矿井冲击矿压的预测和防治技术设计专题报告

矿井冲击矿压的预测和防治技术摘要：冲击矿压是矿山井巷或采场周围矿体或围岩由于变形能的释放而产生的突然、急剧、猛烈的破坏为特征的矿山压力动力现象。本文针对矿井的冲击矿压现象提出集中预测 方式和防治技术，建立健全了冲击地压灾害预测防治体系,为保证深部煤层安全开采奠定了 基础。关键词：冲击矿压 预测预报 防治技术引言冲击矿压是威胁煤矿安全生产的严重灾害之一, 冲击矿压现象是一种以急烈, 猛烈破 坏为特征的矿山压力的动力现象, 常伴有很大的声响, 岩体震动和冲击波, 在一定范围内 可以感到地震; 有时向采空空间抛出大量的碎煤或岩块, 形成很多煤尘; 有时还释放出大 量的瓦斯, 常导致巷道支架遭到破坏, 设备移动和空间被堵塞。轻微的冲击矿压俗称放煤 炮。冲击矿压具有以下特点: 一般没有明显的宏观前兆, 难于事先准确确定发生的时间、 地点和强度; 发生过程短; ! 破坏性很大。随着煤层开采深度的增加, 这种现象愈来愈多。 发生冲击地压时, 井下巷道、工作面受到突然的强大的冲击力量, 开始巷道发出咔咔声, 紧 接着, 伴随着强烈的风暴, 吹垮支架, 破坏了通风系统, 造成人员伤亡, 对采区和矿井造成 严重破坏。冲击矿压是世界范围内煤矿矿井中最严重的自然灾害之一。这种动力灾害通 常是在煤岩力学系统达到极限强度时,聚集在煤岩体中的弹性能量以突然、急剧、猛烈的形 式释放,在井巷发生爆炸性事故,造成煤岩体振动和破坏,动力将煤岩体抛向巷道,同时发出 强烈声响,造成支架损坏、片帮冒顶、巷道堵塞、人员伤亡等。自最早发生在英国南斯塔福 煤矿以来,冲击矿压已有 200 多年的历史,其危害几乎遍布世界各采矿国家。目前,我国北京、 辽源、大同、开滦、徐州、抚顺、大屯等不少煤矿都发生过冲击矿压。且冲击矿压发生条 件极为复杂,除褐煤以外的其他各种煤层均发生过冲击矿压。采深从 2001 000 m,地质构 造从简单到复杂,煤层由薄到特厚,倾角由水平到急斜,顶板包括砂岩、灰岩、油母岩等,都发 生过冲击矿压;在生产技术条件上,不论水采、炮采、机采或是综采,全部跨落法或水力充填 等各种采煤工艺,还是长壁、短壁,巷柱、倾斜分层、水平分层、倒台阶、房柱式等各种采 煤方法都出现过冲击矿压。因此,研究冲击矿压预报预测与防治技术,具有重要的现实意义。1.国内外冲击矿压的现状1.1 国内冲击矿压现状我国最早记录的冲击矿压现象于 1933 年发生在抚顺胜利煤矿当时的开采深度为 200m 左右。从 1949 年以来，已发生破坏性冲击矿压 4000 多次，震级从 0.53.8 级，造成 大量巷道破坏和惨重的人员伤亡。近年来，我国一些金属矿山、水电与铁路隧道工程也出 现厂岩爆现象。除了褐煤煤层外，我国煤矿的其他各种煤层均发生过冲击矿压，而且采深从 2001000m，、煤层厚度从薄到厚煤层倾角从缓到 急，各种顶板条件如沙岩、页岩、石灰岩等均发今过冲击矿压。我国煤矿发生冲击压的典 型条件为：初始深度 200600m，煤的单向抗压强度 1030MPa，顶板一般为厚 1040 m 的 坚硬砂岩，强度 100600 MPa。我国冲击矿压发生的条件极为复杂。从自然地质条件来看， 除褐煤以外的各煤种都记录到了冲击现象，采深从 200800 m，地质构造从极简单至极复 杂，煤层从薄到特厚，倾角从水平到急倾斜，顶板包括砂岩、灰岩、油母页岩等都发牛过； 从生产技术条件来看，水采、水砂充填、综采、炮采、机采、手采等各种工艺，长壁、短 壁、巷柱、倾斜分层、水平分层、倒台阶、房柱式等各种方法都出现了冲击现象。1949年以前我国发生冲击矿压的矿井只有12个，50年代增加为7个，60年代为12个，70年代为22个，目前达50个。而随着开采深度的增加、开采范围的扩大，近年来虽然采取 了不少措施，但全国矿井数和总的冲击次数并未减少。可见，我国冲击矿压的防治工作任 务甚为艰巨，具有现实的迫切性和长远的重大意义。1.2 国外冲击矿压的研究现状冲击矿压是世界采矿业面临的共同问题。1738 年英国在世界上首先报道了冲击矿压现 象。之后，前苏联、南非、德国、波兰、美国、加拿大、日本、法国、印度、捷克、匈牙 利、保加利亚、奥地利、新西兰和安哥拉等都记录了冲击矿压。目前，有包括我国在内的 20 多个国家和地区都有冲击矿压，这一事实表明，世界上几乎所有采矿国家都不同程度地 受到冲击矿压的威胁。煤矿冲击矿压灾害最严重而且防治工作最有成效的国家是前苏联、 波兰和德国。1.2.1 前苏联前苏联的冲击矿压最早于 1947 年发生在古谢罗夫矿区此后共有 9 个矿区出现了冲击 矿压问题。发生冲击矿压的一般条件是：初始深度为 4001860 m，煤厚 0.520m，在各种 倾角、各个煤种(包括褐煤)中都记录到冲击矿压现象：多数情况下顶板为坚硬砂岩也有 一些煤田是破碎顶板。开采技术条件涉及到刀柱式或长壁式等开采方法；充填或垮落等顶 板管理方法；整层或分层开采情况。自 1951 年起，全苏地质力学及矿山测量研究院以及其他研究单位和高等院校等几十个单位配合国家技术监察部门与生产单位起着手解决煤矿的冲击矿压问题。经过 25 年 的努力，基本上形成了一整套防治冲击矿压的组织管理系统、并制定了有关技术规程，发 展并逐步完善了整套行之有效的防治措施和预报方法取得了良好效果，冲击次数大为 减少。19551977 年冲击危险矿井数由 8 个增至 36 个而年冲击次数则由 83 次降至 7 次， 1980 年以后又降至 56 次。