Study on evolution law of overburden structure based on microseismic distribution characteristics
-
摘要:
红庆河煤矿邻空宽煤柱402工作面上方存在多层层厚较大的关键层,关键层的存在会使支承压力的峰值以及影响范围显著增加,基于微震监测数据分析了邻空宽煤柱工作面回采的微震分布特征。发现:邻空宽煤柱工作面回采期间微震分布情况主要受超前支承压力、采空区侧向支承压力以及回采各阶段地质因素引起的构造应力、开采技术因素引起的应力集中共同影响;工作面侧向支承压力的影响范围为180 m左右,同时采空区以里120 m区域顶板结构的稳定性较差,容易诱发大能量微震事件;工作面超前支承压力的影响范围大致为240 m,工作面前方煤岩体受采空区侧向支承压力与超前支承压力叠加影响更容易达到极限状态,煤岩体的破裂、失稳容易诱发大量的微震事件;临空宽煤柱工作面回采受顶板岩层结构影响较大,工作面间覆岩产生协同运动后,采空区上覆岩层再次发生运动与失稳,增加了覆岩破坏高度;并且区段煤柱具有发生压缩变形的趋势,整体表现出煤柱破坏诱发失稳的特征。
Abstract:There are several key layers with large thickness above the 402 working face of wide coal pillar in Hongqinghe Coal Mine. The existence of key layers will significantly increase the peak value of abutment pressure and its influence range. Based on the microseismic distribution characteristics of 402 working face are analyzed based on microseismic monitoring data. It is found that the microseismic distribution of working face during mining is mainly affected by advanced abutment pressure, lateral abutment pressure of goaf, tectonic stress and stress concentration caused by mining technology factors. The influence range of lateral abutment pressure of working face is about 180 m, and the stability of roof structure in 120 m area of goaf is poor, which is easy to induce large energy mine earthquake. The influence range of the advance abutment pressure of the working face is about 240 m. The coal and rock masses in front of the working face are easier to reach the limit state under the superposition of the lateral abutment pressure and the advance abutment pressure of the goaf, and the fracture and instability of coal and rock masses are easy to induce a large number of microseismic events. The mining of wide coal pillar face in goaf is greatly affected by roof strata structure, and the overburden strata in goaf move and lose stability again after collaborative movement of overburden strata between working faces, which increases the failure height of overburden strata. In addition, the coal pillar has the tendency of compression deformation, and the whole coal pillar shows the characteristics of instability induced by failure.
