CN115726809A - 高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法 - Google Patents

高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法 Download PDF

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CN115726809A CN202211426180.0A CN202211426180A CN115726809A CN 115726809 A CN115726809 A CN 115726809A CN 202211426180 A CN202211426180 A CN 202211426180A CN 115726809 A CN115726809 A CN 115726809A
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蒋长宝
黄椿尧
程岳
白冰
张东明
李琳
吴家耀
许文锋
熊彬
雷运朋
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Abstract

本发明公开了一种高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,包括步骤A、深部采场围岩变形控制主动支护;步骤B、构建基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***;步骤C、构建采场动压与变形可视化及预警***;步骤D、构建动态变形智能监测及调控***。在选择合适的深部采场围岩变形控制主动支护基础上,建立基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***,结合采场动压与变形破断的远程实时可视化监测和预报,并基于监测数据动态精准实施控制技术措施,形成一套安全、经济和可行的深部高应力复杂条件采场围岩变形控制关键技术。

Description

高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法
技术领域
本发明涉及围岩变形控制技术领域,具体涉及一种深部高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法。
背景技术
由于深部采场围岩处于较高的地应力和复杂的地质环境,导致其变形特征与浅部大相径庭,深部采场围岩变形控制方法及监测***的应用是保障深部工作面安全回采的重要措施之一。
国内外专家对深部采场围岩变形控制方法及监测***已经开展了一些研究,虽然一定程度上为深部采场围岩变形控制提供了理论指导和技术支撑,但仍存在一些不足,特别是涉及采场动压及变形监测***,主要的问题在于:对矿压进行监测时需人携带智能手持采集仪,监测效率不高;仅对巷道顶板应力与变形进行了监测,所用传感器较为传统,传感器布置不合理,受深部矿井环境影响较大,且未对巷道两帮与底板变形进行监测,监测数据不全面;仅实现了对采场围岩应力应变进行监测,监测数据较为单一;仅对锚杆应力进行了监测,未涉及锚杆自动调压方面。
发明内容
本发明旨在提供一种在选择合适的深部采场围岩变形控制主动支护基础上,建立基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***,结合采场动压与变形破断的远程实时可视化监测和预报,并基于监测数据动态精准实施控制技术措施,形成一套安全、经济和可行的深部高应力复杂条件采场围岩变形控制关键技术。
为此,本发明所采用的技术方案为:高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,包括以下步骤:
步骤A、深部采场围岩变形控制主动支护;
1)原岩应力测试;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽均设置原岩应力测试断面,选择岩体完整性较好的巷道断面,设岩层的走向为X方向,倾向为Y方向,垂直于XY平面的方向为Z方向,按X、Y、Z、X45°Y、Y45°Z、Z45°X六个方向定向钻取完整岩样,用该空间6个方向的岩石声发射效应特征点的荷载进行计算,得到取样点的主应力大小及方位,以寻求区域性地应力变化规律;
根据每个试件的声发射效应特征点确定其荷载,由试件的受力面积计算出应力,多个试件的平均值即为该方向的应力测试值,并根据以下公式得到其主应力的大小和方位角:
在地下岩体中取一个四面体的微单元OABC,其中OA、OB、OC分别与坐标X、Y、Z的正方向重合,其法向方向余弦为l、m、n,则平面ABC上的正应力σn可以表示为:σn=σxl2ym2zn2+2τxylm+2τyzmn+2τzxnl (1)
