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淺析采煤工作面斷層處災(zāi)害機(jī)理及防治 摘要 隨著煤炭產(chǎn)量的日益提高，工作面的推進(jìn)速度逐步加快，但斷層威脅也日趨嚴(yán)重。斷層處存在的頂板冒頂、突水、瓦斯突出三大礦下災(zāi)害，猶如三只老虎攔住了工作面的推進(jìn)，同時也是三座大山壓在了工人身上。本文初步系統(tǒng)分析了三大災(zāi)害的形成機(jī)制，提出了防治的有效措施。 關(guān)鍵詞 斷層 頂板冒頂 突水 瓦斯突出 防治 1 概述 最近幾年，我國經(jīng)濟(jì)蓬勃發(fā)展，人民生活水平顯著提高，對能源的需求也呈現(xiàn)出前所未有的迫切。據(jù)統(tǒng)計，我國2006年一次能源產(chǎn)量為22.1億t標(biāo)準(zhǔn)煤，2007年產(chǎn)量為25.369億t標(biāo)準(zhǔn)煤。其中煤炭占據(jù)主導(dǎo)地位，2006年產(chǎn)量突破23億t，預(yù)計2010年突破25億t，2020年突破30億t，而煤炭市場仍然保持供不應(yīng)求的局面。煤炭企業(yè)抓住大好時機(jī)，加產(chǎn)促產(chǎn)，工作面推進(jìn)呈加速狀態(tài)。 工作面的加速推進(jìn)，使各種地質(zhì)災(zāi)害的威脅相對加重。其中斷層及其附帶的頂板冒頂、突水、瓦斯突出尤為嚴(yán)重。它們或單一或綜合發(fā)生，嚴(yán)重制約了井下工人的生命安全保證和礦井的正常生產(chǎn)。2006年，煤礦死亡率為2.81人/百萬t；2007年煤礦死亡接近4000人。其中斷層誘發(fā)的傷亡占據(jù)不小的比例。 針對斷層及其危害的產(chǎn)生機(jī)理，采取有效的措施進(jìn)行必要的控制和治理勢在必行。工作面遇斷層的頂板冒頂主要有壓垮型、漏冒型和綜合型冒頂三種，對其頂板狀態(tài)參數(shù)與支護(hù)參數(shù)作科學(xué)分析，并進(jìn)行合理的采場控頂設(shè)計（本文針對綜采工作面，單體支柱工作面可作參考），冒頂事故是可以避免的；工作面突水主要是工作面遇斷層而溝通了上下巖層水力的聯(lián)系而造成的，對其進(jìn)行提前監(jiān)測和處理是關(guān)鍵；瓦斯突出主要是由于斷層溝通了上下煤層的瓦斯流通，而當(dāng)工作面將近揭露斷層時，導(dǎo)致瓦斯三維受力不均，工作面?zhèn)让簩幼枇Σ蛔阋跃S持平衡致使瓦斯瞬間噴出造成的。對于以上三種危害，主動采取有效的措施，都是可以避免或把損失降到最低程度的。 部分?jǐn)鄬邮怯幸娴?，對水、瓦斯有控制作用，但針對有潛在危險的斷層必須采取必要的措施。 2 工作面斷層處冒頂機(jī)理及控制 在煤礦生產(chǎn)過程中，回采工作面遇有落差大于采高的走向斷層，可以斷層為界，將工作面分為上下二段，開掘中間聯(lián)絡(luò)巷進(jìn)行回采。對于回采工作面遇有斷層落差大于采高的斜斷層，則要另掘開切眼，使其搬到新工作面再進(jìn)行回采。 在平推硬過過程中，斷層上盤或下盤受采動影響，失去“鉸接”狀態(tài)而呈現(xiàn)整體滑移。其壓力不是直接作用在工作面前方煤體和采空區(qū)矸石上，而是給予支架比正常來壓要劇烈的壓力顯現(xiàn)；斷層往往附帶破碎帶，在采動影響下，其漏冒的危險性加大。因此，必須根據(jù)現(xiàn)場實際情況制定控制措施，提高安全系數(shù)。 2.1冒頂機(jī)理 1、斷層處壓垮型冒頂機(jī)理 斷層的切割，使支架上部處于周期來壓的頂板提前或遲緩性整體滑移下沉，致使支架工作阻力不能及時滿足，造成壓跨支架事故。示意圖見圖1。 （1）工作面正常推進(jìn)，直接頂和老頂周期性垮落。此時前面已經(jīng)存在斷層，由于斷層兩盤間滑移，使老頂周期破斷垮落推遲。 （2）工作面繼續(xù)推進(jìn)，逐漸接近斷層，而支架前方的煤體脆性破裂，失去對頂板的支持力，使支架受力在短的時間內(nèi)增大，壓壞支架。 2、斷層處漏冒型冒頂機(jī)理 該類型冒頂主要是當(dāng)斷層走向平行于工作面時較為突出。冒頂?shù)臈l件： ①直接頂異常破碎； ②煤層傾角較大。 冒頂機(jī)理： 1）大面積漏垮型冒頂機(jī)理：主要是斷層破碎帶中的破碎頂板在大于其安息角的上面部分，受重力作用冒落，從而使支架失穩(wěn)傾倒，又使該支架控制的其余破碎頂也冒落。這種情況主要發(fā)生在大傾角走向長壁采煤方法中。這種情況在綜采工作面中不常見。 2）靠煤壁附近冒頂機(jī)理：由于斷層破碎帶的存在，在一些煤層的直接頂中，存在“人字劈”、“升斗劈”或其他形狀的游離巖塊。在采煤機(jī)落煤后，如果支護(hù)不及時，端面距過大，這類游離巖塊可能突然冒落砸人，造成冒頂事故。如圖2。 3、斷層處綜合類型冒頂機(jī)理 由于斷層構(gòu)造的存在，造成煤層直接頂中存在游離頂板及破碎帶的大量破碎頂板。這些游離頂板由原來的三軸受力變?yōu)閮上蚴芰?，甚至是單軸受力，  圖1（a）工作面正常推進(jìn) 圖1（b）頂板滑移下沉，支架壓壞 圖2 頂板中游離巖塊漏冒 從而整體失穩(wěn)，受采動或周圍巖體破裂影響而運(yùn)動導(dǎo)致壓垮組合漏冒的綜合型冒頂。 2.2控制措施 任何控制措施都需要現(xiàn)場技術(shù)工人具體地實施，需要充分發(fā)揮工人主動積極性，需要加強(qiáng)現(xiàn)場科學(xué)管理和問責(zé)制的監(jiān)督。 1、為預(yù)防工作面斷層處發(fā)生壓垮型冒頂事故，應(yīng)采取下列措施： （1）采場支架的支撐力應(yīng)能平衡最不利情況下垮落帶直接頂及老頂巖層的重量。 （2）采場支架的初撐力應(yīng)能保證直接頂與老頂之間不離層（專門試驗表明，當(dāng)支架初撐力足夠大時，可令直接頂沿放頂線切斷而不在煤壁處斷裂，從而可保證直接頂與老頂之間不離層）。 （3）采場支架可縮量應(yīng)能滿足裂隙帶老頂最大下沉的要求。 以上措施正是綜采工作面控頂設(shè)計中有關(guān)預(yù)防壓垮型冒頂?shù)闹匾瓌t。 2、預(yù)防斷層處漏冒型冒頂?shù)拇胧? （1）工作面采用掩護(hù)式、支撐掩護(hù)式液壓支架。 （2）大面積漏冒在液壓支架支護(hù)工作面不易出現(xiàn)，主要出現(xiàn)在工作面與巷道接替處。為此，應(yīng)加強(qiáng)端頭支護(hù)，嚴(yán)禁端頭局部漏冒?？蛇\(yùn)用端頭支架，或者錨桿密集支護(hù)。 （3）靠煤壁附近局部冒頂?shù)念A(yù)防與控制： ①提高支架初撐力使端面冒高不超過300 mm； ②采用及時支護(hù)的移架方式（采煤機(jī)割煤后先移架再推移輸送機(jī)），并令端面距不超過340 mm； ③當(dāng)采高大于2.5～3.0 m時，支架應(yīng)帶護(hù)幫裝置，以免煤壁片幫擴(kuò)大無支護(hù)空間； ④過斷層破碎帶時，應(yīng)對破碎直接頂注入樹脂類粘結(jié)劑使其固化，以防止冒頂。 3、預(yù)防斷層處綜合類型冒頂 綜采工作面主要怕遇到長度大于5 m的平行于工作面的斷層。此時，支架若有較大的富裕阻力，工作面可照常推進(jìn)；若無，應(yīng)讓工作面與斷層斜交，或挑頂。 預(yù)防這類冒頂，可綜合采取以上兩種類型的防治措施。 總上，在制定冒頂防治措施時，應(yīng)加強(qiáng)現(xiàn)場監(jiān)測，科學(xué)預(yù)報；科學(xué)設(shè)計選用有足夠初撐力和工作阻力的支架；帶壓移架。 2.3綜采工作面斷層處控頂設(shè)計 舉例：陽泉礦務(wù)局某礦煤層柱狀圖見圖3。實際測定81202工作面參數(shù)見表1。采區(qū)內(nèi)斷層較多，煤質(zhì)較軟。綜采采全高，初步選用液壓支架為支掩式BC520—25/47型，具體參數(shù)見表2。 表1 21202工作面參數(shù) 序 號 項 目 單 位 數(shù) 值 1 采 高 m 3.80 2 周期來壓步距 m 11.50 3 控頂距 m 4 4 端頭距 mm 300 5 垮落帶直接頂巖層平均體積力 kN/ m3 25 6 煤層傾角 ° 8 一、漏冒型冒頂?shù)目刂拼胧? 具體措施參見2.2中的內(nèi)容，這里不再贅述。 二、壓垮型冒頂?shù)目刂拼胧? 1.確定垮落帶高度 ①可以用下式（一）來判別進(jìn)入裂隙帶的老頂巖層。 公式（一） 式中：——由下而上第層老頂巖層（基礎(chǔ)巖層）的厚度，m； ——由下而上第層老頂分層的厚度，m； ——煤層采高，m； ——老頂及其附加巖層的巖石 圖3 陽泉某礦煤層柱狀圖 碎脹系數(shù)，取1.15～1.33； ——直接頂厚度，m； ——直接頂巖層的巖石碎脹系數(shù)，取1.33～1.5。 由柱狀圖可以判定第一層老頂為細(xì)砂巖，厚度為4.24 m，=4.24 m；直接頂可劃分為三個分層，=5.49 m；取1.15；=1.33；=3.80 m。代入公式（一）可得： 當(dāng)=1時 公式右邊=3.80-5.49×（1.33-1）+2 =3.99（m） ≥3.69，所以第一層老頂已經(jīng)進(jìn)入裂隙帶。 所以，垮落帶高度為5.49 m 由于第一層老頂上覆0.11 m煤層，在支架反復(fù)支撐過程中，容易引起老頂離層破斷。 ②支架的工作阻力應(yīng)能支撐住工作空間及采空區(qū)上方垮落帶巖層的重量 設(shè)前方有一斷層平行于工作面，則考慮最不利情況，即取兩倍的周期步距。見示意圖4。在綜采工作面中，為支撐垮落帶巖重，支架所需工作阻力可按公式（二）計算。 公式（二） 式中：——每架支架所控制的工作面長度，取1.5 m/架； ——垮落帶直接頂巖層平均體積力，25 kN/ m3； ——垮落帶直接頂厚度，5.49 m； ——直接頂巖梁長度，等于端面距、支架頂梁和前梁長度之和與直接頂巖層在支架后的極限懸頂長度（頁巖取1.0 m），5.1 m； ——垮落帶中該老頂及其附加巖層的平均體積力，25 kN/ m3； ——垮落帶中該老頂及其附加巖層的厚度，4.35 m； ——垮落帶中該老頂?shù)膸r塊長度，23 m； ——煤層傾角，8°。 圖4 支架承受垮落帶巖重 可得：=1.5×（25×5.49×5.1+25×4.35×23）cos8° =4755.15（kN） 可知，現(xiàn)有支架不能滿足安全需要，必須采取措施處理頂板。