煤矿顶板事故防治及案例分析.ppt

单击此处编辑母版标题样式,单击此处编辑母版文本样式,第二级,第三级,第四级,第五级,*,采场顶板事故,基本点,对采场围岩属性的认识,开采后岩体结构及平衡机理的解释与分析,建立力学模型及相应的支架受力关系式,1.1,压力拱假说,Pressure Arch,(1928,德,.,哈克,吉里策尔,),松散介质,自然平衡的“压力拱”,前、后拱角的形成与移动（支承压力的初始描述）,减压区的形成与经典描述,问题：层状岩体？,拱内岩层如何运动？,拱的几何特征？,后拱脚存在？,压力拱平衡效应,通过相似材料物理模拟，拱内端部离层岩层的为水平应力初始水平应力的,23,倍，竖直应力为初始竖直应力的,35,倍。,后拱角采动是否波及地表、离层结构,1-,刀柱法；,2-,全部垮落法,3-,坚硬顶板；,4-,大采高,1.2,悬臂梁假说,Cantilever Beam,(1916.,德,.,施托克,),将顶板视为叠合弹性梁,双固梁,悬臂梁式的平衡及与外部岩梁的联系等,可以解释,:,周期来压与来压步距关系,顶板下沉与支架受力关系,存在问题,:,弹性梁过于简化（弱面等）,未查明覆岩活动规律,计算顶板下沉量与支架荷载与实际相差甚远,1.3,铰接岩块假说,Stacked Layer of Block,(1950-1954.,原苏联,.,库兹涅佐夫,),岩块铰接状态,铰接岩块活动是顶板运动的基本形式,垮落带,(,规则垮落带与不规则垮落带,),规则移动带,(,基本顶,),的水平挤压铰接作用,给定荷载状态,给定变形状态,正确地对覆岩进行了分带,重视支架与围岩的相互作用,存在问题,:,岩块间的力学关系,及平衡机理,1.4,预成裂隙假说,Initial Fissure,(1954.,比利时,.,拉巴斯,),假塑性梁,(,非连续体,),的形成及准梁式平衡结构,应力降低区,(,塑性弯曲,离层,),应力升高区,(,最初产生预成裂隙,),采动影响区,随工作面推进,三区同时移动,支架要有足够的初撑力和工作阻力,以靠挤压摩擦作用阻止张裂、离层和相对滑移,存在问题,:,岩块之间的平衡,支架受力关系不明确,1.5,砌体梁力学模型体系Voussoir Beam,(79-2000.,中,.,钱鸣高等,),上覆岩层的冒落移动“三带”,(I,II,III),支撑覆岩的三区,(a,b,c),砌体梁结构体,(,梁,-,拱式结构,),运动特征,(,分组一致下沉,且受支配层制约,),力的传递关系,(,水平力与垂直力,),结构特征,(,半拱式结构与关键块,),平衡条件,(S-R,平衡,滑落失稳显现为台阶,回转失稳显现为顶板下沉量增大,),T,i,tg(-),(R,i,),0-0,解释,:,工作面支承压力集中在前拱角,;,下沉量小,(,如采高小,直接顶厚,充,填法处理采空区,远离煤层的岩,层等,),易形成结构,;,结构保护使支架受力小于覆岩重量,问题,:,顶板下沉量的估计,;,支架与围岩的相互作用关系,反弹现象,反弹：老顶断裂时，老顶部分区域将发生上升现象,老顶岩层断裂时在岩体中形成了反弹区和压缩区,垫层系数越大，反弹区域及反弹值越小,利用反弹信息可预测预报老顶岩层的断裂位置,岩板的断裂模型（,O-X,形破断,),弹性薄板理论,:,厚跨比,=1/71/15,1/4,破断过程,:,四周固支板形成,O,形破断,(,长边形成裂缝裂缝沿长边延伸短边裂缝的形成与延伸裂缝在四角形成圆弧形贯通,),四周简支板再形成,X,形破断,(,板中央沿长边裂缝形成与延伸板形成,X,形断裂,),模型试验的验证,(,初次来压为,X,形破断,周期来压时为半,X,形破断,),四周基础视为弹性基础,则板的破裂线将深入煤壁内,岩板的破断与工作面来压,图,(a):,中部可用“砌体梁”结构来加以解释,;,而上下两侧应该用“弧三角板”说明,.,显现不同,图,(b):,为横,O-X,形断裂,.,沿工作面推进方向不能应用“砌体梁”的概念,.,应用,:,工作面支架工作阻力,的分布规律,沿空掘巷的围岩结构,原理,沿空掘巷与上覆岩层的结构关系,端头顶板控制机理,端头维护区示意图,I-,设备区,(510m)II-,巷道端头区,III-,前压力区,(1020m)IV-,后压力区,(1020m),“,悬板”结构下面的空间得到保护,端头不位于“悬板”之下，维护困难,基本支护与临时支护交替作业，可能引起“悬板”突变失稳，造成事故。