕｒｉｎｇｉｎｔｏｔｈｅｗｏｒｋｉｎｇｆａｃｅｔｈｒｏｕｇｈｔｈｅＮｏ．ＩＩｗａｔｅｒｃｈａｎｎｅｌ，ｓｏｔｈａｔｔｈｅｗａｔｅｒｉｎｆｌｏｗｓｕｄｄｅｎｌｙｉｎｃｒｅａｓｅｓｔｏ１００ｍ３／ｈ．Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｓｕｄｄｅｎｗａｔｅｒ；ｋａｒｓｔｒｅｇｉｏｎ；ＬｏｎｇｂａｏＣｏａｌＭｉｎｅ；ｇｅｏｐｈｙｓｉｃａｌｅｘｐｌｏｒａｔｉｏｎ；ｎｕｍｅｒｉｃａｌｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ我国矿山开采逐渐转向地下深部，开采过程中不可避免受到地应力、瓦斯、地下水等危害，这些危害会造成重大财产损失甚至人员伤亡，严重制约煤炭的安全高效开采［１－４］．我国有三分之一的区域为岩溶地区，主要集中在西南地区［５－７］，由于岩溶发育造成矿井充水，影响矿山安全生产．因此，研究岩溶地区突水对煤矿安全开采具有重要意义．针对煤矿突水国内学者进行了大量研究．史红邈等［８］采用力学模型对突水进行模拟，得出裂隙开度与突水量的关系；张丽军等［９］使用荧光技术进行突水水源识别，并结合ＳＩＭＣＡ等模型实现水源快速识别；杨坤等［１０］采用隐马尔科夫模型分析突水阈值，以突水系数阈值和实际突水系数建立预测模型；许延春等［１１］采用理论分析和数值模拟相结合的方法分析隔水煤柱的安全性，并通过分析导水通道及闭坑矿井积水对邻近矿井安全开采的影响；路喜等［１２］通过对突水位置的水化学分析得出突水源，并针对突水过程提出治理措施；张培森等［１３］采用相似模拟等方法分析特厚煤层开采造成的离层对顶板积水的影响，并提出底板突水系数法对离层水涌突风险进行评估；庞贵艮［１４］采用综合探查等手段对矿井导水构造进行探查，提出奥陶系峰峰组防治奥灰水害的技术．虽然众多学者针对矿井突水进行了大量研究，但由于地质环境的复杂性，各地质环境下矿井突水过程存在差异．为研究岩溶地区煤层突水成因，选取贵州黔北地区龙宝煤矿为研究对象，采用地球物理勘探与数值模拟相结合的方法对该矿１０８０３综采工作面进行分析．１ 矿井概况龙宝煤矿位于云贵高原，矿区内无河流和水库等地表水体，是地下水经流区，也是地下水排泄区．区域 图１ １０８０３采面及突水点位置中主要为碳酸盐和碎屑岩．岩体充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，断层、老窑巷道、岩溶管道导水较少．由于全年降水量随季节变化，导致地下水动态也随季节变化，区域内龙潭组可采煤层与上覆的中－强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只有当导水断层或其他导水通道与上覆含水层具有水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁煤矿床的开采．龙宝煤矿１０８０３综采工作面推采至２６５ｍ时发生顶板垮落，出现突水，突水位置如图１所示．２ 地球物理勘探 可控源音频大地电磁法（ＣＳＡＭＴ）是一种人工源频率域电磁法，利用发射电偶极Ａ，Ｂ（两电偶极的距离一般为５００～２０００ｍ）向地下发送不同频率的交变电流，形成交变电磁场，在距离场源足够远的地方测量相互垂直的电场信号强度Ｅｘ和磁场信号强度Ｈｙ，根据Ｃａｇｎｉａｒｄ公式求得地下介质的视电阻率和阻抗相位：８５第１期焦安军，等：典型岩溶矿区突水成因研究 ρｓ＝１５ｆ｜Ｅｘ｜２｜Ｈｙ｜２；（１）φ＝φＥ－φＨ．（２）式中：ρｓ为视电阻率，Ω·ｍ；ｆ为发射频率，Ｈｚ；Ｅｘ为ｘ方向的电场强度，Ｖ／ｍ；Ｈｙ为ｙ方向的磁场强度，Ａ／ｍ；φ为阻抗相位，ｒａｄ；φＥ为电场阻抗相位，ｒａｄ；φＨ为磁场阻抗相位，ｒａｄ．估算有效探测深度Ｄ的近似公式为Ｄ≈δ／槡２＝３５６ρ／ｆ槡０．（３）式中：Ｄ为探测深度，ｍ；δ为趋肤深度，ｍ；ρ为大地电阻率，Ω·ｍ；ｆ０为工作频率，Ｈｚ．本次ＣＳＡＭＴ法探测布置１个发射源，ＡＢ＝２０００ｍ，收发距为１１．８～１２．２ｋｍ，接收偶极距为２０ｍ，观测频率为１～７６８０Ｈｚ，发射电流为１０Ａ．勘探范围如图２所示．