第頁表9-7通風容易時期摩擦阻力計算表編號井巷名稱支護形式α×104長度/m斷面/m2周長/m風量阻力風速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土噴漿40090644.1623.555922.2796.5782.242井底車場軌道大巷錨噴6027814.214.44510.347.4035.293東翼軌道大巷錨噴6063014.214.44510.3107.4235.294進風行人斜巷及聯絡石門錨噴684510.329.7795.295帶區集中軌道平巷錨噴95138.614.214.42532.311.7952.976分帶軌道斜巷錨噴9566.315162532.35.3192.819綜采工作面液壓支架33021013.216220264.9332.7811分帶運輸斜巷錨噴95134715162532.3108.0602.8112底板瓦斯抽排巷錨噴80137415162532.392.8222.8113東翼回風大巷錨噴80257515.715.15922.27783.1036.2914風井混凝土噴漿3091844.1623.555922.277.3392.24通風阻力總計/Pa1354.554表9-8通風困難時期摩擦阻力計算表編號井巷名稱支護形式α×104長度/m斷面/m2周長/m風量阻力風速/m3·min-1/Pa/m·s-11副井井筒混凝土噴漿40090644.1623.556871.02130.0002.592井底車場軌道大巷錨噴6027814.214.45459.0569.4426.413東翼軌道大巷錨噴6052614.214.45459.05131.3916.414南翼軌道大巷錨噴6096114.214.45459.05240.0516.415進風行人斜巷及聯絡石門錨噴6820014.214.45459.0556.6206.416帶區集中軌道平巷錨噴9515014.214.42532.312.7662.979分帶軌道斜巷錨噴953015162532.32.4072.8111綜采工作面液壓支架33021013.216220264.9332.7812分帶運輸斜巷錨噴95150215162532.3120.4952.8113底板瓦斯抽排巷錨噴80148015162532.399.9832.8114南翼回風大巷錨噴8099615.715.15459.05257.3715.8015東翼回風大巷錨噴80287815.715.16871.021178.1457.2916風井混凝土噴漿3091844.1623.556871.029.8792.59通風阻力總計/Pa2373.481結合以上公式，把已知值代入，可得：容易時期：總風阻為：總等積孔：=1.1917/=3.2m2困難時期:總風阻為：總等積孔：=1.1917/=2.8m2通風容易時期和通風困難時期的總風阻和等積孔見表9-9：表9-9礦井等積孔容易時期困難時期總風阻/0.140.18等積孔/m23.22.8表9-10礦井通風難易程度與等積孔的關系表通風阻力等級通風難易程度等積孔大阻力礦中阻力礦小阻力礦困難中等容易＜1m21～2m2＞2m2由以上計算看出，本礦井通風容易時期和通風困難時期總等積孔均大于2m2，總風阻均小于0.35N·S2/m8，屬于通風容易礦井。9.4選擇礦井通風設備9.4.1選擇主要通風機的基本原則根據《煤炭工業設計規范》等技術文件的有關規定，進行通風機設備選型時，應符合下列通風機選型的原則：①風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，并適當照顧第二水平通風；在風機的服務年限內其工況點應在合理的工作范圍之內。②當風機在服務年限內阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小于5年。③風機的通風能力應留有一定的富裕量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小5°；風機的轉速不大于額定值的90%。④考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節。⑤正常情況下，主要通風機不采用聯合運轉。根據前面計算，用扇風機的個體特性曲線來選擇主要通風機，要先確定通風容易和通風困難兩個時期主要通風機運轉時的工況點。9.4.2通風機風壓的確定1）自然風壓通風機的壓力與自然風壓有很大關系。風機選型時計算風機壓力須計算出礦井自然風壓。礦井自然風壓的大小，最要取決于礦井風井的深度及內部的風流的密度。靜壓礦井進、出風井的空氣柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的壓力成為自然風壓，它對礦井風機的工況點會產生一定的影響，因此設計中應考慮自然風壓對風機的影響。H=ΔρgH（9-16）式中：Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差，kg/m3，見表9-11；H——井筒深度，m。表9-11空氣平均密度項目進風井筒/kg·m-3出風井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度：Z副井=906m風井深度：Z風井=918m高差：Z高差=918-906=12m冬季空氣密度取：ρ進=1.28kg/m3，ρ出=1.20kg/m3，Ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.26kg/m3冬季自然風壓：hna=ρ進gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-16）=1.28×9.8×906+1.26×9.8×12-1.24×9.8×918=61.52Pa夏季空氣密度取：ρ進=1.20kg/m3，ρ出=1.24kg/m3，ρ平均=1/2×（ρ進+ρ出）=1.22kg/m3夏季自然風壓：hna=ρ進gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ風井gZ風井（9-17）=1.20×9.8×906+1.22×9.8×12-1.24×9.8×918=-357.5Pa冬季自然風壓有利于礦井通風，壓力為61.52Pa，夏季自然風壓阻礙礦井通風，壓力為-357.5Pa。2）主要通風機工作風壓（1）該礦井為抽出式通風，通風容易時期主要通風機靜風壓：（9-18）式中：——通風容易時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風容易時期礦井通風總阻力，Pa；——表示容易時期幫助通風的自然風壓，=61.52；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=1354.55-61.52+50=1389.03Pa（2）通風困難時期，考慮自然風壓反對主要通風機通風，主要通風機靜風壓：（9-19）式中：——通風困難時期主要通風機靜風壓，Pa；——表示通風困難時期礦井通風總阻力，Pa；——表示困難時期反對通風的自然風壓，=357.5；——表示風峒的通風阻力，通常為20～50，取50Pa。故：=2373.48＋357.5＋50=2780.98Pa（3）主要通風機的實際通過風量因有外部漏風（防爆門和通風機風硐漏風）通過主要通風機的風量必大于礦井總風量，對于抽出式用下式計算：（9-20）式中：——實際風量，m3/s；1.05——抽出式礦井通風外部漏風系數；——風井總風量，m3/s。