,岩板断裂引起的地基扰动,岩板的断裂将引起四周弹性基础的“压缩”与“反弹”,波动不仅在工作面中部前后有反应,而且在上、下两巷中同样有反应,.,可从回风巷或运输巷测定到老顶断裂信息,从而利用老顶断裂与工作面来压的时间差,预报工作面的来压,.,采场矿压整体力学模型,关键层力学模型,Key Strata,提出：,为了研究覆岩中厚硬岩层对层状矿体开采中节理裂隙的分布及其对瓦斯抽放与突水防治以及对开采沉陷控制等的影响。因而,关键层理论将为绿色开采的研究提供理论平台。,概念：,对岩体活动全部或局部起决定作用的岩层称为关键层,前者可称为岩层运动的关键层,后者可称为亚关键层。,关键层有如下特征,:,几何特征 厚度较厚,;,岩性特性 弹性模量较大,强度较高,;,变形特征 同步一致下沉,;,破断特征 关键层的破断将导致全部或局部上覆岩层的破断,引起较大范围内的岩层移动,;,支承特征 关键层破坏前以板,(,或简化为梁,),的结构形式,作为全部岩层或层部岩层的承载主体,断裂后若满足岩块结构的,-,稳定，则成为砌体梁结构,继续成为承载主体,.,关键层理论的应用,保水开采技术,地下水渗漏关键层,-,裂隙闭合隔水带；采场底板隔水关键层。,离层区注浆减沉,技术,部分充填,(,条带充填,),控制开采沉陷，主关键层下部将是离层注浆的最佳层位,.,瓦斯抽采技术,卸压瓦斯抽放“”形圈理论（,钻孔布置,依据；下解放层开采）,“,O,”,型圈的形成及顶板,“,O-X,”,破断过程,工作面,裂隙区,回风巷,压实区,进风巷,裂隙区,裂隙区,压实区,开切眼,A,A,A,A,1.6,传递岩梁的概念,Impressing Beam,宋振祺,起源于对老顶的定义,:,老顶是由对采场矿压显现有明显影响的一组或几组“岩梁”组成,.,对于老顶中的每一岩梁,由于裂断岩块之间的相互咬合,始终能向煤壁前方和采空区矸石上传递作用力,因此,运动时的作用力无需由支架全部承担,.,支架承担作用力的大小,由对其运动的控制要求决定,.,内外应力场的观点,.,位态方程式,给定变形工作方式,(,岩梁位态与支架无关,),AP,T,A+h,E,E,L,A,/2L,K,限定变形工作状态,(,支柱受力大小由限定的岩梁位态决定,),P,T,=A+P,E,h,T,P,E,=B/h,T,B=(h,E,E,L,A,/2L,K,)h,A,1.7,砌体梁模型与传递岩梁模型的对比,比 较,砌体梁模型,传递岩梁模型,相同点,考虑成层性,假定分组一致下沉,垮落步距采用梁假说,认为岩梁可以传递水平力,不同点,岩块的受力与平衡,(,推断,),给定荷载与给定变形工作状态,顶板压力估算应防止台阶下沉,梁的几何特征,(,双曲线关系,实测,),给定变形与限定变形工作状态,顶板压力取决于岩梁的位态,(,控制,),2,采场支架的力学性能,支柱力学性能,急增阻式,微增阻式,恒阻式,底板软,2.1,单体液压支柱,外注式,250350KN,内注式,250300KN,切顶支柱,8001200KN,2.2,液压支架类型,支撑式,掩护式,支撑掩护式,掩护支撑式,2.3,液压支架参数,工作阻力,p,H,估算法：,p=nM,中国：,48,；美国：,16,；前德国：,12,前苏联：,68,；日本：,5,；印度：,6,实测法：,p=p,t,+2,p=p,m,+,（,11.3,）,初撑力,P,0,2.4,支撑掩护式支架受力分析,工作面新型支架,端头支架,铺网支架 大采高支架,风力充填支架,（仰采、矸石）,放顶煤支架,单机高位 双机中位 双机低位,煤尘与环境；易漏顶；后铰点与煤损；煤尘；顶梁长与可放；后机位,采放不平行；装煤难。浮煤清理；维护较难。底板煤损小；煤尘小。,难采煤层的分类,3,工作面顶板事故的防治,Types of Roof Fall Accidence,压垮型（,Pressing type),坚硬顶板大面积来压,厚层难垮顶板,推垮型（,Pushing type),复合顶板,金属网下,孤立岩块回转,漏冒型,(Caving type),大面积漏冒,局部漏冒,3.1,压垮型冒顶事故防治,机理,断裂下沉、台阶下沉,支架阻力或可缩性不足,坚硬顶板控制,大同、北京、鹤岗,坚硬顶板：,分层厚度,410m,，,强度,80100MPaE=2040GPa,脆性破坏,控制措施,煤柱支撑,+,强制放顶,高压（,910MPa,）预注水弱化顶板,超前深孔预爆破松动煤体或预裂顶板,采空区深孔,（,2.53.5,）采高,，爆破强制放顶,高阻力切顶支架（,7200KN,，,700010000l/min),3.2,漏冒型冒顶防治,大面积冒顶,局部冒顶,煤帮,机头机尾,放顶线,地质破坏带,破碎顶板端面冒落,影响因素,1,直接顶,1,2,老顶回转,3,初撑力,4,顶梁仰俯角,5,推进度,6,端面距与接顶距,2 3,4 5 6,破碎顶板的控制,1/6,低产；开机率仅,27%,；顶板冒顶事故占停产时数,26%,伸缩梁和折叠梁,铺顶网,带压或擦顶移架,初撑力保证阀,煤岩固化,工作面过断层时的顶板控制,过断层的方法,H(1/2)M,或接近,M,时，重开切眼；,技术措施,调整工作面方向（根据断层性质）；,仰俯角,1014,0,；,f15m,或,5m,要进行试验评估；,煤层倾角 不宜过大。