采煤工作面顶板的控制支架与围岩的关系

提纲第一部分：煤矿顶板事故综述第二部分：矿山压力的基本知识第三部分：顶板事故的致因与防治第四部分：深井矿压知识分析第一部分：煤矿顶板事故综述一、顶板事故在煤矿事故中的比重图1-11950~2003年煤矿各类事故原因分析第一部分：煤矿顶板事故综述一、顶板事故在煤矿事故中的比重23.59.933.552.316.139.3725.620.3961.574.12.25.2529.51.772.8812.720.161.020.82.4811.288.810102030405060123456789101112事故次数占百分比死亡人数占百分比%横坐标：事故次数及伤亡人数纵坐标：事故次数及伤亡人数百分比

事故性质1－水灾事故;2－瓦斯煤尘爆炸;3－顶板事故;4－火灾事故;5－瓦斯窒息中毒事故;6－煤尘爆炸事故;7－提升运输事故;8－其他;99－自救伤亡;10－机电;11－煤与瓦斯突出;12－爆破图1-21950~2003年煤矿各类事故发生起数及死亡人员统计分析

第一部分：煤矿顶板事故综述二、回采工作面与巷道顶板事故发展趋势分析1954~1985年期间，顶板事故的死亡人数占总事故死亡人数的45%，其中，采煤工作面顶板事故占75%，巷道顶板事故占25%。1986~1992年期间顶板事故死亡人数占总死亡人数的40%，其中，采煤工作面顶板事故占顶板事故总数的66%，巷道顶板事故上升到34%。第一部分：煤矿顶板事故综述三、顶板事故的特点顶板事故具有四个属性（一）突发性（二）灾难性（三）破坏性（四）继发性第二部分：矿山压力基本知识一、开采后上覆岩层的移动特征四、采煤工作面顶板的控制

二、采煤工作面矿压显现的基本规律

三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

一、开采后上覆岩层的移动特征1.上覆岩层移动的破坏特征（一）三带的形成冒落带裂隙带弯曲下沉带一、开采后上覆岩层的移动特征（一）三带的形成图2-1顶板岩层移动和破坏现象一、开采后上覆岩层的移动特征（一）三带的形成3.上覆岩层运动规律的研究内容

（1）冒落带的高度；（2）裂隙带的高度；（3）直接顶的发展变化规律；（4）基本顶各岩梁的发展变化规律；（5）支承压力发生、发展变化规律；（6）内外应力场的形成条件及其发展变化规律。一、开采后上覆岩层的移动特征（一）三带的形成4.上覆岩层运动规律对顶板事故的影响事故原因：采动诱发顶板运动和破坏；事故形成条件支护不及时支护决策失误：支护方式不合理（没有针对顶板运动破坏等特点），没有满足“合理位态”控制的要求，表现为支护阻力不足或可缩量不够。一、开采后上覆岩层的移动特征（二）上覆岩层的移动特点分析图2-2上覆岩层移动的实测曲线一、开采后上覆岩层的移动特征（二）上覆岩层的移动特点分析图2-3回采工作面上覆岩层沿工作面推进方向的分区二、采煤工作面矿压显现的基本规律

（一）直接顶的初次垮落初次放顶步距一般为6~20米。步距的大小是根据直接顶的岩石强度、厚度、节理裂隙发育程度等因素确定。初次垮落应注意：在掌握步距或冒落规律的同时，放顶时应采取必要的加固措施，以保证生产安全。二、采煤工作面矿压显现的基本规律

（二）老顶的初次来压

初次来压步距大小与老顶厚度、岩性、地质构造有关，一般为20~35米，有时可达50~70米，甚至更大。初次来压的特点：顶板急剧下沉，支架载荷明显增加，顶板出现沿煤壁的裂隙，甚至发生台阶下沉现象，煤壁严重片帮、采空区顶板大面积垮落，形成巨大的声响和风流等。

二、采煤工作面矿压显现的基本规律

（三）周期来压周期来压步距，一般比初次来压步距要小，通常为初次来压步距的1/2~1/4倍，一般为5~12米，有时可达20~30米。三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（一）回采工作面周围的矿压规律及特点

1.层面内图2-4采空区周围应力重新分布的概貌1–工作面前方超前支承压力；2、3、4–沿倾斜、仰斜及工作面后方残余支承压力三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（一）回采工作面周围的矿压规律及特点

1.层面内图2-5回采工作面周围支承压力在煤层平面内分布示意图三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（一）回采工作面周围的矿压规律及特点

