矿山压力及其控制课件

矿山压力及其控制

第一章绪论

1.1矿山压力的基本概念

我们所说的采矿通常是指固体矿床地下开采，即：地下开采和露天开采。在煤矿行业，地下开采又常称为“井工开采”或标准采矿等，由于露天开采对地表破坏、环境污染较严重，也称为非标准采矿。采矿分类地下采矿露天采矿海洋采矿特殊采矿金属矿地下开采地下开采非金属矿地下开采砂矿床露天开采固体矿床露天开采海底砂矿开采海底热液砂床开采海底锰结核开采海水化学元素提取海底基岩矿床开采热液采矿容浸采矿水溶采矿盐湖矿床开采饰面石材开采机械开采水力机械采砂采砂船开采固体矿床开采抚顺西露天煤矿采场煤矿露天开采河南义马北露天煤矿采场内部排土场煤矿露天开采厚煤层地下开采

无论是地下开采还是露天开采都可抽象为对原有地壳的一种人为破坏活动，或称是一种人为的有目的在地壳岩体中的大规模开挖活动。这种开挖活动破坏了岩体原有应力平衡状态，引起了岩体内部应力重新分布，其结果表现为开掘的井、巷、硐、工作面、露天矿采场边坡等的周围岩体变形、移动、甚至破坏，直到岩体内部重新形成一个新的应力平衡状态为止，见下图。

矿体矿体井筒与巷道

矿山压力：

严格的讲，矿山压力应包括地采和露采两部分内容，但由于传统的观念和习惯，矿山压力通常指与地采有关的内容，即概念如下。矿山压力（i.e.矿压）：这种由于在地下煤炭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，就叫矿山压力。

矿山压力显现：

在矿山压力作用下，会引起各种力学现象，如顶板下沉、底板臌起、巷道断面缩小、岩体破坏脱落母体甚至大面积冒落，煤被压松产生片帮或突然抛出，支架严重变形或损坏，以及大面积岩层移动，地表发生塌陷等等，这些由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支撑物产生的种种力学现象，通称为“矿山压力显现”.i.e.”矿压显现”。

矿山压力控制：随着大规模开采活动及矿压显现给工作带来严重危害，为使矿压显现不致影响采矿工作正常进行和保障安全生产，必须采取各种技术措施把矿山压力显现控制在一定的范围内，对有利于采矿生产的矿山压力显现也要合理的利用。所有减轻、调解、改变和利用矿山压力作用的各种方法，均叫做矿山压力控制。

矿山压力及岩层控制：

矿山压力、矿山压力显现、矿山压力控制是矿山压力与岩层控制研究的主要内容。随着大规模开采活动及矿压显现给工作带来严重危害，人们迫切需要一种理论来解释和研究有关的矿压现象，并用以指导工程设计和安全生产，这就使于60年代形成了一门新的学科分支——矿山压力及岩层控制。1.1.2矿山压力及岩层控制对采矿工程的作用

（1）生态环境保护：地下水破坏、地表沉降、矸石山占地、瓦斯抽放等。（2）保证安全和正常生产：顶板事故、巷道稳定、边坡控制等，掌握矿山压力活动的基本规律，用以指导采矿生产的设计，生产组织，保障安全生产，设备正常运行。（3）减少地下资源损失：通过研究和实测矿压活动规律，减少顶板等事故，选择合理煤柱尺寸，甚至某些情况下取消煤柱，减少煤炭资源损失量。（4）改善地下开采技术：地下开采技术的进步与对矿压显现规律的深刻认识和矿压控制手段的改善有密切关系。（5）提高开采经济效果：矿压显现预测、支护质量与顶板动态监测、信息反馈、确定优化的矿山与开采设计等，提高开采效益。综上所述，掌握矿压显现规律，研究矿压控制的有效方法，对煤矿生产有十分重要意义。1.1.3采矿工程的力学特点（1）采矿工程岩体结构的本质

与地面工程结构不同，地下工程围岩即是载荷，也是一种承载结构。（2）采矿工程的移动特性（3）采矿工程中围岩的大变形和支护体的可缩特性（4）采矿工程中的能量原理和动力现象1.2矿山压力及控制的发展简况

1.2.1对矿压的早期认识阶段

我国是世界上采矿最早的国家之一，中国采矿有文字可考的历史始于商代，但实际的采矿活动还要早很多。

春秋至南北朝（公元前770年至前200年），采矿技术已有全面发展。随着采矿规模日益扩大，经常出现矿井内顶板冒落，巷道堵塞或地表塌陷，迫使人们重视和研究矿压问题。

1.2.2建立矿压早期假说阶段

19世纪后期到20世纪初，是矿压研究的第二个阶段。利用一些简单的力学原理解释实践中出现的一些矿压现象，并提出了一些初步的矿压假说，具有代表性的是“压力拱假说”，即认为巷道上方能形成自然平衡拱及有关分析计算。同时提出了以岩石坚固性系数f（普氏系数）作为定量指标的岩石分类方法，曾获得广泛应用至今。

在这个阶段中，对巷道围岩破坏机理和支架所受的岩石压力大小开始了初步的理论研究。在研究岩层和地表移动等方面，进行了地面及井下观测，研究到地表建筑物的损坏不仅由于地表下沉，还由于水平移动的结果。1.2.3以连续介质力学为理论基础的研究阶段

20世纪30年代至50年代：将整个岩体作为连续的，各向同性的弹性体来考虑，即用弹性理论研究矿山压力问题，这一阶段的典型成果：（1）用虎克定律推导出了自重作用下原岩应力的计算公式；（2）用弹性理论解决了圆形巷道的应力分布问题。

后来又研究了岩体非均质和各向异性对理想弹性体的影响，以及把岩层看作具有不同变形特征的弹性介质，进一步研究岩体层理性的影响，此外还用连续介质力学方法研究了岩层移动问题。在进行理论研究的同时，研究矿压的实验手段也获得了发展，其中较为应用的是利用相似材料进行的相似模型研究方法和利用光敏感材料进行的光弹性模拟方法。

1.2.4矿压研究的近代发展阶段（60年代至今）

这个时期的科技发展特点：（1）矿山开采规模增大；（2）计算机技术飞速发展；（3）相关学科进步明显。与此相类似，矿压研究取得了一些新进展：

（1）理论方面

将传统的连续、弹性、各向同性的岩体→岩体是有各种弱面切割的裂隙体，具有与一般固体所不同的特征。从这个观点出发引用相关学科中现代研究成果，出现了一系列边缘学科分支和方法，如岩石断裂力学，岩石块体力学，岩石流变学等。

在研究方法方方面，在现代计算技术基础上发展起来的一些新的数值分析方法：有限元，边界元，离散元法等。这些方法可以考虑岩体复杂的力学属性，进行巷道和硐室围岩体中的应力变化和位移分布，确定其稳定性等，使矿压理论研究有可能获得更符合实际的数值解答。

在地表岩层移动研究方面，在进行大量现场观测和掌握了不同条件下岩层移动基本规律的基础上，建立了更为完美的因开采造成的地表移动和变形值的计算和预测方法，以及开展了开采工作引起的煤层上覆岩层运动机理及其有关规律的研究。

（2）应用研究方面

配合地下开采技术和支护技术的发展，进行了不同煤层条件下采用不同支护类型的回采工作面中矿压显现规律的研究，开展了采用煤柱护巷和无煤柱护巷的各类巷道中的矿压显现规律的研究，以及进行了为解决有冲击矿压、煤和瓦斯突出危险煤层开采的有关研究，从而为改善回采工作面矿压控制，合理布置和维护巷道，以及保证安全生产，提供了科学依据。

