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第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.2 Feb. 2020 白垩系巨厚砂岩下覆岩离层水涌突机理研究 徐建国 1, 赵东良2, 贺江辉2 (1.兖州煤业鄂尔多斯能化有限公司, 内蒙古 鄂尔多斯 017000; 2.中国矿业大学 资源与地球科学学院, 江苏 徐州 221006 ) 摘要 针对石拉乌素矿南翼首采 221上106A 综放开采工作面推进距离 550 m 时采空区覆岩离 层积水异常涌突事件, 通过现场实测和理论分析, 对此次异常突水事件的机理进行深入研究。研 究表明 工作面采动期间距开采煤层 310 m 的白垩系巨厚砂岩下形成的封闭离层积水是此次异 常突水的水源;按照距 106A 工作面 3.0 km 的覆岩变形破坏光纤监测孔所确定的裂采比为 24.56, 计算得导水断裂带发育高度不会沟通白垩系巨厚砂岩下形成的封闭离层。但由于离层积 水具有荷载传递作用, 导致下部导水断裂带与离层之间的岩层发生破坏, 形成下行裂隙, 使得导 水断裂带沟通积水离层, 形成离层突水。 关键词 巨厚砂岩; 离层; 离层积水; 荷载传递; 突水 中图分类号 TD745文献标志码 A文章编号 1003-496X (2020 ) 02-0058-06 Mechanism of Water Inrush in Overlying Strata of Cretaceous Thick Sandstone XU Jianguo1, ZHAO Dongliang2, HE Jianghui2 (1.Yanzhou Coal Industry Ordos Energy and Chemical Co., Ltd., Ordos 017000, China;2.School of Resources and Geosciences, China University of Mining and Technology, Xuzhou 221006, China) Abstract This paper aims at the water inrush event of roof bed separation in the goaf when the working face 106A in Shilawusu mine advances 550 m away. On the basis of field measurement and theoretical analysis, the mechanism of this water inrush event was deeply studied. The results show that the closed separation area water under the cretaceous giant sandstone 310 m away from the coal seam is the source of this abnormal water inrush event. According to the overburden deation and failure fiber optic monitoring drilling 3.0 km away from the 106A working face, the ratio of the height of the fractured zone to the mining height is 24.56, the calculated water flowing fractured zone would not develop to the position of bed separation under cretaceous giant sandstone. However, the loading transfer effect of separation area water leads to the failure of the rock layer between the water flowing fractured zone and the bed separation, which makes the water flowing fractured zone connects separation area water, s water-inrush event in roof bed separation. Key words thick sandstone; bed separation; separation area water; loading transfer; water inrush 目前, 煤炭仍然是我国第一大能源, 在我国一次 能源消费中占比约为 60[1],在大量的煤矿开采实 践过程中,由于开采厚度以及开采深度的增加, 一 种新型的顶板水害类型离层水害越来越常见。