2.顶底板方向图2-6支承压力在被开采煤层顶底板中分布示意图1–采动影响带边界；2–支承压力区；3–卸载区边界三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（一）回采工作面周围的矿压规律及特点

2.顶底板方向图2-7煤体与采空区交界处底板岩层中的不同矿压显现区应力增高区，不应布置巷道应力降低区，受采动影响且距离较远，不宜布置巷道影响轻微区，适合布置巷道未受采动影响区。三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（一）回采工作面周围的矿压规律及特点

3.工作面端头图2-8煤层凸出角处的叠合支承压力三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（二）巷道矿压特点分析1.受采动影响的沿走向方向的平巷

图2-9工作面下顺槽顶底板移动的全过程曲线1–移动速度曲线；2–移近量曲线Ⅰ.巷道掘进阶段每天移近量，从几毫米至几十毫米，稳定期一般小于1毫米/天Ⅱ.无采掘影响阶段每天0.2~0.5毫米/天Ⅲ.采动影响阶段采前几毫米到几十毫米，占总移近量的10~15%；采后为20~30毫米/天，少数情况下40~50毫米/天，占50~60%Ⅳ.采动影响稳定带＜1毫米/天，高达1~2毫米/天，占5~8%Ⅴ.二次采动影响带10~30毫米/天，占20~25%。三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析

（二）巷道矿压特点分析1.采动影响区沿倾斜方向的矿压显现分区

图2-10采区斜巷中沿倾斜不同矿压显现带卸载带：宽为1~3米支撑压力带：宽为12~25米，k=2~3原岩应力带四、采煤工作面顶板的控制

（一）支护对支架的要求

采掘工作面支架的“支、护、稳”与常见的顶板事故有着密切的联系。

四、采煤工作面顶板的控制

（一）支护对支架的要求

1.要考虑不同的煤层顶板条件和煤层倾角

当基本顶来压比较强烈，直接顶很完整，煤层倾角又比较小时，主要考虑“支得起”问题。对于来压不明显，直接顶比较破碎，煤层倾角又大时，主要考虑“护得好”问题。当基本顶来压强烈，直接顶比较破碎，煤层倾角又不大时，此时，要考虑“支得起、护得好”问题。当煤层倾角较大时，顶板又属覆合顶板类型，或分层开采铺有金属网时，主要考虑“稳得住”问题。当基本顶来压强烈，直接顶又比较破碎，煤层倾角又较大时，支架的“支、护、稳”都要一并考虑。四、采煤工作面顶板的控制

（一）支护对支架的要求

2.要考虑不同地点对支护的不同要求靠近煤壁附近的无支护空间要特别注意“护顶”问题。放顶线附近要特别注意“支和稳”问题。对上下出口处要尤其注意“支、护、稳”问题。四、采煤工作面顶板的控制

（一）支护对支架的要求

3.要考虑支架性能综采支架单体微增阻式支柱和单体液压支柱单体刚性支柱和急增阻式金属摩擦支柱在选择支架类型和布置时，应充分考虑煤层顶板和倾角等条件要求，性能要和条件要求相匹配，才能把顶板事故减少到最低限度。四、采煤工作面顶板的控制

（二）支架与围岩的关系

1.围岩是一种天然的承载结构图2-11“支架–围岩”相互作用原理示意图四、采煤工作面顶板的控制

（二）支架与围岩的关系

2.支架与围岩共同承载原理的支护方式

二次支护节式结构的巷道支架符合上述原理的支护方式及支架结构与性能有：第三部分：顶板事故的致因与防治

一、采煤工作面顶板事故的防治二、巷道顶板事故的致因及防治一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

采场顶板事故按力源可分为压垮型漏冒型推垮型冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

由垂直层面方向的顶板力压坏采场支架而导致的冒顶，又分为：①老顶来压时压垮型冒顶②厚层难冒顶板大面积冒顶③直接顶导致的压垮型冒顶

1.压垮型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

因破碎顶板没有得到有效的防护而冒落导致的冒顶，又分为：2.垮漏型冒顶

大面积漏垮型冒顶局部漏冒型冒顶工作面上下出口的局部冒顶放顶线及其附近的局部冒顶地质破坏带附近的局部冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

