Study on movement law of extremely thick strata and triggering mechanism of mine earthquakes
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摘要:
矿震是由矿山开采引起的非天然地震活动，鄂尔多斯矿区侏罗纪煤层上方常见白垩系巨厚层状砂岩组，巨厚砂岩组破断、滑移容易诱发巨厚覆岩型矿震，研究揭示高位巨厚覆岩的内部活动演化规律与动力响应特征是巨厚覆岩型矿震灾害防控的基础。笔者基于符拉索夫厚板理论，结合地面探测孔、地表沉降以及微震监测技术，研究了鄂尔多斯某矿综放开采巨厚覆岩结构演化规律及覆岩内部活动特征，揭示了高位覆岩运动诱发矿震机制。结果表明，综放实体煤回采阶段，采空区面积较小，低位顶板垮落较为迅速，顶板破断角64°～72°，高位巨厚覆岩结构无明显裂隙产生，地表下沉量较小；邻空回采阶段，顶板破断高度向巨厚覆岩层扩展，巨厚覆岩层产生裂隙，巨厚覆岩下顶板破裂角有所增加，并且地表沉降量快速增加呈台阶式下沉。白垩系巨厚砂岩层厚较大、强度较高，推导得出邻空回采阶段工作面推进约324.3 m时，巨厚覆岩结构具备发生初次破断的条件，开始出现强矿震事件；并且其周期破断步距为83.7 m。巨厚覆岩结构破断触发矿震机制为：随采空区面积增加，顶板破裂高度逐渐扩展至高位巨厚砂岩层，该巨厚砂岩层发生竖“O-X”型初次破断、滑移以及周期性破断易诱发强矿震事件。研究结论对高位巨厚覆岩型矿震灾害的预防与治理具有指导作用。
Abstract:Mine earthquake are unnatural seismic activities during mining. In the Ordos mining area in North China, the Jurassic coal seam is commonly overlain by the extremely thick cretaceous sandstone strata. It is easy to trigger strong mine earthquakes when the fracture and slip of the extremely thick strata occur caused by the coal extraction. The movement characteristics and the dynamic response of the extremely thick strata are the basis for mine earthquake prevention and control. Based on Vlasov’s theory, this paper used data from surface boreholes, surface subsidence and seismic monitoring to investigate the structure evolution law and movement characteristics of the extremely thick strata in fully-mechanized caving mining of an Ordos coal mine, aiming to reveal the triggering mechanism of the mine earthquakes. The results showed that in the retreating period with no goaf nearby, a small goaf area behind the longwall was presented, and the low roof collapsed rapidly with fracture angles between 64° and 72°, and no obvious fractures were detected in the far-field extremely thick strata, which only caused minor surface subsidence. In the retreating period along with goafs, the roof breaking height expanded to the extremely thick strata with fracture angles increased, and the fractures emerged in the extremely thick strata, which caused a stepwise increase of the surface subsidence. Due to the large thickness and far-field strength of the extremely thick cretaceous sandstone strata, it is deduced that when the longwall chainage was about 324.3 m, the extremely thick strata met the requirement of initial fracture with a fracture step of 83.7 m, and the strong mine earthquakes started to be detected. The triggering mechanism of mine earthquake induced by breakage of extremely thick strata is that: with the increase of goaf area, the fracture height of the low roof gradually extends to the far-field extremely thick strata, and it is easy to trigger mine earthquake during the vertical “O-X” type initial fracture, fracture adjustment and periodic fracture of the extremely thick strata. The outcome of this study can provide reference on the prevention and control of mine earthquakes occurred in the far-field extremely thick strata.
