高瓦斯煤层冲击地压防治及应用专题报告

高瓦斯煤层冲击地压防治及应用 摘要：针对高瓦斯煤层冲击地压的现象及发生机理，研究了瓦斯煤层冲击的判别准则、预防措施、防止技术及防止方案。通过煤样浸水性试验和验证煤层注水的可行性，在五龙矿进行了煤层注水实验，并取得了良好地效果。关键词：高瓦斯煤层冲击地压，瓦斯煤层冲击地压发生理论，防治技术，防治方案0 引言 经现场调查发现，我国的瓦斯煤层冲击地压矿井已不在少数。如抚顺龙凤矿、阜新王营矿、开滦唐山矿、新汶华丰矿等一些瓦斯矿井都发生不同程度的煤层冲击地压。特别是在阜新五龙矿、王营矿、海州立井和抚顺老虎台矿，瓦斯煤层冲击地压经常发生。 目前对通常的冲击地压的发生机理已经有些基本认识，对其预测与防治已形成一些基本的方法和技术。但是迄今为止很少见到对瓦斯煤层冲击地压发生机理、预测、防治进行系统专门的研究。 由于瓦斯对煤体性质的影响较大，瓦斯煤层冲击地压发生机理更加复杂，预测与防治更加困难，且冲击地压发生时伴有大量瓦斯涌出，易于造成其他安全事故。 虽然过去在一些瓦斯矿井发生过不同程度的煤层冲击地压，但是都没有考虑煤层含有瓦斯而直接沿用一般冲击地压的预测防治措施，也没有考虑煤层瓦斯含量大、压力高等条件，没有对瓦斯煤层冲击地压发生的机理、预测、防治进行专门的研究。所以，研究瓦斯煤层冲击地压发生机理和预测技术具有更重要的理论意义和应用价值。 现有的冲击地压预测与防治措施，绝大多数是针对媒体冲击地压而进行的研究，没有考虑煤层中瓦斯在冲击地压发生中作用和对冲击地压预测、防治的影响。对于低瓦斯煤层，由于瓦斯含量低、压力小，可以忽略瓦斯的作用，视为无瓦斯煤层还是可以适用的。对于高瓦斯煤层冲击地压，冲击地压的研究比较少。 我国解放前及20世纪50年代建设的矿井开采已经接近或超过50年代建设已经接近或超过50年，进入深部开采，原来非瓦斯和低瓦斯煤层也将成为高瓦斯煤层，冲击地压也趋于严重。因此，瓦斯煤层冲击地压发生机理和预测防治技术的研究越来越被人们重视。1 国内外研究现状1.1国内现状 冲击地压的预测对及时采用区域采用区域性防范措施和局部性解危措施十分重要。冲击地压的预测包括时间、地点和规模三个方面。 冲击地压预测技术，除了经验类比法外，大致可以分为两类。一类是以钻屑法为主的局部探测法。第二类是系统监测法，包括地音系统监测法和微震系统监测法，以及其他地球物理方法，如电磁辐射法、地温法、电磁法等。 钻屑法是一种应用最多且简便易行的煤层冲击地压检测方法。电磁辐射法是一种非接触式实时连续的冲击地压检测方法，目前我国正在逐步推广。其他一些方法，虽然在我国很少应用，但也能直接或间接反映煤层应力状况。 潘立友、谭云亮等从讨论声发射与岩石材料损伤关系出发，讨论了用声发射检测冲击地压的科学性。纪洪广等提出并建立了冲击地压预测的“开采扰动势”模型。 以上方法为冲击地压预测技术的普遍方法，瓦斯煤层冲击地压技术尚需进一步研究。防治冲击地压是研究冲击地压的目的。防治技术的研究虽然开始很早，但绝大多数是针对具体矿井提出具体措施。 冲击地压的防治方法由冲击地压危险性评价方法和冲击地压的治理方法组成。冲击地压的治理方法可以分为长期治理和临时解危措施。长期治理方法是从煤层有冲击危险开始，在设计阶段就考虑治理问题。最大限度的使用开采解放层卸压，选择支护方式。临时解危措施有松散煤岩体的放炮方法、注水方法及卸压方法来破坏巷道周围煤岩体结构，形成缓冲带。 潘一山采用分形几何方法研究了煤体在受振后裂隙的变化规律和振动对煤体力学性质的影响，发现受振后煤体的抗压强度弹性模量和降模量降低，且受振时间越长或初应力水平越高，振动对煤体力学性质的影响越明显。应用采煤工作面和巷道冲击地压的分析结果，从理论上证明了煤体受振后煤岩体的稳定性增加。 杨正华等对三河尖煤矿在西二采区的开采过程中发生的冲击地压情况，研究了煤层卸载爆破对防治冲击地压的效果。李志华等66对顶板爆破进行了系统有效的素质模拟分析。 关杰等采用数值模拟方法揭示了急倾斜煤层开采解放层的煤岩层应力场、变形场等物理的变化规律等解放范围以及解放程度。 李国宏通过对高压注水、震动爆破防治冲击地压措施存在问题的分析，提出了卸压钻孔技术，并在实际应用中证明了卸压钻孔技术能够弥补高压注水和震动爆破措施的缺陷。对不同类型的冲击地压采用不同防治方法。 通过改变应力场分布和煤体性质防治煤体压缩型冲击地压。主要方法有开采解放层、采区合理布置、煤层注水、卸压爆破、大钻孔、卸压洞、卸压巷、机械振动方法致生岩体裂隙和大功率超声波方法。 通过改变顶板运动规律防治顶底板断裂型冲击地压，其主要为开采解放层、高压水射流钻孔割缝、留设煤柱。 