-
Keywords:
- wide coal pillar near goaf /
- working face /
- rock burst /
- micro seismic monitoring /
- strata structure
-
煤炭是我国的主体能源,是维持经济平稳发展和维护国家长治久安的重要基石,而煤矿突水事故是影响煤矿安全生产的主要因素之一[1-3]。随着我国东部地区的浅层上组煤炭资源逐步枯竭,深部下组煤开采增多,开采条件愈加复杂。相比之下,西部煤炭资源相对于东部埋深浅,储量丰富,煤炭开采比重快速上升[4-6]。我国西部煤炭多产于侏罗系地层,其岩层主要以胶结程度低、孔隙率高、强度差、遇水易崩解的泥岩和砂岩为主,矿井开采扰动形成的导水裂隙带沟通砂岩含水层,引起突(涌)水事故,对矿井安全生产构成极大威胁[7-10]。
注浆加固是防治矿井水害和改善地质条件的重要手段,也是目前西部矿区治理砂岩水害最为普遍有效的方法[11-12]。不同因素对注浆工程或多或少都有影响,有的甚至直接决定了整个现场注浆工程的好坏。吕鑫等[13]研究了不同负压压力对注浆加固体强度的影响;周中等[14]研究了不同地层环境对注浆区域驱水效果的影响;张小英等[15]研究了不同加固圈厚度和水泥浆液水灰比对注浆加固后隧道稳定性的影响;张进鹏等[16]研究了不同类型岩石强度对注浆加固效果的影响;巫宇帆等[17]研究了不同围压对注浆加固强度的影响;张培森等[18]研究了不同静水压力对注浆加固体渗透率的影响;张宁等[19]研究了不同水泥掺量对注浆结石体力学强度的影响;雷尊贵等[20]研究了不同粉煤灰掺量对注浆固结体抗压强度的影响。
上述研究在一定程度上揭示了不同因素对注浆工程的影响,但研究多为单个因素对注浆工程的影响,少有考虑多因素及其共同作用下对注浆工程的影响,且针对西部矿区可注断层破碎带的注浆试验研究也略有缺乏。为此,探究不同因素对可注断层破碎带试样可注性以及注浆加固效果的影响,并将研究成果应用到现场注浆工程中,为西部矿区砂岩水害的治理提供了依据,保障了矿井的安全生产,也切实保护了西部矿区的水资源和生态环境[21-25]。
1. 工程背景
以内蒙古自治区鄂尔多斯盆地上海庙矿区某矿为背景,该矿井目前开采15号煤层主要受到顶板水害威胁,顶板水主要为煤层上方50~60 m范围延安组含水层及直罗组含水层,其中直罗组与上方白垩系含水层存在水力联系,由于覆岩岩层的弱胶结性,导致顶板涌水时易携带泥沙与砂石,形成较为严重的灾害。矿井地层柱状如图1所示。
该矿井南翼发育FD5正断层,将影响矿井8号煤及15号煤层接续生产。该断层走向SWW,倾向SEE,倾角为70°,落差为0~25 m,延展长度为2 100 m,断层带宽度为27 m左右,错断所有煤层。因此,要减弱114155工作面开拓和回采顶板水害并保障南翼运输巷道以及辅助巷道能够在安全的前提下穿过FD5断层,需要对工作面地质条件进行探查并及时治理FD5断层。
2. 试验方案
2.1 岩层可注性分析
岩层可注性是岩层接受浆液注入的能力,在确定浆液类型和注浆压力的前提下,可划分为完全可注、部分可注、完全不可注3种类型[26]。根据试验设备和注浆工程的实际情况,假设试样的高度为H,砂岩注浆3种类型的判定标准为:①注浆压力小于0.4 MPa,浆液渗透距离为H,即完全渗透试样,判定为完全可注;②注浆压力小于0.4 MPa,浆液渗透距离为0.5H~H,或者在注浆压力大于0.4 MPa的情况下浆液完全渗透试样,判定为部分可注;③注浆压力大于0.4 MPa,浆液渗透深度小于0.5H,判定为不可注。
根据现场取出的FD5断层破碎带试样,判定试样均为完全可注。因此,FD5断层破碎带属于可注断层破碎带。
2.2 试验材料及介质及试验装置及方法
1)矿渣粉煤灰基材料。结合现场对注浆材料的实际需求,参照文献[27]的矿渣粉煤灰基注浆材料的最优配比,即基体组分的水玻璃模数2.0,碱固比4%,矿渣粉煤灰比值7∶3,外加普通水泥30%,以此来制备可注断层破碎带注浆加固试验研究的材料。
