《矿山压力与岩层控制》复习题 采矿13专本

★☆★☆★说明：1、每个概念后面的数字表示其在教材中的位置；2、答案以教材为主，部分题参考张志文编写的矿压习题集；3、仅供复习参考；4、其中显而易见的错误文字和符号是由于超星文字识别工具造成，请自行予以修正；5、其中的部分图是便于理解和记忆的辅助资料。 一、重要概念

矿山压力：地下岩体在受到开挖以前，原岩应力处于平衡状态。开掘巷道或进行回采工作时，破坏了原始的应力平衡状态，引起岩体内部的应力重新分布，直至形成新的平衡状态。这种由于矿山开采活动的影响，在巷道周围岩体中形成的和作用在巷道支护物上的力定义为矿山压力，在相关学科中也称为二次应力或工程扰动力。（1）

矿山压力显现：在矿山压力作用下，会引起各种力学现象，如岩体的变形、破坏、塌落，支护物的变形、破坏、折损，以及在岩体中产生的动力现象。这些由于矿山压力作用使巷道周围岩体和支护物产生的种种力学现象，统称为矿山压力显现。（1）

矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法叫矿山压力控制。（1） 岩石：岩石是组成地壳的基本物质，有各种造岩矿物或岩屑在地质作用下按一定规律组合而成。为于自然状态下的岩体有所区别，多数岩石力学文献中，岩石是从岩体中取出的、尺寸不大的块状物质，有时又称为岩块。

原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力，也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。（40）

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。(58)

回采工作面（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工作空间称为回采工作面或简称采场。

顶板（上覆岩层）：赋存在岩层之上的岩层称为顶板或称为上覆岩层。 底板：位于煤层下方的岩层称为底板。

老顶：通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而

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坚硬的岩层称为老顶。一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。（65）

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。（65）

直接顶初次垮落：煤层开采后，将首先引起直接顶的垮落,回采工作面从开切眼开始向前推进，直接顶悬露面积增大,当达到其极限垮距时开始垮落。直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。（70）

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。（98）

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)，如图4—3所示，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。（99） 周期来压：随着回采工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定一失稳一再稳定”的变化，这种变化将呈现周而复始的过程。出于结构的失稳导致了工作面顶板的来压，这种来压也将随着工作面的推进而呈周期性出现。因此，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。（101）

关键层：将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。（174） 沿空留巷：如果通过加强支护或采用其他有效方法，将相邻区段巷道保留下来，供本区段工作面回采时使用的巷道，称为沿空保留(煤体—无煤柱)巷道。（203）

沿空掘巷：巷道一侧为煤体，另一侧为采空区，如果采空区一侧采动影响已经稳定后，沿采空区边缘掘进的巷道称为沿空掘进(煤体—无煤柱)巷道（203） 锚固力：为锚杆对围岩的约束力。（242） 软岩：分为地质软岩和工程软岩。（256）

地质软岩：指强度低，孔隙度大，胶结程度差，受结构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：指在巷道工程力作用下，能产生显著变形的工程岩体。巷道工程力是指作用在巷道工程岩体上的力总和，工程软岩的定义揭示了软岩的相对性质。

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：煤矿开采过程中，在高应力状态下积聚有大量弹性能的煤或岩体，在一定的条件下突然发生破坏、冒落或抛出，使能量突然释放，呈现声响、震动以及气浪等明显的动力效应。这些现象统称为煤矿动压现象。（294）

冲击矿压：冲击矿压是聚积在矿井巷道和采场周围煤岩体中的能量突然释放，在井巷发生爆炸性事故，产生的动力将煤岩抛向巷道，同时发出强烈声响，造成煤岩体振动和煤岩体破坏，支架与设备损坏，人员伤亡，部分巷道垮落破坏等。冲击矿压还会引发或可能引发其他矿井灾害，尤其是瓦斯、煤尘爆炸、火灾以及水灾，干扰通风系统，严重时造成地面震动和建筑物破坏等。因此，冲击矿压是煤矿重大灾害之一。（294）