用矩阵形式可表示为:[σn]=[A][σ] (2)
式中,[σn]为kaiser点的单向正应力矩阵,[σ]为测点应力分量矩阵,[A]为方向余弦乘积矩阵;
将式(2)看作是关于l、m、n未知数的方程组,且l、m、n必须满足式(3)
的条件,即:l2+m2+n2=1 (3)
则可得到式(2)的特征方程:σ3-I1σ2+I2σ-I3=0 (4)
其中,
Figure BDA0003942441780000031
将实测的6个特殊方向的单向正应力值代入式(1)中,可以计算得到6个应力分量,即σx、σy、σz、τxy、τyz、τzx,代入式(4)、(5)中,即可求得该点的3个主应力大小及方向;
2)寻找采场围岩裂隙场演化规律;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽超前工作面170—180m位置处选取采动裂隙监测断面,在现场向巷道顶板和两帮打孔,用钻孔成像仪窥视顶板和两帮裂隙发育状态,将围岩分为弹性区、应***化区、塑性流动区;
结合钻孔成像对岩体的裂隙分析结果,采用霍克布朗准则和非关联流动法则寻找巷道围岩裂隙场演化规律,并采用龙格库塔方法进行数值计算,求解得到应***化区和塑性流动区半径,并最终得到巷道围岩变形与破断的时空演化规律;
3)进行断层注浆改性;
当断层处于回采及支护影响范围内,若不对断层进行适当处理,则会引起支护体系的失效和安全隐患,因此需要对断层进行改造;为了研究断层裂隙煤岩体的改性原则,在尽量提高浅部煤岩体完整性的同时,又要防止对煤岩体造成进一步破坏,需在前期地应力测试基础上,对试验点煤岩体破裂压力进行统计分析,确定煤岩体破裂压力;
根据煤岩体破裂压力对断层进行注浆改性,并通过矿用钻孔窥视***对改性前后围岩改性效果进行检验,断层裂隙煤岩体改性既要保证浆液的有效扩散,对煤岩体浅部裂隙进行有效充填,又要对深部封闭、半封闭裂隙进行贯通扩展,形成有效的煤岩体浆液固结体支撑网络;若断层处于回采及支护影响范围外则可不进行注浆处理;
4)进行卸压工艺设计;
深部矿井在开采过程中若出现围岩应力集中,会造成冲击隐患,工作面回采之前应实施区域水力压裂卸压,然后在采掘空间局部选择煤层钻孔卸压、煤层***卸压、煤层注水、顶板***预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或***卸压中的至少一种局部防冲措施;
综合实际条件和巷道围岩动压的动态监测结果,选择合适的卸压工艺,并采用压力传感器布置在锚杆锚索自由端监测卸压巷道附近锚杆锚索的受力变化,从而监测卸压工艺后巷道周边应力场的演化过程,检验卸压效果;
5)采场围岩变形控制主动支护技术
基于“深部卸压、浅部强支、巷表防护”多层次控制理念,进行锚杆锚索+金属网+钢带的超强主动支护,包括:
a.利用锚索钢结合壁后浅部充填控制巷道围岩浅部变形
当浅部围岩比较破碎时,锚杆锚索的支护作用得不到充分的发挥,因此需要在岩壁外锚杆锚索的位置处安装金属安全网和钢带,对围岩浅部破碎煤岩体,尤其是锚杆锚索托盘处的破碎煤岩体采用固邦特充填进行加固;
b.扩大工作面超前支护距离,提高超前支护强度
通过监测工作面顺槽过往采动应力,沿空顺槽和非沿空顺槽在工作面超前距离内的采动应力变化敏感段,采用顺槽端头支架进行超前支护,超前支护距离不小于采动应力变化敏感段的二分之一;
c.采用高强度预应力锚杆,提高锚杆支护强度;由于巷道的采帮和不采帮受采场动压影响不同,采用采帮与不采帮锚杆非对称布设方式,采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距;
步骤B、构建基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***;
基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***,包括数组串联的光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器,串联的各组再分别与光纤光栅位移传感器并联,通过光缆与光纤光栅信号管理主机连接,光纤光栅信号管理主机通过电缆与光纤光栅传感网络分析仪连接,光纤光栅传感网络分析仪通过局域网与搭载三维采场动压及变形监测***的计算机连接;
光纤光栅位移传感器安装在靠近巷道顶板、底板和两帮中部,对巷道顶底板和两帮位移进行监测;光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器串联安装在两帮中部偏下以及顶底板与煤壁交界处的煤体钻孔中,顶底板钻孔在巷道中呈对角式分布,对回采时巷道顶底板的动压进行监测;且不采帮取一种钻孔深度,采帮沿纵向间隔取三种不同的钻孔深度;根据相邻工作面顺槽采动应力的监测数据,将智能光纤传感器布置在顺槽超前支护外采动应力增高区,监测点布点间距20m;
