冲击地压：防治方法分析

冲击地压又称岩爆，是指井巷或工作面周围岩体，由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然剧烈破坏的动力现象，常伴有煤（岩）体抛出、巨响及气浪等现象。冲击地压具有很大的破坏性，可摧毁巷道、引发其他矿井灾害，造成人员伤亡，是煤矿重大灾害之一。

一、冲击地压的特点

（一）直接将煤岩抛向巷道，引起强烈震动，产生强烈声响，造成岩体的破断和裂缝扩展。

（二）突发性。无明显预兆，过程短暂，持续时间为几秒到几十秒，难于准确预报发生时间、地点和强度。

（三）瞬时震动性。像爆炸一样强烈震动，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。

（四）巨大破坏性。大量煤体突然抛出，堵塞巷道，破坏支架；造成惨重的人员伤亡和巨大的生产损失。

（五）复杂性。各种条件和采煤方法均出现过。

二、冲击地压的影响因素

（一）地质因素

影响冲击地压的地质因素主要包括开采深度、地质构造、煤岩结构和力学特性等。开采深度的加大使地应力值增加，一般在达到一定开采深度后才开始发生冲击地压，此深度称为冲击地压临界深度。临界深度值随条件不同而异，一般大于200m，总的趋势是随采深增加，冲击危险性增大，这主要是由于随采深增加，原岩应力增大的缘故。

地质构造如褶曲、断裂、煤层倾角及厚度突然变化等也影响冲击地压的发生。宽缓向斜轴部易于形成冲击地压；断裂如果是一个开采边界，若回采方向朝向断层面，则冲击危险增煤层倾角和厚度局部突然变化地带，实际是局部地质构造应力积聚地带，因而极易发生冲击地压。

煤岩结构及性能也是影响冲击地压的主要因素。坚硬、厚层、整体性强的顶板，容易聚积大量的弹性能。在其破断过程中或滑移过程中，大量的弹性能突然释放，形成强烈震动，　而导致冲击地压；直接顶厚度适中、与基本顶组合性好、不易冒落，冲击危险较大；煤的强度高、弹性模量大、含水量低、变质程度高、暗煤比例大，一般冲击倾向较强。煤的强度越高，引发冲击地压所要求的应力越小，反过来说，若煤的强度越小，要引发冲击地压，就需要比硬煤高得多的应力。

二、开采技术因素

开采多煤层时，任何造成应力集中的因素，如开采程序不合理、本层回采不干净、相邻两层开采错距不合适等，均对防治冲击地压不利。从防治冲击地压的角度而言，壁式开采优于柱式开采，直线工作面优于曲线工作面，冒落法优于充填法。煤柱和开采边界是最主要的应力集中因素，应尽量避免和减少这些因素的有害影响。

国内外大量实践表明，冲击地压往往伴随着井下生产过程的某些工序（如爆破、采煤等）而发生，这些因素称为诱导因素。诱导因素本身的能量可能很小，但其诱发冲击地压而释放的能量及其破坏性却很大。因而，诱导因素也是发生冲击地压的一个不可忽视的因素。

三、冲击地压发生的机理

目前对冲击地压成因和机理的解释主要有强度理论、刚度理念、能量理论、冲击倾向性理论。

强度理论认为，井巷和采煤工作面周围产生应力集中，当应力达到煤岩体的强度极限时，煤岩体就会突然发生破坏，形成冲击地压。

刚度理论认为，矿山结构（矿体）的刚度大于矿山负荷系统（围岩）的刚度是产生冲击地压的必要条件。

能量理论认为，矿体一围岩系统在其力学平衡状态破坏时所释放的能量大于所消耗的能量时就发生冲击地压。

冲击倾向性理论认为，煤岩介质产生冲击破坏的固有能力或属性，是冲击地压发生的必要条件。

从上述各种理论的叙述中可以看到，岩层中的应力是先决条件，积聚弹性能是发生冲击地压的动力源。冲击地压是一个复杂的问题，上述各种理论都需要进一步完善和深入研究。

四、冲击地压的预测

预测是防治冲击地压工作的重要组成部分，在有冲击地压危险的矿井，采掘过程中的预测，对及时采取区域性和局部性预防措施，避免冲击地压带来的危害十分重要。预先查明矿区各矿井有冲击地压倾向的煤层，就可以制定合理的矿区规划和矿井设计，采用正确的开拓开采方式，便可以消除或减缓冲击地压显现。

《煤矿安全规程》规定，开采冲击地压煤层时，冲击危险程度和采取措施后的实际效果，可采用钻粉率指标法、地音法、微震法等方法确定。

（一）钻粉率指标法

钻粉率指标法是在煤体内的高应力区打小直径钻孔，测试钻进过程中的排粉量、排粉粒度及动力效应。在高应力区钻进钻孔孔壁迅速坍塌，不断补充煤粉，一般是正常排粉量的　1.5倍以上，另外煤粉粒度也相应增大，除此之外在钻进过程中还可能出现夹钻、卡钻和顶钻现象。通过实验室煤样试验，参照现场实测的各项参数对比来综合判定所测煤层的冲击危险程度。