对于断层错动型冲击地压，采用改变煤体性质和顶板活动规律等方法都不能解决问题，只有通过使开采不接近断层，或通过留设煤柱的办法，避免断层的移动，从而防治这种类型的冲击地压。 章梦涛在分析国内外矿井冲击地压的发生历史及现状的基础上，对冲击地压的预测、防治技术进行综合分析，指出使用电磁脉冲进行预测和水力钻孔割缝进行防治是今后的发展方向。 含瓦斯煤层潜在瓦斯突出危险。为最大限度地降低瓦斯事故，我国的大部分矿井都实施了瓦斯抽风技术。煤层瓦斯抽放后，使大部分吸附瓦斯解吸，改变了煤体的物理力学性质，其结果是造成了冲击地压的发生条件，因此含瓦斯煤层冲击地压不断发生，且有增加的趋势。为防治含瓦斯煤层冲击地压的发生，目前最有效的方法就是煤层注水。我国1952年在大同、开滦矿务局开始采用落差对煤层进行注水。1965年抚顺煤炭科学研究总院、抚顺煤炭科学研究总院在北票矿压采用煤层注水防治瓦斯突出，先后进行了石门、巷道等部位煤层注水的实验研究，于1976年进行了全面的总结，自行研制了胶塞封孔和水泥封孔方法进行封孔。1980年后北京开采所和原阜新矿业学院在抚顺龙凤矿、北京门头沟矿进行了煤层注水预防冲击地压的研究，初步确定了防治冲击地压的煤层注水工艺参数，进行了现场验证。1.2国外现状 现有资料显示，煤层注水首先使用的国家是苏联，为增加煤的含水率，减少扬尘，防治工作面作业人员矽肺病的发生，采用从地面接管线，依靠落差进行注水。在第二次大战后苏联将此方法列入煤炭安全作业规程。 1955年，苏联学者阿维耳申在其专著冲击地压中就已经提到注水可以预防冲击地压，并将其列为冲击地压的主要防治措施之一。为了提高注水率，缩短注水时间，将落差注水改为压力注水。苏联顿巴斯煤田在1946年大量采用煤层注水防治瓦斯突出。在20世纪50年代末，几乎所有发达国家均把煤层注水纳入煤矿安全开采的有关手册中，苏联、波兰等国家在冲击地压煤层开采规程中分别制定了不同用途的专门的煤层注水技术规范。2 高瓦斯煤层冲击地压发生理论2.1高瓦斯煤层冲击地压现象 统计资料表明，在我国一些瓦斯矿井发生过不同程度的煤层冲击地压，如阜新五龙矿、抚顺龙凤矿、开滦唐山矿、新汶华丰矿、重庆砚石台矿等。特别是在阜新五龙矿、王营矿、海州立井和抚顺老虎台矿，瓦斯煤层冲击地压经常发生。 本节对阜新矿区有记载的冲击地压资料进行统计分析，研究瓦斯煤层冲击地压发生的原因，为进一步研究瓦斯煤层冲击地压发生机理及预测与防治技术奠定基础。 阜新矿处于辽宁省西部，辖区内的阜新矿区煤炭开采自1897年至今已有百年余历史，是我国之昂要的煤炭生产基地。阜新矿区主要可采煤层赋存于白垩统沙海组3段及阜新组，共有10个煤层组。阜新煤田长130km，矿区面积为349.3km2。采煤涉及面积为600km2。建国后，阜新矿区生产煤炭已达5.2108t。 阜新矿区已经有近百年的开采历史，曾经在很长的时间内是我国几个最大的煤炭生产基地之一，号称煤都。目前浅部煤炭资源已经枯竭，五龙矿、王营矿、海州立矿，原来就是为开采阜新矿区深部煤层而建立或改建的。目前可采煤层深度都已达或超过800m，随着采深的增加，不仅是矿山压力增加，而且煤层瓦斯含量增加，瓦斯压力增大。21世纪初五龙矿等三个矿井先后经上级主管部门批复为高瓦斯矿井。现在开采及今后开采的煤层均为高瓦斯煤层。 当采深小于500m时，五龙矿为低瓦斯矿井。1972年，发生首个冲击地压。由于当时煤层中瓦斯含量不高，冲击地压发生后，矿井大气中瓦斯浓度只是稍有增加。1988年后，开始发生冲击地压事故。王营矿、海州立井在20世纪八十年代均发生过冲击地压，但是频率不高、强度较低，曾采取了一般的冲击地压防治措施，冲击地压造成的后果不太严重。进入21世纪后，随采深的增加，首先的五龙矿开始连续发生高震级冲击地压，之后五营矿、海州立井冲击地压也多次发生，甚至发生了震级高的冲击地压，造成了事故和灾害。 五龙矿、王营矿、海州立井所发生的冲击地压均在高瓦斯煤层，属于高瓦斯煤层冲击地压。煤层中含有大量瓦斯流体，瓦斯压力大，不能忽略。煤层变形，按太沙基原理及有效应力原理，已经不是只受围压所产生的应力所支配，而且由于煤层对瓦斯具有吸附作用，从而影响煤体变形性质。煤层冲击地压是煤受载荷失稳破坏发生的，与所受载荷和煤的物理力学性质有关，也就是说煤层中瓦斯对煤层受载及物理力学性质等均有影响，也就必然对冲击地压发生产生影响。下面以五龙矿为例： 五龙矿位于阜新西南10km处，阜新煤田中部，地理坐标为经度121038、10、，维度41057、55、。井田边界：东起二号桥东侧保护煤柱线，西至F2段，北起-100m标高，南至-780m标高和各煤层可采边界线，平均走向2.615km，倾斜长4.5km，面积11.7675km2。