步骤C、构建采场动压与变形可视化及预警***;
步骤D、构建动态变形智能监测及调控***;
1)在深部高应力巷道围岩的两帮及顶部,采用锚杆锚索进行主动支护;其中,巷道围岩的顶板采用高强度锚杆和预应力锚索进行联合支护,采帮和不采帮均采用高强度锚杆进行支护,且采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距;
2)在采场工作面前方的采动应力变化敏感段上,从工作面顺槽超前支护段外开始每隔15—25米布置一个应力监测断面,将光纤光栅应力传感器埋入巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索上,对采动应力进行监测,将巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索统称为应力监测锚杆锚索;
3)为所有应力监测锚杆锚索配置动态调压机构;
在每个应力监测锚杆锚索的托盘和岩壁之间安装中空千斤顶和锚杆锚索预应力监测元件,且托盘的外侧通过螺母锁紧,岩壁外对应应力监测锚杆索的位置处安装有金属安全网和钢带;所有中空千斤顶分别通过各自对应的高压油管与同一多通道油源控制***连接,多通道油源控制***通过内设程序控制器与内置人机界面连接,锚杆锚索预应力监测元件与锚杆锚索预应力监测显示元件连接;
4)巷道动态变形智能调控;
内置人机界面实时接收光纤光栅应力传感器监测到的锚杆锚索应力信号,动态调整锚杆锚索的预应力;通过内设程序控制器设定采动应力增加阈值,判断所接收到的数据是否超过阈值,若超过,则在采动应力增加段,自动提高位于应力增加段内的锚杆锚索的预应力,通过内设程序控制器,驱动多通道油源控制***给中空千斤顶供压,通过中空千斤顶行程控制增加在高应力区锚杆锚索的预应力,对锚杆锚索直接施加轴向预应力,无需经过径向的扭矩转化,从而使施加的预应力能在锚杆锚索使用过程中较长时间的保持;提高锚杆锚索的预应力可以使高应力区的应力向邻近低应力区转移,向均匀分布转化,减小围岩在高应力状态下产生局部变形。
作为上述方案的优选,步骤C中,所述采场动压与变形可视化及预警***,包括采场围岩稳定性判定***和可视化及预警***,采场围岩稳定性判定***包括对比模块和判定模块,可视化及预警***包括可视化模块和预警模块;
1)构建采场围岩稳定性判定***
对比模块通过分析三维采场动压及变形监测***对巷道两帮及顶底板的位移变形量和动压变化,建立采场围岩稳定性的非线性预测模型,导出巷道变形失稳破坏的临界判据;判定模块通过实时监测的数据和对比模块导出的数据进行对比,判断是否有围岩变形破断的危险;
2)构建可视化及预警***
可视化模块利用数字化技术,绘制动态预测曲线和监测曲线并显示在屏幕上;预警模块根据判定模块对围岩变形破断判定结果进行提前预警,且利用动态变形调控方法对锚杆预应力进行调控。
进一步优选为,所述高强度锚杆的规格为φ20×2400mm,巷道围岩顶板上高强度锚杆的间排距为1200×1000mm,采帮侧高强度锚杆的间排距为800×1000mm,不采帮侧高强度锚杆的间排距为1600×1000mm;所述预应力锚索的规格为φ22×6000mm,间排距为1300×2900mm。
进一步优选为,在不采帮的一侧由上到下安装有供水、压风、防灭火、排水管路,在不采帮的底部设置有水沟。
本发明的有益效果:随着矿井开采深度不断增加,矿井地质条件持续复杂化,围岩变形控制问题日益突出,对深部采场围岩主动支护、对深部采场围岩动压及变形实时监测和预报以及对深部采场围岩变形精准控制是非常有必要的。通过采场围岩变形控制方法的应用,可以加强巷道围岩稳定性,减小回采时巷道的变形;通过采场围岩动压及变形监测***的应用,可以实时监测围岩动压及变形数据,为后续的分析处理提供数据来源;通过采场围岩动压与变形可视化及预警方法的应用,可以处理大量数据,分析深部采场围岩动压与变形趋势,实现数据的可视化监测,并在险情发生之前预警;通过动态变形智能监测***及调控方法的应用,可以智能监测采场围岩动压变化且实现巷道变形、应力的分段动态调控。
附图说明
图1为本发明的实施步骤图。
图2为现场取样方位角的示意图。
图3为基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***示意图。
图4为基于LabVIEW的三维采场动压及变形平台流程图。
图5为三维采场动压及变形监测***中传感器的布设位置。
图6为三维采场动压及变形监测***。
图7为采场围岩稳定性判定***工作原理图。
图8为可视化及预警***工作原理图。
图9为巷道中光纤光栅传感器的布设位置。
图10为动态调压锚杆结构示意图。
图11为巷道动态变形智能调控流程图。