譬如，在工作面推進(jìn)距離達(dá)到周期步距時，如果周期來壓推遲，應(yīng)在支架放頂線處進(jìn)行深孔爆破或進(jìn)行頂板注水軟化。 ③支架的初撐力應(yīng)能保持下位巖層與上位巖層之間不離層 下面以保持直接頂與老頂之間不離層為例進(jìn)行設(shè)計。為使直接頂沿支架后端切斷，這時，在最小控頂距狀態(tài)下，支架初撐力必須滿足三個條件： 1）支架初撐力能平衡支架上方直接頂巖梁重量； 2）支架后端的初撐力能平衡采空區(qū)上方將要被切斷的那段直接頂懸頂巖重； 3）支架初撐力所產(chǎn)生的主動力矩能平衡工作空間上方及采空區(qū)上方直接頂巖梁所產(chǎn)生的力矩。 設(shè)平衡直接頂巖梁重量所需的支架初撐力為，則 公式（三） 式中：——每架支架所控制的工作面長度，取1.5 m/架； ——垮落帶直接頂巖層平均體積力，25 kN/ m3； ——垮落帶直接頂厚度，5.49 m； ——直接頂巖梁長度，等于端面距、支架頂梁和前梁長度之和與直接頂巖層在支架后的極限懸頂長度（頁巖取1.0 m），5.1 m； =1.5×25×5.49×5.1× =1039.75（kN） 設(shè)平衡直接頂巖梁所產(chǎn)生力矩所需的支架除撐力為，則 公式（四） 式中：——直接頂巖梁長度，端面距、支架頂梁和前梁三者之和，4.1 m； ——作用點(diǎn)距頂梁后端的距離（當(dāng)支架為單排立柱時，為立柱頂端至支架后端的距離；當(dāng)支架為雙排立柱時，建議為兩排立柱頂端的中點(diǎn)至支架后端的距離）1.42 m。 = 989.32（kN） 設(shè)平衡采空區(qū)上方將要被切斷那段直接頂懸頂巖重所需支架的初撐力為，可以判斷在、、之中，最小，最大。 故所選用支架初撐力可以保證下位巖層與上位巖層之間不離層。 表2 液壓支架技術(shù)特征表 序 號 項 目 單 位 數(shù) 值 1 型 號 — BC520—25/47 2 支撐高度 m 2.50～4.70 3 工作阻力 kN 5096 4 初撐力 kN 4704 5 支護(hù)強(qiáng)度 MPa 0.337～0.849 6 適應(yīng)傾角 ° ≤15 7 頂梁長度 m 2.4 8 前梁長度 m 1.4 9 質(zhì) 量 t 18.50 ③支架的可縮量應(yīng)能適應(yīng)裂隙帶老頂?shù)南鲁? 最大控頂距時，支架頂梁末端處的頂板最大下沉量△，參見圖5可按下式計算： △= 公式（五） 式中：——最大控頂距（采煤后未移架時的控頂距），5.80 m； ——裂隙帶老頂斷塊觸矸處的下沉量，可以通過下列公式進(jìn)行計算：?？傻?1.98 m； ——裂隙帶老頂周期來壓步距，一般大于10 m，計算時應(yīng)取實際數(shù)據(jù)，23 m。 圖5 受裂隙帶影響的頂板下沉量 △= =0.50（m） 所需支架最大高度按下式求得： 公式（六） 式中：——煤層最大采高，3.80 m。 =3.80（m） 所需支架最小高度可按下式求得。 △- 式中：——煤層最小采高，3.50 m； ——卸載高度，可取0.05 m。 =3.50-0.50-0.05 =2.95（m） 所選支架伸縮量可以滿足需要。 ④綜采放頂煤工作面控頂設(shè)計特點(diǎn) 綜采放頂煤時，其頂板條件，頂板事故及預(yù)防，以及確定支架工作阻力、初撐力與支架高度的準(zhǔn)則，與一般綜采基本相同，但為確保支架安全過斷層，在進(jìn)行控頂設(shè)計時，應(yīng)加入斷層的影響。特點(diǎn)。 1）放頂煤的采高大，等于割煤和放頂煤的高度之和，垮落和裂隙帶上移，遇到斷層之后，頂板控制難度加大。因此，在確定垮落帶和裂隙帶的高度時，可取1.33～1.5，可取1.5～1.7。 2）綜采放頂煤時頂煤必然軟弱破碎，因此支架初撐力應(yīng)比一般掩護(hù)式或支撐掩護(hù)式大些。為防止老頂沖擊推倒支架，綜采放頂煤支架的機(jī)械強(qiáng)度和防倒性能應(yīng)比一般支架強(qiáng)一些。 ⑤單體支柱工作面控頂設(shè)計可參考以上內(nèi)容。 3 工作面斷層處突水機(jī)理及控制 1984年6月2日，開灤范各莊煤礦2171工作面突水，水量達(dá)到2053 m3/min。 2005年廣東興寧大興煤礦工作面特大突水，被困123人全部遇難。 山東肥城楊莊礦9101工作面揭露斷層，造成突水73.5 m3/min。 …………… 過去20年間，我國250多對礦井突水被淹。 3.1斷層處突水機(jī)理 斷層處突水主要包括頂板突水和底板突水。 煤礦生產(chǎn)中的采掘活動，都是在煤層之內(nèi)和附近進(jìn)行的，所以揭露較大的斷層機(jī)會不多，而30m斷距以下的小斷層是經(jīng)常遇到的，據(jù)分析礦區(qū)底板突水事例，其中接近斷層或接觸斷層發(fā)生突水占80%,斷層的存在往往為突水 創(chuàng)造了條件。突水機(jī)理歸結(jié)如下，詳見示意圖6。 （1）斷層兩盤的上升和下降，縮短了含水層與煤層的間距，原來理論設(shè)計的防水措施失效。 （2）斷層伴生的裂隙削弱了隔水層的抗壓強(qiáng)度，把原來沒有水力聯(lián)系的巖層溝通而增強(qiáng)了地下水的交替運(yùn)動，為裂隙溶洞的發(fā)育創(chuàng)造了條件，增加了地下水的靜儲量，增強(qiáng)了含水層的富水性。 （3）有限元計算結(jié)果表明，斷層面作為巖體中的一個弱面，在其周圍產(chǎn)生較大的應(yīng)力集中，斷裂帶附近的巖體最先產(chǎn)生塑性變形及采動裂隙。 （4）斷層或斷裂構(gòu)造的存在，將導(dǎo)致一定厚度的斷層或斷裂破碎帶的存在，這些破碎帶物質(zhì)長期受到含水層水的浸泡作用，其強(qiáng)度必會大大降低，這就必然形成一個弱化的導(dǎo)水通道，加上開采活動的影響，使其阻水能力大大降低。 圖6 工作面斷層處突水機(jī)理 斷層的存在，并不意味著遇斷層馬上突水。大量突水資料表明，導(dǎo)水?dāng)嗔淹纬缮畈块_采滯后突水，即隨著采掘工程活動的延長，煤層底板巖體的斷層帶物質(zhì)在奧灰高承壓水和礦壓的長期作用下，其強(qiáng)度逐漸降低，而且隨著采掘工程的繼續(xù)，被弱化的斷層帶物質(zhì)會逐漸由下向上擴(kuò)展，范圍不斷擴(kuò)大，即位于斷層帶的奧灰水導(dǎo)升高度逐漸向上發(fā)育，最后當(dāng)與礦壓采動破壞帶相連通時，導(dǎo)致煤層底板突水災(zāi)害的發(fā)生。 2005年廣東興寧大興煤礦工作面特大突水，其突水機(jī)理為：防水煤柱受斷層破碎帶的影響，在上部水壓、采動礦壓、煤層自重、地下水的聯(lián)合動力作用下，破碎的巖體沿垂向固有構(gòu)造裂隙面向上塌落形成橢圓形柱體，待形成自然平衡拱后塌陷垮落停止，上覆巖層得到暫時穩(wěn)定；隨著采煤工作面的不斷擴(kuò)大，自然平衡拱被再一次打破，橢圓形柱體內(nèi)的垮落繼續(xù)向上發(fā)展，直至最后的關(guān)鍵層破壞或破碎達(dá)到臨界突水系數(shù)而發(fā)生突水． 2006年12月16日5時15分，河北省金能集團(tuán)井陘礦務(wù)局臨城煤礦發(fā)生突水，造成全礦井淹沒。該礦屬國有重點(diǎn)煤礦，初步分析事故直接原因是：一處工作面小斷層發(fā)育，底板破碎，在回采過程中，由于礦壓和底板承壓水的作用，使底板奧陶系灰?guī)r發(fā)生突水，導(dǎo)致淹井。 工作面在回采過程當(dāng)中，尤其是在多斷層地帶，應(yīng)堅持有疑必探，先探后采的原則。 3.2斷層處突水防治措施 防水措施的制定必須科學(xué)，與現(xiàn)場結(jié)合起來，一旦制定，必須認(rèn)真實施。綜合現(xiàn)代治突水措施，現(xiàn)總結(jié)如下： (一)探水先行。 (1)探放斷層水的原則 凡遇下列情況必須探水： ①工作面前方或附近有含(導(dǎo))水?dāng)鄬哟嬖?，但具體位置不清或控制不夠嚴(yán)密時。 ②工作面前方或附近預(yù)測有斷層存在，但其位置和含(導(dǎo))水性不清，可能發(fā)生突水事故時。 ③工作面底板隔水層厚度與實際承受的水壓都處于I臨界狀態(tài)(即安全隔水層厚度和安全水壓的臨界值)，在采煤工作面前方和采面影響范圍內(nèi)，是否有斷層情況不清，一旦觸及很可能發(fā)生突水事故時。 ④斷層已被巷道揭露或穿過，暫時沒有出水跡象，但由于隔水層厚度和實際水壓已接近臨界狀態(tài)，在采動影響下，有可能導(dǎo)致斷層活化并引起突 水，需要探明在深部其是否已與強(qiáng)含水層或底板水導(dǎo)升高度相連通時。 ⑤根據(jù)井巷工程和自設(shè)斷層防水煤柱等的特殊要求，必須探明斷層時。 ⑥工作面距已知含水?dāng)鄬?0 m時。 ⑦工作面接近推斷含水?dāng)鄬?00 m時。 ⑧采區(qū)內(nèi)小斷層使煤層與強(qiáng)含水層的距離縮短時。 ⑨采區(qū)內(nèi)構(gòu)造不明，含水層水壓又大于2～3 MPa時。 ⑩工作面上方隔水層較薄，而地表有水體時。 (2)探查的主要內(nèi)容 探斷層水的鉆孔應(yīng)與探斷層構(gòu)造孔結(jié)合起來，需查明的具體內(nèi)容如下： ①斷層的位置、產(chǎn)狀要素、斷層帶寬度(包括內(nèi)、中和外三帶)及伴(或派)生構(gòu)造和其導(dǎo)水、富水性等。 ②斷層帶的充填物、充填程度、膠結(jié)物和膠結(jié)程度，斷層兩盤外帶裂隙、巖溶發(fā)育情況及其富水性。 ③斷層兩盤對接部位巖性及其富水性，煤層與強(qiáng)含水層的實際間距(即隔水層的厚度)。 ④斷層與其他含(導(dǎo))水?dāng)鄬?、陷落柱或其他水體交切部位及其富水性。 ⑤如為疊瓦式斷層，應(yīng)確定其綜合斷距。 ⑦查明并記錄探斷層水鉆孔在不同深度的水壓、水量或沖洗液漏失量，并確定或判斷底板水在隔水層中的導(dǎo)升高度。 為探明以上內(nèi)容，應(yīng)首先提供斷層面等高線圖及兩盤主要煤層、含水層對接關(guān)系圖，探測斷層預(yù)想剖面圖。 （3）鉆孔布置 探水作業(yè)前必須認(rèn)真學(xué)習(xí)《煤礦安全規(guī)程》中的有關(guān)規(guī)定，安全操作。 1）在工作面進(jìn)、回風(fēng)巷道中，每間隔30 m布置一個鉆場，鉆場以平面夾角15°，鉆3個孔。確定斷層走向、傾向、傾角和斷層的落差及兩盤的對接關(guān)系。其中至少有一個孔打在斷層與含水層交面線附近，見圖7。 