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1、7431综综放工作面瓦斯斯与冲击矿矿压综合治治理技术研研究总结报告目 录1 矿井概概况11.1 矿矿井开拓开开采方式11.2 煤煤系地层与与煤层21.3 矿矿井煤层储储量31.4 通通风系统41.5 防防灭火系统统及注浆51.6 瓦瓦斯情况52 工作面面概况及灾灾害危险性性分析72.1 工工作面概况况72.2 瓦瓦斯灾害研研究现状92.3 煤煤层自燃研研究现状112.4 冲冲击矿压动动力研究现现状122.5 多巷道，大大采深，水水旱交接多多种灾害交交织的研究究现状152.6 77431工工作面灾害害危险性分分析163 74331工作面面瓦斯灾害害及其防治治对策183.1 工作面煤煤层瓦斯赋赋存
2、及涌出出预测分析析183.1.11 煤层瓦瓦斯含量183.1.22 掘进工工作面瓦斯斯涌出量预预测193.1.3 工作作面开采过过程中瓦斯斯涌出量预预测223.1.44 煤层突突出危险性性243.1.55 74331工作面面煤巷掘进进瓦斯涌出出过程分析析253.1.66 74331工作面面开采过程程中瓦斯涌涌出过程分分析273.2 工工作面可能能存在的瓦瓦斯灾害分分析293.3 综综放面初采采过程中可可能出现的的异常瓦斯斯涌出及其其防治对策策303.3.11 初采过过程中异常常瓦斯涌出出原因分析析303.3.22 初采过过程中异常常瓦斯涌出出控制对策策343.4 综综采放顶煤煤工作面上上隅角局
3、部部高瓦斯区区域瓦斯防防治对策343.4.11 采空区区瓦斯抽放放方法简述述353.4.22 瓦斯抽抽放系统简简介373.4.33 74331工作面面采空区瓦瓦斯抽采效效果分析423.5 综综采放顶煤煤工作面瓦瓦斯涌出规规律及其防防治对策443.5.11 综采放放顶煤工作作面瓦斯涌涌出规律测测定分析443.5.22 综采放放顶煤工作作面瓦斯涌涌出防治对对策453.6 77339工工作面老空空区瓦斯冲冲击涌出的的可能性及及其防治对对策493.6.11 73339工作面面老空区瓦瓦斯冲击涌涌出原因分分析493.6.22 73339工作面面老空区瓦瓦斯冲击涌涌出防治对对策503.7 深深部开采过过程
4、中煤与与瓦斯突出出危险性及及其防治对对策503.7.11 深部开开采过程中中煤与瓦斯斯突出危险险性分析503.7.22 深部开开采过程中中煤与瓦斯斯突出防治治对策514 74331工作面面煤炭自然然发火及其其防治对策策534.1 77431工工作面自燃燃的可能性性534.1.11 从煤的的自燃倾向向性分析77431面面的煤自燃燃危险程度度534.1.22 从煤的的自燃外部部条件分析析74311面的煤自自燃危险程程度534.2 综综放工作面面煤层自然然发火分析析544.2.11 巷道周周围煤体自自然环境分分析544.2.22 巷道煤煤体自然危危险区域判判定634.2.33 采空区区遗煤自然然环境
5、644.2.44 采空区区浮煤自然然过程动态态数值模拟拟724.3 煤煤炭自然发发火过程及及其标志性性气体测定定744.3.11 测试目目的744.3.22 试样制制备744.3.33 实验装装置754.3.44 实验步步骤764.3.55 实验结结果764.3.66 实验结结论及建议议794.4 77431综综放工作面面采空区“自燃三带带”测定794.4.11 测试目目的794.4.22 方案设设计794.4.33 敷设管管路814.4.44 气样采采集814.4.55 采空区区煤炭氧化化自燃“三带”概述814.4.66 煤炭自自燃的氧化化发展过程程834.4.77 采空区区“自燃三带带”实
6、测分析析844.5 综综放面自燃燃发火预防防措施884.5.11 综采放放顶煤的防防灭火技术术884.5.22 孔庄煤煤矿防灭火火措施894.6 77431工工作面防止止煤炭自燃燃发火技术术方案924.7 77431工工作面煤炭炭自燃倾向向性监测934.8 77431工工作面收作作期间防止止煤炭自燃燃的技术措措施945 74331工作面面冲击矿压压分析及其其防治对策策965.1 冲冲击矿压危危险性分析析965.1.11 冲击矿矿压影响因因素分析965.1.22 冲击矿矿压危险程程度评定1015.2 工工作面矿压压规律实测测及分析1025.2.11 支架承承载特征及及适应性分分析1025.2.2
