浅析矿山压力与控制

浅析矿山压力与岩层控制
0 引言
由于在地下煤岩中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上所引起的力，就叫做“矿山压力”。

在矿山压力的作用下，会引起各种力学现象，如顶板下沉，底板鼓起，巷道变形后断面缩小，岩体破坏散离甚至大面积冒落，煤被压松产生片帮或突然抛出，支架严重变形或损坏，充填物受压缩，以及大量岩层移动地表发生塌陷等等，这些矿山压力显现都将严重影响矿山企业的采掘活动和经济效益。

如今我国煤矿的平均开采深度已经接近千米，个别矿区开采深度达到1300 多米。

随着开采日益向深部延深，矿山压力显现更加频繁。

如果矿山作业人员能够准确预测矿压显现的预兆，做出合理的判断及采取正确的预防措施，将会对井下人员的安全和减少矿山经济损失方面起到积极作用。

下面仅就矿山压力的理论发展作简要的介绍。

1 矿山压力理论发展
压力拱假说，又名自然平衡拱，是在1908 年由M·M·普洛托雅柯诺夫提出的，它是一种岩石移动拱形说。

拱形假说适用于不稳定岩体，它将岩体视为松散岩体，以散体力学为理论依据，认为如无支护，则在上部覆岩的压力下，松散的岩石将从开采空间的两帮和顶部向下冒落，两帮塌落成斜面，顶部冒落成自然平衡拱。

如有支护，则作用在支护上的载荷仅只是冒落范围内的岩块重量，而与开采空间的埋藏深度无关。

铰接岩块假说，是苏联库兹涅佐夫于1950～1954 年提出，认为工作面上覆岩层的破坏可分两带，即不规则垮落带和其上的规则移动带。

假说认为工作面支架存在两种不同的工作状态：当规则移动带（相当于老顶）下部岩层变形小而不发生折断时，不规则垮落带岩层（相当于直接顶）和老顶间就可能发生离层，支架最多只承受直接顶折断岩层的全部重量，故称支架处于“给定载荷状态”；当直接顶受老顶移动影响折断时，支架所受载荷和变形取决于规则移动带下部岩块的相互作用，载荷和变形将随岩块的下沉不断增加，直到岩块受已垮落岩石的支承达到平衡为止，这种情况称为支架的“给定变形状态。

假说对支架和围岩的相互作用作了较详细的分析，但它缺乏岩块与岩块之间力的分析。

预生裂隙假说是有拉巴斯在1954 年提出的，他认为岩体是层状非粘结性的不连续体，即假塑性体，假塑性变形特征是具有独创性的，因此阐明了采场周围岩体内应力分布、变形及破坏等，具有一定的实际意义，比悬臂梁假说和压力拱假说都具有进一步的发展。

但拉巴斯的学说并不能概括采场中的所有情况，如完整坚硬岩石往往不能形成预生裂隙梁，而极其破碎的软弱岩层又因为过于破碎以至是顶板中难以形成假塑性弯曲的岩梁。

此外也缺乏充分的实际资料证明其假说中提出的三个区的分界线，所提出的支架载荷计算方法也由于引入了不少难以获得的修正系数而使该假说的应用受到限制。

各种梁的假说：
①双支梁假说认为可以把上覆岩体看成固定梁或简支梁，随着采煤工作面的不断向前推进，顶板悬露面积加大，上覆岩层的自重也在逐渐增加，当达到一定的距离后，顶板开始断裂、跨落，其受力关系如下图2 所示，并可利用材料力学的知识求出极限跨距；
②悬臂梁假说是由德国施托克于1916 年提出的，后得到英国的费里德，前苏联的格尔曼等的支持。

此假说认为，工作面和采空区上方的顶板可视为梁，它一端固定于岩体内，另一端则处于悬伸状态。

当顶板由几个岩层组成时，形成组合悬臂梁。

在悬臂梁弯曲下沉后，受到已垮落岩石的支撑，当悬伸长度很大时，发生有规律的周期性折断，从而引起周期来压。

此假说可以解释工作面近煤壁处顶板下沉量小，支架载荷也小，而距煤壁越远则两者均增大的现象，同时也可以解释工作面前方出现的支承压力及工作面出现的周期来压现象。

根据上述观点，提出了各种计算方法，但由于并未查明开采后上覆岩层活动规律，因此仅凭悬臂梁本身计算所得的顶板下沉量和支架载荷，与实际所测和数据相差甚远。

③砌体梁假说是在前苏联学者库兹涅佐夫教授的铰接岩块假说的基础上根据相似模型试验和现场实测并由我国中科院院士钱鸣高提出的。

此理论运用结构力学的方法解释了采场上覆岩层的平衡－失稳的条件，其实质是“似梁实则为半拱”，如下图3 所示，沿岩体走向方向上覆岩层可以划分为“横三区”：应力升高区（A）、应力降低区（B）、应力平衡区（C）；垂直于岩层方向上由于发生离层可以划分成“竖三带”：垮落带（1）、裂隙带（2）、弯曲下沉带（3）。