2）如果在工作面上方有巷道或由該巷道引出獨(dú)頭巷道，布置鉆場上下鉆孔，見圖8。 根據(jù)鉆孔所獲得的靜水壓力和隔水層厚度等參數(shù)，確定防治水的措施。 表3 突水等級表 等 級 突水量 m3/min 特大突水點(diǎn) ≥30 大突水點(diǎn) 10～30 中等突水點(diǎn) 1～10 小突水點(diǎn) 1≤ 圖7 鉆孔布置圖 圖8 上部巷道布置鉆場 3）為了提高鉆探的效率和準(zhǔn)確性，減少盲目的鉆探帶來的損失，應(yīng)積極采用科學(xué)的探測方法配合鉆探。現(xiàn)代最為有前途的有礦井瞬變電磁法和地震勘探技術(shù)。 2005年采用礦井瞬變電磁法先后對皖北煤電有限公司任樓煤礦、祁東煤礦、安徽恒源煤電股份有限公司、山東棗莊礦業(yè)集團(tuán)公司等煤礦煤層頂、底板富水構(gòu)造進(jìn)行探測，和以往沒采用該方法相比大大減少鉆孔數(shù)量，降低成本，為煤礦防治水工作提供可靠地質(zhì)資料，避免工作面煤層底板突水事故發(fā)生。完成探測測線長度約56000m，工作面在未做礦井瞬變電磁探測工作前一般在巷道內(nèi)每隔50m布置一個鉆孔對頂、底板進(jìn)行注漿或防水，而根據(jù)礦井瞬變電磁探測結(jié)果，對有異常區(qū)域布置鉆孔，無異常區(qū)域不用布置鉆孔，按工作面百米巷道少布置1.5個鉆孔（根據(jù)多年礦井瞬變電磁探測結(jié)果和需要布置鉆孔數(shù)量分析）每個鉆孔平均深度100m、鉆孔按300元/m成本計算，共節(jié)約費(fèi)用720萬元，不僅給本礦生產(chǎn)節(jié)約大量的時間和成本，同時帶來巨大的社會效益。 淮北礦務(wù)局朱仙莊礦，采區(qū)地震勘探之前依據(jù)精查地質(zhì)報告提供的資料預(yù)測第五含水層賦水面積約500 km2左右，需留防水煤柱預(yù)計約5000×104 t左右。經(jīng)采區(qū)地震勘探查清了第五含水層賦水僅有8 km2，同時新查清了塔橋斷層，落差600～1000 m，傾解70°，不但不導(dǎo)水反而隔水，解放原預(yù)留防水煤柱煤炭3000多萬 t，如按100元／t測算直接經(jīng)濟(jì)效益30億元，并減少防治水費(fèi)投資1000多萬元。 這兩種技術(shù)具體使用和操作可參看有關(guān)書籍，這里不再多做介紹。 （二）斷層處突水防治措施 目前的防治措施主要有疏放降壓技術(shù)、礦井注漿技術(shù)。 1）降壓技術(shù)包括巷道疏放、鉆孔疏放和聯(lián)合疏放。 ①當(dāng)煤層頂板或底板中有含水層時，可考慮把準(zhǔn)備巷道提前掘出、把巷道布置在底板含水巖層中，進(jìn)行疏放含水層水。具體布置示意圖見圖9。 圖9 疏放水巷道布置示意圖 ②鉆孔疏放 我國不少煤礦煤層上部為砂巖裂隙含水層，其中裂隙水常沿裂縫進(jìn)入采掘工作面，造成頂板滴水和淋水，影響采掘作業(yè)，甚至在礦山壓力作用下，伴隨著回采放頂導(dǎo)致大量水涌入井下，造成停產(chǎn)和人身事故。 巷道頂部離含水層在15～20 m的情況下，可采用打入式過濾器疏放巷道頂部含水沙層或承壓含水層水（見圖9）。即在巷道中每隔一定距離向頂板上打鉆孔，終孔時立即將打入式過濾器的濾管沿鉆孔壓入含水層，使頂板水泄入巷道，通過排水溝向外排出。 含水層離煤層較遠(yuǎn)，大于30 m時，且水量與水壓均較大，為消除頂板水的威脅，可由地面打鉆孔，向下穿過含水層并與井下疏放巷道或排水硐室相通，將頂板水有節(jié)制地泄入井下疏放巷道或排水硐室，然后把水排出地面，此法稱直通式放水見圖10。 圖9 打入式過濾器 圖10 直通式放水鉆孔 ③綜合運(yùn)用以上兩種疏放技術(shù)，稱聯(lián)合疏放。 2）礦井注漿堵水技術(shù) 當(dāng)涌水量很大，僅僅依靠排水已不可能或不經(jīng)濟(jì)時，注漿堵截水源通道，然后再進(jìn)行排水。注漿堵水就是將水泥漿或化學(xué)漿通過管道壓入井下巖層空隙、裂隙或巷道中，使其擴(kuò)散、凝固和硬化，從而巖層具有較高的強(qiáng)度、密實性和不透水性，達(dá)到封堵截斷補(bǔ)給水源和加固地層的作用，是礦井防治水害的重要手段之一。工作面斷層處注漿堵水過程如下： ①注漿材料： 骨料+單液水泥漿，骨料+水泥—水玻璃漿和骨料+水泥粘土漿。其中骨料的品種與粒徑可視具體情況而定。 ②注漿步驟： 1.裂隙發(fā)育較均勻，含水層距地表近且厚度不大時可采用全段一次注漿；當(dāng)注漿深度大，穿過裂隙大小不同的多個含水層時，可采用分段注漿。注漿方式包括上行式和下行式兩種。 2.注漿前壓水。注漿壓水目的在于將裂隙中松軟的泥質(zhì)充填物推送到注漿范圍以外，從而提高注漿質(zhì)量和堵水效果，見表4。 3.下放止?jié){塞及注漿 止?jié){塞放至規(guī)定位置后，接好輸漿管，壓縮膠塞止?jié){并經(jīng)壓水試驗檢查 表4 裂隙與注水關(guān)系 裂隙種類 注水時間/min 大裂隙 10～20 中小裂隙 15～30 好，即可進(jìn)行注漿。注漿過程中應(yīng)特別注意堵漿、跑漿及冒漿，對待不同情況采取相應(yīng)措施。 ③注漿參數(shù) 1.漿液擴(kuò)散半徑：據(jù)現(xiàn)場經(jīng)驗，裂隙地層平均為4 m～8 m。 2.注漿壓力：注漿壓力的提高可以保證注漿效果。注漿壓力應(yīng)根據(jù)具體的地質(zhì)條件確定，即根據(jù)現(xiàn)場試驗反復(fù)確定。一般為靜水壓力的2～2.5倍。 3.漿液注入量：該值可根據(jù)下式進(jìn)行粗略計算。 公式（七） 式中：——漿液注入量，m3； ——漿液擴(kuò)散半徑，m； ——裂隙率，%； ——注漿段高，m； ——漿液在裂隙內(nèi)有效充填系數(shù)，0.9～0.95； ——漿液消耗系數(shù)，一般取1.2～1.3。 4.注漿結(jié)束標(biāo)準(zhǔn)：注漿壓力達(dá)到設(shè)計終壓，一般為受注含水層水壓的1.6～2.5倍，吸漿量小于80 L/ min，時間不小于30 min即可。 說明： （1）綜合應(yīng)用兩種技術(shù)，可以使排水效果更好。 （2）含水?dāng)鄬虞^多的工作面應(yīng)采取必要的防水措施，增添必要的排水設(shè)備；綜采設(shè)備部件敞開處必須防水。 （3）以上探放水技術(shù)同樣適合采空區(qū)，必須加強(qiáng)采空區(qū)的探放水，才能確保工作面甚至全礦井的安全生產(chǎn)，決不可以顧此失彼。 4 工作面斷層處瓦斯突出機(jī)理和防治措施 與各主要產(chǎn)煤國相比，我國的煤炭賦存條件較差。95%以上是井工礦，其中高瓦斯和瓦斯突出礦井占一半左右，煤層有自燃發(fā)火的礦井占50%以上。據(jù)統(tǒng)計，我國瓦斯突出地點(diǎn)發(fā)生在采煤工作面的概率為15.8%。近幾年采煤工作面發(fā)生突出的次數(shù)有明顯增多的趨勢。 據(jù)平頂山礦區(qū)統(tǒng)計，在55次突出中有43次突出發(fā)生在礦井構(gòu)造小斷層附近，占突出總數(shù)的78%，而且突出點(diǎn)煤層層理紊亂，煤體結(jié)構(gòu)破壞嚴(yán)重，突出點(diǎn)構(gòu)造煤厚度增加。尤其是中小型地質(zhì)構(gòu)造及構(gòu)造尖滅端突出集中分布，如十二礦160采區(qū)受牛莊逆斷層尖滅端的影響，己15－17—16101采面掘進(jìn)時發(fā)生10次突出。八礦己三采區(qū)受辛店正斷層尖滅端影響，己15－17—13170采面掘進(jìn)時發(fā)生8次突出。兩個采面受到兩條斷層的影響，形成礦區(qū)內(nèi)兩個高突面。 4.1工作面斷層處瓦斯突出機(jī)理 瓦斯突出是煤與瓦斯突出的簡稱。瓦斯突出是由量的積累和采動的影響促成的。 1）工作面上下煤層的采掘活動破壞了煤層的原有應(yīng)力分布，使裂隙擴(kuò)展，增大了煤體的分裂； 2）改變了原有瓦斯的賦存狀態(tài)，使游離態(tài)瓦斯增多； 3）瓦斯的涌出更加劇了裂隙的擴(kuò)展，使更多的裂隙貫通，形成了瓦斯流動的通路，最終上下煤層與回采煤層中的瓦斯形成一體； 4）斷層的存在為瓦斯提供了儲存的“氣罐”，隨著周圍瓦斯的匯集，裂隙內(nèi)部瓦斯的壓力逐步升高； 5）工作面的推進(jìn)促使了前方煤體的破裂，降低了煤體本身的抗壓抗拉伸強(qiáng)度，增大了煤體的透氣性； 6）隨著斷層處靠近工作面?zhèn)让后w的不斷回采，剩有煤體在瓦斯的壓力下由壓縮狀態(tài)逐漸轉(zhuǎn)變成拉伸狀態(tài)，具有了彈性勢能，達(dá)到極限時突出。 因此，我們采取防治措施時，應(yīng)從開“通路”和絕“氣源”的角度出發(fā)。 4.1工作面斷層處瓦斯突出防治措施 防突措施包括兩大類。實施以后可使較大范圍煤層消除突出危險性的措施，稱為區(qū)域性防突措施；實施以后可使局部區(qū)域（如掘進(jìn)工作面）消除突出危險性的措施稱為局部防突措施。 （一）區(qū)域性防突措施主要有開采保護(hù)層、預(yù)抽煤層瓦斯和煤層注水。 在突出礦井中，預(yù)先開采的、并能使其他相鄰的有突出危險的煤層受到采動影響而減少或喪失突出危險的煤層稱為保護(hù)層，后開采的煤層稱為被保護(hù)層。開采保護(hù)層是預(yù)防突出最有效、最經(jīng)濟(jì)的措施。 開采保護(hù)層的關(guān)鍵是選擇保護(hù)層。選擇的方法如下： ①首先考慮上保護(hù)層，使采煤方式符合盡量符合下行的開采順序。 ②選擇突出危險性低的煤層，開采該層時，也要采取必要的防突措施。 ③礦井中所有可采煤層都具有嚴(yán)重突出危險時，也可以選擇不可采的突出危險性低的煤層作為保護(hù)層。 ④開采保護(hù)層時，應(yīng)同時抽放被保護(hù)層的瓦斯。 開采保護(hù)層配合被保護(hù)層的抽放，可以有效地增加瓦斯流通的路徑，減少斷層處瓦斯的聚集。 （二）局部防突措施 局部防突措施的主要作用是卸出或降低采掘工作面中的煤體應(yīng)力和排放瓦斯。這些措施有松動爆破、局部抽放瓦斯、水力沖孔、排放鉆孔、金屬骨架、煤層注水、超前鉆孔、卸壓槽等。 （1）松動爆破 松動爆破是在工作面前方的應(yīng)力集中區(qū)，打鉆孔裝藥爆破，加快瓦斯的排放，降低斷層中的瓦斯壓力，預(yù)防工作面接近斷層時造成突出。 