7、2 端面面顶板稳定定性及影响响因素分析析1105.3 工工作面冲击击矿压危险险性监测1115.3.11 电磁辐辐射监测1115.3.22 煤粉量量监测1145.4 冲冲击矿压小小结1226 总结与与建议1246.1 总总结1246.2 建建议1261 矿井概概况孔庄煤矿地地处江苏省省沛县和山山东省微山山县境内，在在沛县城北北4km处，位位于大屯矿矿区最南端端。矿井地地理坐标为为东经111657133，北纬纬34441555。井田田范围东至至原刘仙庄庄断层与枣枣庄矿务局局接壤，西西到徐沛铁铁路，南以以21号煤煤层露头为为界，北以以7号煤层层-13000m水平垂垂直投影为为界与徐庄庄矿毗邻。井井田
8、东西走走向长133km，南南北宽约33.6kmm，面积446.kmm2左右。孔庄煤矿于于19777年投产，原原设计能力力60万t/a。投产后后发现西翼翼煤层火成成岩侵入严严重，后核核定为455万t/a。随着矿矿井的发展展，针对孔孔庄地质条条件现状，公公司及矿于于19888年开始，对对孔庄矿进进行了二期期工程改扩扩建，将孔孔庄矿由旱旱采改为水水、旱并举举矿井。设设计能力由由45万t/a增至1055万t/a，同时在在地面建立立了一座入入洗能力1105万t/a的选煤厂厂。二期工工程于19992年完完毕，19998年首首次突破百百万吨大关关，为部颁颁高产高效效矿井。目目前我矿生生产能力已已达1055万
9、t/a。矿井改扩建建后设计年年生产能力力为1055万t，20033年核定生生产能力为为130万t/a，其中水采采30万t，旱采1000万t。1.1 矿矿井开拓开开采方式孔庄煤矿是是座具有277年开采历历史的老矿矿井，19989年矿矿井改扩建建，形成水水旱并举的的格局。矿矿井投产初初期采煤方方法为炮采采，木支柱柱和摩擦支支柱支护；19888年采煤工工艺改为高高档普采，采采用外注式式单体支护护；19996年采煤煤工艺改为为高档放顶顶煤采煤工工艺，采用用ZMW网格格式滑移支支架；20002年采采煤工艺改改为综放和和综采，采采用ZF22800-16/226和BY33300-113/333。矿井采用立立
10、井多水平平开拓方式式，开采深深度从-1150m-13000m；全全区共划分分为四个开开采水平，第第一水平标标高为-3375m，第第二水平标标高为-6620m，第第三水平标标高为-7785m，第四水水平标高为为-10000m。矿矿井地质储储量大部分分在深部为为45.1155Mtt，占总可可采量的558.5%。开采深深部煤炭，瓦瓦斯灾害防防治技术、防治冲击矿压综合技术是实现安全生产的关键。1.2 煤煤系地层与与煤层孔庄矿是开开采多煤层层的矿井，含含煤系属晚晚古生代石石炭二叠纪含煤建建造。各含煤地层层及含煤性性概述如下下：井田内含煤煤地层有太太原组、山山西组、下下石盒子组组，含煤220余层。含含煤岩
11、系平平均总厚度度264.67m，含含煤累计平平均厚度117.8mm，含煤系系数6.77。其中中可采煤层层五层，为为太原组和和山西组的的7号煤层、77下煤层、8号煤层、117号及21号煤层层。7号、8号煤层为为矿井主要要可采煤层层。1.2.11 7号煤层层7号煤层在在井田西翼翼受岩浆岩岩侵入破坏坏严重，已已失去可采采价值。在在井田东部部，煤层两两极厚度22.056.066m，平均均煤厚4.56m，煤煤层普遍发发育，煤层层厚度总的的变化趋势势为：沿倾倾向由浅逐逐渐向深部部增厚，煤煤层稳定性性变好；沿沿走向东西西两侧煤层层薄，中部部煤层厚。煤煤层结构简简单，仅局局部有夹矸矸存在，夹夹矸多为泥泥岩。煤
12、层层直接顶板板为泥岩、砂砂质泥岩，局局部为细砂砂岩，底板板多为砂质质泥岩、泥泥岩，局部部为细砂岩岩。1.2.22 8号煤煤层8号煤层位位于山西组组底部，较较发育，上上距 7号煤层层4.17740.118m，平平均20.28m，层层间距由东东向西之间间增大，煤煤厚0.2295.855m，平均均3.099m。煤层层沉积不连连续，可分分为三个地地段：即44勘探线以以西、100-i3线之间及及14线以东东。煤层在在4勘探线以以西可采，但但有岩浆岩岩侵入；11013线之间间，除靠近近冲刷带附附近煤层厚厚度变化较较大外，一一般都在22.53.5mm，由浅部部向深部逐逐渐变薄；在14线以东东煤层厚度度在1.