容易時期：=1.05×5922.27/60=103.6m3/s困難時期：=1.05×6871.02/60=120.2m3/s9.4.3主要通風機工況點以同樣的比例把礦井總風阻曲線繪制于通風機個體特性曲線圖中，則風阻曲線與風壓曲線交于點，此點就是通風機工況點或工作點。工況點的坐標值就是該主要通風機實際產生的靜壓和風量。通風機的選擇方法是：根據礦井通風設計所算出的需要風量，和風壓的數據，在從許多條表示不同型號、尺寸、不同轉數或不同葉片安裝角的主要通風機運轉特性曲線中選擇一條合適的特性曲線，所選的這條特性曲線，表明了它所屬的主要通風機型號、尺寸、轉數和葉片安裝角度等。這就是選擇主要通風機的方法。作風阻曲線由風機風壓與風量的關系方程確定；通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定。容易時期：（9-21）困難時期：（9-22）則主要通風機工作參數見下表：表9-12主要通風機工作參數一覽表項目容易時期困難時期單位風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8風量/m3·s-1風壓/Pa風阻/N·s2·m-8103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4主要通風機的選擇及風機性能曲線在選擇通風機的時候，工況點要在通風機的合理工作范圍內，軸流式通風機的合理工作范圍如下：上限：應在“駝峰”右側，實際應用的最大風壓值的0.9倍以下。下限：通風機的運轉效率，不得低于0.6。左限：葉片安裝角θ的最小值，對一級葉輪為10°，二級葉輪為15°。右限：葉片安裝角θ的最大值，對一級葉輪為40°，二級葉輪為45°。根據以上原則及表9-12中的風機工況點選擇東西兩翼風機為：FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機。根據FBCDZ-8-NO.24B型的對旋式軸流風機的性能曲線，可以確定主要通風機實際工況點，見表9-13。表9-13主要通風機工況點型號時期葉片安裝角/°轉速/r·min-1風壓/Pa風量/m3·s-1效率/%輸入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困難55/4774029101230.804439.4.5電動機選型根據礦井通風容易時期和困難時期主要通風機的輸入功率和計算電動機的輸出功率。由/=216/443=0.49﹤0.6，故通風容易時期和困難時期需要選用不同的電動機。電動機的輸出功率：（9-23）式中：——電動機的輸出功率，kW；——通風機的輸入功率，kW；——電動機容量備用系數，取1.15；——電動機效率，取0.90；容易時期：=216×1.15/0.90=276（kW）困難時期：=443×1.15/0.90=566.1（kW）根據電動機的輸出功率和輸入功率以及主要通風機要求的轉速，選擇型號為JR157-8和JR1512-8的異步電動機，其詳細參數見表9-14。表9-4-4電動機參數時期型號功率/kw電壓/V電流/A轉速/rpm效率/%功率因數容易JR157-8320600036.573590.50.83困難JR1512-857060006873592.50.859.5安全災害的預防措施9.5.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施（1）回采和掘進工作面以及回風巷中，必須按規定定期檢查瓦斯，如發現異常，必須按規定處理。（2）盲巷、盲硐、片幫及冒頂處等容易積聚瓦斯的地點，必須及時處理。（3）掘進應采用雙風機，雙電源和風電閉鎖裝置。（4）掘進與回采工作面應安設瓦斯自動報警裝置。（5）大巷及裝煤站應安設瓦斯自動報警斷電儀。瓦斯超限后應自動切斷供電及架線電源。（6）所有易產生煤塵的地點。必須采取灑水滅塵等防塵設備及除塵設施。（7）井下風速必須嚴格控制，防止煤塵飛揚。井下所有煤倉和溜煤眼均應保持一定存煤，不得放空，不得兼作通風眼。（8）綜采工作面應采取煤塵注水。按照保安規程設計懸掛巖粉棚和防水棚。（9）煤塵應定期清掃。巷道應定期沖刷，各個轉煤點應進行噴霧灑水。9.5.2預防井下火災的措施（1）井下中央水泵房和中央變電所設置密閉門、防火門。并設設區域返風系統。（2）井下機電設備選用防爆型為原則。應加強機電設備的安裝質量。并加強維修及管理。防止漏電及短路產生高溫和火花。（3）對自然發火的煤層，應加強煤炭與坑木的加收；加強密閉，及時密閉采空區；對停采線進行黃泥灌漿或噴灑阻化劑；分層開采還應在采區隨采隨注。（4）二阻化劑防火：根據化驗與實踐，本礦自然發火期長，但為確保安全，應預備部分黃泥用于危險時期灌漿。9.5.3防水措施（1）井巷出水點的位置及其水量，前采空區積水范圍、標高和積水量，都必須繪出采掘工程圖上。（2）主要水倉必須有主倉和副倉，當一個水倉清理時，另一個水倉能正常使用。（3）采掘工作面遇到下列情況之一時，必須確定探水線，進行探水，確認無突水危險后，方可前進。①接近水淹或可能積水的井巷、老空或小煤礦時；②接近水文地質復雜的區域，并有出水征兆時；③接近含水層、導水斷層、溶洞和陷落柱時；④打開隔離煤柱放水時；⑤接近有出水可能的鉆孔時；⑥接近有水或稀泥的灌泥區時；⑦底板原始導水裂隙有透水危險時；⑧接近其它可能出水地區時。

10設計礦井基本技術經濟指標表10-1設計礦井基本技術經濟指標序號技術經濟指標項目單位數量或內容1煤的牌號瘦煤2可采煤層數目層13可采煤層總厚度m3.494煤層傾角°3～9（平均5°）5（1）礦井工業儲量萬t23408.87（2）礦井可采儲量萬t17556.066（1）礦井年工作日數d330（2）日采煤班數班27（1）礦井年生產能力萬t/a180（2）礦井日生產能力t/d5310.228礦井服務年限a75.029井田走向長度m7000井田傾斜長度m550010瓦斯等級—低瓦斯相對涌出量m3/t5.4611通風方式—兩翼對角式12（1）礦井正常涌水量m3/h180（2）礦井最大涌水量m3/h22013開拓方式（指井筒形式、水平數目）—立井單水平14水平標高m-82615（1）生產的工作面數目個116（2）備用的工作面數目個1采煤工作面年推進度m158417（1）移交時井巷工程量m12000（2）達產時井巷工程量m1600018開拓掘進隊數個219大巷運輸方式—膠帶輸送機20礦車類型—固定礦車和平板車21電機車類型臺數322設計煤層采煤方法—綜采一次采全高23（1）工作面長度m195（2）工作面推進度m/月192（3）工作面坑木消耗量m3/千t6參考文獻[1]杜計平、孟憲銳.《采礦學》.徐州：中國礦業大學出版社，2009[2]徐永圻.《采礦學》.徐州：中國礦業大學出版社，2003[3]林在康、左秀峰.《礦業信息及計算機應用》.徐州：中國礦業大學出版社，2002[4]林在康、李希海.《采礦工程專業畢業設計手冊》.徐州：中國礦業大學出版社，2008[5]鄭西貴、李學華.《采礦AutoCAD2006入門與提高》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[6]錢鳴高、石平五.《礦山壓力及巖層控制》.徐州：中國礦業大學出版社，2003[7]王德明.《礦井通風與安全》.徐州：中國礦業大學出版社，2007[8]楊夢達.《煤礦地質學》.北京：煤炭工業出版社，2000[9].中國煤炭建設協會《煤炭工業礦井設計規范》.北京：中國計劃出版社，2005[10]岑傳鴻、竇林名.《采場頂板控制與監測技術》.徐州：中國礦業大學出版社，2004[11]蔣國安、呂家立.《采礦工程英語》.徐州：中國礦業大學出版社，1998[12]李位民.