外文翻译-浅析煤矿深井开采矿压显现规律与控制.doc

1、翻译部分附录1：资料原文浅析煤矿深井开采矿压显现规律与控制摘 要：开采深度的增加是矿井生产的自然规律，随之而产生岩石温度增加，地压增大，岩石破坏过程强化，巷道围岩变形剧烈，冲击地压强度增大和频度增加等自然现象。深部煤层开采复杂化的主要影响因素是矿山压力，在高应力作用下，围岩移动更为剧烈，巷道产生变形和破坏也更为严重，巷道围岩变形速度快、变形量大，巷道周边变形范围大；巷道对支架的工作特性要求高，初撑力、工作阻力和可缩量均大，即使开掘在底板岩石中的巷道，用拱形金属支架和各种结构封闭式支护的巷道有时也遭巨大变形。关键词：深井开采冲击地压巷道布置,深部开采,地温,瓦斯,地压1 深部开采出现的问题1.1

2、 地温增高地温增高是矿井开采深度增加时出现的突出问题之一。一般来说,开采深度每增加100 m ,岩石温度增高35 ,在深度为1 000 m 时,地温达3050 。我国保安规程定,采掘工作面的最高温度不超过26 ,同时规定采掘工作面气温超过30 ,机电峒室的气温超过34 ,必须采取降温措施。目前,碱场和鸡东两矿向下延深,都面临温度超限问题,碱场煤矿目前的岩石温度已达2415 。每延深100 m增温4 ,预计开采深度超过700 m 时,工作面的温度将达到保安规程规定的26 极限,因此,向深部延深时应注意温度的变化。1.2瓦斯涌出量增加开采深部井田时,瓦斯涌出量一般比较大,但又不完全受开采深度的影响

3、,经常与煤层赋存条件和地质构造有关,在不同矿区有很大差别。碱场矿资料表明(见图1) ,随着开采深度的增加,瓦斯涌出量增大,但开采深度超过400500 m以后,瓦斯涌出增长趋缓或不再增长。碱场煤矿一井最大瓦斯涌出量达到66 m3/ td ,开采深度为500600 m ,分析认为主要受到深部的斜交向斜及断层带的影响,超过600 m 深度时,瓦斯涌出量急聚下降,预计向深部开采瓦斯涌出量将稳定在4050m3/ td ,缓慢地增长。资料还说明,碱场矿先采2下煤层或3 # 煤层,两煤层为非近距煤层,对瓦斯涌出量的影响不大,说明两煤层之间瓦斯渗透性较差。鸡东矿资料显示,矿井集中生产,开采强度加大,产量增加,

4、瓦斯涌出量有下降的势头,同时也显示,当煤层间距超过50 m 以上时,煤层之间的瓦斯渗透性很小,作为解放层开采效果不会太好。矿井向深部开采至700800 m 深时,由于受近似于走向一级褶曲的影响,瓦斯涌出量可能急聚增大。1.3 矿山压力矿山压力增大也是矿井深部开采中普遍出现的问题之一,特别表现为开拓巷道的围岩变形量增加,维护困难。据国外一些观测和研究结果,开采深度每增加100 m ,巷道顶底板移近量增加7 % ,巷道维护困难,特别是围岩松软时更为突出。变形量主要来自底鼓,所以随着开采深度的增加,巷道断面也就应逐渐加大。2. 煤矿深井巷道矿压显现特点2.1巷道变形量大深井巷道矿压显现的显著特点之一

5、是巷道开挖就产生大的收敛变形量。这一特点是由深井巷道围岩处于破裂状态和深井巷道围岩有较大的破裂范围决定的。苏联的研究表明，随开采深度加大，巷道变形量呈近似线性关系增大，从600m 开始，开采深度每增加100m，巷道顶底板相对移近量平均增加10112，如图1 所示。理论分析表明，深部开采的巷道变形量随开采深度增大呈近似直线关系增大，如图2 所示，开采深度每增加100m 的巷道变形增量与岩体强度有关。1-c=3.8MPa， c*=0.2MPa， =25，k=1 ；2-c=9.8MPa， c*=0.49MPa， =30，k=1国内外深部开采的实践表明，开采深度为8001000m时，巷道变形量可达10