13、5525.433m，平均均煤厚3.56m，厚厚度较稳定定，该段全全部可采。该该煤层结构构简单，有有夹矸l2层，大部部分分布在在中西部，夹夹矸厚0.143.233m，为泥泥岩或砂质质泥岩，般煤层厚厚度是上分分层大于下下分层。煤煤层顶板多多为砂质泥泥岩或砂泥泥岩互层，局局部地段为为砂岩。底底板为砂岩岩、砂质泥泥岩。1.2.33 17号煤层层17号煤层层位于太原原组中部，上上距8号煤煤层约1110m，在整个个井田内有有分布。煤煤层的原始始沉积稳定定，煤厚在在0.1991.228m，平均0.81m，煤层结结构单一，仅仅有少量钻钻孔见有一一层夹矸，夹夹矸厚度00.10.644m。夹矸岩岩性为泥岩岩，煤层
14、顶顶板多为泥泥岩，底板板为无名灰灰岩，个别别点为泥岩岩。由于岩岩浆岩的侵侵入破坏，煤煤大部分被被焦化，甚甚至吞蚀，失失去工业价价值，177号煤层为为一局部可可采的不稳稳定煤层。1.2.44 21号煤层层21号煤层层是太原组组最下一层层局部可采采煤层，上上距17号号煤层为338.38864.322m，平均为为51.668m；下距L13为1.7113.889m，平均为为2.555m。沉积层层位稳定，在在全井田分分布，但受受岩浆岩侵侵入破坏严严重，使大大部分地段段的煤层分分叉变薄和和强烈焦化化而失去工工业价值。116线以西西由于受岩岩浆岩的侵侵入，煤层层破坏严重重，大部分分地段的煤煤层分叉、变变薄和
15、强烈烈焦化而失失去工业价价值。仅116线以东东的煤层进进行评价，本本区共有448个见煤煤（焦）点点，剔除岩岩浆岩破坏坏点及一个个断薄点，仅仅有42个个正常见煤煤点，厚度度为0.671.68m，平均1.02m。16线线以东的221号煤层层为较稳定定的可采煤煤层。煤层层含夹矸112层，夹夹矸厚度有有的大于最最低可采厚厚度或大于于煤层的上上、下分层层的厚度，使使之出现个个别不可采采点；下部部一层夹矸矸普遍发育育，层位稳稳定，易于于对比，夹夹矸厚度在在0.1440.994m，平均0.37m，夹矸岩性性多为泥岩岩。由于岩浆浆侵入煤层层，使煤层层增加13层岩浆浆夹矸。煤煤层直接顶顶板为灰岩岩（l12），底
16、板多为为泥岩，少少数为砂质质泥岩，个个别点为细细砂岩或炭炭质泥岩。矿井各煤层层都有煤尘尘爆炸危险险。各煤层层均为不易易自燃或不不自燃煤层层。1.3 矿矿井煤层储储量截止20002年底孔孔庄煤矿可可采煤层期期末能利用用储量166022.6万t，可采储储量80555.4万万t，暂不能能利用储量量96299万t，可放面面储量60041.6万t。20002年末矿矿井分煤层层、分水平平储量详见见下表： 表1-11 20002年末末矿井储量量汇总表 单位：万t煤 系煤层水 平能 利 用 储 量可采储量备 注注A级A+B级C级D级合计山西组七煤-37554.7921.22409.221330.4717.99
17、其中焦为666.6-620446890.331267.22157.51087.6其中焦为1174.66-78574.574.574.547为2采区区储量-10000413.551118.234524570.22879.5七下煤-37570.570.5-6208787-10000155.88155.88八煤-37542.9865.44235.991101.3676.11-620213.11563.22895.221458.4856-785162.33162.33162.33102.33为2采区区储量-10000315.222365.62680.81689计14074910.38938.41384
18、88.78055.4其中焦为2241.22太原组17煤-37547.2105.11152.33-620113.44146.66260-1000016.8715.66732.4421煤-375188.22188.22-620284284-10000557557计177.441996.52173.9合 计14075087.7109344.9160222.68055.4其中焦为2241.221.4 通通风系统孔庄矿现行行通风系统统为边界对对角式通风风，即主副副井进风东东南风井回回风，双机机低速隔总总回。矿井井等积孔为为4.533m2。南风井：主主扇型号为为G4-773-111NO.225D型离离心式
