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技术人员培训讲稿

煤矿技术人员培训讲稿

第一部分：

矿山压力及其控制

1.1　矿山压力及其控制的基本概念

矿山压力：

由于在地下煤岩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，简称矿压、地压等。

矿山压力显现：

由于矿山压力的作用，使围岩、煤体和各种人工支撑物产生的种种力学现象。

（如顶板下沉、底板臌起、冒顶、断面缩小等）

矿山压力控制：

人为的调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施。

（如支护、充填等，目的是保证生产安全和取得良好的经济效益）

1.2　矿压及其控制研究的历史：

1.2.1　对矿压力早期认识阶段：

15至19世纪早期，观测到了地下采掘活动对地表造成的破坏，提出了最初的保护煤柱确定方法。

1.2.2　建立早期假说的阶段：

19世纪后期至20世纪，利用某些比较简单的力学原理解释实践中出现的一此矿压现象，并提出了一此初步的矿压假说。

代表性的是认为巷道上方能形成自然平衡拱的“压力控假说”及有关的分析计算。

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，开展了地面及巷道中的岩石移动观测。

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，开始把巷道周围的的整个岩体当作连续的、各相同性的弹性体来进行研究和建立假说，即用弹性理论来研究矿山岩石力学问题，并推出了计算原岩力学的有关公式。

以后又考虑了岩石的非均质性及各相异性，同时在实验手段上较广泛的利用了相似材料时行的相似模型研究方法及光敏材料进行的光弹性模拟方法，在工程实践中开始采用U型钢拱形可缩支架、磨擦式金属支柱、锚杆支架等支护技术。

1.2.4　近代发展阶段：

指20世纪60年代至今，在理论研究上进一步考虑岩石的真实特性，最重要的是把岩体看作是受到各种性质的弱面切割的多裂隙介质，相应的提出了岩石断裂力学、块体稳定理论等，另一方面把岩体变形看成是与时间有关的岩石流变特性的研究，提出了岩石流变学，在研究方法上应用计算机技术发展了新的数值分析方法，如有限元法、边界元法、离散元法等。

