中矿矿压复习1.doc

中矿矿压复习（08级）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 4、原岩应力分布基本规律： 1)实测铅直应力基本等于上覆岩层重量； 2)水平应力普遍大于铅直应力； 3)平均水平应力与铅直应力比值随深度增加而减小； 4)最大主应力与最小主应力一般相差较大。 (考虑构造应力后，水平应力作用明显)计算：计算只考虑自重应力情况下，赋存在400m深处原岩体内一点的应力值。设上覆岩层平均容重24.5kN/m3,泊松比=0.2。在自重应力作用下，地下400米深处原岩应力为： 垂直应力： 侧向应力：5、构造应力特点： 1)分布不均匀，具有区域性，浅部比深部突出，构造区比非构造区突出； 2)以水平压应力为主； 3)具有明显的方向性，最大与最小水平应力差值大；4)坚硬岩层中显著，软弱岩层不显著；6、“孔”周围的应力分布小结：（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 ）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；6）周边切向应力分布： 7、两孔间应力相互影响： 1）断面相同两孔：当 时： 不会产生相互影响。2）回采空间周围应力重新分布： 不同方向临空，应力叠加； 在拐角处应力集中程度高； 按临空自由面多少，应力集中程度有如下关系： 孤岛 半岛 拐角 单面8、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：满足虎克定律（也属于弹性）岩层破坏由巷道周边向里发展。9、支承压力概念：1）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） （支承压力在岩体内开掘巷道后，巷道围岩必然出现应力重新分布，一般将巷道两侧改变后的切向应力增高部分称为支承压力） 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）10、简述直接顶的厚度及其冒落性能对矿山压力的影响 1）全部充填满冒落空间老顶受到软支撑作用，断裂产生压力不明显；1）2）不能充填满冒落空间老顶悬露成梁式结构，煤壁上方断裂，来压显著。伪顶：在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.30.5m，极易垮落的软弱岩层，称为_，它随采随冒，一般为炭质页岩、泥质页岩等。老顶通常把位于直接顶之上（有时位于煤层之上）对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为老顶。直接顶初次垮落直接顶第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落，其标志是：直接顶垮落高度超过11.5m，垮落范围超过全工作面长度的一半。直接顶初次垮落距直接顶垮落时，工作面煤壁至开切眼的距离。直接顶初次垮落距是描述直接顶稳定性的综合指标，其大小由直接顶岩层强度、分层厚度、解理裂隙发育程度所决定。11、由老顶梁式结构或板式结构受力分析，说明老顶破断的原理和过程梁式破断:直接顶不能充填满冒落空间 ，老顶悬露，成梁式结构，最大弯矩、最大剪力发生在煤壁两端,老顶岩梁破坏形式有两个，受弯矩作用拉断，受剪力作用剪断。顶板岩层在固定端断裂后，随即在中间断裂. 板式结构体弯矩分布(Marcus简算法原理):四边固支，三固一简，二固二简，一固三简。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；板式结构破断过程： 长边短边沟通中间（OX型破断）先沿长边、后短边断裂；中间断裂； 按板式断裂形成两岩块，并由中间开始下沉； 两岩块相互挤压，形成三铰拱结构。12、直接顶的离层对开采的影响： 1）离层原因，直接顶较软，易发生弯曲变形2）未及时支护且支撑力不足，直接顶厚度 老顶厚度时，易发生离层。3）完整性遭到破坏，岩层间阻力减小，易发生横向位移，造成推垮型冒顶，防治：及时增大支撑力可使顶板不离层。岩层移动中的离层与裂隙分布：结论：13、关键层对岩层移动的影响:1）关键层对离层起到关键作用，离层主要在关键层下面发生。