图２ 地球物理勘探范围圈定本次测量共布置５条测线，其中１＃，２＃，３＃和５＃测线长均为７８０ｍ，各条测线均设置３９个测点；４＃测线长８４０ｍ，设置４２个测点．测线及测点布置如图３所示．图３ 测线布置图４为不同标高平面电阻率云图．其中，标高１２００ｍ地球物理勘探显示，在监测范围南部及东部存在低电阻的富水区域，西部富水区发育在二叠系下统夜郎组沙堡湾段（Ｔ１ｙ１）附近，但未连通采面，北部富水区向西南流入１０８０３采面附近，见图４ａ．标高１１００ｍ地球物理勘探（图４ｂ）显示，在监测范围东南、中南、西南、西北及北部存在富水区，１０８０３采面附近富水区为东南部及中南部，未与西北部富水区域相连，岩体自身裂隙与采动共同作用使得电阻率云图呈条带状，北部地区电阻率异常范围与强度相较于标高１２００ｍ９５矿业工程研究２０２４年第３９卷较弱，该部分水流向中南部及东南部，而西南部电阻率异常是由临近矿井采动引起的．由图４ｃ可知，１０８０３采面在标高１０００ｍ附近东南部及中南部存在信号低阻区，相较于标高１１００ｍ处低阻范围再次减小，岩体裂隙发育使得该区域电阻率云图也呈条带状，西北部情况与标高１１００ｍ情况相同，未与采面相连，西南部电阻率异常也是由附近矿井采动造成．分析图４ｄ发现，９００ｍ标高低电阻率区域只存在测区东南部及中部，并且靠近１０８０３采面，低电阻率区也呈条带状．根据不同标高电阻率测量发现，测区北部低电阻率区域呈倒三角状，随着埋深增加，低电阻率区域不断减少；测区东南与中南部受采动影响，北部地下水不断向该区域流动，东南与中南部低电阻率区域呈梭状，随着埋深增加，电阻率异常区域不断减少，异常范围垂直距离较长，表明电阻率异常区域的节理在横纵均有贯通．由于地层的富水性是动态变化的，因此在采煤过程中应采取相应的防水措施．部分电阻率弱或较弱的区域，由于岩溶未充填或半充填的影响，对该区域也应采取相应的防水措施．图４ 不同标高平面电阻率云图图５为不同地层导水通道示意图．根据图５ａ所示，Ｔ１ｙ２地层推断Ⅰ号导水通道发源于５＃测线２２０ｍ及３６０～４３０ｍ点位，向南西方向过４＃测线１９０～３６０ｍ点位，再向南西方向分成２个支流渗入底部地层；Ⅱ号导水通道发源于５＃测线５９０～６４０ｍ及７００～７４０ｍ点位，向南过４＃测线６２０～７２０ｍ点位，再往南分成３个支流，其中往西南方向的２个支流渗入底部地层，往东南方向的支流渗入底部地层或流出测区．Ｐ３ｃ地层推断导水通道（图５ｂ）：Ⅰ号导水通道发源于５＃测线３６０～３８０ｍ点位，向南西方向过４＃测线２６０～２９０ｍ点位，再向南东方向渗入底部地层；Ⅰ－ａ号导水通道在２＃测线１５０～１９０ｍ点位，由上部地层渗入并向下渗入底部地层．Ⅱ号导水通道发源于５＃测线６２０～６６０ｍ及７１０～７２０ｍ点位，向南过４＃测线６２０～７２０ｍ点位，再往南分为３个支流，其中西南方向２个支流渗入底部地层，南向支流渗入底部地层或流出测区．Ⅲ号导水通道过５＃测线０～１６０ｍ点位，渗入底部地层或流出测区．Ⅳ号导水通道过５＃测线４８０～５００ｍ点位，渗入底部地层．Ｐ３ｌ地层推断导水通道（图５ｃ）：Ⅰ号导水通道发源于５＃测线３６０～３８０ｍ点位，向南西方向过４＃测线２５０～３１０ｍ点位，再向南东方向流入１０８０３采面或渗入底部地层；Ⅰ－ａ号导水通道在２＃测线１６０～２１０ｍ点位，由上部地层渗入并流入１０８０３采面或渗入底部地层．Ⅱ号导水通道在４＃测线６２０～６６０ｍ及７１０～７５０ｍ点位分为２个支流，往西南方向的支流流入１０８０３采面或渗入底部地层，南向支流渗入底部地层或流出测０６第１期焦安军，等：典型岩溶矿区突水成因研究区．Ⅲ号导水通道过５＃测线０～１５０ｍ点位渗入底部地层或流出测区．图５ 各地层导水通道３ 控制方程非饱和土渗流常用Ｒｉｃｈａｒｄｓ方程，但岩体内部裂隙复杂（如图６所示），继续采用Ｒｉｃｈａｒｄｓ方程将使渗流分析变得更加困难．因此，对拟建立的模型进行简化处理，当非饱和状态时，岩体内的渗流也采用达西定律．ＨｐｔＳｒΘ＋Ｃ()＋ －Ｋ Ｈｐ＋Ｄ()[]＝０．（４）式中：Ｈｐ为水头压力；ｔ为时间；Ｓｒ为储水系数；Θ为有效饱和度；Ｃ为湿度比；Ｋ为水力传导系数（渗透系数）；Ｄ为垂向坐标（如ｘ，ｙ或ｚ）．