《特大型現代化礦井建設與工程實踐》.北京：煤炭工業出版社，2001[13]綜采設備管理手冊編委會.《綜采設備管理手冊》.北京：煤炭工業出版社，1994[14]中國煤礦安全監察局.《煤礦安全規程》.北京：煤炭工業出版社，2006[15]朱真才、韓振鐸.《采掘機械與液壓傳動》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[16]洪曉華.《礦井運輸提升》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[17]中國統配煤礦總公司物資供應局.《煤炭工業設備手冊》.徐州：中國礦業大學出版社，1992[18]章玉華.《技術經濟學》.徐州：中國礦業大學出版社，1995[19]張寶明、陳炎光.《中國煤炭高產高效技術》.徐州：中國礦業大學出版社，2001[20]于海勇.《綜采開采的基礎理論》.北京：煤炭工業出版社，1995[21]王省身.《礦井災害防治理論與技術》.徐州：中國礦業大學出版社，1989[22]劉剛.《井巷工程》.徐州：中國礦業大學出版社，2005[23]中國煤炭建設協會.《煤炭建設井巷工程概算定額》（2007基價）.北京：煤炭工業出版社，2008[24]鄒喜正、劉長友.《安全高效礦井開采技術》.徐州：中國礦業大學出版社，2007[25]徐永圻.《煤礦開采學》.徐州：中國礦業大學出版社，1999

煤礦沖擊礦壓摘要：沖擊礦壓作為煤巖動力災害之一，越來越受到煤礦行業的關注，尤其是隨著各個礦井開采深度的增加，沖擊礦壓現象更是屢見不鮮。對于沖擊礦壓的監測我們有很多方法，如鉆卸法、微震監測技術、聲發射技術、電磁輻射技術等等。由于沖擊礦壓具有突然性、瞬時性、破壞性的特征，對于沖擊礦壓的發生機理仍沒有一個統一的認識，本文從沖擊礦壓的特征，發生條件以及影響沖擊礦壓的因素出發，研究了沖擊礦壓發生機理以及各種監測技術，并提出了自己的理解。問題的提出沖擊礦壓作為煤巖動力災害，有記載的第一次發生于1738年英國南史塔福煤田。200多年來。其危害幾乎追布世界各采礦國家。英國、德國、南非、波半、的蘇聯、捷克、加拿大、日本、法國以及中國等20多個國家和地區都記錄有沖擊礦壓現象。我國煤礦沖擊礦壓災害極為嚴重。我國最早自1933年撫順勝利礦發生沖擊礦壓以來，先后在北京、遼源、通化、阜新、北票、棗莊、大同、開灤、天府、南桐、徐州、大屯、新狡等礦務局部相繼發生過沖擊礦壓現象。目前，我國有近50對礦井累計發生過4000多次沖擊礦壓，造成數以百計的人負傷，巷道破壞達30多公里。由于沖擊礦壓有如此巨大的破壞力，造成這么大的經濟損失，因此如何預測和防治沖擊礦壓以及認清沖擊礦壓發生機理對減輕沖擊礦壓的破壞具有非常重要的作用。國內外沖擊礦壓現狀2.1國外現狀沖擊礦壓是世界采礦業面臨的共同問題。1738年英國在世界上首先報道了沖擊礦壓現象。之后，前蘇聯、南非、德國、波蘭、美國、加拿大、日本、法國、印度、捷克、匈牙利、保加利亞、典地利、新西蘭和安哥拉等都記錄了沖擊礦壓。目前，有包括我國在內的20多個國家和地區都有沖擊礦壓．這一事實表明，世界上幾乎所有采礦國家都不同程度地受到沖擊礦壓的威脅。煤礦沖擊礦壓災害最嚴重而且防治工作最有成效的國家是前蘇聯、波蘭和德國。2.1.1前蘇聯前蘇聯的沖擊礦認最早于1947年發生在吉謝羅夫礦區。此后共有9個礦區出現了沖擊礦壓問題：發生沖擊礦壓的一般條件是：初始深度為400—1860m．煤0.5—20m．在各種傾角、各個煤種(包括褐煤)中都記錄到沖擊礦壓現象、多數情況下頂板為堅硬砂巖，也有一些煤田是破碎頂板。開采技術條件涉及到刀柱式或長壁式等開采方法；充填或垮路等頂板管理方法；整層或分層開采情況。自1951年起，全蘇地質力學及礦山測量研究院以及其他研究單位和高等院校等幾十個單位配合國家技術監察部門與生產單位一起著手解決煤礦的沖擊礦壓問題。經過25年的努力，基本上形成了一整套防治沖擊礦壓的組織管理系統，并制定了有關技術規程，發展并逐步完善了一整套行之有效的防治措施和預報方法，取得了良好效果，沖擊次數大為減少。1955一l977年沖擊危險礦井數出8個增至36個、而年沖擊次數則由83次降至7次。1980年以后又降至5—6次。在前蘇聯金屬礦，沖擊礦壓的頻度比煤礦要小得多，其主要形式為巖石彈射、震動和微沖擊．主要發生在北烏拉爾鋁上辦等20余個礦山。開始出現的深度為川300一700m，主要巖石種類為輝綠巖、正長巖、花崗巖、凝灰巖以及鐵礦石、鋁土礦石、銅礦石、鉀鹽礦石等，平均單向抗壓強度100—“250MPa，最低25—30MPa。前蘇聯金屬礦防治沖擊礦壓的基本措施原則上同煤礦的沒有差別。2.1.2波蘭波蘭有三個井工開采煤田：上西里西亞、下西里西亞和魯布林。產量的98％來自上西里西亞煤田。該煤田中煤的強度為10—35MPa．煤厚0.5—20m(一般1.5—“3．5m)，傾角0一45(一般5—15)．平均采深600m．頂板大都為堅硬砂巖。長壁工作面產量占99％，其中70％為垮落法開采。其余為水砂充填。工作面平均長150m，日產1300一1400t商品煤。機械化程度96．2％，其中綜采站83.7％。沖擊礦壓是波蘭煤礦重大災害之一，最早記載于1958午。目前開采的400號、500號、600號、700號和800號煤層組中45％以上的煤層有沖擊礦壓傾向，其中500號煤層組最為嚴重。開始發生沖擊礦壓災害的平均采深約為400m，隨著采深的增加，沖擊礦壓危險越來越嚴重。沖擊礦壓強度一般為10^5-10^9J，最大是10^11J。1949-1982年，共發生破壞性沖擊礦壓3097次，造成死亡401人，井巷破壞13萬m。波蘭很重視沖擊礦壓問題．早在20世紀60年代初期就著手大力開展科學研究和防治工作。煤層的沖擊傾向實驗室測定和井下測定是波蘭學者首先倡導并大力發展的。此外，在將巖體聲學以及地震法用于礦山沖擊危險探測和監測方面，居世界領先地位。由于采取綜合防治措施，保證了安全，促進了生產。2.1.3德國魯爾礦區是德國的主要產煤區，也是發生沖擊礦壓的主要礦區。1910-1978年間共記載了危害性沖擊礦壓283次，有沖擊傾向或危險的煤層20余個，其中底克班克、陽光和依達煤層具有最強的沖擊傾向，其抗壓強度l0一20MPa，煤種為長焰煤、氣煤和肥煤等。沖擊礦壓發生深度590—1100m，其中850一1000m沖擊礦壓數占75%左右，最大拋出量2000m3。發生沖擊礦壓的煤厚為1-6m，其中主要為1．5—2m，傾角4-44。在德國，產生沖擊礦壓的煤層頂板絕大部分是5—40m較厚的砂巖或其他堅硬巖層，因而，認為砂巖頂板是沖擊礦壓危險煤層的主要標志。德國是防治沖擊礦壓較有成效的國家，其主要的工作點在于實用。由德國所發展的鉆孔卸載法、鉆屑法以及其他方法在國際上享有較高聲譽。2.2國內現狀我國最早記錄的沖擊礦壓現象于1933年發生在撫順勝利煤礦，當時的開采深度為200m左右。從1949牛以來．已發生破壞性沖擊礦壓4000多次，震級Ml＝0.5-3.8級，造成大量巷迫破壞和慘重的人員傷亡，近年來．我國一些金屬礦山、水電與鐵路隧道工程也出現了巖爆現象。我國煤礦發生沖擊礦壓有如下特征：(1)突然性。沖擊礦壓發生前沒有明顯的征兆．突然、猛烈。(2)多樣性。煤層沖擊、頂板沖擊、底板沖擊等兩三種沖擊的組合。(3)破壞性。片幫和煤炭拋出，頂板突然下沉、底鼓、破壞巷道支護，造成人員傷亡等。(4)在各種采礦和地質條件下均發生過沖擊礦壓。除了褐煤煤層外．我國煤礦的其他各種煤層均發生過沖擊礦壓．而且采深從200—1000m，煤層厚度從薄到厚。煤層傾角從緩到急，各種頂板條件如砂巖、頁巖、石灰巖等均發生過沖擊礦壓。我國煤礦發生沖擊礦壓的典型條件為：初始深度200一600m，煤的單向抗樂強度10-30MPa，頂板一般為厚10-40m的堅硬砂巖、強度100-600MPa。