2)断层松散介质。断层破碎带主要由破碎砂岩及砂岩粉化后的松散砂组成。试验所研究的断层破碎带为可注断层破碎带,模型材料为河砂,按照地层取样试样的粒径级配制备单粒径砂岩试样,粒径分为4个等级:<0.25 mm、0.25~<0.5 mm、0.5~<1.0 mm、1.0~2.0 mm;考虑实际断层会切断多种砂岩地层,对砂岩粒径进行不同粒径的组合得到混合粒径砂岩试样,由0.25~0.5 mm粒径与0.5~2.0 mm粒径以不同质量比例混合而得到,其中0.25~0.5 mm粒径分别占100%、75%、50%、25%、0。通过对不同粒径级配砂岩试样进行注浆研究不同粒径级配砂岩的可注性及其注浆加固特性。
3)注浆试验。采用的注浆试验装置包括空气压力机、储浆罐、注浆装置。空气压力机可以提供0~1.2 MPa的注浆压力;储浆罐圆筒上端压气口可以与空压机连接,出浆口通过高压软管与注浆模具连接,同时,密闭储浆罐可以维持稳定的压力;注浆装置在底部中间下端设有注浆孔,在注浆孔处安装阀门开关及压力表,以随时读取注浆压力和控制浆液的流入或流出。
4)试验方法。为了对砂岩试样的可注入性进行全面分析,按照矿井帷幕注浆的有关规定,选择水灰比为1∶1、1.5∶1、2∶1的3种浆液进行注浆试验。在进行注浆试验时,依据粒径设计配比了ϕ50 mm×100 mm尺寸的砂岩试样。在注浆试验结束,浆液凝固后,将试样打磨光滑,保证砂岩试样是高径比为2∶1的标准试样。注浆试验为恒压注浆,设计的注浆压力1.0 MPa。浆液在注浆装置的下端注入,当注浆装置上端溢出浆液,表明浆液已经完全通过砂岩试样,记录此时压力表的读数,即为该粒径配比的注浆渗透压力。注浆完成后,待浆液失去流动性,将注浆加固的试样放入养护箱,养护到龄期测试力学和渗流性能。
2.3 试验设计
1)可注性试验。浆液能否注入断层破碎带,受砂岩颗粒粒径组成、浆液水灰比和注浆压力等因素共同影响。砂岩试验粒配比设计见表1。其中,D15、D10分别为砂土体颗粒累计粒度分布数分别达到15%、10%时,所对应的粒径尺寸,即砂土体粒径占15%、10%的颗粒所占百分比。
表 1 砂岩试样粒径配比设计Table 1. Design of particle size ratio of sandstone specimens编号 类型 D15/mm D10/mm 密度/(g·cm−3) 1# <0.25 mm 0.126 0.122 2.63 2# 0.25~<0.5 mm 0.301 0.295 2.62 3# 0.5~<1.0 mm 0.678 0.662 2.64 4# 1.0~2.0 mm 1.276 1.272 2.64 5# 0.5 mm(100%) 0.133 0.125 2.63 6# <0.5 mm(75%)+0.5~2.0 mm(25%) 0.296 0.291 2.63 7# <0.5 mm(50%)+0.5~2.0 mm(50%) 0.407 0.395 2.63 8# <0.5 mm(25%)+0.5~2.0 mm(75%) 0.561 0.553 2.62 9# 0.5~2.0 mm(100%) 0.699 0.687 2.64 2)单轴抗压强度试验。将注浆后的试样放置于20 ℃、RH=95%的恒温恒湿养护环境下进行养护,待试样具有一定强度后进行脱模,脱模后继续养护至规定龄期,将注浆加固试样打磨成标准试样,对不同水灰比和养护龄期下试样的单轴抗压强度进行检测,得到试样应力-应变特征曲线,探究不同因素对注浆加固体强度的影响规律。
3)渗透性试验。渗透性试验设计方面,试样在达到一定养护时间后,使用注浆装置对砂岩试样的渗透率进行测定,以此来测试不同水灰比和养护龄期下试样的渗透系数,探究不同因素对注浆加固体渗透率的影响规律。其工作原理为将空气压力转化为水压,作用在注浆装置的1段,另一端直接与空气相连,根据压力表读数、试样尺寸和渗流流量来测得渗透系数。
3. 试验结果
3.1 试样可注性
1)砂岩粒径分布。不同级配砂岩颗粒对浆液可注性有着较大影响。当浆液水灰比为1∶1时,单一粒径砂岩试样中,在粒径<0.25 mm的砂岩试样中不可注;在粒径≥0.25 mm的砂岩试样中完全可注;组合粒径砂岩试样中,在小于0.5 mm粒径占100%的配比中砂岩试样中部分可注;其它配比下的砂岩试样均完全可注。这是由于粒径较小的细砂岩不利于浆液颗粒注入,而且所用超细注浆料的浆液颗粒易产生团聚效应,从而影响注浆效果。因此,在煤矿现场注浆工程中,针对粒径<0.25 mm的细砂岩试样,可以通过粉磨减小颗粒粒径以及提高浆液均匀分散性等方法来提高浆液可注性。