图６ 裂隙示意在数值分析中，水力传导系数可采用式（５）计算：Ｋ＝ＫｓΘ１－１－Θ１ｍ()ｍ[]２．（５）式中：Ｋｓ为饱和水力传导系数；ｍ为经验系数．有效饱和度Θ可根据Ｂｒｏｏｋｓ定义的特征曲线计算：１６矿业工程研究２０２４年第３９卷Θ＝１αＨｐｎ，Ｈｐ≤－１α；Θ＝１，Ｈｐ＞－１α．（６）式中：α，ｎ为经验系数，且ｎ＝１／（１－ｍ）．湿度比Ｃ可根据式（７）计算：Ｃ＝－ｎθｓ－θｒ()ＨｐαＨｐｎ，Ｈｐ≤－１α；Ｃ＝０，Ｈｐ＞－１α．（７）将式（７）代入式（４）得 Ｈｐｔ１αＨｐｎＳｒ－ｎθｓ－θｒ()Ｈｐ[]＋－ＫｓαＨｐｎ１αＨｐｎｍ()２Ｈｐ＋Ｄ()[]＝０，Ｈｐ≤－１α； ＨｐｔＳｒ＋ －Ｋｓ Ｈｐ＋Ｄ()[]＝０，Ｈｐ＞－１α．（８）式中：θ，θｓ，θｒ分别为体积含水率、饱和含水率和残余含水率．假设流体在裂隙和基岩中满足达西定律．其中岩体中基岩区域Ωｍ的控制方程为Ｘｆφ＋Ｘｓ１－φ()[] ｐ ｔ－ ｋｍμ ｐ()＝０．（９）式中：Ｘｆ和Ｘｓ分别为流体和固体的压缩量；ｐ为孔隙压力；φ为岩体的孔隙率；ｋｍ为岩体的渗透率；μ为流体的动力黏度系数．在数值计算中裂隙通常采用内部边界，在ＣＯＭＳＯＬＭｕｌｔｉｐｈｙｓｉｃｓ数值模拟过程中一般边界上的流动定义为切向流动，即沿着内部边界或裂隙的流动．为了使数值计算的系统分析能够统一，并且保证基岩和裂隙交界面处计算结果的连续性，裂隙中的渗流控制方程应与基岩中的类似，均遵循达西定律的某种变换形式．将式（９）中的参数进行改动就可得到裂隙区域Ωｆ的控制方程Ｓｆｄｆ ｐ ｔ－ ｋｆμｄｆ ｐ()＝０．（１０）式中：Ｓｆ为裂隙的储水系数；ｋｆ为裂隙的渗透率；ｄｆ为裂隙开度．地下水在非饱和裂隙岩体中流动时，水流会绕过基岩优先进入裂隙中，为了表达裂隙中流体的流动，在数值模拟中将裂隙进行弱项处理．弱项形式能够较好地求解，需要精确Ｊａｃｏｂｉａｎ排列（雅可比排列）才能非线性收敛，并且能够实现对非规则约束进行修改，因此弱项形式是有限元方法中十分有用的积分形式．采用弱项形式，式（１０）可化为∫ΩＳｆｄｆ ｐ ｔｄΩ－∫Ω ｋｆμｄｆ ｐ()ｄΩ＝０．（１１）４ 突水模拟４．１ 模型及边界条件建立在５条勘探线范围内根据地球物理勘探分析得出：２条主要导水通道在３个不同地层面，在模型中可将Ⅰ，Ⅱ这２个主要导水通道细化出５条导水裂隙通道（１～５号），再结合煤矿相关地质资料（１０８０３采煤工作面上覆不同的地层平均厚度、１０８０３工作面的坐标等）得出这２条主要导水通道与１０８０３采煤工作面相对准确的位置关系，依此建立突水三维几何模型，如图７所示．突水模型岩体与流体输入参数见表１．上部边界压力可分以下两种情况进行反算：２６第１期焦安军，等：典型岩溶矿区突水成因研究１）突水前，只有１～２号水裂隙通道与采空区连通．因为１～２号水裂隙通道连通，水头相近；３～５号水裂隙通道连通，水头相近．设置巷道的出口流量为２０ｍ３／ｈ，反算出１～２号水裂隙上部边界的压力为４．５７６ＭＰａ． 图７ 突水模型表１ 模型输入参数模型参数参数数值裂隙开度／ｃｍ１１～２号导水裂隙通道渗透系数／（ｍ·ｓ－１）４．５×１０－３３～５号导水裂隙通道渗透系数／（ｍ·ｓ－１）１．５×１０－２采空区堆积物的渗透系数／（ｍ·ｓ－１）１．０×１０－２填充物孔隙率０．５０采空区内堆积物的孔隙率０．３５流体密度／（ｋｇ·ｍ－３）１０００黏滞系数／（Ｐａ·ｓ）１．０×１０－３流体压缩性／（ｍ·ｓ２·ｋｇ－１）４．４×１０－１０基岩渗透率／ｍ２１．０×１０－１１ ２）突水后，１～５号所有导水裂隙通道都与采空区连通．１～２号导水裂隙上边界压力保持在４．５７６ＭＰａ，巷道出口的水流量设置为１００ｍ３／ｈ，反算出３～５号导水裂隙入口的边界压力为４．６５４ＭＰａ．将４．５７６ＭＰａ和４．６５４ＭＰａ作为边界条件分别加到１～２号导水裂隙和３～５号导水裂隙上，分别计算突水前（只有１～２号导水裂隙通道与采空区连通）和突水后（１～５号所有导水裂隙通道与采空区连通）两种情况下的渗流情况．由于矿井突水受到岩石渗透的影响很小，岩石的渗透性远小于导水裂隙通道的渗透性，因此忽略岩石与裂隙间的流体交换，其余边界条件均设置为不透水边界条件．４．