（二）地音、微震法

岩石在压力作用下发生变形和开裂破坏过程中，必然以脉冲形式释放弹性能，产生应力波或声发射现象。这种声发射亦称为地音。显然，声发射信号的强弱反映了煤岩体破坏时的能量释放过程：由此可知，地音监测法的原理是用微震仪或拾震器连续或间断地监测岩体的地音现象。根据测得的地音波或微震波的变化规律与正常波的对比，判断煤层或岩体发生冲击的倾向性。根据震相曲线和地震学的知识，则可以计算出发生冲击地压的震源位置。

地音、微震监测系统是一种连续动态的监测系统，其监测方法通常是在监测区内布置地音探头，根据生产地质条件配置有效性检测条件和统计周期等工作参数，由监测装置自动采集地音信号，经微机实时处理和加工完成统计报表和图表，由工作人员结合采掘工程进度判断监测区域内的地音活动程度和危害程度。

由于各种煤岩体的地音和微震特性不同，并且又具有不均质性和各向异性等特点，其传播速度有很大差异。此外，各处的地质和开采条件也不相同，矿井下又常有强烈的环境噪音干扰，地音或微震信号在煤岩体中的产生和传播情况将是很复杂的，可能产生多次的反射、折射和绕射，以及发生波形变换等现象。因而，在使用中应注意与其他预测方法综合使用，特别是与钻屑法综合使用，以保证预测的准确性。

（三）煤层围岩压力—变形观测法

采掘活动在煤层和顶底板中将引起各种形式的矿山压力显现，其中支承压力有着特殊的意义。支承压力的大小、分布是多因素影响的结果。在发生冲击地压过程中，支承压力特别是动压显现起着重要作用，因此利用它的显现规律可以预测冲击地压。一般情况下，支承压力的动压显现与工作面煤壁边缘区的稳定性有关。当边缘区未被压坏时，随着采煤工作面的推进，支承压力的大小和峰值也随之变化，其峰值愈靠近煤壁，冲击危险性也愈大，如图10－36中的曲线1所示。

图10－36　工作面前方支承压力的动态变化

1－当边缘区未被压坏时，支承压力分布曲线；2－当边缘区被压坏时，支承压力分布曲线；3－当边缘区只被压实而尚未被压坏前支承压力分布曲线

由于顶板岩层各分层的不同变形和破坏，造成支承压力的动压显现具有复杂的特征。特别是由于采煤，随着空顶跨距增大，或顶板垮落造成边缘区煤体迅速加载或突然卸载，以及爆破落煤时发生冲击性加载情况等。当边缘区被压坏时，边缘区煤体和顶底板的变形将随时间增加而增大，峰值向煤壁深部转移（图10－36的曲线2）。当边缘区只被压实而尚未被压坏前，支承压力分布曲线如图10－36的曲线3所示。特别是存在厚层高强度顶板的情况下，顶板的破断状态往往对冲击地压起决定性影响。这是由于悬顶断裂引起震动，诱发煤层冲击，再有是顶板在下沉过程中，由于重力和水平应力（例如地质构造应力）导致顶板岩块的动力破碎，突然大量释放变形能而造成顶板冲击。显然，煤层内的压力分布和破裂特性，以及顶板（特别是基本顶）的周期性断裂与冲击地压的产生有重要关系。

当出现下列情况之一时，预示着存在冲击地压危险：①煤层的支承压力强度升高，峰值位置靠近煤壁；②顶板下沉速度增大，而煤层的侧向变形（压出）减小甚至停滞；③顶板下沉速度急增，或者相反，几个班甚至更长时间的顶板下沉滞后；④基本顶周期性断裂（包括断裂位置和时间）。通过观测，掌握上述规律和检测指标，能达到预测的目的。

（四）综合预测方法

由于冲击地压的随机性和突发性，以及破坏形式的多样性，使得冲击地压的预测工作变得极为复杂，单凭一种方法是不可靠的。应该根据具体情况，在分析地质开采条件的基础上，采用多种方法综合预测。