6、001500mm甚至更大，与开采深度和岩石力学性质(破裂区厚度)等因素有关。由于深井巷道变形量大，若支护不合理(如采用刚性支架或支架的可缩量不足)时，巷道变形、破坏严重，因此，深井巷道的维修工作量大，维护费用高。实践表明，深部开采的巷道翻修率(损坏率)可达4080(部分是由于支护不当造成的)，甚至高达100,与开采深度、岩石力学性质、支护方式、支架力学性能与参数，特别是可缩量等有关。2.2掘巷初期变形速度大深井巷道矿压显现的另一个显著特点是，巷道刚掘出时的变形速度很大。根据现场观测表明，深井巷道刚开挖时的变形速度可达50mm/d以上。观测巷道为赵各庄矿13 水平东翼阶段运输巷(现场称为电车道)

7、，埋深1159m，围岩为煤至半煤岩，锚喷网支护。巷道掘出后，变形速度随时间的延续呈负指数曲线急剧衰减，经过一定时间后趋于稳定，如图3 所示。巷道收敛变形主要是由于处于残余强度状态的破裂区围岩破裂膨胀变形的结果。因此，深井巷道变形速度的上述规律表明：（1）巷道围岩破裂区的形成经历了一个时间过程(此时间过程的长短与围岩破裂范围即破裂区厚度有关)；（2）深井巷道围岩破裂的发展速度在巷道刚开掘时较快，以后逐渐衰减，直至破裂区完全形成。2.3变形趋于稳定的时间长和长期蠕变变形趋于稳定要经历一个较长的时间过程是深井巷道矿压显现的又一大特点。从图3可见，赵各庄矿13 水平东运输大巷的变形稳定期(变形趋于稳定

8、经历的时间)约两个月。巷道变形稳定期与围岩破裂范围大小有关破裂区厚度越大，巷道变形稳定期越长。虽然深井巷道开掘后要经过较长时间变形才能趋于稳定，但巷道的收敛变形大部分发生在开掘后较短的一段时间内。掘巷引起的巷道围岩变形趋于稳定后，变形速度维持在一个较低水平。此后，巷道围岩保持这一速度不断变形，长时期处于蠕变状态，直至受采动影响。2.4巷道底臌量大底臌量大是深井巷道矿压显现的又一个显著特点。而且，从国内外的有关报道看，深部开采的巷道底臌现象具有普遍性3。据苏联对部分深井资料的统计分析，底臌现象及底臌量与开采深度有很大关系：即随开采深度增大，易于产生底臌的巷道比重越来越大，底臌量及其在顶底板相对移

9、近量中所占的比重随开采深度增大而增大。2.5冲击地压发生的频率和强度增大理论研究和生产实践都表明，矿山冲击地压的发生、发生的频率和冲击强度与开采深度有密切的关系。随开采深度增加，煤、岩体因变形而积聚的能量呈二次方关系增加。因此，在深部开采条件下，煤、岩体中积聚了巨大的能量，当采矿活动引起的能量释放速度大于煤、岩体破坏消耗的能量速度时，导致冲击地压的发生。实践表明，深部开采发生冲击地压的频率大大增加，冲击的强度显著增大。深部开采的冲击地压问题在岩体强度较大的矿山更为突出。3. 煤矿深井回采工作面矿压显现特点3.1老顶的初次来压当老顶达到极限跨距而且断裂时形成三铰拱式的平衡以后，随着工作面继续推进

10、，将导致新岩块A 的断裂，如图4 所示。此时由于岩块A 的力矩之和M00，迫使岩块A 发生回转。老顶的失稳将对工作面带来严重的矿山压力显现，甚至危及生产和人身安全。因此，把由于老顶第一次失稳而产生的工作面顶板来压称为老顶的初次来压。当老顶岩块失稳时，形成了岩块滑落，对工作面安全造成严重威胁。由于老顶破断岩块回转的影响，工作面顶板必然发生下沉。回采工作面煤壁上所承受的支承压力将随着老顶跨度的加大而增加。即刚从开切眼推进时为最小，在初次来压前则达到最大。由于煤壁前方强大的支承压力，可能导致直接顶在煤壁前方形成剪切破坏，从而形成顶生裂隙。这对回采工作空间的顶板管理显然也是不利的。老顶初次来压比较突然

11、，来压前回采工作空间上方的顶板压力比较小。初次来压时，老顶跨距比较大，影响的范围也比较广，工作面易出现事故。3.2老顶的周期来压老顶初次来压后，回采工作面继续推进，裂隙体梁所形成的结构将发生以下变化。如图5 表示了这个变化过程。由图中a 进入b，A 岩块将由稳定状态进入断裂状态。此时，按结构的自由度计算，结构将进入不稳定状态。随着回采工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构，将始终经历“稳定失稳再稳定”的变化3。这种变化将呈现周而复始的过程。由于结构的失稳导致了工作面顶板的来压。这种来压也将随着工作面的推进而呈周期性出现。因此，由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工