19、风机机，有4880rpmm和580rrpm两个个转速，现现运行4880rpmm，风机叶叶片前导器器角度为445度，矿矿井风量为为31100m3/minn，风机外外部漏风率率为4.77，主扇扇静压为1168mmmH2O，电机功功率1800kW。主要承承担矿井西西翼、22采区二个个地点供风风。东风井：主主扇型号GG4-733-12NNO.288D型离心心式风机，有有490rrpm和580rrpm两个个转速，现现运行4990rpmm，风机叶叶片前导器器角度为660度，矿矿井风量为为68200m3/minn，风机外外部漏风率率为4.55，主扇扇静压为1150mmmH2O，电机功功率3000kW。主要承
20、承担4、5、3三个采区区的供风。两风井在井井下东三-160总总回风巷处处，用风门门把两风井井回风加以以隔开。矿井反风为为专用反风风道反风。2004年矿井反风演习测得，矿井反风率为56.9%，主石门反风率为51.6%。矿井通风系系统合理、稳稳定，各采采掘用风地地点风量满满足要求，没没有风速超超限、无风风、微风巷巷道。1.5 防防灭火系统统及注浆经重庆煤研研所鉴定，煤煤炭自燃倾倾向性分类类为三类；煤层为不不易自燃。孔庄矿自然发火期为612个月。现井下采取取的防灭火火措施有采采空区的注注浆，密闭闭周检和防防灭火预测测预报。井井下采空区区能做到及及时封闭，密密闭没有欠欠账。盲巷巷按规定要要求及时封封闭
21、。现矿井注浆浆系统为东东风井注浆浆系统。地地面注浆池池两个，容容积各为224m3，注浆管管路为14050m，全为44吋管路，分分别注浆4、5采区和2、3采区，主主要注粉煤煤灰和黄土土混合物。注浆为该矿矿的主要防防火措施，有有专门的井井下注浆队队伍10人人；并能在在局部地点点实施注凝凝胶和高分分子材料；对采空区区密闭及四四周巷道进进行喷浆。1.6 瓦瓦斯情况孔庄煤矿为为低瓦斯矿矿井，20006年瓦斯鉴鉴定结果为为：全矿井井相对涌出出量为4.11m3/t，2采区为3.4m3/t，3采区为1.93m3/t，4采区为0.88m3/t，东风风井东翼为为1.788m3/t，东风井井西翼为22.82mm3/
22、t，南风井井东翼为44.11mm3/t，南风井井西翼为00.2m3/t。矿井安安全监测系系统为江西西煤炭研究究所的KJJ65安全全监控系统统；另在采采煤面和掘掘进面还装装备了瓦斯斯报警断电电装置，现现瓦斯报警警断电装置置在籍155台，使用用9台，主主要型号为为江西煤研研所的CGGW型；矿矿井有瓦斯斯报警仪在在籍4300台，使用用386台台。2 工作面面概况及灾灾害危险性性分析2.1 工工作面概况况7431工工作面是孔孔庄矿第三三个综采放放顶煤工作作面（回采采工作面平平面布置如如图2-1所示），位位于73339综放面面的下方，从从工作面开开切眼向外外550mm范围内工工作面周围围为实体煤煤，之外
23、与与73399综放面之之间留有118m煤柱柱，在工作作面走向4450550mm之间有落落差大于55m的断层层带，工作作面无法穿穿过断层带带，这样在在工作面走走向中间将将留有一断断层煤柱。工工作面上风风巷标高为为-7744-7988m、下风风巷标高为为-7777.73-8622.91mm，地面标标高为+36.22m。工作作面，走向向长12334m，倾倾斜长1440m，回回采面积11906119m2，煤层厚厚度4.335.0m，平平均4.55m。煤层层倾角22228，平平均25；工作面面储量1115.8万万t，可采储储量98.4万t，回采率率85。该该面采用走走向长壁采采煤、轻型型综采放顶顶煤一次
