河北能源职业技术学院 矿山压力与围岩控制.ppt

矿山压力与围岩控制河北能源职业技术学院,绪论一、课程性质及任务矿山压力及其控制是煤矿开采技术专业的必修专业课。任务应力分布规律1、掌握三个规律岩层移动规律矿压显现规律2、掌握二个原理工作面支架与围岩相互作用原理巷道支架与围岩相互作用原理3、掌握一套方法矿压控制方法,,,二、课程学习基本要求了解各类围岩事故产生的条件、原因和特点；了解矿山压力现场研究的基本方法；初步具备解决、分析矿山压力问题的能力；能针对具体煤层和围岩条件布置巷道和回采工作面；能合理设计回采工作面、巷道的围岩控制方式。,三、矿山压力与控制概念1、矿山压力由于矿山开采活动影响，在开采空间周围岩体内形成的和作用在支护物上的力。2、矿山压力显现由于矿山压力作用，开采空间围岩体及支护物产生的各种力学现象。（变形、破坏、垮落、折损、冲击）3、矿山压力控制为使采矿工作正常、安全进行所采取的各种减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的方法。,四、研究矿山压力对矿山开采的意义1、生态环境保护2、保证生产安全3、减少资源损失4、改善开采技术5、提高经济效益,第一章矿山岩石和岩体的基本性质,岩石的物理力学性质是岩体最基本、最重要的性质之一，也是岩石力学中研究最早、最完善的内容之一。本章介绍岩石的地质构成及分类；岩石物理、力学性质及测定；岩石的破坏机理和强度理论；岩体及其力学特征。,第一节矿山岩石的基本概念,一、岩石岩石矿物或岩屑在地质作用下按一定规律聚集形成的自然物体。（岩石矿物颗粒胶结物孔隙水）矿物存在地壳中的具有一定化学成分和物理性质的自然元素和化合物。结构组成岩石的物质成分、颗粒大小和形状以及其相互结合的情况。结晶、胶结构造组成成分的空间分布及其相互间排列关系。（节理、裂隙、空隙、边界、缺陷）矿物、结构、构造是影响岩石力学性质和物理性质的三个重要因素。,岩浆岩强度高、均质性好二、岩石地质分类沉积岩强度不稳定，各向异性变质岩不稳定，与变质程度和岩性有关,,三、沉积岩石的力学特性①不连续性；（物质不能充满空间，有空隙存在）②各向异性；（任一点的物理、力学性质沿不同方向均不相同）③不均匀性；（由不同物质组成，各点物理力学性质都不相同）④岩块单元的可移动性；⑤地质因素影响特性（水、气、热、初应力）（上述特性导致岩石力学的研究方法以实验测试为主）,第二节岩石的物理性质,一、岩石的密度与体积力（容重）岩石含固相、液相、气相。Vo三相比例不同而密度不同。VcV1、岩石的真密度ρ真密度单位体积岩石（不包含空隙）的质量其中ρ岩石真密度，kg/m3岩石实体干质量（不含水分），kg岩石实体体积（不含孔隙），m3,,,2、岩石的视密度ρ′视密度单位体积岩石（包括孔隙）的质量式中ρ′岩石的视密度，kg/m3岩石的质量，kg岩石的体积（含孔隙），m33、岩石的容重γ容重岩石单位体积（含孔隙体积）的重力，kN/m3式中W被测岩样的重量,（）kN；V被测岩样的体积，m3天然容重天然含水状态下,γ干容重105110℃烘干24小时（至恒重）,γd饱和容重岩石孔隙吸水饱和（水浸48小时）状态下,γw,4、岩石的相对密度（比重）Δ比重岩石固体部分的重量和4℃同体积纯水重量的比值。式中WS体积为V的岩石，固体部分重量，kNVC岩石固体部分（不含孔隙）体积，m3γW4℃同体积纯水重量，kN/m3,二、岩石的孔隙性反映裂隙赋存于发育状态。1、孔隙率n孔隙体积占总体积的百分比。2、孔隙比e岩石中各类孔隙总体积与岩石实体体积之比。ne关系岩石的孔隙性对围岩强度、变形、含水影响很大。