然而，具體分析起來，我國沖擊礦壓發生的條件極為復雜。從自然地質條件來看，除褐煤以外的各煤種都記錄到了沖擊現象，采深從200一800m，地質構造從極簡單至極復雜．煤層從薄到特厚，傾角從水平到急傾斜，頂板包括砂巖、灰巖、油碌頁巖等部發生過；從生產技術條件來看，水采、水砂充填、綜采、炮采、機采、手采等各種工藝，長壁、短壁、巷柱、傾斜分層、水平分層、倒臺階、房柱式等各種方法都出現了沖擊現象。1949年以前我國發生沖擊礦壓的礦井只有1—2個，50年代增加為7個，60年代為12個，70年代為22個，目前達50個。而隨著開采深度的增加、開采范圍的擴大，近年來雖然采取了不少措施，但全國礦井數和總的沖擊次數并未減少。可見，我國沖擊礦壓的防治工作任務其為艱巨，具有現實的迫切性和長遠的重大意義。綜上所述，世界采礦業發少沖擊礦壓的歷史已近250年之久*近30年來，沖擊礦壓所造成的破壞后果日益嚴重，引起了各國的注意。目前世界采礦大會國際巖石力學局成立了沖擊礦壓研究小組。沖擊礦壓的研究已成為礦山壓力學科中與現代科學聯系最密切的一個獨立的學科分支。沖擊礦壓現象、特征及其分類3.1現象及特征沖擊礦壓是壓力超過煤巖體的強度極限．聚積在巷道周圍煤巖體中的能量突然釋放，在井巷發生爆炸性事故．動力將煤巖拋向巷道，同時發出強烈聲響。造成煤巖體振動和煤巖體破壞、支架與設備損壞、人員傷亡、部分巷道垮落破壞等。沖擊礦壓還會引發或可能引發其他礦井災害，尤其是瓦斯、煤塵爆炸、火災以及水災，干擾通風系統等。沖擊礦壓具有如下明顯的顯現特征：①突發性。沖擊礦壓一般沒有明顯的宏觀前兆而突然發生、難于爭先準確確定發生的時間、地點和強度。②瞬時震動性。沖擊礦壓發生過程急劇而短暫，像爆炸一樣伴有巨大的聲響和強烈的震動，電機車等重型設備被移動，人員被彈起摔倒，震動波及范圍可達兒公里甚至幾十公里．地面有地震感覺，但一般震動持續時間不超過幾十秒。②巨大破壞性。沖擊礦壓發生時，頂板可能有瞬間明顯下沉，但一般并不冒落；有時底板突然開裂鼓起甚至接頂；常常有大量煤塊甚至上百立方米的煤體突然破碎并從煤壁拋出，堵塞巷道，破壞支架，從后果來看沖擊礦壓常常造成慘重的人員傷亡和巨大的生產損失。3.2分類根據應力狀態、顯現強度、發生的地點和位置的不同，沖擊礦壓有如下幾種分類方法。3.2.1根據原巖(煤)體應力狀態不同，沖擊礦壓可分為三類(1)重力型沖擊礦壓。主要受重力作用，沒有或只有極小構造應力影響的條件下引起的沖擊礦壓，如棗莊、撫順、開灤等礦區發生的沖擊礦壓屬重力型。(2)構造應力型沖擊礦壓。若構造應力遠遠超過巖層自重應力時，主要受構造應力的作用引起的沖擊礦壓，如北票和天池礦區發生的沖擊礦壓屬于構造應力型。(3)中間型或重力構造型沖擊礦壓。它是受重力和構造應力的共同作用引起的沖擊礦壓。3.2.2根據沖擊的顯現強度，可分為四類：(1)彈射。一些單個碎塊從處于高壓應力狀態下的煤或巖體上射落，并伴有強烈聲響，屬于微沖擊現象。(2)礦震。它是煤、巖內部的沖擊礦壓，即深部的煤或巖體發生破壞。但煤、巖并不向已宋空間拋山、只有片幫或塌落現象，但煤或巖體產生明顯震動．伴有巨大聲響，有時產生煤塵。較弱的礦震稱為微震，也稱為“煤炮”。(3)弱沖擊。煤或巖石向巳采空間拋出，但破壞性不很大，對支架、機器和設備基本上沒有損壞，圍巖產生震動，一般震級在2．2級以下，伴有很大聲響，產生煤塵，在瓦斯煤層中可能有大量瓦斯涌出。(4)強沖擊。部分煤或巖石急劇破碎，大量向已采空間拋出，出現支架折損、設備移動和圍巖震動。震級在2．3級以上，伴有巨大聲響，形成大量煤塵和產生沖擊波。3.2.3根據震級溫度和考慮拋出的煤量，可將沖擊礦壓，分為三級：(1)輕微沖擊(1級)。拋出煤量在10t以下，震級在1級以下的沖擊礦壓。(2)中等沖擊(級)拋出煤量在10一50t，震級在1—2級的沖擊礦壓。(3)強烈沖擊(級)。拋出煤量在50t以上，震級在2級以上的沖擊礦壓。一膠面波震級M＝1時，礦區附近居民可能有震感；M＝2時．對井上下有不同程度的破壞；M＝2．5時，地面建筑物將出現破壞現象。3.2.4根據發生的地點和位置沖擊礦壓可分為兩大類．(1)煤體沖擊，發生在煤體內，根據沖擊深度和強度又分為表面、淺部和深部沖擊。(2)圍巖沖擊，發生在頂底板巖層內，根據位置有頂板沖擊和底板沖擊。4、沖擊礦壓機理長期以來，沖擊礦壓作為巖石力學的重大難題之一，一直是國內外學術界和工程界關注的重要研究課題。沖擊礦壓發生機理十分復雜，是一個正在深入研究的問題、更是關注的焦點。各國學者在對沖擊礦壓現場調查從實驗室研究的基礎上，從不同角度相繼提出了一系列的重要理論，如強度理論、剛度理論、能量理論、．沖擊傾向理論、三準則理論和變形系統失穩理論等。20世紀60年代以后，在對沖擊礦壓的研究中，人們逐漸認識到沖擊礦壓是裂紋擴展及變形局部化導致的失穩現象與具有裂隙的各向異性巖石介質的力學性質和圍巖在外加載荷作用下應力應變場的演化與失穩密切相關。沖擊礦壓是壓力超過煤巖體的強度極限，聚積在巷道周圍煤巖體中的能量突然釋放．在井巷發生爆炸性事故，動力將煤巖拋向巷道。同時發出強烈聲響，造成煤巖體振動和煤巖體破壞、支架與設備損壞、人員傷亡、部分巷道垮落破壞等。沖擊礦壓還會引發或可能引發其它礦井災害，尤其是瓦斯、煤塵爆炸、火災以及水災，干擾通風系統等。沖擊礦壓的發生需要滿足能量條件、剛度條件和沖擊傾向性條件。這些條件可用煤層和頂底板的剛度來說明。當煤層和頂底板的剛度均大于零，則煤巖體處于穩定狀態；當煤層的剛度小丁零，但煤層和頂底板的剛度之和大于或等十零．則煤巖體處于亞穩定或靜態破壞狀態；當煤層和頂底板的剛度之和小于零時，煤巖體將產生劇烈破壞，發生沖擊礦壓。4.1強度理論早期的強度理論主要涉及煤(巖)體的破壞原因。認為井巷和采場周圍產個應力集中。當應力達到煤〔巖)強度的極限時．煤(巖)體突然發生破壞，形成沖擊外壓：并對煤（巖)體形成應力集中的原因提出各種假說．如20世紀30年代末的拱頂理論和懸臂梁理論等等。近代強度理論以“礦體圍巖”系統為研究對象．其主要特點是考慮“礦體一圍巖”系統的極限平衡；認為煤(巖)體的承載能力應是“煤體-圍巖”系統的強度．導致煤(巖)體破壞的決定因素不僅僅是應力值大小、而是它與巖體強度的比值。4.2剛度理論剛度理論是由Cook等人根據剛性壓力機理論而得到的。該理論認為：礦山結構的剛度大于礦山負載系統的剛度是發生沖擊礦壓的必要條件。近年來Pdukhov在他所提出的沖擊礦壓機理模型中也引入了剛度條件。但他進一步將礦山結構的剛度明確為達到峰值強度后其裁荷-變形曲線下降的剛度。在剛度理論中，如何確定礦山結構剛度是否達到峰值強度后的剛度是一難題，它不能由試驗測定。數值方法可能是有效途徑之一，但目前的結果仍稱在一定的偏羌．需要開展進一步的研災工作。4.3能量理論能量理論從能量轉化角度解釋沖力礦壓的戊因，是沖擊礦壓機理研究的一大進步。該理論認為礦體圍巖系統在其力學平衡狀態遭破壞所釋放的能量大于所消耗的能量時發生沖擊礦壓。20世紀70年代Brauner提出沖卡礦壓的能量判據，該判據考慮樂能量釋放與時間因素的相關性。其后，吳耀混等對此加以補充修正．引入空間坐際系統以說明沖擊礦壓發生的條件應同時滿足能量釋放的時間效應和空間效應。沖擊發生的能量源分析全義重要。PetMkhc認為沖擊能量由被破壞的煤(巖)積蓄的能量和鄰接于煤柱或煤(巖)層邊緣部分的彈性變形能所組成、即從外部流人的能量賦予沖擊礦壓以動力。剩余能量理論認為剩余能量的存在是圍巖動力失穩的力學原因，該理論20世紀70年代由美國人提出，其后得到了進一步的發展相應用。能量理論說明礦體一圍巖系統在力學平衡狀態時，釋放的能量大于消耗的能量，沖擊礦壓就可能發生，僅沒有說明平衡狀態的性質及其破壞條件，特別是圍巖釋放能量的條件，因此，沖擊礦壓的能量理論判據尚缺乏必要條件4.4沖擊傾向性理論沖擊傾向性是指煤(巖)介質產生沖擊破壞的固有能力或屬性。