24、采采全高，采采空区处理理方法为全全部垮落法法。表2-1与表22-2给出出了工作面面的相关参参数。图2-1 74311工作面平平面布置图图表2-1 工作面面开采范围围上部境界7339老老塘井下标高-771.987 m-8433.5055 m下部境界-840等等高线采 高（4.35.4）/4.8mm东部境界F13断层层走向长度820m西部境界辅助上山倾向长度140m地面标高+33.333m+36.22m回采面积1261444m2表2-2 煤层特特征项 目单 位全 煤 厚厚开采分层煤层厚度全 煤 厚厚m4.355.4一次采全高平均煤厚m4.8可采分层数数个1煤层倾角22288/25煤层硬度硬、中、软
25、软中硬煤 质煤层灰分%12.4挥 发 分分%37.0容 重t/m31.35自 燃 发发 火 期月类瓦 斯 等 级低、高低瓦斯煤尘爆炸指指数%有强爆性含矸率%87431工工作面柱状状图见图22-2所示示。图2-2 74311工作面综综合柱状图图煤层伪顶为为泥岩，厚厚1.0mm，直接顶顶为深灰色色砂质泥岩岩，厚度11.5m，老老顶为粉砂砂岩和中砂砂岩，厚88.0m。底板为为黑色泥岩岩。顶底板板岩石特征征见表2-3。表2-3 顶底板板岩石特征征顶板、底板板岩石类别岩 厚性 质顶板老 顶粉砂岩平均厚度44.2m灰黑色,厚厚层状，裂裂隙发育，岩岩石破碎直接顶泥岩砂质泥岩平均厚度11.8 mm平均厚度22
26、.0 mm黑色，断口口不平坦，含含植物化石石，局部含含砂质灰白色,含含植物根部部化石底板泥岩平均厚度22.3 mm黑色，断口口不平坦，含含植物化石石，局部含含砂质工作面内已已揭露断层层11条，有有7条落差差大于2mm的断层将将影响工作作面回采，且且还可能有有小断层存存在，本工工作面属低低瓦斯区，比比照高瓦斯斯管理，煤煤岩有强爆爆性，自燃燃发火期为为III类类。2.2 瓦瓦斯灾害研研究现状煤矿瓦斯突突出和瓦斯斯爆炸是煤煤矿的重大大灾害之一一，在我国国的煤炭事事故中700%以上是瓦瓦斯事故。因因此，对瓦瓦斯突出、爆爆炸的机理理、预测及及其防治一一直煤矿的的工作重点点。目前，瓦斯斯突出的机机理假说比
27、比较多，国国外关于煤煤和瓦斯突突出机理的的认识如下下几种观点点：地应力力假说；瓦瓦斯作用假假说；化学学本质假说说；综合作作用假说(能量假说说，应力分分布不均匀匀假说)。我国从从60年代起起就对突出出煤层的应应力状态、瓦瓦斯赋存状状态、煤的的物理力学学性能等开开展了研究究，根据现现场资料和和试验研究究对突出机机理进行了了探讨，提提出了新的的见解和观观点，概括括起来主要要有以下几几方面：中中心扩张学学说；流变变假说；二二相流体假假说；固流流耦合失稳稳假说；球球壳失稳假假说。这些些假说都在在一定程度度上解释了了瓦斯突出出的机理，对对瓦斯突出出的预测和和防治提供供了依据。瓦斯突出的的预测的方方法很多，
28、主主要分为两两大类，一一类是静态态(不连续)预测，包包括D，K综合指标标法；R指标法；钻孔瓦斯斯涌出初速速度q法和钻屑屑瓦斯解吸吸指标(h2)法；钻屑屑量法和钻钻屑倍率法法和钻屑综综合指标法法。另一类类是动态(连续)预测，该该类方法主主要有如下下几种：声声发射技术术；瓦斯涌涌出动态指指标；电磁磁辐射监测测技术；目目前国内外外主要有：钻孔法，电电磁辐射法法，声发射射法。其未未来突出预预测的发展展趋势是，利利用声发射射技术连续续监测技术术对变形破破裂剧烈区区进行定位位，利用电电磁辐射监监测技术对对工作面非非接触连续续预测，再再结合现有有的环境监监测系统监监测的瓦斯斯涌出动态态对煤与瓦瓦斯突出现现象
29、进行准准确预测。瓦斯突出应应采用“突出危险险预测实实施防突措措施措施施效果检验验安全防防护措施”四位一体体得综合防防治措施。其其具体措施施有：浅空空爆破措施施或多段放放炮法，注注水法；卸卸压槽和深深孔控制卸卸压爆破措措施；扩大大通风断面面提高工作作面的配风风量；顶板板走向钻孔孔抽放瓦斯斯和底板穿穿层钻孔预预抽瓦斯。矿井瓦斯爆爆炸是煤矿矿特有的及及其严重的的一种灾害害，不仅能能造成大量量人员伤亡亡，而且会会严重摧毁毁井下设施施，中断生生产，瓦斯斯爆炸给人人民生命和和国家财产产带来极大大的损失。因因此，研究究和采用先先进的瓦斯斯爆炸防治治技术对煤煤矿安全有有十分重要要的意义。通过对大量量的现场观观