井田开拓方式：立井多水平分区式开采。 井田内的煤属中灰、特低硫的长焰煤，-515m以下有一部分气煤。均为优质动力煤。现在采取域南至带岩墙及可采边界线，北至-365m水平以下，西至平安二号断层，东至二带岩墙。 煤系地层：侏罗纪上统（沙海组-为薄煤层状粉砂岩、泥岩，阜新组-含水泉、孙家湾、中间、太平、高德五个煤层群）、白垩系下统（孙家湾组为区内含煤地质的盖层。主要为粉砂岩、泥岩、砂砾岩及中粗砾砂岩，厚约400m500m）、第四系（冲击沉积岩为白莹土、亚沙土，冲击砂砾面层）。 煤层发育趋势呈北厚南薄，西厚东薄。富煤带位于王营一高德向斜一带，向斜轴部煤层较厚，轴南急剧分叉，变薄，变厚，尖灭。煤层为单斜构造，走向为N3578。E,倾向S1255，倾角524，平均12。 井田共有七个断层，由西向东依次为平安二号、三号、四号、五号、六号断层。平安二号为井田境界，三、四、五号断层在-365水平以上已尖灭。断层产状见表2-1。表2-1 五龙矿断层产状表名称性质走向倾向落差/m平安二号正N30 40W50 6020 170平安三号正N0 40W55 600 200平安四号正N25 40W55 650 60平安五号正N0 15W55 610 100平安六号正N5 10W55 60510 第三纪玄武岩的侵入对井田煤层破坏严重。主要的侵入岩体有三组：第一组为岩墙，其中三带产生的为NE向支墙；第二组为NEE向岩墙，该组岩墙在煤层中产生次生床；第三组为深部岩床。岩浆岩产状见表2-2。 依据辽煤安字2004103号文件批复，五龙矿定为高瓦斯矿井。瓦斯相对涌出量28.64m3/t,绝对瓦斯涌出量95.3m3/min,瓦斯等级：高级；煤尘爆炸指数为41.73%；自然发火期3个月。瓦斯抽放方法包括老塘埋管、钻孔抽放、尾巷抽放。抽放设备有SK-85型三台（抽放量85m3/min）、2BEC52型两台（抽放量200m3/min）。五龙矿1972年至2004年有记载的冲击矿压发生情况见表2-3。 表2-2 岩浆岩产状表名称走向倾向倾角(0)厚度/m控制长度/m确定依据二带岩墙N84 91NW70 8520 1402250-215大巷-365孙顶大巷二带支墙N88NW65 902.5 3.52200212、213区二井皮带下山三带岩墙N82 8570 8510 80400四井三支一墙N67 7350 702 5200西山石门二井西盲斜三支二墙N67 7250 700.2 2.01500二井三支三墙N60 7550 702850二井三支四墙N60 7550 702800二井NE一号墙N3 1960 850.1 6.51500东一、二石门NE二号墙N11 2455 750.7 4.71800东一、二石门NE三号墙N18 2856750.5 602800东一、二石门NE四号墙N5 3612 150.1 2.42500东一、二石门主岩床N420 14017.5 1074500东新井、三水平轨道下山 表2-3冲击矿压发生情况记录表时间地点破坏程度记录震级197224区水砂充填采煤工作面，相向开采（太上层）该工作面发生三次冲击，计死亡7人1900-480反井施工中距其通点剩2m（中间层）死亡2人2002-4183311综放面运顺掘进施工中锚网锚索支护，巷道顶底板重合，风水管折断，瓦斯涌出，死亡8人3.42003-3233311综放面运顺掘进施工中波及范围40m，巷道两帮煤体移进量0.6m 0.8m，底臌0.3m3.02003-3283311综放面回采期间运顺U型棚架压缩变形0.3m 1.0m，串车颠覆掉道，波及范围80m，瓦斯涌出，死亡1人3.42004-4143123综放面回采期间，皮带道由于工作面20m 100m范围，U型棚变形0.6m 1.2m,一梁三柱折断，串车掉道7个，重伤1人3.0204-515323综放面回采至采终线40m时皮带道风道三处冒顶1米，皮带道串车掉道3个，底臌，冒顶3.6 表中记录了所发生的震级较高、破坏较严重或造成人员伤亡的冲击地压情况。此外，震级不大、破坏不严重的冲击现象，近年来发生较为频繁。其显现特征如下。 1）震级不大的冲击地压发生较为频繁，但破坏性不大，偶有片帮和煤块抛射的现象。 2）震级较大的冲击地压下，井下破坏严重，但是地面震感十分明显。 3）多数冲击地压发生前，没有宏观征兆而突然发生，破坏性较大，有时造成严重的片帮、冒顶和底鼓、摧毁支架、堵塞巷道及颠翻设备。 4）冲击地压发生过程短暂，持续时间一般为几秒或几十秒。 5）冲击地压发生的次数随采深的增加而增多。 6）冲击地压发生在高瓦斯煤层中，瓦斯含量高，瓦斯影响大，且冲击地压发生后都有瓦斯大量涌出现象。 