位 于鄂尔多斯盆地北部的石拉乌素矿具有大采高、 大 采深的特点,由于覆岩岩性的差异,采动期间各岩 层下沉速率并不完全一致,岩层间将产生拉张应 力,由于岩层间的抗拉强度较弱,因此在拉张应力 的作用下产生离层空间[2]。在尚未被导水断裂带贯 穿的离层是封闭的,称为可积水离层,接受离层上 下位含水岩层的水源补给形成离层积水,一旦离层 失稳破坏,与导水断裂带贯通,离层积水将沿着导 水断裂带迅速下泄到采空区,形成离层突水。石拉 乌素矿白垩系地层沉积了以洛河组为主的各种粒级 的砂岩、含砾粗粒砂岩夹砂质泥岩,平均厚度 262.46 m, 在垂向上与其下部安定组泥岩形成 “上硬 DOI10.13347/j.cnki.mkaq.2020.02.014 徐建国, 赵东良, 贺江辉.白垩系巨厚砂岩下覆岩离层水涌突机理研究 [J] .煤矿安全, 2020, 51 (2) 58-63. XU Jianguo, ZHAO Donglian, HE Jianghui. Mechanism of Water Inrush in Overlying Strata of Cretaceous Thick Sandstone [J] . Safety in Coal Mines, 2020, 51 (2) 58-63.移动扫码阅读 58 ChaoXing Vol.51No.2 Feb. 2020 第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines 下软”的结构,工作面回采期间具有形成离层的可 能性。石拉乌素矿 106A 工作面为本矿南翼首采面, 工作面走向长 1 100 m,倾向宽 290 m,煤层厚度 9.5~11.0 m, 煤层埋深 660 m。在开采过程中, 工作 面推进距离切眼 550 m 时发生异常涌水事件, 最大 涌水量达 921.4 m3/h,通过对此次异常突水的特征 分析,初步判定为采动覆岩离层突水。此前石拉乌 素矿北翼已采工作面及邻近营盘壕、葫芦素煤矿开 采过程中尚未发生此类异常突水的案例, 106A 工作 面此次大型突水记录在邻近相似开采条件的矿井中 首次出现,因此有必要对此次离层孕灾机理进行深 度剖析,以期为接下来工作面开采的离层水防治工 作提供依据, 避免类似突水事件再次发生。 1异常突水过程 顶板离层水水害由于具有瞬时水量大、突水征 兆不明显、 危害大等特点[3]。石拉乌素矿 106A 工作 面在 2018 年 1 月 7 日, 工作面推进距离 550 m 时发 生异常突水,工作面涌水量突增至 645.94 m3/h, 较 前 1 d 增大 72.67,之后 3 d 涌水量持续增大, 并 于 2018 年 1 月 10 日增至峰值 921.4 m3/h, 后开始回 落, 1 月 20 日跌至 436 m3/h,之后虽有回升但幅度 不大,以 2017 年 12 月 24 日2018 年 1 月 6 日及 2018 年 1 月 11 日2018 年 3 月 2 日工作面涌水量 为参考, 取 400~450 m3/h 为异常涌水采段的正常涌 水量范围,可认为此次异常涌水终止于 1 月 20 日。 本次异常涌水持续 14 d, 在此期间由于矿井排水能 力充足、排水设施安装到位,积水很快被排空而未 出现安全事故。 106A 工作面回采期间工作面涌水量 与洛河组水位对应变化情况如图 1。 此次异常突水特征符合离层水突水特征。由图 1 可知 106A 工作面采动期间,洛河组水位缓慢下 降, 说明在 106A 工作面的开采过程中, 有洛河组水 以渗漏的方式下泄到采空区中。2018 年 1 月 7 日 1 月 20 日异常突水期间, 洛河组水位下降速度有明 显增加的趋势, 可以断定, 洛河组砂岩裂隙水为此次 离层突水的补给水源。 2导水断裂带高度之上离层发育位置判别 2.1覆岩导水断裂带发育高度 为监测石拉乌素矿首采面开采期间煤层顶板导 水断裂带及覆岩离层动态发育过程,在采前于石拉 乌素矿北翼首采工作面 2-2上201 工作面中心设 计、 施工了光纤监测孔 SKY3 孔, 2-2上201 工作面, 东西宽 330 m,南北长 825.8 m,煤层埋深 662.6~ 693.7 m, 煤厚 4.4~6.5 m, 平均煤厚约 5.4 m。 光纤监 测钻孔距离 106A 工作面中心约 3.0 km。SKY3 钻孔 所监测的数据如图 2。 