厚硬顶板潜在矿震风险地面压裂预控技术

具有厚硬顶板的矿井在采掘期间将面临矿震、矿压显现强烈的风险，易导致矿井发生动力灾害事故。为对此类风险隐患进行预控和防范，需要对矿井的厚硬顶板进行预控处理。采用现场调研、工程类比、理论分析、实验室试验和数值模拟的方法，对矿井岩层赋存特征、潜在矿震风险、厚硬顶板可压裂性和地面压裂预控矿震风险机理进行研究。理论分析得到具有厚硬顶板的矿井不仅存在单一工作面低位、高位厚硬顶板初次破断诱发矿震风险，也存在随矿井开采空间增大加剧高位厚硬顶板诱发矿震的风险性；蒙陕地区类似条件工程案例类比表明，具有厚硬顶板赋存条件、开采条件的矿井，自第2个工作面开采始具有发生较高的矿震风险的可能；通过厚硬顶板可压裂性试验研究得到岩石脆性系数为59%～143%，平均脆性矿物含量约68%，综合表明所研究矿井的厚硬顶板可压裂特性较好；模拟对比分析得到在厚硬顶板预裂后，工作面超前支承压力集中程度和超前影响距离均明显降低。基于厚硬顶板的研究结果，提出了矿井地面压裂区域卸压矿震风险预控技术，即通过地面实施“L”型钻孔至厚硬顶板进行压裂，以降低厚硬顶板完整性和致密性。工程应用表明，在实施地面压裂区段中，井下压裂区域微震事件的最高频次...     

高位硬厚岩层破断规律力学分析与数值模拟研究

以杨柳矿10416工作面为工程背景,通过理论分析,建立硬厚岩层梁式破断力学结构模型,分析了工作面在推采过程中,硬厚岩层破断的力学机理,并利用UDEC建立二维离散元模型,研究硬厚岩层破断规律。研究结果表明:硬厚岩层初次破断步距与其最大拉应力、硬厚岩层厚度、煤层与硬厚岩层之间的岩层厚度正相关,与其上覆载荷、岩层移动角负相关。     

厚硬岩层下采动应力突变及冲击地压防治研究

为了研究上覆硬厚岩层对工作面采动应力的影响作用,针对田陈煤矿7112工作面地质条件,采用数值模拟方法,研究了厚硬关键层不同赋存条件下采动应力变异特征。研究表明:随工作面的持续推进,工作面前方支承压力不断增长,但增速逐渐放缓,破断后工作面支承压力迅速降低;随厚硬关键层厚度、赋存高度的增加,厚硬关键层初次破断前工作面前方支承压力峰值逐渐减小。采用理论分析方法,计算出工作面上覆关键层破断步距,根据研究结果,精细划分了硬厚岩层影响下的7112工作面冲击危险区段,通过实施密集钻孔卸压,成功控制了冲击风险,实现7112工作面的安全生产,为该采区7112周边工作面提供了可靠技术参数。     

高位硬厚岩层采动覆岩结构演化特征及致灾规律

针对工作面赋存高位硬厚岩层的地层条件,采用相似材料模拟试验方法,制作了工作面上覆单层和两层高位硬厚岩浆岩的相似模型,研究了开采过程中的覆岩结构及其演化特征;通过力学理论分析,揭示了上覆岩层的破断规律及覆岩结构的形成机制;分析了典型采动覆岩结构的致灾规律,并采用工程实例进行验证。研究结果表明:单层硬厚岩层初次破断前、周期破断阶段分别形成"梯"型、"Γ"型覆岩结构;两层硬厚岩层条件下,下位硬厚岩层破断前形成"梯"型覆岩结构,上位硬厚岩层破断前后分别形成"梯-Γ"型复合覆岩结构、"F"型覆岩结构;工作面上覆岩层破断角α在(45°,90°)区间内,破断迹线总是与岩层层面成一定夹角。高位硬厚岩层条件下集中应力高、积聚能量大,易诱发静载型动力灾害;"梯"型覆岩结构失稳易诱发动力灾害及离层水(气)突涌现象;"Γ"型覆岩结构失稳易诱发动力灾害,但不易发生离层水或瓦斯突涌。     