2002年4月18日3：50时（简称418事故)和2003年3月28日16:50时（简称328事故）发生的两次冲击地压事故均发生在311综放面。下面对这两个事故做具体分析。 311综放面位于地面工业广场以南，三水平皮带下山以西，北到60m煤柱区是主岩床变焦线，南到该工作运顺，西到三带岩墙，东到三号保护没煤柱线，煤层埋藏深度为761m到893m，如图2-1所示。上覆中间层221区五阶段、七阶段分别于1997年12月、1999年11月采毕，221区二号面于2002年3月14日采毕，其层间距为67m到90m。 图2-1 3311采区剖面图及冲击地压发生位置 该工作面开采太平上层群，煤层之间夹石分布没有规律，夹石厚度忽厚忽薄，由于受主岩床侵入影响，个别煤层中伴有褶皱，并将煤层揉成劣质煤。煤层顶板有一层伪顶为泥岩，厚度为1m左右，其上部为砂岩，底板局部有0到0.8m的泥岩，其下部为砂岩与太平下层间距为0.6m至23.5m，呈东薄西厚趋势平均煤厚12m。 418事故发生后经现场勘察显示，设备及支架损害严重，波及运顺拉门往里53m至96m范围，皮带被掀翻，铁轨、水管、风管多处扭曲折断，风筒破坏严重，上帮片帮、外移、锚杆多处被拉断或弯曲，托盘被拉掉；从96m到158m范围内为严重破坏区域，造成顶底板合拢。死亡8人。 328事故发生后经现场勘察显示，巷道严重变形50m，皮带被掀翻，串车被颠覆掉道，U形棚支架压力最大压缩量为1.0m且多处变形的，底鼓为1.0m，两帮位移10.m（最大），下端头临时支架折断、倾倒破坏，工作面下面有底鼓。死亡1人，伤4人。 两次冲击事故发生在同一地点，冲击点相距50m，见图2-2。均属于高瓦斯煤层冲击地压。 图2-2 位置关系分析其发生原因，有一下几点。 1）事故点周围地质构造复杂。工作面位于带火成岩墙（60m）与变焦线北西向70m之间，有较大的构造应力；煤层结构复杂，分层变化剧烈；直接底夹石分布不稳定。 2）事故地点位于上层煤柱（221区的煤柱)下，垂距90m，有很大的重叠应力；太上层（105m）还有两条煤柱，三条煤柱共同影响。 3）328事故工作面前43m处属于开采附加应力升高区。 4）采深达到800m，属于深部开采，上覆岩层自重压力与构造应力共同影响，产生高应力区。 5）高瓦斯煤层，瓦斯含量高，瓦斯影响大。2.2高瓦斯煤层冲击地压发生机理 冲击地压发生机理的研究主要集中在冲击地压发生机理及发生准则两个问题上，而发生准则又是建立在冲击地压机理分析基础之上。 矿井工作面煤体，受到采动影响产生压力重分布。在煤体内，部分区域形成高应力区或低强度区，其抵抗变形能力随变形增加而降低，具有应变软化性质；另一部分煤岩体又未超过其峰值强度，其抵抗变形能力则仍随变形增加而增加，具有弹性性质或应变硬化性质。煤体-围岩变形系统处于非稳定平衡状态，在受到外界微小扰动时，将会产生失稳现象，释放能量使煤体破坏、滑移，乃至驱动发生冲击地压。发生煤岩体动态破坏的位置。这就是冲击地压发生机理的失稳模式。因此冲击地压只有在煤岩体出现应变软化的情况下才有可能发生。 冲击地压发生前，煤岩体在外力作用下的变形过程，即冲击地压的孕育过程，可以认为是一个准静态过程；冲击地压发生后煤岩体则处于新的稳定平衡状态。冲击地压发生过程中，伴随着煤岩体的震动，是一个动力过程。因此，冲击地压是发生前的准静态平衡状态失稳转变到另一个稳定平衡状态的动力失稳过程。 在瓦斯煤层中，瓦斯压力以体积力形式作用于煤体层，这是瓦斯对煤的力学作用。瓦斯是可压缩气体，而且煤对瓦斯的吸附解吸作用十分强烈，短时间内吸附解吸量就有剧烈变化，因此瓦斯对煤体的作用不是单纯力学作用。 煤体的变形破坏过程受有效应力控制，在有效应力作用下，煤体的裂纹发生发展，当局部有效应力超过峰值强度时，此局部区域的煤体成为应变软化的非稳定介质，形成了由此区域与区域外界扰动发生失稳破坏，从而发生冲击地压。其次，瓦斯对煤体还有非力学作用，使煤体的力学性质发生变化，弹性模量减少，峰值强度降低。同时煤体变形状态的改变又使孔隙瓦斯的流动状态也随之变化，这又将改变煤体的变形状态，在如此反复相互作用、相互影响即固流耦合作用下，煤体将发生失稳破坏而产生冲击地压。 在冲击地压发生过程中，微裂纹的发生扩展起主导作用。对于高瓦斯煤层，由于瓦斯压力大，在采动影响下，煤体骨架的有效应力重新分布，原有微裂发生扩展并合形成裂隙，并产生新的微裂纹，造成煤体渗透性发生变化。瓦斯流动状态改变，新的裂纹空间将为瓦斯所充满。随着变形的增加，新的裂纹裂隙产生，形成新的瓦斯通道，渗透能力增强。当局部煤体骨架的有效应力临近峰值强度时，产生裂纹裂隙集中区。瓦斯向裂纹裂隙集中区涌入，在裂纹裂隙集中区的煤体强度降低，损失程度增强。