由于平行于层面方向的顶板力推倒支架而导致的冒顶，又分为：3.推垮型冒顶

复合顶板推垮型冒顶

金属网下推垮型冒顶

大块游离顶板旋转推垮型冒顶

采空区冒矸冲入采场的推垮型冒顶

此外，还可能出现综合类型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

煤矿中习惯把采场冒顶分为两大类：

局部冒顶大型冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

范围不大，伤亡人数不多（每次1～2人）的冒顶，可分为：1.局部冒顶

靠近煤壁附近的局部冒顶

放顶线附近的局部冒顶上下出口的局部冒顶

地质破坏带附近的局部冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（一）顶板事故的分类

范围较大，伤亡人数较多（每次3人以上）的冒顶，可分为：

2.大型冒顶

两端来压时的压垮型冒顶厚层难冒落大面积冒顶直接导致的压垮型冒顶大面积漏垮型冒顶复合顶板推垮型冒顶金属网下推垮型冒顶大块游离顶板旋转推垮型冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①原因分析1.靠近煤壁附近的局部冒顶

节理、裂隙发育，岩石强度低支护质量差，支撑力不足造成离层炮采时，装药量过多，放顶崩倒支架，顶板失控老顶来压时，煤壁附近直接顶破碎新暴露的顶板没有及时支护综采时，端面距过大一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察③防治措施1.靠近煤壁附近的局部冒顶

对新暴露的顶板及时支护，如图3-1、3-2、3-3所示炮采时，炮眼布署及装药量要合理煤层的节理方向与工作的推进方向垂直或斜交来压期间，若煤壁片帮，要进行超前支护，减小端面距综采时，对破碎顶板要注入粘结剂进行固化加快工作面推进速度采高大，煤体松软时，加设护帮装置一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察1.靠近煤壁附近的局部冒顶

图3-1正悬臂交错顶梁支护一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察1.靠近煤壁附近的局部冒顶

图3-2错梁直线柱支架布置1-临时柱；2-正式柱一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察1.靠近煤壁附近的局部冒顶

图3-3短顶梁与基本顶梁配合情况一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①原因分析2.上下出口局部冒顶

此处为应力叠加区域，顶板完整性可能遭到破坏换棚时，破碎顶板冒落移机头机尾，交换抬棚，破碎顶板冒落老顶来压时，支柱侧向力不足，推倒支架造成局部冒落老顶来压时，压坏部分支柱，导致的局部冒顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察③防治措施2.上下出口局部冒顶

及时架设有足够支撑力和可缩性的支柱

支护糸统必须具有一定的侧向力换棚时，要模清顶板情况，采取必要的措施

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①原因分析3.放顶线附近的局部冒顶

回柱方式不合理，先回“吃劲”柱子，引起周围破碎顶板的冒落

顶板存在由断层、裂隙、层理等切割而成的大块游离岩块时，回柱后游离岩块推倒支架，导致冒顶。如图3－4所示在金属网假顶下回柱放顶时，如果网上有大块游离岩，也会发生因游岩块旋转而推倒支架的局部冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察3.放顶线附近的局部冒顶

图3-4顶板中游离岩块旋转推倒支架一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察③防治措施3.放顶线附近的局部冒顶

采用正确的回柱方法，防止顶板压力向局部支柱集中而造成回柱的困难若工作面使用木支柱，可直接用铰车远距离回柱加强地质工作，记载大岩块的位置与尺寸在大岩块下用木垛等加强支护

当大岩块尺寸超过一次放顶步距时，在大岩块下延长控顶距一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①原因分析4.地质破坏带附近的局部冒顶

工作面与断层垂直或斜交在顶板活动过程中，断层附近的破断岩块顺断面下滑，推倒工作面支架局部冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察③防治措施4.地质破坏带附近的局部冒顶

断层破坏带在工作面出现后，加强支护，背好背板在放顶线处，断层两侧架好木垛，加强支护迎着岩块可能滑下的方向支设戗棚或戗柱

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①冒顶特点5.复合顶板推垮型冒顶

顶板压力不大，支架无变形，无折损多数情况下，直接顶已沿煤壁断裂冒顶后，支柱多数沿煤层向下倾倒

多数情况下，发生在回柱放顶过程一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶机理5.复合顶板推垮型冒顶

离层图3-5下位软岩层离层断裂断裂一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶地点5.复合顶板推垮型冒顶

开切眼附近

地质破坏带附近旧巷附近掘进破坏复合顶板的地点倾角大的地段顶板岩层含水的地段局部冒顶区附近尖灭构造地段一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察防治措施5.复合顶板推垮型冒顶