采动巷道侧向高低位厚硬顶板破断模式试验研究

陕蒙地区冲击地压显现大多发生在二次采掘扰动影响下,煤层上方厚硬岩层结构破断诱发工作面采场附近动压显现已成为煤矿生产中重大安全隐患。为阐明采动巷道上覆高低位厚硬岩层破断对区段煤柱受力以及巷道围岩稳定性的影响,建立高低位厚硬岩层破断结构的力学模型,得到破断扰动影响下区段煤柱结构变形特征及应力分布特征,以巴彦高勒煤矿11盘区煤样试样为研究对象,利用自行设计的高位岩层模拟加载装置,借助非接触式全场应变测量系统的数字散斑相关分析方法,对高低位厚硬岩层在区段煤柱上方不同破断位置组合下区段煤柱及低位岩层的应力变形特征进行了试验研究。分析了上覆高低位厚硬岩层侧向不同断裂位置组合下区段煤柱受力特征及应力传递机制,建立了巷道上部厚硬顶板不同断裂位置与结构整体失稳荷载的力学模型。结果表明:高低位厚硬顶板岩层破断将会引起煤柱采空区应力集中,高低位厚硬岩层不同的破断位置组合,对下部岩层的运动变形和区段煤柱应力分布和巷道围岩稳定影响显著。区段煤柱整体结构稳定性与破断点位置密切相关,煤体在回转作用下破坏所需的应力大小与高位岩层顶板破断点对采空区顶煤的力矩负相关。随着破断点远离区段煤柱,区段煤柱受力由压剪逐渐转化为采空区煤顶传递的压弯作用。高低位厚硬岩层顶板破断的相对位置影响低位顶板的破断情况,当低位破断点处于高位破断点以内,低位顶板随高位顶板破断1次,反之则低位岩层顶板将会随着高位岩层破断回转发生2次破断。随着高位顶板的破断,采动巷道及煤柱上覆岩层应力减小,区段煤柱稳定性下降,冲击地压风险增大。试验研究为陕蒙地区深部厚硬顶板条件下采动巷道动力灾害防治和区段煤柱设计优化提供了参考。     

工作面过煤柱强矿压显现机理及地面压裂控制研究

针对特厚煤层工作面受远场上覆煤柱大结构影响的强矿压显现机理及控制难题,综合采用现场实测和数值模拟的研究方法,对工作面强矿压显现特征及机理进行研究,提出并实施了地面压裂控制强矿压的技术。现场实测表明,3-5#特厚煤层开采后覆岩破断发展至上覆侏罗系煤柱位置,造成煤柱大结构破坏,数值计算表明,煤柱集中应力致使下伏相邻硬厚岩层整体性的切落失稳是造成工作面强矿压显现的主要原因。据此,提出基于地面水力压裂高位硬厚岩层的采场矿压控制技术手段。实践表明,地面压裂扩展半径大,工作面来压强度明显降低,压裂效果显著,表明地面压裂是实现强矿压控制的有效创新手段。     