在应用方面，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研究，进一步改善了巷道支护技术。

2.1　矿山岩石和岩体的基本性质

2.1.1　矿山岩石的基本概念

岩石：

具有一定构造和形态的矿物结合体。

在自然状态下，按其固体矿物颗粒之间的结合特征，可以分为固结性岩石、粘结性岩石、散粒状岩石、流动性岩石等。

按照岩石的力学强度和坚实性，常把矿山岩石分为坚硬岩石和松软岩石。

一般将饱水状态下单向抗压强度大于5Mp的岩石叫做坚硬岩石，反之称为松软岩石。

按照岩石的构成特征，可以区分出岩石的结构和岩石的构造两个概念。

2.1.2　岩石的物理性质

岩石的（真）密度：

指单位体积的岩石（不包括空隙）的质量，取决于组成岩石的矿物密度，且与岩石的空隙和吸水多少无关。

一般在2.7＊103kg/m3左右。

岩石的视密度：

指单位体积的岩石（包括空隙）的质量。

除了与组成岩石的矿物密度有关外，还与岩石的空隙和吸水多少有关。

根据含水状态的不同可分为天然视密度、干视密度和饱和视密度。

岩石的孔隙性：

是指岩石中孔洞各裂隙的发育程度，常用孔隙度表示。

即各种孔洞、裂隙体积的总和与岩石总体积之比，也称孔隙率。

岩石的孔隙性对岩石的其它性质也有显著影响，一般来说，孔隙率增大可使岩石的视密度和强度降低，同时使塑性变形和透水性增大。

岩石的碎胀性和压实性：

碎胀性指岩石在破碎后的体积增大的性质，一般用碎胀系数来表示。

岩石在破碎后，在其自重和外加载荷的作用下会逐渐压实的性质为压实性。

岩石的吸水性：

指遇水不崩解的岩石在一定的试验条件下吸入水份的能力。

通常以岩石的自然吸水率和强制吸水率表示。

工程上往往用吸水率的大小来评价岩石的抗冻性能，当吸水率小于0.5%时，一般认为岩石是耐冻的。

岩石的透水性：

即岩石能被水透过的性质，一般用渗透系数来表示。

岩石的软化性：

浸水后强度明显降低的性质。

岩石的膨胀性和崩解性：

前者指软岩浸水后体积增大和相应的引起压力增大的性能；后者指软岩浸水后发生解体的现象。

2.1.3岩石的力学性质

2.1.3.1岩石的弹性和塑性

弹性：

指卸载后能变形能全部恢复的变形性质；

塑性：

指卸载后变形全部不能恢复的变形性质。

岩石的弹性指卸载后岩石变形能完全恢复的性质，随岩石的性质不同，可能出现线弹性、非线性弹性和滞弹性三种不同的弹性特征。

（见图1）

由于岩石是一个复杂的组合体，它的弹性变形和塑性变形往往是同时出现的，即岩石是一个弹塑性体。

一般用弹性模量和变形模量表示岩石的变形性质，是评价岩石的受载条件下变形的一个重要参数。

一般岩石的变形曲线如图2所示。

2.1.3.2岩石在单向压缩下的变形性质

在单向压缩下，岩石的变形表现为横向变形和体积变化。

可根据单向压缩时的岩石变形性质把岩石分为脆性岩石（破坏前的总应变小于3%）和塑性岩石两类。

脆性岩石、塑性岩石、一般岩石的应力应变曲线分别如下图3、4、5所示：

2.1.3.3岩石在三向压缩下的变形性质

自然条件下的岩体绝大多数是处于三向压缩状态，研究岩石在三向压缩状态下的变形性质要用专门的三轴应力试验机，通过试验表明：

随着侧向应力的增大，岩石的塑性变形也相应增大，在单向应力或较低的侧向应力状态下多表现为脆性，在高压三向应力状态下破坏前也能表现出很大的塑性，另外在岩石在三向压缩条件下发生破坏后，仍然保留一定的承载能力，且围压俞大，其残余强度也俞大，这个规律对于矿压控制很有实际意义。

2.1.3.4岩石的流变性质

流变：

即材料在出现塑性变形后，在应力不变或应力增加很小的情况下继续产生变形，简称流变，也叫屈服。

通常把与时间因素有关的应力应变现象统称为流变，包括蠕变、弹性后效和松弛等现象，其中蠕变对工程应用的意义较大。

蠕变：

固体材料在不变载荷的长期作用下，其变形随时间的增长而缓慢增加的现象。

大致可分为稳定蠕变和不稳定蠕变两类。

由于蠕变而造成的应变最后能否趋于稳定，取决于所施加的恒定载荷值的大小以及能使这种岩石的蠕变量保持稳定的临界值的大小。

如果恒定载荷值小于临界值，即使主生蠕变，也只是稳定蠕变，不会造成工程破坏，反之则出现不稳定蠕变，长时间后超过允许的变形量，最终会导致工程破坏。

2.1.3.5岩石的强度性质及其测定

岩石的单向抗压强度：

岩石试件在单向压缩时所能承受的最大应力值。

它是地下工程中使用最广的岩石力学参数。

岩石的单向抗拉强度：

岩石试件在单向拉伸时肥承受的最大拉应力值，它也是岩石力学性质的重要指标。

由于岩石的抗拉强度远小于抗压强度（一般只有强压强度的3-30%），因此它对研究井下巷硐失稳有重要意义。

岩石的抗剪强度：

岩石试件受到剪断时，剪切面上的切向应力值。

它也是岩石力学性质的最重要的指标之一。

岩石的三轴抗压强度：

岩石试件在三轴压应力作用下所能抵抗的最大轴向应力。

试验表明：

岩石的三轴抗压强度随围压的加大而增加，但不成线性关系。

岩石强度的影响因素及相互关系：

内在因素：

矿物成份、结构、构造、水、温度等

外在因素：

岩石的受力状态。

试验表明，岩石在不同的受力状态下的强度值符合以下规律：

三向等压抗压强度>三向不等压抗压强度>双向抗压强度>单向抗压强度>抗剪强度>抗弯强度>单向抗拉强度。

2.1.3.6岩石的破坏机理和强度理论

岩石的破坏机理：

任何材料的破坏，从不同部分散离的状态来看，不外是两种，即产生散离的部分互相远离或错开，所以物体的破坏机理归结到底只有两种：

即拉断和剪切。

因此岩石的破坏从其机理上来说也只有拉坏和剪坏，而通常所说的岩石被“压坏”，从力学分析来看，实质上是不存在的。

岩石的强度理论：

研究岩石在复杂应力状态下的破坏原因、规律及其强度条件的理论。

目前已提出的有很多，下面是两种较常用的岩石强度理论。

莫尔强度理论：

认为材料发生破坏主要是由于破坏面上的剪应力达到一定限度的缘故，这个剪应力除了与材料本身性质有关外，还与破坏面上由于正应力造成的磨擦阻力有关。

即破坏不仅取决于剪应力，同时也取决于正应力。

格里菲斯强度理论：

脆性破坏是由于拉伸而破坏，并不是因剪切而破坏。

格里菲斯认为，岩石内随机分布着许多窄缝形的微裂隙，当物体受到拉应力作用时，处于不利方位的裂隙的端部就产生了高度的应力集中，于是裂隙就沿着其长度方向上扩张，直至岩石整体破坏。