在前苏联金属矿，冲击矿压的频度比煤矿要小得多，其主要形 式为岩石弹射、震动和微冲击，主要发生在北乌拉尔铝土矿等 20 余个矿山。开始出现的 深度为 300700 m主要岩石种类为辉绿岩、正长岩、花岗岩、凝灰岩以及铁矿石、铝土 矿石、铜矿付、钾盐矿石等，平均单向抗压强度 100250 MPa，最低 2530 MPa。前苏联 金属矿防治冲击矿压的基本措施原则上同煤矿的没有差别。1.2.2 波兰波兰有三个井工开采煤田：上西里西亚、下西里西亚和鲁布林。产量的 98%来自上 西里西亚煤田。该煤田中煤的强度为 1035MPa，煤厚 0.520 m (般 1.53.5m)，倾角 045(一般 515)，平均采深 600m，顶板大都为坚硬砂岩。长壁工作面产量占 99%，其 中 70%为垮落法开采，其余为水砂允填。工作面平均长 150m，日产 13001400t 商品煤。 机械化程度 96.2%，其中综采占 83.7%。冲击矿压是波兰煤矿重大灾害之一，最早记载于 l958 年。目前开采的 400 号、500 号、600 号、700 号和 800 号煤层组中 45%以上的煤层有冲击矿压倾向，其中 500 号煤层组最为严重。开始发生冲击矿压灾害的平均采深约为 400 m，随着采深的增加，冲击矿压危险 越来越严重。冲击矿压强度一般为 105109J，最大是 1011J。l9491982 年，共发生破坏性 冲击矿压 3097 次，造成死亡 401 人，并巷破坏 13 万 m。波兰很重视冲击矿压问题，早在 20 世纪 60 年代初期就着手大力开展科学研究和防治 工作。煤层的冲击倾向实验室测定和井下测定是波兰学者首先倡导并大力发展的。此外， 在将岩体声学以及地震法用于矿山冲击危险探测和监测方面、居世界领先地位。由于采取 综合防治措施，保证了安全、促进了生产。1.2.3 德国鲁尔矿区是德国的主要产煤区，也是发生冲击矿压的主要矿区。19101978 年间共记载了 危害性冲击矿压 283 次，有冲击倾向或危险的煤层 20 余个，其中底克班克、阳光和依达 煤层具有最强的冲击倾向，其抗压强度 l020 MPa，煤种为长焰煤、气煤和肥煤等。冲击 矿压发生深度 5901100 m，其中 8501000 m 冲击矿压数占 75%左右，最大抛出量 2000m3。 发生冲击矿压的煤厚为 16m，其中主要为 1.52m，倾角 444。在德国，产生冲击矿压的煤层顶板绝大部分是 540 m 较厚的砂岩或其他坚硬岩层， 因而，认为砂岩顶板是冲击矿压危险煤层的主要标志。德国是防治冲击矿压较有成效的国 家，其主要的工作点在于实用。由德国所发展的钻孔卸载法、钻屑法以及其他方法在国际 上享有较高声誉。2.冲击矿压2.1 冲击矿压的分类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。压 力型冲击矿压是由于巷道周围煤体中的的压力由亚稳态增至极限值，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，而与事故地点无关。在某种程度上，构造型冲击矿压也是冲击型的。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，在来自周围岩体内不大的冲击脉冲作用下发生的冲击矿压。2.2 冲击矿压发生的机理图2-1冲击矿压详细分类图冲击矿压发生的原因是多方面的，但总的来说可以分为三类，即自然地质因素、开采 技术条件和组织管理措施。冲击矿压的发生需要满足能量条件、刚度条件和冲击倾向条件。 这些条件可以用煤层和顶底板的刚度来说明。1）当煤层和顶底板的刚度均大于零，煤岩体稳定。2）当煤层刚度小于零，但煤层和顶底板的刚度之和大于或等于零，煤岩体亚稳定或 静态破坏。3）当煤层和顶底板刚度之和小于零，煤岩体强烈破坏，发生冲击矿压。煤矿中，煤 层，底板，顶板构成一个平衡系统。其中顶底板的强度均比煤层大，而且煤层是开采对象， 故在压力作用下，煤体容易遭受破坏，如果是稳定破坏，则表现为煤柱的变形、巷道压缩 等，如果是非稳定、突然破坏，则表现为冲击矿压或突出。系统结构模型如图 2-2 所示。2.2.1 强度理论强度理论以“矿体围岩”系统为研究对象, 考虑了系统的极限平衡,认为冲击矿压 发生的应力条件是:ni=1s i 1R式中 i 包括自重应力、构造应力、由于开采引起的附加应力、煤体与围岩交界处的应力 和其它条件(如瓦斯、水和温度等)引起的应力;R 煤体与围岩系统强度。 建立冲击矿压力学模型如图2-2 所示。图2-2系统结构模型设顶板质量为 m1, 刚度为 K, 煤的质量为 m2, 煤柱中的力是位移和时间的函数 , 即 P2=f(u2,t),则上覆岩层作用在顶部上的力和煤柱中所受力分别为:P2 = f (u2 , t)P1 = m12d u 1dt 2+ K (u1 + u2 )式中u1顶板的位移; u2煤柱的位移系统平衡时,P1=P2,即: 假设顶板位移为零,煤柱中的位移增加了 u2,则:f (u2 ,t) + K 0根据式(1)式(4)得顶板煤层底板系统平衡方程式为:f (u2 ,t) + K 0d u当煤层和顶底板的刚度均大于零时,则煤岩体处于稳定状态;当煤层的刚度小于零,但煤 层和顶底板的刚度之和大于或等于零,则煤岩体处于亚稳定状态或静态 破坏状态;当煤层和顶底板的刚度之和小于零时,煤岩体将产生剧烈破坏,发生冲击矿压。2 2 若顶板来压,顶板加速度为烈。