一般首先分析地质开采条件，初步评判是否属于下列冲击地压特别危险区：

1.地质构造变动带，包括向斜、断层，以及煤层厚度和倾角突然变化区域；

2.已发生或邻区已发生过冲击地压的煤层；

3.煤层顶板存在厚度5m以上，强度大于70MPa的坚硬岩层；

4.支承压力影响区，包括回采工作面前方及其平巷、采空区周围、本层或上方100m以内的邻近层的遗留煤柱或回采边界，孤岛或半孤岛形煤柱等。

在上述分析基础上，优先采用钻粉率指标法，同时辅以地音、微震法和煤层围岩压力—变形观测法进行冲击地压的预测。

（五）冲击地压的防治

《煤矿安全规程》有关冲击地压方面的规定包括：

1.对有冲击地压危险的煤层，应根据预测预报等实际考察资料和积累的数据划分冲击地压危险程度等级并制定相应的综合防治措施。

2.开采冲击地压煤层的煤矿应有专人负责冲击地压预测预报和防治工作。

3.开采冲击地压煤层必须编制专门设计。

4.冲击地压煤层掘进工作面临近大型地质构造、采空区，通过其他集中应力区以及回收煤柱时，必须制定措施。

5.防治冲击地压的措施中，必须规定发生冲击地压时的撤人路线。

6.每次发生冲击地压后，必须组织人员到现场进行调查，记录发生前的征兆、发生经过、有关数据及破坏情况，并制定恢复工作的措施。

（六）冲击地压的防范措施

1.采用合理的开拓布置和开采方式

合理的开拓布置和开采方式有利于避免应力集中和叠加，是防治冲击地压的根本性措施。其主要原则是：

（1）开采煤层群时，开拓布置应有利于保护层开采。

（2）划分井田或采区时，应保证合理的开采顺序，最大限度地避免形成煤柱等应力集中区。

（3）开采冲击地压煤层时，在同一煤层的同一区段集中应力影响范围内，不得布置2个工作面同时回采。2个工作面的相向掘进，在相距30m（综合机械化掘进50m）时，必须停止其中一个掘进工作面，以免引起严重冲击危险。

（4）在地质构造等特殊部位，应采取能避免或减缓应力集中和叠加的开采程序。在向斜和背斜构造区，应从轴部开始采煤；在构造盆地应从盆底开始采煤；在有断层和采空区的条件下应采用从断层或采空区开始采煤的开采程序。

（5）开采严重冲击地压煤层时，在采空区不得留有煤柱。如果在采空区留有煤柱，必须将煤柱的位置、尺寸以及影响范围标在采掘工程图上。开拓巷道不得布置在严重冲击地压煤层中。永久硐室不得布置在冲击地压煤层中。

（6）开采冲击地压煤层时应采用垮落法控制顶板，切顶支架应有足够的工作阻力，采空区中所有支柱必须回净。

（7）工作面支架应采用具有整体性和防护能力的可缩性支架，并加大支护强度。

（8）停产3d以上的采煤工作面，恢复生产的前一班内，应鉴定冲击地压危险程度，并采取相应的安全措施。

（9）有严重冲击地压的煤层中，采掘工作面的爆破撤人距离和爆破后进入工作面的时间，必须在作业规程中明确规定。10）在无冲击地压煤层中的三面或四面被采空区所包围的地区、构造应力区、集中应力区开采和回收煤柱时，必须制定防治冲击地压的安全措施。

2.开采保护层

开采煤层群时，应优先选择无冲击地压或弱冲击地压煤层作为保护层开采。一个煤层（或分层）先采，能使临近煤层得到一定时间的卸载。这种卸载开采称之为开采保护层。先采的保护层必须根据煤层赋存条件，选择无冲击倾向或弱冲击倾向的煤层。实施时必须保证开采的时间和空间有效性，且不得在采空区内留煤柱。

保护层开采后，在其围岩中产生裂隙，引起围岩向采掘空间移动，使采空区上下方的岩层卸载，形成“卸压带”，附近岩层也产生破裂。刚开始时岩层破裂移动是很剧烈的，特别是离保护层较近的地方，随着与保护层距离的增大而减弱。

空区垮落的矸石或充填料，随着时间的延长逐渐被压实，同时采空区和围岩中的应力相应地逐渐增加，趋于原岩应力水平，所以保护层的作用是有时间性的，卸压作用和效果随时间的延长而减小。

处于保护层卸压带范围内的被保护层，由于降低了压力，煤岩体中新生大量的裂隙，改变了煤岩结构和属性，释放了潜在的弹性能，消除或减缓了冲击地压危险。因此，在被保护层中确实受到保护的地区，可按无冲击地压煤层进行采掘工作。在未受保护的地区，必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体或其他防治措施。保护层有效范围的划定方法和保护层回采的超前距离，应根据对矿井实际考察的结果确定。

3.煤层预注水

煤层预注水是在采掘工作前，对煤层进行长时间压力注水。注水一般是在已掘好的回采巷道内或邻近的巷道内进行。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。煤层预注水是一种积极主动的区域性防范措施，不仅能消除或减缓冲击地压威胁，而且可起到消尘、降温，改善劳动条件的作用。