30、测和试验验研究，瓦瓦斯爆炸是是由于瓦斯斯与空气中中的氧气、水水等发生链链式化学反反应而造成成的，在低低温和高温温的化学反反应约有不不同，但是是，反应过过程中，瓦瓦斯浓度，空空气的氧浓浓度以及温温度，湿度度是制约瓦瓦斯爆炸的的主要因素素，尤其是是瓦斯的浓浓度和空气气中氧的浓浓度。因此此在预防瓦瓦斯爆炸最最重要的是是就是动态态监测，对对瓦斯浓度度的监测，对对温度的监监测，当发发现异常时时，做出及时的的调整，其其监测的仪仪器目前主主要有平顶顶山矿务局局的JCBB-C688A瓦斯便便携仪，俄俄罗斯的SSGM-11的瓦斯报报警灯，平平顶山矿务务局和重庆庆煤科院研研制的KDDJ矿井瓦瓦斯报警灯灯。预防瓦瓦
31、斯爆炸的的措施主要要包括三个个方面：防防止瓦斯积积存与超限限（瓦斯浓浓度超过规规程规定定限值）；防止引燃燃火源；防防止瓦斯爆爆炸事故扩扩大的措施施。具体措措施有：加加强通风；严格瓦斯斯管理，加加强瓦斯检检查；煤层层注水法等等。2.3 煤煤层自燃研研究现状煤层自燃而而引发的矿矿井火灾是是煤矿的主主要灾害之之一，它不不仅对人体体和机械设设备造成危危害，而且且还会引发发瓦斯、煤煤尘和火灾灾所产生的的气体爆炸炸等矿井灾灾害，此外外，煤层自自燃还会直直接烧掉大大量的煤炭炭资源。为为此，广大大的科研技技术人员对对火灾作了了大量的研研究，提出出了一些煤煤层自燃的的机理、预预测预报和和防治理论论和方法，对对煤
32、层自燃燃的防治起起到了积极极的作用。对煤层自燃燃的机理，人人们从177世纪就开开始进行探探索，提出出了多种学学说，其中中影响较大大的有黄铁铁矿作用学学说、细菌菌作用学说说、酚基作作用学说和和煤氧复合合学说等。其其中煤氧复复合学说得得到人们的的普遍赞同同，该学说说认为煤炭炭自燃是由由于煤与空空气中的氧氧结合发生生物理化学学反应、放放出热量而而引起的。在在自燃的发发展过程中中，煤与氧氧所发生的的氧化反应应是分子的的基链反应应，即每一一个参加反反应的团粒粒或者说在在链上的原原子团首先先产生一个个或多个新新的活化团团粒，再引引起相邻团团粒活化并并参加反应应。在低温温条件下，这这个反应过过程要持续续一段
33、时间间，低温氧氧化过程的的持续发展展是反应过过程的自身身加速作用用增大，若若反应生成成的热量不不能及时散散发掉，就就会引起自自热并最终终导致自燃燃。根据该该学说，煤煤炭自燃的的关键是在在低温下的的氧化放热热特性。这这一特性是是和煤的化化学结构、物物理性质以以及煤炭成成分等有关关的。煤的自然发发火，由于于井下地质质条件及采采空区等处处特殊条件件的限制，迄迄今，各种种探测原理理的仪器均均难以准确确、快速的的确定这种种隐蔽火源源的位置和和范围，也也就难以采采取灭火措措施，目前前，根据检检测原理，大大致分为几几类方法:温度探探测法，如如世界各国国通用的直直接测温法法、热辐射射测温法等等。气体体探测法，
34、如如俄罗斯及及我国山西西矿院研究究的测氧法法、测coo/HZ比比值法等。磁力探测测法，如我我国陕西煤煤田地勘公公司用美国国G856AA型磁力仪仪在陕北煤煤田探测露露头火，测测定露头火火向下延烧烧范围。数理解算算法，如原原苏联及中中国矿大、阜阜新矿院等等曾探测采采空区周边边气体成份份及温度变变化，利用用采场空气气流场规律律，进行数数学推算，得得到采空区区各处温度度分布，从从而确定高高温点位置置。电磁磁波探测法法，如西德德、法国、原原苏联都作作过这方面面的研究。电阻法即即以电极探探测火源高高温引起煤煤层顶、底底板岩层电电阻值变化化，确定火火源位置。目前煤矿常常用的灭火火技术主要要有：水灭灭火技术、