乌兰矿已在,2532,0,试验成功；,安全技术措施,3.3,复合顶板推垮型冒顶事故防治,复合顶板特征,复合顶推垮型冒顶的特点,复合顶板推垮型冒顶,机理,离层,断裂,去路与倾角,推力大于阻力,复合顶板推垮型冒顶事故易发地,复合顶板推垮型冒顶事故预防措施,提高,P,0,支架的稳定性,掩护式、支撑掩护式,整体支架等,消除条件,俯斜工作面、不要反推、控制采高、运用戗柱戗棚、开切眼布置锚杆或锚索,第七章 巷道矿压显现规律,本章介绍：,巷道围岩应力及变形规律,受采动影响巷道矿压显现规律,巷道围岩控制原理,第一节 巷道围岩应力及变化规律,一、受采动影响巷道的围岩应力：,1,、掘进巷道引起的巷道围岩应力,2,、回采工作面周围支承压力分布：,工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前,48,米，影响范围为,4050,米。少数可达,6080,米。应力集中系数为,2.53,。,工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为,1530,米。少数可达,3540,米，峰值一般距煤壁,1520,米，应力集中系数为,23,。,在煤层向采空区凸出的拐角处，形成很高的叠加支承压力，应力集中系数可达,57,倍,3,、,采动引起的底板应力分布,一侧为采空区,两侧为采空区（均布载荷）,系数,3,系数,5,两侧为采空区（马鞍形载荷）,系数,3.5,二、相邻巷道的应力分布及巷道间距,相邻巷道的间距应使巷道间的相互影响不明显改变围岩的稳定性。一般从巷道应力影响带和巷道间岩柱的稳定性两方面分析研究。,1,、巷道围岩应力影响带,巷道开掘以后，巷道周围岩体内的应力重新分布。巷道围岩应力受扰乱的区域称为,影响带,，一般以超过原岩应力值的,5%,作为影响带的边界。如果相邻巷道的应力影响带彼此不重叠，可忽略巷道问的相互影响。如相邻巷道的应力影响带彼此重叠，但没有到达相邻巷道，可进行巷道围岩应力值的叠加。在静水压应力场中，巷道的应力影响区形状为半径等于,6a,的圆,（,a,为巷通断面半径）。在非静水压应力场中，巷道的应力影响区形状不再是圆形，一般为长铀不大于,12a,的椭圆,。,断面相同的两圆形巷道的间距,D,半径不同的两圆形巷道的间距,D,式中,岩柱强度，,MPa,；,岩柱原位临界立方体单轴抗压强度，,MPa,；,岩柱宽度，,m,；,岩柱高度，,m,。,2,、巷间岩柱的稳定性,岩柱的稳定性主要取决于岩柱的载荷和岩柱强度，当岩柱所承受的载荷超过其承载能力时，岩柱是不稳定的。如岩柱所受的载荷小于岩柱的承载能力，则岩柱是稳定的。计算岩柱载荷的理论有压力拱理论、有限区域理论（经典公式、,King,公式）和,Wilson,理论。,岩柱的强度主要由组成岩柱的岩体强度、岩柱的宽度和高度及总的构造特征决定。,临界尺寸岩柱的强度，,MPa,。,实验结果表明，当岩柱的宽高比,B/h,大于,5,时，岩柱强度将随,B/h,的增加而显著增大；当,B/h,大于,10,时，一般情况下岩柱不易被破坏。,3,、相邻巷道间合理间距,在目前采深条件下，,大巷间的距离以,2040 m,为宜。,围岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，大巷间距可减小至,10m,；在深部和松软围岩条件下，大巷间距可增大至,50 m,。,上下山及集中巷间距以,1530m,为宜,，困岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，上述距离可减小到,10 m,，在深部和松软围岩以及厚煤层内，间距应扩大到,4050 m,。,巷道的合理间距：由巷道宽度、巷道埋深、围岩强度、岩层倾角、巷道与岩层走向的夹角五个因素决定。,式中,相互影响的巷道总宽度加；,巷道相互影响系数，由表,7-2,确定。,巷道顶板,巷道底板,软岩（煤层）底臌、蠕变,巷道两帮,引起拉应力，破裂、鼓出、塌落,薄层页岩岩层面滑移,厚层砂岩剪切、失稳冒落,3,、合理巷道方向：,巷道轴向与最大主应力夹角小于,2530,度,三、构造应力对巷道稳定性的影响,1,、构造应力特点,以水平应力为主，具有明显的方向性、区域性。