dt 2煤层更容易处于不定状态,更易发生冲击矿压,且强度更猛如果煤岩体本身强度大于其所受的应力,即应力处于岩体强度曲线ABC这一侧,则煤岩体是 稳定的(见图2-3),此一般浅部开采时不易发生冲击矿压现象。图2-3煤柱处于稳定状态20世纪70年代末,强度理论得到进一步发展,具有代表性的是夹持煤理论,认为煤体处于顶 底板“夹持”之中,夹持特性决定了煤岩体系统的力学特性。在煤体夹持带所产生的力学效 应是:应力高、并储存有相当高的弹性能。只要高应力突然加大或系统阻力突然减小,煤体 可产生突然破坏和运动抛向已采空间则形成冲击矿压( 见图2-4)2.2.2 能量理论图2-4夹持煤体产生高侧压示意图20 世纪 50 年代末期前苏联学者 c.T.阿维尔申以及 20 世纪 60 年代末期中期英国学者库克 等人提出:“矿体围岩”系统在其力学平衡状态遭到破坏所释放的能量大于所消耗的能 量时发生冲击矿压。发生冲击矿压的条件是:a d uE1. b d uE dtdt 1d updtd u E式中：dt分别是围岩系统、煤体内的能量释放速度;d u pdt克服围岩边界阻力和煤体破坏时吸收能量的速度; , 分别为围岩系统、煤体内能量释放的有效系数。 当煤柱遭到破坏时,强度突然下降,虽然顶板具有刚度变化率df (uZ , t) 0duZ而且两者之和小于零,即:K + df (uZ , t) vmindt会发生冲击矿压。 破碎煤岩体的动能为:2U= 1 r ( du )2K2dt式中 破碎煤岩体的平均密度 研究表明:当破碎煤岩体的初始速度du 2dt 10m / s肯定发生冲击矿压。若取 = 2 . 5 1 0 3k g / m 3, 则发生冲击矿压最小动能为Ukmin=1.25105J/m3。2.2.3 冲击倾向性理论 波兰和前苏联学者提出了冲击倾向性理论。我国学者在这方面做了大量的工作,提出用煤样的动态破坏时间(Dt)、弹性能指数(WET)以及冲击能量指数(KE)三项指标综合判别煤的冲击倾向的实验方法。冲击能指数 KE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。如图 2-5 所示:图2-5软硬煤的应力应变曲线由图可知:煤越软,煤岩变形越大,CD 段越长,CDFQ 围成的面积越大,Es/Ex 越小,冲击能 指数 KE 越小,如曲线 1;反之煤硬脆性越好,煤岩变形越小,CD 段越短,CDFQ 围成的面积越 小,Es/Ex 越大,冲击能指数 KE 越大,如曲线 2,从而说明煤的脆性越好,发生冲击矿压的可能性 越大。弹性能指数 KET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, 如图 2-6 所示1.卸载曲线2.加载曲线 sp.弹性应变能 st.塑性应变能图2-6 弹性指数WET计算图显然,积蓄的能量愈多而消耗的能量越少,则发生冲击矿压的可能性越大。(3)动态破坏时间 Dt煤样在常规单轴压缩实验条件下,从极限载荷到完全破坏所经历的时间,如图 2-7 所示:图2-7动态破坏时间曲线实践表明:当 KE 和 WET 两个冲击倾向指标大于某个值时,就会发生冲击矿压,这一理论称为 冲击倾向性理论。至今煤炭部门还在沿用这一指标(见表 2-1),并制定了标准。表2-1 煤的冲击倾向鉴定指标目前,我国冲击矿压灾害已经波及大部分矿区,其中部分深部开采矿井的冲击矿压灾害 已经达到严重影响安全生产的程度。由于冲击矿压发生的原因和条件的复杂性和多样性, 对冲击矿压的研究目前尚未建立比较符合实际的冲击矿压发生及破坏过程的理论。强度理 论解释了冲击矿压的一些现象,具有简单直观和便于应用的特点,但缺乏充分的理论依据,对 冲击矿压动力学特征的描述还不够;能量理论可以解释一些现象,但它把岩体看成纯弹性的, 不符合冲击矿压使煤岩体破坏的事实;冲击倾向性理论只考虑了岩石的性质,只能提供冲击 矿压发生的一个必要条件,以此理论来判断冲击矿压发生与否是片面的。为此,我们既要加 强对发生机理的研究和创新,还要对冲击矿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,针对煤矿采场地质开采条件复杂多变和不断推进的特点,为工 程现场找到简单易行的方法, 把冲击矿压预测和防治建立在科学基础之上。3.冲击矿压的预测预报3.1 钻屑法监测3.1.1 实施方法采用手持式煤电钻或风动钻机、 40 mm 套节麻花钎子配 43 mm 钻头打眼, 孔深应 达到应力峰值区，一般为 3.5 倍采高或巷道高度，钻孔布置在巷高或采高的中部，方向垂 直巷帮或有不大于 5仰角。自第 2 m 开始每米收集 1 次煤粉,用弹簧秤称出钻出煤粉重量 并做记录。3.1.2 冲击危险指标 每个采区采掘前先测定该区域的正常钻孔煤粉量。正常煤粉量在支承压力影响带范围以外测得。测定煤层正常钻孔数不少于 5 孔，并取各孔煤粉量的平均值。参照判别工作地点冲击危险性的钻粉率指标规定，制定出钻屑量临界指标。当实际煤粉量超过表 3-1 中的 临界煤粉量，或者在钻进过程中出现卡钻、吸钻、异响、煤炮增多等动力现象，则可判定 所测地点存在冲击危险。表3-1 煤粉量危险指标3.1.3 监测地点与时间（1）采煤工作面：工作面上下顺槽两帮，孔距 1030 m，超前支撑应力影响范围； 工作面孔距 1015 m，全面监测，重点区域重点监测。（2）掘进工作面：按断面计算每 10 m2个孔，巷道两帮覆盖应力集中区域。