煤(巖)體沖擊傾向性是產生沖擊礦壓的必要條件。沖擊傾向理論是波蘭和前蘇聯學者提出的，我國學者在這方面作了大量的工作，提出用煤樣動態破壞時間、彈性能指數、沖擊能指數三項指標綜合判別煤的沖擊傾向的試驗方法。此外，在試驗方法、數據處理及綜合評判等研究中取得了一定的進展。沖擊傾向理論的另一重要方面是項板沖擊傾向性的研究，而且也越來越引起人們的重視。這方面的研究包括頂板彎曲能指標和長壁開采方式下頂板斷裂引起的煤層沖擊等。顯然，用一組沖擊傾向指標來評價煤(巖)體本身的沖擊危險具有實際意義，并已得到了廣泛的應用。然而，沖擊礦壓的發生與采掘和地質環境有關，而且實際的煤(巖)物理力學性質隨地質開采條件不同而有很大差異，實驗室測定的結果往往不能完全代表各種環境下的煤(巖)性質，這也給沖擊傾向理論的應用帶來了局限性。4.5穩定性理論穩定性理論應用于沖擊礦壓問題最早可追溯到20世紀60年代牛期Ncvillecook的研究。剛性試驗機的出現使人們可以獲得受壓巖石的全應力一應變曲線．得到巖石峰后變形的描述，從而可以研災采動巖體的平衡以及這種平衡的穩定性。Lippnlnnn將沖擊礦壓處理為彈塑性極限靜力平衡的失穩現象．進一步又提出煤層沖擊的“初等理論”，同—時而在采場周圍形成應力集中．煤(巖)體內高應力區局部形成應變軟化介質與尚未形成應變軟化(包括彈性和應變硬化)的介質處丁非穩定平衡狀態，在外界擾動下的動力失穩，形成沖擊礦壓，提出沖擊礦壓的失穩理論，并得到了初步的應用。4.6目前研究現狀在目前的研究中，以斷裂力學和穩定性理論為基礎的圍巖近表面裂紋的擴展規律、能量耗散和局部圍巖穩定性研究備受關注大量研究表明裂紋的擴展方向受最大壓應力方向控制，圍壓對裂紋的擴展起限制作用。vardolakis研究指出近自由表而的裂紋—旦開始擴展，將失去穩定，導致表面局部屈曲，臨界屈曲應力隨自由表面與裂紋間距離的減小而急劇減小Dyskm對壁面附近裂紋擴展方式及裂紋貫穿后的壁而穩定進行了分析，認為壓應力集中造成初始裂紋以穩定的方式平行于最大壓應力方向擴展．這種擴展與自由表面相互作用加速了裂紋的增長并最終導致失穩擴展，裂紋面出現分離，分離層屈曲破壞形成沖擊礦壓。并建立了一個二維裂紋擴展模型以計算非穩定裂紋起裂點的應力大小。BAzant等分析了近壁裂紋擴展引起的能量耗散及尺度效應，使對沖擊礦壓的能量估算成為可能。張曉春等在這方面結合實際情況對近表向裂紋擴展、壁面局部穩定性作了初步的研究．探討了煤礦巷道附近圍巖層裂區的形成和破壞機理，通過理論分析和試驗模擬，建立了煤礦片幫型沖擊礦壓發生的層裂板結構失穩破壞模型，認為巷道或采場壁面的局部穩定是出高應力集中區內形成的層裂板結構區的穩定控制的，沖擊刃’壓是煤逐形成的層裂板結構區的局部壓屈。齊慶新等在煤與巖石以及煤層之間摩擦滑動實驗研究基礎上，考察了煤礦沖擊礦壓煤巖層間結構粘滑失穩機制。材料破壞的分叉理論是沖擊礦壓研究的一個重要方而，vardmllakM和Deborst等作了以系列的工作，并在數值計算上采用粘塑性、塑性應變梯度和Cosscrat介質理論的本構關系等，以求實現對破壞失穩部位的預測。近年來，突變理論在沖擊礦壓研究中也取得了一系列的進展。這包括：針對煤柱的非穩定問題，利用尖角突變模型，得到了判斷煤(巖)柱沖擊礦壓發生的必要條件和充分條件；分析水平力和垂直力控制的空間煤(省)體系統失穩的分叉集以及出于它們變化而導致煤巖體狀態突變的過程。這些研究在煤巖體的本構關系方面采用線性(彈性)和非線性(應變軟化、損傷)模型。沖擊礦壓影響因素4.1開采深度我們知道，隨著開采深度的增加，煤層中的自重應力隨之增加，煤巖體中聚積的彈性能也隨之增加。理論上講，煤層在采深為H且無采動影響的三向應力狀態下其應力為：則煤體中的體積變形聚積的彈性能為形狀變形而聚集的彈性能為：若煤層中的形變能全部用于煤體的塑性變形，體變能全部用于破壞煤和使其運動，則：式中設煤的單向抗壓強度為Rc，則破碎單位體積煤塊所需能量U1為：假設巷道周邊煤體處于雙向受力狀態，則所需能量比U1要大，現用一系數K0(K0＞1)來表達，則破碎單位體積煤塊的能量U2為：若Uv≧U2就可能發生沖擊礦壓，這樣就可求得發生沖擊礦壓的初始采深H為：統計分析表明，開采深度越大，沖擊礦壓發生的可能性也越大：開采深度與沖擊礦壓發生的多少，有如圖4.1的關系(波蘭煤礦情況，橫坐標為采深，縱坐標為沖擊指數W，即開采百萬噸煤炭的沖擊礦壓次數)。考慮到安全界限．可以確定．當深度H＜350m時，沖擊礦壓不會發生；當深度350m＜H＜500m時，在一定程度上危險逐步增加。從500m開始，隨著計采深度的增加，沖巒礦壓的危險性急劇增長。從圖中可以看出，當開采深度為800m時，沖擊指數Wt＝0.57，比在深度Eoont(Wt＝0.04)增加了14倍。而從Wt＝f(H)的曲線趨勢看，當開采深度非常大時(1200一1500m)沖擊指數的梯度將會減小．但其值會非常高。圖4.1采深與沖擊礦壓的關系4.2煤巖的力學特征生產實踐與試驗研究均表明：（1）在一定的圍巖與壓力條件下．任何煤層中的巷道或工作面均有可能發生沖擊礦壓。（2）煤的強度越高。引發沖擊礦壓所要求的應力越小，反過來說，若煤的強度越小，要引發沖擊礦壓．就需要比硬煤高得多的應力。（3）煤的沖擊傾向性是評價煤層沖擊性的特征參數之—。對煤的沖擊傾向性評價，主要采用煤的沖擊能量指數和彈性能量指數，即：沖擊能量指數：Ke≧5強沖擊傾向1.5≦Ke﹤5中等沖擊傾向Ke﹤1.5弱沖擊傾向彈性能量指標Wet≧5強沖擊傾向2≦Wet﹤5中等沖擊傾向Wet﹤2弱沖擊傾向4.3項板巖層的結構特點研究表明．頂板巖層結構．特別是煤層上方堅硬、厚層砂巖頂板是影響沖擊礦壓發生的主要因素之一．其主要原因是堅硬厚層砂巖頂板容易聚積大量的彈性能。在堅硬頂板破斷或滑移過程中，大量的彈性能突然釋放，形成強烈震動，導致頂板煤層型(沖擊壓力型)沖擊礦壓或頂板型(沖擊型)沖擊礦壓。4.4煤層厚度及其變化根據統計分析，沖擊危險程度與煤層厚度及其變化緊密相關。煤層越厚，沖擊礦壓發生得越多，越強烈。圖4.2和圖4.3為硯石臺礦統計的煤層厚度及其變化與沖擊礦壓之間的關系。圖4.2煤層厚度與沖擊礦壓的關系圖4.3煤層厚度與拋煤量的關系4.5煤層分叉的影響某礦630水平的工作區域內．510煤層分為504和510煤層，其間的間距在開采工作區域內從無增加到15m。該結構的出現，造成了煤層和頂板條件的變化，從而引起了沖擊礦壓危險狀態的變化。圖4.4介紹了構造變化區域內E/W(生產單位體積的煤所釋放的能量）的分布規律。圖4.4構造變化區域內E/W的分布4.6斷層的影響實踐證明，沖擊礦壓經常發生在向斜軸部，特別是構造變化區、斷層附近、煤層傾角變化帶、煤層摺曲、構造應力帶。例如．龍鳳礦在向斜軸部準備工作面時．經常發生沖擊礦壓。當巷道接近斷層或向斜軸部時，沖擊礦壓發生的次數明顯上升，而且強度加大。例如在龍風50次沖力礦壓中，36次(72％)與斷層有關。62％是巷道接近斷層時發生的，14％是巷道處于斷層線附近，而只有10％是在巷道離開斷層時發生的。其中34%發生在巷道距斷層5—20mm范圍內的：圖4.5為沖擊礦壓次數與巷道距斷層距離之間的關系。圖4.5沖擊礦壓次數與巷道距斷層距離之間的關系實踐農明．相當一部分震動集中在斷層附近。其中在斷層的上盤開采時的震動能量大于斷層下盤開采時的震動能量。在向斜部分開采時，震動也很強烈。在斷層和向斜附近震動集中的原因是地殼的運動形成的殘余構造應力。該應力與開采引起的應力集中疊加的位置即為巖體震動的位置。4.7褶曲的影響我們知道褶曲是巖層在水平應力擠壓下形成的，這種褶曲大部分在沉積巖層中形成。