,2,、水平应力对巷道的影响,四、受采动影响巷道围岩变形,1,、巷道围岩变形量构成,巷道围岩变形量包括巷道顶板下沉量、底板鼓起量、巷帮移近量、深部围岩移近量以及巷道剩余断面积等。,2,、巷道围岩变形规律,第二节 受采动影响巷道矿压显现规律,一、巷道位置类型,（,1,）与回采空间在同一层面的巷道称为,本煤层巷道,，分析本煤层巷道位置时，仅考虑回来空间周围煤体上支承压力的分布规律，作为平面问题处理。,（,2,）与回采空间不在同一层面、位于其下方的巷道称为,底板巷道,，分析其位置时。应考虑回采空间周围底板岩层中应力分布规律，按空间问题处理。当位于回采空间所在层面上方的巷道称为,顶板巷道,，分析顶板巷道位置时，不仅要考虑回采空间周围顶板岩层中应力分布规律，还要考虑上覆岩层移动、破坏、规律。,（,3,）厚煤层,中、下分层以及相邻煤层中的煤层巷道,，有可能同时受到本分层和上分层以及相邻煤层采面的采动影响。分析这类巷道位置时，依据巷道与回采空间位置和采掘时间关系。综合考虑回来空间周围煤体上支承压力和顶、底板岩层中应力的叠加影响。,二、区段巷道的位置和矿压显现规律,1,、区段巷道的布置方式,（,1,）位于未经采动的煤休内，巷道两侧均为煤体，称为煤体,煤体巷道（图,7-10 I,）,（,2,）巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如果采空区一侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为煤体,煤柱（采动稳定）巷道（图,7-10 II,1,),（,3,）巷道一侧为煤体另一侧为采空区，如果采空区一侧采动影响已经稳定后，沿采空区边缘掘进的巷道称为煤体一无煤柱（沿空掘进）巷道（图,7-10 II,2,）,2,、区段巷道矿压显现规律,（,1,）,煤休,煤体巷道服务期间内,，围岩的变形将经历,巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。,由于巷道在采面后方已经废弃，巷道仅经历采面前方采动影响，围岩变形量比采动影响阶段全过程小得多，一般仅,1/3,左右。,（,2,）,煤体,煤柱或无煤柱（采动稳定）巷道服务期间,，围岩的变形同样经历,巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段,（工作面前方采动影响）。但是巷道整个服务期间内，始终受相邻区段采空区残余支承压力的影响，三个影响阶段的围岩变形均大于煤体,媒体巷道。巷道的围岩变形量除了取决于开采深度、巷道围岩性质、工作面顶板结构和相邻区段采空区采动稳定程度外，与沿空护巷方式及保护煤柱宽度密切相关。,（,3,）,煤体,煤柱或无煤柱（正采动）巷道服务期间,，围岩的变形将经历全部的五个阶段，（图,7-9,）。围岩变形量远大于无采动及一侧采动稳定后巷道。这类巷道的围岩变形量除了与开采深度、巷道围岩性质、采动状况有关外，工作面顶板结构、沿空护巷方式和煤柱宽度都起决定性作用。不采用煤柱保护巷道时，为沿空保留巷道。,3,、厚煤层中下分层区段巷道布置和矿压显现规律,厚煤层中、下分层区段巷道相对本层工作面仍然是煤体,煤休、煤体,煤柱（采动稳定、正采动）、煤体,无煤柱（采动稳定、正采动）三种布置方式。,与上部分层主要有以下三种位置关系：布置在已稳定的采空区下方，附近无上分层遗留煤柱（图,7-11 a,）；布置在已稳定的采空区下方，并在上分层保护煤柱附近（图,7-11 b,）；布置在上分层保护煤柱下方（图,7-11 c,）。,三、底板巷道的位置和矿压显现规律,1,、底板巷道的位置,（,1,）布置在已稳定的采空区下部（图,7-12 I,）。,（,2,）布置在保护煤柱下部（图,7-12 II,）。,（,3,）布置在尚未开采的工作面下部（图,7-12 III,）。,2,、底板巷道矿压显现规律,3,、厚煤层主要巷道的布置方式,岩石集中巷,沿底板布置巷道,四、上、下山的位置和矿压显现规律,1,、上、下山的位置,开采薄及中厚煤层的单一煤层时，适用于布置煤层上、下山，用煤柱保护。位于底板岩层或邻近煤层内的上、下山，按巷道与回采空间的相对位置和回采顺序。可将上、下山的布置方式归纳为（图,7-14,）所列举的四种类型。,（,1,）,位于煤层内用煤柱保护的上、下山（图,7-14(a),）。,（,2,）,位于底板岩层内上方保留煤柱的上、下山（图,7-14(b),）。,（,3,）,上、下山位于底板岩层内，上部煤层工作面跨越上、下山回采，不留护巷煤柱。