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0. 引 言
随着浅部资源枯竭，我国多数矿井已进入深部开采[1-2]。深部矿井地应力增大，瓦斯矿井逐渐升级为高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，松软低透气性煤层矿井开采比例越来越大。针对深部松软煤层开采，煤层裂隙不发育，透气性普遍较低，大量瓦斯难以抽采，瓦斯压力、原始瓦斯含量难以降到安全值范围内，受采掘扰动影响容易发生瓦斯事故，瓦斯动力灾害的复杂性、危险性和防治难度增大[3]。2010年以来，煤与瓦斯突出事故死亡人数总体下降，但所占煤矿灾害比例依然没有降低[4]。钻孔瓦斯抽采是煤矿井下瓦斯灾害防治的重要举措之一[5-7]，针对高瓦斯煤层开采，国内外学者提出了煤层强化增透技术，如水力压裂、CO2致裂和深孔爆破等[8-9]。深孔预裂爆破技术由于适应范围广和造缝效果明显，国内外学者在该领域开展了卓有成效的研究工作，取得了丰硕的研究成果，在国内多个高瓦斯矿区得到应用[10]。综合国内外专家对爆破作用机理的研究表明煤层的破坏是由爆炸应力波、爆生气体和瓦斯共同作用的结果。其中，应力波的压缩作用在煤体中形成粉碎区，而应力波的拉伸作用和爆炸生产气体的静力作用在煤体中形成裂隙区，瓦斯压力的存在有利于爆生裂纹的扩展。一些学者研究发现聚能爆破通过特殊的装药结构提高了特定方向上爆炸的破坏作用，利用深孔聚能爆破进行卸压增透可以有效提高煤层的透气性与瓦斯抽采率，如郭德勇等[11-13]利用聚能爆破定向致裂煤体，通过在现场进行定向聚能爆破煤层增透试验，达到了增加煤体的裂纹和维持围岩稳定的效果。夏彬伟等[14]针对爆生裂缝无序扩展至顶底板引发顶底板失稳破断的技术难题，提出了缝槽水压爆破技术，试验分析了缝槽水压爆破裂缝特征及应力演化规律。低透气性煤层采用聚能爆破增透技术后，瓦斯抽采初期浓度高、流量大，抽采纯量在短时间内可以达到原始状态的几十倍到几百倍，极大提高了瓦斯抽采效率。
目前，瓦斯与煤炭协调开发的技术体系基本形成。但是，复杂的资源禀赋条件使得我国煤矿瓦斯抽采仍然面临“抽采难度大、抽采效率低、抽采集中度低”等困难[15]。对于松软低透气性煤层爆破增透，由于爆生裂隙粗短并且很快被压实而失去导流能力，导致煤层瓦斯高效抽采的衰减速度较快，爆破增透后的瓦斯高效抽采期非常短。同时，钻孔在软煤中钻进过程中容易发生钻孔坍塌、埋钻。深部开采所带来的一些瓦斯防治的新问题没能解决，田坤云等[16]考察了水力挠动措施对软煤及砂岩的卸压增透效果，龚敏等[17]将爆破增透钻孔布置在煤巷底板岩石中以提高瓦斯抽采率，为深部松软煤层卸压增透提供了一条新的思路。为方便增透钻孔施工，将钻孔布置在底板岩层，可解决松软煤层钻孔不稳定和爆生裂隙短期容易被压实的问题，从而提高爆生裂隙的长效导流能力。从卸压增透机理方面考虑，爆破致裂坚硬底板和松软煤体是煤层卸压增透的前提，爆生裂隙的网络形态是决定增透效果的关键。因此，针对深部松软低渗煤层开采，研究松软煤层底板爆破动载荷作用下，岩体和松软煤体的损伤演化与煤岩交界面裂隙扩展规律，可为松软低渗煤层瓦斯长时效抽采提供坚实的理论基础和技术支持。
1. 松软煤层底板爆破模拟试验
1.1 试验系统
在相似模拟试验中，模型与原型应力、密度和长度均要满足比尺因数关系。在本文中Froude比例法被用于比尺因数关系的求取[18-19]。试验模型尺寸为30 cm×30 cm×30 cm，如图1所示，煤层厚度8 cm。模型爆破孔布置在松软煤层底板位置，距离煤层下端8 cm。
试验采用应变砖监测爆破过程中的应变数据变化规律，在爆破孔水平方向上，距离爆破孔右侧3 cm和7 cm的位置分别布置1号和2号应变测点；垂直方向上，距离爆破孔正上方3 cm和7 cm的位置分别布置3号和4号应变测点。
试验原型取自淮南矿区11-2煤层，原型煤岩力学参数见表1，试验模型的材料配比参数见表2。
表 1 原岩力学参数Table 1. Mechanical parameters of prototype coal and rock岩性 密度/
(g·cm－3)弹性模
量/GPa泊松比 抗压强
度/MPa抗拉强
度/MPa泥岩 2.4 13.8 0.23 21.8 1.3 11-2煤 1.4 2.97 0.32 5.46 0.4 表 2 模拟试验材料质量配比Table 2. Ratio parameters of materials in blasting testskg 岩性 砂子 水泥 石膏 水 煤粉 岩层 6.1 1.2 0.5 0.70 0 煤层 2.5 0.2 1.2 0.65 1.8 爆破模拟试验装置如图2所示，箱体内部尺寸为30 cm×30 cm×30 cm，箱体前后两侧为可拆卸钢板。
