矿压研究概述及注意事项课件.ppt

1、矿压研究的目的1、工作面压力显现和顶底板变化规律2、工作面顶板支撑的安全程度3、工作面垮落的规律及控制方法4、防止和消除地压危害措施5、煤矿设计、施工和生产的可靠性矿压研究需要解决的主要问题：1、在特别困难条件下，井巷地压的控制方法2、为了保证生产安全和最大限度的回收矿产资源，寻求适应岩体应力特性和地压显现规律的合理开采顺序，开采方法及其结构要素以及采场维护方式。3、采空区的处理问题4、防止地下开采引起的滑坡5、对地表建筑的影响及三下(水下、建筑下、铁路下）安全开采6、岩爆问题7、露天矿边坡的确定及不稳定边坡的加固 岩石具有一定的强度 岩石视为完整连续的小型块体，当做连续介质 地下岩石，一般处

2、于三向压力状态。1133 主应力123 三向剪应力 T13最大221T122322312313TT 与的静力平衡 2231)23122）（3311岩石强度理论 莫尔强度理论 库仑强度理论 格里菲斯强度理论单向抗压强度 岩石强度，一般通过实验室抗压试验得到的数值，称为单向抗压强度。测试试块：方形 h=(2-2.5)s s=5cm 圆柱形 h=(2-3)d d=5cm 岩石强度包括 抗压强度，抗拉强度，抗剪强度长时强度：围岩的强度，是随时间的增加而变小，随一定时间变化后的强度，称为围岩的长时强度抗压强度抗剪强度抗拉强度 岩石的基本破坏类型1、脆性断裂破坏 是由拉应力或岩石内部派生出来的拉应力所引起

3、的破坏。2、剪切破坏 当岩石内部某断面的剪应力达到或者超过其极限剪切破坏强度时，岩石即沿该断面发生剪切滑动，使岩石沿该断面发生破坏。3、塑性改组破坏 岩石内部结构形态发生某种变化，当受到载荷超过某种临界值时，岩石出现塑性流动现象，丧失继续承载能力，常发生在某些粘土质岩石中 节理岩体 是指完整岩石被节理面分割而形成的岩石块体，即节理岩体是由岩石和节理所组成的节理面非贯通性半贯通性贯通性 节理面破坏1、非贯通性节理面破坏：破裂面追踪已有的节理面发生破坏2、半贯通性节理面破坏：节理延伸尺寸不大时，类似非贯通性节理面破坏，节理延伸尺寸较大时，类似贯通性节理面破坏。3、贯通性节理面破坏：沿贯通性节理面发

4、生剪切破坏。影响岩体强度因素热膨胀应力影响湿膨胀效应影响岩体孔隙影响气体和瓦斯的影响岩体中水的影响岩体开掘暴露后，层状岩体在温度变化下，会产生纵向和横向应变，产生热膨胀应力。岩体应力发生变化，若侧向应力减小轴向应力增大，则强度降低地震应力影响效应与热膨胀相似，还会引起岩体内部物化学变化，层状岩体粘结力、内摩擦角、弹性模量、泊松比都会变化1、膨胀作用，2、静力水压影响，3、动力水压影响510 15 20 25 瓦斯压力(kg/cm2)应变 0.2 0.110-2 地应力：是存在于地壳中的未受工程扰动的天然 应力，也称岩体初始应力、绝对应力或原岩应 力。广义上也指地球体内的应力。它包括由地热重力地

5、球自转速度变化及其他因素产生的应力。地应力主要包括：自重应力 构造应力 瓦斯压力对地应力的影响很大矿压显现自重应力构造应力支承应力自重应力 是一定埋深的岩体重量产生的应力 自重应力在巷道支护中无法避免开掘前自重应力开掘后自重应力 构造应力 是由于地壳运动的不均衡，使局部岩层受到挤压而产生的应力。褶皱、断层等构造，是构造应力释放的结果。褶皱、大断层等构造附近，可能有残余构造应力。构造应力在巷道支护中无法避免拉应力拉应力拉应力压应力压应力断层断层水平挤压力水平挤压力 支承应力 支承应力不同于原岩应力，它是由于工作面回采后遗留煤柱在未垮落顶板悬臂梁作用下形成的应力 支承应力随回采工作面的推进而产生，

6、不会随回采工作面的推进而消失。支承应力沿工作面的走向和倾向存在，应力大小是按曲线递增。支承应力可以避免或减小，巷道支护，应该避开支承应力带。支撑应力带支撑应力带开采空间 合理的布置巷道，是保证巷道支护效果的一个关键因素。回采巷道布置，要尽可能避开支承应力高峰区 小煤柱沿空送巷，是解决支承应力影响的有效途径 支承应力影响范围，是根据煤层结构和煤层顶板岩性不同而不同按地压的表现形式，地压分为：1、变形地压 变形地压是大范围内岩体因变形、位移受到支护的压制而产生的地压。变形地压大小取决于围岩的应力状态，又取决于支护形式和支护时间。变形地压又分为：弹性变形压力 塑性变形压力 流变压力：是岩体变形、流动