2.2矿山岩体的基本性质

岩体：

自然界中由各种岩性和各种结构特征的岩石所组成的集合体。

岩体与岩石在力学上有许多区别，主要有岩体的非均质性、各向异性和非连续性。

岩体的变形破坏过程：

岩体是具有弹性的、塑性和粘性的、多裂隙的非连续介质，因此岩体的变形要比岩块的变形要复杂得多。

岩体和办学性质是天然岩块和其结构弱面力学性质的综合反应，总变形中必然包括结构体的压缩变形和形状变形以及结构面的压密变形和剪切滑移变形，有的结构体还由于剪切过程中的磨擦作用而发生转动。

根据试验研究，岩体受力后产生变形和破坏的过程可分为四个阶段，其应力应变曲线如下图6所示：

岩体的强度特征及强度试验：

岩体强度主要取决于软弱结构面的强度，因此可认为岩体是一种不能承受拉力的工程材料，在工程设计中称为无拉力准则。

结构面虽然不能抗拉，但仍能传递一定的剪应力，即具有一定的抗剪强度。

试验证实，大部分岩体的强度曲线的受压区仍符合“库仑－摩尔”准则，总是处于岩石强度曲线与弱面强度曲线之间。

由于弱面的存在，岩体的强度显著的低于岩块的强度，并使岩体更易于变形和失稳。

3.1　矿山岩体内应力的重新分布

3.1.1　岩体中的自重应力与构造应力

原岩体：

没有受到人类工程活动影响的岩体。

原岩应力场：

天然存在与原岩内而与人为原因无关的应力场。

主要有因自重引起的自重应力和地质构造运动而引起的构造应力，其次在不均匀沉积的交替区域，有可能形成局部应力集中。

原岩应力场的第一种假说：

原岩体中任何地方的水平应力约等于垂直应力的25－40%。

（较适用于较浅的原岩应力场）

原岩应力场的第二种假说：

在岩体深处的原岩垂直应力与其上覆岩层的重量成正比，而水平应力大致与垂直应力相等。

（适用于深度较大时）。

此假说又称静水应力状态假说，主要是由于长期地质作用和岩石的蠕变特性，使深部的岩体达到静水应力状态。

构造应力是一个复杂的问题，目前还无法用数学力学的方法进行计算，但它有以下特点：

1、一般以水平压应力为主

2、分布很不均匀

3、具有明显的方向性

4、根据测定，构造应力普遍存在着：

最大水平应力>最小水平应力>垂直应力　的规律。

水平构造应力可能比自重造成的水平应力大几倍到几十倍，因此在浅部开采时构造应力显得比自重应力更为重要。

5、构造应力在坚硬岩层中出现一般比较普遍。

3.1.2　巷道周围的支承压力分布。

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。

支承压力是矿山压力的重要组成部分。

根据计算分析，可近似地认为，一般巷道两侧的应力集中系数为2－3倍，当巷道为圆形时，集中系数最小且应力分布最均匀，当巷道的高/宽小于1/2时，两侧的应力集中系数可达到4－5倍，矩形巷道的拐角处切向应力最大。

一般巷道两侧的支承压力分布示意图7所示：

相邻巷道之间的相互影响：

相邻巷道的相互之间影响程度及其应力分布受到下列因素的影响：

巷道断面的形状及其尺寸大小；相邻两巷之间相隔的距离；在同一水平内相邻巷道的数目；原岩应力场的性质和有关参数。

若以超过原岩应力的5%为限，则影响半径R的经验计算公式为：

R＝√20*r＝4.47＊r　　（r为巷道半径）

则相邻两条巷道之间相互不影响的最小距离为2R＝8.9＊r，以半径为2.4m的巷道为例，则合理的巷道间距应在21.5m以上，这就是我们井下一般巷道布置间距应在20－30m以上的原因。

同样如果两条巷道相向贯通，则当距离很近时，一般在2－4倍的r处，应力相互叠加相当大，可达到4－6倍，这也是我们一般要求两巷相向贯通时，要放小炮且需要加强支护的原因。

3.1.3回采工作面前方的支承压力分布：

（如下图8所示）

由图上可知，在工作面采空区的旁边有一个卸压区，这个卸压区范围很小，与顶底板岩性、开采方式、采高等均有关，一般条件下约为0－5m，这就是沿空送巷或沿空留巷的理论基础。

在工程设计中，为了防采空区内的水、瓦斯泄出，防止向采空区漏风引起采空区发火，同时又要求小煤柱有一定的支承作用，一般将小煤柱确定为4－5m为宜。

另外由图中可知，增压区内的支承压力较高，一般应避免在这个范围内布置巷道，其中一般认为在距采空区或工作面前方10-25m的范围内支承压力最高，这已是早期长壁工作面留设20m的“大煤柱”频繁失败的原因，也是现在我们一般将中巷布置在距采空区60m以外（稳压区）的原因。