跨越方式如图,7-14(c)所示，左翼工作面先回采到上、下山附近处停采，然后右冀工作面跨越上、下山回采到左翼工作面停采线附近处停采，保留停采煤柱。,（,4,）,上、下山位于底板岩层内、上部煤层工作面跨越上、下山回采，不留护巷煤柱。跨越方式如图,7-14(d),所示，右翼工作面在左翼工作面还远离上、下山时就跨越上、下山。,2,、上、下山巷道矿压显现规律,（,1,）,（图,7-14(a),、,(b),）巷道要经历掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，一冀采动影响期间显著变形，然后又趋向稳定；另一冀采动影响期间强烈变形，最后在两侧采空引起的叠加支承压力作用下，再次趋向以较大的变形速度持续变形这六个时期。,（,1,）,（图,7-14c),）跨采后处于应力降低区内的围岩平均变形速度又明显小于用煤柱保护时两翼采动影响趋向稳定时期的围岩平均变形。,（,1,）,（图,7-14(d),）巷道围岩变形只经过掘进巷道期间明显变形，然后趋向稳定，跨采引起围岩变形急剧增加，以及跨采后围岩变形趋向稳定四个时期，总变形显著减少。,五、巷道位置参数选择,1,、巷道围岩变形与,Z,、,X,值的关系,巷道围岩变形量（,mm,）,巷道与上部煤层间垂直距离（,mm,）,取决于上部煤层采动情况、采深、围岩性质。,取决于上部煤层采动情况、采深、围岩性质。,巷道与上部煤柱（体）边缘间水平距离（,mm,）,相同,巷道围岩性质；,上部煤层采动情况；,开采深度。相同,巷道围岩性质；,上部煤层采动情况；,开采深度；,Z,值相同。,相同,巷道围岩性质；,上部煤层采动情况；,开采深度；,Z,值相同。,2,、巷道位置参数选择,（,1,）底板岩层应力分区,布置巷道,卸压区中拉伸破裂和剪切滑移区以下,（,2,）巷道稳定性指数,巷道稳定性,围岩应力,围岩强度,二者关系,定义：巷道稳定性指数,巷道开掘前所处位置的最大主应力与围岩岩石单向抗压强度的比值。,确定巷道位置的依据,（,3,）计算底板巷道位置参数,（,4,）顶板巷道位置参数,布置顶板巷道位置情况：,靠近煤层的底板岩层为强含水的奥灰岩或者软弱岩层，以及为减轻或消除上部煤层的煤与瓦斯突山或冲击地压的危险，先开采下部作为保护层的煤层时，布置顶板巷道更有利。,20m,保护煤柱,前苏联布置巷道规定：布置在尚未开采的煤层顶部，要经过下部煤层开采影响的顶板巷道，,Z,值不小于回采工作面顶板裂隙带的高度，用全部跨落法时，不小于,12,倍采高。巷道与下部煤体边缘之水平距离,X,Z+2L,，且,X,大于,50m,，,L,为下部煤层工作面周期来压步距。,六、综放面回采巷道矿压现象特点,1,、实体煤巷道,综放回采巷道矿压显现指标参数高于综采分层,综放整层工作面超前支承压力分布范围扩大，应力高，峰值前移。,2,、沿空掘进巷道,综放沿空巷道与实体煤巷道、综采一分层沿空巷道相比：顶底板移近量、两帮移近量、移近速度都有明显增加第三节 巷道围岩控制原理,巷道围岩控制原理,降低巷道围岩应力、提高围岩稳定性、合理支护,巷道围岩控制措施,利用煤层开采引起采场周围岩体应力重新分布的规律，正确选择巷道布置和护巷方法。使巷道位于应力降低区内，从而减轻或避免回采引起的支承压力的强烈影响，控制围岩压力。,一、巷道围岩应力及影响因素,定义：围岩应力：,采掘活动引起巷道围岩应力集中和重新分布，使巷道周边岩体自稳能力显著降低，导致向巷道空间移动。为了防止围岩变形和破坏，需要对围岩进行支护。这种围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力，统称为围岩压力。,围岩应力,松动围岩应力,变形围岩应力,膨胀围岩应力,冲击和撞击围岩应力,1,、围岩应力,2,、影响围岩应力的主要因素,开采技术,地质因素,围岩应力,（,1,）回采工作状况，即巷道与回采工作面相对空间、时间关系。,（,2,）巷道保护方法,（,1,）原岩应力状态,（,2,）围岩力学性质,（,3,）岩体结构,（,4,）岩石组成、胶结状态,（,5,）围岩含水情况,二、巷道围岩控制原理,巷道围岩控制基本原理是：,人们根据巷道围岩应力、围岩强度以及它们之间的相互关系，选样合适的巷道布置和保护及支护方式。降低围岩应力，增加围岩强度，改善围岩受力条件和赋存环境，高效地控制围岩的变形、破坏。需要强调指出，受到来动影响的巷道，巷道围岩岩体结构、赋存条件在很大程度上受到回采工作的制约。因此，巷道围岩控制的效果，极大程度上取决于对回采活动影响巷道围岩控制的认识，对巷道围岩岩体力学模型、变形及破坏机制判断的正确性，以及对巷道围岩赋存条件和岩体力学性质掌握的程度。