陽泉一礦3號煤層試驗工作面的條件下，采用長鉆孔控制松動爆破，既在回采工作面巷道打平行于工作面的爆破孔也取得了較好的效果。其參數(shù)為：爆破孔長度30 m、直徑73 mm，鉆孔傾角1°～3°、封孔長度7～10 m、爆破孔距工作面距離13～15 m。 （2）抽放瓦斯 在斷層密布采區(qū)，可以預(yù)防性的布置部分探放孔，測定瓦斯壓力，分析斷層的產(chǎn)狀。確定有突出危險性的預(yù)兆，適當(dāng)加大鉆孔布置密度，強(qiáng)力抽放瓦斯。鉆孔的布置方式有鉆場平面扇形鉆孔、底板巖巷穿層鉆孔、正向平行鉆孔和迎面順層鉆孔四種方式。結(jié)合工作面的巷道布置特點(diǎn)，并充分考慮預(yù)抽鉆孔的邊采邊抽效率，選擇適合的布置方式。 屯城煤礦選擇迎面順層鉆孔方式作為屯城煤礦優(yōu)化鉆孔布孔方式。具體布孔方法：利用工作面回風(fēng)巷，向回采工作面切眼方向打迎面平行鉆孔，鉆孔方式為雙排三花眼式，如圖11示。 （3）煤層注水 在斷層周圍煤體中注水，可以擴(kuò)展裂隙，擠出游離瓦斯，使瓦斯釋放效果更好，同時使煤體濕潤，降低了粉塵的濃度。 其他技術(shù)不再論述。 其中，防治瓦斯突出的關(guān)鍵在于科學(xué)預(yù)測和防治，提高操作人員的安全負(fù)責(zé)意識；堅決執(zhí)行“四位一體”，實現(xiàn)“三專兩閉鎖”，有疑及時匯報，有險必須解決。災(zāi)害都可以解決。 圖1 回采工作面本煤層瓦斯抽放鉆孔布置示意圖 小結(jié)：斷層及其附帶的地質(zhì)災(zāi)害是困擾工作面推進(jìn)的主要障礙，科學(xué)分析其形成機(jī)理，設(shè)計實施合理的防治措施，都可以予以很好的避免和解決，為提高工作面的產(chǎn)量奠定基礎(chǔ)。 一通三防 重慶市南川市云華煤炭有限責(zé)任公司，在開采有煤與瓦斯突出危險的單一煤層時，沒有建立瓦斯抽放系統(tǒng)，瓦斯傳感器數(shù)量太少，有些作業(yè)地點(diǎn)沒有安裝，導(dǎo)致“1.16”特大煤與瓦斯突出事故的發(fā)生，死亡12人。 國有煤礦安全欠帳多。多年來，由于行業(yè)管理弱化，煤炭生產(chǎn)經(jīng)營困難，企業(yè)安全投入欠帳很多，據(jù)對45戶國有重點(diǎn)煤礦和125戶地方國有煤礦的調(diào)查測算，全國國有煤礦安全欠帳約505億元。許多國有煤礦，經(jīng)過幾十年的開采，已進(jìn)入衰老期；主要生產(chǎn)設(shè)備老化、超期服役的約占1/3。一些老煤礦井下使用的通風(fēng)、提升運(yùn)輸和防爆電器等設(shè)備，許多還是上個世紀(jì)60年代的產(chǎn)品，不能保障安全。 2007 年4 月6 日20 時35 分，湖南省煤業(yè)集團(tuán)金竹山礦業(yè)有限公司一平 峒煤礦25 采區(qū)回風(fēng)巷發(fā)生煤與瓦斯突出事故，造成4 人死亡。 2006年10月31日12時16分，靖遠(yuǎn)煤業(yè)有限責(zé)任公司魏家地煤礦西一采區(qū)1109綜工作面在檢修過程中回風(fēng)系統(tǒng)發(fā)生瓦斯爆炸，當(dāng)時該區(qū)域有35人作業(yè)。35人全部搶救出井。其中6人受傷(重傷1人)、29人遇難] 2006年9月30日，黑龍江省雞西市雞東縣哈達(dá)天龍煤礦發(fā)生瓦斯爆炸事故，死亡13人。 畢業(yè)設(shè)計任務(wù)書 學(xué)院 礦業(yè)學(xué)院 專業(yè)年級 采礦工程 學(xué)生姓名 任務(wù)下達(dá)日期： 20xx年 1 月 20 日 設(shè)計日期： 20xx年 3 月 15 日至 20xx 年 6月 21日 設(shè)計題目： 陳四樓煤礦1.5 Mt/a新井初步設(shè)計 設(shè)計專題題目：淺析采煤工作面斷層處災(zāi)害機(jī)理及防治 設(shè)計主要內(nèi)容和要求： 院長簽字： 指導(dǎo)教師簽字： Mechanism and control of ground residual deformation over longwall goaf GUO Guang-li, WEI Kuang-ling, MU Bin-shan, Gao Jing-xiang, H E Guo-qing (1. China University of Mining and Technology , Xuzhou 221008 , China ; 2. Chongqing University , Chongqing 400044 , China ; 3. Qiwu Coal Mine , Jining 277606 , China) Abstract: The deformation of rupture rock mass in goaf is the main reason for ground terrene residual deformation.Based on field measurement and similar material simulation , the rupture strata structure and its residual deformation characteristics in the longwall goaf and its overburden are pointed out. On the basis of these achievements , the authors propose the mechanism of strengthening rupture rock mass ground and the control measures of deformation resistant structure. Using the case of main coal building in Xinzhuangzi Coal Processing Plant , this paper introduces the influence of strengthening rupture rock mass and deformation resistant structure. Key words: abandoned goaf ; residual deformation ; rupture rockmass ; deformation mechanism; deformation control 1. INTROD UCTION The movement and dest ruction of overburden layers caused by underground mining changed overburden engineering geology characteristics and formed the engineering geology condition of extracttion subsidence rupture rock mass ground. Even by long time natural pressure after mining , these phenol mena of residual cavity , bed separation ,mining induced fissure can be seen in goaf and overburden. Subcompaction and gap with saturated water can also be seen in caved goaf . Under the influence of inner and external factors (for example ,ground stress , underground water , superimposed load of new building) , the rupture rock mass will produce second movement and deformation , which is a serious threat to ground buildings safety.This is the main potential safety hazard that restrains large scale application of terrene in abandoned goaf .The deformation of rupture rock mass in goaf is the main reason for residual deformation in collapsed area terrene. Clarifying structure and deformation characteristic of rupture rock mass in goaf , predicting terrene residual subsidence and deformation , adopting suitable measures to strengthen rupture ground and designing reasonable building structure are the basic research directions to guarantee the safety of the buildings above abandoned goaf. 2 RUPTURE ROCK MASS STRUCTURE AND RESID UAL DEFORMATION CHARACTERIS TIC OVER LONGWALL GOAF After extracting underground ore body , the overburden will move and deform t- hat induces thegreat change of the property and forms of rock ,and will form a new goaf rupture rock mass structure system composed of caving zone , fracture zone and inflection subsidence zone (Fig. 1). Fig. 1 　Rupt ure rock massst ruct ure