２ 突水分析１～２号导水裂隙位于Ｔ１ｙ２含水层，根据模拟边界条件可知，裂隙导通前内部积聚４．５７６ＭＰａ水压，当裂隙导通时，裂隙内部水压降低，压力峰值降为２．３ＭＰａ左右；３～５号裂隙导通，水压峰值由４．６５４ＭＰａ降低到３．７ＭＰａ左右，并且在采空区边界上方部分裂隙水压降至０ＭＰａ附近，水压云图如图８所示．图８ 裂隙与采空区连通时的水压分布巷道突水量实测值与模拟值曲线如图９所示．对比突水量的实测值与模拟值，二者存在差异，这是由于实测值是通过巷道抽水量间接表明出水量，因此数据偏小．根据突水量模拟曲线（图９ｂ）可知，突水发生３６矿业工程研究２０２４年第３９卷后，水量峰值达到１００ｍ３／ｈ，随着时间推移，１５０ｄ后突水量逐渐稳定在１５ｍ３／ｈ左右，与煤矿实际情况相符．图９ 巷道突水量监测曲线为分析突水过程中采空区上覆承压水变化情况，监测突水５，２０，１００，１５０ｄ后的裂隙与采空区水压云图，如图１０所示．承压水主要在龙潭组下部未导通采空区的低洼处及１０８０３工作面未采区域左上方．突水前期（图１０ａ），１～２号裂隙水压降低幅度高于３～５号裂隙的水压降低幅度，突水５ｄ后，１～２号裂隙水压峰值为１．７ＭＰａ左右，３～５号裂隙水压为２．７ＭＰａ左右．１～２号裂隙突水２０ｄ后，水压降到０．６ＭＰａ，突水１００ｄ后基本上维持在０．４ＭＰａ左右；３～５号裂隙突水２０ｄ后水压降到１．４ＭＰａ，突水１００ｄ后达到１．２ＭＰａ．上覆岩层承压水随着突水不断进行，水压降低幅度不断减缓．图１０ 突水不同时长下裂隙通道与采空区水压分布情况４６第１期焦安军，等：典型岩溶矿区突水成因研究５ 结论１）岩溶地区矿井突水大多是由于采动导致应力场和地下水的天然流场发生变化，地层形成岩体裂隙贯穿隔水层，并与地表水相连．２）根据可控源音频大地电磁法建立矿井突水模拟，并采用非饱和裂隙岩体中流动弱项形式表述裂隙流，能够更好地再现突水过程中上覆承压水的压力变化．参考文献：［１］许江，程亮，彭守建，等．煤与瓦斯突出冲击气流形成及传播规律［Ｊ］．煤炭学报，２０２２，４７（１）：３３３－３４７．［２］唐巨鹏，张昕，潘一山，等．深部巷道煤与瓦斯突出及冲击演化特征试验研究［Ｊ］．岩石力学与工程学报，２０２２，４１（６）：１０８１－１０９２．［３］ＺＨＯＵＪＸ，ＺＨＡＮＧＪＷ，ＷＡＮＧＪＮ，ｅｔａｌ．Ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｎｏｎｌｉｎｅａｒｄａｍａｇｅｈａｒｄｅｎｉｎｇｃｒｅｅｐｍｏｄｅｌｏｆｓｏｆｔｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｕｎｄｅｒｔｈｅｓｔｒｅｓｓｏｆｄｅｅｐｃｏａｌｒｅｓｏｕｒｃｅｓｍｉｎｉｎｇ［Ｊ］．ＥｎｅｒｇｙＲｅｐｏｒｔｓ，２０２２，８（Ｓｕｐｐｌ４）：１４９３－１５０７．［４］ＨＵＹＢ，ＬＩＷＰ，ＣＨＥＮＸＭ，ｅｔａｌ．Ｔｅｍｐｏｒａｌａｎｄｓｐａｔｉａｌｅｖｏｌｕｔｉｏｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓｏｆｆｒａｃｔｕｒｅｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｆｌｏｏｒｓｔｒａｔａｉｎｄｅｅｐｃｏａｌｓｅａｍｍｉｎｉｎｇ［Ｊ］．ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＦａｉｌｕｒｅＡｎａｌｙｓｉｓ，２０２２，１３２：１０５９３１．［５］李利平，路为，李术才，等．地下工程突水机理及其研究最新进展［Ｊ］．山东大学学报（工学版），２０１０，４０（３）：１０４－１１２．［６］王建秀，冯波，张兴胜，等．岩溶隧道围岩水力破坏机制研究［Ｊ］．岩石力学与工程学报，２０１０，２９（７）：１３６３－１３７０．［７］石少帅，李术才，李利平，等．岩溶区隧道暗河的综合预报及治理方案研究［Ｊ］．岩土力学，２０１２，３３（１）：２２７－２３２．［８］史红邈，姚邦华，温志辉，等．煤矿陷落柱突水主控因素研究［Ｊ］．煤矿安全，２０２０，５１（１２）：２３２－２３６．［９］张丽军，齐海龙．