具体实施方式
下面通过实施例并结合附图,对本发明作进一步说明:
一种高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,包括以下步骤:
步骤A、深部采场围岩变形控制主动支护;
1)原岩应力测试;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽均设置原岩应力测试断面,选择岩体完整性较好的巷道断面,设岩层的走向为X方向,倾向为Y方向,垂直于XY平面的方向为Z方向。
由图2现场取样方位角所示,按X、Y、Z、X45°Y、Y45°Z、Z45°X六个方向定向钻取完整岩样,用该空间6个方向的岩石声发射效应特征点的荷载进行计算,得到取样点的主应力大小及方位。由于该方法与传统的应力接触法、水力压裂相比,具有简单、直观、相对经济等优点,便于大量测试,采用该方法以寻求区域性地应力变化规律。
根据每个试件的声发射效应特征点确定其荷载,由试件的受力面积计算出应力,多个试件的平均值即为该方向的应力测试值,并根据以下公式得到其主应力的大小和方位角:
在地下岩体中取一个四面体的微单元OABC,其中OA、OB、OC分别与坐标X、Y、Z的正方向重合,其法向方向(即X、Y、Z三个主方向)余弦为l、m、n,则平面ABC上的正应力σn可以表示为:
σn=σxl2ym2zn2+2τxylm+2τyzmn+2τzxnl (1)
用矩阵形式可表示为:[σn]=[A][σ](2)
式中,[σn]为kaiser点的单向正应力矩阵,[σ]为测点应力分量矩阵,[A]为方向余弦乘积矩阵。
将式(2)看作是关于l、m、n未知数的方程组,且l、m、n必须满足式(3)
的条件,即:l2+m2+n2=1 (3)
则可得到式(2)的特征方程:σ3-I1σ2+I2σ-I3=0 (4)
其中,
Figure BDA0003942441780000101
将实测的6个特殊方向的单向正应力值代入式(1)中,可以计算得到6个应力分量,即σx、σy、σz、τxy、τyz、τzx,代入式(4)、(5)中,即可求得该点的3个主应力大小及方向。
2)寻找采场围岩裂隙场演化规律;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽超前工作面170—180m位置处选取采动裂隙监测断面,在现场向巷道顶板和两帮打孔,用钻孔成像仪窥视顶板和两帮裂隙发育状态。由于在许多实际条件下,比如节理岩体中,线性的摩尔库伦准则不太适用,非线性的霍克布朗比较适用,因此使用非线性屈服准则对工作面的围岩变形进行研究,将围岩分为弹性区、应***化区、塑性流动区。
结合钻孔成像对岩体的裂隙分析结果,采用霍克布朗准则和非关联流动法则寻找巷道围岩裂隙场演化规律;软化区域围岩参数随着塑性变形增加而变化,解析法难以求得应力,采用龙格库塔方法进行数值计算,求解得到应***化区和塑性流动区半径,并最终得到巷道围岩变形与破断的时空演化规律。
3)进行断层注浆改性;
当断层处于回采及支护影响范围内,若不对断层进行适当处理,则会引起支护体系的失效和安全隐患,因此需要对断层进行改造。为了研究断层裂隙煤岩体的改性原则,在尽量提高浅部煤岩体完整性的同时,又要防止对煤岩体造成进一步破坏,需在前期地应力测试基础上,对试验点煤岩体破裂压力进行统计分析,确定煤岩体破裂压力。
根据煤岩体破裂压力对断层进行注浆改性,并通过矿用钻孔窥视***对改性前后围岩改性效果进行检验,断层裂隙煤岩体改性既要保证浆液的有效扩散,对煤岩体浅部裂隙进行有效充填,又要对深部封闭、半封闭裂隙进行贯通扩展,形成有效的煤岩体浆液固结体支撑网络;若断层处于回采及支护影响范围外则可不进行注浆处理。
4)进行卸压工艺设计;
深部矿井在开采过程中若出现围岩应力集中,会造成冲击隐患,工作面回采之前应实施区域水力压裂卸压,然后在采掘空间局部选择煤层钻孔卸压、煤层***卸压、煤层注水、顶板***预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或***卸压中的至少一种有针对性且有效的局部防冲措施。
综合实际条件和巷道围岩动压的动态监测结果,选择合适的卸压工艺,并采用压力传感器布置在锚杆锚索自由端监测卸压巷道附近锚杆锚索的受力变化,从而监测卸压工艺后巷道周边应力场的演化过程,检验卸压效果。
5)采场围岩变形控制主动支护技术
基于“深部卸压、浅部强支、巷表防护”多层次控制理念,进行锚杆锚索+金属网+钢带的超强主动支护,包括:
a.利用锚索钢结合壁后浅部充填控制巷道围岩浅部变形
当浅部围岩比较破碎时,锚杆锚索的支护作用得不到充分的发挥,因此需要在岩壁外锚杆锚索的位置处安装金属安全网和钢带,对围岩浅部破碎煤岩体,尤其是锚杆锚索托盘处的破碎煤岩体采用固邦特充填进行加固;
b.扩大工作面超前支护距离,提高超前支护强度