over longwall goaf According to a large amount of field inspectionand simulation research results , abandoned goaf’s‘liven up’ and the mechanism of extraction rupture ground unstability can be analyzed as follows : 1) The rupture rock pieces above the edge of longwall goaf articulate with each other and form a construction similar to half arch struct ure with one of its foot t- rending to coal wall. In this structure ,the first and second rupture rocks play key role in the relatively stable structure of rock mass above goaf. If these key rocks lose their stability , they will influence overburden , and produce strata movement and deformation again , then extent toterrene further. 2) The block beam above longwall goaf results in the difference of the crack rockps compactivities in various positions of caving zone. There is unstowed cavity around open off cut , terminal line ,up and down crossheading ( around the edge of goaf). From edge to center of goaf , caving zonecan be divided into sub compaction area , cavingrock accumulated area , caving rock compaction area and full compaction area. 3) In the super critical extraction area above the middle of goaf , caving rupture rock mainly supports vertical pressure stress. It can be compacted by natural pressure as time passing , but since rupture rocks are beyond retrieve , the fissures among rocks will exist forever. It will be compacted again when being suffered additional burden. 4) For the difference of stratum bedded deposit characteristic and each rock formation mechanical property , a large amount of bedded separation fissure will be produced in inflection zone of overburden. Under the influence of underground water and external force , especially vertical burden ,these bed separation fissures may be compactedand closed , which will lead to the subsidence of terrene.Based on the analyses above , we can divide t he“l(fā)iven up ”of rupture rock mass in abandoned goaf into four types : 1) Under the effect of overburden , the rupture rock in goaf body has long term slow creeping deformation. 2) Under the effect of underground water and air , the rupture rock in goaf will be effloresced , its intensity will be attenuated , and the rupture rock can be compacted again under overburden. 3) Since the intensity attenuation of rupture rock and residual coal pillar begin , the overburden above mining dist rict will lose stability again though it is stable before. 4) Under the effect of external forces , the rupture rock mass above mining dist rict will lose structure stability again. The external forces mainly include earth quake force , tectonic stress caused by region geological structure , disturbance stress caused by exploding or mining , addition burden on the surface , etc. According to the research results of similar material physical analogy and finite element method , under the condition of deep goaf , the residual deformation of terrene is mainly a slow subsidence course and its uneven subsidence is limited , so reinforcing buildingsp ability to resist deformation is the main technological measure to guarantee its safety. Under the influence of external force , the unstability of the secondary block beam or key strata of overburden mass in goaf is the main cause for serious terrene subsidence in shallow goaf . So strengt hening the block beam structure above goaf and key strata , raising the carrying capacity of rock mass balanced structure and increasing the steady of the balanced structure are the main methods to strengthen the rupture ground above abandoned goaf . 3 TREATMENT OF RUPTURE ROCK MASS OF SHALLOW LONGWALL GOAF Under the influence of external force , the destabilizing of the secondary block rock beam or key strata of overburden is the main cause for serious ground subsidence over shallow goaf . So strengthening t he block beam structure or key strata above goaf and raising its bearing ability and stability are the main ways to control rupture foundation rock mass deformation over abandoned workings. These technological methods mainly include the following six types. 1. Back filling and grouting in whole goaf The whole goaf and mining induced fissure of overburden should be backfilled completely by cement , tailings , flyash , sand or clay , etc. This method can get rid of a hidden peril of ground subsidence. 2.Grouting concrete column for partial support Drilling large diameter borehole on the construction field forms the grout cement or reinforced concrete column to provide surface building support . The column must pass through rupture rock body and reach the integrate rock body beeow abandoned mine workings. 