激光荧光技术在煤矿突水水源识别中的应用研究［Ｊ］．应用激光，２０２０，４０（５）：９３６－９４２．［１０］杨坤，陈伯辉，施式亮．基于ＨＭＭ的煤矿底板突水短时预测模型［Ｊ］．安全与环境工程，２０２０，２７（５）：１９０－１９６．［１１］许延春，盖秋凯，黄磊，等．闭坑矿井积水对相邻生产矿井防治水的影响［Ｊ］．煤炭科学技术，２０２０，４８（９）：９６－１０１．［１２］路喜，何亚东，王敏．北辛窑矿南翼大巷突水机理及防治措施［Ｊ］．矿业安全与环保，２０２０，４７（４）：９７－１０２．［１３］张培森，闫奋前，孙亚楠，等．特厚煤层开采覆岩离层水形成及涌突风险［Ｊ］．煤矿安全，２０２０，５１（７）：３６－４１．［１４］庞贵艮．保德煤矿底板奥灰水害防治关键技术［Ｊ］．煤矿安全，２０２０，５１（１）：７５－７９．５６。
裂隙岩体损伤的注浆加固效果试验许延春;李昆奇;谢小锋;刘世奇;吕斌【摘要】为了研究岩体的裂隙损伤及注浆加固恢复效应,基于损伤力学理论,引入损伤变量,构建综合岩体损伤和超声波测速定量评价裂隙岩体注浆加固效果的方法.通过室内试验模拟岩体裂隙损伤及注浆加固过程,应用超声波检测技术测定岩体在不同裂隙宽度下的声波传播速度,进而推算岩体动弹性模量,并对比分析注浆前后裂隙岩体的损伤变量与动弹性模量的变化程度及规律.结果表明:注浆前后岩体损伤变量均与裂隙宽度成正相关;同一裂隙宽度下,泥岩的损伤变量最大,为0.89;灰岩最小,为0.57;注浆后,裂隙岩体损伤变量明显减小,且岩体动弹性模量明显增大,其中砂岩动弹性模量增加幅度最大,为354.82%;泥岩次之,为174.15%;灰岩最小,为85.75%.根据实验室结果对比分析,提出注浆加固变量,建立分级分岩性定量评价注浆效果的新方法,并应用于现场实践.%In order to study crack damage and reparation effect of grouting in jointed rock mass,based on damage mechanics as well as introducing damage variable,composite rock mass damage and ultrasonic velocity measurement were built to quantify the reparation effect of grouting in jointed rock mass. The grouting reinforcement process and crack damage of fractured rock mass were simulated through laborato-ry experiment. Dynamic elastic modulus was reversely calculated through the application of ultrasonic testing technology,which could measure the acoustic wave propagation velocity in different crack width. Therefore,the changing rules between dynamic elastic modulus and damage variable were analyzed be-fore and after grouting. The result shows that there is a positive correlation between mass damage variable and crack width beforeand after grouting. For the same crack width,the damage variable of mudstone is maximum,while limestone is minimum(0. 