试验使用LK2109A(B)型超动态应变仪对爆破过程的应变数据进行实时采集，如图3所示。
试验药卷使用长度为16 mm，直径为2 cm，厚度为1 mm的PVC管制作，在PVC管内填充二级煤矿许用水胶炸药，放置一根长度与管体相等的特制传爆体，制作完成的爆破药卷如图4所示。
1.2 试验模型内部损伤监测
超声波声速的大小能间接反映煤岩体内部损伤破坏情况，如果煤岩内部有损伤缺陷，当超声波在煤岩内部裂隙中进行传播时，声速将会降低。松软煤层底板爆破致裂增透主要关注爆破动载荷对煤层产生的破坏作用，所以只对煤层中裂隙演化进行分析。
选择试验模型中的松软煤层平面进行超声波检测，该平面位于距试验模型底部15 cm（位于煤层中间）位置。通过超声波数据反演爆破前后煤层内部裂隙发育情况，如图5所示。
将试验模型侧面的超声波发射测点依次编号1～6，对应的接收测点依次编号为1′～6′，测点布置如图6所示。
测点1为发射测点，向其他6个接收测点发射射线时，1′～6′的接收测点都会接收到来自发射测点1的超声波信号，6个发射测点会在煤层平面产生36条超声波射线，如图7所示。
试验使用HC-U81超声波检测仪对松软煤层的破坏情况进行检测，仪器如图8所示。
1.3 试验过程
先制作尺寸为30 cm×30 cm×30 cm的木质箱体，然后在木质箱体内铺设试验模型。制作时按照试验方案中设计的尺寸在木质箱体内逐层铺设，并在相应的位置用PVC管预留爆破孔，同时埋设应变片。模型制作完成后抽出PVC管，将试样在室温下风干养护1个月备用，如图9所示。
模型风干后，用超声波检测仪检测爆破前试验模型的超声波数据。然后将模型移入试验装置，装入爆破药卷，用炮泥塞入炮孔并捣实，完成封孔操作，如图10a所示。保持预定的载荷对试验模型进行应力加载，如图10b所示。
最后，把雷管引爆线拉至安全区域连接起爆器进行起爆，如图11所示，并于爆破开始前进行应变数据采集。试验结束后，将模型从试验箱体内缓慢取出进行爆破后的超声波检测。
1.4 试验结果分析
1) 爆破裂隙扩展和应变数据分析。炸药在试验模型底板岩体爆破后，瞬间产生爆炸冲击波和高压爆生气体作用于底板炮孔周围岩体产生初始径向裂隙。随后爆生气体楔入径向裂隙产生爆破粉碎圈，爆破裂纹在爆破孔附近呈放射状扩展分布。爆炸冲击波和高压爆生气体促使爆破裂纹沿爆破孔向四周扩展，裂纹从底板岩体扩展到松软煤层时，在煤岩交界面产生跨界面的裂纹，裂纹一直蔓延到松软煤体中并呈现出交错扩展的形式，在松软煤层中产生了细小交叉贯通的裂纹，如图12所示。
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图 12 煤层底板岩层爆破裂纹发育Figure 12. Development of blasting cracks in coal seam floor rock layers爆炸冲击波在试验模型中传播，产生的爆炸压缩荷载作用于岩体后会在其反方向形成拉伸卸载波，压缩波和卸载波对应于应变曲线的不同方向变化[20]，如图13所示。从图中可以看到1号测点的第1次压应变和拉应变峰值为−13 316×10−6和
8182 ×10−6，2号测点第1次压应变和拉应变峰值为−10 035×10−6和7 201×10−6；3号测点的第1次压应变和拉应变峰值分别为−13 447×10−6和8 550×10−6，4号测点的第1次压应变和拉应变峰值分别为−10 244×10−6和6 751×10−6。当爆炸应力波从底板岩体传播到上覆松软煤层时，由于煤岩交界面爆炸应力波的透射和反射，3号和4号应变测点出现了多次应力峰值。
2) 超声波CT检测结果分析。根据超声波检测仪采集的超声波数据进行反演成像，如果爆破前后超声波平均波速的衰减程度越大，说明试验模型受到爆破载荷损伤越大，煤岩体的破坏就越严重。试验模型松软煤层断面超声成像如图14所示。
爆破前的试块超声波波速主要保持在2.0～2.15 km/s，局部波速到达2.3 km/s，平均波速在2.1 km/s左右，说明在试验模型内部存在不均质性，但模型的整体完整性较好，波速没有发生大范围的波动变化。
爆破后试验模型的整体波速减小到了1.7～2.0 km/s，松软煤层断面的超声波波速变化与爆破前相比图色差异较大。在爆破孔上方煤层出现了少量波速在1.4～1.7 km/s的区域，说明底板爆破损伤影响到了煤层，爆破对松软煤层内部造成了破坏，产生了爆破裂隙。
2. 爆破扰动煤岩体数值模拟
2.1 数值模型
数值模拟可以直观再现爆炸冲击波传播和煤岩体内部损伤破坏演化全过程，根据试验模型尺寸和力学参数建立底板爆破数值模型，利用DYNA3D数值模拟软件进行数值计算，模型边界条件设置如图15所示。