一个孔，严重冲击时，可加密至每 5 m2 一（3）监测时间：一般情况下采掘工作面顺槽两帮间隔时间 34 d，采煤工作面间隔 时间为 3 个循环。掘进工作面根据循环进尺，保证掘进进度处于监测范围。3.2 电磁辐射监测3.2.1 监测方法采用 KBD5 型电磁辐射监测仪对采掘工作面内冲击危险区域进行多点动态跟踪监测， 每个测点监测时间 2 min，平行顶板朝向待测煤体，有效监测范围为 722 m。具有冲击危险的采煤工作面在上下顺槽超前工作面 100 m 范围内布置监测点，间距 10 m，定点观测， 随工作面的推进，固定点不变，不断向外增补测点。3.2.2 冲击危险指标徐州福安科技有限公司分析张双楼煤矿连续 3 个月电磁辐射数据，出具电磁辐射数据 处理报告。张双楼煤矿根据冲击地压发生前的煤体应力分布变化规律和特征及福安科技有 限公司出具的电磁辐射数据处理报告，用以下两种方式判断冲击危险：临界值法。如果 监测数据超过数据处理报告得出的临界值，则认为该区域存在冲击危险。动态趋势法。 如果监测数据没有超过临界值，但出现以下情况时，也认为具有冲击危险：电磁辐射强度 值或脉冲数随时间呈现增长趋势；电磁辐射强度值或脉冲数先随时间呈增长趋势，而后突 然降低，之后又呈增长趋势。3.3 微震监测系统监测3.3.1 微震信号类型分析（1） 远震信号 在井田范围以外的其他区域发生的震动信号为远震信号。微震监测系统时常会收到远震信号，但这类震动信号无法做定位分析，并提示为井田外围。远震信号的特点是 11 个 监测台站均能接收到信号，台站彼此初动时差小，振幅小，延时时间长，衰减时间长。典 型远震信号见图 3-1。（2）顶板断裂信号图3-1.典型远震信号波形图在工作面回采过程中，采空区老塘悬露顶板随着回采逐步加大，应力随之增大，顶板 出现微破裂直至断裂，微震监测系统就会记录下频繁的震动事件，从数据回放可以看出， 信号波峰峰值延续时间长，衰减较慢，尾波较发育。典型顶板断裂信号见图 3-2。（3） 爆破信号图3-2典型顶板断裂信号波形图煤矿生产中爆破是最常见的工序之一，爆破所形成的震动事件有 3 5 个台站收，一次爆破炸药量在 12 18kg，接收到震动信号能量一般在 2000 3000J，采集到的震动 信号初动至峰值跃变快，同时衰减快，尾波不发育。典型爆破信号见图 3-3。图3-3典型爆破信号波形图（4）冲击矿压信号 坚硬顶板在高应力作用下，发生变形破坏和破断，释放大量弹性能，造成顶板型冲击矿压。冲击产生的震动信号特点在于其振幅较大( 释放能量大) ，信号持续时间短，衰减 较慢，尾波较发育。从冲击信号波形可见 P 波初动方向均为上。典型冲击信号见图 3-4。图3-4 典型冲击信号波形图3.3.2 微震监测系统在回采工作面的应用（1）工作面自然情况三河尖煤矿 72204 综采工作面位于南二采区东翼，是该翼的第二个回采工作面，该面 煤层为二叠系山西组 7 层煤，煤层厚度 2 0 3 6m( 平均 3 0m) 。产状: 倾向为 328 ; 倾角 18。其下方的 72202 工作面已回采结束。该面直接顶为 0 3m 的砂泥 岩，老顶为 10 2m 厚的中砂岩。由于古河流冲刷，切眼向外近 90m 直接顶板为 10 2m 厚的坚硬中砂岩，自 2010 年 2 月 8 日开始回采，老塘一直悬顶，直至 3 月 29 日凌晨垮 落断裂。（2）工作面推进情况2010 年 3 月份 72204 工作面推进趋势见图 3-5。（3）顶板垮落情况图3-5 工作面日推进趋势图3 月 12 日，工作面推进至材料道 170m、运输道 14m 时，4 8 架棚老塘掉落 03m厚一层破碎伪顶。3 月 1 9 日，工作面推进至材料道 2 9 6 m ，运输道 26 9m 时，2 15 架棚老塘掉落 1m 厚左右破碎直接顶。3 月 20 日，2 15 架棚老塘掉落厚度 逐步加大到 1 5 2 0m，之后随着工作面推进，自 15 架棚向上每天有 2 架左右顶板 垮落，至 3 月 29 日早班工作面推进至材料道 56 4m，运输道 51 8m 时，1 29 架 棚老塘掉落 2 3m 厚直接顶，而 3 0 架棚向上老塘顶板只有局部掉落 0 4 1 2m厚破碎顶板。3 月 29 日 3 时 34 分/4 时 38 分两个时段，工作面悬顶分时分段垮落，垮落时产生较大粉尘，距面 450m 处材料道的反向风门被吹开，且有变形。从第一次垮落至 第二次垮落粉尘未完全降下去，第二次垮落后约 1 个小时后，粉尘基本降下。经查看: 1 33 架棚后老塘已掉严; 34 37 架棚后悬 1 2m; 38 46 架棚后 8 13m 掉0 6 1 2m; 57 67 架棚后 15m 左右顶板弯曲下沉; 68 73 架棚后有大块矸石掉落，悬 5 15m; 74 80 架棚悬 2 4m;运输道老塘悬顶被冒落矸石充填，运输道 向上 10 15m 老塘悬顶掉 2 5m 左右厚; 材料道沿空留巷墙体向下 20 30m 老塘悬 顶掉 1 5m 左右厚。45 50 架断层处由于支架未前拉，且支架支护状况不好，使该 处支架前移 0 6m，溜子挤压抬起 0 2m。3 月 30 31 日部分弯曲下沉的直接顶逐 步垮落，1 80 架直接顶基本掉落充实老塘。（4）微震信号分析3 月份微震系统非正常采集时段: 3 月 15 日南二七煤绞车房 5 号台站，绞车供电系统改造停电 1 天; 3 月 17 日 980 组装硐室 6 号台站，开窝施工供电改造停电 8h; 3 月27 日 17: 45 28 日 10: 20 由于微震监测系统上位机系统原因，保存一长跨时无效数据，影响近 17h，其余时段微震监测系统能正常采集震动事件。