深井矿山压力与冲击地压的关系
摘 要：随着各国煤矿开采越来越趋向深部，矿山压力和冲击地压对深井煤矿开采的影响越来越大，本文在研究分析了大量相关研究成果的基础上，对矿压与冲击地压的成因以及深井矿山压力和冲击地压对深井煤矿的影响以及解决方案做出了简略归纳。
关键词：深井 矿山压力 冲击地压
Abstract：As countries coal mining are becoming more and more deep, the mine preure and impact preure on the influence of the deep well coal mining is more and more big, based on the research and analysis on the basis of a large number of relevant research results, the rock preure and the cause of impact ground preure and deep well mining preure and impact preure on the influence of deep well of coal mine and made a brief induction solution.Keywords：Deep well mining; The mine preure; The impact preure 1.绪论
1.1 论文研究背景和意义
随着各国矿井的不断开采，采深的增加属于自然规律，人为的改变其采深是不可能的，但通过努力改变其开采技术条件，则是可以实现的。
根据现代勘探技术及美国、波兰、苏联等主要采煤国家的资料记载：有用矿物资源在下地的埋藏深度达20km，将来有开采价值的，有条件实现的开采深度2000m。煤层的最大埋深可能超过1800m到2000m。目前西德煤矿为的最大采深达1443m。苏联很多煤矿正在1200~1500m深度上开采，同时正在进行1500~1700m深井的开采设计。波兰、比利时等国家的不少矿井采深已达千米以上。南非有44个金矿采深达1000m~3500m，还达不到这一开采深度。（平均为400~500m，最大采深为11有的正在向4000m延深。
而我国目前的最大采深1000m左右，所以深井开采的研究起步较晚，这将直接影响着我国今后的国民经济发展。
由于世界不少国家的开深大大超过了我们，所以多年来，他们在深井开采技术的研究方面积累了非常丰富的经验，取得了非常可贵的成果。
我国
五、六十年代建成投产的矿井，已经多次延深，采到最终水平，进入中老年时期，现保有储量不多，如何提高深部储量的开发强度，确是值得我们重视的问题。我国个别矿井采深较大 (800~1100m左右)，开采过程中的问题比较突出，究其原因，并不在于我们的采掘工艺，而在于深度增加后产生的一些自然现象直接限制了我国深部储量的开采，例如：深部地温、地压、冲击地压、巷道的支护形式，支护强度、软岩支护措施瓦斯、水等问题，必须依靠科技进步，加以解决。
我国自“一·五”到“五·五”期间，平均每年降深12.55m，“七·五”后达到15m/年。而原苏联、波兰、德国的开采年降深速度与我们相当，例如：顿巴斯矿区15m/年，鲁尔矿区12m/年，而且随着采深的增加，工作面前方支承压力带中巷道顶底板移近量也相应增加。
两矿区中，对于围岩强度为30 MPa的不稳定岩石，当采深由300m增加到700m时；煤壁边缘至支承压力峰值距离增加63%，（平均增量为2.54m/100m），