数值模拟采用RHT (Riedel-Hiermaier-Thoma)本构模型，引入拉、压损伤模拟煤岩脆性材料的动态响应过程。使用JWL (Jones−Wilkens−Lee)状态方程对炸药爆炸对外做功及爆轰产物膨胀驱动过程进行描述。JML状态方程是描述高能炸药爆轰产物的压力、体积与能量之间的关系：
$$ P=A\left(1-\frac{\omega}{R_{1} V}\right) \mathrm{e}^{-R_{1} V}+B\left(1-\frac{\omega}{R_{2} V}\right) \mathrm{e}^{-R_{2} V}+\frac{\omega E_{0}}{V} $$ (1) 式中：P为爆轰压力，MPa；A，B为JWL状态方程压力参数，GPa；R1，R2，ω为炸药特性参数，无量纲；E0为爆轰产物内能，MJ；V为相对体积，m3。D为炸药爆速，ρ为炸药密度。炸药各项材料参数见表3。
表 3 炸药材料参数Table 3. Parameter of explosive materialρ /(kg·m-3) D/(m·s-1) A/GPa B/GPa R1 R2 ω E0/GPa 950 2800 347 7.33 4.15 0.95 0.3 2 2.2 结果分析
爆破数值模型在不同时刻的损伤演化如图16所示，t=40 μs时，爆破初始阶段损伤沿爆破孔向四周岩体扩展，随后损伤蔓延至煤岩交界面；t=60 μs时，损伤沿着交界向煤层内部扩展。
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图 16 不同时刻数值模型损伤损伤演化过程注：损伤度取值为0～1，当损伤度等于1时，表明单元完全损伤，显示为红色。Figure 16. Damage evolution process of numerical models at different times应力波在岩体和松软煤体的交界面产生透射压缩应力波和反射拉伸应力波，透射波作用于松软煤体，使煤层裂隙增加；反射波反作用于岩体，在煤岩交界面形成交叉裂纹，使底板岩层裂隙和松软煤层裂隙贯通[18]，爆破后期煤岩交界面损伤程度进一步加剧，t=120 μs时，损伤蔓延到煤层顶板，爆破孔位置和上部煤岩交界面以及煤层内部的损伤较为严重，在底板岩层、煤岩交界面和松软煤层损伤交叉蔓延贯通。
为直观再现数值模型内部不同位置的损伤演化过程，沿模型垂直方向每隔5 cm进行切片处理，如图17所示，中间切片为垂直爆破孔中心位置。从图中可以看出，t=120 μs时，模型损伤在爆破孔周围和煤岩交界面处最为严重，岩垂直过炮孔的切片损伤向上蔓延至煤层内部，爆破孔两侧的切片上也出现了明显的损伤，但随着距离爆破孔位置增加损伤变小。t=240 μs时，爆破孔两侧的损伤贯穿煤岩交界面，在松软煤层和底板岩层的煤岩交界面出现了较长的径向裂纹和放射状裂纹交叉扩展的方式，产生跨界面致裂卸压裂纹，底板岩层裂隙和松软煤层裂隙贯穿不易在短期内重新被压实，在模型中构成了一个立体的裂隙网络，为瓦斯抽采提供了流动通道。这有利于松软煤层瓦斯运移和底板穿层钻孔卸压瓦斯抽采。
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图 17 不同时刻数值模型内部损伤演化过程切片Figure 17. Slice of internal damage evolution process in numerical models at different times3. 松软煤层底板爆破增透现场试验
3.1 工作面概况
潘一东煤矿位于安徽省淮南市潘集区，矿区内11-2煤层由西向东逐渐变厚，平均厚2.8 m，11-2煤层基本顶为细砂岩，煤层直接底板为泥岩，均厚约3.2 m，其底部发育一层厚0.2 m的煤线；基本底为粉砂岩，厚约4.2 m，岩石致密坚硬。实测11-2煤层瓦斯压力最大值为1.9 MPa，坚固系数f为0.47，瓦斯放散初速度ΔP为13.5，最大瓦斯含量W为10.36 m3/t，为松软低透气性煤层。
为确保1242(1)综采工作面进风巷和回风巷掘进期间的安全，该工作面在掘进前采用底板巷穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突措施。1242(1)进风底板巷穿层瓦斯抽采钻孔按5 m×5 m布置，为提高松软低透气性煤层工作面底板巷穿层瓦斯抽采钻孔的预抽效果，增加瓦斯抽采的浓度和流量，实现煤巷快速掘进，在1242(1)综采工作面底板巷采用穿层深孔预裂爆破技术措施增透，以提高11-2煤层透气性。
3.2 爆破增透方案
现场选取1242(1)底板巷第55组钻场位置设计爆破孔，如图18所示。爆破钻孔设计参数见表4。