从煤岩破裂的观点看，冲击地压是裂隙失稳扩展所致。裂隙失稳扩展需要经历启动和加速的过程，经常会因遇到天然裂隙而终止，所以煤层注水后裂隙增多并扩大，失稳扩展刚一启动就可能终止。

煤层注水一般采用长钻孔施工工艺。注水孔根据具体条件可以沿走向或沿倾斜方向布置，也可以穿层布置，但是注水孔必须远离断层等破碎带。对于顶底板起伏较大的煤层，应采取相对布孔，使孔长减小。孔口应布置在煤层中较坚硬的分层中，以利于封孔和防止漏水巷注水孔直径一般为50～60mm，注水孔长度20～50m，一般是按待注水煤体尺寸减15m来计算。注水孔倾角应考虑钻杆下沉的影响，使成孔倾角与煤层倾角一致，不致穿入顶底板。注水孔间距取决于湿润半径，一般为10～20m。注水量应根据煤层性质通过试验确定。以煤层冲击倾向消失为原则，确定合理的含水率增值或总含水率。注水时间应根据注水量和实际的注水流量计算。事实上，煤层力学性质的变化不仅与含水率有关，而且与注水　（湿润）时间长短有关，所以应超前注水，一般不少于10～20d。

为了提高注水效果，可以采用间歇注水，以利于消除裂隙表面的气泡，提高毛细管作用，改善湿润效果。此外还可以采用孔内爆破和在水中添加增湿剂等方法。

4.厚层坚硬顶板的预处理

（1）顶板注水软化。将高压水通过孔隙、裂隙、节理和层理等弱面压入岩体内。经过物理化学作用，扩大了岩体的裂隙范围，溶解了顶板岩石的胶结物和部分矿物，降低层间黏结力，破坏岩体的整体性，降低岩体强度，使顶板能够呈小块薄层状垮落。减少对工作面安全生产的威胁。顶板注水软化的前提条件是顶板岩石具有弱化性质和岩层完整不漏水。

（2）爆破断顶。在待采煤层隔离煤柱一侧的老采空区内，对采空区顶板造成宽约6m、深约6～8m的断沟，用以削弱采空区与待采区之间的顶板连续性，减小待采煤层开采时的应力集中，以消除冲击地压危害。

5.冲击地压的解危措施

在煤层开采中，生产地质条件极为复杂。往往由于人们对冲击地压发生条件不能完全掌握，造成开拓布置和开采方式不合理，同时，由于没有预先采取防范措施或防范措施不完善，不可避免地形成局部煤层地段的高应力集中和冲击地压危险。因此，在煤层开采过程中必须对这些地段进行及时处理，以保证安全生产。这种对已形成冲击危险或具有潜在冲击危险地段的处理措施称解危措施。它属于暂时的局部性措施。

（1）爆破卸压

该法适用于顶板比较完整的条件下或作为煤层注水时的辅助措施。爆破卸压能同时局部解除冲击地压发生的强度条件和能量条件，即在有冲击地压危险的工作面卸压和在靠近煤壁一定宽度的条带内破坏煤的结构（但不落煤），在煤体中产生大量裂隙，使煤体的力学性质发生变化，弹性模量减小，强度降低，弹性能减少，这样在工作面前方形成1条卸压保护带，隔绝了工作空间与处于煤层深处的高应力区。实施爆破卸压前必须先进行检测，确认有冲击危险时才进行爆破卸压，爆破以后还要检查卸压效果。如果在实施范围内仍有高应力存在，则应进行第2次爆破，直至解除冲击危险为止。

（2）钻孔卸压

钻孔卸压的实质是利用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。钻孔卸压能把钻孔深入到高压带、卸压效果好、灵活可靠；而且压力愈高，卸压效果越好；能在恶劣的薄煤层条件下应用；此外，钻孔排出的煤粉量还可作为评价冲击危险程度和卸压效果的指标。

但卸压孔施工耗费工时多，干扰工作面生产，有时出现煤粉量异常增加、卡死钻杆、不能钻进等问题，特别是在高压带钻孔时有引起冲击地匪的危险。

（3）诱发爆破

诱发爆破是在监测到有冲击危险的情况下，利用较多药量进行爆破，人为地诱发冲击地压，使冲击地压发生在一定的时间和地点，从而避免更大损害的一种解危措施，一般采用深孔爆破法进行诱发爆破。

深孔爆破法就是钻大量较长钻孔直达高应力带，并采用大药量、集中装药和同时引爆的方法，使煤岩体强烈震动，诱发冲击地压，或造成煤体强烈卸压、释放能量，把高应力带移向煤体深部。集中爆破的药量越多，诱发冲击地压的可能性越大。因为这样在煤体中造成的动应力就大，动应力叠加在原来存于煤体中的静应力上的总和越大，超过临界应力值机会就愈多，诱发冲击地压的概率就越大。(www.xing528.com)