硬厚岩层下覆岩裂隙演化特征及其致灾机理分析

针对上覆岩层赋存硬厚岩层,采用相似材料模拟试验的方法,制作了工作面上覆硬厚岩层的相似模型,研究了硬厚岩层下覆岩结构和裂隙演化特征,分析了硬厚岩层破断致灾成因。研究结果表明,工作面推进后,上覆岩层走向断面上逐渐形成梯形结构,硬厚岩层的存在屏蔽了梯形结构的纵向发育|硬厚岩层下最大离层裂隙发育呈跳跃式上升,占据了煤层开采的大部分空间,为瓦斯积聚创造了空间|破断裂隙和离层裂隙相互贯通,在工作面侧和切眼侧的形成了双向互通的竖向破断裂隙区,为瓦斯运移提供了路径。开采煤层附近释放的瓦斯顺着两侧竖向破断裂隙区进入上覆岩层最大离层裂隙,最终积聚在占据了煤层开采大部分空间的硬厚岩层下最大离层裂隙。硬厚岩层破断后瓦斯空间急剧减小,瓦斯压力快速上升,瓦斯经两侧竖向破断裂隙区涌向工作面,易诱发瓦斯突涌等灾害。     

厚硬顶板直覆型沿空巷道冲击失稳机理及防治研究

基于厚硬顶板直覆型沿空巷道冲击失稳问题,以山东某矿63上06工作面沿空巷道为工程背景,采用现场实测、理 论分析、数值模拟相结合的研究方法,分析直覆型顶板破断特征、释能机制及沿空巷道冲击失稳能量判别准则,阐明厚硬顶板直覆型沿空巷道冲击失稳机理.研究结果表明:厚硬顶板直覆采场“板壳”覆岩结构失稳演化具有周期长、覆岩运移控制范围广及顶板破断动载突出的特征,相比一般巷道,厚硬顶板直覆型巷道受动载扰动影响更加突出;受直覆型厚硬顶板大范围悬顶影响,“板壳”覆岩结构运动将会增加沿空巷道超前静载,同时会向下传递剧烈动载,两者共同 作用使直覆型厚硬顶板破断产生超强动载,从而引起巷道发生冲击失稳;现场实例表明,直覆型厚硬顶板初次破断尺寸 为58 m,破断释放能量为3.5×107 J,传递至巷道的能量为8.9×105 J,周期破断尺寸为28 m,释放能量为1.7×107J,传递至巷道的能量为4.36×105 J,小于６３上０６沿空巷道临界冲击能量1.25×106 J,表明常规条件下直覆型厚硬顶板初次破断或周期破断不会诱发巷道冲击失移;提出了“工作面匀速或低速开采＋直覆厚硬顶板深孔爆破预裂＋强化超前支护”的综合防控对策,并在煤矿现场进行了工业性试验.研究成果可对类似工程地质条件下厚硬顶板直覆型沿空巷道冲击失稳防控提供一定参考.     

高位硬厚岩层下覆岩运移规律研究

杨柳煤矿1061工作面上覆硬厚岩层。针对工作面地质条件,采用数值模拟方法,研究了硬厚岩层下开采覆岩运移规律。研究表明:在破断前,上覆硬厚岩层没有发生明显的位移下沉,硬厚岩层对地层变形起到了"桥式屏蔽作用";破断后,下沉量突然增加,表现出明显的突变性,导致地表移动变形急剧增加,出现大幅度下沉。通过现场支架压力实测进行了验证。     

高位硬厚岩层下采场覆岩运动规律及采动应力演化规律

针对工作面上覆巨厚坚硬岩浆岩条件,运用相似模拟试验和数值模拟方法,分别研究了硬厚岩层下采场覆岩运动和采动应力演化规律。研究结果表明,工作面上覆岩浆岩时,覆岩破断的关键阶段分别为直接顶破断、基本顶初次破断、基本顸周期破断、岩浆岩初次破断和岩浆岩周期破断(裂隙沟通地表);硬厚岩浆岩破断前,随着工作面的不断推进,煤体支承压力不断增加;硬厚岩浆岩破断后,采场支承压力要小于破断前。     

Fracture toughness and hydraulic fracturing

A study of the influence of fracture toughness on the shape of a hydraulically induced fracture is presented. Three-dimensional numerical simulations of fracture propagation show that fracture toughness is not the main controlling parameter if one chooses fracture toughness values determined at ambient conditions. However, we performed some fracture toughness determinations at simulated down-hole conditions which gave sufficiently high values to indicate a significant effect of this parameter on fracture geometry. This effect will become very important if one considers that the presence of large-scale heterogeneities in the rock in the rock mass will increase the apparent value of in situ fracture toughness.     