通过监测工作面顺槽过往采动应力,沿空顺槽和非沿空顺槽在工作面超前距离内的采动应力变化敏感段,采用顺槽端头支架进行超前支护,超前支护距离不小于采动应力变化敏感段的二分之一。超前支护距离的加大,可明显减少巷道顶底板及两帮变形量和变形速度,超前支护强度的加大,可减少巷道围岩变形量值。
c.采用高强度预应力锚杆,提高锚杆支护强度;由于巷道的采帮和不采帮受采场动压影响不同,采用采帮与不采帮锚杆非对称布设方式,采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距。
如果所用锚杆屈服强度不足,会导致使用过程中经常出现锚杆被拉断造成锚杆失效,从而需要补打锚杆或锚索,既不安全,又不经济,还费时间。因此要用数值模拟的方法模拟计算使用不同高强度预应力锚杆在巷道支护时的受力,选择合适屈服强度、抗拉强度的高强度预应力锚杆,并施加合适的预应力,可以大幅提高安装时的预应力且锚杆不会被拉断,形成有效主动支护,减小围岩变形。
由于巷道的采帮和不采帮受采场动压影响不同,从支护安全和经济方面考虑,采用锚杆非对称布设方式,利用高强度预应力锚杆,设计不同的支护模型,通过数值模拟计算,比较不同支护模型中巷道断面整体变形过程、锚杆锚索受力情况、锚杆锚索变形情况、巷道两帮中部围岩变形情况以及经济效益,选择性价比最高的支护体系。
步骤B、构建基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***;
如图3所示,基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***,包括数组串联的光纤光栅围岩压力传感器9、光纤光栅埋入式应变传感器10和光纤光栅温度传感器11,串联的各组再分别与光纤光栅位移传感器8并联,通过光缆7与光纤光栅信号管理主机6连接,光纤光栅信号管理主机6通过电缆5与光纤光栅传感网络分析仪4连接,光纤光栅传感网络分析仪4通过局域网3与搭载三维采场动压及变形监测***2的计算机1连接。基于LabVIEW的三维采场动压及变形平台流程图如图4所示。
光纤光栅位移传感器8、光纤光栅围岩压力传感器9、光纤光栅埋入式应变传感器10和光纤光栅温度传感器11用于测量顶板离层、围岩变形、监测围岩内部压力、应变和温度。设计合适的传感器位置,传感器位置示意图如图5所示,①为光纤光栅位移传感器安装位置,②为光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器安装位置。光纤光栅位移传感器安装在靠近巷道顶板、底板和两帮中部,对巷道顶底板和两帮位移进行监测。光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器串联安装在两帮中部偏下以及顶底板与煤壁交界处的煤体钻孔中,顶底板钻孔在巷道中呈对角式分布,对回采时巷道顶底板的动压进行监测。安装在巷道两帮的光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器位于巷道中部偏下的煤体钻孔中,这样布置是为了减少钻孔对巷道中部位移传感器的影响,利于工人现场布设,且于巷道中部偏下靠近位移传感器处布设其余传感器利于与位移传感器所监测的数据进行结合分析。因巷道采帮受采动应力影响大,为使采帮动压监测更为准确,不采帮取一种钻孔深度,采帮沿纵向间隔取三种不同的钻孔深度。光缆的安装过程应使用保护装置对其保护,防止拉拽时用力过大而损坏。根据相邻工作面顺槽采动应力的监测数据,将智能光纤传感器布置在顺槽超前支护外采动应力增高区,监测点布点间距20m。
巷道中在传感器布置处标记光纤光栅巷道内的长度标识和巷道位置,一是便于对监测数据科学高效管理,二是便于工作人员对传感器进行检修。
基于LabVIEW和智能光纤光栅传感器的优化算法,建立三维采场动压及变形监测***。三维采场动压及变形监测***如图6所示由四个相关联的子***构成:传感器***、数据采集***、数据传输***、三维采场动压及变形远程监测***。
数据采集***:***首先记录经过传感器变换和放大器放大后的模拟量信号,然后记录通过模数转换的数字量。本***的数据采集工作主要由光纤光栅传感网络分析仪负责完成。
数据传输***:实现实时监测的功能,通过有线和无线手段把监测数据传输到控制室,显示在计算机屏幕上,最后存入监测数据库。
三维采场动压及变形远程监测***:该***结合监测目标的特征,将锚杆锚索的应力、应变和温度数据合理有效地储存在管理***中。该管理***可以方便地从数据测量***中获取数据,又可以被不同用户方便地调用数据,减少无效数据堆积,保证必要信息储存的可靠性。
步骤C、构建采场动压与变形可视化及预警***。