掘进上下顺槽时，不破坏复合顶板应用伪倾斜工作面，以增加阻力控制采高，使软岩冒落后超过采高，增加六面体下推的阻力采用整体支架，用拉钩联接器把每排支柱连起来，与铰接顶梁十字交叉，形成整体结构，如图3-6所示。利用戗棚、戗柱加强支护系统布置树脂锚杆，将开切眼附近和控顶区内的软硬岩层锚在一起，防止冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察5.复合顶板推垮型冒顶

图3-6拉钩式连接器1-金属支柱；2-拉钩式连接器一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①冒顶特点6.金属网下推垮型冒顶

发生在初次放顶前后及回柱时推垮前支柱受力一般不大推垮时，支柱无折损推垮速度快，人力无法抵抗煤层倾角一般在20°以上发生支护方式一般为单体金属磨擦支柱一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶机理6.金属网下推垮型冒顶

由于支护失效，首先形成网兜由于支柱初撑力小，刚度小，在碎块压力下，支架失稳。如图3-7所示。一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察6.金属网下推垮型冒顶

图3-7金属网假顶下推垮型冒顶过程一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察防治措施6.金属网下推垮型冒顶

提高初撑力及刚度，增加稳定性在二分层及以下分层开采时，用内错式布置开切眼，避免网下碎矸之上存在空隙用“整体支架”增加支架的稳定性初次放顶，要把金属网下放到底板一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察①冒顶特点7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶

发生在回柱时或放顶后

游离岩块的重力与支反力不在同一条作用线上，重力大于支反力，且重力靠老塘侧一般将支柱推向煤壁一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶机理7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶

顶板由断层、裂隙、层理或薄弱岩层切割成游离大岩块大岩块形成旋转力矩，将支柱推倒案例分析一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察防治措施正确判断游离岩块的范围

对游离岩块加强支护待游离岩块全部处于采空区时，再用回柱绞车7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察顶板条件直接顶较薄，厚度小于采高2～3倍

直接之上的老顶分层厚度小于5～6米8.压垮型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶前兆煤壁片帮顶板下沉速度急剧增加支柱载荷急剧增大靠煤帮顶板掉渣靠煤帮顶板断裂摩擦柱放炮8.压垮型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶类型8.压垮型冒顶

图3-8压垮型冒顶类型之一、之二一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察案例分析防治措施加强地质工作，摸清直接顶与老顶的结构和力学特性进行常规矿压观测，准确掌握来压步距，加强来压预报合理选择支护方式，合理设计工作面支护强度，特别对末排支柱要加大支护强度遇到平行于工作面的断层，要加强维护，不得正常回柱，待断层进入采空区后再回柱8.压垮型冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶原因煤层之上是厚而坚硬的砂岩，常常大面积悬而不冒，老顶来压步距达50～70ｍ。当自身强度承受不了自重和上位岩层重量时，即弯曲应力超过了极限强度时，出现断裂及垮落。回采过程中遇到较发育的原生裂隙或断层，也会导致冒落9.大面积冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察冒顶前兆顶板断裂声响的频率和音响增大有明显片帮现象底板有可能出现底鼓巷道超前压力明显支柱载荷和顶板下沉速度明显增大有时采空区顶板发生裂缝和淋水加大9.大面积冒顶

案例分析一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察防治措施顶板高压注水，周期来压步距减少60～70％，如图3-9所示强制放顶循环式浅孔放顶（每1-2个循环，打一排钻孔）步距式深孔放顶（周期来压前，沿工作面向顶板打钻孔），如图3-10所示超前深孔松动爆破（在上下顺槽，向顶板打深孔），如图3-11所示

地面深孔放顶（地面打钻到放顶位置而后爆破）9.大面积冒顶

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察9.大面积冒顶

图3-9顶板注水钻孔布置方式及其参数a-四老沟矿8205工作面顶板注水钻孔的布置方式b-云岗矿8205工作面顶板注水孔的布置方式一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察9.大面积冒顶

图3-10“步距式”深孔放顶一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察9.大面积冒顶

图3-11超前深孔松动爆破一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察案例分析防治措施预测回采工作面围岩动态（主要预测顶底板的稳定性）确定合理的支护强度（垂直分力小、倾斜向下分力大、沿层面下滑是控制的主要问题）。加强工作面支架不稳定性，防止底板滑移。10.急倾斜煤层顶板事故