（3）实验研究方面

结合各类研究课题的进行，逐步应用和改善了现场与室内观测和实验的各种仪器和设备，有代表性是井下钻孔电视应用和真三轴岩石试验机以及刚性试验机，为矿山压力的进一步研究和完善提供了必要的原始数据和资料。大型模拟试验台、先进的多点数据采集仪器等。

（4）矿压现场控制方面

进一步改善了巷道支护技术，如大断面、大缩量和高支撑力的可缩性金属支架，广泛应用锚杆支护，开发了各种类型的锚杆，注浆加固不稳定煤层和围岩，回采工作面中使用自移式液压支架，架型增多，适用范围扩大等。对难以控制的坚硬顶板，通过高压注水，超前爆破等手段，比较有效地避免了在采控区突然大面积冒落造成的危害。对井下冲击矿压的预测和控制效果大为提高。1.2.5我国在矿山压力研究方面的主要工作与成就

为了配合全国有序地开展矿压研究及推动煤矿科技进步。1979年4月26日煤炭部批准在中国矿业大学建立煤炭工业部矿山压力情况报中心站，作为全国矿压研究与实践方面的重要学术组织，到目前为止已经组织召开了11届全国性矿山压力理论与实践研讨会。

下设八个分站：钱鸣高、牛锡倬、平寿康、刘天泉、宋振骐等学者对推动我国矿压理论研究与工程应用作出了突出贡献，如著名的砌体梁理论等。我国煤矿事故中顶煤事故由45％下降到15％，目前一批中青年学者、专家迅速成长。砌体梁理论、关键层理论、锚杆支护技术等。

1.3矿山压力与岩石力学的关系

1.3.1矿山压力与岩石力学的关系

随着采矿深度何规模增大，矿山压力的研究不断深入和发展，人们越来越来多地认识了岩石的力学性质和开采过程中岩体内所发生的自然力现象和规律，在此基础上产生了一个新的学科分支—矿山岩体力学。

即：矿山岩体力学是研究自然和采动影响所造成的矿山应力场中，有关矿山岩体和矿山工程结构的强度、稳定性和变形的科学，它既是固体力学的一个应用分支，也是采矿科学的一个组成部分。严格地说，矿山压力是矿山岩石力学的一个应用部分，但由于我国煤矿系统的习惯，将矿压作为一个独立的课程。岩石力学最初产生于采矿工程，其服务对象也主要是采矿工程，但其研究方法和理论并非为采矿工程所独有。

奥地利学派对岩石力学的发展起到了巨大作用。该学派地代表人物是L.Muller主要观点有三个：（1）就大多数工程问题而言，岩体工程性质取决于岩体内部地质断裂系统的强度要比取决于岩石本身强度的大得多，所以岩石力学是一种不连续体力学，即裂隙介质力学；（2）岩体强度是一种残余强度，其受到岩体中所含弱面强度的制约；（3）岩体的变形和它的各向异性主要由弱面位移所产生。

上述这三个观点为岩石力学的发展起到了引导和促进作用，尤其是在工程地质、水电、冶金等岩石力学研究中受到格外重视，而煤炭行业由于煤田成因及研究问题的特殊性，没有充分重视和发展上述观点，但从长远看煤炭行业的岩石力学有关问题研究必须与国际接轨，矿山压力研究应纳入到矿山岩石力学的一个应用分支，必须重尊岩石力学研究的一般准则。

1.3.2矿山压力研究的主要内容地下采矿中常见的岩石开挖工程有：井硐、室巷道和工作面，其中以巷道和回采工作面最为常见，所以矿山研究以巷道回采工作面为核心进行研究。主要研究内容如下：（一）支承压力（二）回采工作面上覆岩层活动规律及其分析

1.老顶稳定及初次极限跨距

2.裂隙体梁及结构分析

（三）回采工作面矿山压力显现基本规律

1.初次来压分析

2.周期来压分析

3.顶板压力估算（四）回采工作面顶板控制与支护方法

1.支架围岩相互作用原理

2.支架选型（五）采区巷道矿压显现与控制

1.巷道矿压显现的基本规律

2.巷道矿压控制原理

3.采区巷道支护（六）动压现象及控制

1.冲击矿压（冲击矿压煤、及瓦斯的突然喷出）

2.顶板大面积来压

1.3.3矿山压力研究的基本方法（1）现场观测与统计方法现场观测与研究是矿山压力研究中必须不可少的基础工作。我国早在50年代中期就开始进行回采工作面顶底板移近量和支柱受载观测。目前矿压现场观测的方法和手段都有了很大发展。

观测仪器已由过去单一的机械扩大到利用电、声、光、磁等多科学技术的综合应用，观测方式也正在从人工就地读数逐步向遥控和自动监测过渡，并且已广泛利用计算机进行观测数据的处理和分析。

（2）室内试验方法由于采矿工程规模大、时间、复杂、以及受生产影响大等，现场观测由于费用等原因受到一定的限制，所以逐渐借助室内试验进行研究，目前仍以模拟试验为主。（3）理论分析结构力学、岩石力学、弹性力学为主要分析工具（4）数值计算方法

FEM、BEM、DEMεεpεeOA·BCDστOA段：原始岩石内的空隙压密阶段；AB段：线弹性变形阶段，B点为弹性极限；BC段：裂隙产生和扩展阶段，呈现弹塑性变形，C点为强度极限，用Rc表示；CD段：残余承载阶段，即岩石受载虽然已过强度极限，但仍具有部分承载能力，到达D点岩石完全破坏。

一般实验机很难获得上述全过程曲线，而只有C段以前的曲线，见右图。原因：普通实验机的刚性较小。对试件加载过程中，自身变形较大，积蓄了大量的变形能，当试件达到强度极限后，承载能力下降，压力机内的变性能突然释放，施加于试件上，导致试件突然破裂，常伴有炸裂响声和碎块飞出。CBAOστ（2）岩石强度特征三向抗压>双向抗压>单向抗压>抗剪>抗拉（3）岩石破坏机理

岩石在外力作用下，首先产生不同形式的变形，继而产生微裂隙和破裂，裂隙扩展到一定阶段，岩石破坏。岩石破坏的基本形式如下：压剪破坏有侧向约束塑性流动破坏强的侧向约束压裂破坏无约束

1）压裂破坏：加压板与试件端面间摩擦阻力小时，试件横向变形，变形量达到变形极限时，试件拉裂，形成平行于加压方向的拉裂缝，试件破坏原因为拉裂破坏。

2）剪破坏：加压板与试件端面有摩擦力较大时，产生剪切破坏（一组或几组剪切面）。

3）塑性流动破坏：加压板与试件端面有很大摩擦力时，试件二端面变形受到强阻碍时，出现了多组剪切面，试件会逐渐缓慢地膨胀成桶形。最后因塑性流动而导致破坏。该破坏形式是岩石颗粒产生微小剪切滑移的结果，仍是一种剪应力造成的剪切错动。

2.1.2岩石的强度理论

岩石的强度理论：研究岩石在复杂应力作用下破坏的原因、规律及建立破坏的判据。目前已提出了很多种强度理论，但在目前岩石工程中常用的有两种：莫尔－库仑强度理论和格里菲斯强度理论。（1）莫尔－库仑强度理论

莫尔（Mohr）强度理论认为（1900）：固体材料发生破坏的主要原因是由于破坏面上的剪力达到一定限度。这个剪力除了与材料本身的性质有关外，还与破坏面上的正应力造成的摩擦阻力有关。例如，某一点材料发生破坏，不仅取决于该点的剪应力，同时也取决于该点的正应力。因此，岩石沿某一个面剪断时所需要的剪应力与该面上的正应力存在某种函数关系：