图 3-6 为 72204 工作面震动能量和次数分布趋势图。剔除微震系统非正常采集时段影响因素，通过图 3-7 和图 3-8 分析 可知，72204 工作面震动事件的能量和次数与工作面回采、老塘顶板悬露与垮落具有偶合 关系。图3-6 工作面震动能量和次数分布趋势图图3-7 震动能量和次数分布趋势图（5）震动事件定位图 由于定位波速设定与实际波速有误差，定位结果在图上显示出现一定偏差，定位实际是集中在工作面推进范围内，通过对震动定位日报表的分析，能够看出震源点基本是集 中在工作面推进位置后的老塘侧，工作面前方震源点较少，说明直接顶、老顶在老塘侧活 动频繁，而未出现老顶在工作面超前位置断裂的情况。3.4 地音监测法图3-83.4.1 地音监测法介绍 煤岩体失稳或应力集中导致其破坏，发生能量突然释放。在采矿工程中，通常将煤岩体的声发射称为地音，是煤岩体破裂释放的能量以弹性波形式向外传递过程中所产生的声学效应2。瞬时能量释放产生的弹性波在煤岩体中传播，由能量释放源头传播到煤岩体 边缘，该过程被作为地音现象记录下来。沿裂缝发生的煤岩体微破裂、破裂及错位是导致 地音现象发生的主要形式。地音监测就是应用监测网络对某一区域进行实时监测，其监测 区域一般集中在主要生产空间( 主要包括回采工作面和掘进工作面) 。通过提供统计单位 时间监测区域内地音事件的频度、能率、频率、延时等一系列地音参量，找出地音活动规 律，以此来判断监测区域的煤岩体受力状态和破坏程度，评价煤岩体的稳定性，预测预报 冲击矿压、煤与瓦斯突出、顶板活动与顶板来压的时刻、来压强度与位置，以指导煤矿安 全生产34。根据此原理，采用煤岩体的地音监测方法可以对冲击矿压等动力灾害的 危险性进行评价并对其进行预测预报。3.4.2 ARES5 /E 地音监测系统简介ARES5 /E 地音监测系统主要用于监测矿井主要采动影响区域内发生的煤岩体微观 破裂现象( 即地音事件) 。系统的主要功能是通过对采煤工作面、掘进工作面小范围内的 煤岩体状态进行连续监测，获取连续的地音数据; 在对地音数据和实际情况进行综合分析 的基础上，对监测区域的冲击矿压危险性做出及时评价，为在危险区域采取预防措施、减 少及降低事故危险程度提供了宝贵时间。图 3-9 为 ARES5 /E 地音监测系统的结构。图3-9 ARES5 /E 地音监测系统结构3.4.3 地音事件加权平均能量值分析方法（1） 理论基础在工作面采动过程中，采动影响区域内应力分布情况发生变化，形成局部应力集中。 在应力集中区内，煤岩体经历“弹性变形塑性变形塑性破坏”的演变过程。此时，煤 岩体的破坏过程有 3 种演化可能:第 1 种: 煤岩体破坏持续时间较长、过程比较平稳，地音事件较多、释放的总能量多， 但事件平均能量较小，其内部积聚的能量得到释放，这种破坏过程很可能不会导致微震事 件或冲击现象发生。第 2 种: 地音事件在短时间内集中发生，事件数量、能量瞬时增多，煤岩体内积聚的 能量大量释放，但并没能实现充分释放，达到解危的效果，最终很可能只在局部发生低能 量级别的微震事件。第 3 种: 地音事件数量少、平均能量大，但释放的总能量较少，煤岩体内积聚的能量 得不到释放，经历短暂的静默期后，则极有可能发生大的微震事件甚至冲击现象。对比以上 3 种情况可知，地音事件数量和释放总能量的瞬间增多，往往不是煤岩体发 生微震事件或冲击现象的前兆性信息，因此，简单研究二者的变化规律，不能对潜在的冲 击危险进行有效判断;事件平均能量值的异常变化，可以更加直观地反应出煤岩体的破坏情 况，对于预测矿井的冲击矿压危险更具有实际意义。地音数据后处理分析法正是以研究小 时事件加权平均能量值的变化规律为手段，达到有效预测矿井冲击矿压危险的目的。（2）分析步骤1.调取 ARES5 /E 地音监测系统各通道的原始分钟统计数据，并结合现场实际噪音 情况对其进行降噪处理。ARES5 /E 地音监测系统主要接收高频率、低能级的微破裂事件，监测区域内的外部噪音往往会对真实数据造成干扰，在分析前需根据现场的实际情况 尽力剔除。在降噪处理的基础上，统计数据更接近于现场实际情况，计算出每小时的事件加权平 均能量值，作为该小时的计算结果。3.将计算出的事件平均能量值按照时间顺序绘制成曲线图，同时将监测区域内发生的 微震事件、动压显现、冲击矿压等现象，按照发生时间标注在曲线图的相应位置。4.分析事件加权平均能量值变化趋势与冲击现象、微震事件和动压显现之间的内在关 系。冲击现象、微震事件和动压显现等现象从本质上来说，都是煤岩体内能量释放的形式， 同时又都具有各自的特点，不同事件发生前的前兆性信息也有所不同。因此，在统计分析 时，需要分别研究不同事件发生前，事件加权平均能量值的变化趋势，作为后续研究的重 要参考依据。3.5 卸压槽矿压观测3.5.1 观测站设置及观测仪器布置根据研究需要，在卸压槽中每隔 50m 设一个观测站。观测站的规格尺寸为：长宽 深=1.5 m0.3 m1.0m，其两壁与槽底用混凝土抹平，上口中间处固定槽钢以便测量用， 卸压槽观测站布置示意图如图 3-10 所示。图3-10卸压槽观测站结构示意图根据需要工作面配备三套测试仪器，两套使用、一套备用。当工作面开采到距测站100m 时开始安装仪器。