,三、岩石的碎胀性岩石破碎后自然堆积体积大于原体积的性质。1、初始碎胀系数破碎后样自然堆积体积与原体积之比。2、残余碎胀系数破碎并被压实后的体积与原体积之比。式中分别为原体积/破碎自然堆积体积/被压实体积。岩石碎胀性对地下采矿围岩控制、矿产及土石方运输等有重要意义。,四、岩石的软化性岩石浸水后强度降低的性质。软化系数饱水岩样抗压强度与自然风干岩样抗压强度的比值。（）越小，表示岩石受水的影响越大。岩石软化性在地下开采围岩管理、地面边坡管理等方面有重要意义。,五、岩石的膨胀性岩石浸水后体积膨胀的性质。（用于评价膨胀性岩体工程稳定性）自由膨胀率无约束条件下浸水后膨胀变形与原尺寸之比。轴向自由膨胀（）H试件高度径向自由膨胀（）D直径,六、岩石耐崩解性岩石抵抗水浸后结构破坏的性能。耐崩解指数岩石试件进行烘干、浸水循环试验，。（测试将烘干的试块，约500g，分成10份，放入带有筛孔的圆筒内，使圆筒在水槽中以20r／s速度连续转10分钟，然后将留在圆筒内的石块取出烘干称重。如此反复进行两次，按下式计算耐崩解性指数。）,第三节岩石的变形性质工程师对工程材料提出两个问题1最大承载力许用应力[]2最大允许变形－－许用应变[]在岩石工程中要使实际参数≤允许指标岩石的力学性质包括变形性质研究岩石在受力情况下的变形规律（本节）。强度特性研究岩石受力破坏的规律（下节）。,一、岩石的弹性和塑性变形分析的重要性（直观、易测、建立模型、准则）1、弹性变形（缩短为正，压应力为正）,线弹性,非线弹性,滞弹性,线弹性直线型；当岩石致密，强度大，压力不高时，为此状态。非线弹性单向曲线型；基本没有。滞弹性双向曲线型，岩石多属滞弹性滞弹性应力应变不是唯一的对应关系，应变的产生（变化）较应力的变化有一段时间的滞后。原因物理学认为，当作用在滞弹性体上的力发生改变时，由于受力体内部物质的粘性或内摩擦的原因，引起变形效应滞后和迟延。滞弹性体具有两个重要性质弹性滞后由于内摩擦原因，岩石随应力变化出现的变形滞后。弹性后效由于热传导等原因，外力停止变化，而变形仍随时间而缓慢变化。,,理想塑性,具有应变硬化的塑性,2、塑性变形岩石塑性普遍存在；岩石塑性与岩石的组成、结构、构造及外界环境有关。（颗粒及胶结物物质成分、排列结合、含水、温度、应力等）理想塑性超过弹性极限，进入完全塑性状态（极少）；应变硬化超过弹性极限，承载能力随应变增加而增加。,,3、一般岩石的变形瞬时弹性变形后效弹性变形塑性变形岩石与其它金属及晶体矿物不同，因其有节理、裂隙存在，在应力不高阶段，内部结构即有破坏，在产生弹性变形的同时，产生塑性变形。,岩石不是理想的弹性体、塑性体、粘性体，是混合体。有弹塑；塑弹；弹粘塑；粘弹等多种变形特性。（粘性变形不能在瞬间完成，变形速率随应力变化。）典型变形性质,塑弹塑,S型,二、岩石单向压缩变形性质1、轴向变形2、横向变形；,普通试验机下岩石应力、应变曲线,刚性试验机下岩石应力、应变曲线,刚性试验机,3、全应力应变曲线,四个阶段OA原有裂隙压密阶段ACAB弹性变形，BC微破裂稳定发展阶段（原弹性阶段）CD累进性破裂发展阶段，C点为屈服点，约2/3峰值强度。DE破裂后阶段（应力降低阶段、残余应力阶段）,e,4、岩石的变形指标及其确定,①弹性摸量E（抵抗变形的能力、应力应变比值）线弹性直线斜率非线弹性切线斜率（变形曲线导数）；割线斜率（割线斜率）；弹塑性弹性摸量E加载曲线段切线斜率卸载曲线段割线斜率；变形摸量,,,,,,②泊松比μ（变形传递能力）泊松比μ岩石横向应变与纵向应变的比值。在弹性阶段其为常数。在塑性阶段不为常数。（严格讲，μ仅在弹性范围适用，对塑性部分不适用,由于引入变形摸量，塑性区可用，μ最大为0.5。