2）关键层初次破断前，随工作面推进离层规模逐渐增大，采空区中部离层最大；初次破断后，中部逐渐压实，采空区两侧各有一个离层区，离层规模为破断前的三分之一。3）沿顶板向上，随工作面推进，离层呈跳跃式由下向上发展。4）贯通的竖向裂隙与采高、岩性有关，当采空区达到一定范围后，可形成O形圈分布，是导水、瓦斯的重要通道。14、几个概念：顶板下沉速度指单位时间内的顶底板移近量。顶板下沉量一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。顶板破碎指数端面距为1m时的端面破碎度称为顶板冒落敏感度（我国称为顶板破碎指数）。14、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）。老顶初次来压当老顶悬露达到极限跨距时，老顶断裂形成三铰拱式的平衡，同时发生已破断的岩块回转失稳（变形失稳），有时可能伴随滑落失稳（顶板的台阶下沉），从而导致工作面顶板的急剧下沉。此时，工作面支架呈现受力普遍加大现象，即称为老顶的初次来压。15、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；1、 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）。16、预防来压事故措施： 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。17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。18、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）19、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）周期来压预防措施： 同初次来压，同时加强统计观测。顶板压力经验法估算：按照经验，一般工作面周期来压时形成的载荷不超过平时载荷的2倍。顶板压力相当于采高48倍岩柱的重量。21、影响采场矿山压力显现的主要因素：1）采高与控顶距： 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。计算：回采工作面采高3m，控顶距5m，下沉系数=0.03，计算工作面顶板下沉量？解：在一般情况下，回采工作面的顶板下沉量可以用公式进行计算，所以，此工作面的顶板下沉量为：即工作面的顶板下沉量为0.45m。2）工作面推进速度及工序： 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。 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、放顶改变顶板支撑条件，顶板移动加强。 落煤、放顶两工序要相距1015m以上。 3）采深： HHKH 塑性，变形，片帮几率，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。分析开采深度对采场矿山压力及其矿山压力显现的影响：开采深度直接影响着原岩应力大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力値。从这个意义上讲，开采深度对矿山压力具有绝对的影响。但对矿山压力显现的影响则不尽相同。开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显，如在松软岩层中开掘巷道，随着深度的增加，巷道的“挤、压、鼓”现象将更为严重。岩层受重力而变形，它所积聚的能量与深度的平方成正比。因此，对有冲击矿压危险的矿井，随着深度的增加，发生冲击矿压的次数与强度都将显著增加。但开采深度对采场顶板压力大小的影响并不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显，尤其是对顶板下沉量的影响。这显然是由于采场顶板的挠曲情况及支架所受载荷的大小，与裂隙带形成“结构”的条件有关，因而主要应视煤层采高、直接顶和老顶的力学性质、厚度等因素而定。而开采深度对这些参数的影响不会太大。随着采深增加，支承压力必然增加，从而导致煤壁片帮及底板鼓起的几率增加，由此也可能导致支架载荷增加。 