安装方法是在每个卸压槽观测站一端布置水平位移测量仪一台，另一端 水平布置压力测量仪一台，在槽钢下部布置垂直位移测量仪一台。水平位移计和压力监测 仪必须水平布置、垂直卸压槽壁并固定牢靠；垂直位移计必须垂直布置，同样须固定牢靠。 仪器布置如图3-11所示。3.5.2 卸压槽矿压观测图3-11观测站仪器布置示意图在每个测站距工作面 100m 处安设水平位移测试仪、垂直位移测试仪和压力测试仪， 并记录仪器初始读数，然后每天在每个生产班配专人定时进行数据采集。通常情况下，在 工作面开采至距测站 50m 时仪器开始显示数据，但水平位移量和垂直位移量均很小；压 力值基本没有太大的变化，始终处于正常压力范围。部分位移观测值如表 3-2 所示。表3-2 水平位移、垂直位移观测记录表4.冲击矿压防治技术分析对冲击矿压的防治主要从防御措施、主动解危、检测和组织管理措施四个方面进行。4. 1 防御措施(1)矿井合理开采设计。实践表明,多数矿井的冲击矿压是由于不合理的开采技术条件 所造成的。在岩体中存在构造应力情况下,主要开拓或准备巷道的方向最好与构造应力作用 方向一致,以使巷道周边应力分布趋于均匀,避免巷道与构造应力作用方向垂直分布,出现应力集中。对于开采煤层群时的开拓布置应有利于保护层开采, 要首先开采能够卸压的煤层,而且没有煤的冲击倾向性或弱冲击倾向性,并以此作为保护层, 且优先开采上保护层,在开采方向和回采顺序上,采区或盘区的工作面应朝一个方向推进,避 免相向或背向开采,以杜绝应力叠加。在向斜和背斜构造区,应从轴部开始开采;在构造盆地 应从盆底开始开采,开采顺序由上而下;在有断层或采空区的条件下,应从断层或采空区开始开采;在掘进巷道时,应将巷道布置 在煤层边缘的低应力区,避免巷道近距离平行布置或交叉布置。采区或盘区的采面应朝一个 方向推进,避免相向开采,以免应力叠加。顶板管理应采用全部跨落法,工作面支架要采用具 有整体性和防护能力的可缩性支架。开采保护层。对于保护层与被保护层的开采安排应遵循以下原则开采煤层时将无冲 击矿压的煤层作为保护层; 在倾斜赋存条件下,上保护层开采后,同区段的危险煤体都得 到保护,其工作面可以滞后推进;下保护层开采后超前一个区段,以使本区段的危险煤体全部 得到保护,本区段危险层工作面滞后于下区段保护层工作面推进; 危险工作面于保护层 工作面应同向推进,危险层工作面保持滞后距离 3060 m。滞后距离过小,上下工作面相互 影响,支承压力叠加;滞后距离过大则容易进入应力恢复区的还原带,降低保护效果; 当相 邻层都是冲击危险煤层时,应当首先开采危险性最小或厚度最小的煤层。4.2 主动解危措施4.2.1 瓦斯抽放瓦斯预抽措施是在采区投产前,在煤岩巷道布置钻场、钻孔,向煤层打钻抽放瓦斯,从而 降低煤体的瓦斯压力。瓦斯抽放的基本方法 采用专用设备和管路把煤层中的瓦斯抽放出 来的方法叫作瓦斯抽放。瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出，减少煤层瓦斯含量，减少采区瓦 斯涌出量，防治采掘过程中瓦斯超限的有效方法，是治理瓦斯的核心，是消灭瓦斯事故， 确保煤矿安全生产的根本措施。 瓦斯抽放方法可以分为五类：(1)开采层瓦斯抽放；(2)邻 近层瓦斯抽放；(3)采空区瓦斯抽放；(4)围岩瓦斯抽放；(5) 综合抽放瓦斯。其中综合抽放 瓦斯方法是前四类方法中两种或两种以上方法的配合使用。 选择抽放瓦斯的方法时应遵 循如下的原则： 1选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件 和开采技术条件； 2抽放方法的选取以瓦斯来源及涌出构成为依据，如果瓦斯涌出量主 要来自开采层，则应采用开采层抽放，在开采煤层群时，邻近层的瓦斯涌出量占有很大比 例且威胁工作面的安全生产时，则应采用邻近层瓦斯抽放，当工作面后方采空区瓦斯涌出 量较大且威胁工作面安全生产时，则应采用老空区抽放。对于瓦斯瓦斯较高的煤层，巷道掘进时，瓦斯涌出量很大，难以用加大风量的办法稀释，可采用掘前大面积预抽或边掘边 抽。若围岩瓦斯涌出量大，或者溶洞、裂隙带储存有高压瓦斯并有喷出危险时，应采取围 岩瓦斯抽放措施。 3尽可能采用综合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果； 4有利于 减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道的结合；有利于抽放巷道的布置与维护； 5有 利于提高瓦斯抽放效果，降低抽放成本； 6有利于钻场、钻孔的施工、抽放系统管网敷 设，有利于增加抽放钻孔的瓦斯抽放时间。4.2.2 卸压爆破在采面及上下面巷道,振动爆破能最大限度地释放聚集在煤体中的弹性能,在采 面附近及巷道两帮形成卸压破坏区,使压力升高区向煤体深部转移。（1）施工方法采用风动钻机（煤电钻）、麻花钻杆配合 43mm 钻头施工炮眼。炮眼布置在煤层内， 垂直于煤壁，深度 810 m，迎头炮眼间距不小于 0.6 m，巷帮间距 515 m，炮眼距底板约 0.61.0 m，如图 4-1 所示。每次引爆 45 个卸压孔,以提高卸压效果。（2）爆破参数采用正向爆破，使用煤矿许用乳化炸药，每孔装药 1.53 kg、雷管 24 发，采用黄泥、 水炮泥封孔，封孔长度不小于 1 m，孔内、孔间串联方式，长脚线连线引爆，每次装药炮 孔必须一次连线起爆，放炮器采用 MFB- 200 型放炮器。