③剪切摸量G剪切虎克定律比例系数。④拉梅常数λ将应力应变联系起来的弹性常数。⑤体积摸量Kv体积弹性摸量。,5、岩石变形中的扩容现象①扩容现象岩石破坏前，因微裂隙产生及内部小块体相对滑移，导致体积扩大的现象。②体应变变形后的体积增量与变形前体积之比。③体应变曲线三个阶段体积减小阶段0F体积不变阶段F体积扩大阶段FT,纵向,横向,体积,T,三、岩石三轴压缩变形性质1、三轴实验（真三轴、假三轴）2、三轴抗压强度3、三轴变形特征与单轴试验结果基本类似（E、μ基本相同）；围压增加三向抗压强度增加；峰值变形增加；弹性极限增加；岩石由弹脆性弹塑性应变硬化转变,干砂岩,湿砂岩,四、岩石流变性质1、岩石流变性质岩石随时间增长而变化的性质。2、流变现象蠕变应力不变，应变随时间增加而增长的现象。（当时）松弛应变不变，应力随时间增加而减小的现象。（当时）弹性后效停止加、卸载，应变需经一段时间达到应有值的现象。粘性流动蠕变后卸载，部分变形不能恢复的现象。,3、蠕变曲线岩石蠕变的类型稳定蠕变（低应力）不稳定蠕变（高应力）典型蠕变曲线（蠕变三阶段）初始蠕变阶段应变增加，但应变增加速率降低；定常蠕变阶段应变增加速率保持不变；加速蠕变阶段应变增加速率迅速增加，直至破坏。,稳定蠕变,不稳定蠕变,典型蠕变曲线,瞬时应变,初始应变,定长蠕变,加速蠕变,与岩石类别有关（粘土矿物岩石蠕变显著）岩石蠕变与应力大小有关（高应力蠕变明显，超过极限应力，蠕变进入不稳定阶段）蠕变试验时间长；测量要求精度高（用千分表）；载荷恒定。研究蠕变的意义了解岩石的长时强度。长时强度岩石蠕变破坏时的最低应力值。长时强度对岩土工程更为重要。长时强度半岛拐角单面,,,,,小结（设围岩处于弹性状态）1、孔周围形成应力集中，最大切向应力发生在孔周边；2、应力集中系数与孔形状有关，曲率大处集中系数大；3、应力集中系数与应力状态（侧压系数λ）有关；4、应力集中是局部的；5、孔的影响范围与孔径有关，孔径大影响范围大；,第三节围岩的极限平衡与支承压力分布本节介绍围岩极限平衡区及其应力分布、支承压力形成及其分布一、围岩内应力状态及“三区”的形成1、孔周围岩体的力学状态切向应力分布（大小）受力状态（单向三向）抗压强度（低高）破坏顺序（外里）,极限平衡区,,2、围岩三区的形成塑性区处处满足强度条件；弹性区满足虎克定律；原始应力区岩层破坏由巷道周边向里发展。,原始应力区,弹性区,塑性区,二、园孔极限平衡区应力分布,1、塑性区应力,,,无支护,有支护,无支护应力分布,有支护应力分布,2、塑性区半径（卡斯特纳方程）,无支护,有支护,卡斯特纳方程揭示了支护力对巷道围岩强度及应力分布的影响。,三、采场围岩极限平衡1、力学分析在煤体内取一单元体；由水平方向静力平衡有即由极限平衡条件有求微分,将代入上式得求解得代入初始条件（煤帮承载能力）解得故有,2、煤壁前方应力分布,极限平衡区D弹性区E原始应力区F,围岩分区,,减压区A增压区B稳压区C,应力分区,,,（二者有交叉）,一般以高于原岩应力5为集中应力影响范围，以远可以认为是原始应力区（有时划归弹性区）。,3、应力及围岩分区,四、支承压力及其分布1、支承压力概念支承压力回采空间周围煤岩体内应力增高区的切向应力。（支承压力是矿山压力的一部分）2、支承压力的类型固定支承压力（固定边界）移动支承压力（移动边界）,3、回采工作面前后方支承压力分布（P107）,前方移动支承压力远远大于后方支承压力；工作面仅承受极少量压力作用。,,4、影响支承压力分布的主要因素,1）回采空间尺寸及形状；2）回采空间顶板管理方法（支撑状态）；3）顶板岩层及煤层岩性；4）采深；5）周围回采空间分布。