12、作面顶板的周期来压。周期来压的主要表现形式是：顶板下沉速度急剧增加，顶板的下沉量变大；支柱所受的载荷普遍增加；有时还可能引起煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等现象。如果支柱参数选择不合适或者单体支柱稳定性较差，则可能导致局部冒顶、甚至顶板沿工作面切落等事故。4矿井深部开采通常的技术措施4.1 降温措施一般情况主要降温措施为增大风量和改变通风系统。我国安全规程规定,回采工作面的风速不超过410 m/ s ;为加大风量,相应地增加回采工作面的最小通风断面。增加回采工作面的风量,除了保证回采工作最小通风断面外,更主要的是矿井要有足够的通风能力;回采工作面进回风道要有足够的通风断面。将常用的U 型

13、通风系统改为Y型或W型通风系统。Y型通风系统可大量增加工作面进风,降温效果明显,但须增一条采区边界回风道和保护一条回采工作面上回风道,在目前地温并不太高的情况下,采用W 通风系统可有效提高工作面供风能力,降低回风温度。4.2 防治瓦斯及瓦斯突出措施防治瓦斯除通常采用加大风量、提高风速以外,还有开采上部或下部解放层释放瓦斯;采取抽放瓦斯措施并对瓦斯加以利用;采取煤层注水用以改变煤的物理力学性质,降低瓦斯应力。对于开采深部瓦斯涌出量大的矿井,采用通常U 型通风系统时,经常出现回风流中瓦斯超限、瓦斯积聚、工作面和巷道中风速过大问题,并且使采区漏风量较大。为此,国内外近年来试行了采区内改用直线通风,工

14、作面下行通风,及Y型、Z 型、W型通风系统,除了可以有效地冲淡瓦斯、减小风速、避免瓦斯积聚、降低工作面温度外,还可以减少含尘量,有利于提高工作面产量。与上行通风系统相比,工作面回风流瓦斯可降低20 %50 % ,工作面温度降低25 ,煤尘减少十余倍,工作面产量可提高50 %100 %。采区及工作面采用直线式通风系统,被认为是一种安全可靠性较高和经济效果较好的通风系统。4.3 减少巷道压力措施深部巷道地压显现主要表现在巷道掘进后围岩在较长时间内产生蠕变变形,使巷道支架承受很大的压力。变形速度最快是在掘进后的1015 天范围内,瞬时蠕变的时间可达6090 天,180 天后尚趋向稳定。在矿压大的情况

15、下。采用锚杆和各种支撑式支架的混合支护方式能获得较好的效果。单独采用锚杆或发双层料石碹解决深部巷道支架问题既无效又不经济。深部软岩巷道变形区,存在着塑性带和松动带,支护应采用与围岩共同作用的锚喷支护,而锚杆的长度要大于松动带的深度。若锚杆深不足,应采用喷锚网喷复合支护结构,并与外部支护联合支护。矿压大和有底鼓的软岩巷道支护,国内外都有采用爆破裂缝卸载和底板岩石加固的方法。5. 煤矿深井巷道的矿压控制5.1优化巷道布置采准巷道的布置应避开煤柱集中应力、构造集中应力、采动应力的影响,选择在岩性较为稳定的岩石中。深部采区主要准备巷道应以岩巷为主或至少布置一条岩巷。随着深度的增加,回采工作面推进后煤体

16、塑性区增加,致使区段煤柱留设宽度随之增加,为保证采区回收率,减少巷道维护,工作面回风(运输)平巷宜采用无煤柱护巷的形式。巷道施工在遇到以压应力为主的褶曲、逆断层时,巷道方向尽量与褶曲轴或断层走向垂直或斜交;在遇到以拉应力为主的正断层时,巷道方向则与断层走向一致或斜交,从而达到减小矿压显现的目的。回采巷道布置的方位应使工作面离开断层推进,使采区一翼内工作面同向推进。避免巷道相向掘进和巷道近距离平行布置,减少相交巷道(或避开锐角),从而减小应力集中,减少发生冲击地压的危险性。5.2改革巷道支护形式对国内外大量深井开采矿井的研究表明，布置在中硬以下岩层中的巷道变形破坏严重（特别是受采动影响后），当采深在8001000m 以上时，在中