变形继续增加，也就是裂纹裂隙继续发生和扩大，瓦斯将进一步涌入裂纹裂隙所形成的空间。煤体强度进一步降低，裂纹裂隙继续发展，损伤程度进一步增强。这种相互作用将使裂纹裂隙集中区内煤体损伤程度加剧。介质趋于稳定，发生冲击地压的可能性增加。 为减少瓦斯灾害，高瓦斯矿井都采取了瓦斯抽放措施。大量瓦斯从煤体中解吸，经渗透从煤体中裂隙通道抽出。在瓦斯抽出过程中，随煤体中瓦斯含量的降低，孔隙压力下降，煤体变硬。但是由于原有瓦斯压力所造成的裂隙不会消失，煤体的整体性很差。瓦斯抽放后，原来由煤体骨架和瓦斯气体共同承担的压力将使煤体骨架转移，煤体中积聚的弹性变形能增大，构成煤体冲击地压的条件。在外部扰动情况下发生煤体压缩型冲击地压。2.3高瓦斯煤层冲击地压的判别准则 瓦斯煤层冲击地压是含瓦斯煤体突然破坏所发生的动力失稳现象。含瓦斯煤体孔隙中的瓦斯对煤体通过孔隙压力以有效应力的方式施加煤体，煤体的变形破坏程度受有效应力控制，在有效应力作用下，煤体中的裂纹发生发展，当局部的有效应力超过峰值强度时，此局部区域的煤体成为应变软化的非稳定性介质，形成了由此局部区域的非稳定性介质与外部区域的稳定介质组成的变形系统。当此系统处于非稳定状态时，遇外部扰动发生失稳破坏，从而发生冲击地压。 1）能量判别准则 系统稳定性分析方法通常有静力法、动力法和能量法。由于采用静力法或动力法分析存在较大困难，所以一般采用能量法分析。从含瓦斯煤体系统的能量角度出发利用系统的总势能来判断含瓦斯煤体系统的稳定性。一般条件下，力学系统的稳定性判别准则依据热力学第二定律获得。考虑系统必须处于或接近热力学平衡，有 （1）如果（）in0 对于所有的qi 都成立，那么系统平衡是稳定的。 （2）如果（）in 0 对于某一qi 成立，那么系统处于临界状态。 （3）如果（）in 0 对于某一qi 成立，那么系统平衡是非稳定的。 上述稳定性判别准则是关于任何物理系统平衡稳定性的最一般判别准则，（）in为系统内部不可逆过程中产生的熵的总量，qi 为广义内变量的变分。当一个系统变成不稳定后，能量-（）in 变成系统能量，系统开始运动，最后，由于耗散过程如黏弹性、塑性、摩擦、损伤和断裂等的存在，动能转化为热能为绝对温度。 当忽略几何非线性的影响时，以表示系统的总势能，得到： 对于小变形系统，如果系统处于弹性变形状态，则上式变为： 当系统局部出现软化区时，则 式中 ， 分别为弹性变形区Ve和应变软化区Vp的材料矩阵。对于瓦斯煤层，其总势能除了外力势能A和煤层固体骨架的应变势能U外，还包括煤层孔隙中的瓦斯势能E。外力势能： 煤层固体骨架应变势能为： 瓦斯势能为： 式中： ， ，分别为煤岩体在体积力X、面积力T和孔隙压力p作用下的应力、应变和位移；V，S分别为所讨论煤体体积和表面积。 系统总势能 =U+A+E 根据变分原理，总势能取极值时，一阶变分为零。若有极小值，则二阶变分不大于零，则不是极小值，此时系统平衡是非稳定的，遇扰将发生失稳状态的条件为 （2-1） （2-2） 式中（2-1）为变形系统处于平衡状态的条件，式（2-2）才是平衡状态的非稳定性条件。若使（2-2）成立，必须要求系统中存在已进入应变软化塑性变形状态的区域，于是将煤层分为弹性区域和应变软化塑性区域，并将两部分应变势能分开描述，按塑性流动理论以应变增量描述，则式（2-2）变为 0 （2-3） 式中：V e ，Vp 分别表示煤岩弹性区域和应变软化塑性区域的体积；De ，Dp分别表示弹性刚度矩阵和应变软化塑性刚度矩阵。应变软化塑性区域Vp 是通过对煤岩体进行弹塑性分析所得出的。如塑性区包括了应变硬化区和应变软化区，则分为三个区域进行描述，时（2-3）增加一项，只是计算上复杂一些，原理上无本质差异，不影响问题的讨论。另外，过程中所释放的能量必须大于所消耗的能量R，即 U+A+E-R0 (2-4)对于煤层冲击地压，因是煤层受压性载荷而发生的，则式（2-3）中的应变均为煤层受压而产生的应变。对于瓦斯煤层，孔隙中存在瓦斯压力，其应变是由有效应力支配的，即 (2-5) 同时煤层的力学性质受瓦斯的作用和影响变化而发生变化，因而式（2-3）中的De 和Dp、泊松比和峰值强度c 均是瓦斯含量m或瓦斯压力p的函数，因而可以写为 De=De(p)=De(m) (2-6a) Dp=Dp(p)=Dp(m) (2-6b) =(p)=(m) (2-6c) c =c (p)=c (m) (2-3d)函数的形式由实验确定。 随瓦斯含量或孔隙压力的增加，弹性区和塑性软化区刚度均减小，但是塑性软化区降低幅度更大，向不易满足（2-3）的方向发展，不利于冲击地压的发生。