该式为莫尔提出的一般形式，也称为莫尔强度理论的普遍形式。具体应用中，要通过试验确定其具体形式。一般的试验方法就是做大量的单向拉、单向压，不同围压下的三轴压试验，得到不同的莫尔圆，然后给出莫尔应力圆的包络线。στσ1σ1σ3σ3σ1σ3极限莫尔圆τ=f（σ）

强度曲线的作用：（1）判断岩石试件是否发生剪切破坏，由某一面上的做出应力圆可判断试件发生破坏否。（2）判断破坏面方向：通常（后面解释）（3）（抗拉强度小于抗压强度）

在岩石力学和工程设计中，为了计算岩石强度，必须给出相应的关系式，莫尔没有给出的具体关系式，有人提出二次曲线或摆线等。但为了便于计算，当正压力加大时（）通常采用斜直线作为强度曲线，即：、－分别为破坏面上的剪应力和正应力、－岩石的内聚力和内摩擦角

这一公式是由库仑（Coulomb）1773年提出的，后由莫尔用新的理论加以解释，故上式称为莫尔－库仑强度理论。由上式可得出如下关系：CctanφODNN1φMτσσ3σ1σ3σ3σ1σ1σαταC(σ1+σ3)/2(σ1-σ3)/22αSs=σtanφ+Cnα45°-α/2试件

由上图：（1）（2）

这就是用极限主应力表示的莫尔－库仑强度条件。做有限元计算时通常用这一公式作为Mohr-Coulomb强度理论的使用式。

上式中若，则就是岩石试件的单向抗压强度（3）岩石的单向抗拉强度

由于岩石的抗拉强度不易试验求得，通过上式可由获得。

莫尔－库仑强度理论目前在岩石力学领域中应用最广

它能较全面地反映岩石的强度特性，如抗拉强度远小于抗压强度，能很好地解释岩石在三轴受拉时会破坏（因强度包络线在受拉区闭合）和三轴等压压缩时不会破坏（包络线在受压区不闭合）的现象。它不仅适用于塑性材料，还适用于脆性材料的破坏，所以广泛用来解释岩石的破坏现象。其中不足之处在于：只适用于剪切和塑性流动两种破坏形式，不适用于拉断破坏；其次莫尔－库仑强度理论只考虑了最大主应力和最小主应力，与中间主应力无关，而一些试验已经证明了对岩石破坏有影响。

（2）格里菲斯强度理论（Griffith，1921）

格里菲斯强度理论认为：任何固体内部都存在窄狭的微裂隙。无论材料的受力状态如何（压或拉），最终都会在裂隙尖端产生拉应力集中。当拉应力大于材料的抗拉强度时，裂隙扩展，直至材料破坏。由此可见，Griffith理论认为材料破坏是由于拉应力造成的这一理论适用于玻璃、陶瓷、岩石等脆性材料。

Griffith在进行理论准则推导时，认为材料内的裂隙可用椭圆代替。如，Griffith椭圆裂隙。然后将模型简化为半无限介质中单个椭圆孔洞的平面应力问题处理。引用弹性力学关于半无限大介质椭圆孔周边受力分析结果，得出双向应力状态下裂隙开始扩展的条件：

上式就是Griffith强度理论的破坏准则，也称为拉应力准则。单向受压时，。为了与莫尔－库仑强度理论相比较，经过一定换算后，有：－椭圆裂隙周边上的剪应力和正应力－岩石的单向抗拉强度στσyxyσxτxyσ1σ3

以上强度条件是建立在裂隙张开假设上，实际上，岩石在大多数情况下承受压应力，裂隙闭合，这样作用在裂隙面上的正应力将使裂隙上产生摩擦阻力，由于摩擦也能承受剪应力，所以岩石强度有所增加。据此有人提出了修正的格里菲斯强度准则。

注：是裂隙面的法线方向与应力轴的夹角。

2.2岩体及其质量评价

2.2.1岩体的基本类型和特性

（1）岩体的基本特性岩石和岩体是两个不同的概念，岩石是指小的岩石试件（试块），而岩体是指岩石集合体，或指大范围内的工程地质体。一般说来，岩体内可能含有不同种类的岩石，含有各种天然弱面，受到天然环境及力场作用等，没有特定的自然边界，我们工程中实际所遇到的都是岩体，与岩石相比，岩体具有如下力学属性。1）非均质性对于由多种岩石组成的岩体，由于在自然条件下组成岩石的物质成分、组织结构及其组合状况经常变化，所以一般认为岩体是非均质的。例如，对于层壮岩体，无论在层面上还是在垂直面上都具有明显的非均质性。岩体除了因物质成分不同造成的非均质性外，由于各种非均质结构面切割的结果也呈现出明显得结构非均质性。

2）各向异性各向异性是指岩体的全部或部分物理力学特性随方向不同而表现出一定差异的性质。岩体的学多物理力学性质，如弹模、抗压、抗拉强度，声波的传播速度等，就随加载或测试方向不同而有显著差别。见图，x，y，z三个方向的力学指标明显有差异。

岩体的各向异性也和非均质类似，不仅由于物质成分、结构致密程度不同而造成，而且也受到各种结构面的影响。由于结构面的方位不同，数量不等，规模不一，性质各异，会造成岩体各向异性。当结果面组数少且各自发育程度不同的岩体，其各向异性会表现得明显；反之，结构面组数多，各自都很发育，方向十分复杂的岩体，其各向异性表现的不明显。组数多，各向异性弱，认为各向同性。组数少，各向异性大。

XYZ

3）非连续性由于岩体被各种结构面所切割，因此从原则上说，岩体属于非连续体。但随着被切割的岩块大小、形态和性质不同，岩块的排列和互相接触状态的差异，及其不连续程度都会有所不同。因此，在研究工程问题时，尤其是进行岩体稳定分析时，往往根据岩体的不同结构类型把岩体分别看作是非连续体，似连续体或连续体。

A、非连续体：受结构面影响明显的层状、块状结构岩体和碎裂结构岩体；

B、似连续体：结构面发育密集、杂乱无章的散体结构岩体；

C、连续体：整体结构岩体，部分原层状岩体。

2.2.2岩体强度特征

（1）岩体强度的基本概念对于岩石而言，其抗拉强度与其它强度相比最小，通常只有抗压强度的几分之一到几十分之一。对于岩体而言，这个特征就更加突出。因为岩体中含有各种结构弱面，而结构面的粘结力都是十分微弱的，甚至不存在，由于岩体强度主要取决于结构弱面的强度，因此岩体是一种不能承受拉应力的材料。工程分析中，一旦某处岩体出现了拉应力，即认为该处已破坏，这就是通常所说的岩体无拉力准则。岩石强度曲线结构面强度曲线岩体强度区

岩体中的弱面结构虽然不能抗拉，但仍能承受一定的剪应力和压应力。其剪切强度在受压区仍符合“莫尔－库仑”准则。可以认为：弱面强度≤含有弱结构面的岩体总强度≤岩石强度结构面强度≤岩体强度≤岩石强度发育结构面发育程度不发育

（2）结构面对岩体强度的影响结构面是区别岩体与岩石的重要特征之一。它的种类很多，如层理、节理、断层、软弱夹层等。许多的岩体工程失稳都是由结构面所控制。在研究矿山岩石力学问题时，有代表性的结构面就是层理和节理。层理面是沉积岩的主要弱面之一，有些情况下它对沉积岩岩体的变形和破坏起主导作用。如煤矿中顶板离层，分层冒落和底板沿层面滑动等。而节理对所有岩体来说都更具普遍性。它主要是由构造力而形成的有规则的小的裂隙总称。