倾角： 随着煤层倾角的增加，工作面顶板下沉量将逐渐变小。22、分层（网下）开采矿压显现： 1）分层顶板特点： 顶板已遭受一次破坏，再生顶板碎胀系数减小 平衡结构内老顶岩块跨度小2）矿压显现特点： 顶板下沉量增大支架载荷减小（动载荷小） 老顶来压步距小、强度低。分析厚煤层分层开采采场矿山压力显现特点：当煤层较厚时，长将煤层沿层面划分为若干个等厚度的分层，分别布置工作面进行回采。当用垮落法管理顶板时，回采顺序是从上向下回采。在回采第一分层时，其矿山压力显现和回采单一煤层时没有什么区别。但在回采第二分层及以下分层时，矿山压力显现有以下一些特点：老顶来压步距减小，来压强度较低；支架上承受的载荷降低，动载减小；顶板的下沉量变大；煤壁上的支承压力减小，煤壁片帮减弱。 23、顶板分类：1）依据直接顶的稳定性（强度、初垮步距）分为四类； 2）依据直接顶厚高比、老顶来压步距将老顶分为4级。 直接顶：分为四类，其中1、2类各分为两个亚类；（不稳定、中稳、稳定、非常稳定） 老 顶：依据老顶初次来压当量将老顶分为4级。（来压不明显、明显、强烈、非常强烈）我国缓倾斜工作面老顶分级指标：老顶分级指标是老顶初次来压当量p，其值由老顶初次来压步距Lf、直接顶充填系数N和煤层采高M确定。24、支架与围岩相互作用体系： 1）横向：“煤体支架垮落矸石”支撑系统： 煤体、垮落矸石为平衡结构支点（拱脚），需承受更多载荷； “煤体支架垮落矸石”支撑系统为静不定系统，刚度大的承受载荷也大； 煤体刚度大于垮落矸石及支架，为主要承载体； 支架受到保护，刚度较小，承载较小。 2） 纵向：“老顶直接顶支架底板”支护系统： 老顶以上岩层为载荷； 直接顶、底板的刚度直接影响支架特性的发挥； 支架特性为插背物、顶梁、支柱、柱鞋的综合性质； 当其它结构物刚度很大时，支撑系统的特性即为支柱的刚度； 在整个支架群中，该支撑系统的特性影响到支架所受载荷的大小。25、支架与围岩相互作用的特点： 1）支架与围岩间的作用是作用力与反作用力关系；（支撑力宜均匀分布，且与顶板压力共线） 2）支架受力的大小与支架本身特性有关；（在同一工作面，不允许同时使用特性不同的支架） 3）支架支撑力在工作面的分布状态与支架性能有关；4）支架结构及尺寸对顶板压力具有影响：26、支架工作状态：给定载荷直接顶刚度小，老顶的“回转变形压力”由直接顶变形所吸收，支架承受的载荷为直接顶载荷。（直接顶离层） 给定变形直接顶刚度大，老顶的“给定变形”全部通过直接顶传到支架上。给定载荷增大稳定性； 给定变形增大支撑力、可缩性。27、支架工作阻力与顶板下沉量的关系： “支撑力顶板下沉量”（“PL”）曲线的实质： “PL”曲线是支架的支撑力P对回采工作面顶板下沉量L的影响程度曲线，它反映了支架和围岩之间的相互作用关系。根据实际的“PL”曲线可知，支架的支撑力对顶板下沉量的影响是有一定限度的，支架的支撑力较小时，增加支架的支撑力可以较明显地减小顶板下沉量，当支架支撑力达到一定程度后，再增加支架的支撑力对顶板下沉量的影响就比较小了。这也说明了回采工作面支架的支撑力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。 结论： 关系为双曲线关系； 在某一工作阻力以上，而顶板下沉减少甚微； 在某一工作阻力以下，则顶板下沉急剧增加； （该工作阻力称为与顶板下沉量相适应的合理工作阻力） 以提高工作阻力控制顶板下沉量是有一定限度的； 不同工作面，支架工作阻力与顶板下沉量曲线不同； 合理工作阻力为拐点对应的工作阻力。28、液压支架选型步骤： 1）确定顶、底板类型（直接顶、老顶、直接底）； 2）估算支架所需支护强度（实测、来压步距）； 3）初定额定支护强度、初选架型； 4）修正架型及参数（断面、风量、倾角）； 5）确定顶梁、护帮及侧推结构； 6）确定底座参数； 7）进行支架参数优化。重点确定：支架额定强度、架型29、液压支架初撑力：提高初撑力可减少顶板离层，增强顶板强度和稳定性；提高对机道支撑，减少端面破碎度和煤壁片帮；压实顶梁上及底座下浮矸，提高支撑系统刚度；充分利用额定支撑能力，减少顶板下沉量。 