3.Grouting to strengthen block beam in fracture zone Grouting to stow the bed separation and crack fissure in fracture zone can st- rength the compound block beam structure into a whole continuous half arch rock beam over goaf . This measure is suitable for strengt hening ground around goaf border with large cave and sub stowed area. It can prevent half arch block beam above the edge of goaf from losing stability. 4.Grouting to strengthen basement in sagging zone Grouting to strength basement in sagging zone below the building can integrate rupture rock body into a whole to guarantee the buildings p subsidence uniformity. 5.Accumulating pressure processing This measure is to prepress the ground by accumulating debris or sand , etc , on the area above abandoned goaf , which will make the potential differential settlement of ground take place , then the ground will be compacted and the intensity will be improved. Moreover the subsidence will reduce in practical project later. This method requests that effective load shouldnpt lighter than additional load caused by new buildings. 6.Using high energy rammer to deal with shallow rupture rock body Using high energy rammer to deal with shallow rupture rock body will compact the fissure and bed separation in shallow ground , and increase the load carrying capacity of shallow ground. This method is mainly suitable for the foundation soilt reatment of general civil buildings constructed on the middle area of goaf . 4 DESIGNING MEASURES OF ANTI2DEFORM ATION STRUCTURE Under the condition of certain mining deep and even load , longwall goaf seldom produces violent subsidence , and the distribution of residual subsidence is continuous and gradually changed.Buildings above abandoned goaf undoubtedly will be influenced by ground residual deformation. The ground deformation , transiting to the upper structure of building through foundation , will make the structure have additional stress and deformation. Adopting the designing measures to improve the coordination relation among the base , foundation and upper structure is the basic method to protect buildings on goaf. By analyzing the coordinate relation between the ground subsidence and buildingps deformation , we conclude t he following three principles during designing buildings with deformation resistant structure . 1.Structure yielding measures The technological measures are adopted to absorb part of terrene deformation or to let building have enough flexibility to adapt buildingps unbalanced subsidence and deformation , and to reduce the additional stress caused by terrene deformation. These measures include setting deformation gap , reducing unit length of building or designing flexible building with hinge joint steel frames , which can change the positions related to each other. 2.Structure rigidity strengthening measures These measures are to raise stiffness and in tegrity of building units to increase their resisting ability of terrene deformation , which include strengt hening stiff ness and intensity of each unitps ground , adding structure components , strengthening component , etc. We can design adjustable base , for example , ground composed of thicker plate or concrete base row. We can also use ram to make the upper structure back to its original position if uneven subsidence happens. 3.Joint structure rigidity strengthening and structure yielding measures For large scale indust rial buildings , the needs of equip mentinstallation and its technological process must be considered , in order that structure rigidity strength- ening and structure yielding measures can be applied entirely. Under this circumstance , we should use some synthesize methods to meet the needs of p- roduction safety. 5 PROJECT INSTANCE 1.Project general conditions A main building of a coal dressing plant with crib and bar foundation is 73.5 m long , 35 m wide and about 40 m high. It is a multilayer and multispan reinforced concrete frame structure. This building , with complicated inner structure , has lots of dressing equipment and is sensitive to terreneps unbalanced subsidence and horizontal deformation. In the west and north below the main building is A1 and A3 coal seam goaf (the relative position of goaf and main building can be seen in Fig.2 ,and this coal mine had been extracted from 1951 to 1962. The extraction depth of seam A3 is 48.8 m ,minable height is 3. 