研究表明，當溫度相對較低時沉積巖擠壓形成流動呈褶皺而不產生破裂(斷層)，這可以認為是壓力溶解蠕變起了重要作用，即當差異應力作用于巖石時，礦物在高應力區溶解，而在低應力區沉積，結果是巖石變形。—般情況下，對于巷道及回采工作面來說，在褶曲的各個部位，出現的危險性是不一樣的，如圖4.6所示，I區，褶曲向斜部分，這部分其應力，垂直為壓力，水平為拉力、最容易出現冒頂和沖擊礦壓；Ⅱ區沼曲翼。這部分的應力．垂直和水平均為壓力，最易出現沖擊礦壓；Ⅲ區榴曲背斜．其應力狀態為垂直拉力，水平壓力，這部分也是最大礦山壓力區域。圖4.6褶曲部分的受力狀態及危險性4.7開采設計和開采順序當在幾個煤層中同時布置幾個工作面時工作面的布置方式和開采順序將強烈影響煤巖體內的應力分布。礦井中，沖擊礦壓經常出現在：（1）工作面向老塘推進時；（2）在距采空區15-40m的應力集中區內掘進巷道（3）兩個工作面相向推進時；（4）兩個近距離煤層中的兩個工作面同時開采時。4.8上覆煤層工作面停采線的影響上覆煤層工作面的停采線形成的應力集中對下部煤層造成了很大的威協，使沖擊礦壓的危險性有很大的增加。如果我們定義E/W為觀測范圍內單位生產煤量所產生的震動能量(J/t)，則上覆煤層的停采線對回采工作面的推進過程中影響的E/W指標值如圖4.7所示。其中504、501煤層距510煤層分別為40m和64m。當510煤層的下山經過上覆煤層的停采線時，E/W指標的變化清楚、詳細地表明了沖擊礦壓危險性增加的區域。圖4.7巷道過上層停采線時E/W分布圖4.9上覆煤層殘采區的影響圖4.8介紹了工作面通過上覆煤層殘采區時的E/W指標值的變化曲線。圖中416煤層的殘采區距501煤層70m。圖中表明了殘采區范圍內震動的活動性和沖擊礦壓的危險性，該區域內最大的沖擊能量力2．2×10^6J。以上表明，殘采區對下部煤層的開采影響很大，沖擊礦壓的危險性大幅度增加。圖4.8采面過上層殘采區時E/W分布圖4.10采空區的影響圖4.9介紹了采煤工作面接近來空區的E/W指標值的分布規律。圖4.10介紹了鄰近工作面的采空區對該工作面的影響。從圖上可以看出，當工作面接近已有的采空區，其距離為20-30m時，沖擊礦壓的危險件隨之增加，如果工作面的旁邊有上一區段的采空區，該采空區也使得沖擊礦壓的危險性增加，危險發生的最大位置在距煤柱10m左右。圖4.9采面接近舊采空區時E/W分布圖4.10鄰近采空區對開采工作面得影響4.11老巷的影響圖4.11介紹了工作面過同煤層老巷時E/W指標值的變化規律。從圖中可以看出，當工作曲接近老巷約15m左右時，沖擊礦壓的危險性最大。圖4.11采面過老巷時E/W分布4.12開采區域的影響在煤層開采面積增加的情況下．巖體的震動能量也隨之增加。研究表明，當開采面積為3ha時，釋放的單位面積的震動能量為最大。圖4.12表示了釋放的總地震能與工作面開采面積之間的關系。該采面采高為2．5m。圖4.12總能量與開采面積之間的關系圖5沖擊礦壓的監測5.1煤巖沖擊破壞的監測原理大量的實驗室試驗、現場測試、模擬研究均表明,煤巖等固體脆性材料在載荷作用下,其變形破壞特征為脆性沖擊破壞;沖擊破壞具有突發性和延時性;沖擊破壞過程中內部將產生塑性變形或裂紋,當裂紋形成和擴展時,將瞬態釋放應變能而產生彈性波.伴隨著這種現象,將會有聲發射產生;同樣當煤巖體等材料受載變形破裂時,將會產生向外以電磁能的形式釋放彈性能的現象.伴隨著這種現象,將會有電磁輻射產生。因此可建立煤巖等固體脆性材料變形破壞的彈塑脆性體模型來描述上述煤巖等固體脆性材料變形破壞特征以及在其變形破壞過程中聲發射和電磁輻射耦合規律.而煤巖體的變形破壞程度可采用巖石的損傷因子來描述.巖石的損傷因子D(t)的增長過程與聲發射和電磁輻射的能量釋放緊密相關.一般情況下,煤巖體在受載條件下,變形破壞時能量的變化ΔU可由下式來確定ΔU=σ·Δε=σ(ε2-ε1),(1)而且設破壞程度的損壞因子與變形呈線性關系ε=C1D-C0,(2)則ΔU=σ[(C1D2-C0)-(C1D1-C0)].(3)由此,得ΔU與損傷因子的增量?D(t)=D(t2)-D(t1)成正比,也即?D(t)∝U′∝u(t)∝ε′,(4)即如果σ為常數,而且D∝ε,則在彈脆性場中出現破壞時,破壞速率表現在瞬間能量u(t)的釋放中.煤巖體的破壞情況可通過瞬間能量的釋放表現出來,即產生聲發射和電磁輻射.對于煤礦井下的煤巖體,其沖擊破壞是能量的聚積和快速釋放的結果.但在生產實踐中,確定沖擊破壞的發生是非常困難的,必須首先建立煤巖沖擊破壞預測準則。根據彈塑脆性模型,當煤巖體上所受的應力超過了其強度極限,或者當煤巖體的變形超過了最大變形時,煤巖體就破壞.如果ε(t)是觀測到的實際變形值,則危險程度Wε(t)將由下式確定Wε(t)=0,ε(t)<ε0,0≤Wε(t)=ε(t)-ε0ερ-ε0≤1,ε(t)≥ε0.(5)式(5)即為煤巖體沖擊破壞的判別準則.由煤巖損傷、變形破壞即能量釋放的分析可知,煤巖變形破壞的變化率與聲發射、電磁輻射的能量釋放率成正比.因此聲發射或電磁輻射確定煤巖破壞的危險程度可采用同樣的方式.即0≤Wn(t)=N(t)-N0Nρ-N0≤1,N(t)≥N0,(6)式中N0,Nl,N(t)分別表示初始、極限和t時刻的礦震或電磁輻射事件數(脈沖數)。5.2沖擊礦壓分級預測技術5.2.1時空預測在時間上,沖擊礦壓的預測分早期綜合分析預測和即時預測.早期綜合分析預測主要采用綜合指數的方法,而即時預測則采用電磁輻射、微震和鉆屑等方法進行。在空間上,沖擊礦壓的預測分區域預測、局部預測和點預測.區域預測主要采用綜合指數法和微震監測方法,而局部預測采用綜合指數方法、微震法和電磁輻射法,點預測則采用鉆屑方法.也就是采用綜合指數法、微震法、電磁輻射法和鉆屑法相結合,在時間上從早期預測到即時預測,在空間上從區域預測到局部、點預測,逐級排除和確認沖擊礦壓危險,實現分級預測,見圖5.1.圖5.1沖擊礦壓危險的時空預測1)早期與區域局部預測的綜合指數法綜合指數法就是通過對影響沖擊礦壓發生的地質及開采因素的分析,以及100多次已發生沖擊礦壓事故的分析,確定出采掘工作面周圍地質條件和開采條件的每個因素對沖擊礦壓的影響程度,以及各個因素對沖擊礦壓危險影響的指數。通過綜合分析,形成了沖擊礦壓危險狀態等級評定的綜合指數法。綜合指數法既是一種早期綜合評價的方法,又是一種區域和局部預測的方法。這種綜合指數法分地質因素確定的沖擊礦壓危險程度和開采因素確定的沖擊礦壓危險程度.地質因素確定沖擊危險主要考慮了沖擊礦壓發生的情況、開采深度、地質構造、堅硬頂板、頂板厚度特征參數、煤的沖擊傾向性、煤的強度等7個因素。開采因素確定沖擊危險主要考慮了開采技術條件、開采歷史、煤柱、停采線、采空區、工作面接近煤層的變化帶、工作面接近斷層皺曲等12個開采因素對沖擊礦壓發生的影響。對于一個礦井的采區和工作面,首先分析礦井的地質與開采因素對沖擊礦壓的影響,然后采用綜合指數法,分析確定礦井的水平、采區、工作面各部分的沖擊礦壓危險指數,劃分出沖擊礦壓的危險區域和重點防治區域。2)即時與區域預測的微震法微震法就是記錄采礦震動的能量,確定和分析震動的方向,對震中進行定位。在此基礎上,提出了沖擊礦壓危險性的微震分級預測技術。微震預測沖擊礦壓危險時,主要采用礦震時釋放能量的大小來確定沖擊礦壓發生的危險程度.當礦井的某個區域監測到礦震釋放的能量大于發生沖擊礦壓的所需的最小能量時,則該區域的當前時間內有發生沖擊礦壓的危險性.如果在礦井的某個區域內,在一定的時間內,已進行了微震監測,根據觀測到的微震能量水平,就可以捕捉到沖擊礦壓危險信息,并進行預測.3)即時與局部預測的電磁輻射法根據大量的實驗室試驗研究、現場實測分析研究、理論分析表明,煤巖沖擊變形破壞的損傷速度、能量與電磁輻射的幅值、脈沖數成正比。