砌体梁可分为两类[9]（two types）：
a:长砌体梁（L/H>2,L～长度，H～厚度）
计算时有如下两类情况：
给定载荷：支架只承受固定载荷，即离层的上覆岩层重量；
给定变形：顶板没有发生离层，直接顶、老顶下沉，由变形施加给支护载荷；
b:短砌体梁（L/H<=0.5）
顶板发生了离层，可利用关键层理论、动态观测法、块体分析等进行理论分析研究。

④传递岩梁假说是1978 年有我国中科院宋振骐院士提出的，由此把顶板分成三类：伪顶、直接顶、老顶。

传递岩梁把顶板岩层看成同时运动（或近似于同时运动），因而是矿压显现并有明显影响的岩层组合[12] （strata combination）而成。

该岩梁在采场推进过程中，无论是在相对稳定阶段，还是进入显著运动的阶段，都能在工作面推进方向上始终保持传递力，将上覆岩层的力传递到前方煤壁和后方的采空区，工作面是应力降低区。

由于采场不断推进，采场矿山压力及其显现总是在不断发展变化之中，因此研究的重点不仅是某一时刻瞬间值的大小，而是矿压的发展变化规律及其与上覆岩层运动的关系。

解决了这个问题，则能通过矿压显现推测上覆岩层的运动，预测采场来压的时刻和强度，解决开采设计，生产管理等问题。

有关板的假说，太原理工大学的贾喜英认为，可以把坚硬的顶板视为弹性薄板，利用小挠度理论并用Ritz 软件，求解。

另外，钱鸣高院士及朱德仁教授也提出板的理论——他们根据winkler 弹性基础上kirchhoff 板[13]破断规律的研究发现，老顶断裂线至工作面煤壁的相对距离与支承煤体、直接顶的弹性系数有关，弹性系数愈小，断裂线愈向煤壁深入。

近年来，在矿压理论研究中还广泛应用了数值分析和数值模拟方法，如用有限元、边界元、离散元等方法计算采掘工作面周围应力和位移的分布和变化，研究直接顶的稳定性，并用于“支架—围岩”相互作用的研究，分析不同类型支架或不同支护方式对围岩的支护效果等，都取得了较好的效果。

2 矿山压力显现规律
在生产过程中，回采工作面常有下述一系列矿山压力现象，并且习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标：顶板下沉、顶板下沉速度、支柱变形与折损、顶板破碎情况、局部冒顶、大面积冒顶、煤壁片帮、底鼓、支柱钻底等。

当有老顶存在并且直接顶跨落后不能充满采空区时，便会形成来压。

初次来压的形成过
程：初采——初次放顶——老顶悬露跨度增加——老顶断裂——形成平衡结构——失稳——初次来压；初次来压是老顶平衡结构第一次失稳时，从而施加给工作面以大型压力的过程。

由开切眼到初次来压时工作面推进的距离称为初次来压步距。

初次来压时矿山压力显现的特点：①来压前，顶板压力无明显增加。

②煤壁内部支承压力增高，煤壁片帮严重。

③顶板有板炮声响。

④顶板下沉速度急剧增加，持续时间2-3 天。

⑤支柱载荷急剧增加。

⑥顶板出现拉绺现象，即直接顶沿煤壁切断。

据统计，一般初次来压步距为10—30m 的情况占到54%，30—55m 的情况占到37.5%，大于55m 的情况约占8.5%。

老顶初次来压时的预防措施：增加支护强度；增加支架的稳定性；加强矿压观测；加强支护质量管理。

随着回采工作面的不断向前推进，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。

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周期性的出现，即初次来压——老顶悬露跨度增大——老顶断裂——平衡结构——失稳——周期来压。

周期来压是老顶平衡结构周期性失稳而施加于工作面大型压力的过程，两次来压期间工作面推进的距离称为周期来压步距。

根据材料力学的知识，可以得出老顶周期跨落的极限跨距，（1）顶板下沉量普遍增加；（2）支护载荷普遍增加；（3）煤壁片帮严重；（4）当支撑力不足时，工作面出现台阶下沉；（5）若支护参数设计不合理，局部冒顶、切顶。