2)浆液水灰比。根据砂岩粒径分布和浆液可注性结果,选取颗粒级配为1和5的砂岩试样,在水灰比1∶1、1.5∶1、2∶1这3种条件下进行可注性试验。当水灰比为1∶1时,在粒径<0.25 mm的砂岩试样中不可注,在粒径<0.5 mm占100%的配比中砂岩试样中部分可注;当水灰比为1.5∶1和2∶1时,2种配比下的砂岩试样均完全可注。浆液可注性随水灰比增大而提高,这是因为水含量的增多降低了浆液黏度、提高了浆液流动性并削弱了颗粒的团聚效应,进而使浆液在砂岩试样中能够更加广泛的流动扩散。因此,在现场注浆工程中,针对细砂岩和细中砂岩,在一定范围内可以通过增大浆液水灰比来提高浆液的可注性。
3)注浆渗透压力。在上述研究的基础上,选择具有不同颗粒组成的5#~9#混合颗粒样品,得到在水灰比1∶1、1.5∶1、2∶1条件下不同编号分组的注浆渗透压力。复合砂岩试样中浆液注浆压力特征如图2所示。试验中,5#砂岩试样在水灰比1∶1,注浆渗透压力小于0.4 MPa的条件下,判定为不可注;在相同水灰比条件下,随着砂岩混合颗粒中大颗粒含量增加,注浆渗透压力降低;在相同的粒径配比条件下,随着水灰比增大,注浆渗透压力降低。原因是大颗粒含量增加会提高整体孔隙率和孔隙尺寸,浆液水灰比增大会提高浆液流动性,从而使注浆渗透压力降低。因此,在现场注浆工程中,增大浆液水灰比可减小注浆渗透压力,提高浆液的可注性。
3.2 加固效果
为了对现场注浆工程进行有效指导建议,应对不同因素影响下砂岩注浆加固体的单轴抗压强度和渗透系数进行测定。参照文献[28-30]的研究结论可知,水灰比和养护龄期是影响注浆加固体强度和渗透系数的主要影响因素。因此,选择水灰比和养护龄期与注浆加固体强度和渗透系数之间建立量化关系,将试验测得的注浆加固体强度和渗透系数与水灰比和养护龄期进行公式拟合,得出注浆加固体强度和渗透系数与水灰比和养护龄期的量化关系。
3.2.1 水灰比
根据试样可注性分析,选取粒径范围为0.25~0.5 mm的砂岩试样,在养护龄期为7、28 d的条件下,测试注浆加固后浆液水灰比为1∶1、1.5∶1、2∶1、2.5∶1时各注浆加固体的单轴抗压强度和渗透系数,拟合分析各因素对注浆性能的量化关系。单轴抗压强度和渗透系数与浆液水灰比定量关系如图3所示。
由图3(a)可知:注浆加固体的单轴抗压强度随浆液水灰比增大而降低,原因是浆液水灰比的提高使浆液颗粒之间间距增大,颗粒凝胶硬化过程中不易胶结连接,导致浆液凝胶硬化后孔隙率较高,强度降低;当水灰比为1∶1和1.5∶1时,注浆加固体的最大单轴抗压强度分别达到5.25 MPa和4.2 MPa,已达到现场应用要求的2.4 MPa的强度。
由图3(b)可知:注浆加固体的渗透系数随浆液水灰比减小而减小,原因是水灰比减小,浆液填充颗粒孔隙更加密实,降低了注浆加固体的渗透率;当水灰比为1.5∶1和1∶1时,注浆加固体的渗透系数几乎相同,说明注浆加固后抗渗效果良好。因此,根据现场注浆工程的实际情况,首先采用水灰比为1∶1的浆液进行注浆,在可注的情况下增强注浆加固的效果;当水灰比为1∶1的浆液难以注入断层破碎带,应改用水灰比为1.5∶1的浆液,在提高浆液可注性的同时保证良好的注浆加固效果。
3.2.2 养护龄期
试验选取了粒径范围0.25~0.5 mm的砂岩试样,在水灰比1∶1和1.5∶1的条件下,测试注浆加固后3、7、14、28 d各龄期试样的单轴抗压强度和渗透系数,拟合分析各因素对注浆性能的量化关系。单轴抗压强度和渗透系数与养护龄期的定量关系如图4所示。
由图4(a)可知:注浆加固体单轴抗压强度随着养护龄期的延长而逐渐增加,单轴抗压强度增幅随着养护龄期的延长而逐渐变缓,养护龄期为3~7 d时增幅最大,14~28 d时增幅放缓;当养护龄期14 d时,水灰比1∶1和1.5∶1这2种情况下,单轴抗压强度分别4.95 MPa和3.9 MPa,已达到现场应用要求的2.4 MPa的强度。
由图4(b)可知:注浆加固体渗透系数随着养护龄期延长而逐渐降低,渗透系数的降幅随着养护龄期的增长而逐渐放缓,养护龄期在3~7 d时注浆加固体渗透率降幅最大,7~14 d时渗透系数变化逐渐趋于平稳,在14 d后渗透率变化幅度不大;当养护龄期14 d和28 d时,注浆加固体的渗透系数几乎相同,说明注浆加固后抗渗效果良好。因此,在现场注浆工程中,无论是使用水灰比1.5∶1的浆液进行注浆加固的砂岩粒径较小的地层,还是使用水灰比为1∶1的浆液进行注浆加固的砂岩粒径较大的地层,在注浆14 d后可以得到符合现场应用的注浆加固效果,在注浆28 d后得到最优的注浆加固效果。
4. 工程应用
4.1 断层注浆设计