结构面对岩体强度的影响主要表现为使岩体强度降低和各向异性。见下图所示。半径方向的长度表示单轴抗压强度大小。为结构面与水平面的夹角。现有三种主要情况：结构面方位对岩体强度的影响θ=450+φ/2θθ=00θ=900θ1θ2σminσmax

1）岩体强度与结构面无关，岩体强度＝岩块强度。例如，单向拉强度。这时岩体沿新的面AB破坏。

2）岩体沿结构面产生剪切破坏。例如，剪切面正好与结构面重合，岩体强度＝结构面强度＝。

3）岩体强度介于和之间。相当于平行于结构面而受载荷时的强度。在区间，岩体强度值的强度值。在区间，岩体强度值的强度值。在区间，岩体强度受结构面的影响较大。

上图说明岩体中有一组结构面时，由于结构面与加载方向原因，岩体强度有时有明显的各向异性，当岩体中有多组结构面时，由于各组结构面的影响交叉重叠，反而会使岩体强度的各向异性减弱，但会随结构面组数增多，而降低岩体强度，而最终趋近于值。

2.2.3岩体质量评价

由于岩体特征的复杂性，借助于一、二个参数很难反映出岩体的工程特性，因此人们试图通过各种影响岩体工程性的因素来对岩体质量进行分类和综合评价。其中比尼奥斯基（Z.T.Bieniawski）1973提出的RMR分类法（RockMassRating）受到重视。其一般原理时，某种岩体的RMR值由下式计算：

Rs——

岩体的单轴抗压强度的分值；

RRQD——岩体的RQD指标的分值；

Rsd

——结构面间距的分值，如粗糙度、风化度、连续性、充填情况、开度等；

Rw

——地下水条件的分值，如水压、水量、贯通性等；

Rod——结构面方位的分值。根据对深部地带进行地震研究而得到的现代概念，地球可分为地壳、上地幔、下地幔、外地核和内地核。莫霍面（弹性纵波波速从地壳的6~7km/s迅速增加到8km/s）郭里采层（导电率和地震波速迅速增加的分界层）地壳上地幔下地幔外地核内地核0km400km1000km3000km5000km6000km地球内部结构示意图地壳的平均厚度为32km，而且在大陆上的变化范围是20～70km，在海洋中其变化为5～15km。地壳是以莫霍面为分界面，是1909年由南斯拉夫的莫霍洛维奇契首先发现了M面。在该面以下，弹性纵波的速度突然增长，达到8km/s，而在地壳中通常是6～7km/s（最大值为7.4km/s）。上部地幔物质密度：33～37kN/m3；地壳物质密度：27～30kN/m3。在地壳范围内，可按地震波特征分为三个主要分层：沉积岩假定的花岗岩层玄武岩层岩弹性纵波速度＝2.0~5.0km/s，厚度10～15km弹性纵波速度＝5.5~6.0km/s，最大厚度30～40km弹性纵波速度＝6.5~7.4km/s，其厚度为10～20km康拉德面它是两个分层之间弹性波速度变化的地震分界面现在，采矿工作主要是在小于1000~1800m的深度内进行。在欧洲，有些矿井的开采深度约达2000m；在南非及印度，个别金属矿井的开采深度已超过3000～3500m。开采石油和天然气的深度达到6000~7000m。最深的构造钻孔和勘探钻孔已超过12000m，并开始实现钻孔深度达15000m的计划。

上述数字提供了有关地球开发深度的概念及其人类当今已经直接达到和可能近期达到的深度。显然这些深度属于地壳上部的范围内，其厚度与地球直径相比微不足道。然而浅部地壳的组成结构及其应力状态是矿山岩石力学和矿压理论关注的重点问题之一。3.2原岩应力天然状态下地壳中存在地应力，通常在地学中称之为地应力。其主要包括由岩体重量引起的自重应力和地质构造作用引起的构造应力等。地应力这个概念是由瑞士地质学者Haim在1905～1912年间首次提出来的。地应力是在历史地质作用下发展变化而形成的。它与岩体自重、构造、运动、地下水及温差等有关，同时又是随时间、空间变化的应力场。但在工程年代，应力场受这种地质作用时间的影响可以忽略。在采矿工程中，把这种未受采掘扰动影响的岩体原始应力，又称为原岩应力。采矿工程中，地下采掘空间对周围岩体内的原岩应力场产生扰动，使得原岩应力重新分布，并且在井巷和采场的围岩中产生几倍于原岩应力的高值应力（所谓的二次应力）。围岩随之变形，随着时间的延长，围岩变形继续扩大，甚至引起围岩破坏或支护物破坏，这就是我们常说的矿山压力显现。由此可见，矿山压力的来源与原岩应力密切相关，围岩稳定性显然是以原岩应力场为前提条件的。在计算任何人工开挖的岩体周围的应力分布以前，必须测量或估算开挖前的应力状态。3.2.1地壳浅部原岩应力实测结果地壳内部的原岩应力场是一个颇为复杂的问题，人们获得原岩应力状态的途径，主要是通过现场实测来实现。虽然各个国家和地区对原岩应力测量做了大量工作。但是关于完整应力状态的资料却获得很少，且测量深度也都在3000m之内，故属地壳浅部。

1953年瑞典H.Hast在斯堪的纳维亚半岛首先进行了原岩应力实测工作。此后，欧、美、澳大利亚和我国都先后开展了大规模原岩应力实测工作。E.T.Brown和E.Hoek（1978）研究了遍及世界不同地区的原岩应力测量，并进行了汇总。在进行资料选择时，对于那些特别反常的地质条件（如近期仍出现构造活动的地区）的实测结果均略去，只选用了可靠的结果。统计结果表明，铅直应力与深度的关系为：

这是一个重要的铅垂应力估算公式。值得注意的是上式的比例系数与地壳浅部岩石的容重相吻合，通常：

即实测结果说明，铅直应力与上覆岩层的重力相一致。平均水平应力：平均水平应力与铅垂应力σz之比K，随埋藏深度Z的变化关系。通过分析发现K值通常取值为：深度小于500米时，水平应力σh.av明显大于垂直应力σz；当深度＞1000米，水平应力与垂直应力趋于相等，处于静水压力状态。这是因为三个主应力差值很大时，岩石不可能承受很高应力，否则必然发生破坏，达到新的平衡。3.2.2原岩应力中各应力分量之间的比(1)平均水平应力σh.av与垂直应力σz的比较从上面两个图的统计结果看，一般情况下，σz相当于上覆岩层的自重，而水平应力的波动范围就比较大。且一般大于铅垂应力，其产生原因。一般归结为地壳的构造运动。据国内外实测资料统计，平均水平应力σh.av与σz的比值大部分在0.8～1.5之间;(2)水平应力σy与σx间的比较地壳内水平应力中的两个主应力σx与σy在数值上一般不相等，这一统计结果反映出了水平应力具有较强的方向性；(3)铅垂应力σz与自重应力Pz之间的比较岩体上覆岩层的重量是形成岩体初始应力的基本因素之一。一般认为岩体的铅垂应力大体上相当于上覆岩层的重力Pz，但并非所有实测结果都如此，从我国的实测结果表明，铅垂应力σz与单位面积上的上覆岩层重力Pz的比例在0.43～19.8之间变化。3.2.3自重应力自重应力：由于岩石自重引起的应力称为自重应力(1)Haim法则（1878年，译为海姆）瑞士地质学家Haim在观察了大型越岭隧道围岩工作状态之后，认为原岩体铅垂应力为上覆岩体自重。水平应力与铅垂应力趋于均衡的静水压力状态。σxσzσy(2)金尼克解（苏·A·H·Duhhuk，1925）金尼克认为地下岩体为线弹性体，其铅垂应力等于上覆岩体自重：σz=Pz。在水平方向，岩层内的侧向应力σx与σy相等，且水平方向的应变为零。由广义虎克定律可解出：