Hydraulic fracturing for in situ stress measurement

It is experimentally found that shut-in pressure conforms with the fracture initiation pressure if the fracture surfaces are uniformly loaded by fluid. The article shows that equaling minimal stress and shut-in pressure in local fractures results in overestimates. The error depends on the length of a hydrofracturing facility and is high under low compression in rocks (5–10 MPa). The authors put forward decisions aimed at improvement of accuracy and enhancement of information content of hydraulic fracturing in the in situ stress measurement.     

Experimental test of directional hydraulic fracturing technique

The article reports the data of a lab test of directional hydraulic fracturing carried out on a block made of organic glass. A fracture across a hole is created by means of additional shearing stress applied to the hole walls within the interval of the fracture. It is found that seismic emission under hydraulic fracturing appears after the fracture completion.     

New theory of rock fracturing by blasting

Conclusions The new theory is based on an allowance for different kinds of rock resistance to the effect of a blast. In light of the new theory, it is recommended that the size of the charges be determined as a function of the physicomechanical properties of the rock (hardness, viscosity and specific weight), configuration of the charge and utilization factor for the energy of the charge. Comparison of the results of computation of the charges by the authors' formulas, and computed data using formulas derived by other investigators, and with practical data, confirm the correctness of the proposed computation formulas and the correctness of the new theory of the explosive breaking of rocks. The proposed theory gives a completely new concept of the utilization factor for the energy of a blast which is confirmed by practical blasting work. Rock viscosity has been taken into account for the first time in the computation formulas for determining the size of charges. The authors have devised a speedy method for determining the viscosity coefficient for rocks which is usable under any conditions. The new theory has made it possible to represent compression as a physical phenomenon and, thereby, put an end to the confused ideas of compression and, accordingly, dispense with compression coefficients which enter into all the formulas for computation of charges based on the old theory. In the case of blasts set off for loosening rocks we have established an optimal aperture angle for the explosion crater of 71° and have established a rational relation H:W:A=1:0.7:0.54. This paper gives formulas for determining the coefficient of loosening of rocks and the parameters of the pattern of ejection of rocks by blasting. The dependence of the size and configuration of the rock ejection pattern cross section on the rock hardness factorf and the index of effect of the blast n also has been established. The correct representation of the configuration of the cross section of the rock ejection pattern makes it possible to plan the covering of river channels. Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 3, pp. 51–67, May–June, 1965     

Control of longitudinal hydraulic fracturing of wells

An analytical solution is presented for the problem of the hydraulic fracturing of a rock mass by radial cracks. The possibility of controlling longitudinal hydraulic fracturing by creating an initiating slit and uniaxial loading of the walls of a borehole is analyzed. An example is described for the synchronous hydraulic fracturing of a system of parallel boreholes to form a horizontal cavity for an electrohydraulic source of vibration. Institute of Mining, Siberian Branch, Russian Academy of Sciences, Novosibirsk. Translated from Fiziko-Tekhnicheskie Problemy Razrabotki Poleznykh Iskopaemykh, No. 5, pp. 3–12, September–October, 1999.     

岩石热破裂研究进展评述

岩石受热后,由于组成岩石的各种矿物热膨胀不同,矿物颗粒之间及内部会出现裂纹,这就是岩石热破裂现象。目前大部分研究以实验研究为主。岩石受热破裂不仅受到自身性质和结构的影响,还受到加热方式和加热速度的影响。研究表明,岩石经高温处理后,其波速、渗透率、孔隙度等参数将发生较大变化,且这些变化存在一定的温度范围。岩石热破裂在工程上应用广泛,并且是地球动力学基础研究对象之一。