初撑力确定：实测初撑力为额定阻力的0.714合理初撑力为额定阻力的0.60.851、2类顶板初撑力为额定阻力的0.750.852、3类顶板初撑力为额定阻力的0.60.7530、单体支架工作面顶板控制设计： 1）设计内容包含：支柱类型、规格选择；支柱的额定阻力、初撑力确定；支架顶梁选择，支架布置形式，支护强度及支柱密度，排柱距及特殊支架布置等2）支柱有效支撑能力的确定： 额定工作阻力由顶板悬顶几何状态、（48）直接顶厚度 确定。 支柱有效支撑能力顶板下沉量允许范围内，全部支柱所能达到的工作阻力的平均值。 有效支撑能力额定工作阻力3）支柱初撑力： 增加初撑力，可预防直接顶离层，使支柱更快达到工作阻力以平衡垮落带岩重。（初撑力高，可压缩背顶物等材料，使系统刚度增加）应使初撑力尽量等于额定工作阻力； 一般条件下，初撑力应不低于额定阻力的70%80%。单体支架工作面可通过调整支架密度来增大支护强度提高支柱初撑力 从有效控制顶板角度看，支护系统刚度越大越好。 4）支柱密度：提高支柱密度、提高支护系统刚度均可提高支护强度增大工作面支护强度则可减少 顶底板相对移近量；端面冒高；顶板台阶下沉量。 用单体液压支架，柱距不小于0.5米；破碎顶板、网下开采，任何梁，柱距不大于0.7米。31、老顶断裂主要特征及予报原理： 1）老顶断裂是一个过程（裂缝、扩展、断裂）； 2）老顶断裂处在工作面煤壁前方，断裂与工作面全面来压有时间差； 3）老顶断裂前后，其挠曲状况将发生突变（断裂线前方将出现“反弹”与“压缩”现象）32、回采工作面周围支承压力分布： 工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前48米，影响范围为4050米。少数可达6080米。应力集中系数为2.53。 工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为1530米。少数可达3540米，峰值一般距煤壁1520米，应力集中系数为23。 在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达57。 巷道轴向与最大主应力夹角小于2530度。分析煤柱下方底板岩层中应力分布特点及其实际意义：在煤层开采以后，其上覆岩层的重量必然要通过煤柱传递到煤柱下方的底板岩层中去。根据力学分析，煤柱下方底板岩层中的应力分布特点是：在垂直方向和水平方向上，愈远离煤柱，底板岩石中的应力愈小。但在煤柱正下方的底板岩层中，最小垂直应力也不小于原始应力，而在煤柱以外的底板岩层中，最小的垂直应力可能小于原始应力。由于煤柱下方底板岩层中应力分布的这个特点，在生产实践中，应尽力避免将巷道布置在煤柱之下，如果必须在煤柱下方布置巷道时，应尽量使巷道远离煤柱。一般情况下，应将巷道布置在煤柱的影响范围以外，使巷道免受支承压力的影响而改善巷道的维护状况。煤体煤柱巷道：巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，如保护煤柱一侧的采面已经采完且采动影响已稳定后，掘进的巷道称为_。两帮移近量是指巷道沿腰线水平的减少值。33、巷道围岩变形规律： 1）巷道掘进影响阶段 2）掘进影响稳定段 3）采动影响阶段 4）采动影响稳定阶段5）二次采动影响阶段 34、跨上山开采：先停后跨采：受两侧支承压力叠加影响，变形量远大于煤柱保护时的变形量。跨采后，变形明显小于趋于稳定时的变形量。先跨采后停：跨采时变形急剧增加，过后趋向稳定，总变形量显著减少。常用跨采护巷方法的基本原理： 根据采面不断移动的特点以及巷道系统优化布置的原则，可在巷道上方的煤层工作面进行跨采，使巷道经历一段时间的高应力作用后，长期处于应力降低区内。35、巷道围岩控制原理控制途径：降低围岩应力、提高围岩稳定、合理选择支护方式。36、巷道布置一般要求： 尽量避开采掘影响，布置在开采后的应力降低区； 避免支承压力叠加的强烈作用及作用时间； 选择稳定的岩层、煤层布置巷道，避开水与软岩； 巷道轴向应尽量垂直断层、折曲轴； 巷道轴向应与构造应力方向平行；相邻巷道岩柱宽度要合理。确定底板巷道的位置参数：底板巷道与开采空间不在同一层面内，它的位置参数是巷道与上部煤层之间的垂直距离Z，巷道与上部煤柱（体）边缘之间的水平距离X。37、巷道保护及支护主要措施： 卸压、移压；加固围岩； 支架支护。38、护巷煤柱的稳定性： 煤柱宽度是影响煤柱稳定性和巷道维护的主要因素。 护巷煤柱稳定条件： 煤柱中央产生的弹性区（核）宽度不小于煤柱高度的2倍。