实施诱发爆破应按《煤矿安全规程》等有关规定施工。诱发爆破后要及时回采，不要停留时间过长（不超过一个月），以防能量重新积聚，产生新的冲击危险。

实行诱发爆破必须慎重行事，要有限度地使用。作为辅助手段，其效果是有限的，且不能保证按时诱发，只有当存在严重冲击危险，其他方法无效或无法实施时才应用该方法。

六、千秋煤矿“6.5”重大冲击地压事故

2008年6月5日15时57分，义马集团公司下属煤矿发生一起冲击地压事故，造成13人死亡、11人受伤。

（一）事故单位概况

1.该煤矿历史演变及其矿井有关情况

该煤矿于1956年筹建，1958年投产；井田基本构造形态为单斜构造，主要可采煤层为二3煤；开拓方式为立井、斜井、二水平双翼上下山混合式开拓；采用混合抽出式通风方法；为低瓦斯矿井（绝对瓦斯涌出量为28.33m3／min，相对涌出量为8.55m3／t）；安装有KJ95N型安全监控系统；核定生产能力210万t／a，2007年生产原煤209.6万t，2008年1到5月生产生产原煤87.1万t。

2.事故地点

发生冲击地压事故地点为21201综采工作面下副巷，距地表垂深736.37m，设计净断面15m2、净宽4.8m、净高3.4m，采用锚网和工字钢拱形支架复合支护方式，于2006年1月开始施工，2007年3月施工完毕。事故发生前，21201综采工作面下巷外口以里650～930m段巷道底鼓变形，其中下巷外口以里750～810m段巷道底鼓变形严重，巷道断面为7m2左右，巷道宽度和高度均为2.6m左右。

21201综采工作面平均采深674.8m，位于该煤矿二水平21采区下山西翼，东邻21采区下山煤柱，西邻矿井边界煤柱，南邻未开采的煤层实体，北邻21181采空区。回采的二3煤煤层平均厚度11.57m，煤的硬度系数为1.5～2.3，倾角9°～13°；直接顶为性脆易断的致密状泥岩，间夹极薄层细砂岩、粉砂岩；基本顶为中、上侏罗系杂色砾岩、砂岩；底板为灰质泥岩、砂岩及砾岩。

3.该煤矿安全生产管理

该煤矿设有调度室、安检科、通风区、生产科（内设防治冲击地压办公室）、机电科、地测科等有关安全管理机构，配有主管生产、机电、采煤、安全的副矿长和总工程师、副总工程师等有关安全管理人员，并制定有《该煤矿2008年度灾害预防与处理计划》、《该煤矿21201采煤工作面作业规程》等安全生产措施和规定；在21201采煤工作面采取了利用KBD－5型流动电磁辐射仪对工作面上、下副巷200m范围进行监测预报（事故发生前10d监测数据均在安全指标范围内）、对煤体进行高压注水等防治冲击地压措施。但未按照《该集团预防冲击地压暂行技术规定》进行煤岩冲击倾向性指数测定，未制定冲击地压防治人员责任制、冲击地压分析排查制度和冲击地压资料收集汇报制度。同时，该集团公司设有安监局等安全生产管理机构，对该煤矿等下属煤矿实施安全生产管理。

（二）事故经过和防范措施

1.事故发生经过

2008年6月5日八点班，该煤矿安排14名、4名矿工分别在21201综采工作面下副巷外口以里750～810m处、805m处从事扩修巷道和防火工程等工作。6月5日15时55分，综采二队潘某、郑某两入走到21201综采工作面下副巷外口以里750m处时看到前方有人正在维修支护设施，没有发现工作环境有异常（稍后，两人听到“闷雷”似的响声，身体被弹起并昏迷）。6月5日15时57分，该煤矿21201综采工作面下副巷外口以里725～830m外发生冲击地压事故，巷道围岩瞬间释放的巨大能量致使105m的巷道发生严重底鼓，巷道断面急剧缩小到1m2左右，巷道内的皮带输送机架子和托辊被挤到巷道顶梁上。事故造成上述18名矿工和刚进入21201综采工作面下副巷的6名四点班矿工被困。正在该煤矿调度室的值班人员通过安全监控系统终端发现21201综采工作面上安全出口处瓦斯浓度升高至6%左右、风速降至0.1～0.2m／s后，立即了解有关情况并于6月5日16时36分通过电话向集团公司报告了事故初步情况。随后，该集团公司总调度室和安监局于6月5日17时55分接到该煤矿调度室事故情况的传真报告后，于6月5日17时58分向政府有关部门报告了事故有关情况。