89 and 0.57,respectively). After grouting,the damage varia-bles decrease and dynamic elastic modulus increase obviously. The increment of dynamic elastic modulus of sandstone is the largest, reaching 354. 82%, followed by mudstone ( 174. 15%) and limestone(85. 75%). According to the laboratory results,with the research of reinforcement variable,a new meth-od of lithology grade assessment was built to quantify the grouting effects, which could be successfully applied to the field practice afterwards.【期刊名称】《西安科技大学学报》【年(卷),期】2017(037)001【总页数】6页(P26-31)【关键词】裂隙岩体;损伤变量;动弹性模量;定量评价【作者】许延春;李昆奇;谢小锋;刘世奇;吕斌【作者单位】中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京100083;国家煤矿水害防治工程技术研究中心(北京),北京100083;中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京100083;国家煤矿水害防治工程技术研究中心(北京),北京100083;中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京100083;国家煤矿水害防治工程技术研究中心(北京),北京100083;中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京100083;国家煤矿水害防治工程技术研究中心(北京),北京100083;中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京100083;国家煤矿水害防治工程技术研究中心(北京),北京100083【正文语种】中文【中图分类】TU455由于地质作用，岩体内部形成了不连续面，因此几乎所有的岩体中都存在裂隙，它制约着岩体的强度和渗流特征。
特殊地质条件下巷道修复加固技术研究杜盼发布时间：2023-07-17T04:37:20.293Z 来源：《中国建设信息化》2023年9期作者：杜盼[导读] 针对红庆梁煤矿3-1号煤层11303工作面受地压及赋存条件的影响，反复性发生明显变形及支护失效现象，主要通过矿压监测、岩石物相化验分析相结合的综合研究方法，采用预注浆再生围岩支护机制，建立了完善的巷道修复控制系统，提出了特殊地质条件下巷道修复施工围岩稳定性控制的“三锚一支”联合支护技术，形成修复加固的高效经济性施工方案，具有较强的适应性和推广性。
鄂尔多斯市昊华红庆梁矿业有限公司鄂尔多斯市 017000摘要：针对红庆梁煤矿3-1号煤层11303工作面受地压及赋存条件的影响，反复性发生明显变形及支护失效现象，主要通过矿压监测、岩石物相化验分析相结合的综合研究方法，采用预注浆再生围岩支护机制，建立了完善的巷道修复控制系统，提出了特殊地质条件下巷道修复施工围岩稳定性控制的“三锚一支”联合支护技术，形成修复加固的高效经济性施工方案，具有较强的适应性和推广性。
关键词：软岩；注浆；加固；巷道修复控制系统；“三锚一支”0 引言松软破碎巷道的修复是煤矿巷道施工与安全生产的一大难题。
井下大量巷道处于泥岩、页岩、粉砂岩、泥质砂岩及煤层等特殊地质条件下，巷道失修严重。
为解决特殊地质条件下的巷道修复与支护问题，对巷道修复支护进行体系性研究具有重要意义。
1 工程概况红庆梁煤矿3-1煤层厚度为4.70~5.70 m，平均5.15 m。
煤层倾角为0~6°，平均倾角为3°。
3-1号煤层11303综采工作面沿煤层倾向布置，工作面巷道沿煤层走向布置。