煤体内支承压力带总宽度增加37%，(平均增量为6 m /100m) 支承压力带内最大压力增加一倍，(平均增量为2.4 MPa /100 m) 沿煤层法线方向，顶板强烈破坏带的高度增加77%，（平均增量为4.6 m /100 m）由此可知，随采深的增加，矿压参数急剧变化，给开采带来非常大的困难。特别是如果用浅部的矿压特点及规律进行深部的管理，就会出现一系列的事故隐患。必须引起各层领导和工程技术人员的足够重视。
1.2 国内外研究概况
影响深井巷道、工作面矿压显现的因素很多，且大多数因素交叉关联，互相制约，大致分为地质、采矿两大类：
地质因素主要有：围岩成份、性质、厚度、结构、强度、构造、含水性、巷道埋深、直接顶与老顶的垮落、来压步距，等等。
采矿因素主要有：巷道的掘进方式、断面形状及尺寸、工作面回采顺序、推进速度、巷道支护滞后时间及相对于回采面的位置、采空区的处理方法、巷道服务年限，支架的力学性能及架设质量、护巷方法等等。
1.3 深井开采极限深度的确定
近年来，国外对深部巷道矿压理论的研究进展较快，许多学者依据本国国情推算出了自己国家巷道的极限深度。
（1）苏联
该国的研究认为：当巷道状态由中等稳定向不稳定过渡时，可以认为巷道所处的深度为极限深度，其表达式为： γ·H/Rc=0.4
即：H=0.4Rc/r，为不稳定状态时的极限深度 式中： r ——覆岩重量，γ/ m3； H ——极限深度，m； Rc ——单向抗压强度，kg/cm2； 极限深度确定为：H=800m （注：不同的岩性有不同的容重及单向抗压强度） （2）德国
该国对深部开采的研究着重于实际应用，注意从实际观测入手，他们认为，巷道围岩的弹性变形量可以忽略不计，当岩层压力超过一定的极限值时，围岩开始产生塑性变形，产生这个压力极限的深度就是巷道的极限深度。
结合实测数据及实验室实验，计算所得的极限压力值与极限深度值为：
=3.6
H=138
式中： ——极限压力 MN/ m2；
——底板岩层强度MN/ m2，岩性不同， 值也不相同； H ——极限深度，m 为此得出德国煤矿的极限深度为800~1200m，1200m为超深度或大深度开采。
（3）英国
英国一些学者认为，深部岩石的原始压力状态视为静水压力状态，可由弹性理论分析计算极限深度（公式略），其极限深度为750 m。
总之，各国计算极限深度的方法、研究思路各不相同。
根据国外有关资料介绍，波兰煤矿的极限深度为750 m，日本煤矿的极限深度为600 m。
（4）我国煤矿极限深度的确定：
我国煤矿极限深度的确定考虑的因素较多（根据研究成果，可作一定的假设）。 ①确定侧压系数“”值
侧压系数“”值是水平压力与垂直压力之比。当岩层处于塑性变形阶段时，d横向应变0.5＝＝＝1 即认为µ=0.5,，1－1－0.5a纵向应变②确定巷道周边围岩压力集中系数k 1.4 深井采场的矿压显现特点分析
开采深度的增加，工作面矿山压力显现情况有别于巷道，其不同点主要是工作面上方岩层（老顶）断裂后，通常情况下，能形成“梁”和“拱”的结构，上覆岩层的重量由“传递岩梁”传到前后的煤体上及堆积的直接顶碎矸上，或者，由“拱”将重量转嫁到前后的拱角处。对于工作面来说，一般不受上位岩层重量的直接威胁。因此，工作面支架的载荷及下缩量无明显增大。但是由于工作面前后方支承点承受较大的载荷，结果导致工作面前方支承压力升高。由于煤及直接顶的自身强度所限，有可能使直接顶超前煤壁发生破坏，而且工作面前方支承压力又为超前移动支承压力，所以这种破坏既不是一次性的，也不是周期性的，而是连续不断的，而工作面后方采空区倒是与生产管理联系不大。（两侧的固定支承压力也随开深的增加而增加，故巷道顶板的完整性也可能受到不同程度的破坏，造成维护巷道的困难。）