2.事故性质和原因

（1）事故性质

经过对事故的调查分析，认定该煤矿“6.5”重大冲击地压事故是一起自然事故。

（2）直接原因

由于该煤矿开采深度大、煤层顶板坚硬，在地应力和采动应力共同作用下巷道周围煤岩体弹性变形能聚积，扩修巷道支架、清理巷道底板诱发围岩聚积的能量在短时间内急剧释放，导致21201综采工作面下副巷外口以里725～830m处巷道严重底鼓，是事故发生的直接原因。

（3）间接原因

该煤矿对矿井大采深坚硬顶板条件下地应力和采动应力影响增大、诱发冲击地压发生的不确定因素增多认识不足，未组织人员按照《煤矿安全规程》第八十一条规定编制开采冲击地压煤层专门设计；贯彻落实《该集团预防冲击地压暂行技术规定》不到位，未进行煤岩冲击倾向性指数测定，未制定冲击地压防治人员责任制、冲击地压分析排查制度和冲击地压资料收集汇报制度；对21201综放工作面贯彻落实防止冲击地压措施情况监督检查不够。同时，该集团公司督促检查该煤矿安全生产工作不到位。

3.防范措施

（1）该集团公司要提高对矿井大采深条件下地应力和采动应力影响增大、诱发冲击地压发生的不确定因素增多的认识，深入开展矿压观测工作，探索和采用先进监测手段对防治冲击地压的有关参数进行实时监测，提高监测预报的能力，并及时采取针对性措施。

（2）该煤矿要建立健全防治冲击地压的专门机构，充实专业技术人员，建立各项规章制度，加强职工安全技术培训，提高干部职工防冲意识，提升冲击地压防治水平。

七、深部开采冲击地压煤层防冲支护系统应用

冲击地压，是指井巷或工作面周围岩体由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然剧烈破坏的动力现象，常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象，且具有很大的破坏性，是煤矿重大灾害之一。在各种冲击地压防治技术与措施中，围岩支护体系占有重要地位。液压支护系统是直接支撑巷道围岩体系、保护巷道断面的一种传统且有效的支护形式。在冲击地压发生过程中，有效支撑围岩结构，防止巷道过度收缩是保障生命安全的最后一道防线。结合目前多种液压支护技术，参照矿区支护特点及冲击倾向性特征，对液压支护系统进行专项设计，是防止冲击地压、减少人员伤亡与财产损失的有效之举。

（一）矿井概况

跃进煤矿位于义马市南2km，井田东西走向长3.8～6.9km，倾斜宽2.0～3.9km，面积约21.4km2。地面标高＋501～＋588m，埋深580～l040m。跃进煤矿煤岩俸比较坚硬，顶板为厚而坚硬的互岩层。直接顶为厚度超20m的砂质泥岩，基本顶为　巨厚砾岩层。自2006年以来，在25080和25090回风巷掘进及25090、25110工作面回采过程中，均多次发生大的煤炮及震动现象，部分地段的煤壁大面积片帮、挤出、底板隆起，出现锚杆及锚索拉断等现象。根据煤层冲击倾向分类指标，跃进煤矿的煤层冲击倾向性类别为I类，属强冲击倾向。

（二）液压支护系统设计依据

以防冲为目的的液压支护系统需要依照煤层及其顶底板情况、危险区域划分、围岩支护体系设计以及瓦斯含量、通风断面要求等多种参数实施综合性设计。

1.煤层情况

25110工作面开采的2－1煤层系长焰煤，黑色，煤岩成分以暗煤为主，沥青光泽，夹亮煤条带，块状构造，有较厚矸层，夹矸为炭质、砂质泥岩，煤层厚8.4～13.2m，煤层倾角10°～15°，采深993～l042m。上覆岩层为砾岩，厚190m左右。

2.顶底板情况

煤层直接顶为泥岩，灰黑色，局部为粉砂岩，块状，具隐水平层理，节理裂隙发育，厚18m；基本顶为砾岩，厚190m，具有弱冲击倾向。直接底为泥质砂岩，具缓波状层理，夹含粉砂岩条带，厚度4m。

3.危险区域划分

25110工作面厚泥岩直接顶和巨厚坚硬基本顶的运动为冲击矿压提供了动载。随着工作面的推进，上方20m厚的泥岩层周期性垮落，上部巨厚坚硬砂岩形成离层空间。随着采空区面积的加大，砂岩层原来的应力状态发生改变，工作面应力水平随之变化。因此，该区域矿山压力显现具有一定规律性与特殊性，即直接顶和基本顶的双重初次来压和周期来压现象。综合分析相邻工作面采空区基本顶岩层运动影响，对25110工作面潜在的高冲击危险区（图10－37）进行了划分。

（1）工作面回采接近基本顶初次垮落。根据25分区相邻23130工作面初次垮落步距（35m），分析预测该工作面基本顶初次垮落步距在35～40m，该区域前后30m范围是冲击地压第1危险区域。