可视化及预警***目前已有所应用,可以直接借用。步骤C中,所采用的采场动压与变形可视化及预警***在现有的可视化及预警***上进行了改进,其工作原理图分别如图7和图8所示,包括采场围岩稳定性判定***和可视化及预警***,采场围岩稳定性判定***包括对比模块和判定模块,可视化及预警***包括可视化模块和预警模块:
1)构建采场围岩稳定性判定***
对比模块通过分析三维采场动压及变形监测***对巷道两帮及顶底板的位移变形量和动压变化,建立采场围岩稳定性的非线性预测模型,导出巷道变形失稳破坏的临界判据;判定模块通过实时监测的数据和对比模块导出的数据进行对比,判断是否有围岩变形破断的危险。
2)构建可视化及预警***
可视化模块利用数字化技术,绘制动态预测曲线和监测曲线并显示在屏幕上;预警模块根据判定模块对围岩变形破断判定结果进行提前预警,且利用动态变形调控方法对锚杆预应力进行调控。
步骤D、构建动态变形智能监测及调控***。
1)如图9所示,在深部高应力巷道围岩的两帮及顶部,采用锚杆锚索进行主动支护;其中,巷道围岩的顶板采用高强度锚杆和预应力锚索进行联合支护,采帮和不采帮均采用高强度锚杆进行支护,且采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距。
2)在采场工作面前方的采动应力变化敏感段上,从工作面顺槽超前支护段外开始每隔15—25米布置一个应力监测断面,将光纤光栅应力传感器埋入巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索上,如图9中所示的①为光纤光栅应力传感器,对采动应力进行监测,将巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索统称为应力监测锚杆锚索。
3)为所有应力监测锚杆锚索配置动态调压机构;
如图10所示,在每个应力监测锚杆锚索的托盘12和岩壁之间安装中空千斤顶13和锚杆锚索预应力监测元件14,且托盘12的外侧通过螺母15锁紧,岩壁外对应应力监测锚杆索的位置处安装有金属安全网16和钢带17;所有中空千斤顶13分别通过各自对应的高压油管18与同一多通道油源控制***19连接,多通道油源控制***19通过内设程序控制器20与内置人机界面21连接,锚杆锚索预应力监测元件14与锚杆锚索预应力监测显示元件22连接。
4)巷道动态变形智能调控。
如图11所示,内置人机界面实时接收光纤光栅应力传感器监测到的锚杆锚索应力信号,动态调整锚杆锚索的预应力;通过内设程序控制器设定采动应力增加阈值,判断所接收到的数据是否超过阈值,若超过,则在采动应力增加段,自动提高位于应力增加段内的锚杆锚索的预应力,通过内设程序控制器,驱动多通道油源控制***给中空千斤顶供压,通过中空千斤顶行程控制增加在高应力区锚杆锚索的预应力,对锚杆锚索直接施加轴向预应力,无需经过径向的扭矩转化,从而使施加的预应力能在锚杆锚索使用过程中较长时间的保持;通过自动调压功能,可以使高应力区的应力向邻近低应力区转移,向均匀分布转化,减小围岩在高应力状态下产生局部变形。
优选为,结合图5、图9所示,高强度锚杆的规格为φ20×2400mm,巷道围岩顶板上高强度锚杆的间排距为1200×1000mm,采帮侧高强度锚杆的间排距为800×1000mm,不采帮侧高强度锚杆的间排距为1600×1000mm;预应力锚索的规格为φ22×6000mm,间排距为1300×2900mm。
另外,在不采帮的一侧由上到下安装有供水、压风、防灭火、排水管路,在不采帮的底部设置有水沟。

Claims (4)

1.一种高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤A、深部采场围岩变形控制主动支护;
1)原岩应力测试;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽均设置原岩应力测试断面,选择岩体完整性较好的巷道断面,设岩层的走向为X方向,倾向为Y方向,垂直于XY平面的方向为Z方向,按X、Y、Z、X45°Y、Y45°Z、Z45°X六个方向定向钻取完整岩样,用该空间6个方向的岩石声发射效应特征点的荷载进行计算,得到取样点的主应力大小及方位,以寻求区域性地应力变化规律;
根据每个试件的声发射效应特征点确定其荷载,由试件的受力面积计算出应力,多个试件的平均值即为该方向的应力测试值,并根据以下公式得到其主应力的大小和方位角:
在地下岩体中取一个四面体的微单元OABC,其中OA、OB、OC分别与坐标X、Y、Z的正方向重合,其法向方向余弦为l、m、n,则平面ABC上的正应力σn可以表示为:σn=σxl2ym2zn2+2τxylm+2τyzmn+2τzxnl (1)
用矩阵形式可表示为:[σn]=[A][σ] (2)
式中,[σn]为kaiser点的单向正应力矩阵,[σ]为测点应力分量矩阵,[A]为方向余弦乘积矩阵;