由图 2 可以看出 光纤在埋深 570.02~585 m 的 范围内的应变值为 0, 可能性最大的情况为该范围内 的光纤已经被拉断;在埋深 522.86~570.02 m 的范 围内表现为正应变, 即光纤发生了拉应变, 且应变值 相对较大; 光纤埋深 522.86 m 处为光纤发生拉应变 与压应变的分界点;根据采动覆岩应力分布特征, 认 为导水断裂带内岩层属于拉伸破坏,导水断裂带之 上的岩层仅发生弹性变形、以压缩变形为主,即底 部大的拉伸应变所在范围为导水断裂带范围,拉应 变与压应变的分界点即为导水断裂带顶界[4]; 由此 可以认为导水断裂带已经发育至埋深 522.86 m 处。 除此之外,在埋深 172.44~245.91 m 的范围内 也出现了拉应变,但该范围内拉应变的应变量相对 较小, 推断为该范围发育有离层所致。 根据 SKY3 孔 揭露地层分布情况可知埋深 174.32 m 处为两岩层 图 1106A 工作面回采期间涌水量、 洛河组水位变化情况 Fig.1Change of water inflow and Luohe ation water level during mining in the 106A mining face 图 2光纤监测钻孔 SKY3 监测数据 Fig.2The data of optical fiber monitoring borehole SKY3 59 ChaoXing 第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.2 Feb. 2020 接触面, 该接触面上、 下岩层分别为厚 142.82 m 的 中砂岩与厚 43.53 m 的细砂岩,由于该接触面上下 岩层厚度差异较大,上部巨厚中砂岩变形量会小于 下部细砂岩的变形量,理论上进一步说明此处发育 有离层空间。 综上, 通过对光纤监测数据分析可知, 导水断裂 带顶界已发育至埋深 522.86 m 处。 由钻孔信息可知 SKY3 孔处揭露煤层顶板埋深为 669.24 m、煤厚 5.96 m,计算得导水断裂带最大发育高度为 146.38 m, 裂采比为 24.56, 此裂采比对于石拉乌素矿各工 作面开采过程中的防治水工作具有指导意义。 根据此实测裂采比,可计算出 106A 工作面导 水断裂带高度范围为 233.3~270.2 m。 2.2覆岩离层位置判别 2.2.1传统离层判别方法及其局限性 传统的覆岩离层发育位置的判别方法是根据系 统的解析计算判别离层的发育位置,是基于组合梁 原理提出的,把在计算范围内。能够发生同步弯曲 变形的岩层称为一组组合梁[2,5-6]。在煤矿开采过程 中,覆岩岩层在相互作用下发生弯曲下沉、变形破 坏,而传统的离层发育位置判别方法只考虑了计算 范围内的岩层相互作用的影响,未考虑整体上覆岩 范围内所有岩层的相互作用,因此判别结果与实际 情况必定有偏差。 2.2.2改进后的离层位置判别方法 针对传统方法未考虑覆岩内所有岩层的相互作 用的这一不足之处,改进的离层位置判别方法要解 决 2 个问题如何将覆岩内所有岩层的相互作用都 考虑进去;判断哪些岩层可以同步弯曲、下沉从而 可以被划分为 1 个组合梁,以便进行离层位置的确 定。根据这些需要解决的问题,通过对岩梁的曲率 进行计算、 对比, 从局部到整体来实现。具体方法如 下单独计算覆岩内各岩梁仅在自重条件下岩梁中 点处的曲率 CIi,然后将相邻岩梁的曲率进行对比, 将具有“上部岩梁曲率比下部岩梁曲率大”的特征 的相邻岩梁合并为一个组合梁,并计算这些组合梁 仅在自重条件下的曲率,将单独的岩梁与组合梁的 曲率重新按照 CIIi进行编排, 并再一次将具有 “上部 岩梁 (组) 曲率比下部岩梁 (组) 曲率大” 的特征的相 邻岩梁 (组) 合并为 1 个组合梁, 并计算其曲率 按照这种合并方法逐级进行合并,直到最后无法合 并为止。最后 1 级里的岩梁组合状态才是最符合实 际的岩梁组合状态, 并认为最后 1 级里出现 “上部组 合梁 (组) 曲率比下部组合梁 (组) 曲率小” 的特征的 相邻组合梁之间存在离层。将这种改进的离层位置 判别方法称为逐级对比合并法。 2.2.3相关计算公式推导 由 n 层岩层组成的组合梁弯矩与曲率的关系 (Cn)i=(Mn )i EiIi (1) 式中 i (i1, 2, , n) 为组合梁中各岩层由下往 上的序号;(Mn)i为组合梁弯矩; Ei、 Ii分别为各岩层 的弹性模量 (MPa) 、 截面惯性矩 (m4) 。 由于同一个组合梁中各岩层协调变形, 则有 (Cn)1 (Cn)i (Cn)n(2 ) 由以上可知要计算岩梁的曲率需计算其所受弯 矩大小,均布荷载作用下固支梁模型弯矩分布特征 如图 3。 均布荷载作用下固支梁中点处弯矩大小为 (Mn)i(qn )ibl2 24 (3) 式中(qn)i为由 n 层岩层组成的组合梁中第 1 层岩层所受荷载, MPa; b、 h 分别为岩梁宽度, m; l 为 岩梁跨距, m。 由式 (2 ) 可知, 将组合梁中最底层 (第 1 层) 岩层 作为计算对象即可。