一、采煤工作面顶板事故的防治

（二）各种顶板事故的原因分析及勘察防治措施当煤层倾角超过60º，底板开始向下滑动，防止底板滑移的措施有：推广急倾斜煤层工作面液压支架（支撑力大，具有防倒防滑性能及煤矸滚落保护装置）。打紧支柱，软底要下底梁，顺山棚梁要对接。适当控制采高。10.急倾斜煤层顶板事故

二、巷道顶板事故的致因及防治

（一）巷道顶板事故的分类

1.掘进工作面冒顶事故

2.巷道交岔处的冒顶事故

二、巷道顶板事故的致因及防治

（二）掘进工作面的冒顶事故的原因及防治1.冒顶原因

2.案例分析

掘进破岩后，顶部岩石与岩体失去联系，若支护不及时，随时可能冒落；已支护的顶部岩石，若支护失败，可能造成冒落。二、巷道顶板事故的致因及防治

（二）掘进工作面的冒顶事故的原因及防治3.防治措施

根椐岩性，控制空顶距，当遇到破碎带或层理、裂隙发育时，应紧跟掘进支护；严格敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下时应采取临时支撑措施，严禁空顶作业；在破碎带掘进巷道，要缩小支护棚距，用拉条将棚子连成一体，防止推跨；对破碎带有时可超前注速凝剂，固化岩体；掘进头有空顶区和破碎带必须背严结实，必要时要挂网防止漏空；炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架和掘进头距离相适应，防止放炮崩倒棚子；锚杆支护注意眼深和锚杆密度，必要时锚喷网联合支护二、巷道顶板事故的致因及防治

（三）巷道交岔处顶板事故的原因与防治1.冒顶原因

交岔处断面大，岩层松动范围大，巷道压力大，可发生冒顶；交岔处支护复杂，有两巷支架，有抬棚，支架稳定性要求高，强度大，支护质量不好可发生冒顶。二、巷道顶板事故的致因及防治

3.防治措施

开岔口应选择岩性较好的位置严格操作规程，先支抬棚，后拆除原棚注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度当开口处围岩夹角被压坏，应及时采取加强和稳定措施

（三）巷道交岔处顶板事故的原因与防治第四部分：深井矿压知识分析

一、研究深井矿山压力的重要性及其意义

二、深井开采极限深度的确定三、深井巷道的矿压显现特点分析四、深井采场的矿压显现特点分析五、深井与冲击地压的关系六、深井巷道、采场的支护措施与研究方向一、研究深井矿山压力的重要性及其意义

随着采深的增加，工作面前方支承压力带中巷道顶底板移近量也相应增加，其梯度为：围岩强度为30MPa移近量212mm/100m(采深)围岩强度为50MPa移近量115mm/100m(采深)围岩强度为90MPa移近量35

mm/100m(采深)煤体内支承压力带总宽度增加37%，(平均增量为6m/100m)支承压力带内最大压力增加一倍，(平均增量为2.4MPa/100m)沿煤层法线方向，顶板强烈破坏带的高度增加77%，（平均增量为4.6m/100m）。（一）国外煤矿巷道极限深度的确定１.原苏联表达式为：二、深井开采极限深度的确定即：式中：——覆岩重量，t/m3；H——极限深度，m；Rc——单向抗压强度，kg/cm2；极限深度确定为：H=800m（注：不同的岩性有不同的容重及单向抗压强度）为不稳定状态时的极限深度

（一）国外煤矿巷道极限深度的确定2.德国结合实测数据及实验室实验，计算所得的极限压力值与极限深度值为：二、深井开采极限深度的确定式中：ρ——极限压力MN/m2；β——底板岩层强度MN/m2，岩性不同，值也不相同；H——极限深度，m为此得出德国煤矿的极限深度为800~1200m，1200m为超深度或大深度开采。（一）国外煤矿巷道极限深度的确定3.英国极限深度为750m。二、深井开采极限深度的确定根据国外有关资料介绍，波兰煤矿的极限深度为750m日本煤矿的极限深度为600m（二）我国煤矿极限深度的确定当岩层处于塑性变形阶段时，1.确定侧压系数“λ”值侧压系数“λ”值是水平压力与垂直压力之比。二、深井开采极限深度的确定即认为µ=0.5（二）我国煤矿极限深度的确定2.确定巷道周边围岩压力集中系数k表6-1不同巷道断面压力集中系数一览表二、深井开采极限深度的确定巷道断面形状压力集中系数k椭圆巷道断面长短轴之比1.51.5圆形断面2圆拱形断面2.5拱形断面3直角形(梯形)断面3.5（二）我国煤矿极限深度的确定3.时间效应岩石强度常随时间而变化，一般认为长时强度为瞬时强度的0.7~0.75倍，即长时载荷影响系数，η=0.7~0.75。二、深井开采极限深度的确定表6-2长时载荷影响系数巷道服务年限（a）影响系数干浸湿<51.000.955~100.900.85>100.800.70（二）我国煤矿极限深度的确定4.岩体强度Rc二、深井开采极限深度的确定Rc为岩体单向抗压强度，由实验室得出。5.回采影响系数不受相邻矿区回采影响时，取KH=0.77受相邻矿区回采影响时，KH=0.5~0.4（二）我国煤矿极限深度的确定二、深井开采极限深度的确定所以，当巷道周边围岩压力超过巷道周边岩体单向抗压强度时，巷道变形剧烈，可认为此时的巷道即为极限深度，表达式为：