1)钻孔布置方式。根据试验结论及现场实际情况可知,水灰比1.5∶1的浆液在注浆效果方面与水灰比1∶1的浆液相近,且水灰比1.5∶1的浆液流动性更强,有助于浆液更好地在FD5断层破碎带内扩散运移,因此,选用水灰比1.5∶1的浆液进行注浆。注浆工程实际设计2组地面垂向孔组,其中D1钻孔组对FD5断层以北114155工作面回风巷与露头煤柱线之间平面区域内的15号煤顶板100 m范围内砂岩含水层进行超前治理,共9个钻孔;D2钻孔组对一水平南翼运输大巷及辅运大巷穿越FD5断层破碎带平面区域内的砂岩含水层进行超前治理,共11个钻孔。选取D2钻孔组进行分析。
2)注浆结束标准。工程中钻孔间距为50~60 m,注浆浆液压力的大小和浆液扩散范围成正相关,为了增加浆液的扩散距离来得到更好的注浆效果,要求注浆孔口终止压力要达到8~12 MPa;同时,由于注浆工程的特殊性,考虑可能揭露陷落柱或者巷道出现跑浆,无法高压注浆,因此,应及时根据现场实际情况对注浆压力进行调整,总压力不低于受注层位静水压力的2~3倍。一旦注浆压力达到预定标准后,可通过更换注浆泵的挡位来减少浆液注入量,直到浆液注入量减小到60 L/min,并持续30 min。之后进行压水实验,测得单位吸水率不大于0.01 L/(min·m·m)。否则,要求复注直至小于标准值为止。只有同时满足上述2个条件的情况下,才可以停止注浆。
4.2 注浆效果评价
表 2 注浆前后各钻孔吸水率表Table 2. Water absorption table of each borehole before and after grouting孔号 注浆前吸水率/
(L·min−1·m−1·m−1)注浆后吸水率/
(L·min−1·m−1·m−1)D2-1 0.041 0 0.007 9 D2-2 0.030 5 0.007 1 D2-3 0.074 1 0.010 0 D2-4 0.042 2 0.007 8 D2-5 0.098 5 0.009 0 D2-6 0.043 2 0.007 6 D2-7 0.062 0 0.009 4 D2-8 0.023 6 0.008 3 D2-9 0.027 8 0.008 5 D2-10 0.035 6 0.007 7 D2-11 0.025 4 0.008 6 由表2可知:注浆后,各孔受注层段吸水率均符合设计,均不大于0.01 L/(min·m·m),各钻孔注浆效果明显。D2组钻孔实际施工时,首先施工第1组D2-3、D2-5、D2-7、D2-9钻孔,根据这4个钻孔进行预先注浆试验,确认治理区域目标含水层的富水性、FD5断层导水性与断层破碎带注浆治理可行性;其次,施工第2组D2-2、D2-4、D2-6、D2-8钻孔;最后施工第3组D2-1、D2-10、D2-11钻孔,完成连排隔水帷幕的建立。
由图5可知:第1组平均注浆量为1 317.81 t,第2组平均注浆量为202.19 t,第3组平均注浆量为80.22 t,注浆量随着注浆孔顺序组次明显降低。这是由于前期注浆口注浆扩散范围广,对孔裂隙充填效果好,后期注浆孔难以注入导致注浆量下降,说明注浆效果明显。
5. 结 语
1)相同浆液水灰比条件下,砂岩粒径增大,注浆压力呈逐渐减小趋势;相同砂岩粒径条件下,浆液水灰比增大,注浆压力呈逐渐减小趋势。
2)注浆加固体的单轴抗压强度随浆液水灰比增大而降低,在水灰比为1.5∶1时注浆加固体的最大单轴抗压强度已适合现场应用;注浆加固体的渗透系数随浆液水灰比减小而减小,在水灰比为1.5∶1和1∶1时渗透系数几乎相同且抗渗效果良好。
3)注浆加固体单轴抗压强度随着养护龄期的延长而逐渐增大,养护龄期为14 d时,浆液水灰比为1∶1和1.5∶1这2种情况下的注浆加固体单轴抗压强度均适合于现场应用;注浆加固体渗透系数随着养护龄期延长而逐渐降低,当养护龄期为14 d和28 d时,注浆加固体的渗透系数几乎相同且抗渗效果良好。
4)通过吸水率和注浆量2个指标来评价注浆工程的整体效果。各钻孔吸水率均不大于临界值0.01 L/(min·m·m),说明受注层段吸水率均符合设计;注浆量由第1组的平均1 419.84 t下降到第3组的平均88.2 t,随注浆孔顺序组次明显降低,说明前期对孔裂隙充填效果好,进而使后期注浆孔难以注入导致注浆量下降。综上认为注浆效果明显且良好。
-
-
[1] 齐庆新,李一哲,赵善坤,等. 我国煤矿冲击地压发展70年:理论与技术体系的建立与思考[J]. 煤炭科学技术,2019,47(9):1−40. QI Qingxin, LI Yizhe, ZHAO Shankun, et al. Seventy years development of coal mine rockburst in China: establishment and consideration of theory and technology system[J]. Coal Science and Technology, 2019, 47(9): 1−40.
