一种采动影响巷道动态监测与稳定评价方法与流程

本发明属于地下工程中安全技术领域，特别涉及一种采动影响巷道动态监测与稳定评价方法。

背景技术：
随着煤炭浅部资源枯竭，煤炭开采逐渐向深部延深，地应力随之增大，巷道失稳严重，威胁着井下工作人员的生命安全，影响着煤矿正常的生产，因此巷道的稳定性成为煤矿安全、高效生产的关键。煤柱下方巷道掘进的过程中，上方工作面回采产生的采动压力对下方掘进巷道产生影响，导致围岩强度降低，掘进巷道变形量大，支护构件失效，上方工作面回采产生的采动压力直接影响着下方掘进巷道的稳定性和围岩的强度，因此对采动影响煤柱下方巷道掘进过程中进行定量检测，指导现场施工，优化巷道支护参数。现有技术存在下述问题：一、上覆工作面回采过程中煤柱下方掘进巷道的稳定性和围岩的破裂范围无法确定。二、目前还未有采动影响巷道动态监测与稳定评价方法。三、在实际工程中，上覆工作面回采的应力和煤柱下工作面掘进的应力共同对围岩作用，在复杂应力状态下围岩的破坏特征直接影响巷道变形，目前国内外采动影响巷道动态监测与稳定评价方法研究鲜见。

技术实现要素：
鉴于此，为解决上述问题，本发明提供一种采动影响巷道动态监测与稳定评价方法，通过高精度微震监测系统和钻孔窥视仪，准确判断掘进巷道的稳定性。为实现上述目的，本发明采用如下技术方案。一种采动影响巷道动态监测与稳定评价方法，包括以下步骤：步骤1，安装高精度微震监测系统以及窥视仪；步骤2，采集采动影响前数据：采用高精度微震监测系统对煤柱下方掘进巷道进行监测，记录围岩破裂的位置、能量和次数；利用钻孔窥视成像记录仪进行窥视，记录围岩破碎的程度，将围岩由内到外依次划分为完整区、较完整区、较破碎区和破碎区；步骤3，采集采动影响后数据采集：具体实施步骤与步骤2相同；步骤4，围岩稳定性分析：基于采动影响前、后所述围岩破裂位置、围岩破裂的能量、围岩破裂的次数和围岩破碎程度，分别计算得到围岩破裂范围提高率、围岩破裂能量提高率、围岩破裂事件单位体积密度提高率和围岩破碎程度提高率；步骤5，采动影响煤柱下方掘进巷道稳定性定量评价：基于步骤四得到的各围岩评价值，利用权重分析法，建立采动影响掘进巷道稳定性定量评价指标，对采动影响掘进巷道进行定量评价。步骤1中，高精度微震监测系统包括传感器、数据采集分站、微震系统主机和地面数据综合处理分析系统；在煤柱下方掘进巷道左帮安装3个传感器，右肩安装3个传感器，分别采集围岩破裂信号，每个传感器接收到微震信号以后将其转变为模拟电信号，通过数据采集分站将采集的电信号通过光纤与煤矿网络分站相连，通过煤矿网络将信号传输给微震系统主机，而地面数据综合处理分析系统将电信号转变为数字信号，并对数字信号加工处理，以实现对微震事件的定位，事件参数的获取。所述的上方回采工作面与下方掘进巷道在竖直方向重叠之前，传感器随着掘进工作面依次前移布置，而当上方回采工作面与下方掘进工作面在竖直方向重叠后，传感器随着回采工作的回采依次后移布置；在巷道左帮、右帮、左肩部、右肩部和顶部布设钻孔，利用窥视仪在钻孔中窥视围岩，记录围岩的破碎。步骤2中，所述采动影响前围岩破裂能量计算公式为D＝A11E1+A12E2+A13E3+A14E4+A15E5+A16E6，其中A11、A12、A13、A14、A15、A16为相关系数，且A11+A12+A13+A14+A15+A16＝1，E1为能量<10J，E2为能量10～100J，E3为能量100～1000J，E4为能量1000～5000J，E5为能量5000～10000J，E6为能量≥10000J。步骤2中，基于采动前围岩破裂次数，计算单位体积围岩破裂事件密度，其公式为C＝N/V，其中N为围岩破裂次数，V为围岩破裂范围体积。步骤2中，所述钻孔窥视成像记录仪将钻孔壁围岩平面展开，用于分析围岩破坏范围，基于钻孔窥视仪可得到采动影响前围岩破碎程度计算公式W＝S1+S2+S3+S4，S1、S2、S3、S4分别对应的围岩为完整、较完整、较破碎和破碎时的长度。