深井矿山压力与冲击地压的关系分析

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：Ascountriescoalminingarebecomingmoreandmoredeep,theminepressureandimpactpressureontheinfluenceofthedeepwellcoalminingismoreandmorebig,basedontheresearchandanalysisonthebasisofalargenumberofrelevantresearchresults,therockpressureandthecauseofimpactgroundpressureanddeepwellminingpressureandimpactpressureontheinfluenceofdeepwellofcoalmineandmadeabriefinductionsolution.Keywords：Deepwellmining;Theminepressure;Theimpactpressure1.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30MPa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6m/100m)支承压力带内最大压力增加一倍，(平均增量为2.4MPa/100m)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4.6m/100m）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750m。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750m，日本煤矿的极限深度为600m。（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，即认为µ=0.5,纵向应变横向应变ad，15.015.01＝－＝－＝②确定巷道周边围岩压力集中系数k1.4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