[2] 徐学锋,窦林名,曹安业,等. 覆岩结构对冲击矿压的影响及其微震监测[J]. 采矿与安全工程学报,2011,28(1):11−15. XU Xuefeng, DOU Linming, CAO Anye, et al. Effect of overlying strata structures on rock burst and micro-seismic monitoring analysis[J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2011, 28(1): 11−15.
[3] 杨志国,于润沧,郭然,等. 基于微震监测技术的矿山高应力区采动研究[J]. 岩石力学与工程学报,2009,28(2):3632−3638. YANG Zhiguo, YU Runcang, GUO Ran, et al. Research of mining based on microseismic monitoring technology in high-stress area[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2009, 28(2): 3632−3638.
[4] XIAO Yaxun, FENG Xiating, HUDSON John A, et al. ISRM suggested method for in situ microseismic monitoring of the fracturing process in rock masses[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering, 2016, 49(1): 343−369. doi: 10.1007/s00603-015-0859-y
[5] 窦林名, 牟宗龙, 曹安业, 等. 煤矿冲击地压防治[M]. 北京: 科学出版社, 2017. [6] 夏永学,潘俊锋,王元杰,等. 基于高精度微震监测的煤岩破裂与应力分布特征研究[J]. 煤炭学报,2011,36(2):239−243. XIA Yongxue, PANG Junfeng, WANG Yuanjie, et al. Study of rule of surrounding rock failure and stress distribution based on high-precision microseismic monitoring[J]. Journal of China Coal Society, 2011, 36(2): 239−243.
[7] 夏永学,蓝航,毛德兵,等. 基于微震监测的超前支承压力分布特征研究[J]. 中国矿业大学学报,2011,40(6):868−873. XIA Yongxue, LAN Hang, MAO Debing, et al. Study of the lead abutment pressure distribution base on microseismic monitoring[J]. Journal of China University of Mining & Technology, 2011, 40(6): 868−873.
[8] 孔令海. 煤矿采场围岩微震事件与支承压力分布关系[J]. 采矿与安全工程学报,2014,31(4):525−531. KONG Linghai. Relationship between microseismic events and abutment pressure distribution in coal mining[J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2014, 31(4): 525−531.
[9] 田水承,张帅,陈龙刚,等. 高瓦斯煤层覆岩活动规律研究[J]. 煤矿安全,2019,50(9):232−235. TIAN Shuicheng, ZHANG Shuai, CHEN Longgang, et al. Study on laws of overburden activity in high gas coal seam[J]. Safety in Coal Mines, 2019, 50(9): 232−235.