工作面前方的这种屡遭破坏导致工作面煤壁的屡次片帮，由于片帮的出现，顶板失控面增大（直接顶由于高支压的存在已被破坏），漏顶现象严重，台阶下沉现象比较突出，所以深井采场矿压的特点主要表现在煤壁片帮，新暴露顶板的管理。因此应对煤壁、顶板的管理、支架选型、上方垮落高度、压力峰值距煤壁的距离、固定支承压力的分布范围及压力集中程度、回采工作面上、下出口的支护形式等问题加强研究。
1.5 深井巷道、采场的支护措施与存在的问题
1、深井巷道的支护措施
由于深度大、支承压力也大，岩石强度由于承受不了较大支承压力的影响，巷道周边一定范围内产生围岩松动圈，从而形成松脱地压。导致巷道支护物折梁短腿，冒顶塌方，巷道周边的碎体向采空间移动而形成断面收缩；另外，由于地温、地压及水的影响，岩石强度变低，出现膨胀现象，若底板岩石遇水易膨胀，出现底臌，导致四面来压，深井开采中这种变形导致巷道失稳的现象比较普遍。
总之，巷道难以支护的主要变形是以上两种，即碎体压力（松脱地压）及膨胀压力，而膨胀压力又可归纳为软岩巷道支护问题。
对以上两种变形情况，就支护而言，应遵循以下原则：
（1） 支护要及时。因碎体及软岩来压较快，特别要尽快封闭暴露面，减少围岩的弱化时间。
（2） 因以上两种变形量大。应当采用可缩性支架。
（3） 必要时进行二次支护等联合支护措施，因软岩变形时间长，一般具有流变特性。
（4） 支架结构应当合理，一般应当采用封闭式支架（底臌量常超过顶板下沉量），（可缩性支架常用于顶压，顶部变形量较大的围岩中）。
（5） 支架的力学特性应充分考虑有限可缩量增阻式的特点，即先柔后刚，柔刚适度，既要适应软岩初期变形量大，又要满足后期承载能力大的要求。
（6） 因软岩具有遇水易膨胀的特性，应当使围岩保持干燥。
（7） 软岩巷道支护应当以加固围岩为宗旨（内强或外撑都可以）。对于底臌严重的巷道可以试行对底板采取弱化岩石的切割卸压措施。
2、工作面的支护
由前述可知，深井工作面的矿压显现及其支护特点与浅部相比是不同的，与巷道的矿压显现也不相同，主要是采场上覆岩层“梁”和“拱”的结构形式决定了采场支架的受力，通常情况下，工作面支架受力不是太大，不与采深成正比，但超前支承压力的应力集中系数倒是与采深成正比，就此原因，采场受力及支护有以下特点：
（1） 由于应力集中系数随采深的增加而增加，工作面前方的煤体与直接顶的强度承受不了集中应力的作用而产生破坏，其破坏是连续的，导致煤壁片帮及顶板破碎严重。
（2） 煤壁片帮易造成超前回采及早暴露无支护顶板，为顶板的离层、脱落、漏顶提供条件，解决方法可通过超前回采注浆，提高煤体强度，确保煤体完整，严格控制无支护顶板的面积过大。
（3） 破碎顶板易在割煤后，移架与支护前，随采煤而冒落，造成顶板出现抽空，冒空现象，使支护物无法接顶。不能充分发挥支架的支撑作用，更难以控制上覆岩层的运动，致使支承力前移，使前方支承压力进一步提高，增加煤及顶板受压的力度及破坏的程度。解决方法是超前工作面向顶板注入速凝剂，提高岩石的强度及顶板的稳定性。
（4） 在支架选择方面，应优先选择支撑掩护式或掩护式支架，除非太坚硬的顶板外，一般不要选择支撑式支架，以便有利于破碎顶板的管理。在支架结构上应考虑前探梁的超前支护长度、煤壁与支架端头尽可能缩小空顶距，以防空顶；同时应考虑前探梁适中支撑力，减少碎顶及离层机率。再者，顶梁应短，便于碎矸尽量地滑向采空区，减少支架在升、降、移过程中的反复支撑而造成的顶板再破碎。
（5） 应保证工作面正常的推进速度，减少支承压力作用的时间。 （6） 对底板较软的工作面，最好采用底座面积较大的综采设备。
3、深井矿压的研究方向
深井矿压的研究主要是深井巷道支护的研究，研究内容为破碎岩体及软岩体的支护。至于采场方面的矿压并非十分突出。
（1）．破碎岩体
A、要准确确定松动圈的范围，有利于计算松脱地压，以便选择适宜的支护形式、强度及密度；化学加固时，便于计算速凝剂的注入量及效果；锚杆加固时，便于确定锚杆的长度，锚固力各参数。