表 4 爆破钻孔设计参数Table 4. Borehole design parameters钻场 孔号 方位角/(°) 倾角/(°) 设计孔
深/m见煤长
度/m备注 55 爆1号 右偏1.5° 27.3° 50.5 48.0 见煤后钻进2.5 m 爆2号 左偏2.5° 40.7° 36.3 34.3 见煤后钻进2.0 m 根据试验结论，如果将爆破增透钻孔全部布置在松软煤层，容易出现塌孔和增透裂隙短时间内闭合，设计爆破1号钻孔和爆破2号钻孔炸药装在松软煤层和底板岩石中，爆破钻孔装药参数见表5。
表 5 爆破装药参数Table 5. Blasting charge parameters钻场 孔号 穿煤长度/m 装药长度/m 装药量/kg 封孔长度/m 55 爆1号 2.5 10.0 33 40.5 爆2号 2.0 10.0 33 26.3 爆破炸药使用专用煤矿瓦斯抽采水胶药柱，装药方式如图19所示。先探孔后，将药柱装上防滑装置送入炮孔，最后装入炮头。
瓦斯抽采孔距离爆破孔2.5 m，爆破前将2个爆破孔周围的8个瓦斯抽采孔串联在一起监测瓦斯抽采浓度和瓦斯抽采流量，如图20所示。
3.3 爆破效果考察
煤层底板爆破前后抽采瓦斯纯量及浓度变化曲线如图21所示，从图中可以看到，爆破后瓦斯抽采纯量及其浓度快速上升，抽采纯量从0.06 m3/min提高到1.46 m3/min，抽采混合量由0.72 m3/min提升到4.15 m3/min，瓦斯浓度从爆破前的10.46%上升到45.5%，并且长时间维持在较高水平。
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图 21 考察孔瓦斯抽采混合量、纯量及浓度Figure 21. Gas extraction mixed quantity, pure quantity, and concentration curve4. 结 论
1) 松软煤层底板爆破在距爆破孔中远区裂纹从底板岩体扩展到煤层，在煤岩交界面产生跨界面的裂纹，裂纹一直蔓延到松软煤体中并呈现出交错扩展的形式。爆破后试验模型波速减小到了1.7～2.0 km/s，在爆破孔上方煤层出现了少量波速在1.4～1.7 km/s的区域，爆破对松软煤层内部造成了破坏，产生了爆破致裂增透裂隙。
2) 底板岩层爆炸应力波产生的透射压缩应力波作用于松软煤体，使煤层产生爆破增透裂隙；反射的拉伸应力波反作用于底板岩体，促使松软煤体爆生裂隙和底板岩体爆破裂隙形成贯通裂纹，有利于松软煤层的瓦斯横向运移和底板穿层钻孔卸压瓦斯抽采。
3) 松软煤层底板爆破现场应用表明，煤层底板爆破瓦斯抽采纯量及其浓度快速上升，抽采纯量从0.06 m3/min提高到1.46 m3/min，瓦斯浓度从爆破前的10.46%上升到45.50%，并且能长时间维持在较高水平。
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图 1 221上08工作面及矿震发生位置
Figure 1. Location of longwall and mine earthquake in the 221上08 working face
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图 2 221上08工作面顶板岩层结构示意
Figure 2. Schematic of the strata structure in the 221Upper 08 working face
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图 3 221上08工作面强矿震波形
Figure 3. Mine earthquakes wave diagram in the 221Upper 08 working face
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图 4 221上08工作面涌水量与进尺关系
Figure 4. Diagram of relation between water inflow and stoping speed of the 221Upper 08 working face
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图 5 221上08工作面钻孔窥视情况
Figure 5. Surface borehole sight imaging of the 221Upper 08 working face
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图 6 221上08工作面地表下沉等值线（2021-12-20）