因此可由组合梁理论用下式计 算组合梁中最底层岩层所受荷载 (qn)1 E1h13( ρ1gh1ρ2gh2ρnghn) E1h13+E2h23+Enhn3 (4) 式中 h1、 h1、 、 hn为各岩层的厚度, m; ρ1、 ρ2、 、 ρn为各岩层的密度, t/m3。 由式 (1 ) ~式 (4) 得由 n 层岩层组成的组合梁曲 率计算公式 (Cn)1(ρ1gh1ρ2gh2ρnghn ) l2 2 (E1h13+E2h23+Enhn3) (5 ) 岩层跨距越大, 下沉效果越明显, 所以应选取 1 个较大的悬空跨距,为了便于计算,通常取最底层 图 3均布荷载作用下固支梁模型弯矩分布特征 Fig.3 Moment distribution characteristics of clamped-clamped beam model under uni load 60 ChaoXing Vol.51No.2 Feb. 2020 第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines (第 1 层) 岩层的极限破断距作为岩层跨距进行计 算。当 n1 时, 组合梁就变成 1 个单个的岩梁, 此时 式 (5) 仍然是适用的。 2.3逐级对比合并法判别离层位置 根据 106A 工作面突水位置前方 70 m 处 K55 钻孔所揭露的地层为例,运用逐级对比合并法判别 106A 工作面采动覆岩导水断裂带高度之上离层发 育位置。221上106A 工作面导水断裂带高度之上离 层分布见表 1。 导水断裂带顶界面与压力拱之下的范围内共有 9 层岩层, 对于 n 层岩层组, 破断顺序是由下往上, 最底层 (第 1 层) 岩层最先发生破断, 假设第 1 层岩 层破断距为 (ln)1|max, 其计算公式如下 (ln)1|maxh1 2σ1 (qn)1■ (6) 式中 h1、 σ1分别为第 1 层岩层厚度 (m) 、 抗拉 强度 (MPa) ;(qn)1为第 1 层岩层所受荷载, MPa。 由式(3)计算得(qn)1 (q4) 11.1 MPa, 求得 (ln)1|max37.4 m, 为方便计算, 取 l37 m 作为逐级对 比合并法中的岩层跨距进行计算。 2.4离层位置判别结果 计算结果显示,白垩系洛河组巨厚砂岩底界面 及安定组内部发育有离层,根据矿井水文地质资 料,白垩系下统志丹群岩性为各种粒级的砂岩、 含 砾粗粒砂岩夹砂质泥岩,含水层厚度 86.47~423.34 m, 平均为 262.46 m, 其单位涌水量 q0.139~0.201 L/ (s m) , 含水层的富水性中等, 渗透系数 K0.115 m/d。当白垩系洛河组巨厚砂岩底界面离层形成后, 由于其下部为厚 8.11 m 砂质泥岩,为相对隔水层, 因此此离层为可积水离层空腔,洛河组砂岩裂隙水 含水层中的水可较快地向离层空腔进行补给,形成 离层积水,离层距离导高顶界面间保护层厚度约为 75.7 m, 具有离层突水的可能性。 根据 K55 钻孔揭露 的地层岩层及实验室测得的岩样的物理力学性质, 进行 106A 工作面煤层开采覆岩变形破的坏数值模 拟也显示洛河组底部发育有离层空间 (图 4) , 模型 沿走向长 800 m,沿倾向宽 10 m,模型高度为 660 m。 模型的四周各边界施加水平约束, 即四周边界的 水平位移为 0, 模型的底部边界固定, 模型的顶部为 自由边界。模型的最上岩层埋深为 15 m, 重力加速 度取 10 m/s2, 由模型顶界面埋深可得, 模型顶部自 重应力为 0.3 MPa。 3离层水涌突机理研究 3.1离层区积水载荷传递作用机理 据钻孔资料显示, 221上106A 工作面覆岩洛河 组底界面处砂岩裂隙含水层水压为 3.0 MPa,由于 安定组顶界面具有分布连续的具有较好隔水性的砂 质泥岩,因此洛河组承压水可通过洛河组与安定组 接触面并作用在安定组岩层之上。 煤层开采过程中, 由于覆岩下沉的不一致, 当洛 河组与安定组接触面形成离层时, 由于真空作用, 洛 河组承压水将在自身水压以及离层空腔吸力的作用 下向离层空腔内进行补给, 但由于不能及时将离层空 腔充满, 离层将会处于 1 个真空状态, 下位岩体会受 到 1 个向上的吸力, 且此时将不再受到洛河组水压。 