冲击能指数：在单轴压缩状态下，煤样全“应力一应变”曲线峰值c前所积聚的变形能Es与峰值后所消耗的变形能Ex之比值。它是包含试件“应力一应变”全部变化过程的曲线，直观和全面地反映了蓄能、耗能的全过程，显示了冲击倾向的物理本质。（298）

顶板大面积来压：顶板大面积来压主要是由于坚硬顶板被采空的面积超过一定的极限值，引起大面积冒落而成的剧烈动压现象。

浅埋煤层：根据实测，浅埋煤层可分为两种类型：典型的浅埋煤层，近浅埋煤层。

对于基岩比较薄、松散载荷层厚度比较大的浅埋煤层，其顶板破断运动表现为整体切落形式，易于出现顶板台阶下沉。此类厚松散层浅埋煤层称为典型的浅埋煤层，其特征可以概括为埋藏浅、基载比小、老顶为单一关键层结构的煤层。

对于基岩厚度较大、松散载荷层厚度较小的浅埋煤层，其矿压显现规律介于普通工作面与浅埋煤层工作面之间，顶板结构呈现两组关键层，存在轻微的台阶下沉现象，可称为近浅埋煤层。（283） 岩石的分类：1）按岩石成因可分为岩浆岩、沉积岩和变质岩三大类。煤田是地质历史上沉积运动形成的，煤矿绝大多数遇到的是沉积岩。 2）按岩石固体矿体颗粒间的结合特征，可分为固结性、粘结性、散粒状和流动性岩石四大类。煤矿中多遇到固结性岩石，即造岩矿物的固体颗粒间为刚性连接，破碎后认可保持一定形状的岩石，常见的有砂岩、砂质泥岩、砂质页岩、石灰岩、泥岩等。 3）按岩石力学强度和坚实性，可分为坚硬岩石和松软岩石。

天然岩体与岩石试件有显著不同：①岩体赋存于一定地质环境之中，地应力、地温、地下水等因素物理力学性质有很大影响；而岩石试件只是为实验室实验而加工的岩块，已完全脱离了原有的地

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质环境。②岩体在自然状态下经历了漫长的地质作用过程，其中存在着各种地质构造和弱面，如不整合、褶皱、断层、节理、裂隙等等。③一定数量的岩石组成岩体，且岩体五特定的自然边界，只能根据解决问题的需要来圈定范围。

根据上诉特征，将岩体定义为地质体的一部分，并且是由处于一定地质环境中的各种岩性和结构特征岩石所组成的集合体，也可以看成是由结构面所包围的结构体和结构面共同组成的。 岩体的基本特征：①岩体的非均质性；②岩体的各向异性；③岩体的非连续性。

岩体的结构的类型：①整体结构；②块状结构；③层状结构；④碎裂结构；⑤松散结构。 构造应力的基本特点：构造应力以水平应力为主，具有明显的区域性和方向性。有以下基本特点：①一般情况下地壳运动一水平运动为主，构造应力主要是水平应力；而且地壳总的运动趋势是相互挤压，所以水平应力以压应力占绝对优势。②构造应力分布不均匀，在地质构造变化比较剧烈的地区，最大主应力的大小和方向往往有很大变化。③岩体中的构造应力具有明显的方向性，最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大。④构造岩层在坚硬岩层中出现一般比较普遍，在软岩中储存构造应力很少。

矿山压力显现的指标：①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；②顶板下沉速度；③支柱变形与折损；④顶板破碎情况；⑤局部冒顶；⑥工作面顶板沿煤壁切落（或称大面积冒顶）；

影响采场矿山压力显现的主要因素：①采高与控顶距的影响；②工作面推进速度的影响；③开采深度的影响；④煤层倾角的影响；⑤分层开采对矿山压力显现的影响；

底板比压（底板载荷集度）：将支架底座对单位面积底板上所造成的压力称为底板载荷集度，即底板比压。

支柱撑力、阻力：支柱对顶板的主动作用力称为支柱的撑力（主动力）；支柱受顶板压力作用而反映出来的力称为支柱的阻力，又称为工作阻力。

支柱的工作特性类型：①急增阻式②微增阻式③恒阻式。

单体支架：①木支架—木柱+木梁；②摩擦金属支架—摩擦木柱+铰接金属梁；③单体液压支架—液压柱+铰接金属梁。

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架设金属单体支架的技术要求：①确保金属支柱的工作性能，失效支柱应及时运至地面检查；②在支设金属支柱时，应采用升柱器，使之具有一定的初撑力；③严禁在一个工作面使用两种或两种以上不同性能的基本支柱；④金属支柱必须与金属铰接顶梁配套使用；⑤不宜让支柱受偏心载荷；⑥必须保证支柱的支设质量，不能将支柱打在浮矸上。