该工作面位于3-1煤层辅助运输大巷西部，走向长4290 m，倾向长为275 m。
巷道施工及使用过程中多处巷道顶板有喷浆层开裂、下沉、鼓出、脱落现象，并伴有地板严重底鼓。
结合井下现场条件，确定对其进行巷修加固。
2 围岩物理力学性能与矿物成分分析本次围岩应力测试钻孔岩样送交内蒙矿产资源监督检测中心进行岩石力学试验，检测项目为天然抗压强度、抗拉强度、抗剪强度、弹性模量、泊松比、块体密度和吸水率，同时现场采取泥岩试样还进行了矿物成分分析。
《岩体测试技术》课程结业论文题目:在相似模拟试验中利用超声波检测技术探测底板破坏深度学院：资源与土木工程学院课程名称：岩体检测技术授课教师：刘建坡专业班级：采矿1401姓名：何伟东学号：20141843在相似模拟试验中利用超声波检测技术探测底板破坏深度摘要：随着矿井开采深度的增加，工作面底板承压含水层水压也逐渐升高。
为了更深入研究承压开采工作面底板破坏规律，以赵固二矿11050工作面为原型，进行了相似模拟试验，以石膏块模拟底板L8灰岩，监测底板应力和位移。
将超声波检测技术应用于底板岩层结构破坏分析上，探测回采前后物性变化，并结合岩体内部波速与力学特征的关系，给出底板岩体破坏的判断标准。
结果表明:随着工作面推进，底板裂隙逐渐发育，在工作面后方20m范围内，底鼓量最大，且位移曲线与应力曲线基本吻合;超声波探测最终确定底板破坏深度为28 -- 32m，与现场实测结果一致。
关键词：相似模拟;超声波探测;底板破坏;承压开采1引言随着矿井开采深度的增加，工作面底板承压含水层水压逐渐升高，深部开采突水事故日趋增多，给矿井生产带来了巨大的经济损失和人员伤亡[1-3]。
采场底板变形与破坏是底板突水的重要影响因素，查阅相关文献[4-7]发现，国内外学者研究底板破坏深度和破坏形态主要有4种方法:理论计算、数值模拟、相似模拟和现场实测。
其中相似模拟试验模型铺设简单，观测过程方便，可根据需要测得模型内各位置应力、位移等参数，进而得到直观的底板破坏规律。
文献[8一9]设计了新的承压水模拟装置;文献[10一11]在二维试验台的基础上研制了三维固流祸合模拟试验台;文献[12 -13]研究试验装置的结构优化。
可以看到目前的相似模拟试验研究重点都是加载系统和测试系统的完善，试验中底板破坏深度及破坏形态主要通过观察裂隙发育情况来判断，对采动后底板岩层物性变化研究较少。
本文以赵固二矿11050工作面为原型进行相似模拟试验，在工作面回采过程中，监测底板应力、位移等参数，同时利用超声波检测技术探测底板岩层波形变化，进而分析其物性变化，并结合岩体内部波速与力学特征的关系，给出底板破坏的判断标准。
向斜构造下动压巷道涌水注浆防治技术马冰【摘要】为解决常村煤矿+520水平轨道大巷S2—S3段处于向斜构造带下的巷道顶板大范围涌水问题,在对巷道涌水段顶板涌水原因分析的基础上,采用G R T-103型化学注浆材料注浆,加固和充填涌水段巷道顶板裂隙带,形成隔水帷幕,隔断上覆含水层与巷道顶板之间的渗流联系,堵水率高达100％,取得了良好的效果,对类似条件巷道地下水防治具有借鉴意义.【期刊名称】《建井技术》【年(卷),期】2018(039)001【总页数】4页(P14-16,34)【关键词】向斜构造;动压巷道;化学注浆;防治水【作者】马冰【作者单位】天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京 100013;煤炭科学研究总院开采研究分院,北京 100013【正文语种】中文【中图分类】TD2654.+4煤矿巷道涌水特别是大面积突水，容易使巷道围岩大变形，甚至冒顶，造成设备损坏、人员伤亡等事故，严重制约着矿井正常和安全生产。
为此，国内外专家学者对巷道涌水原因及防治技术进行了大量研究。
冯志强等[1-2]在分析破碎围岩巷道化学注浆堵水机理基础上，开发新型聚氨酯化学注浆堵水材料及技术，并在井下进行示范应用。
李波等[3]采用实验室试验方法，分析了复杂水环境下巷道围岩失稳机理，并提出堵水和隔水2种涌水巷道围岩控制技术。
秦勇[4]采用化学注浆堵水技术，成功解决了常村煤矿+470 水平回风巷顶板长期大范围涌水的问题。