,,1刀柱法；2全部垮落法（充填法）；3大采高全垮法；4坚硬顶板全垮法。,不同采空区支撑条件下移动支承压力分布,,不同开采方法移动支承压力分布不同,五、支承压力在底板中的传播1、集中载荷时应力传播规律由土力学得到,z深度；r距作用线水平距离,2、应力在煤层底板中的分布,煤柱、煤体下等应力线,分布规律煤体边缘附近底板产生高应力集中；采空区下方一定范围内应力降低；多煤层同采时应力有相互干扰。,第三章采场上覆岩层活动规律本章介绍工作面顶底板划分老顶破断分析（梁、板）直接顶稳定性分析上覆岩层活动规律上覆岩层平衡结构,第一节概述一、回采工作面顶、底板的划分1、顶板伪顶位于煤层之上，薄而软弱的岩层；直接顶位于煤层或伪顶之上一层或几层性质相近岩层；老顶位于直接顶或煤层之上厚而坚硬的岩层（基本顶）；2、底板直接底位于煤层之下的岩层（为古土壤）；老底直接底之下的岩层。（对于反山，顶底板位置发生翻转）,二、回采工作空间类型（依据采空区处理方法不同划分）,（a）完整空间刀柱法或留煤柱开采；（b）自弯曲空间顶板缓慢下沉法（顶板塑性大）；（c）充填空间充填法；（d）垮落空间全部垮落法。,三、顶板工作结构1、梁式结构将顶板视为沿工作面推进方向的梁，按照梁式结构承载变形破坏理论分析顶板破坏现象。2、板式结构将顶板岩层视为一个板或经断层、裂隙切割后，多块板相互咬合组成的板，按板式结构承载变形及强度理论分析顶板破坏现象。3、顶板结构端部支撑条件固定支座顶板被煤岩层夹持，未断裂，无自由端；简支梁支座顶板端部断裂或埋深较浅（可转动）；,第二节老顶岩层力学分析一、老顶梁式结构分析1、冒落区老顶支撑条件1）全部充填满回采空间2）不能充填满回采空间（老顶悬露，成梁式结构）（）,2、老顶梁式结构力学分析（按固定支座）1）支座反力（对称）２）任意截面剪力（ＤＤ’）,,3）任意截面弯矩,,可见最大弯矩、最大剪力发生在煤壁两端,4）简支支座时老顶的力学分析剪力弯矩最大弯矩在梁中间最大剪力在梁的两端受弯矩作用拉断受剪力作用剪断,综上老顶岩梁破坏形式有两个,,二、梁式断裂时的极限跨距1、按弯矩计算任意点A处正应力其中断面矩最大拉应力在梁的端部,当时，则岩梁被拉断裂。此时由有固定梁按弯矩计算的极限跨距2、按剪力计算最大剪切力发生在梁的两端最大剪应力为,当时，岩梁被剪断。此时由有固定梁按剪力计算的极限跨距3、按简支梁计算剪力与固支梁同，跨距相同弯矩与固定梁不同，最大弯矩在梁中部,故最大拉应力为当时，岩梁被拉断裂。此时由有简支梁按弯矩计算的极限跨距,老顶按梁式结构计算其极限跨度为固定梁简支梁按弯矩计算按剪力计算,对一般厚度岩层，弯矩极限跨度小于剪力极限跨度；简支梁弯矩极限跨度小于固定梁弯矩极限跨度。（顶板岩层在固定端断裂后，随即在中间断裂）,结论,4、q的确定1）组合梁原理整体QΣQi整体MΣMi整体曲率较单一分层为小各分层曲率一致（否则要离层）2）q的计算公式由材力知曲率与弯矩关系为,且即故有；；；由MΣmi有,故有式中而即为考虑到n层对第一层的影响时形成的载荷，记为故得,q的计算公式,公式原理当开采空间形成后，第一层岩层并非承受其上直至地表的全部岩层重量，其上必然有一层距离较近的近的坚硬岩层，可将起上部岩层载荷通过本身的强度或抵抗变形能力传递到空间两侧实体支撑点上，而第一层岩层仅承受其上直至第一层坚硬岩层间各岩层因弯矩施加的载荷。,公式应用（P79例题）1）先计算第一层载荷2）计算第二层对第一层的作用；计算至第三层时第一层载荷3）一直计算到第n1层时，第一层载荷反而小于第n层时的载荷为止4）取第n层时的计算载荷为q，此值为计算过程中得到的最大值。