围绕降低巷道围岩应力，增加围岩强度改善围岩受力条件和赋存环境。,巷道围岩控制：,指控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。,巷道围岩控制方法：,巷道布置和巷道保护及支护。,1,、巷道围岩控制原理,2,、巷道布置,（,1,）在时间和空间上尽量避开采掘活动的影响，最好将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区域内。,（,2,）如果不能避开采动支承压力的影响，应尽量避免支承压力叠加的强烈作用，或尽量缩短支承压力影响时间，例如跨越巷道开采，避免在遗留煤柱下方布置巷道等。,（,3,）在采矿系统允许的距离范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。,（,4,）巷道通过地质构造带时，巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、背斜构造。,（,5,）相邻巷道或硐室之间选择合理的岩柱宽度。,（,6,）巷道的轴线方向尽可能与构造应力方向平行，避免与构造应力方向垂直。,3,、巷道保护及支护,（,1,）通过在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压以及在巷旁留专门的卸压空间等方法，使巷道围岩受到某种形式的不同程度的卸载，将本该作用于巷道周围的集中载荷，转移到离巷道较远的新的支承区，达到降低围岩应力的目的。,（,2,）采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索支护、巷道周边喷浆、支架壁后充填、围岩疏干封闭等方法，增高围岩强度，优化围岩受力条件和赋存环境。,（,3,）架设支架对围岩施加径向力，既支撑松动塌落岩石，又能加大巷道的围压，保持围岩三向受力状态，提高围岩强度，限制塑性变形区和破裂区的发展。根据巷道不同时期的矿压显现规律，巷道支护可分为巷内基本支架支护、巷内加强支架支护、巷旁支护、联合支护四种形式。,三、巷道围岩稳定性分类及支护选择,巷道围岩分类,为巷道支护设计、施工、管理提供科学依据,目的,巷道围岩分类方法,模糊数学,灰色系统理论,人工神经网络,巷道围岩分类指标：,顶板岩石单向抗压强度,煤层单向抗压强度,底板岩石单向抗压强度,围岩岩体完整性指数（直接顶初次跨距）,巷道埋深,本区段采动影响指标（直接顶厚度比采高）,相邻区段采动影响指标（护巷煤柱宽度）,巷道围岩分类：,类（非常稳定）,类（非常稳定）,类（非常稳定）,类（非常稳定）,类（非常稳定）,巷道围岩移近量计算,巷道埋深,顶底板岩层平均抗压强度,巷道围岩移近量简化计算方法,巷道支护形式选择,顶板较完整：指节理、层理分级的,、,、,；,顶板较破碎：指节理、层理分级的,、,I,。,11.1,冲击矿压现象形成特点及分类,11.2,冲击矿压发生机理,11.3,冲击矿压的预测预报及危险性评定,11.4,冲击矿压的防治,11.5,顶板大面积来压11.6,本章小结,第五章 煤矿动压现象及其控制,煤矿开采过程中，在高应力状态下积聚有大量弹性能的煤或岩体，在一定的条件下突然发生破坏、冒落或抛出，使能量突然释放，呈现声响、震动以及气浪等明显的动力效应。这些现象统称为,煤矿动压现象,。,它具有突然爆发的特点，危害程度比一般矿山压力显现程度更为严重。,根据动压现象的一般成因和机理，可把它归纳为三种形式，即,冲击矿压、顶板大面积来压和煤及瓦斯突出,。前两者完全属于矿山压力的研究范畴。,11.1,冲击矿压现象形成特点及分类,11.1.1,冲击矿压现象,冲击矿压造成煤岩体振动和煤岩体破坏，支架与设备损坏，人员伤亡，部分巷道垮落破坏还会引发或可能引发其它矿井灾害，尤其是瓦斯、煤尘爆炸、火灾以及水灾，干扰通风系统，严重时造成地面震动和建筑物破坏等，是煤矿重大灾害之一。,冲击矿压作为煤岩动力灾害，自有记载的第一次发生于,1738,年英国南史塔福煤田的冲击矿压至今二百多年来，其危害几乎遍布世界各采矿国家。英国、德国、南非、波兰、苏联、捷克、加拿大、日本、法国以及中国等二十多个国家和地区都记录有冲击矿压现象。,我国煤矿冲击矿压灾害极为严重。我国最早在,1933,年抚顺胜利矿发生冲击矿压以来，先后在北京、辽源、通化、阜新、北票、枣庄、大同、开滦、天府、南桐、徐州、大屯、新汶等矿务局都相继发生过冲击矿压现象。,11.1.2,冲击矿压的特点,（,1,）突发性。,冲击矿压一般没有明显的宏观前兆而突然发生，冲击过程短暂，持续时间几秒到几十秒，难以事先准确确定发生的时间、地点和强度。