在工作面采掘過程中,圍巖發生破裂時,均有電磁輻射信號產生。電磁輻射信號的強度隨著圍巖受載程度的增大而增強,隨變形速率的增加而增強。與此同時,煤巖體電磁輻射的脈沖數隨著載荷的增大及變形破裂過程的增強而增大.載荷越大,加載速率越大,煤體的變形破裂越強烈,電磁輻射信號也越強。根據上述理論及電磁輻射觀測規律,可采用電磁輻射的幅值和脈沖數變化率確定沖擊礦壓的危險前兆信息和進行預測預報。4)即時與點預測的鉆屑法鉆屑法是通過在煤層中打直徑42～50mm的鉆孔,根據排出的煤粉量及其變化規律和有關動力效應,鑒別沖擊危險的一種方法。該方法的基本理論和最初試驗始于20世紀60年代,其理論基礎是鉆出煤粉量與煤體應力狀態具有定量的關系,即其他條件相同的煤體,當應力狀態不同時,其鉆孔的煤粉量也不同。當單位長度的排粉率增大或超過標定值時,表示應力集中程度增加和沖擊危險性提高。對于一定條件的煤體,在正常應力作用下,不同鉆孔深度的煤體的應力狀態是不同的,此時鉆孔的煤粉量也不相同。當煤層的應力集中程度增加或應力狀態異常時,鉆孔的煤粉量將發生改變。根據煤粉量的變化,即可預測煤體的受力狀態,并進一步預測沖擊危險性。5.2.2沖擊礦壓危險性的分級預測上述時空預測的綜合指數法、微震法、電磁輻射法和鉆屑法分別確定了沖擊礦壓的危險性程度。綜合指數法分析的是早期的、區域和局部的沖擊礦壓危險性程度;微震法確定的是頂板等震動引發沖擊等的即時與區域性的沖擊礦壓危險性程度,電磁輻射法確定的是監測點20m范圍內即時與局部的沖擊礦壓危險性程度,而鉆屑法確定的則是打鉆孔點的即時沖擊礦壓危險性。沖擊礦壓危險性預測的方法不同,確定的沖擊礦壓危險性的時間和區域不同。由于沖擊礦壓的發生有煤層型和頂板型,為了提高沖擊礦壓預測的可靠性和準確性,需要綜合考慮沖擊礦壓危險性的預測技術。根據理論分析、實驗室試驗和大量的現場試驗,按照沖擊礦壓的危險性程度,我們將沖擊礦壓的危險程度定量化分為4級進行預測,分別為無沖擊危險、弱沖擊危險、中等沖擊危險和強沖擊危險.根據沖擊礦壓危險性的不同,采取相應的防治對策,如表5.1所示：表5.1沖擊礦壓危險狀態的分級危險等級危險狀態危險指數防治對策A無<0.25所有的采掘工作可正常進行B弱0.25～0.5采掘工作過程中,加強沖擊礦壓危險的監測預報C中等0.5～0.75進行采掘工作的同時,采取強度弱化減沖治理措施,消除沖擊危險D強>0.75停止采掘作業,人員撤離危險地點.采取強度弱化減沖治理措施.采取措施后,通過監測檢驗,沖擊危險消除后,方可進行下一步作業5.2.3危險分級預測實施方案對于一個有沖擊礦壓危險的礦井和采區,首先根據綜合指數法分析地質和開采條件,劃分出沖擊礦壓危險區域及重點監測區域,實現沖擊礦壓的早期預測。在早期預測的基礎上,采用微震法,對礦井沖擊礦壓的危險性進行區域監測和預測;對于有危險的區域,采用微震法和電磁輻射法,進行局部監測和預測;對于局部預測有危險的區域,采用鉆屑法進行預測驗證.綜合確定沖擊礦壓危險等級,并對危險區域和地點采用強度弱化減沖技術進行治理。具有沖擊礦壓危險的區域,分級預測及治理的工作流程為→早期綜合預測(綜合指數法確定重點監測區域)→即時預測→區域預測(微震法連續監測、即時預測工作面區域沖擊危險性)→局部預測(微震法、電磁輻射法連續監測、即時預測工作面局部沖擊危險性)→點預測(鉆屑法驗證區域局部監測的準確性,并進行點預測)→逐級排除、確認危險等級→解危處理(煤巖體的強度弱化減沖治理,消除沖擊危險)→治理效果檢驗(微震、電磁、鉆屑檢驗解危效果)因此,對于沖擊礦壓危險的礦井,在分析沖擊礦壓發生機理的的基礎上,采用時間上早期綜合分析預測與即時預測相結合,空間上區域預測與局部監測、點預測相結合,構成可靠性高、簡單易行、行之有效的沖擊礦壓危險性預測技術體系,見圖5.2。圖5.2沖擊礦壓的分級預測技術體系沖擊礦壓危險性的解除措施6.1煤層注水煤層注水是通過高壓向煤體注水，以改變煤體的物理性質及在煤巖體周圍產生裂縫，起到降低煤體抗壓強度和破壞原有結構以釋放積聚的能量降低所受應力的目的。大量的研究表明，煤系地層巖層的單向抗壓強度隨著其含水量的增加而降低。6.2爆破卸壓爆破卸壓是通過在煤巖體中實施鉆孔及爆破來改變應力分布從而起到卸壓的目的一種卸壓措施。在回采工作面及上下兩巷，振動爆破能最大限度地釋放積聚在煤體中的彈性能，在工作面附近及巷道兩幫形成卸壓破壞區，使壓力升高區向煤體深部轉移。振動爆破的合理布置及合理的裝藥量，不僅形成巖體震動，在一定程度上形成煤體的松動帶，而且落煤方便。卸壓爆破是沖擊礦壓解危措施中最常用的一種方法。6.3鉆孔卸壓采用煤體鉆孔可以釋放煤體中積聚的彈性能，消除應力升高區。頂板巖層作用在煤體上，工作面前方煤體所受的壓力將有比較大的升高，而鉆孔卸壓通過鉆孔使原來作用于周邊圍巖的高應力向卸壓區以外的巖體深部轉移。這種方式的卸壓過程是以巷道周邊巖體的完整結構被破壞為代價的。6.4定向爆破裂縫法定向爆破裂縫法的原理與定向水力裂縫法的原理是一樣的，不同之處只是將高壓水換成了炸藥。其預裂縫也有周向和軸向之分。圖6.1為制造軸向裂縫鉆頭。而制造的周向裂縫可以是在鉆孔的底部，也可以在鉆孔中形成幾個預裂縫，如圖6.2所示。圖6.1軸向預裂縫鉆頭示意圖圖6.2爆破鉆孔結構示意圖定向爆破裂縫法的鉆孔長度、布置方式、制造預裂縫的數量、形式等均取決于井巷文護形式．要破壞巖體的力學性質以及破裂的目的，這需要根據具體的生產實際，進行具體的設計和實施。6.5卸壓巷卸壓掘巷卸壓法就是在被保護巷道和硐室附近圍巖中開掘卸壓巷(槽)使被保護巷道和硐室處于應力降低區，從而提高圍巖的穩定性，減小圍巖變形。利用卸壓巷硐卸壓方法的實質是，在被保護的巷道附近(通常是在其上部、一側或兩側)開掘專門用于卸壓的巷道或硐室。轉移附近煤層開采的采動影響，促使采動引起的應力再次重新分布，最終使被保護巷道處于開掘卸壓巷硐而形成的應力降低區內。同時也可以使煤體中積聚的彈性能能夠得到釋放。卸壓巷卸壓法一般分為頂部卸壓法和側幫卸壓法2種。在巷道頂部布置卸壓巷硐時，卸壓巷硐的寬度及其與被保護巷道的垂直距是影響卸壓效果的主要參數。一般情況下，卸壓巷硐與被保護巷道間的垂直距不應小于卸壓巷硐底板破壞深度與至少2m的安全巖柱之和。依據卸壓巷硐與被保護巷道間的垂距和支承壓力傳遞影響角，卸壓巷硐的寬度應確保被保護巷道在其形成的應力降低區內。如果將被保護巷道布置在卸壓巷的下面，也就是在卸壓巷周圍應力較小的地區，那么被保護巷道就處于應力相對較小的地方，煤巖體中的彈性能也相對較低。同時卸壓巷的開掘也可以釋放煤巖體中積聚的一部分的彈性能。沖擊礦壓大多數發生在巷道(72．6％)，回采工作面則很少(27．4％)?。這樣對沖擊礦壓工作面回采過程中的沖擊危險性就將有所降低。結論（1）、沖擊礦壓是巖石力學的重大難題之一，沖擊礦壓的發生機理十分復雜，隨著研究的深入，人們逐漸認識到沖擊礦壓是裂紋擴展及變形局部化導致的失穩現象．與具有裂隙的各向異性巖石介質的力學性質和圍巖在外加載荷作用下應力應變場的演化與失穩密切相關。（2）、沖擊礦壓發生地點具有不確定性，發生條件具有多樣性，以及一旦發生就會造成巨大的破壞，因此，沖擊礦壓的監測與防治是一個系統工程，需要通過點線面的多種方位，多種方式的監測，來預防沖擊礦壓的發生。（3）、沖擊礦壓卸壓方式具有自主性，因此當在有可能發生沖擊礦壓地區，應通過實際情況采取合理的解危方式。參考文獻[1]竇林名,何學秋.沖擊礦壓防治理論與技術[M].徐州:中國礦業大學出版社,2001[2]竇林名,何學秋煤礦沖擊礦壓的分級預測研究中國礦業大學學報2007[3]張小濤，竇林名沖擊礦壓工作面卸壓巷卸壓法探討煤炭科學技術2005