7、引起的 2、散体地压 滑移、破碎或松散岩体重力作用在支护上引起的地压，也称为松动地压。3、冲击地压 冲击地压，也称为岩爆，它是在围岩积累了大量的弹性变形能之后，突然释放出来时所产生的压力，是一种爆炸式的地压现象。冲击地压多发生在深部坚硬、完整的岩体中，目前还不能对冲击地压进行完善的理论分析计算。4、膨胀地压 泥质或炭质页岩吸水后体积膨胀，由于膨胀而产生的压力称为膨胀地压。膨胀地压和变形地压的根本区别在于它是吸水膨胀而引起的。冲击地压（岩爆）1、岩爆表现：微弱冲击：表层局部破坏和岩块弹出，岩体深部有微震动弱冲击：围岩局部破坏和岩块抛出，伴有明显的声响和地震震动。中等冲击：围岩迅速脆性破坏，并有大

8、量岩石碎块、粉尘抛出，形成气浪冲击。强烈冲击：使几十米地段支架破坏和巷道塌落。灾害性冲击：在整个开采区域或中段内矿柱发生连锁反应式破坏，矿区或中段内巷道坍塌，甚至矿井报废。2、岩爆形成因素（1）、原岩应力：自重应力和构造应力作用下的岩体，积蓄了大量的变形能。（2）、岩体的弹性和脆性：这种岩体能量达到应力极限时突然释放。（3）、采动造成应力集中和能量积聚。20080 MPa1231、石英岩2、大理石3、砂岩0.10.2%3、岩爆预测：观测钻孔时岩粉排出量 观测钻孔岩芯及岩粉颗粒变化 爆破后岩块弹出情况4、岩爆控制 合理布置掘进和开采顺序 给有冲击危险的矿层卸压 使岩体积聚的弹性变形能有控制的释放

9、：松动爆破；震动爆破；小煤柱 巷道周边应力分布：1、矩形巷道=1=0.42拱形巷道=0.7=0.2巷道围岩形变分区 弹性区：围岩有形变，应力消失后形变可恢复塑性区：围岩有形变，应力消失后形变不能恢复，有次生节理冒落区：围岩破碎，容易冒落弹性区塑性区冒落区原岩区 塑性区计算 塑性区半径（卡式公式）：)sin2sin1(0)sin1)(CctgPiCctgPRR普氏破碎冒落高度：（1）、两帮非弹性区 （2）、冒落拱高2/(01）aRafaRb20 采区矿压1、工作面采动后压力呈现状况 老顶的初次断裂：弯矩最大值，长周边中间A断裂过程，长边中间向向工作面两端延伸，然后向短边延伸，成X型A2、采煤工作

10、面支承压力分布前支承压力,峰值（2-4)rH2-1090-100m随工作面移动而移动侧支承压力峰值（2-3）rH3、同时回采工作面错距 bLMtanM：两煤层间距，m，：层间岩石移动角，坚硬岩石为600-750，软岩为450-550，L：不均衡备用距离，为下煤层一个月推进度，b：上煤层工作面最大控顶距4、采煤工作面垮落步距第1次垮落步距：krHHs5.0/maxL1krHHs75.0/maxL2krHHs51.1/maxL3第2次垮落步距：第3次垮落步距：H：冒落分层厚度，r:容重，k：载荷系数1,当顶板离层时等于1，顶板岩层的抗拉强度s5、老顶来压 老顶的初次来压是指工作面直接顶垮落后，老顶

11、第一次断裂并发生回转，从而导至工作面顶板急剧下沉，工作面顶板普遍出现来压现象，即为老顶的初次来压。从开切眼到老顶初次来压时距工作面的距离称为老顶初次来压步距，它是反映老顶岩层稳定性的主要指标。老顶周期来压是指老顶的初次来压后，随工作面继续推进，老顶每悬露一定距离后就会发生一次来压现象，一般情况下，它呈现一定的周期性。我们称初次来压后回采工作面出现的周期性矿山压力显现为老顶的周期来压。周期来压时，工作面的顶板压力和顶板下沉量比平时要大30%到40%，30-60m1、巷道矿压监测的重要性 没有矿压监测，锚杆支护安全，就没有保证。没有矿压监测，锚杆支护，是雾里看花。没有矿压监测，锚杆支护缺少严密性。

12、没有矿压监测，支护参数无法及时修正。没有矿压监测，支护参数设计合理性无法验证，锚杆支护技术的推广缺少科学依据。没有矿压监测，锚杆支护技术成果无法鉴定。2、监测技术的发展 监测技术是从人工监测向自动实时监测、电脑智能化分析方向发展。人工手工监测，是最原始的监测方法，只是简单的监测巷道顶底板相对移近量（如十字法），这种方法有很多缺点：（1）、受人的责任心、操作方法影响，监测误差很大，数据缺少准确性。（2）、监测是在一个时间点的数据，不能动态的反应巷道变形情况。（3）、受人的技术水平限制，分析结果不一定全面可靠。（4）、监测方法简单，监测数据少、不全面，不能科学的深入研究分析锚杆支护技术。（5）、监