护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤柱高度的2倍。39、沿空留巷顶板下沉规律： 工作面前方2040米，顶板开始下沉； 工作面后方1020米处，顶板下沉速度最大； 工作面后方060米范围，顶板下沉量占80%； 工作面后方60米以外，上覆岩层下沉速度逐渐衰减； 工作面后方100米，岩层移动基本稳定；沿空巷道顶板明显向采空区方向倾斜。 巷旁支护指在巷道断面范围以外，与采空区交界处架设的一些特殊类型的支架或人工构筑物。其作用：控制直接顶离层并及时切断直接顶板；减少巷内支护承受载荷；及时封闭采空区。要求巷旁支护：较高的工作阻力、较快的增阻速度、足够的可缩量。40、巷道围岩卸压 卸压原理人为改变周边围岩应力分布，使峰值应力内移，巷道处于应力降低区。1）巷道跨采卸压： 纵跨采面推进方向与巷道轴向平行；横跨采面推进方向与巷道轴向垂直。跨采期间围岩移近量大，过后稳定。 2）开槽（松动）卸压： 巷道周边开槽（孔）卸压巷道围岩松动爆破卸压 卸压巷硐卸压巷顶巷道卸压宽面掘巷卸压 掘前预采：41、巷道“支架围岩”相互作用原理：支撑力不可能完全限制围岩的位移； 支撑力小到一定程度，围岩变形急剧增大，甚至破坏； 不同特性支架、支护时间不同，支架承受载荷不同。 42、“支架围岩”相互作用原理的应用： 1）二次支护（新奥法）让压支护 2）柔性支护允许产生一定变形。让压支护 3）主动支护加大围压，提高围岩强度。抗压支护 43、巷道围岩控制的基本途径： 抗压 让压 躲压 移压44、锚杆支护原理： 1）悬吊原理 2）组合梁原理 3）压缩拱原理 4）最大水平应力原理 5）围岩强度强化理论按锚固方式，锚杆的最基本分类：最基本的分类方法是按锚杆的锚固方式，划分为：机械锚固式锚杆，包括胀壳式锚杆、倒楔式锚杆、楔缝式锚杆；粘结锚固锚杆，包括树脂锚杆、快硬水泥卷锚杆、水泥砂浆锚杆；摩擦锚固式锚杆，包括缝管式锚杆、水胀式管状锚杆。45、锚固力：托锚力安装时，拖板与锚杆的预紧力；粘锚力粘结摩擦力与锚杆轴力；切向锚固力限制岩块沿弱面滑动的力。残余锚固力：当围岩表面和深部的相对变形量超过锚固剂的极限变形量以后，工作锚固力丧失。但由于已破坏的锚固剂仍具有残余粘接强度，钻孔围岩、破坏的锚固剂、锚杆体之间存在摩擦力，称为_。46、软岩：地质软岩地质赋存条件差的松软岩层。（强度低、孔隙度大、胶结差、构造切割、风化）工程软岩在工程力作用下产生显著变形的岩层。地质软岩指强度低、孔隙度大、胶结程度差、受构造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、弱岩层的总称。工程软岩指在巷道工程力的作用下，能产生显著变形的工程岩体。47、软岩巷道围岩变形机制： 1）膨胀变形机制含亲水粘土矿物岩石； 2）应力扩容变形机制力作用，破裂扩容； 3）结构变形机制岩体结构控制变形； 软岩变形同时具有多种变形机制在起作用48、软岩变形影响因素： 岩性、应力、水、动压（扰动）、流变性。 49、软岩变形规律： 变形具有明显的时间效应（始大，流变）； 环向变形且非对称； 随深度增加而增大； 在不同的应力下，具有明显的方向性。50、软岩巷道支护原理： 软岩塑性变形不可避免，允许其产生足够大的变形，然后予以支护。 软岩支护设计的关键是确定变形释放程度，选择支护时间。 最佳支护时间：最大限度发挥塑性区承载能力且不出现松动破坏的时刻。软岩破坏为渐进过程，对首先破坏部位（关键部位）的支护可取得好的效果。51、锚注技术： 利用锚孔兼作注浆孔，实现锚注一体化，是软岩巷道支护的新途径。 注浆使软岩裂隙封闭，岩体强度明显提高，同时为锚杆提供可靠的着力基础，锚杆与注浆结合使用，使其各自作用得到充分发挥，可提高对软岩的支护效果。 锚杆与注浆支护方式具有互补性。52、冲击矿压：1）冲击矿压发生在高应力区井巷、回采工作面围岩体内，以突然、急剧、猛烈破坏为特征的矿压动力现象。 2）冲击矿压的危害： 对井下巷道强冲击将大量破坏煤岩抛入巷道，破坏巷道支护系统及围岩结 构。小型冲击影响不大。 对井下人员遭受突然伤害，现场人员大多遭受脑部受伤，其次是胸部机械受伤，内部器官损伤等。 对地表建筑冲击伴发矿震，对地表可造成震害。 冲击矿压大多发生在巷道，采场则很少。53、冲击矿压影响因素： 1）地质条件影响： 采深；煤岩力学性质；顶板岩层结构；地质构造2）开采技术影响：