35、注注氮灭火技技术、均压压防灭火技技术、灌浆浆防灭火技技术、阻化化剂灭火技技术、惰气气泡沫防灭灭火技术、雾雾化阻化剂剂防灭火技技术、粉状状惰化阻化化剂防灭火火技术、凝凝胶防灭火火技术等。2.4 冲冲击矿压动动力研究现现状冲击矿压自自17388年在英国国的南史塔塔福煤田的的莱比锡煤煤矿报道以以来，广大大的采矿工工作者对冲冲击矿压的的研究就从从来没有停停止过。迄迄今为止，人人们对冲击击矿压的研研究基本遵遵循一条研研究路线：从观察、记记录、和分分析冲击矿矿压发生的的现象、规规模和显现现的特征入入手，遵循循从实践到到理论，反反过来用理理论指导实实践，并在在新的实践践基础上进进一步发展展和完善这这一理论。
36、就就研究内容容而言主要要是冲击矿矿压的机理理和冲击矿矿压预防和和控制研究究。其中最最主要的研研究内容是是冲击矿压压机理的研研究，它是是冲击矿压压预防和控控制研究的的理论基础础。冲击矿压发发生机理十十分复杂。各各国学者在在对冲击矿矿压现场调调查及实验验室研究的的基础上，从从不同角度度相继提出出了一系列列的重要理理论，如强强度理论、刚刚度理论、能能量理论、冲冲击倾向理理论、三准准则和变形形系统失稳稳理论等。2.4.11 强度理理论早期的强度度理论着眼眼于岩体的的破坏原因因，认为地地下井巷和和采场周围围产生应力力集中当应应力集中程程度达到煤煤岩体的强强度极限时时就发生冲冲击矿压。近近代的强度度理论主
37、要要考虑“岩体围围岩”系统复杂杂受力状态态的极限平平衡条件，并并注重对实实测资料的的定量分析析。近代强强度理论的的破坏准则则最具有代代表性的时时Hockk和Browwn于19800年提出的的经验型的的强度准则则：式中1最大主主应力，MMPa； 3最小主主应力，MMPa； c完整岩岩石材料的的单轴抗压压强度，MMPa； mm常数，取取决于岩石石性质和承承受破坏应应力前岩石石已经破坏坏的强度。2.4.22 刚度理理论刚度理论是是Cookk和Hodggei于20世纪60年代中中期根据刚刚性试验机机理论得到到。刚度理理论认为矿矿山结构刚刚度的刚度度大于矿山山负荷的刚刚度是产生生冲击矿压压的必要条条件。
38、800年代佩图图霍夫认为为，冲击矿矿压是因为为那里的煤煤（岩）体体破坏时实实现了柔性性加载条件件，并且明明确认为矿矿山结构的的刚度是峰峰值后的载载荷变形形曲线下降降段的刚度度。其冲击击矿压发生生的判断准准则为：k+00式中：k围岩刚度度；煤柱屈屈服后的刚刚度2.4.33 能量理理论能量理论是是Cookk根据冲击击矿压发生生时产生的的地震，破破坏和抛出出岩石等动动力现象需需要大量的的能量的事事实，提出出了矿体围岩系统统在其力学学平衡状态态破坏时，释释放的能量量大于消耗耗的能量时时，即产生生冲击矿压压，并且认认为这种释释放的剩余余能量就是是产生冲击击矿压的能能量，其中中一部分能能量是从围围岩而不是
39、是矿体发源源的。Brrauneer在此基基础上，考考虑到时间间因素，提提出了从发发生冲击矿矿压的判据据：式中 WWE围岩储储存的能量量； 围岩的的能量释放放有效系数数； Ws矿体储储存的能量量； 矿矿体的能量量释放有效效系数； WD消耗于于矿体与围围岩交界处处和矿体破破坏阻力的的能量。2.4.44 冲击倾倾向性理论论冲击矿压的的发生不仅仅与外部条条件有关，而而且还与煤煤岩的物理理性质有关关，这种决决定其产生生冲击矿压压的能力的的物理性质质是煤岩体体固有的属属性，称为为煤（岩）体体的冲击倾倾向。冲击击倾向理论论是波兰和和前苏联学学者提出的的，我国学学者在这方方面做出了了大量的工工作，目前前判别冲
40、击击倾向的指指标主要有有弹性能指指数WET，冲击击矿压有效效能量释放放率，冲击能能指数KE，破坏时时间指标DDt以及煤岩岩体的脆性性系数K。据此给给出的产生生冲击矿压压的冲击倾倾向条件或或判断依据据是：煤岩岩介质的实实际冲击倾倾向度大于于所规定的的极限值。2.4.55 稳定性性理论稳定性理论论用于冲击击矿压问题题最早可追追溯到200世纪60年代中中期的NeevillleCoook的研究究。稳定性性理论认为为，煤岩体体达到强度度仅标志煤煤岩破坏的的开始，进进入极限强强度后变形形的过程视视为破坏过过程，此时时，煤岩体体裂纹不断断扩展，按按照断裂力力学的观点点，裂纹失失稳扩展需需要满足两两个条件：煤