王利[5]提出了基于关键孔的信息化治理体系，并在龙固煤矿岩巷注浆堵水中进行了应用。
姜永丰等[6]采用有限差分数值模拟方法，研究了交错巷道涌水原因及机制。
张海波等[7]分析了金鼎矿回风大巷高压富水、破碎底板段突水原因；并采用高性能注浆材料，对巷道底板进行堵水治理。
刘广超等[8]采用瞬变电磁法和现场观测法，分析了向斜构造下巷道突水原因；并研发了一种新型速凝早强堵水材料，制定了防治水方案，对顶板向斜构造涌水进行治理。
宗义江等[9]通过地面注浆，对断层下涌水巷道进行了堵水恢复。
焦作矿区煤层底板注浆加固工作面突水原因与防治
许延春;李江华;刘白宙
【期刊名称】《煤田地质与勘探》
【年(卷),期】2014(000)004
【摘要】焦作矿区水文地质条件极为复杂，煤层底板受到承压水的严重威胁，为
此对工作面煤层底板进行了注浆加固改造。
但近几年底板注浆加固工作面仍发生突水事故，严重影响了矿井的正常生产，并构成了安全隐患。
通过对焦作矿区近年来8起底板注浆加固工作面突水事故进行调研，详细分析了突水工作面主要充水水源、注浆加固改造情况、突水情况及原因，总结归纳了注浆加固工作面突水影响因素，利用实例计算验证了易突水位置，并进一步提出了水害防治措施。
【总页数】5页(P50-54)
【作者】许延春;李江华;刘白宙
【作者单位】中国矿业大学北京资源与安全工程学院，北京 100083;中国矿业大学北京资源与安全工程学院，北京 100083;焦作煤业集团有限责任公司，河南
焦作454002
【正文语种】中文
【中图分类】TD74
【相关文献】
1.焦作矿区底板注浆加固工作面富水性分区及加固效果分析 [J], 许延春;陈胜然;柳杰;李卫民;王焕忠
2.底板注浆加固法防治淮北杨庄矿底板突水 [J], 庞迎春
3.朝川矿工作面底板注浆加固及突水危险性评价 [J], 葛信立;翟加文;乐志军
4.工作面煤层隔水底板注浆加固技术 [J], 陈书平;王继国
5.井下煤层隔水底板注浆堵水加固技术 [J], 柴利明
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软岩巷道支护数值模拟研究及工程实践应用Pan Jianfeng【摘要】针对软岩巷道围岩变形量大、支护困难等问题,以平舒煤矿轨道大巷为工程背景,利用FLAC数值模拟软件对比分析不同支护方案下巷道围岩变形特征,提出了\"锚—网—喷—注浆\"的联合支护方案;工程实践表明:该支护方案有效的降低了巷道围岩变形量,避免了巷道围岩失稳破坏,同时证明了该支护参数的合理性.【期刊名称】《同煤科技》【年(卷),期】2019(000)003【总页数】3页(P9-11)【关键词】软岩巷道;支护方案;数值模拟;围岩控制【作者】Pan Jianfeng【作者单位】【正文语种】中文【中图分类】TD3530 引言在煤炭开采过程中软岩巷道时常发生巷道两帮移进、顶板下沉及底鼓等现象，对煤矿生产效率具有非常严重的影响；因此，许多学者对软岩巷道的变形机理、支护方式进行了研究，如：谢小平等[1]以辛置煤矿轨道大巷为研究对象，通过分析软岩巷道变形特性提出“锚注+锚网索喷”联合支护方案；王松柏[2]以贵州某矿车场巷道为研究对象，分析了动压作用下泥化软岩巷道变形破坏特征及影响因素；左建平等[3]通过建立了开槽卸压等效椭圆模型，分析了圆形巷道开槽前后的周边应力场变化规律，对软岩巷道卸压槽开挖方案进行最优；贾进亚等[4]通过分析深部高应力作用下巷道底鼓变形特征，采用FLAC软件模拟不同的加固方案对巷道围岩的控制效果，提出底拱混凝土浇灌+底板锚杆加固的控制措施。
基于以上研究成果并结合平舒煤矿轨道大巷围岩特性，采用FLAC数值模拟软件确定巷道支护方案，提出“锚—网—喷—注浆”的联合支护方案，工程实践表明该方案对巷道围岩具有较强的控制作用。
1 地质条件平舒煤矿轨道大巷布置在-650 m水平，巷道断面为直墙半圆拱形；所采煤层为15#煤，该煤层平均厚度2.33 m，该工作面总体形态为北高南低的单斜构造，煤层倾角2°～10°，平均倾角约为6°；煤层直接顶为灰岩，平均厚度1.65 m，含泥质含量较大，裂隙发育；老顶为泥岩平均厚度5.66 m，以石英为主且裂隙发育。