B、两帮、顶部破碎，底板易臌的巷道支护方法，应研究既可控制三帮的位移，又要控制底臌产生的方法。
（2）．软岩体
A、要加强软岩的基础试验研究，主要包括：软岩的成因，软岩的破坏机理，强度与软化特性；软岩的流变，膨胀机理，水与温度对变形的影响。矿区地应力场，软岩巷道围岩应力场与位移场，支护结构与围岩相互作用机理。
B、制定软岩的工程分类。“软岩”包括的范围较广，物理力学性质有较大区别，软岩地压显现剧烈程度不一，支护的难度存在着很大差异，故必须确定若干数量判别指标。
C、加强对巷道位移量的量测。支架承受荷载的量测，锚杆受力大小的量测、联合支护形式的确定。
D、改善软岩掘进与支护工艺，软岩怕水、怕震、怕风化，在软岩巷道掘进与支护过程中，必须采取一系列针对性措施。如：水的治理、机械化掘进、开巷后立即封闭围岩等等。
E、加强支护设计的基础理论研究。合理布置巷道和设计相应的支护形式，最终还是取决于对地应力、岩性等的了解，所以加强岩体力学的基础理论研究，对于软岩巷道的支护是非常重要的。
（3） 工作面矿压
主要加强煤壁片帮，顶板超前破坏治理方面的研究。
2 冲击地压
2.1 煤矿冲击地压发生的条件及影响因素
2.1.1冲击地压发生的条件
冲击地压是一种特殊的矿山压力现象,也是煤矿井下复杂动力现象之一,其形成和发生的条件是很复杂的。作为一种矿山岩体破坏现象,有其特殊的宏观和微观特征。冲击地压的发生是煤岩中应力超过其极限强度,造成煤岩破坏,煤层和围岩在集中应力作用下,吸收能量积聚应变能,在开采过程中由于/诱发0因素导致煤岩突变破坏,瞬间释放应变能,形成冲击地压灾害。冲击地压的发生必须具备的条件如下: 1)煤层及围岩具有冲击倾向性。煤岩受力易发生破坏,其类型以镜煤和亮煤为主。若煤层脆性大、湿度小、抗压强度高,则易发生冲击地压。实践证明:抗压强度在200kg/cm2以上的中硬和硬煤具有冲击危险。
2)回采工作面附近存在较大的能量集中。冲击地压多发生在回采工作面前方15-50m处,属于回采工作面超前支承压力区,煤层积聚巨大弹性应变能,当其超过煤层的极限强度时,便产生冲击地压。当走向支承压力与倾向支承压力叠加
时,产生的冲击地压更为猛烈和频繁。掘进工作面引起冲击地压的能量来源有:掘进面处于构造应力集中区,原岩构造应力巨大;掘进面处于煤柱或采场前方支承压力高峰区,引起弹性变形能的突然释放,均易形成冲击地压。 3）采场存在释放能量的空间。采场前方煤体之中存在着巨大的弹性变形能,其附近又存在一定的空间(巷道或工作面),当煤体达到极限强度以上即可爆发冲击地压。若没有释放能量的空间,弹性能将随着采场的移动和受力条件的改变,可能逐渐缓解以至恢复到常压状态。掘巷多、切割量大的采煤方法(如短壁采煤),发生冲击地压的机会多。
2.1.2冲击地压发生的规律
随开采深度的增加,发生的次数增多,震级增高。大断层附近,冲击强度大,震级高。在构造带附近,虽有时震级不高,但影响范围较大,破坏能力增强。主要因为在断层附近由于人为的采动影响,使地质历史时期形成的断层被激活形成活断层,应力重新分配,使原来的应力平衡被打破,从而形成冲击地压。初次来压时很容易造成冲击地压的发生。来压前冲击地压频繁发生,往往初次来压时导致冲击地压的发生,原因是应力要在新的应力场中达到新的平衡。
2.1.3冲击地压的破坏形式
煤的抛射:煤块抛出、煤尘飞扬等。煤的整体位移:在顶板能看出擦痕,巷道空间缩小。底鼓:底煤鼓起伤人,将溜子等设备鼓起或弹起,因此要想办法把底煤采出,不留底煤。震动:造成棚子倾倒,设备器材移动。伴随有飓风的发生:当冲击地压较强时产生的冲击波可以造成人员伤亡。
2.2 煤矿冲击地压预测技术