FuzzyevaluationongeologicalconditionsofcoalseaminChinaZhangDongsheng,ZhangXianchen&YanXuefengChinaUniversityofMining&Technology,Xuzhou,Dszhang123@263.netAbstractThegeologicalconditionsofcoalseamareevaluatedquantitativelybyusingfuzzymethodandfrompointviewofcoalmining.Accordingtotheevaluationresults,decision-makingonminingtechniques,miningprogramminganddesign,productionmanagementcanbecarriedouteffectively.ThelatestdevelopmentsinChinaareintroduced.Theevaluationcontents,thestructureandindexsystemofevaluationfactors,themembershipfunctionsandweightsofevaluationfactor,evaluationmodelandreliabilityarestatedindetail.Theeffectiveapplicationoffuzzyevaluationinthepredictionofcoalfaceoutputisintroducedemphatically.Fuzzyevaluationongeologicalconditionsofcoalseamisthebasicworkthatensuresaminerunefficiently,safelyandsteadily.Keywords:Fuzzyevaluation;geologicalconditions;evaluation1INTRDUCTIONToexploitthecoalresourcerationallymeansthattheminingtechnicallevelandtherelevanttechnicaldecisionsaresuitableforthecharacteristicanddifferenceofcoalgeologicalconditions.Iftheevaluationisfarbeloworabovetheactualgeologicalconditions,itisunfavorabletomakethemostofthecoalnaturalsuperiorityandeasytomakefalsetechnicaldecisions.So,itisveryimportanttoimproveminingeffectsandeconomicbenefitsthatthegeologicalconditionsareevaluatedappropriatelyandthecorrespondingmeasuresaretaken.2CONTENTSOFFUZZYEVALUATIONBasedonthecoalminingexperienceandrulessummarizedbywidelyinvestigation,theevaluationongeologicalconditionsofcoalseamshouldbetakenbynotonlystudyingtheinfluenceofmainfactorstotheselectionofcoalminingtechnologyandminingeffects,butalsoconstructingacomprehensivesupportedbyNationalNaturalScienceFoundationofChina（NSFC）(50374065)，NSFCforextinguishedscholars(50225414)evaluationmodelwithmulti-levelsandmulti-factorsbytheuseofminingtheory,fuzzymathematicsandAnalyticHierarchyProcess(calledAHPforshort),etc.Inaddition,theevaluationreliabilityshouldbeconsideredintheapplicationofevaluationresults.So,thecompletecontentsoffuzzyevaluationshouldinclude:(1)Investigatingtheexperienceandmaterialofgeologicalconditions,coalminingtechnology,technicaleffects,andsafetystateoffaceextractionintypicalminingdistrict.(2)Determiningthestructureofevaluationfactorsandtheindexsystemofgeologicalfactors,themembershipfunctionsandtheweightsofevaluationfactors,andestablishingthefuzzyevaluationmodelbysummarizingtheinfluenceofgeologicalfactorstocoalminingtechnologyandusingthemethodsoffuzzymathematics,etc.K(3)Dividingthecoalseamintomanysmallerblocksij(iiscoalseamnumber,jisblocknumber.)Kijaccordingtogeologicalreports,andmakingpre-miningevaluationoftheblockstogetthepre-miningevaluationvaluePij.K(4)MakingthesecondevaluationoftypicalblocksijhavingbeenminedtogettheevaluationvaluePPijPijaccordingtothegeologicalreportandsupplementarygeologicalmaterialaftermining,ismoresuitabletopractice.R=P''(5)Analyzingthereliabilityofpre-miningevaluation,P'(Risreliabilityindexofthepre-miningevaluationK),R≤1.(6)Makingevaluationontheblocks,basedonthePij'andtheRij,theevaluationvalueoftheblocksis:P0=P'×Ri(7)Modifyingtheevaluationmodelormakinganewevaluationaccordingtoitsapplicationandactualrequirement.3STRUCTUREANDINDEXSYSTEMOFEVALUATIONFACTORSThestructureofevaluationfactorsreflectstheconnotationofevaluation.Itsestablishmentshouldconsidernotonlythegeneralandspecificdifficultgeological