当离层充满水或者由于上位岩体的下沉变形使 表 1106A 工作面导水断裂带高度之上离层分布 Table 1Bed separation distribution of 106A mining face above the height of the water flowing fractured zone 地层岩性 厚度 /m 密度 / (t m-3) 弹性 模量 /GPa 抗拉 强度 /MPa 下部 是否 发育 离层 第四系 (Q ) 洛河组 (K1l) 安定组 (J2t) 查罗组 (J2t) 延安组 (J2y ) 压力拱范围以外 粉砂 细砂 中砂 细砂 中砂 砂泥 粉砂 中砂 砂泥 细砂 导水断裂带 煤层 179.20 20.49 19.96 28.13 26.02 55.84 8.11 10.19 30.59 12.15 19.02 245.60 10.00 - 2.30 2.34 2.48 2.34 2.48 2.09 2.30 2.48 2.09 2.31 - - - 12.1 12.1 13.3 12.1 13.3 11.2 12.1 13.3 11.2 12.1 - - - 5.0 5.7 6.5 5.7 6.5 5.2 5.0 6.5 5.2 5.7 - - - 否 否 否 否 是 否 否 是 否 - - -图 4洛河组底部离层模拟结果 Fig.4Numerical modeling for separation layer beneath Luohe ation 61 ChaoXing 第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.2 Feb. 2020 得离层空腔充满水时,离层积水起到传递洛河组水 压的作用,以致离层的下位岩体将重新受到洛河组 承压水的压力。由于静水压力导致的离层下位岩体 破坏而导致的离层积水涌入采场的离层突水模式称 之为静水压突水模式[7]。 3.2极限隔水层厚度的确定 离层在充满水的情况下,离层下位岩层将承受 含水层水压的影响,离层下位完整岩层在将在自重 及离层水作用下发生弯曲变形,其受力状态与采场 底板岩层受底板承压水体的力学作用类似。据此, 可引入底板突水危险性评价中的经验突水系数法[8] 来确定离层水在静水压下能破坏其下位完整岩层的 极限厚度 Tsp/h hjp/T0(7) 式中 h、 hj分别为有效隔水层厚度和不发生涌 突水的极限有效隔水层厚度, m; Ts、 T0分别为突水 系数和临界突水系数; p 为水头压力, MPa。 不同于底板突水危险性评价中的经验突水系数 法只考虑承压水压的作用,覆岩顶板岩层同时受到 自重及水压的作用力,从而发生弯曲变形,因此对 上式进行改进 TS p+ n i1 Σρighi n i1 Σhi (8) 式中 hi、 ρi分别为离层下位各有效隔水岩层的 厚度、 密度。 为了便于计算, ρ 取覆岩平均密度 2.4 t/m3, 则 TSp h +0.024(9) hjp/ (T0-0.024)(10 ) 洛河组在底界离层产生的水压约为 3 MPa, 按 照经验突水系数法取临界突水系数 0.06 MPa/m 计 算[9], 需要的极限有效隔水层厚度为 83 m, 大于106A 工作面采动期间导水断裂带至洛河组底界面的残余 保护层厚度 75.7 m。因此可得出结论, 由于洛河组 水压作用的参与,使得导水断裂带以上的隔水层遭 到破坏, 并与导水断裂带贯通, 导致了此次离层突水。 4离层水防治措施 1 ) 控制采高。由本次离层突水机理可知, 由于 洛河组水压的存在,导水裂缝带距洛河组底部需要 至少 83 m 有效隔水层,以防止离层发生静水压突 水涌入采场, 可通过控制采高, 从而降低导水断裂带 发育高度, 满足极限有效隔水层厚度。以 106A 工作 面为例, 采高降至 9 m 时, 有效隔水层厚度可增加至 98.6 m, 采高降至 8 m 时, 有效隔水层厚度可增加至 123.2 m。在采高≤8 m 时, 有利于煤矿安全开采。 2) 根据钻探资料, 106A 工作面在采前对导水断 裂带高度以内的含水层进行了超前探放水工作, 并 未对洛河组含水层进行探放水。在煤矿采动过程 中, 施工直通式导流孔[10]至洛河组砂岩底部, 离层形 成并开始积水时,由于直通式导流孔与离层空间导 通,离层内积水随即顺导流孔下泄到采空区,离层 无法充满水, 从而无法传递洛河组水压, 离层下位岩 层得到保护。 5结论 1) 利用逐级对比合并法判别覆岩离层发育位置, 与数值模拟结果基本吻合,对于离层发育位置的判 别符合实际。 2 ) 此次 221上06A 工作面异常突水, 按实测裂采 比计算导水断裂带高度为 245.6 m,不会沟通洛河 组砂岩底部离层区积水,但由于离层区积水的载荷 传递作用, 且离层下位保护层厚度不足, 导致导水断 裂带与离层之间的岩层发生破坏,使得导水断裂带 高度异常发育, 沟通了离层区积水, 这是引发 221上 106A 工作面突水的原因。 参考文献 [1] 中华人民共和国2017 年国民经济和社会发展统计公 报 [J] .中国统计, 2018 (3) 7-20. 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Mine Water and the Environment, 2018, 37(2) 62 ChaoXing Vol.51No.2 Feb. 2020 第 51 卷第 2 期 2020 年 2 月 Safety in Coal Mines 循环荷载作用下煤岩力学及声发射特征研究 邓川 1, 2 (1.