步骤4中，所述围岩破裂范围提高率为R1＝(L’-L)/L；所述围岩破裂能量提高率R2＝(D’-D)/D；围岩破裂事件单位体积密度提高率R3＝(C’-C)/C；围岩破碎程度提高率R4＝(W’-W)/W，其中L’、L分别为采动影响前后围岩破裂范围；D’、D分别为采动影响前后围岩破裂能量，C’、C分别为采动前后围岩破裂时间单位体积密度，W’、W分别为采动影响前后围岩破碎程度。步骤五中，所述采动影响煤柱下方掘进巷道稳定性定量评价，通过加权得到采动影响煤柱下方掘进巷道稳定性的综合评价指标R＝∑HkRk，并将R值与某具体巷道采动影响下巷道稳定性评价效果统计标准值R0比较，即可得到采动影响下掘进的巷道稳定性，其中，Hk为权重系数，k＝1，2，3，4，其大小应根据R1～R4的大小及测试数据的可靠性与准确性进行分配，满足∑Hk＝1。本发明的有益效果如下：本发明利用高精度微震监测系统和钻孔窥视仪，对采动影响巷道动态监测与稳定性进行评价，对多个指标综合对比分析，避免了因单一指标而造成的错误判断，保证巷道稳定性判断的准确性，从而能够全面的，精确的判断巷道稳定状态，进而指导不同时期巷道具体的支护方案设计和实施。附图说明为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。图1为本发明的采动影响巷道动态监测与稳定评价方法流程图；图2为本发明的高精度微震监测系统监测传感器布置平面示意图；图3为本发明的高精度微震监测系统监测传感器布置剖面示意图；图4为本发明的钻孔窥视仪所示的围岩破碎程度示意图；其中，1为掘进巷道左帮部1号传感器，2为掘进巷道左帮部2号传感器，3为掘进巷道左帮部3号传感器，4为掘进巷道右肩部4号传感器，5为掘进巷道右肩部5号传感器，6为掘进巷道右肩部6号传感器，S1为完整围岩长度、S2为较完整围岩长度、S3为较破碎围岩长度和S4为破碎围岩长度。具体实施方式下面结合附图对本发明进行详细说明：本发明基于高精度微震监测系统和钻孔窥视仪技术研究手段，分析得到采动影响前后围岩破裂范围提高率、围岩破裂能量提高率、围岩破裂事件单位体积密度提高率和围岩破碎程度提高率等参数，并通过权重分析法，对采动影响巷道稳定性综合定量分析，建立采动影响巷道稳定性效果定量评价指标，可对采动影响巷道稳定性进行科学合理评价。为实现以上目的，本发明采用如下技术方案：第一步：采动影响前后巷道围岩监测方案设计根据矿井开拓方式、巷道的地质条件、断面尺寸，设计采动影响前后巷道围岩监测方案，确定高精度微震监测系统布置参数。如图1、图2所示，巷道布置6个传感器，左帮布置3个传感器，右肩布置3个传感器；具体为：掘进巷道左帮部1号传感器1，掘进巷道左帮部2号传感器2，掘进巷道左帮部3号传感器3，掘进巷道右肩部4号传感器4，掘进巷道右肩部5号传感器5，掘进巷道右肩部6号传感器6，S1为完整围岩长度、S2为较完整围岩长度、S3为较破碎围岩长度和S4为破碎围岩长度。6个传感器分别采集围岩破裂信号，每个传感器接收到微震信号以后将其转变为模拟电信号，通过数据采集分站将采集的电信号通过光纤与煤矿网络分站相连，通过煤矿网络将信号传输给微震系统主机，而地面数据综合处理分析系统将电信号转变为数字信号，并对数字信号加工处理，以实现对微震事件的定位，事件参数的获取。在巷道左帮部，左肩部，顶部，右肩部和右帮部布置6个钻孔，钻孔的深度为6m，利用窥视仪在钻孔中由围岩浅部到深部依次采集围岩破碎情况。第二步：采动影响前数据采集A、采动影响前围岩破裂监测。利用高精度微震监测系统实时采集采动影响前巷道掘进过程中围岩破裂的位置、能量和次数。高精度微震监测系统通过布置在巷道中的6个传感器采集围岩破裂的信号，数据处理系统对采集的围岩破裂信号进行加工处理，实现围岩破裂事件的定位，确定围岩破裂发生的位置，破裂时产生的能量和围岩破裂的次数。围岩破裂产生的能量分为6级，E1为能量<10J，E2为能量10～100J，E3为能量100～1000J，E4为能量1000～5000J，E5为能量5000～10000J，E6为为能量≥10000J；围岩破裂能量为D＝A11E1+A12E2+A13E3+A14E4+A15E5+A16E6，其中A11、A12、A13、A14、A15、A16为相关系数，且A11+A12+A13+A14+A15+A16＝1；分析采集信号的分布情况，确定采动影响前围岩破裂范围L，确定方法如下：布置的6个传感器采集围岩的破裂信号，通过数据处理系统对破裂信号处理和分析，实现围岩破裂事件的定位，确定围岩的破裂情况，巷道围岩中两端最远处破裂点之间的距离，即确定采动影响前围岩破裂范围L；统计围岩破裂信号数量，得到单位体积围岩破裂事件密度C＝N/V，其中N为围岩破裂次数，V为围岩破裂范围内的体积。