4.1回采工作面的矿压显现及控制

4.1.1回采工作面上覆岩层

采场：

在煤层或矿床的开采过程中，一般把直接进行采煤或采有用矿物的空间称为回采工作面或简称为采场。

顶板：

赋存在煤层之上的岩层。

底板：

煤层以下的岩层。

直接顶：

一般把直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为直接顶。

通常有一定的稳定性易于随工作面回柱放顶而垮落。

伪顶：

在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.3至0.5m，极易跨落的软弱岩层（它随采随冒）。

老顶：

通常把位于直接顶上方（有时直接位于煤层之上）的厚而坚硬的岩层中老顶。

直接底：

直接位于煤层之下的岩层。

回采工作面对上覆岩层的管理方法（即采空区的处理方法）有：

刀柱法、缓慢下沉法、充填法、全部垮落法。

4.1.2工作面上覆岩层的活动规律：

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。

断裂后的一般状态如图9所示：

根据老顶的OX形破坏特点，可将工作面分为上、中、下三个区，破断的岩块，由于互相挤压形成水平力，从而在岩快间产生摩擦力，在工作面的中部，可能形成一个外表似梁，实质是拱的平衡结构，保护着回采工作空间，使其不必承受上覆岩层的全部载荷。

根据破断的程度，回采工作面上覆岩层可分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带，即通常所说的“三带”。

如图9所示。

根据受力及破坏的不同，回采工作面上覆岩层沿推进方向上可分为煤壁支撑区、离层区和重新压实区。

如图9所示。

4.1.3老顶的初次及周期来压

初次来压：

由地老顶的第一次失稳而产生的工作面顶板来压称为老顶的初次来压。

老顶岩块失稳时，形成了岩块滑落，给支架带来了较大冲击，对工作面安全造成严重威胁，因此我们应特别注意加强初次来压及周期来压时的顶板管理。

初次来压步距：

由开切眼到初次来压时工作面推进的距离称为老顶的初次来压步距。

周期来压：

由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。

周期来压的主要表现形式是：

顶板下沉速度急剧增加，顶板的下沉量变大，支柱所受的载荷普遍增加，有时还可能引起煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等现象，如果支柱参数不合适或支架的稳定性较差、支撑力不够，则可能导致局部冒顶、甚至顶板沿工作面切落等事故。

周期来压步距：

两次周期来压之间工作面推进的距离。

由于上覆岩层的组成结构及受力状况的不同，周期来压的步距并不是每次都相等，有时可能出现很大的差别。

4.1.4老顶来压的预测预报

我国应用多种方式预报老顶来压已有30多年历史，方法也越来越成熟，并由复杂到逐步简单易行。

一开始是以观测工作面三量变化来预报的，三量是指顶板下沉量、下沉速度及支柱载荷，但需要很多人力且有一定的危险性。

由于老顶断裂与工作面全面来压形成的不同步关系，从而可以老顶的断裂来预报工作面的全面来压，同时老顶断裂引起的扰动在工作面上、下巷内有反弹现象，只要有微量反弹，在上、下巷必将引起松动，而用灵敏的测压仪可以捕捉到这一反弹，因此可能准确预报工作面的周期来压。

4.1.4影响工作面矿压显现的主要因素

影响工作面矿压显现的最主要因素是围岩的性质，其次采深、采高、倾角及推进速度对矿压显现也有重要影响。

一般直接顶越厚，老顶的跨落与错动对工作面支架的影响越小，来压越不明显，反之如果直接顶很薄或老顶直接上覆的煤层之上，周期来压越明显；同样老顶分层越厚或越坚硬，来压则越明显，反之老顶的裂隙越发育，则来压强度越小。

煤炭部颁的标准采用直接顶的总厚度与采高之比的值来分级确定。

采高越大，老顶取得平衡的机率越小，煤壁也越不稳定，矿压显现也越严重，反之则越缓和。

根据观测，当工作面推进速度加快时，顶板状况明显好转，但随着推进速度的加快，顶板下沉速度也明显加快，因此加快推进度能改善但不能“甩掉”顶板压力。

开采深度直接影响着原岩应力的大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值，因此开采深度对矿山压力的绝对值有影响，但对矿山压力的显现影响不尽相同，分析及观测表明，开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显，但对回采工作面顶板压力大小及显现的影响并不突出。

实际观测证明，随着煤层倾角增加，顶板下沉量将逐渐变小，矿山压力显现特别是周期压力显现也越不明显。

分层开采时，一般下分层比上分层来压步距小、强度低，支架载荷变小，但顶板的下沉量变大。