令λ=μ/(1-μ)为侧向压力系数，一般岩石的泊松比μ=0.15～0.35，所以λ=0.18～0.54。当μ=0.5时，λ=1，则金尼克公式与Haim法则一致。3.2.4构造应力构造应力是由于地质构造作用引起的应力。地质构造运动（含地震）归根到底是一个岩层变形与破坏的力学过程，与之对应的应力场叫构造应力场。在构造应力场研究中，我们只能知道构造运动结果，而要寻找的是造成这些结果的力源，这是一个反序的问题。在构造力场求解中，通常无法知道初始应力状态，不易弄清楚深部构造的情况和深部地质体的力学性能。只能进行模拟或假想研究。下面是Vening－Meinez构造应力场力学模型。

Vening－Meinez模型为了分析地壳上部任何一点应力的作用方式，Vening－Meinez采用了一种简便方法。在地球中，采用球体坐标，从地壳上层取一单元体，以地心为原点，设所取的单元体的六个面均为主平面。

dRAA’BB’CC’DD’ABB’A’BB’DD’该推导结果说明，平行于水平面的各个应力分量总和的绝对值与垂直方向应力分量绝对值之比，等于地球半径与受应力作用岩层的深度d之比。如若受构造应力作用影响的地壳深度为2km的话，地球半径以6000km计算，则垂直应力分量约占水平应力分量总和的1/3000。若受构造应力影响的地壳深度为10km，则垂直应力分量约占水平应力分量总和的1/600，从此可以看出：水平应力分量的重要性远远超过垂直应力分量。3.3开挖空间周围应力分布的理论解由于开采后的巷道和回采空间具有复杂的几何形状，以及开挖空间周围岩体也是属于非均质、各向异性的一种复杂介质。到目前为止，对于岩体的力学性质、原岩应力场等尚未完全掌握，所以还无法用数学的方法精确地求出开挖周围岩体内的应力分布状态。为了说明问题，可借助于有关理论先进行必要的简化理论分析。

3.3.1双向作用应力场内的圆形孔

σ2=λσ1σ1Pθr1rσ2=λσ1σ1圆孔半径为，由弹性力学可求得孔周围任一点P（距孔心距为r，与轴长夹角为）的应力值。径向应力为：切向应力为：--++周边应力分布σt=-σ1σr=0σt=3σ1σr=0σ12σ1σtσrr1O（3）实际在只考虑自重情况:λ介于0～1之间，此时可适用前述理论分式进行圆孔周围围岩体内任一点的径向应力σr和切向应力σt的分析及给出分布规律。因为采矿工程有些开采后形成的空间形状类似于椭圆形孔，所以有必要讨论椭圆孔周边的应力分布，尤其是切向应力的分布。这对分析开采后形成的矿压是有益的。令椭圆孔的长轴为2a，短轴为2b，双向应力场分别为σ1，σ2。根据弹性理论，椭圆孔周边上任意点的切向应力σt为：σ1σ2=λσ1θabσt3.3.2椭圆形孔周边的应力分布拉应力区σ1σ1σ2σ2好的布置不好的布置3.3.3多孔存在时，周围应力分布的状况以上所述为单一孔周围的应力重新分布情况，实际上在采矿工程中还经常会遇到多条巷道之间或回采空间对巷道的影响等问题。这些情况可简化为多孔的相互影响问题。一般相邻两孔的影响程度及多孔周围的应力分布受到下列一些因素的影响：①孔断面的形状及其尺寸大小；②相邻两孔相隔的距离；③同一水平内两邻孔的数目；④原岩应力场的性质及有关参数。（1）断面相同的两个邻孔(双向等压)（2）大小不等的相邻两孔的应力分布RR3R3.28

H4.26

H2.75

H2.49

H大小不等的相邻两孔的应力分布图3.3.4回采空间周围应力重新分布西德埃森采矿研究中心曾将开采煤岩体作为弹性体，利用有限元法进行应力分布的模拟研究。主要研究了开挖空间周边的环向应力分布。模拟的开采条件为：开采深度1000m，原岩垂直应力σz=25MPa。从图中可看出，中部拐角处的应力值高达170MPa是原岩应力25MPa的近7倍。有时甚至更大。

工作面工作面90MPa170MPa170MPa50MPa50MPa35MPa35MPa50MPa采空区250m250m回采空间周围应力重新分布图矩形孔周围的应力计算十分复杂，目前为止，还不能运用精确的理论进行求解，一般只能借助数值计算。其一般规律是，矩形孔的拐角处一般产生剪应力集中，而长直边处容易产生抗应力。矩形的长轴平行于最大来压方向有利，具体与有关参数有关。

3.3.5矩形孔周边的应力分布σ2σ1σ2σ1综上所述，假设孔周围处于弹性状态的条件下，应力重新分布有以下一些特点可循。（1）空周围形成了切向应力集中现象，最大切向应力发生在孔的周边。对圆形和椭圆形孔，最大切向应力发生在孔的两帮中点和顶底的中部。对矩形孔，则最大切向应力发生在四角处，但在长直边处容易产生拉应力。（2）应力集中系数的大小，对于单一空来说，圆形孔仅与侧压系数λ有关，其值k=2~3。对椭圆孔，则不仅与λ有关，还与孔的轴长比有关。一般当a/b=2，λ=0~1时，k=4~5。对多孔来说，k值升高是由于单孔应力分布迭加作用结果，其值视孔的大小和间距以及原岩应力的侧压系数λ值而定。在前后两个回采空间的影响条件下，中间巷道所在地点的应力集中系数可达7，有时可能更大。（3）不论何种形状的孔，它周围应力重新分布（主要指切向应力）从理论上说影响是无限的，但从影响的剧烈程度来看，都有一定的影响半径。通常可取切向应力值超过原岩垂直应力5％处做为边界线。（4）孔的影响范围与孔的断面大小有关。3.4围岩的极限平衡与支承压力分布岩体内开掘巷道后，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。支承压力是矿山压力的重要组成部分。现有一圆形巷道，处于双向等压状态，λ=1。其周边的应力分布见图中虚线所示。但实际上，巷道周围一定范围内（R以内）的岩体会发生破坏。其原因就是σt超过了煤岩地抗压强度。随着向内发展，岩体逐渐过渡到三向受压状态，强度逐渐增加，且σt逐渐下降。直到某一半径R处，岩块又处于弹性状态这样半径R范围内的岩体处于极限平衡状态，即此范围内岩块所处的应力圆与其强度包络线相切，这个范围称为极限。平衡区。σ12σ1σtσrr1ORR围岩的极限平衡区见下图，极坐标。给出极限平衡区内一点的平衡方程。r－极限平衡区内半径为r的一点。σr+dσrσrdθσtσt+dσtr对于回采工作面前方的支承压力分析，可按下图建立极限平衡方程。取一小单元体。f－层面间的摩擦系数，m－采高。由平衡方程求得σy