相邻巷道间合理距离：我国煤矿在目前采深条件下，大巷间的距离以20—40m为宜，围岩较稳定时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，大巷间距可减小10m；在深部和松软围岩条件下，大巷间距可增大至50m。上下山及集中巷间距以15—30m为宜，围岩较稳时取小值，不稳定时取大值；在浅部和坚硬围岩以及在急倾斜煤层条件下，上述距离减小到10m，在深部和松软围岩以及厚煤层内，间距应扩大到40—50m。 巷道的合理间距D由巷道宽度、巷道埋深、围岩强度、岩层倾角、巷道与岩层走向的夹角五个因素决定，并按下式计算：D = (a1+a2)K1 式中，a1+a2—相互影响的巷道总宽度，m；K1—巷道相互影响系数，由表确定。 构造应力对巷道为稳定性的影响：主要是水平应力的影响，水平应力是影响巷道顶板冒落、底板鼓起、两帮内挤的主要因素。顶板岩层在水平应力作用下可能出现两种破坏形式：一是薄层页岩类岩层沿层面滑移，二是厚层的砂岩类岩层以小角度或沿小断层产生剪切，顶板失稳冒落。在软岩和厚煤层中，底板岩层在水平应力作用下，与形成褶曲构造相类似，向巷道空间鼓起。如果底板岩层呈粘-塑性变形，底板岩层进入蠕变状态。因此，高水平应力是造成底板岩层破坏和强烈底鼓的主要原因。水平应力在巷道两帮引起较大的拉应力，造成两帮破裂、鼓出和塌落，破坏深度较大。

巷道围岩变形规律：采准巷道从开掘到报废，经历采动造成的围岩应力重新分布过程，围岩变形会持续增长和变化。以受到相邻区段回采影响的工作面回风巷为例，围岩变形要经历五个阶段Ⅰ-掘巷影响区；Ⅱ-掘巷影响稳定区；Ⅲ-回采影响区；Ⅳ-回采影响稳定区；Ⅴ-下区段回采影响区（二次采动阶段）。

岩石质量指标：用直径为75mm的金刚石钻头和双层岩芯管在岩石中钻进，连续取芯，回次钻进所取岩芯中，长度大于10cm的岩芯段长度之和与该回次进尺的比值，以百分比表示。 影响岩石变形和强度的因素：①岩石的性质；②岩石的生成条件；③岩石的构造特征；④风化、水和温度的作用；⑤岩石试件的形状和尺寸；⑥加载速率及次数；⑦岩石的受载状态。

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弹性后效现象：在外力到达屈服应力时，开始卸载初期，应力—应变曲线比较陡，但当卸载接近结束时则较平缓，甚至当完全除去应力后，还有部分变形恢复，此即弹性后效现象。 后效弹性变形：变形卸载后需要经过一定时间才恢复。

莫尔强度理论：莫尔于1900年提出了莫尔强度理论，认为材料发生破坏是由于材料的某一面上剪应力达到一定的限度，而这个剪应力与材料本身性质和正应力在破坏面上所造成的摩擦阻力有关。即材料发生破坏除了取决于该点的剪应力，还与该点正应力相关。这是目前岩石力学中应用最广泛的理论。岩石沿某一面上的剪应力和该面上的正应力理论可表述为三部分：一、表示材料上一点应力状态的莫尔应力圆；二、强度曲线；三、将莫尔应力圆和强度曲线联系起来，建立莫尔强度准则。