41、岩体应应力超过其其极限强度度和裂纹扩扩展的能量量释放率大大于其能量量的消耗率率。通常采采用普通的的平衡状态态失稳的能能量准则，作作为煤岩体体变形系统统平衡状态态稳定性准准则。即认认为系统具具有的总势势能有极值值，且是极极小值时，则则系统的平平衡状态是是稳定的，否否则为非稳稳定的，受受到扰动将将发生失稳稳。当系统统失稳所释释放的能量量远大于消消耗的能量量时，才能能有多余能能量转化为为抛出煤块块的动能和和地震能，而而发生冲击击矿压。要防治冲击击矿压的发发生，首先先要对可能能发生的冲冲击矿压危危险进行评评定，确定定发生冲击击矿压的危危险等级并并进行预测测预报。目目前对于冲冲击矿压危危险性评价价，预测
42、预预报主要采采用采矿方方法，包括括根据采矿矿地质条件件和开采条条件确定冲冲击矿压危危险的综合合指数法确确，数值模模拟分析法法，钻屑法法，煤岩层层冲击矿压压倾向性分分类法等；采矿地球球物理方法法，包括微微震法，声声发射法，电电磁辐射法法，振动法法，重力法法等。通过过采用上述述冲击矿压压危险性评评价及预测测预报方法法，可以达达到准确预预报冲击矿矿压可能发发生的地点点和位置，较较准确地确确定冲击矿矿压发生强强度和震动动释放能量量的大小。而对于冲击击矿压的治治理措施，主主要从战略略性的防御御和主动解解危两个方方面进行。战战略性和防防御性措施施主要有开开采解放层层，在进行行开采设计计时，选择择合适的开开
43、采顺序，开开采方法和和采煤工艺艺，力争消消除形成冲冲击矿压发发生的因素素。冲击矿矿压的主动动解危措施施主要有卸卸压爆破，煤煤层注水，钻钻孔卸压，定定向裂缝法法等方法等等。从研究情况况看，冲击击矿压虽然然是煤矿的的严重自然然灾害，但但若做好研研究、预测测和防治工工作，是可可以避免事事故的发生生的。2.5 多多巷道，大大采深，水水旱交接多多种灾害交交织的研究究现状随着煤矿采采深的加深深，采矿工工程面临的的问题更加加复杂，由由此产生的的工程灾害害事故更为为严重。理理论和实际际表明，随随着采深的的加大，煤煤矿冲击矿矿压的强度度，频率，瓦瓦斯突出，瓦瓦斯爆炸，煤煤层自燃等等矿井灾害害危险性加加大，并且且
44、，往往这这些灾害交交织在一起起，给矿井井的预防带带来了极大大的困难，为为此，很多多科研人员员对此花费费了大量的的时间，提提出了一些些理论和方方法，对多多种灾害的的预防有着着积极的意意义。多种灾害交交织的综合合评判一直直是广大科科研人员研研究的热点点，目前国国内外在评评估的理论论、方法及及应用等方方面做了大大量的研究究工作，有有的已形成成了较为完完善的评估估程序和评评估方法，并并用法规形形式确定了了评估在决决策过程中中的地位和和作用。 国内外在项项目尤其是是科研项目目评估方面面采用的方方法很多，但但就评估而而言并没有有通用的方方法库，评评估者在评评估的实践践中，往往往是根据不不同的目的的、对象确
45、确定不同的的方法。通通常比较常常用的方法法主要包括括同行评议议法、层次次分析法、加加权优序法法、效用函函数法、相相关分析法法、综合评评价法及模模糊综合评评价法等。由由于多种灾灾害的评估估是一种跨跨学科、跨跨层次的综综合性工作作，它既要要求社会科科学、经济济学与自然然科学的综综合，又要要求决策层层、执行层层与研究层层的结合。因因此，一些些很好的评评估方法很很难在煤矿矿多种灾害害发挥应有有的作用，目目前在煤矿矿的多种灾灾害当中用用得比较广广泛的有模模糊分形、分分维法，灰灰色系统理理论，模糊糊神经网络络等方法。由由于煤矿灾灾害众多，因因此，根据据交织的灾灾害不同，其其防治的措措施不同，就就多巷道，大大采深，水水旱交接条条件下，煤煤矿冲击矿矿压，瓦斯斯突出、爆爆炸，煤层层自燃等多多种灾害交交织在一起起几乎还没没有人研究究，因此，对对这种条件件下的煤矿矿冲击矿压压，瓦斯突突出、爆炸炸，煤层自自燃的预测测综