随瓦斯含量或孔隙压力的增加，煤的峰值强度降低，煤体变形易提前向塑性应变软化方向发展，易于发生冲击地压，但是峰值强度降低使煤体储存的弹性势能减少，造成灾害也轻。 假设瓦斯的煤体内受采动影响很小，近似为静止状态，则孔隙压力、瓦斯含量均可以视为均匀，则De 及Dp、和c 均为常数，通过弹塑性力学求得弹性及塑性应变，代入（2-3），对瓦斯煤层冲击地压的发生做出预测。 事实上随采动的影响，瓦斯在煤体内将发生流动，因而进一步计算需要考虑煤层变形和瓦斯流动的耦合作用进行分析计算，更接近实际，但求解是十分复杂和困难。 2）扰动响应判别准则 这是根据李雅普诺夫关于受扰运动的有界性概念的提出的。李雅普诺夫的稳定性理论的研究干扰因素对系统运动（平衡）的影响。所谓干扰因素就是描述系统方程时与基本力相比甚小而未曾加以考虑的力。这些力通常是不曾确切知道的，它们可以是洞室的开挖、工作面的推进、放炮等，这些扰动因素对不同的系统，或对同一系统在不同的平衡状态下，所产生的响应是不同的。若一个处于静态或动态的系统受到一个任意微小扰动后，与不受干扰的状态相差很小，即扰动状态始终保持的原形态附近一个小领域内，则这个系统是稳定的。反之，系统在某中情况下，干扰对其影响就很显著，以至于无论干扰多么小，受扰动系统的状态与未受扰动系统的状态可能相差极大，则这个系统是非稳定的。 对于瓦斯煤体系统，在外载荷P作用下，产生的塑性软化变形区特征尺寸为，产生的特征位移为。假设某时刻岩体结构处于平衡状态，对于外载荷P的一个微小扰动P ,或者采掘活动的一个微小扰动 a,特征尺寸或特征位移产生响应 、。若响应、是有界的或有限的，则此时平衡状态是稳定的，扰动消失后又处于新的平衡状态。若煤岩体结构处于非稳定平衡状态，则无论扰动、a多么小，都会导致特征尺寸或特征位移的无限增长，即 （2-7）式（2-7）即为冲击地压发生的扰动响应判别准则。 3 高瓦斯煤层冲击地压防治技术3.1冲击地压防治方法综述 防治冲击地压是研究冲击地压的目的。冲击地压的防治方法由冲击地压的危险性评价方法和冲击地压的治理方法组成。冲击地压的治理方法可以分为长期治理和临时解危措施。长期治理方法是考虑煤层的冲击危险开始，在设计阶段的考虑治理问题。临时解危措施有松散煤岩体的放炮方法、注水方法及卸压方法来破坏巷道周围煤岩体结构，形成缓冲带。 冲击地压煤层安全开采暂行规定明确指出：冲击地压矿井有关的长远规划和年度计划中必须包括防治冲击地压措施；开采冲击地压煤层的新水平，必须以冲击倾向鉴定等资料为基础，编制包括冲击地压防治措施的专门设计；已开采的煤层一经确定为冲击地压煤层，对于正在开采的水平，必须在3个月内补充编制专门设计；开采冲击地压煤层必须采取防治冲击地压的生产技术措施和专门措施，在采掘工作前必须编制包括防治冲击地压内容的掘进和回采作业规程和专项防治措施的实施规程。 关于冲击地压防治技术方面已有许多研究成果。我国学者和现场工程技术人员在这方面做出突出贡献。 杨正华等研究了煤层卸载爆破对防治冲击地压的效果。李志华对顶板爆破进行了系统的数值模拟分析。关杰等采用数值模拟方法揭示了急倾斜煤层开采解放层的煤岩层应力场、变形场等物理量的变化规律的解放范围以及解放程度。李国宏通过对高压注水、震动爆破防治冲击地压措施存在的问题的分析，提出了却压钻孔技术，并在实际应用中证明了却钻孔技术能够弥补高压注水和震动爆破措施的缺陷。 对不同类型的冲击地压应采取不同的防治技术。 煤体压缩型冲击地压防治技术主要有开采解放层、采区合理布置、煤层注水、卸压爆破、大钻孔、卸载洞、卸压巷、机械震动方法致生岩体裂隙和大功率超声波法。顶底板断裂型冲击地压防治方法主要开采解放层、本层煤解放的高压水射流钻孔割缝、留设煤柱。 断层错动型冲击地压主要通过使开采不接近断层，或通过留设煤柱的办法，避免断层的移动，从而防治这种类型的冲击地压。 章梦涛在分析国内外矿井冲击地压的发生历史及现状的基础上，对冲击地压的预测、防治技术进行了综合分析，指出使用电磁脉动进行预测和水力钻孔割缝进行防治是今后的发展方向。 含瓦斯煤层潜在瓦斯突出的危险。为最大限度降低瓦斯事故，我国的大部分矿井的实施了瓦斯抽放技术。煤层瓦斯抽放后，使部分吸附瓦斯解吸，改变了煤体的物理力学性质，其结果造成了冲击地压的发生条件，因此含瓦斯煤层地压不断发生，且有增加趋势。为防治含瓦斯煤层冲击地压的发生，目前最有效的方法就是煤层注水。3.2煤层注水防治冲击地压机理 为了减缓以至消除冲击地压危险，国内外都采用煤层注水作为重要防治措施之一，现在广泛应用在防冲实践中。 有关煤层注水的研究主要集中注水后的孔隙压力对煤体的作用，关于注水改变煤的物理力学性质的论述只是简单概括为水对煤的物理化学作用，或者归结为破坏了煤的粘黏结力。