（2）工作面“开采面面积见方”阶段。当25110工作面推进到170m左右，推采距离与工作面长度等长达到工作面“见方”位置，该位置顶板运动和破裂达到最大，释放的震动能量也最大，此区域段前后30m为发生冲击地压的第2高危险区。

（3）双工作面“见方”阶段。当25110工作面推进340m左右，工作面逐渐进入到与25090工作面采空区双一“见方”的位置，倾向支承压力增大，该区域基本顶关键层垮落，能够诱发工作面前方巷道和上、下端头附近区域发生冲击矿压。因此，该区域前后30m范围为工作面的第3高危险区。

（4）三工作面“见方”阶段。当25110工作面推进510m左右，与25070、25090工作面采空区逐渐形成“见方”的位置，此区域采空区主关键层巨厚砂岩有可能突然大面积垮落，造成工作面支承压力分布范围进一步增大，并且该区域处在F2504。断层附近，极易诱发冲击地压。因此，该区域前后50m范围为工作面的第4高危险区。

（5）终采线附近。当25110工作面推进到接近终采线附近时，受固定支撑应力的影响，应力集中程度较高，极易形成应力叠加并诱发冲击地压。因此，接近终采线50m范围为第5危险区。

（6）超前应力区。回采期间，基本顶周期来压期间，超前工作面30～100m是冲击地压易发生区域，定义为第6危险区。

4.支架工作阻力测定

根据《Z25110工作面回采地质说明书》及统配煤矿《顶板管理资料汇编》的定量采场顶板控制方法中直接顶厚度确定方法，直接顶厚度确定为18m，接近采高（2.6m）的7倍。由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及底板，正常放煤时，工作面最大放煤高度为7.6m，可通过松动椭球体高度计算公式H＝（2.2～2.6）进行计算。其中，h为工作面放顶煤高度。

图10－37　25110工作面回采过程中高冲击危险区域划分示意

由于工作面机采煤厚2.6m，放7.6m的顶煤后，形成最大高度为19.8m的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。新型防冲巷道液压支护系统支架的顶梁承受载荷为其顶部18m高的煤岩体质量，则控顶面积的平均载荷P＝577.8kPa。P＝H1T1＋HT。其中，H1为煤层平均厚度；H1为松动椭球体高度；T1为煤层容重；T为直接顶泥岩体容重。支架最大支护面积为2.06m2，故承受的压力为1190kN。

考虑到支架在强冲击倾向煤层环境中的使用状态和在巷道中起到的重要作用等诸多因素，需设定较高的工作阻力以满足支架的使用要求。故取新型防冲巷道液压支架的工作阻力为2300kN，初撑力为l978kN。

5.底板比压

根据跃进煤矿2－1煤层底板比压测定数据，结合我国缓倾斜煤层工作面底板分类成果表，2－1煤层底板容许单向抗压强度Re为6.83MPa，2－1煤层底板比压为4.36MPa。由此，支架所设计对底板的平均比压为1.28MPa。

（三）支架设计

1.支架结构

（1）左、右顶梁。每个顶梁由2条主筋、若干条横筋及上、下盖板组成变截面箱体结构，2条主筋内设计有柱窝，与立柱活柱柱头形成平面接触。左、右2个顶梁之间使用销轴铰接，铰接点上方设计有挤压箱体结构，提高承压能力。

（2）底粱。底梁是新型防冲巷道液压支护系统的主要承载和连接部件之一。由2条主筋板、若干条横筋及上、下盖板组焊成变截面箱体结构。底梁通过销轴与两边的底座铰接，并在各铰接处下方设计有挤压箱体以防止巷道底鼓变形。

（3）底座。底座是整个新型防冲巷道液压支护系统的重要承载部件，它的主要作用是将支架所承受的顶板压力传递到底板，所以要求底座的设计既要有足够的刚度和强度，又要满足对底板比压的要求。底座也为箱体结构，在2条主筋间设有柱座，与立柱的缸底呈面接触。两边底座分别与底梁通过销轴铰接，确保支架稳定且具有足够的承载能力。

（4）立柱。立柱结构形式有以下几种：双伸缩、单伸缩和单伸缩配合机械长杆。综合结构性能、使用方便性以及成本等因素考虑，新型防冲巷道液压支护系统的立柱选用单伸缩机械加长杆立柱（由缸体、活柱、加长杆、导向套及各种密封件组成）。立柱初撑力是指立柱大腔在泵站压力下的支撑能力。初撑力的大小，直接影响支架的支护性能，合理地选择支架的初撑力，可以减缓顶板的下沉，对顶板控制有利。设计中支架的立柱缸径选择为200mm，初撑力为989kN。立柱的工作阻力是指在外载荷作用下，立柱大缸下腔压力增大到超过控制立柱的安全阀调定压力时，安全阀泄液，使立柱开始卸载的压力值。设计中立柱选用的工作阻力为l150kN。