贵州安和矿业科技工程股份有限公司, 贵州 贵阳 550023; 2.中煤科工集团重庆研究院有限公司, 重庆 400039) 摘要 为研究平行层理方向煤岩体变形破坏力学特性及声发射 b 值演化规律, 以贵州毕节矿 区煤样为研究对象。借助 MTS815 配套声发射开展室内煤样多级循环加卸载试验。结果表明 煤 的弹性模量呈现出 3 阶段的变化趋势, 即急剧增加-缓慢增加-急剧降低; 煤的泊松比与不可逆 应变也呈现出 3 阶段的变化趋势, 即缓慢增加-逐渐增加-急剧增加。 随着应力水平的增加, 声发 射 b 值出现一定的波动, 然后又趋于平稳。当煤样接近失稳破断时, 声发射 b 值进一步降低。 关键词 煤; 循环荷载; 声发射; 应变能; b 值 中图分类号 TD315文献标志码 A文章编号 1003-496X (2020) 02-0063-07 Study on Mechanical and Acoustic Emission Characteristics of Coal Rock Under Cyclic Loading DENG Chuan1,2 (1.Guizhou Anhe Mining Technology and Engineering Co., Ltd., Guiyang 550023, China;2.China Coal Technology and Engineering Group Chongqing Research Institute, Chongqing 400039, China) Abstract In order to study the mechanical characteristics of coal deation and failure and the evolution of acoustic emission b value of coal in parallel bedding direction, the coal sample in Bijie Mining Area of Guizhou Province is taken as the research object. In this paper, the indoor multi-stage cyclic loading and unloading test is conducted with MTS815. The results show that the elastic modulus exhibits a three-stage change trend, namely, a sharp increase-a slow increase-a sharp decrease; Poisson’ s ratio and irreversible strains also exhibit a three-stage change tendency, that is, a slow increase-a gradual increase-a sharp increase. As the stress level increases, the b value of acoustic emission fluctuates somewhat and then stabilizes. When the coal sample is close to rupture, the acoustic emission b value is further reduced. Key words coal; cyclic loading; acoustic emission; strain energy; b value 煤矿井下现场施工过程中,煤岩体时常受到顶 板来压、相邻工作面开采以及放炮震动等形式的循 环荷载作用,长期循环荷载将导致煤岩体力学强度 降低,从而诱发煤岩体失稳破断,并导致巷道或工 DOI10.13347/j.cnki.mkaq.2020.02.015 邓川.循环荷载作用下煤岩力学及声发射特征研究 [J] .煤矿安全, 2020, 51 (2) 63-69. DENG Chuan. Study on Mechanical and Acoustic Emission Characteristics of Coal Rock Under Cyclic Load- ing[J] . Safety in Coal Mines, 2020, 51 (2) 63-69. 376-384. 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