煤矿冲击地压是煤矿严重的自然灾害,但若做好预测预报工作是可以避免事故发生的。冲击地压的监测方法有多种,目前煤矿主要采用煤岩变形监测法(即围岩变形监测)、钻屑法(即煤粉钻孔法)和电磁辐射监测仪探测法[6~8]。
1) 围岩变形监测法
开采活动引起了围岩的变形与移动,在采面表现为顶底板移近(包括顶板下沉和底板鼓起) ;巷道表现为围岩变形。巷道变形量大,说明煤体松软,煤体刚度小,不容易形成冲击破坏;如果巷道变形量小,说明煤体的刚度大,则很容易发生脆性破坏,强度发生突变,形成冲击破坏。巷道移近量观测是矿压观测的重要内容,也是冲击地压综合防治的基础工作之一。其目的是测定工作面煤岩变形规律,圈定支承压力显著作用的范围及其峰值位置,预防冲击地压。
2) 钻屑法
钻屑法,又名煤粉钻孔法,是通过在煤体中钻小直径钻孔,根据钻孔在不同深度排出的煤粉量和变化规律及有关动力现象,达到探测冲击地压的施工方法。煤粉钻孔法,在实测煤粉量超过极限煤粉量后,工作面可能存在冲击危险。但根据研究,若出现危险煤粉量的位置大于3倍采高,则认为无冲击危险。在实测最大煤粉量超过危险指标的钻孔,常出现不同程度的夹钻现象,有时可穿过夹持段,有时则被卡死,被迫停钻。因而,可将卡钻作为鉴别冲击危险的一个指标,即认为只要在距离指标内出现钻杆被卡死,尽管没有得到煤粉量的具体数值,亦可将该钻孔的监测结果归入有冲击危险一类。其他的动力效应如钻孔冲击、粒度变化、纯钻进时间、推进力变化、煤体钻孔声发射现象等,均可作为鉴别冲击危险的参考指标。但应指出,卡钻除与煤体压力有关外,还受施工装备、方法和人员经验的影响。因而,专职施工人员、钻具和正确的施工方法,是使用这一指标鉴别冲击危险的先决条件。
3) 电磁辐射监测仪探测法
根据煤岩流变破坏电磁辐射特性及规律,提出了利用其监测煤岩流变破坏过程及非接触式预测煤与瓦斯突出、冲击地压等煤岩动力灾害危险性的技术方法。掘进或回采空间形成后,工作面煤体失去应力平衡,处于不稳定状态,煤壁中的煤体必然要发生变形或破裂,以向新的应力平衡状态过渡;煤体中的瓦斯也失去动态平衡,在瓦斯压力梯度的作用下,沿煤体中的裂隙向工作面空间涌出,这两种过程均会引起电磁辐射。由松弛区域到应力集中区,应力及瓦斯压力越来越高,因此电磁辐射信号也越来越强。在应力集中区,应力和瓦斯压力达最大值。此时,在材料道和隔离煤柱进行监测的数据显示,工作面可能存在冲击危险。对用电磁辐射法检测的高冲击危险区域,可用钻屑法做进一步检测。如果电磁辐射已处于临界状态,钻粉指数超过钻粉率指标,必须采取深孔松动爆破卸压措施,防治冲击地压。在实施松动卸压爆破时,对该区域或地段进行卸压爆破前后的电磁辐射检测,以确定卸压爆破的效果。
４）微地震监测法
微地震监测技术是通过观测分析生产活动中所产生的微小地震事件来监测生产活动的影响、效果及地下状态的地球物理技术,其基础是声发射学和地震学。当地下岩石由于人为因素和自然因素发生破裂、移动时,产生一种微弱的地震和声
波向周围传播,在空间的不同方位上设置的微传感器,可以记录这些微震波的到达时间、传播方向等信息,通过在采动区顶板和底板内布置多组检波器并实时采集微震数据,经过数据处理后,采用震动定位原理和各种计算方法,可确定破裂发
生的位置,即震源的空间位置,并在三维空间上显示出来。与传统技术相比,微震定位监测具有远距离、动态、三维、实时监测的特点,还可以根据震源情况进一步分析破裂尺度和性质。这种技术是在近几年计算机和数据采集技术快速发展的基础上产生的,它为研究覆岩空间破裂形态和采动应力场分布提供了新的手段。微地震监测技术投资少、周期短,可实现三维空间连续动态观测,观测成果高,可靠性强。在煤矿生产中,该方法可用来预测和控制可能发生的煤矿冲击地压,也可以动态观测、预报由于开采活动引起的煤层顶板冒落带和断裂带高度,对于进一步确定煤层开采上限、研究导水裂隙带、最大限度的开发利用煤炭资源起重要指导作用。 2.3 煤矿冲击地压的防治措施