65 m , and the extraction depth of seam A1 is 62 m , minable height is 2.2 m ,stratatilt angle is 22°～25°. Coal mining method is long wall mining on the strike , using breakage method to deal with roof . Reconnoiter research indicated that the rupture rock mass caused by mining develop ment area has reached to the southwest corner of the main building. Its development range is also shown in Fig. 2. The up face of gap development area is only 15 m deep to surface. Around the edge of goaf , there are residual cavities that caused overburden to be seriously damaged and some ground stability to be relatively poor. Fig. 2 Surface under ground contrast plan near main dressing building 2.Using consolidation grouting to deal with mining rupture rock ground According to the characteristic of mining rupture foundation , the half arch block rock beam structure in cracked zone above goaf can best rengt hened by using consolidation grouting method , which makes the foundation form a integrated , stable half arch rock structure. Designed grouting area is 637 m in this project and the average stage height of grouting is 8 m. In practice ,seven grouting holes have been drilled. The mate rial used in grouting is 425# Portland cement . 3.Measures of designing deformation resistant structure In order to guarantee dependability of designing , a space finite element model is adopted to analyze the structures with 6 floors and 8 floors of main building. The model analyzed different basis forms , considering inner force and section adjust ment under 10 kinds of combination circumstance ,such as static burden , dynamic burden, earthquake force , the influence of ground deformation and wind burden. The purpose of the analyses is to select the suitable structure stiffness. After many times of analyses and adjust ment , the dist ribution of reinforcement bar was designed. The flexible measurements were used in both units with 8 and 6 floors. Between the two indispensable units , 100 mm deformation fissure has been left . 4.Implementing effect To verify designing reliability and to ensure safety , the ground subsidence and structure stress were monitored. According to the analyzing of the main building ground subsidence and internal force , we can draw the conclusion that the ground subsidence is even. Basis reactive dist ribution is even and the change of basis reinforces inner force is accorded with normal law. These inform that strengt hening region rupture ground and deformation resistant structure are successful , and these methods guaranteed the main buildingps safety. 6 CONCL USIONS 1) The deformation of rupture rock mass in goaf is the main reason leading to collapse area terrene residual deformation. Under the condition of deep goaf , the major terrene residual deformation is a slow subsidence process , and reinforcing buildingp deformation resistant ability is the main way of potecting its safety. 2) Under the influence of external force , the rupture rock mass losing its st- ructure steadiney is the main reason leading terrene to seriously subsidence deformation in shallow goaf. Strengt hening half arch block beam above the shallow goaf ,increasing the steady and carrying capacity of rupture rock mass ground are the main methods to deal with unstable ground above abandoned goaf . 3) Adopting struct ure rigidity strengt hening and yielding measures to resist deformation ,improving the coordinate deformation relation among buildingps basis , ground and super structure are the basic methods to protect building in goaf safety. (4) Practical example indicates that the safety of large sized indust rial buildings above shallow goaf can be protected after grouting and using deformation resistant structure. 中文譯文 長壁開采采空區(qū)上部地表殘余變形的機(jī)理與控制 摘要：采空區(qū)巖層破裂變形是導(dǎo)致地表殘余變形的主要原因?；诂F(xiàn)場測量和相似材料模擬，采空區(qū)及其上覆巖層巖石斷裂構(gòu)造及殘余變形特性已被揭示。以此為基礎(chǔ)，作者提出了巖層破碎的加強(qiáng)機(jī)制和抵抗變形的控制方法。本文將以新莊子煤炭加工廠的主要建筑物為例介紹巖石破碎的影響和抵抗變形的結(jié)構(gòu)。 1.導(dǎo)言 地下開采導(dǎo)致的上覆巖層移動和破壞改變了上覆巖層的工程地質(zhì)特性并形成了開采下沉破裂巖石面的工程學(xué)地質(zhì)情況。即使開采后在長時間自然壓力作用下，采空區(qū)及其上覆巖層中仍能看到殘留空間、地層分離、開采裂縫等現(xiàn)象。跨落的老空區(qū)內(nèi)則會出現(xiàn)分段壓實和飽水裂隙。在內(nèi)外因素（如地面應(yīng)力、地下水、新建筑的階層載荷等）的影響下，破碎巖體將產(chǎn)生二次移動和變形，這會對地面建筑的安全形成嚴(yán)重威脅。這是抑制廢棄采空區(qū)上土地應(yīng)用的主要安全隱患。塌落區(qū)域地表殘余變形的主要原因是采空區(qū)巖石破碎變形。弄清采空區(qū)巖石破碎結(jié)構(gòu)和變形特性，預(yù)測地表下沉與變形，采取適當(dāng)措施加固破碎巖層，設(shè)計合理的建筑物結(jié)構(gòu)，是保證采空區(qū)上地面建筑安全的基本研究方向。 1.長壁采空區(qū)上巖石破碎結(jié)構(gòu)與殘余變形特性 地下礦體被開采之后，上覆巖層會移動變形導(dǎo)致巖石性質(zhì)和形態(tài)的強(qiáng)烈變化，并會形成由跨落帶、裂隙帶、彎曲下沉帶組成的新的采空區(qū)巖石破碎結(jié)構(gòu)體系。