,（,2,）瞬时震动性。冲击矿压发生过程急剧而短暂，像爆炸一样伴有巨大的声响和强烈的震动，电机车等重型设备被移动，人员被弹起摔倒，震动波及范围可达几千米甚至几十千米，,地面有地震 感觉，但一般震动持续时间不超过几十秒。,（,3,）巨大破坏性。冲击矿压发生时，顶板可能有瞬间明显下沉，但一般并不冒落；有时底板突然开裂鼓起甚至接顶；常常有大量煤块甚至上百立方米的煤体突然破碎并从煤壁抛出，堵塞巷道，破坏支架；从后果来看冲击矿压常常造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损失。,（,4,复杂性。在自然地质条件上，除褐煤以外的各种煤种都记录到冲击现象，采深从,200,1000m,，地质构造从简单到复杂，煤层从薄层到特厚层，倾角从水平到急斜，顶板包括砂岩、灰岩、油母页岩等都发生过冲击地压。,在生产技术条件上，不论水采、炮采、机采或是综采，全部垮落法或水力充填法等各种采煤工艺，不论是长壁、短壁、房柱式或煤柱支撑式，分层开采还是倒台阶开采等各种采煤方法都出现过冲击地压。,11.1.3,冲击矿压分类,冲击矿压按其显现强度、释放的能量等进行分类,根据冲击的显现强度，可分为四类：,(1,）弹射。,一些单个碎块从处于高压应力状态下的煤或岩体上射落，并伴有强烈声响，属于微冲击现象。,（,2,矿震。它是煤、岩内部的冲击矿压，即深部的煤或岩体发生破坏。煤、岩并不向已采空间抛出，只有片帮或塌落现象，但煤或岩体产生明显震动，伴有巨大声响，有时产生煤,尘。较弱的矿震称为微震，也称为,“,煤炮,”,。,(3,）弱冲击。煤或岩石向已采空间抛出，但破坏性不很大，对支架、机器和设备基本无损坏，围岩产生震动，一般震级在,2.2,级以下，伴有很大声响，产生煤尘，在瓦斯煤层中可能有大量瓦斯涌出。,（,4,）强冲击。部分煤或岩石急剧破碎，大量向已采空间抛出，出现支架折损、设备移动和围岩震动，震级在,2.3,级以上，伴有巨大声响，产生大量煤尘和冲击波。,根据震级强度和考虑抛出的煤量，可将冲击矿压分为三级：1,）轻微冲击,(I,级,),。抛出煤量在,10t,以下，震级在,1,级以下的冲击矿压。,（,2,）中等冲击,(II,级,),。抛出煤量在,10,50t,，震级在,l,2,级的冲击矿压。,（,3,）强烈冲击,(III,级,),。抛出煤量在,50t,以上，震级在,2,级以上的冲击矿压。,根据国内外的分类方法，冲击矿压可分为由采矿活动引起的,采矿型冲击矿压,和由构造活动引起的,构造型冲击矿压,。,而采矿型冲击矿压可分为,压力型、冲击型和冲击压力型,。,在某种程度上，构造型冲击矿压也可看作为冲击型。,压力型冲击矿压是由于巷道周围煤体中的压力由亚稳态增加至极限值，其聚集的能量突然释放,冲击型冲击矿压是由于煤层顶底板厚岩层突然破断或位移引发的，它与震动脉冲地点有关。,冲击压力型冲击矿压则介于上述两者之间，当煤层受较大压力时，来自围岩内不大的冲击脉冲作用下发生的冲击矿压。,11.1.4,冲击矿压和矿山震动对环境的影响,(1,）对井下巷道的影响,冲击矿压对井下巷道的影响主要是动力将煤岩抛向巷道，破坏巷道周围煤岩的结构及支护系,统，使其失去功能。而一些小的冲击矿压或者说岩体卸压，则对巷道的破坏不大。巷道壁局,部破坏、剥落或巷道支架部分损坏。,（,2,）对矿工的影响,在发生冲击矿压区域如有工人工作，则可能对其产生伤害，甚至造成死亡事故。,（,3,）对地表建筑物的影响,矿山震动和冲击矿压不仅对井下巷道造成破坏，伤害工作人员，且对地表及地表建筑物造成损坏，甚至造成地震那样的灾难性后果。如波兰就曾于,1982,年,6,月,4,日发生,的,3.7,级的矿山震动，造成了,588,多幢建筑物的损坏。,11.2,冲击矿压发生机理,11.2.1,冲击矿压影响因素,1,）冲击矿压影响因素分析,冲击矿压发生的原因时多方面的，但从总的来说可以分为三类，,自然地质因素，,开采技术条件，,组织管理措施,。,自然地质因素中，最基本的因素是,原岩应力,，主要由岩体的重力和构造残余应力组成。井巷周围岩体的应力由采深决定，而构造残余应力则很难预计，断层附近会出现相当大的水平应力。褶皱附近也是。,在一定的采深条件下，比较强烈的冲击矿压一般会出现在煤系地层中具有强度高的岩层，特别是在,煤层顶板中有坚硬厚层砂岩,的情况。,冲击矿压危险的倾向是由,煤岩的特性,决定的。总的来说，煤的强度大，弹性好，冲击矿压的倾向性就高。,发生冲击矿压的技术因素，首先是开采引起,局部应力集中,。