对于周期来压时的预防措施除了同初次来压外，还可以进行统计分析，以便为研究其规律并进行合理预防。

影响矿山压力显现的主要因素：
(1)采高与控顶距
回采工作面的顶板下沉量L S 与采高M 及控顶距L 的大小成正比关系，即S ML L =η，η：即沉系数，可取0.025～0.05,硬岩取大值，软岩取小值；采高越大，上覆岩层活动范围增大，不易形成平衡结构；采高越大，煤壁不稳定，矿压显现严重；控顶距增大，顶板稳定性变差。

(2)工作面推进速度及工序
在实际测定中反映了顶板下沉量是时间的函数。

若加快推进速度，则缩短工作面每个循环的时间，减少了控顶时间，因而减少了无工序下沉量。

对于破碎顶板，加快工作面的推进速度，可明显改善顶板条件。

但加快推进速度只能消除一部分平时的下沉量，绝不能消除此工序的剧烈影响所造成的下沉量，只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下，加快工作面的推进速度，才会对工作面顶板状况有所改善。

工序对顶板下沉量的影响包括落煤、放炮、放顶煤等。

一般放炮的影响范围是在沿工作面倾斜方向上下各为15 左右，剧烈影响范围则为沿倾斜方向上下约5 米左右。

放顶的影响范围沿工作面向上为20 米，向下为10 米，剧烈影响范围向上为10 米，向下为5 米左右。

(3)采深
随着采深增加，支撑压力必然增加，塑性变形也随之加大，从而导致煤壁片帮及底鼓的几率增加、支架载荷也增加。

采深加大对巷道影响很大，但对回采工作面影响不明显。

(4)倾角
随着煤层倾角增加，顶板下沉量将逐渐变小，垂直层面应力降低，冒落矸石充填方式改变矿压规律，影响顶板“三带”形态，俯斜开采容易形成平衡结构。

(5)分层开采时的矿山压力显现
当厚煤层用倾斜分层开采时，可采用全部跨落法自上而下逐分层回采，也可采用全部充填法自下而上逐分层回采。

开采第一分层时，矿山压力显现规律与普通单一煤层开采没有任何区别，但当回采以下各分层时，顶板已遭受一次破坏，平衡结构内老顶岩块小，顶板跨落的碎胀系数可能小一些。

矿压显现的特点是老顶来压步距小，强度低，支架载荷变小，顶板
下沉量变大。

3 矿压的各种控制措施
3.1 支架和围岩的相互关系
对顶板的维护可以通过支架来调节来实现，顶板维护的基本原则是在确保顶板完整、安全地前提下，支架的支撑力越小越好。

采煤工作面的支架阻力并不能阻止顶板下沉，但对顶板下沉能起延缓作用。

支架受力的大小是支架与围岩相互共同作用的结果，通过调压实验可以得出，支架的工作阻力与顶板下沉量成双曲线关系。

支架工作阻力与顶板下沉的关键点为理想工作点，可以通过取P*S 的拐点求出；如果工作阻力超过理想点，顶板下沉量降低的幅度就很小；如果工作阻力低于次值，则顶板下沉量就急剧增加；因此，支架的工作阻力应选在合理点的局部小范围之间，支架必须具备与此相适应的可缩性能。

3.2 巷道矿压控制方法及原理
从广义的角度看，巷道矿压控制应包括以下三类方法和途径：
巷道保护：是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系，以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施，如选用合理的断面形状、预留备用断面、巷旁留护巷煤柱、将巷道布置在坚硬岩层中或应力降低区；巷道支护：一般指借助于安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮，以保证巷道正常使用；
巷道维护：为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，如巷道补棚、补柱、扩帮、起底等、。

对于巷道围岩的控制原理，通常有四种：
让压：允许围岩产生一定的变形，以释放掉一些能量，如使用大缩量支架、预留备用断面、机械起底等；
抗压：提高支架的支撑能力或支护密度，用加强支护的手段去抑制或减少围岩移动增强巷道变形能力以对付矿压的作用，如增大型钢重量，提高支架承载能力、增加支护密度、充填支架背后空间；
躲压：将巷道布置在应力降低区，如沿空掘巷、沿空留巷等；
移压：转移压力，形成或预留卸载空间，如跨采工作面卸压、宽面掘巷卸压；
3.3 冲击矿压的防治
冲击矿压是大量弹性能突然释放的动力现象。