4.2.3 高压注水卸压图4-1 卸压爆破及煤粉钻检孔布置示意图（1）煤层注水是在采掘工作前，对煤层进行压力注水。注水一般是在已掘好的回 采巷道或临近的巷道内进行。目的是通过压力水的物理化学作用，改变煤的物理力学性质， 降低煤层冲击倾向性。 实施煤体高压注水卸压，即从改变煤体的物理机械特性入手，对 煤体进行高压注水达到卸压的目的。压力水进入煤体后沿弱面流动，起到压裂和冲刷作用， 以及水对裂隙尖端的楔入作用(水楔作用)，使煤体扩大了原由裂隙，产生了新的裂隙，破 坏了煤体的整体性，降低了强度。它不仅能消除或减缓冲击地压威胁，还可起到消尘、降 温、改善劳动条件的作用。煤体注水过程一般都是开始阶段泵压持续上升，当上升到一定值后( 10-20MPa 左右)， 突然下降( 5-10MPa )，并相对稳定在某个泵压上，这表明煤体被压裂，裂隙开始扩展。泵 压最初上升到的最高值称破裂压力。水合某些含阳离子的溶液具有降低煤岩颗粒间表面能的能力。对于煤体中的一些软弱 结构面水起着润滑剂的作用，使煤体的抗剪强度降低。实验室的浸水试验表明，压力饱水 煤样以剪切形式破坏为主，而没有浸水的自然状态煤样，则以劈裂破坏形式为主。水对煤岩体内的某些矿物有溶解作用，矿物溶解后形成裂隙，压力水又可沿裂隙楔入， 形成新的裂隙，循环往复，使煤岩强度降低。此外，煤和某些软岩吸水后会膨胀，崩解。 吸水量越多，体积膨胀量越大，表面变形量显著增加。这种膨胀力是作为一种附加应力作 用于煤岩体上的，使其变形以至破坏。煤层压力注水后，经过水力压裂和长时间的湿润作用，煤体性质发生了变化，冲击倾 向性降低，而且起到消尘、降温和改善劳动条件的作用。当煤层较厚，煤质坚硬或煤层顶板较坚硬时，可通过钻孔向煤层或顶板注压力水，使 坚硬的煤层或顶板改变其物理力学性质，成为可垮落煤层或顶板。压力水对煤层或顶板主要有压裂与软化两方面的作用，压裂作用包括使煤岩体增加裂 隙，扩展裂缝，使层理分离，减小缝隙间粘结力等。煤层通过钻孔高压注水使煤体裂缝增 加，可使煤体湿润，开采时减少煤尘量。（2）煤层注水方式1.煤层注水方式是指钻孔的长度，位置和方向的概念，一般为长孔、短孔、深孔和 巷道注水等四种注水方式。其中长孔，深孔、巷道注水适合高压注水。 长孔注水的优缺点及适用条件：优点： 一个钻孔能湿润较大区域的煤体 注水时间长，湿润均匀 预注水时，注水与生产无干扰 经济 缺点： 打钻技术复杂 对地质条件的变化适应性差，易穿顶底板，不仅难以达到设计长度，而且还影响正常 注水。 封孔较复杂 适用条件：长孔注水是最先进的注水方式，选择时应优先考虑，特别是回采强度大(如综机 采煤时)和地质条件好的中厚和厚煤层更宜采用长孔，但在地质条件变化大的煤层，本方式 受到较大的限制。深孔注水的优缺点： 优点：具有短孔注水的很多优点更能适应围岩的吸水膨胀性质 较“短孔”钻孔少，湿润范围大而均匀缺点： 因压力要求高，故设备，技术复杂 较“长孔”钻数量大，封孔工序也较频繁巷道注水优缺点及适用条件。 优点： 钻孔少，湿润范围大 湿润效果较好 缺点： 岩石钻孔量大 不够经济 有时因邻近层巷道损坏而影响注水工作的正常进行。 适用条件：采用巷道钻孔注水的条件是在注水煤层的上、下部有现成的巷道，其它条件适宜时。2 .注水方式选择 选择原则 注水工艺简单，使用设备、人工尽可能少，湿润效果能达到预期目的，有利于推广使用。 选择依据 确定煤层注水方式主要根据煤层厚度、倾角、煤体硬度、透水性、用岩性质、井巷布置、 采煤方法、工作面推进度、作业方式、注水方式与岩层注水压力的关系选择。（3）施工方法施工注水钻孔，注水孔直径不小于 42 mm。注水时，依次在每一个钻孔放入能自行注 水注水枪，封孔器在破裂带以外。注水系统安装高压低流量注水泵，注水压力 612 MPa， 要缓慢加压，每次增压 0.2 MPa，每次增压 20 min，逐步增加到规定压力。每孔流量控制在 1.5 m3 /h。（4）注水孔布置 注水孔垂直煤壁，布置在采高的中部或巷道断面中心，避免穿过断层带及破碎带。深孔注水孔深为待注水煤体长度的 23 以上；短孔注水孔深为 3.5 倍采高加预定推进度。 注水孔距：煤体透水性较好取 20 m、较差取 10 m，特殊地点的注水孔布置根据现场实际 情况在措施中明确规定。4.2.4 大直径钻孔卸压（1）钻孔卸压的原理 钻孔卸压是利用钻孔方法消除或减缓冲击地压危险的解危措施。此法基于施工钻屑法钻孔时产生的钻孔冲击现象。钻进愈接近高应力带，由于煤体积聚能量愈多，钻孔冲击频 度越高，强度也越大。钻孔可以起到破裂和软化煤体的作用。当在煤体内进行卸压钻进时， 在钻孔周围的高应力作用下，其钻出的煤粉量较平常有很大的增加，因此每一个钻孔周围 形成一个比钻孔直径大得多的破碎区，当这些破碎区互相连通后，便能使岩体钻进剖面全 部破裂，支承压力均衡，向围岩深部转移，起到卸压作用。煤层支承压力峰值部位钻孔的 破裂和卸压作用如图 4-2 所示。钻孔卸压的实质是利用高应力条件下，煤层中积聚的弹性能来破坏钻孔周围的煤体，使煤层卸压、释放能量，消除冲击危险。图4-2 在煤层中钻孔的卸压作用2）施工方法 采用风动或液压钻机钻孔，打卸压孔之前，先施工煤粉监测孔，以查清压力带的范围、状态和危险程度。卸压孔施工完之后，再利用钻屑法进行效果检验。煤层卸压钻孔直径100300 mm，孔深应达到高应力区，一般孔深在 1015 m。（3）钻孔布置 钻孔垂直于煤壁、平行于顶板，在采高中部或断面的中心位置。孔间距：回采工作面上或巷道两帮孔距 510 m；掘进工作面每 1012 m2措施规定。