其主要原因是开采系统不完善，或坚硬的顶板条件下较大的,悬顶,，造成较大的应力集中；或由于开采历史造成的，如,煤柱,停采线造成的应力集中，传递到邻近煤层。,生产的集中化程度越高越易发生冲击矿压。开采设计或防治措施无法实现，是增加冲击矿压危险的因素之一，这主要是在,多煤层开采情况下,。还有多种自然灾害一起出现，如冲击矿压、火、瓦斯等。但有时无法选择更有效的冲击矿压防治措施。,技术和管理相互交叉的因素主要为作业和投资没有到位。如采矿作业没到位，支架和技术装备没有到位，没有选择有效的冲击矿压预报仪器和防治的装备。,2),地质条件对冲击矿压的影响,（,1,）开采深度,随着开采深度的增加，煤层中的自重应力随之增加，煤岩体中聚积的弹性能也随之增加。,在自重应力场中，对于深度为,H,的开采条件，,岩体所受到的应力为,单位岩体体积改变能为,单位岩体畸变能为,岩体中积聚的弹性能与应力状态有关，并随着开采深度的增加，与开采深度的平方成正比关系增长。,考虑构造应力影响，在原岩应力场中，对于深度为,H,的开采条件，一般情况下岩体所受到的应力为,式中,平均水平主应力与铅直应力的比值。,单位体积岩体体积改变能为,应当指出，采矿活动破坏原岩应力状态，在岩硐周围岩体内形成应力集中，,应力集中系数,k=3,5,，高应力导致岩体内积聚的弹性能增长一个数量级。这种大量能量的突然释放，将产生一系列矿山动压现象，引起人们关注。,统计分析表明，开采深度越大，冲击矿压发生的可能性也越大。开采深度与冲击矿压发生次数的关系如图,11-1,、,11-2,所示,图,11-1,波兰采深与冲击矿压的关系,W-,冲击指数,(,开采百万吨煤炭冲击矿压次数,),深度,H350m,时，冲击矿压不会发生。,深度,350H500m,，在一定程度上危险逐步增加。,从,500m,开始，随着开采深度的增加，冲击矿压的危险性急剧增长，,从图中可知，当采深为,800m,时，冲击指数,Wt=0.57,比在采深,500m,（,Wt=0.04,）增加了,14,倍。,从,Wt=f(H),的曲线趋势看，当采深非常大时（,1200,1500m,），冲击指数的递增梯度将会减小，但其值会很高。,图,11-2,天池煤矿采深与冲击矿压的关系,N,为冲击矿压次数,表,11-1,中国煤矿条件下发生冲击矿压的最小采深,（,2,）煤岩的力学特征,在一定的围岩与压力条件下，任何煤层中的巷道或采场可能发生冲击矿压。,煤的强度越高，引发冲击矿压所要求的应力越小。,煤的,冲击倾向性,是评价煤层冲击性的特征参数之一。,对煤的冲击倾向性评价，主要采用煤的,冲击能量指数,K,E,弹性能量指数,W,ET,动态破坏时间,D,T,。,冲击能指数,K,E,：在单轴压缩状态下，煤样全,“,应力,应变,”,曲线峰值,C,前所积聚的变形能,Es,与峰值后所消耗的变形能,Ex,之比值,(,图,11-3),。它是包含试件,“,应力,应变,”,全部变化过程的曲线，直观和全面地反映了蓄能、耗能的全过程，显示了冲击倾向的物理本质。,图,11-3,冲击能量指数,K,E,计算图,弹性能指数,W,ET,：煤样在单轴压缩条件下破坏前所积蓄的变形能与产生塑性变形消耗的能量的比值,(,图,11-4),。即,式中,sp,弹性应变能，即卸载曲线下的面积；st,塑性应变能，即加载和卸载曲线所包络的面积。,显然，积蓄的能量愈多而消耗的能量越少，则发生冲击地压的可能性越大，反映了煤岩的冲击倾向。,图,11-4,弹性能指数,W,ET,计算图,1,卸载曲线；,2,加载曲线,动态破坏时间,D,t,：煤样在常规单轴压缩试验条件下，从极限载荷到完全破坏所经历的时间,D,t,(,图,11-5),。综合反映了能量变化的全过程，对冲击倾向反映敏感，是一种实用性较强的指标。,图,11-5,动态破坏时间,D,t,曲线,根据,中华人民共和国行业标准,MT/T174-2000,，用上述三项指标鉴定煤层的冲击倾向，把煤层的冲击倾 向分为强烈冲击倾向、弱冲击倾向和无冲击倾向三类。各指标的界限值见表,11-2,。,表,11-2,煤的冲击倾向鉴定指标值,对煤的试样研究表明,煤试块的冲击性在其单向抗压强度为,R,c,=16,20MPa,时变化较大，,如图,11-6,所示。,当煤的单向抗压强度,R,c,16MPa,时,煤试块要发生冲击,就需要较大的压应力。,图中，,C,1,为煤试块发生冲击时所需的最小应力值。根据该试验研究,，可将煤层分为：,弱冲击倾向性,R,c,16MPa,强冲击倾向性,R,c,16Mpa,图,11-6,煤的强度与参数,C,1,之间的关系,（,3,）顶板岩层的结构特点,顶板岩层结构，特别是煤层上方坚硬，厚层砂岩顶板是影响冲击矿压发生的主要因素之一，其主