1）诱发爆破
通过爆破使应力释放。人为诱发冲击地压,控制冲击地压发生的时间和地点,以减少其危害,这种方法只在不得已时使用,在冲击危险极严重的区域,而且峰值位置又很小时,没有时间采用其他方法时才采用此方法。
2）卸载爆破
当峰值距煤壁小于采高的3倍时,在煤壁的上部打仰角5b的钻孔,孔深等于峰值或超过峰值,孔径
3）宽巷掘进
在围岩条件允许的情况下,一般巷道宽度超过2~3倍的采高,可采用倒梯形巷道,架棚支护、锚杆支护或锚网联合支护等。
4）远距离定点定时躲炮
最好是岩石巷道中躲炮,如果在煤巷中要选择支护条件好的地点躲炮。级别大时躲炮距离为50 m,一般为100 m,躲炮时间一般不少于30 min。
5) 支护设备的选择
支护时不用木支架和刚性支架,要选用U型钢可缩支架,同时棚距比要加密,尽量使用撑木、背板等成品材料,并且要构件齐全,使棚子形成整体结构,并加打中心柱。
6) 煤巷锚网支护
采掘过程中,在煤层的整体性没有破环之前,沿煤巷四周打锚杆,使之形成抗压圈(也称组合理论) ,以此增加巷道抗冲击地压能力,变被动支护为主动支护。
7) 打卸压钻孔
卸压孔径一般为89 mm或108 mm ,可根椐该矿钻机设备而定孔径。在掘进头打钻时,钻孔深度10 m左右,一般为巷道高的3倍,打三排孔,每排打4个,排距0.6 m。
8) 注水软化煤体或顶板
注水能使煤体或顶板软化,增加煤体或顶板的可塑性。采掘面均要注水。注水时必须使煤体的含水率增量达2 %以上,同时最小含水率不得小于4 %。采煤面可在回风道、机道、切眼中注水,掘进面向迎头前进方向注水。一般孔深30~50 m ,孔距为20 m ,可采用分段分时注水。注水要在开采前3个月左右进行。
9) 巷道布置
孤岛及半孤岛煤柱,应合理留设在减少应力高度集中的区域。交叉巷道尤其是煤巷交叉时,尽量布置垂直,严禁出现锐角。尽量减少多条巷道一处交叉,防止造成该处承力薄弱。
10) 合理确定采向
尽量减少对拉面布置和同阶段同煤层分区布置两个或更多采煤面同时开采。如果采掘接续紧张,需要对拉面同时开采两个工作面时,走向上间距不得少于150m,这是防止超前支承压力与滞后支承压力叠加允许的极限距离。同煤层同阶段两
面同时开采,严禁相向开采。同向推进间距不得小于150 m ,相背开采时,必须一工作面采出150m后,另一工作面方准开工作业,防止应力叠加冲击强度加大。 11) 合理确定开采方法
开采冲击地压煤层,应选择不留煤柱(分区或阶段煤柱)少掘巷道,防止大面积悬顶的采煤方法,应尽量采用冒落法管理顶板的长壁开采方法。无论选择哪一种工艺,都必须针对冲击地压特点,改进巷道布置,减少冲击地压的发生。
3 结论
随着矿井开采深度的增加和开采难度的加大,地质条件、开采条件越来越复杂,原始应力、开采扰动应力相互耦合,从而使得冲击地压灾害时有发生,严重影响了生产安全。在这种情形下,既要加强对发生机理的研究,搞清楚煤岩体发生冲击地压的内在机制,做到准确预测预报和防治,还要对冲击地压所在矿区进行地应力场、煤围岩体中原岩应力测量与数值计算方法的研究,以便能对整个矿区范围内发生冲击的危险区域做出准确的划分。此外,新的监测技术和新的探测设备的
开发与研制,也是矿井冲击地压预测预报与防治工作中非常重要的一环。研究表明,随着微震监测技术、电磁辐射技术和人工神经网络等理论的成熟,它们将在矿井冲击地压的预测预报和防治中发挥着重要作用。总之,先进的冲击地压的预测方法、防治措施是综合防治体系,也是冲击地压的防范和解危的有效途径。
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