13、测人工工资费用高，测工管理容易出现漏洞。自动化实时监测、电脑智能分析，是监测技术的发展方向，目前，西科测控公司致力于该技术的研究已经有多年的经验，提供监测设备和技术支持，该技术的优点有：（1）、自动实时监测，数据全面、准确。（2）、数据传输及时，可查询任意时刻的监测数据。（3）、电脑自动收集、储存数据，人机互动查询，智能化程度高。（4）、监测手段全面，全方位反应矿压和巷道变形情况。（5）、提供报警功能，可按需要设定有关参数。（6）、可提供专家技术支持。3、巷道矿压监测的内容 巷道位移监测（形变监测）顶板离层监测 锚杆受力监测 顶板断裂震波监测4、巷道矿压监测测站布置 40-50m布置一组测站监

14、测内容，至少要两个以上ABCD顶底板相对移近量1234567人工检测方法3月15日057711551625198123252536253623452165171612006510 x-1268-1018.552-661.1199-59.94302489.81881982.220821268y0520.29292982.711311086.841913.47361584.919880距迎头414.5米 3月23日058111551622197723232534253423432161171512006510 x-1267-1016.592-658.2273-61.2354487.08149981

15、.16181267y0524.26788981.540021084.9036911.99075584.891040距迎头449.5米 3月28日057911551621197323192530253023432163171611986500 x-1265-1018.658-660.9771-62.65119485.67688979.300591265y0523.98137984.470061087.1975909.86783583.845740距迎头481米 4月4日057911521620196923162525252523352164171511976490 x-1262.5-1013.2

16、64-664.5133-62.73762483.9905978.743561262.5y0522.61123984.639971088.5634909.24801583.680810距迎头519.5米 4月12日058011521616196423122522252223352160171611956490 x-1261-1014.24-661.8747-66.05868481.61598976.237711261y0524.88985983.94761087.9206905.86177583.190740距迎头548.5米 0582115616181960230825182122122172

17、272122)(-LY L2L-LX XX 顶板离层监测布置 深基点深基点浅基点浅基点L1L2 监测数据分析内容 1、位移量变化 2、位移变化速率 3、浅基点离层量 4、深基点离层量 5、浅基点离层速率 6、深基点离层速率 7、锚杆受力变化及变化速率 受采动影响不明显的巷道，总的观测时间为5个月 巷道变形速度1mm/d，1次/周 巷道变形速度1-3mm/d，2-3次/周 巷道变形速度3mm/d，1次/d 巷道变形速度3-5mm/d，1次/班 巷道变形速度5mm/d，2-3次/班 围岩移近量mm 稳定岩层：50-80 中等稳定岩层：150-200 不稳定岩层：300-350围岩压力t/m2 稳定

18、岩层：3-5 中等稳定岩层：10-15 不稳定岩层：15-30 采煤工作面矿压观测 通过监测仪随时观测液压支柱工作阻力力和液压系统的工作压强 1、通过动态观测液压支架工作阻力变化间接掌握顶板对支架的作用力变化，间接掌握工作面顶板来压情况。2、通过动态观测支架液压系统的工作压强变化，掌握支架液压系统是否工作正常，分析支架的可靠性，液压系统的完好性。液压支架的额定工作阻力的大小是由支架本身的安全阀的调定值来确定的。调的愈高，额定工作阻力越大。PNN1-初始工作阻力，N2变化过程中增大的工作阻力，因P的增大而增大，N3额定工作阻力，关系：N1 N2 N3,P与N关系,有三种可能：1、PN1，则P=N

19、2 ，3、PN3，P则无法测定 采面矿压观测的要素：1、工作面推进-顶板压力变化2、工作面倾向-顶板压力变化3、回采时间-顶板压力变化（实时监测)其中，工作面推进-顶板压力变化，是分析工作面初次来压和来压步距的关键要素。工作面倾向-顶板压力变化，是间接分析工作面初次垮落和工作面支架受力状况要素 数据处理：受支架频繁操作，液压系统不稳定等外界因素影响，数据会出现偏差，采集的数据需要进行处理，才能反映出顶板压力情况1、数据收集筛选2、数据纠错修正3、选定的时间段数据平均4、选定区域数据平均5、数据转换为图形6、数据逻辑比较分析推进度工作阻力40m16m15m15.5m15.5m数据：每8小时平均支

20、架编号工作阻力查询时间：2009年11月10日8：00-14：00102030405060708090100 110120推进度工作阻力40m16m15m15.5m15.5m数据：每8小时平均倾向 坚硬顶板来压预报 坚硬顶板的采场来压相当迅猛，根据弹性悬梁理论，顶板来压前夕，悬梁达到最大长度，所承受的载荷达到极限，由于岩体应力应变特性所决定，必然会出现应变强化过程，此时工作面前方支承压力弹性变形区内顶板下沉会突然加速，当悬梁断裂后，由于载荷卸除，此区顶板弹性变形突然恢复，反弹。工作面前方弹性区内进行矿压和变形观测，可以进行来压预报。大于老顶初次来压步距40m40m1,2,31,2,31,2,31,2,31,2,31,2,3