（圖1） 根據(jù)大量的現(xiàn)場測試和模擬測試結(jié)果，廢棄采空區(qū)的“活躍”和開采破碎區(qū)地面不穩(wěn)定性機(jī)制可被分析如下： 1）長壁工作面采空區(qū)邊界上破碎石塊接合在一起形成一種一端伸向煤壁的半拱結(jié)構(gòu)。在這種結(jié)構(gòu)中，首先破裂和二次破裂的巖石對于采空區(qū)上巖體形成相對穩(wěn)定的結(jié)構(gòu)起到了關(guān)鍵作用。如果這些關(guān)鍵巖層失去了穩(wěn)定性，那么將會影響到上覆巖層，導(dǎo)致巖層移動與變形的再次產(chǎn)生，接著進(jìn)一步影響到表土層。 圖1 長壁開采老空區(qū)上破裂巖石結(jié)構(gòu) 2）采空區(qū)上的石塊條帶造成跨落帶不同位置破裂巖石緊密性的不同。開切眼、停采線和聯(lián)絡(luò)巷（采空區(qū)邊緣）上下都有卸荷空間。從采空區(qū)端部到中部，跨落帶可以分為初級壓緊區(qū)，跨落巖石堆積區(qū)，跨落巖石壓實區(qū)和跨落巖石完全壓實區(qū)。 3）在采空區(qū)中部之上的超臨界開采區(qū)域，跨落巖石主要起支持垂直應(yīng)力的作用。隨著時間的推移，這些破碎巖石可以被自然壓力壓實，但是由于破碎巖石的不可恢復(fù)性，巖石中的裂紋將永久存在。當(dāng)施加額外載荷后，這些巖石將進(jìn)一步被壓實。 4）由于巖層存積性質(zhì)的不同和每一巖層的力學(xué)特性，在上覆巖層的彎曲下沉帶產(chǎn)生大量的層狀分離裂縫。在地下水和外力尤其是垂直負(fù)荷的作用下，這些巖層分離裂縫將會被壓實閉合，這將導(dǎo)致表土下沉。 綜上所述，我們可將廢棄采空區(qū)上破碎巖體的“活躍”分為四種類型： 1）受上覆巖層影響，采空區(qū)內(nèi)破碎巖體進(jìn)行長期緩慢的變形。 2）受地下水與空氣的影響，采空區(qū)內(nèi)破碎巖石將被風(fēng)化，其強(qiáng)度減弱，在上覆載荷下巖石會被進(jìn)一步壓實。 3）由于破碎巖石強(qiáng)度的衰減和殘留煤柱開始受壓，采區(qū)上覆巖層開始由穩(wěn)定狀態(tài)進(jìn)入失穩(wěn)狀態(tài)。 4）受外力影響，采空區(qū)上破碎巖石將再次失去結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。外力主要包括由區(qū)域地質(zhì)結(jié)構(gòu)引起的地震力和構(gòu)造力，爆破或采礦引起的干擾應(yīng)力，附加表土負(fù)荷等。 根據(jù)相似材料模擬和有限元方法的研究結(jié)果，在深部采空條件下，表土層的殘余變形主要是緩慢下沉過程，不均勻下沉受到了限制，因此加強(qiáng)建筑物抵抗變形的能力是保證其安全的主要技術(shù)方法。在外力作用下，二次碎石帶或采空區(qū)上關(guān)鍵層巖石失穩(wěn)是淺部采空表土層劇烈下沉的主要原因。因此加固采空區(qū)上碎石帶結(jié)構(gòu)和關(guān)鍵層，提高巖體平衡結(jié)構(gòu)的承載能力和增加平衡結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性是加強(qiáng)廢棄采空區(qū)上地面破裂的主要方法。 3淺部采空破碎巖體的處理 在外力作用下，二次塊狀巖石帶或關(guān)鍵層的不穩(wěn)定是淺部采空上地表劇烈下沉的主要原因。因次加固碎石帶結(jié)構(gòu)或采空區(qū)上關(guān)鍵層，提高其承載能力和穩(wěn)定性是控制廢棄巷道上基巖變形的主要途徑。這些技術(shù)方法主要包括下列六種類型。 1.在整個采空區(qū)充填灌漿 整個采空區(qū)和采礦引起的裂縫應(yīng)該用水泥、礦渣、粉煤灰、沙子或粘土等完全填充。這種方法可以擺脫地表下沉的潛在危險。 2.噴漿凝注局部支護(hù) 在建筑地打大鉆孔噴水泥漿或加強(qiáng)混凝土圓柱為表面建筑提供支護(hù)。圓柱必須通過破碎巖體到達(dá)廢棄礦井巷道下面的完整巖體中。 3.裂隙區(qū)噴漿加固碎石帶 噴漿充填離層和裂隙帶的裂縫可以使碎石帶復(fù)合成為采空區(qū)上一個完整連續(xù)的半拱巖層。這種方法適合接近大面積跨落采空區(qū)邊緣的地面?？梢苑乐共煽諈^(qū)邊緣上半拱形碎石帶失穩(wěn)。 4.噴漿加強(qiáng)彎曲下沉帶基層 噴漿支護(hù)建筑物下彎曲下沉帶基層可以整合破碎巖體以保證建筑物均勻下沉。 5.疊壓前處理 這種方法堆積矸石或沙子等先對采空區(qū)上的地面加壓，使地面潛在微沉發(fā)生，然后地面被壓實，強(qiáng)度也得到提高。并且下沉?xí)谝院蟮膶嶋H施工中減小。這種方法要求有效載荷不得小于新建筑的附加載荷。 6.用高能撞錘處理淺部破裂巖體 使用高能撞錘處理淺部巖體能夠壓實淺部地層的裂縫和離層，并能提高淺部地層的承載能力。這種方法主要適用于采空區(qū)中部上普通民用建筑的基土處理。 4抵抗變形建筑物的設(shè)計措施 在一定采高和平均載荷的條件下，長壁開采方法采空區(qū)很少產(chǎn)生劇烈的下沉，殘余下沉的分配是逐漸連續(xù)變化的。廢棄采空區(qū)上的建筑物無疑將受到地表參與變形的影響。穿過地基經(jīng)過建筑物的上部結(jié)構(gòu)的地表變形，會使結(jié)構(gòu)有額外應(yīng)力和變形。采用改善基底、地基與上部建筑物相應(yīng)關(guān)系的設(shè)計措施是保護(hù)采空區(qū)上建筑物的基本方法。 通過對地表下沉和建筑物變形相應(yīng)關(guān)系的分析，我們推定出在設(shè)計抵抗變形建筑物中的三個原則如下。 1.建筑物可縮性措施 此方法用于吸收部分表土變形或者使建筑物對不平衡的下沉和變形有足夠的適應(yīng)性，并且減少表土變形引起的額外應(yīng)力。這些措施包括設(shè)置變形孔，減少建筑物的單元長度或者設(shè)計具有鉸接鋼架的撓性建筑，這種結(jié)構(gòu)可以改變彼此的位置。 2.增加建筑物剛度措施 這些措施包括增強(qiáng)每一地面單元的剛性與強(qiáng)度、增加結(jié)構(gòu)成分等，能夠提高建筑物的硬度和完整性以增加其抗變形能力。我們可以設(shè)計可調(diào)整的基底，例如，由厚板塊或者混凝土地基組成的地層。如果出現(xiàn)不均勻的下沉，我們可以使用推車機(jī)將上部建筑物推回初始位置。 3.鉸接結(jié)構(gòu)加強(qiáng)剛度和可縮性結(jié)構(gòu)措施 對于大規(guī)模工業(yè)建筑，設(shè)備安置和技術(shù)過程就得詳細(xì)安排，以保證加強(qiáng)剛度結(jié)構(gòu)和可縮性結(jié)構(gòu)能被完全應(yīng)用。在這種情況下，應(yīng)采用綜合措施保證建筑物的安全。 5工程實例 1.普通條件下實例 選煤廠中用木垛和棒做地基的主樓是73.5 m長，35 m寬，40 m高。多層，大跨距，鋼筋混凝土結(jié)構(gòu)。這座建筑具有復(fù)雜的內(nèi)部結(jié)構(gòu)，配置很多設(shè)備，并且不能承受不均衡下沉和水平變形。 建筑物的西部和北部是A1、A3煤層采空區(qū)（采空區(qū)和建筑物的相對位置見圖2），該煤礦已于1951年到1962年開采。A3煤層的采深是48.8m，可采高度3.65 m，A1煤層采深62 m，可采高度2.2 m，煤層平均傾角22°～25°。開采方法為走向長壁采煤，跨落法處理頂板?？辈靾蟾嬷赋龅V井開拓導(dǎo)致的巖石破碎已經(jīng)達(dá)到主樓的西南角。其開拓范圍也在圖2中表明。開拓區(qū)域的上挖工作面距地表只有15m深。在采空區(qū)邊緣，具有會導(dǎo)致上覆巖層嚴(yán)重破壞并使地表穩(wěn)定性受影響的殘余裂空。 2.通過灌漿硬化處理開采破碎巖層 根據(jù)破碎基巖的特性，裂隙帶的半拱形碎石帶可以通過灌漿硬化的方法加固，這使基巖形成一個整體的、穩(wěn)定的半拱巖石結(jié)構(gòu)。此工程中設(shè)計噴漿面積為637平方米，灌漿平均階段高度8m。實際操作中，共打了7個灌漿孔。灌漿使用材料為425#波特蘭水泥。 3.設(shè)計抗變形結(jié)構(gòu)的方法 為保證設(shè)計的可靠性，一種空間有限要素模型被用于分析主樓的6層和8層 結(jié)構(gòu)。模型分析了不同的基礎(chǔ)形式，考慮到內(nèi)力和10種環(huán)境下的階段調(diào)整，如靜態(tài)負(fù)荷、動態(tài)負(fù)荷、地震力、地面變形影響和風(fēng)力。分析的目的是選擇合適的剛性結(jié)構(gòu)。經(jīng)過多次的分析和調(diào)整，設(shè)計出了加固棒的分配方法。靈活的測定應(yīng)用 圖2 主樓附近地表與井下對比平面圖 于8層和6層的單元中。在兩個不可或缺的單元中，允許有100 mm的變形裂縫。 4.實施效果 為檢驗設(shè)計可靠性和保證安全，地表變形和結(jié)構(gòu)應(yīng)力都受到監(jiān)測。根據(jù)對主樓地表變形和內(nèi)力的分析，我們得到地表下沉比較平均的結(jié)論。地基作用分布平均，地基加固的內(nèi)力變化與標(biāo)準(zhǔn)規(guī)定一致。這表明加固局部破碎地層和抗變形結(jié)構(gòu)獲得了成功，這些措施保證了主樓的安全。 6.結(jié)論 1）采空區(qū)內(nèi)破碎巖體的變形是導(dǎo)致塌落區(qū)表土殘余變形的主要原因。在深部采空條件下，主要的表土殘余變形是一個緩慢的下沉過程，增強(qiáng)建筑物的抗變形能力是保證其安全的主要途徑。 2）在外力作用下，破碎巖體失去結(jié)構(gòu)平衡是致使淺部采空表土層劇烈下沉變形的主要原因。加強(qiáng)淺部采空區(qū)上的半拱碎石帶，增加破碎巖體的穩(wěn)定性和承載能力是處理廢棄采空區(qū)上不穩(wěn)定巖層的主要方法。 3）采用剛度加強(qiáng)結(jié)構(gòu)和屈服方法抵抗變形，提高建筑物地基、地層和上部構(gòu)造的協(xié)調(diào)變形關(guān)系是保證采空區(qū)上建筑物安全的基本方法。 4）實例表明淺部采空區(qū)上大面積工業(yè)建筑的安全在使用噴漿和抗變形結(jié)構(gòu)后能夠得到保障。