，其中N0为煤帮的支承能力。σydxmdxfσydxfσydxmσxm(σx+dσx)在极限平衡边界以外的切向应力，仍符合弹性状态解。据此可将回采工作面前方的支承压力分布绘成下图。γHKγHEDABCσtσrK—支承压力峰值系数（2）伪顶（falseroof）：直接顶与煤层间厚度小于0.5m极易垮落的软弱岩层，它随采随冒。（3）老顶（基本顶，mainroof）：直接顶上方（有时直接位于煤层之上）的厚而坚硬的岩层。一般由砂岩、石灰岩、砂砾岩等岩层组成。也有人认为冒落带以上的裂隙带岩层统属老顶。底板：位于煤层以下的岩层。直接底：直接位于煤层之下的岩层。

工作面回采过程中，必须对回采工作面进行支护，保证工作面有足够的作用空间和形态。同时对采空区要进行处理，目前对采空区的处理方法主要有以下几种。

其中全部垮落法具有回采率高、成本低、简单的优点，在条件适宜时，尽量采用这种方法。采用全部垮落法时，随着工作面推进，回采工作面空间形状变化见下图。

在煤体内形成回采空间，其上方的岩体部分重量则有支架承担，同时前方煤壁和采空区冒落的矸石也要承担部分压力。有时由于上位岩层的变化对支架也会产生压力。将这些原因对支架产生的压力常称为顶板压力或矿山压力。回采空间或巷道上方岩层中未破坏部分或未产生剧烈变形部分，或虽然岩层已破断但仍能整齐排列的部分，有时能形成岩体内的大“结构”。这种大结构能够承担上覆岩层重量，从而对巷道及回采空间起保护作用。根据实际测定，回采工作面支架所承受的力仅为上覆岩层的百分之几。但当工作空间维护的时间较长时，围岩不易形成稳定性结构。这种现象在巷道中极易出现，从而导致巷道围岩的“挤、压、臌”现象。对于回采工作空间，尤其是工作面推进较快时，这种时间影响因素就会变得次要，上覆岩层极易形成大“结构”。4.2老顶岩层的稳定性

4.2.1老顶岩层的梁式平衡

当工作面自开切眼推进一段距离后，直接顶悬露达到一定跨度，采空区进行初次放顶，直接顶开始垮落，此时直接顶的跨距称为初次垮落距，初次垮落距的大小与直接顶岩层强度、分层厚度、直接顶内节理裂隙的发育程度有关。

岩层破碎后，体积将产生膨胀，破碎膨胀后的体积与破碎前的体积之比称为碎胀系数。岩石破碎后，在其自重及外载作用下，渐趋压实，碎胀系数变小，压实后的体积与原体积之比称为残余碎胀系数Kp′。

假设Δ>0，则老顶呈悬露状态。类似板状结构，它的一边由工作面煤壁支承，另外三边则由煤柱支撑。当工作面倾斜长一般>>老顶沿走向的悬露长，所以可将老顶视为一端由工作面煤壁，另一端由边界煤柱支撑的两端固定的“梁”，即所谓梁的假说。此时若老顶之上的岩层强度较低，则上覆岩层的重量将通过老顶“梁”传递至两端的支点上，即煤壁和煤柱上。见下图分析。

上面是按固定梁的计算结果，实际上两端的支承条件也有差异。如一侧的采空区已采完时，见下图，隔离煤柱上方的顶板已处于自由状态。因而更接近于简支梁支座。有些国家已将浅部矿井老顶按简支梁计算，认为浅部矿井岩层顶板由于两端煤体上集中压力较小，因而可视为简支梁支座，但在深部应视为固定梁。若为简支梁时，梁内的剪力分布与固定梁同，但弯距则不同。

隔离煤柱4.2.2老顶岩层的板式结构分析随着回采工作面自开切眼开始推进，根据已采空面积的情况，如华北地区的一般条件，回采工作面长150～200m，推进30m左右，老顶岩层初次断裂。一般老顶岩层厚2～4m。按照薄板的假设，其厚度（h）与宽度（a）的比值h/a=1/7~1/15。因此，可视老顶岩层为薄板，当老顶与上部岩层离层时更是如此。根据开采条件及边界煤柱大小，又可将老顶岩层假设为四种情况：（a）四周固支：（b）三边固支一边简支；（c）两边固支两边简支；（d）一边固支及三边简支。通过近似解法，可获得岩层板破断地一般规律。

以四周边固支的板为例，在长边的中心部位，弯距的绝对值最大。随着工作面推进，当达到一定值时，首先在此形成断裂，而后在外边的中央形成裂缝，待四周裂缝贯通后，板中央的弯距又达到最大值，超过强度极限而形成裂缝，最后形成X形破坏，见下图。对于其它支承条件时，其破裂过程与上述相近。4.3老顶初次破断时的极限跨距(梁式分析)

老顶岩梁达到断裂时的跨距称为极限跨距，可由材料力学方法求得。

显然，在同样条件下，由简支梁计算所得的极限跨距LlT要比固定梁计算所得的小。在一般情况下，由于弯距形成的极限跨距LlT要比剪切应力形成的极限跨距Lls小，因此常常按弯距来计算极限跨距。在什么条件下应按简支梁计算或按固定梁计算，需根据煤层赋存深度及边界煤柱两侧采空的情况来定。在采用刀柱法或房柱法开采时，为了保证工作空间顶板的完整性，刀柱或煤柱的间距应采用岩层梁的安全距Ls，此时，取岩层趋向断裂的安全系数为n，以顶板岩层的安全跨距Ls为：固定梁时简支梁时一般取

n=6。上述计算中，RT可由试验确定，h可由钻孔资料获得。关键是如何确定岩梁所受载荷q，一般煤层上方的岩层是由好几层岩层组成。因此，第一层岩层的极限跨距所应考虑载荷的大小，须根据各层之间的相互影响来定。下式表示n层岩层对第一层（最下面的岩层）影响所形成的载荷（qn）。4.4裂隙体梁的平衡

当老顶达到极限跨距后，随着回采工作面继续推进，老顶即发生断裂，断裂后的一般状态见下图。

整个顶板的破断方式可分为三个明显的区域，上、下区为圆弧形破坏，岩块间呈立体咬合关系。中部呈似梁的咬合关系，见A-A断面。但由于破断的岩块相互挤压，产生了水平力，这使中部又呈现出能传递水平力的拱的关系。这种表面似梁，实质是拱的裂隙体梁的平衡关系结构，称为“砌体梁”。

由于岩层的抗拉强度很小，老顶岩梁很可能先在两侧支座的上端裂开，而后在梁的中间底部开裂，随着岩块转动形成强大的水平挤压力，使岩块间形成了三铰拱式的平衡。见下图。

根据实验及力学分析，若破断岩块较多，则成拱的条件主要取决于原岩应力及岩块转动过程中所形成的水平挤压力的大小。水平挤压力较大时，仍然能使多个岩块挤压在一起，呈悬露状态。因此，并不是老顶岩梁刚达到断裂极限跨距，即发生垮落，它还决定于以下平衡条件。

（1）结构的滑落失稳咬合处摩擦力的大小，即水平挤压力与该处摩擦系数的乘积，此力的作用方向与岩块滑落的方向相反，因而起防止岩块间相互滑落的作用。若考虑到老顶岩层断裂时，断裂面与垂直面成一断裂角θ，则咬合点的关系见下图。（2）结构的变形失稳

这是指在岩块的回转过程中，由于挤压处局部应力集中，致使该处进入塑性状态，甚至局部受拉而使咬合处破坏造成岩块回转进一步加剧，从而导致整个结构失稳。见下图表示的岩块回转状态。