Figure 6. Surface subsidence contour map of the 221Upper 08 working face （2021-12-20）
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图 7 221上08工作面走向线H的地表下沉情况
Figure 7. Surface subsidence of strike line H of the 221Upper 08 working face
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图 8 综放开采顶板结构破断剖面特征图
Figure 8. Fracture characteristics of roof structure section in fully-mechanized caving mining
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图 10 221上08工作面巨厚覆岩结构演化规律
Figure 10. Structural evolution of extremely thick strata in the 221Upper 08 working face
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图 11 221上08工作面开采震源定位及顶板结构破断平面图
Figure 11. Microseismic location and fracture plan of roof structure in the 221Upper 08 working face
表 1 221采区覆岩主要物理力学参数
Table 1 Main physical and mechanical parameters of the overlying strata in 221 mining area
序号 岩性 抗压强度/MPa 抗拉强度/MPa 弹性模量/GPa 泊松比 1 表土层 — — — — 2 细粒砂岩 36.28 2.59 15.12 0.22 3 中粒砂岩 36.12 2.65 14.32 0.22 4 砂质泥岩 34.19 2.55 10.92 0.24 5 2-2上煤 22.85 — 10.80 0.28 
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表 2 221上08工作面强矿震发生情况
Table 2 Occurrence of mine earthquakes in the 221Upper 08 working face
日期 位置描述 能量/J ES/EP 地震震级 滞后工作面距离/m 现场情况 2021-08-20 距221上06A开切眼289.9 m，发生在221上08采空区内 5.56×105 9.21 2.40 218 井下无明显震感，巷道无变化；工业广场地面有轻微震感 2021-08-29 工作面停产爆破期间，发生在221上08采空区内 1.69×105 12.88 2.80 264 井下无明显震感，巷道无变化；工业广场地面有轻微震感，地面无影响 2021-12-20 距221上06A开切眼398.2 m，发生在221上06A采空区内 2.92×105 11.96 2.60 72 井下无明显震感，巷道无变化，监测系统无变化；地面有轻微震感
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表 3 221上08工作面顶板破断角分布情况
Table 3 Distribution of roof rupture Angle of the 221Upper 08 working face
钻孔 推进距离/m 破断高度/m 破断角/（°） A号 16.2 105.6（终孔导水位置） 81 101.0 308.5（最高破裂位置） 72 B号 40.0 93.8（终孔导水位置） 67 160.0 326.5（最高破裂位置） 64 C号 71.4 309.9（破裂贯通位置） 77 133.0 444.8（最高破裂位置） 73
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期刊类型引用(4)
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百度学术
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