将式(2)看作是关于l、m、n未知数的方程组,且l、m、n必须满足式(3)的条件,即:l2+m2+n2=1 (3)
则可得到式(2)的特征方程:σ3-I1σ2+I2σ-I3=0 (4)
其中,
Figure FDA0003942441770000021
将实测的6个特殊方向的单向正应力值代入式(1)中,可以计算得到6个应力分量,即σx、σy、σz、τxy、τyz、τzx,代入式(4)、(5)中,即可求得该点的3个主应力大小及方向;
2)寻找采场围岩裂隙场演化规律;
在工作面沿空顺槽和非沿空顺槽超前工作面170—180m位置处选取采动裂隙监测断面,在现场向巷道顶板和两帮打孔,用钻孔成像仪窥视顶板和两帮裂隙发育状态,将围岩分为弹性区、应***化区、塑性流动区;
结合钻孔成像对岩体的裂隙分析结果,采用霍克布朗准则和非关联流动法则寻找巷道围岩裂隙场演化规律,并采用龙格库塔方法进行数值计算,求解得到应***化区和塑性流动区半径,并最终得到巷道围岩变形与破断的时空演化规律;
3)进行断层注浆改性;
当断层处于回采及支护影响范围内,若不对断层进行适当处理,则会引起支护体系的失效和安全隐患,因此需要对断层进行改造;为了研究断层裂隙煤岩体的改性原则,在尽量提高浅部煤岩体完整性的同时,又要防止对煤岩体造成进一步破坏,需在前期地应力测试基础上,对试验点煤岩体破裂压力进行统计分析,确定煤岩体破裂压力;
根据煤岩体破裂压力对断层进行注浆改性,并通过矿用钻孔窥视***对改性前后围岩改性效果进行检验,断层裂隙煤岩体改性既要保证浆液的有效扩散,对煤岩体浅部裂隙进行有效充填,又要对深部封闭、半封闭裂隙进行贯通扩展,形成有效的煤岩体浆液固结体支撑网络;若断层处于回采及支护影响范围外则可不进行注浆处理;
4)进行卸压工艺设计;
深部矿井在开采过程中若出现围岩应力集中,会造成冲击隐患,工作面回采之前应实施区域水力压裂卸压,然后在采掘空间局部选择煤层钻孔卸压、煤层***卸压、煤层注水、顶板***预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或***卸压中的至少一种局部防冲措施;
综合实际条件和巷道围岩动压的动态监测结果,选择合适的卸压工艺,并采用压力传感器布置在锚杆锚索自由端监测卸压巷道附近锚杆锚索的受力变化,从而监测卸压工艺后巷道周边应力场的演化过程,检验卸压效果;
5)采场围岩变形控制主动支护技术
基于“深部卸压、浅部强支、巷表防护”多层次控制理念,进行锚杆锚索+金属网+钢带的超强主动支护,包括:
a.利用锚索钢结合壁后浅部充填控制巷道围岩浅部变形
当浅部围岩比较破碎时,锚杆锚索的支护作用得不到充分的发挥,因此需要在岩壁外锚杆锚索的位置处安装金属安全网和钢带,对围岩浅部破碎煤岩体,尤其是锚杆锚索托盘处的破碎煤岩体采用固邦特充填进行加固;
b.扩大工作面超前支护距离,提高超前支护强度
通过监测工作面顺槽过往采动应力,沿空顺槽和非沿空顺槽在工作面超前距离内的采动应力变化敏感段,采用顺槽端头支架进行超前支护,超前支护距离不小于采动应力变化敏感段的二分之一;
c.采用高强度预应力锚杆,提高锚杆支护强度;由于巷道的采帮和不采帮受采场动压影响不同,采用采帮与不采帮锚杆非对称布设方式,采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距;
步骤B、构建基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***;
基于LabVIEW和智能光纤传感器的三维采场动压及变形监测***,包括数组串联的光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器,串联的各组再分别与光纤光栅位移传感器并联,通过光缆与光纤光栅信号管理主机连接,光纤光栅信号管理主机通过电缆与光纤光栅传感网络分析仪连接,光纤光栅传感网络分析仪通过局域网与搭载三维采场动压及变形监测***的计算机连接;
光纤光栅位移传感器安装在靠近巷道顶板、底板和两帮中部,对巷道顶底板和两帮位移进行监测;光纤光栅围岩压力传感器、光纤光栅埋入式应变传感器和光纤光栅温度传感器串联安装在两帮中部偏下以及顶底板与煤壁交界处的煤体钻孔中,顶底板钻孔在巷道中呈对角式分布,对回采时巷道顶底板的动压进行监测;且不采帮取一种钻孔深度,采帮沿纵向间隔取三种不同的钻孔深度;根据相邻工作面顺槽采动应力的监测数据,将智能光纤传感器布置在顺槽超前支护外采动应力增高区,监测点布点间距20m;
步骤C、构建采场动压与变形可视化及预警***;
步骤D、构建动态变形智能监测及调控***;
1)在深部高应力巷道围岩的两帮及顶部,采用锚杆锚索进行主动支护;其中,巷道围岩的顶板采用高强度锚杆和预应力锚索进行联合支护,采帮和不采帮均采用高强度锚杆进行支护,且采帮的高强度锚杆的上下间距大于不采帮的高强度锚杆的上下间距;