（4）钻孔卸压的应用断面一个孔，方向要和煤壁平行或符合钻孔卸压作为防治冲击地压的积极措施，正逐渐得到普遍应用。卸压钻孔的布置方 式如图 4-3 所示。经验表明，在多数情况下煤层钻孔是防治冲击地压的有效方法。图4-3 卸压钻孔布置方式钻孔卸压在德国等国家被认为是最为实用有效的方法。作为安全措施，是德国唯一得 到国家监察局批准的标准措施。德国科研人员还为此研制种新型钻机和钻杆，研究了最佳 钻头直径。通过对直径 95、145、200mm 的试验认为，由于在高应力带钻孔时卡钻的趋势 随钻头直径增大而趋于严重，以及考虑到减轻重量、便于操作等原因，一般选用 95mm 直 径钻头。在施工卸压孔时，德国在预防冲击地压规程中规定：打卸压孔前一定要用钻 屑法查明压力带的范围和程度。只允许在低应力区开始施工卸压孔，且要由低应力区向高 应力区钻进，并同时记录每米钻孔的钻屑量、高压特征和特殊情况。卸压孔必须使用远距 离操纵的钻机进行施工。钻孔的最小直径为 95mm，孔间距不得超过 10m。钻孔深度对于 采掘工作面为煤层厚度（采高）的 3 倍，对于巷道侧帮为采高的 4 倍钻孔要求尽可能打在高压区。卸压孔的布置方式和参数应根据具体情况确定。图 4-4 所示的卸压孔布置，在平 巷超前 40m 掘进，在掘进工作面扇形布置卸压孔，孔深 1215m，在后方巷道两帮每隔 1520m 布置卸压孔，孔深 56m，在采煤工作面每隔 15m 打一个 12m 深的卸压孔，然 后随工作面每推进 34m 再打一排卸压孔，并要求这些孔与第一排孔错开 5m 左右，如图 15b 所示。钻机和运输车一起架在输送机上行走，利用一条链子和自移支架撑紧。打完一 个卸压孔后，由运输车下面的绞车将钻机拉到下一个钻孔位置上。另外，利用自移支架把 钻架和钻机吊起，以不妨碍回采工作。图4-4卸压钻孔布置方式 前苏联也对钻孔卸压进行了大量研究，试验表明，当钻孔孔径为 300mm，孔间距为1.52m 时，煤层卸压效果好。孔间距 3m 时，卸压效果降低。并提出单一钻孔周围破裂 区半径 R 按下式确定（式中 按图 4-5 所示的诺谟图确定）：R a式中 a钻孔半径 破裂范围系数，k孔壁的松散系数； S钻孔实际钻屑量与正常钻屑量之比。求出 R 值后就可以确定合理的孔间距。不过孔径大于 250mm 时，钻进过程中易发生 钻孔冲击等强烈而危险的卸压现象，钻屑量达到 15tm，造成钻进操纵困难等。解决办 法是对钻机进行遥控，对钻孔注水进行排粉。4.2.5 钻屑出煤粉卸压（1）实施方法图4-5确定 的诺谟图采用手持式风动钻机（煤电钻）打煤粉卸压钻孔，采用弹簧卡式联接的麻花钻杆，每节长 1.0 m， 43 mm 的钻头，出煤粉正常时，由人员直接操作钻机施工。当施工至应力集中区 域，钻杆不进，且一直出煤粉时，即将钻机固定于顶板或煤壁锚杆上，人员撤至 30 m 以 外的安全地点，控制供风管路操作钻机。（2）钻孔布置钻孔直径 42 mm，孔深 710 m，孔口距底板 1.5 m 左右，单排布置，钻孔方向平行于煤层、垂直煤壁。4.2.6 改变巷道支护方式 在冲击矿压区域采取锚网支护和可缩支护,并根据冲击矿压严重程度提高支护强度,在巷道交岔口采用单体液压支柱或垛式支架加强支护,防止发生冲击矿压造成大面积的巷道破坏和堵塞安全出口。以跃进煤矿为例：（1）工作面概况跃进煤矿 25110 工作面是该矿 25 采区第 1 个综采放顶煤工作面，地面标高+ 551.0 + 596. 0 m，煤层标高 394. 0 451. 7 m，东为 23 采区保护煤柱，西为 25 采 区下山保护煤柱，南为 25 采区下部未开采煤层，北为 25090 工作面( 已采) 。开采中下 侏罗统义马组 2-1 煤，走向长 865 m，倾斜长 191 m，可采储量 179. 6 万 t，煤层倾角 10 15，煤层厚度 8. 4 13. 2 m，采放比 1 2. 92，服务年限 14. 41 个月，采用走向长壁 后退式综采放顶煤采煤法，一次采全高，自然垮落法控制顶板。工作面采深大，顶板围岩 易破碎，易底鼓、片帮和冒顶，地压现象明显，巷道变形较严重，同时伴有冲击地压释放。 根据中国矿业大学冲击倾向性鉴定结论: 2-1、2-3 煤层冲击倾向性类别为类，强冲击倾 向，其顶板也具有弱冲击倾向。掘进过程中运输巷发生过 5 次中等以上冲击地压，预测回采过程中具有强冲击危险，必须加强巷道支护。运输巷设计全长 1 007 m，断面为椭圆形，长轴 6. 2 m，短轴 5 m，净断面 24. 5 m2，棚距 0. 7 m，采用锚网索+ 36U“O”型棚复合支 护，巷道方位角 N115，布置在 2-1 煤层中沿煤层顶板掘进，该巷道作为工作面的胶带 运输巷，回采过程中主要向工作面供给新鲜风流。（2）工作面运输巷支护形式 为提高冲击区域支护强度，减小冲击地压危害，在运输巷安全出口向外 300 m 内进行超前支护加固，在转载机段 50 m 安装 3 排 ZT2 4000 /33 /50 型迈步式液压支架进行 支护。转载机头向外 260 m 区域范围内，每隔 3 架 36U“O”型棚安装 1 架型号为 ZD6400/27 /42G 的“门式”液压支架进行超前支护，在工作面回采过程中随着转载机的拉移，在 转载机头处拆除最里面一架支架，运至支架最外面一架处进行安装，如此循环。这就是具 有跃进煤矿特色的“锚网索+ 36UO型棚+ 门式支架”的“三级支护、三级让压”抗冲 击