新型防冲巷道液压支架如图10－38所示。

图10－38　新型防冲巷道液压支架示意

2.支架参数

综合以上设计准则，防冲巷道液压支护系统设计具体参数见表10－9。

表10－9　支架设计技术参数

3.系统组合形式

运输巷安全出口向外300m范围内进行超前支护加固。在运输巷安全出口转载机处安装1套自移式迈步支架，运输巷转载机过桥以外260m段采用锚网索加36U型钢O形棚及新型防冲巷道液压支架的三级复合支护进行超前支护。锚杆间排距均为600mm，加十字钢带连接；采用3排锚索，间排距均为1500mm；36U型钢椭圆形支架间距600mm；防冲巷道液压支架（三柱门式支架）棚距1.8m，在2架三柱门式支架中间沿走向方向架设一框式小门式支架，以增加支护强度和防冲巷道液压支架的整体稳定性。

4.支架特点

（1）支架结构件材料全部采用Q550高强钢板；销轴材料全部采用30CrMnTi，整体结构强度高，稳定性好。

（2）设置了大流量安全阀，以便在冲击地压的作用下立柱能够快速、及时地泄压，避免损坏。

（3）缸底、柱头未采用一般立柱的球头式，而改为平头式，相应顶梁和底座的柱窝均锻造为平底柱窝。这种结构增强了立柱和结构件的抗冲击能力。

（4）考虑到支架使用中巷道侧向压力对支架的冲击影响，设置了弹性抗侧压装置。

（5）为防止在冲击地压作用下造成的巷道底鼓，支架下部底座处设有防止底鼓的底梁，并且与底座连接处设有防挤压箱体结构。

（6）为便于支架的运输、安装与拆卸，支架的各大部件设计成分体结构。

（7）支架的液压部件具有较强的防锈抗腐蚀能力。支架的工作状态决定了支架液压缸体和阀件等易出现锈蚀现象。所以，本支架的立柱及阀件均采取了特殊的防腐蚀处理，并配合矿用WD－40防锈润滑剂进行日常维护，能够保证支架长时间处于稳定、可靠工作状态。

5.支架强硬控按

为确保支架在冲击地压发生时可以提供足够的支撑力，支架的强度校核至关重要。支架各结构件全部采用Q550高强钢板，现对顶梁和底座的危险截面进行强度校核。

危险截面处的弯曲应力δmax＝MY／Iz。其中，M为危险截面所受弯矩；Y为危险截面上距中性轴最远距离；Iz为危险截面对中性轴的惯性矩。

通过对支架使用过程进行受力分析和模拟，确定了顶梁和底座的危险截面，并根据n＝δ／δmax进行了计算，得出的安全系数n大于顶梁和底座的许用安全系数（1.1）。

销轴是连接支架结构件的衔接部分，对整个支架受载过程中能够稳定可靠完成支架功能具有重要意义。销轴承载力是弯曲应力与剪切应力的合应力。因此，销轴附件承载校核公式δ合＝［（Me／W）2＋3（P／A）2］1／2。其中，Mc为销轴所受弯矩；W为销轴抗弯模数；P为销轴所受剪力；A为销轴的截面积。

支架各连接处销轴的材料均采用30CrMnTi，由n＝δs／δ合计算得出的安全系数n的数值大于销轴的许用安全系数（1.3）。支架与销轴的安全系数能够满足25110工作面防冲的基本要求。

（四）应用实例

2011年3月1日，义煤集团跃进煤矿25110工作面发生冲击矿压（里氏3.4级），ESG微震监测能量达1.45×108J。该次冲击地压造成该工作面210～410m段巷道变形受损严重，其中210～306m段：未安门式液压支架，O形棚巷高由原来的4.5m变成了2.2～3.0m，上腰梁鼓出底板，中间卡缆螺栓断开，中间搭接处开口；而在25110工作面超前200m，由于采用了该支护系统，除上帮一侧的十几根立柱出现弯曲变形外，其他支柱、顶梁、底座等结构件均没有明显变形和损坏，有效避免了工伤事故，保障了生产安全。

（五）结语

根据义煤集团跃进煤矿25110工作面情况，基于矿压规律，针对性地设计了1套防冲支护系统。该系统顶梁和底座的设计安全系数为1.1，销轴设计安全系数为1.3。该系统经受住了矿压的检验，保障了冲击地压发生过程中的安全。

1.新型防冲支架的应用确保了冲击地压危险区域巷道支护的安全，为冲击地压危险区域煤炭的安全开采提供了保障。

2.新型防冲支架的使用，使得矿井在回采期间的冲击地压预防取得了较为理想的安全经济效益，自新型防冲支架投入使用后，成功抵御了多次冲击地压伤人事故的发生。