2)在采场工作面前方的采动应力变化敏感段上,从工作面顺槽超前支护段外开始每隔15—25米布置一个应力监测断面,将光纤光栅应力传感器埋入巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索上,对采动应力进行监测,将巷道两帮中部、顶板中部的高强度锚杆以及巷道顶板中部的预应力锚索统称为应力监测锚杆锚索;
3)为所有应力监测锚杆锚索配置动态调压机构;
在每个应力监测锚杆锚索的托盘和岩壁之间安装中空千斤顶和锚杆锚索预应力监测元件,且托盘的外侧通过螺母锁紧,岩壁外对应应力监测锚杆索的位置处安装有金属安全网和钢带;所有中空千斤顶分别通过各自对应的高压油管与同一多通道油源控制***连接,多通道油源控制***通过内设程序控制器与内置人机界面连接,锚杆锚索预应力监测元件与锚杆锚索预应力监测显示元件连接;
4)巷道动态变形智能调控;
内置人机界面实时接收光纤光栅应力传感器监测到的锚杆锚索应力信号,动态调整锚杆锚索的预应力;通过内设程序控制器设定采动应力增加阈值,判断所接收到的数据是否超过阈值,若超过,则在采动应力增加段,自动提高位于应力增加段内的锚杆锚索的预应力,通过内设程序控制器,驱动多通道油源控制***给中空千斤顶供压,通过中空千斤顶行程控制增加在高应力区锚杆锚索的预应力,对锚杆锚索直接施加轴向预应力,无需经过径向的扭矩转化,从而使施加的预应力能在锚杆锚索使用过程中较长时间的保持;提高锚杆锚索的预应力可以使高应力区的应力向邻近低应力区转移,向均匀分布转化,减小围岩在高应力状态下产生局部变形。
2.按照权利要求1所述的高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,其特征在于:步骤C中,所述采场动压与变形可视化及预警***,包括采场围岩稳定性判定***和可视化及预警***,采场围岩稳定性判定***包括对比模块和判定模块,可视化及预警***包括可视化模块和预警模块;
1)构建采场围岩稳定性判定***
对比模块通过分析三维采场动压及变形监测***对巷道两帮及顶底板的位移变形量和动压变化,建立采场围岩稳定性的非线性预测模型,导出巷道变形失稳破坏的临界判据;判定模块通过实时监测的数据和对比模块导出的数据进行对比,判断是否有围岩变形破断的危险;
2)构建可视化及预警***
可视化模块利用数字化技术,绘制动态预测曲线和监测曲线并显示在屏幕上;预警模块根据判定模块对围岩变形破断判定结果进行提前预警,且利用动态变形调控方法对锚杆预应力进行调控。
3.照权利要求1所述的高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,其特征在于:所述高强度锚杆的规格为φ20×2400mm,巷道围岩顶板上高强度锚杆的间排距为1200×1000mm,采帮侧高强度锚杆的间排距为800×1000mm,不采帮侧高强度锚杆的间排距为1600×1000mm;所述预应力锚索的规格为φ22×6000mm,间排距为1300×2900mm。
4.照权利要求1所述的高应力复杂条件下三维采场围岩变形综合控制方法,其特征在于:在不采帮的一侧由上到下安装有供水、压风、防灭火、排水管路,在不采帮的底部设置有水沟。
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Cited By (3)

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Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN116641724A (zh) * 2023-07-27 2023-08-25 中国矿业大学(北京) 一种深埋软岩巷道高预应力恒阻锚杆和锚索协同控制方法
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Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN116641724A (zh) * 2023-07-27 2023-08-25 中国矿业大学(北京) 一种深埋软岩巷道高预应力恒阻锚杆和锚索协同控制方法
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CN116950720B (zh) * 2023-07-27 2024-03-26 中国矿业大学 应力波诱发巷道失稳裂隙场和三维应变场监测***及方法
CN116697997A (zh) * 2023-08-07 2023-09-05 深圳市交通公用设施建设中心 一种围护结构体变形实时监测***及其监测方法
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