即

如果考虑构造因素的影响，应乘以构造系数Kg，Kg的取值范围一般按经验取0.67。即

（二）我国煤矿极限深度的确定二、深井开采极限深度的确定围岩性质不同，极限深度也是不同的，根据我国矿情，在非软岩类围岩中，不稳定的围岩极限深度为300~400m；中等稳定的围岩极限深度为650~750m；稳定的围岩极限深度为1000m以上。超过各类围岩的极限深度后，埋深每增加100m，其围岩移近量的增量如表6-3所示

。

（二）我国煤矿极限深度的确定二、深井开采极限深度的确定表6-3不同围岩不同深度移近量增量一览表围岩类型极限深度超过极限深度，每增加100m，位移增量（mm）软岩150400不稳定的围岩300~134中等稳定的围岩650~75080比较稳定的围岩100050（二）我国煤矿极限深度的确定二、深井开采极限深度的确定在各类围岩条件下，埋深与巷道围岩移近量的关系如图6-1所示：图6-1埋深与巷道围岩变形量的关系2004006008001000120014001600H(m)2000400600800100012001400(mm)软岩不稳定岩石中等稳定岩石比较稳定岩石三、深井巷道的矿压显现特点分析

表6-4中硬岩石两帮压力、煤岩平均抗压强度与采深的关系

煤岩体抗压强度与采深的关系如表6-4所示

深度H（m）两帮最大压力（N/cm2）平均抗压强Rc（N/cm2）砂岩泥岩硬煤20090019802700182040018402360340017006002820455041001580800380058304800146010004820710055001340120058408400620012201400690097006900110016007960108007600980三、深井巷道的矿压显现特点分析

对表中数据进行回归分析后，求得砂岩、泥岩、硬煤随着深度增加而增加的平均抗压强度梯度为：砂岩：Rcs=380+6.6H泥岩：Rcn=2000+3.5H硬煤：Rcm=1940-0.6H三、深井巷道的矿压显现特点分析

1000200030004000500060007000800090001000012000130002004006008001000120014001600深度（m）应力（N/cm2）巷帮最大压力硬煤平均抗压强度泥岩平均抗压强度砂岩平均抗压强度图6-2巷帮最大压力与煤岩平均抗压强度关系图四、深井采场的矿压显现特点分析

（一）回采工作面前方压力峰值距煤壁距离与采深的关系表6-5回采工作面前方压力峰值随采深采厚变化表

采深H(m)原岩压力P(Mpa)抗压强度Rc(Mpa)煤层厚度（m）11.52.02.53.0工作面前方压力峰值距煤壁的距离（m）2004.4201.11.652.242.803.344009.2301.271.922.503.183.8560014.4401.352.062.763.444.1080020.0501.452.202.883.704.43100025.0601.562.353.113.854.5四、深井采场的矿压显现特点分析

（二）被采煤层上方垮落高度随采深的变化表6-6被采煤层上方垮落高度的变化采深H(m)重量r(kN/m3)抗压强度(Mpa)煤层1.01.52.02.53.0垮落高度20022203.95.97.89.811.740023404.06.08.010.012.060024604.16.18.11.0312.380025704.56.79.011.412.5100026804.77.19.411.814.8四、深井采场的矿压显现特点分析

（三）支承压力带内支架载荷与巷宽、单向抗压强度与采深的关系表6-7支承压力带内，支架载荷与巷宽、单向抗压强度与采深的关系开采深度H(m)巷道宽度m支架承载力（MPa）20010050岩石单向抗压强度（MPa）8060408060408060406003283739294448325162429404230475533557263145523256703566948003579010968119162821542454611031277513519191170298671127166901712551112304261000310218226813225243416