冲击矿压有时向开采空间抛出大量的煤屑或岩块，形成很多煤尘，有时还释放大量的瓦斯，常常导致巷道支架破坏，设备损坏，空间堵塞，作业人员伤亡等矿山灾害，严重影响矿山正常开采活动。

根据发生冲击矿压的机理和成因，可以从以下两个基本原理入手防治，一是降低应力的集中程度；二是改变煤岩体的物理力学性能。

具体措施可主要概括如下：超前开采保护层，最大限度地避免煤柱高应力区，合理安排开采顺序，避免工作面相向开采和形成孤岛工作面；巷道尽量设在底板岩层中或无冲击危险的煤层中，避免地质构造带的特殊部位；选择最佳的采煤方法，如采用长壁无煤柱全部跨落法；工作面选用支撑力大的可缩性支架。

还可以预先进行卸压爆破、煤层注水、钻孔卸压、定向裂隙等解危措施。

4 软岩的预防措施
软岩有工程软岩、地质软岩之分。

所谓工程软岩是指在工程力作用下能产生显著塑性变形的工程岩体，工程力是作用在工程岩体上的力的总和，它可以是重力、构造残余应力、水的作用力和工程扰动力以及膨胀应力等；而地质软岩是一种描述性的定义，即强度低，孔隙率大，胶结程度差，受结构面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性粘土矿物的“松、散、软、弱”的岩石。

如今，我国现有的大部分矿井都将进入深部开采阶段，原来属于坚硬、稳定的围岩渐渐进入了软岩的范畴，给巷道的管理带来极大的不便，并给采矿工作带来严重的安全隐患。

我国软岩巷道支护在新奥法的基础上提出了联合支护理论，其观点概括为：对于巷道支护，一味强调支护刚度是不行的，要先柔后刚，先抗后让，柔让适度，稳定支护。

由此发展的支护形式有锚喷网技术、锚喷网架技术、锚带网带技术、锚带喷架等联合支护技术；中国矿业大学董方庭等提出了松动圈理论指出，凡是坚硬围岩的裸体巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护。

松动圈越大，收敛变形越大，支护难度就越大。

因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形；何满潮教授提出的软岩工程力学支护理论，则运用工程地质学和现代大变形力学相结合的方法，通过分析软岩变形力学机制，以转化复合型变形力学机制为核心对软岩进行防治。

软岩巷道工程支护的原则对巷道支护有普通的指导意义，应坚持以下四点：
一、工程优化原则
(1)巷道方向优化原则构造应力是影响巷道的主要因素之一，最大构造应力总是近水平方向的，它是造成巷道失稳的主要原因，巷道设计时，应使巷道方向尽可能与最大主应力方向一致。

(2)巷道空间位置优化原则巷道有不同的类型，其服务年限不尽相同，巷道布置的空间位置也就有不同的选择。

当岩层中掘进巷道可行的条件下，应将主要巷道尽可能布置在岩性较好的岩层之中。

(3)巷道断面优化原则优先选择流线型巷道断面，以减少局部应力集中，产生高应力腐蚀点。

另外，巷道的几何形状与支护结构要相匹配，以使支护体和围岩变形相耦合。

二、“对症下药”原则
具体分析巷道的受力情况，正确确定变形力学机制，找出巷道破坏的原因；对症下药，采取合理的支护措施，最终实现巷道稳定。

三、过程原则
软岩工程具有复杂的力学变形机制，由复合型向单一型转化是一个过程，不是一蹴而就的，这一过程是依据一系列“对症下药”的支护措施来完成的。

四、塑性圈原则
对于硬岩巷道支护，力求抑制塑性区产生，最大限度地发挥围岩的自承能力；对于软岩工程支护，允许出现塑性区——一个合理的塑性区，最大限度地释放围岩的变形能量；对于软岩工程稳定控制来讲，塑性圈出现具有三个力学效应：
（1）大幅度降低了变形能
（2）减小了应力集中
（3）改善了围岩的承载状态
5 结束语
矿山压力理论虽已得到比较深入地发展，但在与实际情况相结合的过程中，仍需要具体问题具体分析，在以后的工作中，应结合实际进一步使理论臻于完善；周期来压步距、初次来压步距及矿压显现规律的影响因素在采矿过程中有现实的指导意义，作业人员可据此确定大致来压时间，以提前做好准备工作；对于大多矿山压力和软岩现象，我们目前只能做到科学设计、合理防治，不能彻底消除，这就必须要求我们对各种矿山压力显现规律熟练掌握，未雨绸缪，以尽量减少这些矿山现象给采矿工作带来灾害。