强度曲线的主要用途：①在强度曲线横轴上，受拉区为由原点向左的区域，受压区为由原点向右的区域。②利用强度曲线可预测破坏面的方向。③直接判断岩石是否破坏。

圆孔周围应力场分布：①在双向等压应力场中，圆孔周边全处于压缩应力状态，即σt>0，σr>0；②应力大小与弹性常数E、μ无关；③σt、σr的分布和角度无关，皆为主应力，即切向和径向平面均为主平面；④双向等压应力场中孔周边的切向应力为最大应力，其最大应力系数K=2，且与孔径的大小无关，当σt=2γH超过周边围岩的弹性极限时，围岩将进入塑性状态；⑤其他各点的应力大小则与孔径有关，若定义以σr高于1.05σ

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或σr低于0.95σ

为巷道影响圈的边界，则σt的影响半径Rt=20r1≈5r1，工程上有时以10%作为影响半径

则σt的影响半径Rt≈3r1。有限元计算常去5 r1的范围作为计算域；⑥在双向等压应力场中圆孔周围任意点的切向应力σt与径向应力σr之和为常数，且等于2σ1。

采场上覆岩层活动规律假说:1、研究意义：由于采矿工程涉及到岩层内的原岩应力场以及岩体性质的复杂性，因而从一开始人们就对采场的矿山压力显现现象提出了各种不同的解释，这种解释是揭示矿山压力显现现象内在联系的推测或科学的概括，故称为矿山压力假说。因此，矿山压力假说对岩层控制具有指导意义。 2、研究内容： 1）压力拱假说：

认为：回采空间上方形成自然平衡拱（压力拱）；工作面始终处于拱的保护之下；工作面前进，拱脚随之前进。

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评价：可解释免压现象；但对拱的特性、岩层移动时各层的力学关系未作分析。 2）悬臂梁假说：

认为：顶板垮落后，煤壁上方岩层以悬臂梁形式存在（含组合梁），随工作面推进周期性垮落，产生周期性来压。

评价：可解释工作面前方出现支承压力、周期来压及下沉量和支架载荷近煤帮处小现象；但悬臂梁本身计算顶板下沉量和支架载荷与实际所测数据相差甚远，同时该假说没有对层位间的力学关系进行解释。 3）预成裂隙假说：

认为：由于开采的影响，回采工作面上覆岩层的连续性遭到破坏，从而成为非连续体，在回采工作面周围存在着应力降低区、应力增高区和采动影响区，随着工作面的推进，三个区域同时相应前移；由于工作面前方支承压力作用，导致顶板岩体破坏，形成矿压裂隙，使岩体塑性增大，可将其视为“假塑性体”；在变形移动的过程中，各岩块间相互挤压，形成“预应力梁”；在自重及载荷作用下，产生假塑性弯曲（岩块间相对滑移），发生顶板下沉和垮落；要管好顶板，必须加大支架初撑力和工作阻力，并及时支撑顶板岩层。

评价：预成裂隙是否普遍存在，有待考证。 4）铰接岩块假说：

铰接岩块假说由原苏联的r．H．库兹涅佐夫于1950～1954年提出，他认为上覆岩层的破坏可分为垮落带和其上的规则移动带，垮落带分上下两部分，下部分岩块杂乱无章，上部分整齐排列，但无水平方向有规律的水平挤压力联系，规则岩块间可以相互铰合而形成一多环节的铰链并规则地在采空区上方下沉，该假说认为工作面支架存在两种不同的工作状态，当规则移动带下部岩层变形小而不发生折断时，垮落带岩层和规则移动带就可能发生离层，在这种情况下，支架最多只承受折断的垮落带岩层（相当于直接顶）的全部重量，称为支架处于“给定载荷状态”；当直接顶受老顶影响折断时，支架所受载荷和变形取决于规则移动带下部岩块的相互作用，载荷和变形将随岩块的下沉不断增加，直至岩块受已垮落岩石的支承达到平衡为止，这种情况称为支架的“给定变形状态”。铰接岩块间的平衡关系为三铰拱式的平衡。该假说已接近现代矿压理论的主要观点，但缺乏岩块间的力学分析。

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认为：采空区冒落矸石在规则冒落带以上，已断裂的岩块在下移过程中，互相咬合，彼此牵制，当水平力较大时，可形成三铰拱平衡。