,三、老顶的板式破断1、板式结构边界支撑条件薄板长150-200m宽30m厚24m边界支撑条件（a）四边固支始采工作面；（b）三固一简一面为已采区（老塘）；（c）二固二简一面为已采区，一面为工作面采空区；（d）一固三简三面临空，回采半岛区域。,2、板式结构体弯矩分布1）Marcus简算法原理将板分为若干横纵条梁，求每一条梁弯矩并考虑交叉点挠度相等，从而求出板体内弯矩分布。2）板体内弯矩分布图由于且,由图可见固定端边界处弯矩比其它地方为大；顶板支撑条件由“四固三简”转变时，煤壁处弯矩增大；上述四种支撑条件下，最大弯矩位于工作面煤壁中段；当板式结构四面临空时，最大弯矩在板的中间。3、板式结构破断过程长边短边沟通中间（OX型破断）,第三节直接顶的稳定性分析,顶板事故位置与原因分析,一、直接顶岩层破坏离散原因1、节理裂隙切割；2、岩层松软，变形大离层；3、落煤后顶板支护不及时，支撑力小，促使离层；4、老顶岩层平衡结构失稳，岩块回转；5、支撑力不均衡或支架反复支撑；6、放顶撤柱，动力冲击。,二、直接顶的离层1、离层原因2、不离层条件无支护时由挠度计算公式老顶挠度直接顶挠度,直接顶较软，易发生弯曲变形未及时支护或支撑力不足,,如果不发生离层，应有即且令有显然直接顶厚度≤老顶厚度时，易发生离层。,有支护时由有且从而显然及时增大支撑力可使顶板不离层。,不离层最小支撑力,三、直接顶的初次垮落初次垮落直接顶第一次垮落（初次放顶）（标志垮落高度＞11.5m，长度＞1/2面长）初次垮落距第一次垮落时，直接顶的跨距。直接顶垮落距受直接顶强度、厚度、节理裂隙影响，是描述直接顶稳定性的综合指标。直接顶垮落前，顶板完整性一般较好，支架载荷小，稳定性差，初次垮落易发生大面积顶板事故。,第四节回采工作面上覆岩层移动规律老顶垮落后，其上覆岩层将依次发生断裂、离层和移动，其破坏移动的程度与开采形成的自由空间大小有关，一般讲，随时间的推移，上覆岩层移动将一直波及到地表。,岩层内部破坏情况推测图,A煤壁支撑影响区ab；B离层区bc；C重新压实区cd,Ⅰ冒落带,Ⅱ裂隙带,Ⅲ弯曲下沉带,1、横三区、竖三带的形成,上覆松软岩层上覆中硬岩层上覆坚硬岩层,2实际测得的不同类型覆岩开采后的破坏情况,1冒落带；2裂隙带,,上覆岩层移动实测曲线,3、工作面附近顶板移动观测曲线,开采后上覆岩层沿走向方向水平与垂直移动轨迹图,,,4、上覆岩层随工作面推采位移路径,,观测点在沿煤层倾斜剖面上的移动,5、倾角对顶板位移的影响,6、顶板移动一般规律岩层移动由下而上形成三带，直至地表（冒落、裂隙、弯曲下沉）；在工作面附近，顶板形成三区（煤壁支撑影响区、离层区、重新压实区）；裂隙带可行成某种平衡结构；顶板移动在工作面前方30-40m开始（水平为主、垂直为小）；顶板（移动轨迹）位移基本垂直层面；移动影响范围，由下向上逐渐扩大，形状由方到圆。,第五节回采工作面上覆岩层活动规律假说一、压力拱假说（1928，德国，哈克）在上覆岩层中，形成一个“压力拱”，前方煤壁及后方垮落矸石分别为拱的两脚，工作面处于拱的保护之下。“压力拱”将随工作面的推进而前移。,二、悬臂梁假说（1916，德国，施托克）工作面和采空区上覆岩层，可视为一端固定于岩体内，另一端悬伸的悬臂梁，多岩层可组成组合悬臂梁。悬臂梁平时承担岩层载荷，当其变形下沉时，一端压在垮落矸石上，当跨度增大，断裂形成周期来压。,三、预成裂隙假说1954，比利时，拉巴斯）顶板岩层受支承压力作用，产生相互平行的裂隙，成为“假塑性体”，在工作面推进过程中，产生塑性弯曲，由相互挤压形成类似梁的平衡结构。顶板分为应力降低区、应力升高区、采动影响区，三区随工作面而移动。