3.2.1煤样浸水性试验 1）试验方法和试验步 进行含水率对煤的物理力学性质影响的实验研究，需要制备多组不同含水率的煤样,在实验机上进行其物理力学性质的测试。目前难以对煤样含水率进行调整。因此先将同一层煤、同一区域取出的煤块，制成多组煤样，烘干达到完全干燥。然后对煤样进行浸泡，烘干的煤样含水率基本相同，浸泡后含水率的高低与浸泡时间有关。将不同浸泡天数的煤样取出，测其含水率，然后进行其物理力学性质及变形破坏的测试，即可测得含水率对煤的物理力学性质的影响。实验装置如图3-1所示： 图3-1 实验装置 试样制作：由于煤层在地质年代形成的过程中，就存在各向异性、不均质，为防止煤样在试验中测试数据的离散性过大，所以我们在海州立井煤层取出一块比较大的煤样，从中制作成8个试样。 实验方法：煤样编号并测量尺寸，分别在天平上称出质量。将煤样放在恒温箱中，在100摄氏度至105摄氏度恒温时间不少于6个小时，然后自然冷却却到恒温再称其质量，计算出每个煤样子自然状态时的含水率。将试样放在盛满水的容器中放置24h，取出1号试样，擦干并称出质量，然后经过2天、3天、4天、5天、6天、7天、10天分别取出其他试样，然后称出各自的质量，并计算出煤样浸泡不同天数含水率。将取出1号试样在200t压力试验机上进行加载一直到煤样破坏，绘出应力-应变曲线、记录破坏载荷，以后依次对2、3、4、5、6、7、8号煤样分别进行抗压试样。 2）实验结果 煤样的自然含水率和不同浸水时间含水率测定结果记录见表3-1，含水率随时间的变化规律如图3-2所示。由试验结果知：煤样的含水率随浸水时间增加而增大。开始时增加较快，5天时近于饱和状态，此时的含水率可认为是饱和含水率。不同浸水时间煤样的应力-应变曲线如图3-3所示。图3-2 煤样含水率及浸水时间关系表3-1 不同浸水时间煤样含水率测定记录表试样编号 尺寸/cm 自然状态干燥状态质量/g浸水时间/天 浸水后长宽高质量/g含水率/%质量/g含水率/%15.975.686.003700.836713721.4225.975.676.003711.036723731.6435.975.696.003701.136633731.8145.785.845.803711.136743741.8555.785.845.703660.836553711.9266.465.886.404201.141564231.9076.465.886.324181.041474211.9586.436.255.854350.7432104401.98图3-3不同浸水时间煤样的应力-应变关系曲线 从表3-2及图3-4和图3-6可知，随着试样含水率的增加，试样单向抗压强度减少，弹性模量减小，泊松比增大。当达到饱和含水率时，抗压强度、弹性模量、泊松比趋于近值。表明煤被水湿润后其物理力学性质发生变化。这种变化由两个原因引起：水及某些含阳离子的溶液具有降低岩石颗粒间表面能的能力，因而降低了煤的破裂强度，这种现象称为“软化”；由于裂隙的增加与扩展，降低了煤的强度，造成煤的弹性性质的差别。 表3.2.2 试样的抗压强度、弹性模量、泊松比与含水率的关系编号浸水时间/天含水率/%面积/cm2破坏载荷/kN抗压强度/MPa弹性模量/GPa泊松比111.4233.9126.27.742.210.25221.6433.8522.26561.750.27331.8133.9720.05.881.470.28441.8533.7617.25.091.130.29551.9233.7615.04.450.890.30661.9033.9813.33.910.710.31771.9537.9815.03.960.660.318101,9840.1913.53.360.480.31 图3-4 弹性模量与浸水时间关系 图3-5 泊松比与浸水时间的关系图3-6 抗压强度与浸水时间的关系 试样的状态见图3-7.当煤样的自然含水状态时，加载达到峰值强度时，立即发生崩裂性破坏，并发生声响，实验机产生震动。浸水3天煤样不产生崩裂。 浸水后煤体重储存的弹性应变能降低。裂隙增加会引起煤岩的弹性性质的变化。煤样破坏前，由于裂隙在某些部位上丛集而形成包体，包体与周围介质形成的力学系统失稳时煤样遭到破坏。包体与周围介质弹性差别越来越大，平衡系统越容易失稳。注水后由于整个煤样的弹性性质已得到改变，此时即使形成包体，它与母体的弹性性质差别也不大，因此不容易引起平衡系统失稳。 由于煤体强度降低与弹性性质的变化引起煤壁前方支承压力分布状况发生变化，如图3-8所示。煤层注水后，煤体得到充分湿润，强度下降，弹性性质发生改变。