由此可求得在岩梁破断后互相咬合中间下沉量达时，即形成了岩块结构的变形失稳。由上述分析可知，岩梁在破断成岩块后，只要有一定的条件，它仍能形成外形如梁，实质是拱的平衡结构，保持着回采空间，使其不受上覆岩层的全部载荷。4.5直接顶的稳定性

直接顶是工作面直接维护的对象，直接顶经常处于破断状态，且无水平力的挤压作用，因而它难以形成结构，它的重量全由工作面支架来承担。从岩体形成结构的观点来分析，对于老顶形成的大结构，支架是通过直接顶对其起支撑作用。因此，直接顶的完整情况，将首先影响到工作面生产的安全，同时也是保证支护能否全部发挥其性能的重要保证。从顶板事故的现场统计看，许多顶板事故是由于直接顶与老顶产生离层，然后由直接顶引起推垮型事故（单体柱），因此应研究直接顶与老顶间形成离层的条件。4.5.1直接顶岩块离层原因分析

（1）节理、裂隙的切割：一旦支护工作出现疏忽，均可导致直接顶局部冒落。（2）岩性原因：初次放顶前，由于直接顶的挠度大于老顶,此时老顶处于板的悬露状态。直接顶强度较弱，岩层较薄，而产生二者离层。（3）采用单体支护时，第一排支柱刚支设时，初撑力较低，液压支架时，由于无支护空间较宽，又由于前梁的支撑力较小，因而常常形成机道上方顶板离层。（4）工作面较短时，老顶常处于悬露状态，挠度甚小，直接顶的挠度常大于老顶而形成离层。类似于初次放顶前。（5）分层开采工作面，第一分层采出后，冒落的顶板将重新压实。根据采空区内垂直应力重新分布的规律，在采空区四周将形成减压区，从而在采下分层时，此减压区内将形成直接顶岩层的离散状态。4.5.2初次放顶前直接顶的离层与断裂

粗略地讲，当直接顶厚度小于老顶厚度，均易形成这种离层。当然这种离层分析的条件：直接顶必须有一定强度，并不是随开切眼推进而冒落，其次是冒落后的直接顶不能填满采空区。这样直接顶岩块间无水平力联系，从而形不成结构。这些均是形成直接顶初次放顶时失稳的条件。考虑到初次放顶前支架支撑力的作用，则不致于形成离层的条件改为：

式中p为支架单位面积的支撑力。通过类似前述的推导，有：即支架支撑力达到上述条件可保证直接顶与老顶不离层4.6回采工作面上覆岩层移动概况

老顶垮落后，采空区上方的岩层一般都要产生移动,见下图为典型的地表岩层移动图。

认为，断裂面上任意一点C所处的应力状态均为极限应力状态。岩层移动主要是研究开采后引起的地表变形与破坏规律。由于煤层开采后形成的采空区大多数为长方形，而老顶岩层的破坏因长方形的角效应影响而呈椭圆形，因而地表移动盆地均为椭圆形，且比采空区面积要大。

地下采空区地表移动边界线

‘开采水平或近水平煤层时，移动盆地位于采空区正上方，而且盆地中心对应着采空区中心，即中心点是垂直下落的。对于倾斜煤层，见下图。最大下沉点有下滑落趋势。

地表移动曲线采空区β0λ0

采空区面积相当大时，盆地形成平底“盆状”，盆地内最大下沉处不是一条线而是一个面。当采空区宽度导致地表最大下沉处由线变为面的临界值称为开采的临界宽度，此时地表得到了充分采动。反之，如果开采面积不够大，盆地呈尖底“碗状”。此时说明地表没有得到充分采动。随着开采宽度增加，地表下沉值还将继续增加。随着开采宽度增加，地表下沉值会相应增加。见下图。1231’2’3’

回采工作面矿山压力显现主要研究开采后煤层上方顶板的活动规律。通过钻孔观测，可了解到回采工作面上覆岩层的破坏与移动情况。通常将上覆岩层按破坏和移动的情况分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。见下图所示。

冒落带：破断后的岩块呈不规则垮落，排列极不整齐，松散系数比较大，一般可达1.3～1.5。但经重新压实后，碎胀系数可降到1.03左右，很多情况下为直接顶岩层冒落后形成。

裂隙带：岩层破断后，岩块仍然排列整齐的区域。它位于冒落带之上，由于其排列比较整齐，因此碎胀系数比较小。为了研究上覆岩层情况，尤其是在煤层开采后裂隙带岩层的运动规律，在我国阳泉、开滦范各庄及大屯孔庄等矿进行了深基点观测，所得结果大同小异。右图是推测图。

弯曲下沉带：位于裂隙带之上，一般主要是由弯曲变形而形成。对于埋深较浅煤层而言，可延伸到地表。

为了研究上覆岩层情况，尤其是在煤层开采后裂隙带岩层的运动规律，在我国阳泉、开滦范各庄及大屯孔庄等矿进行了深基点观测，所得结果大同小异。右图是推测图。

（1）顶板下沉量：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板移近量Δ=H0-H1

有时为了对比，又将顶底板移近量Δ换算成每米采高每米推进度的顶底板移近量，即Δ/L/M（L为控顶距，M为采高）。由于底臌量较小，通常将Δ称为顶板下沉量。H0原顶板变形后的顶板变形后的底板H1控顶距5.1矿山压力显现程度的常见指标

（2）顶板下沉速度：指单位时间内的顶底板移近量，以㎜/h计算。表示顶板活动的剧烈程度。

（3）支柱变形与折损：随着顶板下沉，回采工作面支柱受载也逐渐增加，一般可以用肉眼观察到柱帽的变形，剧烈时可以观察到支柱的折损。

（4）顶板破碎情况：常常以单位面积中冒落面积所占的百分数来表示，是衡量顶板管理好坏的质量标准。

（5）局部冒顶：回采工作面顶板形成局部塌落，它影响回采工作面正常进行。5.1矿山压力显现程度的常见指标

（6）工作面顶板沿煤壁切落，或称大面积冒顶：指回采工作面由于顶板来压导致顶板沿工作面切落，常常对工作面产生严重影响。

其它还有：煤壁片帮、支柱插底、底板臌起等一系列矿山压力现象。回采工作空间是一个小结构，它处于围岩形成的大结构之中。因此，大结构的变形、失稳将直接影响到小结构的状态。同时大结构周围的支承压力分布情况也将直接影响到煤壁及底板岩层的稳定性。5.1矿山压力显现程度的常见指标

（1）三铰拱的概念三铰拱是结构力学中的概念，其基本力学模型是两个曲杆以铰接相联，每个曲杆和支座之间也用铰相联而成的结构，称三铰拱。只要三个铰不在同一直线上，这三铰拱就是几何不变的。见下图。q5.2老顶的初次来压5.2老顶的初次来压

当老顶岩层达到极限跨距而且断裂时形成三铰拱式平衡,随着工作面推进，将导致新岩块A的断裂，见上图，形成三块的咬合平衡。随着工作面推进还可能形成四、五……不同数量岩块的咬合平衡，直至岩块间的咬合关系不能满足平衡关系为止。此时，老顶的失稳将对工作面带来严重压力，甚至危及生产及人身安全。

老顶的初次来压：由于老顶的第一次失稳而产生的工作面顶板来压。

老顶的初次来压步距：由开切眼到老顶初次来压时工作面的推进距离。5.2老顶的初次来压

老顶初次来压时对工作面支架受力的影响，可以用下图表示。P为支架反力，Q1和Q2分别为直接顶和老顶的载荷。老顶初次来压时，三铰拱平衡已破坏，因此可简化为上图模型。其中Rr是冒落矸石的支承反力。在三铰拱失去平衡后，老顶必然会回转至冒落矸石上方才能借助Rr力阻止老顶岩块回转。但这过程中，工作面顶板必然下沉，且支架的工作阻力应等于Q1与Q2之和。5.2老顶的初次来压