[10] CAI Wu, BAI Xianxi, SI Guangyao, et al. A monitoring investigation into rock burst mechanism based on the coupled theory of static and dynamic stresses[J]. Rock Mechanics and Rock Engineering, 2020, 53(12): 5451−5471. doi: 10.1007/s00603-020-02237-6
[11] 柏建彪,侯朝炯. 空巷顶板稳定性原理及支护技术研究[J]. 煤炭学报,2005,30(l):8−11. BAI Jianbiao, HOU Chaojiong. Research on principle of roof stability of abandoned workings and supporting technology[J]. Journal of China Coal Society, 2005, 30(l): 8−11.
[12] 李学华,梁顺,姚强岭,等. 冲击倾向性围岩沿空掘巷防冲控制原理及应用[J]. 采矿与安全工程学报,2012,29(6):751−756. LI Xuehua, LIANG Shun, YAO Qiangling, et al. Control principle and its application of rock burst in roadway driving along goaf with outburst-proneness surrounding rocks[J]. Journal of Mining & Safety Engineering, 2012, 29(6): 751−756.
[13] 窦林名,刘贞堂,曹胜根,等. 坚硬顶板对冲击矿压危险的影响分析[J]. 煤矿开采,2003,8(2):58−66. DOU Linming, LIU Zhentang, CAO Shenggen, et al. Analysis of the influence on rock burst caused by hard roof[J]. Coal Mining Technology, 2003, 8(2): 58−66.
[14] 申艳军,吕游,王双明,等. 煤矿采动作用对围岩扰动影响范围的分析[J]. 煤矿安全,2022,53(5):194−202. doi: 10.13347/j.cnki.mkaq.2022.05.032 SHEN Yanjun, LYU You, WANG Shuangming, et al. Analysis of influence range of coal mining on surrounding rock disturbance[J]. Safety in Coal Mines, 2022, 53(5): 194−202. doi: 10.13347/j.cnki.mkaq.2022.05.032
[15] GUO Wenhao, CAO Anye, XUE Chengchun, et al. Mechanism and evolution control of wide coal pillar bursts in multithick key strata[J]. Shock and Vibration, 2021(Pt.18): 1−14.
[16] 马祥. 红庆河煤矿临空宽煤柱工作面开采冲击矿压防治技术研究[D]. 徐州: 中国矿业大学, 2022. [17] 杜涛涛. 冲击地压煤矿井上下微震联合监测技术[J]. 煤矿安全,2022,53(7):92−98. doi: 10.13347/j.cnki.mkaq.2022.07.015 DU Taotao. Joint monitoring of surface and underground micro -seismic monitoring technology in rockburst coalmine[J]. Safety in Coal Mines, 2022, 53(7): 92−98. doi: 10.13347/j.cnki.mkaq.2022.07.015
[18] 钱鸣高,缪协兴,许家林. 岩层控制中的关键层理论研究[J]. 煤炭学报,1996,21(3):2−7. QIAN Minggao, MIAO Xiexing, XU Jialin. Theoretical study of key stratum in ground control[J]. Journal of China Coal Society, 1996, 21(3): 2−7.
[19] 吕可,王金安. 深部近距离厚煤层开采覆岩结构空间的演化规律与应力分布特征[J]. 华南师范大学学报(自然科学版),2022,52(3):22−28. LÜ Ke, WANG Jin’an. Evolution and stress distribution of overlying strata in deep and thick closer coal seam[J]. Journal of South China Normal University (Natural Science Edition), 2022, 52(3): 22−28.
[20] 秦伟,李文平. 鄂尔多斯盆地深部煤层开采导水断裂带发育特征[J]. 煤矿安全,2021,52(6):217−222. QIN Wei, LI Wenping. Development characteristics of water conduction fracture zone in deep coal seam mining in Ordos Basin[J]. Safety in Coal Mines, 2021, 52(6): 217−222.
[21] CAI Wu, DOU Linming, ZHANG Min, et al. A fuzzy comprehensive evaluation methodology for rock burst forecasting using microseismic monitoring[J]. Tunnelling and Underground Space Technology, 2018, 80: 232−245. doi: 10.1016/j.tust.2018.06.029