煤层中储存的弹性性能大大降低；煤壁前方支承压力分布情况发生变化，支承压力峰值降低，峰值点向煤壁深部转移；由于天然裂隙得到扩大与增加，大大减少了裂隙失稳扩展的机会，即使裂隙失稳扩展，破碎煤体与周围介质组成的平衡系统也不容易失稳。因此，凡是注水充分的工作面，冲击地压发生的频度和强度大大降低。 煤体能否得到充分湿润，与煤的层理、节理、裂隙的发育程度和煤的孔隙率有关。孔隙率越高煤的蓄水能力越强，节理裂隙越发育，水在煤体中流动越容易。图3-7 试件破坏状态（a）浸水3天 （b）浸水5天（c）浸水7天（d）浸水10天图3-8 注水前后支承压力分布情况变化曲线 由于煤的同时具有孔隙和裂隙的介质，这给研究水在煤体中流动的规律带来困难。从工程的角度来说，可以认为水在煤体中流动为：水首先充满裂隙，然后由裂隙向孔隙发展，水从裂隙向孔隙发展主要靠毛细力，毛细力的大小和煤的亲水性有关。注水时在水中加入增湿剂，使煤的亲水性加强，从而增加毛细力，能够加快水从裂隙带向孔隙带发展，从而能够加大注水半径，缩短注水时间。 对于高瓦斯矿井，为防治瓦斯灾害或利用瓦斯气体资源而采取抽放措施，游离瓦斯首先从裂隙中被抽出，从而降低了瓦斯压力，破坏了煤对瓦斯吸附解吸得动平衡状态，吸附瓦斯从煤体颗粒表面大量解吸，造成煤体强度和弹性模量的提高，并使原来由瓦斯气体承受的压力转移到煤体骨架上，提高了煤体有效应力，其结果是煤体骨架积聚的弹性变形能的提高，因此瓦斯抽放后冲击地压的频度和强度均有所增加。为了避免由此造成的冲击地压灾害，应采取煤层注水措施，使煤体得到软化，改善煤层的物理力学性质。3.2.2高瓦斯煤层注水的可行性 通过以上分析可知：煤层注水确实能够改善煤体物理力学性质，达到防治冲击地压的目的。但是煤层注水是否可行，达到预期效果，必须考虑煤层注水的难易程度。 煤层注水的难易程度即煤体湿润的难易程度，其含义是水是否容易进入煤体的裂隙、孔隙，同时还要考虑到水是否容易从煤体的部分裂隙中泄露流失。如果水很难进入煤体的裂隙、孔隙，或水很容易从煤体的裂隙中泄露流失，都将给注水带来困难或达不到预期效果。因此，掌握表征煤层注水难易程度的指标十分重要。影响煤层注水难易程度的因素主要有以下几个方面。 1）煤层裂隙孔隙的发育程度 煤层孔隙、裂隙的发育程度是影响煤层注水难易程度的首要因素。在一般 情况下，裂隙发育、孔隙率高的煤层透水性强，水容易注入，注水压力较低。实践证明，裂隙发育而地质疏松的煤层多数采用低压注水就能取得良好的湿润效果。 2）煤层的埋藏深度与地应力的集中程度 煤体应力使煤层内裂隙被压密，微孔隙被压缩。煤层内各类孔隙压密程度及微孔隙的压缩程度取决于煤体应力的大小，而煤体应力的大小与煤层的埋藏深度和采掘活动有关。因此煤层埋藏深度或在开采时地应力重新分布后集中程度成为影响煤层注水难易程度的重要因素。 在开采深度较小，煤体应力小于煤层破裂应力的注水地点，不能从注水压力和煤体应力的关系判断是否将发生压裂泄水，它们之间并无明显的影响关系。注水压力即使超过煤体应力，但是没有达到煤层破裂压力时，注水可正常进行。只有注水压力超过煤层破裂压力时，才有可能压裂煤层发生泄水。 3）煤层的物理力学性质 坚固性系数综合反应了煤层在各种方式下破碎的难易程度，既反映煤的裂隙孔隙情况，又反映煤体本身的韧性、脆性等物理指标，所以煤层的普氏系数可以作为影响注水难易程度的参考目标。实践证明，如果其他条件相似，坚固系数通常是在煤层中取煤样测定的，它对整个煤层的层理、裂隙系统情况的反应是有局限性的。需要将坚固性系数和煤层的层理、节理以及结构情况加以综合分析，得出正确的结论。 4）煤层内的瓦斯压力 煤层内的瓦斯压力的注水的附加压力，水客服了瓦斯压力后所剩余的压力才是注水的有效压力。显然，在瓦斯压力较大的煤层，为了取得系统的注水流量，需要提高注水压力，从而增加了注水。在低瓦斯矿井，瓦斯含量和瓦斯压力都很小，瓦斯压力的影响可以不予考虑；在高瓦斯矿井，瓦斯压力成为注水的主要影响因素之一。在我国许多矿井中，煤层透气性差，瓦斯压力大，在这些难以抽放瓦斯的煤层中进行注水时，通常都实行中、高压注水。 5）煤的湿润接触角 湿润时液滴在固体表面上扩展铺开的现象，是表面或界面上一种流体所取代的过程。过程实质是界面性质及界面能量的变化。固体表面的湿润性是由固体和液体表面的特性决定的。液体在固体表面的湿润能力用湿润接触角衡量。接触角（见图3-9)是指出液、固、气三相接触点处，三个表面张力作用下平衡时，液气和液固两界面的表面力作用线夹角。接触角大小，表示液体对固体的湿润能力大小。通常，900为不浸润；=00或不存在，或为完全湿润或铺展。一般试验证明，煤的接触角小时，毛细作用力较大，增