通过传感器采集得到的采动影响前围岩破裂信号，将信号导入地面数据处理系统中，对围岩破裂进行定位，获取围岩破裂事件的数据，包括围岩破裂数量、能量等。V＝L×B×H，其中L为采动影响前围岩破裂范围，B为采动影响前围岩破裂宽度，B值是巷道最远两个破裂点之间的距离，H为采动影响前围岩破裂高度，H值为巷道最高处和最低处围岩破裂点之间的距离。B、采动影响前钻孔窥视仪探测：利用钻孔窥视仪在围岩中进行探测，得到围岩立体柱状图，围岩破碎程度W＝S1+S2+S3+S4，S1、S2、S3、S4分别对应的围岩为完整、较完整、较破碎和破碎时的长度，如图3所示；第三步：采动影响后数据采集C、采动影响后围岩破裂监测。利用高精度微震监测系统实时采集采动影响后巷道掘进过程中围岩破裂的位置、能量和次数。围岩破裂能量情况为D’＝A’11E’1+A’12E’2+A’13E’3+A’14E’4+A’15E’5+A’'6E’6，其中A’1k(k＝1、2、3、4、5、6)为相关系数，且A’11+A’12+A’13+A’14+A’15+A’16＝1，其中，E’1为能量<10J，E’2为能量10～100J，E’3为能量100～1000J，E’4为能量1000～5000J，E’5为能量5000～10000J，E’6为为能量≥10000J；分析围岩破裂的分布情况，确定采动影响后围岩破裂范围L’，确定方法如下：布置的6个传感器采集围岩的破裂信号，通过微震监测软件分析对破裂信号分析，实现围岩破裂事件的定位，确定围岩的破裂情况，巷道围岩中两端最远处破裂点之间的距离，即确定采动影响后围岩破裂范围L’；统计围岩破裂信号数量，得到单位体积围岩破裂事件密度C’＝N’/V’，其中N’为围岩破裂次数，V’为围岩破裂范围内的体积。通过传感器采集得到的采动影响前围岩破裂信号，将信号导入地面数据处理系统中，对围岩破裂进行定位，获取围岩破裂事件的数据，包括围岩破裂数量、能量等。V’＝L’×B’×H’，其中L’为采动影响后围岩破裂范围，B’为采动影响后围岩破裂宽度，B’值是巷道最远两个破裂点之间的距离，H’为采动影响后围岩破裂高度，H’值为巷道最高处和最低处围岩破裂点之间的距离。D、采动影响后钻孔窥视仪探测：利用钻孔窥视仪在围岩中进行探测，得到围岩立体柱状图，记录围岩破碎程度W’＝S’1+S’2+S’3+S’4，S’1、S’2、S’3、和S’4分别对应的围岩为完整、较完整、较破碎和破碎时的长度。如图3所示；围岩裂隙宽度小于1mm时为完整围岩，围岩裂隙宽度1～5mm为较完整围岩，裂隙宽度5～10mm为较破碎围岩，裂隙宽度大于10mm为破碎围岩。第四步：采动影响煤柱下方掘进巷道稳定性分析根据第二步和第三步所获得的数据，可求得围岩破裂范围提高率为R1＝(L’-L)/L；围岩破裂能量提高率R2＝(D’-D)/D；围岩破裂事件单位体积密度提高率R3＝(C’-C)/C；围岩破碎程度提高率R4＝(W’-W)/W。其中L、L分别为采动影响前后围岩破裂范围，有上面的计算值确定；D、D’分别为采动影响前后围岩破裂能量，C、C’分别为采动前后围岩破裂时间单位体积密度，W、W’分别为采动影响前后围岩破碎程度。第五步：采动影响煤柱下方掘进巷道稳定性定量评价根据第四步采动影响前后围岩监测数据的处理分析，通过加权可得到采动影响巷道稳定性最终评价指标R＝∑HkRk，并将R值与某具体巷道采动影响巷道稳定性评价效果统计标准值R0比较，即可得到采动影响巷道稳定性，其中，Hk为权重系数，k＝1，2，3，4，其大小应根据R1～R4的大小及测试数据的可靠性与准确性进行分配，满足∑Hk＝1。由技术常识可知，本发明可以通过其他的不脱离其实质或者必要特征的实施方案来实现，因此，就各方面而言，都只是举例说明，不是仅有的。所有在本发明范围内或在等同于本发明的范围内的改变均被本发明包含。