工作面支架应具有足够的初撑力和工作阻力，以阻止岩块滑落或离层。,四、铰接岩块假说（1954，苏，库兹涅佐夫）上覆岩层分为垮落带和规则移动带，规则移动带岩块间相互铰合而形成一条多环节的岩块铰链。规则移动带岩层变形小时，其下部岩层发生离层，工作面支架只承受直接顶因离层而折断岩层的全部重量（给定载荷），当规则移动带变形大或断裂时，支架载荷与岩层变形位移有关（给定变形）。对铰接岩块间力学作用未做说明。,五、“砌体梁”理论（1978，钱鸣高，中国）在上覆岩层中存在由断裂岩块组成的“砌体梁”，因岩块相互挤压，形成承载结构。认为上覆岩层可以硬岩为底划分若干组，软岩为载荷；硬岩断裂，岩块间相互挤压成铰接关系；铰接岩块在某些条件下可形成平衡体。,第四章采场矿山压力显现基本规律本章介绍矿压显现指标老顶初次来压、周期来压顶板压力估算影响矿压显现的因素放顶煤开采矿压显现规律,第一节矿压显现指标一、矿压显现在矿山压力作用下，煤岩体及支护物所表现出的种种力学现象。二、矿压显现指标1、顶板下沉S（mm）煤壁到采空区边缘范围内顶、底板间相对位移。顶板绝对下沉不易得到，一般以距煤壁4米处下沉量为工作面顶板下沉量。可以每米采高每米推进度下沉量S/L/M为比较标准。,,工作面顶底板移近曲线1顶板绝对下沉曲线；2顶板相对移近量（下沉）曲线；3底版臌起曲线,2、顶板下沉速度V（mm/h）单位时间顶板下沉量。3、支柱变形与折损观察喷液、下缩、压裂、折断等。4、顶板破碎度单位面积中顶板冒落面积所占百分比。5、局部冒顶小范围顶板垮落。6、大面积冒顶顶板沿工作面煤壁切落。7、煤壁片帮煤壁因支承压力作用发生的剪切坍塌破坏。8、底臌底板塑性变形。9、支柱插入底板底板松软，对顶板管理很不利。,第二节老顶初次来压一、初次来压的形成初采初次放顶老顶悬露跨度增大老顶断裂形成平衡结构失稳初次来压初次来压老顶平衡结构第一次失稳而施加给工作面以大型压力的过程。初次来压步距第一次来压时，工作面距开切眼的距离（推进距离）。,,,,“砌体梁”对初次来压的解释,来压时工作面顶板切断情况,二、初次来压时矿压显现特点1、来压前，顶板压力无明显增大；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，由1mm/h到520mm/h；5、支柱载荷急剧增加；6、顶板出现拉绺现象（直接顶沿煤壁切断）。,三、预防措施初次来压前无明显征兆，工作面顶板压力不大，致使支架稳定性差，来压猛，易造成顶板事故。1、增大支撑力2、增加稳定性3、加强矿压观测及地质、开采资料4、加强日常支护质量管理。四、来压条件1、有老顶存在；2、直接顶垮落后不能充填满采空区。,来压是老顶断裂（结构失稳）施力于工作面的结果；来压期间重点措施是增加支护强度；增强支架稳定性；保护煤壁，减少片帮。,第三节老顶周期来压一、周期来压的形成有初次来压必有周期来压。初次来压老顶悬顶跨度增大老顶断裂平衡结构失稳周期来压。周期来压老顶平衡结构周期性失稳而施加给工作面以大型压力的过程。周期来压步距两次来压期间工作面推进距离。（周期来压步距1/2初次来压步距）,,,,,“砌体梁”理论对周期来压的解释,二、周期来压时的矿压显现1、顶板下沉量急剧增加；2、支柱载荷普遍增加；3、煤壁片帮严重；4、当支撑力不足时，工作面回出现台阶下沉；5、如果支护参数选择不合理，回发生冒顶、切顶。（周期来压显现一般较初次来压时有所缓和）三、预防措施同初次来压，同时加强统计观测。,第四节顶板压力的估算顶板压力是工作面支护设计的一个重要参数。一、估算法1、经验估算法实质以直接顶沿煤壁断裂、老顶平衡结构失稳时最不利状态作为顶板压力估算的依据（最大可能载荷）。