初次来压前，由于上覆岩层结构中有“梁”或“拱”式结构存在，因此整个采空区周围岩体可视为一个结构系统。这个系统的顶部是老顶，四周则是直接顶加煤柱。回采工作面就处在这样的结构系统保护之下，其周围的应力同样可分为减压区B、增压区A和稳压区C。

5.2老顶的初次来压

回采工作面煤壁上所承受的支承压力将随着老顶跨度的加大而增加，即刚从开切眼推进时最小。在初次来压前达到最大，并常伴有煤壁的片帮与漏顶等。初次来压比较突然，且对工作面危害较大。我国一些煤矿的初次来压步距一般为20～35m，个别达50～70m。5.2老顶的初次来压

老顶初次来压后，随着回采工作面的继续推进，老顶岩块所形成的裂隙体梁将发生一系列变化：A岩块由稳定→断裂→失稳→O岩块稳定→断裂→失稳。这样随着工作面向前推进，上覆岩层的结构由稳定→失稳→再稳定，周而复始，其稳定的结构可以称之为裂隙体梁结构的稳定。5.3老顶的周期来压5.3.1回采工作面推进对岩体结构的影响

随着工作面推进，老顶岩层由稳定结构→不稳定结构→稳定结构。在这种周而复始的工程中，失稳时对工作面就产生了周期性的压力。由此，由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称为工作面顶板的周期来压。在失稳过程中，由裂隙体梁的平衡，沿a-a面力平衡，有：5.3老顶的周期来压

5.3.2采场的周期来压5.3老顶的周期来压

5.3老顶的周期来压

由于上覆岩层是由几层岩层组成，工作面的周期来压也是由几层岩层共同作用的结果，每次周期来压的步距和强度都有一定差别。在周期来压期间，老顶的作用力通过直接顶作用到支架上，支架的支撑力也是通过直接顶对老顶进行控制。因此直接顶的完整性对控制老顶平衡起重要作用。若采空区冒落的矸石充满采空区，则可缓解老顶对支架的压力。5.3老顶的周期来压

顶板压力确定是支架选型等重要参数。目前有两种方法，一是估算法，另一种是实测法。5.4.1估算法

设回采工作面的顶板压力可用如下模型估算。Q1、Q2分别为直接顶和老顶载荷。

5.4顶板压力估算5.4顶板压力估算

5.4顶板压力估算

5.4顶板压力估算5.4顶板压力估算

上述估算法，事实上各有其适用条件，例如，根据一般的顶板状态，如我国华北等地区的绝大部分矿区，经常用支架主要承担相当于4~8倍采高岩柱的重量估算，简单实用。在一些单体支柱工作面，尤其是工作阻力偏低，常常导致工作面顶板下沉量过大的情况下，可采用第二种方法，此法的实质并非控制老顶的位移量，事实上是由于直接顶的位移量与老顶的位移量不相适应而造成的结果。根据力学分析，企图依靠支架的反作用力控制老顶的回转，在一定条件下也难以实现的。对一些坚硬顶板地区，或经常发生老顶切落或台阶下沉的地区，则显然使用第三种方法估算比较合适。

5.4顶板压力估算

5.4.2实测法即从工作面支架上测定其所承受的实际荷载。实际上，从一定意义上讲，井下工作面所测得的载荷已不仅是顶板压力，而同时包含了支架性能的影响。5.4顶板压力估算

回采工作面的矿山压力显现受多种因素影响：如围岩性质、采深、采高、倾角、工作面推进速度等。具体工作面要具体分析。5.5.1采高与控顶距在一定条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的最重要因素之一。采高越大，采出的空间越大，必然导致采场上覆岩层破坏越严重。某些实测资料表明，在单一煤层或厚煤层第一分层开采时，冒落带与裂隙带的总厚度与采高基本上成正比。5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

从采场支护的小结构必须与围岩形成的大结构相适应的观点出发，工作面顶板下沉量也基本上满足上式。当L为控顶距，L0为移动曲线中由前最大曲率点到后最大曲率点的距离，SL和S0则分别是L和L0范围内的岩层与顶板的下沉量。由近似的三角关系：5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

可见回采工作面的顶板下沉量SL正比于采高与工作面控顶距。从我国50个工作面的实测情况看，在离煤壁4m处的顶板下沉量一般相当于采高的10～20％，即下沉系数η=0.025~0.05。从上述的粗略分析可以得出，采高越高，在同样位置老顶可能取得的平衡机率越小。在支承压力作用下，煤壁也越易片帮，工作面矿压显现越严重。5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5.2工作面推进速度

在几何条件确定后，工作面的顶板下沉量S与时间t有关，一般t↑→S↑，见下图。当工作面推进速度大时，顶板存在的时间较短，所以下沉量较小。但当工作面推进速度提高到一定程度后，顶板下沉量的变化将逐渐减小。从一般分析可知，因为支承压力对煤壁的压裂过程以及在采空区的压实过程，均为时间过程，并且上覆岩层破断后，岩块间的相互咬合也经常要经历失稳阶段以及处于极限平衡状态。所以，反映在工作面，顶板的下沉也是一个时间过程。一般的工作面测得的“S—t”曲线见下图。5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

一般说来，只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下，加快工作面推进速度，才会对工作面顶板状况有所改善。当工作面推进速度提高到一定程度后，顶板的下沉量变化将逐渐减小。因而想把顶板压力甩掉的企图是不能实现的。

S/mmt/h落煤放顶5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5.3开采深度的影响

开采深度直接影响原岩应力大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层的支承压力值。因此开采深度对矿山压力具有影响，但具体影响情况要具体分析。开采深度对矿山巷道的矿山压力显现比较明显。如在松软岩层中开掘巷道，随着深度增加，巷道围岩的“挤、压、臌”现象更加严重。但对于回采工作面而言，开采深度对工作面顶板压力大小的影响并不突出。开采深度增加后，岩体内积蓄的能量急剧增加，所以对于有冲击矿压危险的矿井，发生冲击矿压的次数和强度将上升。5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5.4煤层倾角的影响

实际观测表明，煤层倾角对回采工作面矿山压力显现的影响很大。一般说来，随着煤层倾角增加，顶板下沉量将逐渐减小。众所周知，急斜工作面的顶板下沉量比缓斜工作面要小得多。

5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

当回采工作面沿倾斜方向推进时，即倾斜长壁回采工作面，开采后上覆岩层破断岩块间相互咬合状况如下图所示Ta+RaRaθθ+βαQaβ5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

5.5影响回采工作面矿山压力显现的主要因素

6.1基本概念

回采工作面是地下移动着的工作空间，为了保证生产工作的正常进行与矿工的安全，必须对它进行维护。工作空间维护一方面是维护直接顶，另一方面又要控制老顶的活动规律，对老顶的控制是通过直接顶岩层进行的。在维护空间位置来讲，对回采工作面顶板控制包含对回采空间的支护以及对采空区的处理，采空区处理的具体措施则对老顶的活动起着明显的影响。

控制采场矿山压力的一个基本方法就是回采工作面支架。回采工作面支架是平衡回采工作面顶板压力的一种构筑物，由于回采工作面支架形成的构筑物必须与开采后形成的上覆岩层大结构相适应，回采工作面支架必须具备以下两个特性：一是必须具备一定的可缩性；二是必须具有良好的支撑性能。