1）直接顶载荷,2）老顶载荷（按直接顶载荷的倍数估算）经大量观测，最大压力时也不超过平时的2倍。故因且所以有即顶板压力相当于48倍采高岩柱重量。,2、从老顶结构平衡关系估算实质直接顶载荷全部由支架承担，老顶载荷仅当老顶结构失稳时产生。（失稳滑落、变形）1）滑落失稳估算老顶载荷两岩块重量-咬合处摩擦力,2）变形失稳估算支撑力与顶板下沉量为双曲线关系即式中实测顶板下沉量；要求控制顶板的下沉量；顶板下沉量为时，老顶的作用力。,（承载系数）,3、威尔逊估算法实质只估算直接顶载荷，载荷与支撑力不同线，从而有附加载荷。的大小受直接顶垮落角的影响。所需支撑力P依据直接顶形状，按照力系平衡求出。,第五节影响采场矿山压力显现的主要因素一、采高与控顶距图中L控顶距So顶板最终下沉量SL控顶范围内最大下沉量Lo弯曲老顶前后最大曲率点间距有且,故有因为故即其中,由（硬岩取小，软岩取大）顶板下沉量与采高、控顶距成正比；采高增大，上覆岩层活动范围大，不易形成平衡结构；采高增大，煤壁不稳定，矿压显现严重；控顶距增大，顶板稳定性差。二、工作面推进速度及工序1、推进速度影响时间对顶板下沉（变形）的影响。加快推进速度减少控顶时间减少无工序下沉量。对破碎顶板，加快推进速度，可改善顶板状况。,,,2、工序影响,落煤引起顶板下沉速度增加；放炮影响范围上、下15m，剧烈区上、下5m,放顶引起顶板下沉速度增加；影响范围上20m下10m剧烈范围上15m下5m落煤、放顶改变顶板支撑条件，顶板移动加强。,注意加快推进速度，不能减弱工序对顶板下沉的影响（“甩”掉矿压）。当顶板比较破碎时，加快推进速度可改善顶板状态。落煤、放顶两工序要相距1015m以上。,三、采深片帮几率↑H↑→γH↑→KγH↑塑性增强，变形↑支架载荷↑弹性能↑采深加大对巷道影响很大，对回采工作面影响不明显。原因,,,巷道位于高应力场内，围岩承受高应力作用，变形增大。工作面顶板在上覆岩层平衡结构保护之下，受力变化不大。,四、倾角垂直层面应力↓冒落矸石充填方式改变矿压规律；影响顶板“三带”形态；腑斜开采时容易形成平衡结构。,顶板下沉量↓支柱载荷↓,,五、分层（网下）开采矿压显现顶板已遭受一次破坏1、分层顶板特点再生顶板碎胀系数减小平衡结构内老顶岩块跨度小顶板下沉量增大2、矿压显现特点支架载荷减小（动载荷小）老顶来压步距小、强度低,,,六、放顶煤开采矿压显现1、放顶煤开采影响本质采高大、厚煤顶。2、矿压显现特点（据唐山矿观测）前方支承压力峰值高、距工作面远（1624米）；（采高大，顶板活动范围大，平衡结构高远）顶、底板相对移近量大（4.4m处达1.2m）；（采高大，老顶移动倾斜度大，顶板移动量大）顶煤在煤壁前方较远处开始较大位移（垂直、水平）；（煤体受压，产生塑性变形，垂直缩，水平伸）支架载荷、周期来压强度较小。（支架顶部煤体起到缓冲作用）,急倾斜开采、分层上向开采、放顶煤开采等矿压显现规律目前资料较少，尚需进一步探索研究。,第五章回采工作面顶板控制与支护本章介绍顶板分类支架类型与特性采场支架与围岩相互作用原理综合机械化工作面顶板控制设计单体液压支柱工作面顶板控制设计,第一节顶板分类与底板特征一、对直接顶的分析1、定性分析破碎顶板页岩、再生顶、煤顶中等稳定顶板砂页岩、粉砂岩完整顶板砂岩、坚硬砂页岩,,按稳定状态,,原生裂隙构造裂隙压裂裂隙,裂隙类型,,张裂隙剪裂隙,,2、定量分析按直接顶初次垮落步距分,不稳定顶板中等稳定顶板稳定顶板,,3、雅格比分类法端面破碎度端面破碎面积与梁端无支护面积之比。,冒落敏感度E端面距为1米时的端面破碎度。,一类二类三类,,二、对老顶分析老顶的影响主要体现为来压影响