评价：正确地阐明了工作面上覆岩层的分带情况，并初步涉及到岩层内部的力学关系及其可能形成的“结构”；但此假说未能对接岩块间的平衡条件作进一步探讨，因而不能对各类不同强度的顶板岩层中所出现的不同力学现象做出正确的解释。 5）我国学者在岩体结构力学模型上的发展：

认为：上覆岩层可以划分为若干组，每组以坚硬岩层为底层，两坚硬岩层间的软岩视为下层硬岩上的载荷和更上层坚硬岩层与下部骨架联结的垫层，与硬岩同步移动，受开采影响，坚硬岩层断裂前排列整齐，相互间由水平挤压形成铰接关系，铰接岩块在某些条件下可以形成平衡体，软岩层视为无数垂直的“杆”， 最上层表土层视为均布载荷，岩块回转到水平，此时的铰接关系为水平连杆联结关系。

评价：具体地给出了破断岩块的咬合方式和平衡条件，同时还讨论了老顶破断时在岩体中引起的扰动，很好地解释了采场矿山压力显现规律，为采场矿山应力的控制及支护设计提供了理论依据；此假说结合现场观测和生产实践的验证已经得到了公认，对我国煤矿采场矿压理论研究与指导生产实践都起到了重要作用。

锚杆支护理论及发展：锚杆支护是一种主动支护形式 ,代表了巷道支护的发展方向。在锚杆支护设计过程中 ,锚杆支护理论是设计的基础 ,是支护设计的关键部分。但是目前国内外主要采用传统的悬吊、 组合梁、 组合拱三大理论进行锚杆支护参数设计 ,存在很多的问题。虽然国内最近几年对锚杆支护理论有了一些研究 ,但还应该进一步完善 ,对锚杆支护机理还没有统一的认识 ,还缺乏一种行之有效的理论计算方法。所以应加大对某些理论的研究力度 ,改善实验装置 ,发明高精度的监测仪器。

A 、目前国内外对锚杆支护的机理研究较多 ,可归纳为以下几种: 一、悬吊理论：

1952 年路易斯 阿· 帕内科(Louis A· Panek)等发表了悬吊理论 ,悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上。

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对于回采巷道揭露的层状岩体 ,直接顶板均有弯曲下沉变形趋势 ,如果使用锚杆及时将其挤压 ,并悬吊在老顶上 ,直接顶板就不会与老顶离层乃至脱落。锚杆的悬吊作用主要取决于所悬 密度及强度等因素的吊的岩层的厚度 ,层数及岩层弯曲时相对的刚度与弹性模量 ,还受锚杆长度、

影响。这一理论提出的较早 ,满足其前提条件时 ,有一定的实用价值。但是大量的工程实践证明 ,即使巷道上部没有稳固的岩层 ,锚杆亦能发挥支护作用。例如 ,在全煤巷道中 ,锚杆就锚固在煤层中也能达到支护的目的 ,说明这一理论有局限性。 二、组合梁理论：

组合梁理论认为巷道顶板中存在着若干分层的层状顶板 ,可看作是由巷道两帮作为支点的一种梁 ,这种岩梁支承其上部的岩层载荷。传播表面波为主的振动。

成一个整体的组合梁 ,防止岩石沿层面滑动 ,避免各岩层出现 使用锚杆将各层 “装订”

离层现象。在上覆岩层荷载作用下 ,这种较厚的组合梁比单纯的迭加梁 ,其最大弯曲应变和应力将大大减小 ,挠度亦减小。而且各层间摩擦阻力愈大 ,整体强度愈大 ,补强效果愈好。但是 ,这种理论在处理岩层沿巷道纵向有裂缝时梁的连续性问题和梁的抗弯强度问题时有一定的局限性。 三、组合拱理论

组合拱理论是由兰氏( T A Lang)和彭德(Pender)通过光弹试验提出来的。组合拱原理认为,在拱形巷道围岩的破裂区中,安装预应力锚杆时,在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力,如果沿巷道周边布置的锚杆间距足够小,各个锚杆的压应力维体相互交错,这样使巷道周围的岩层形成一种连续的组合带(拱)。

这个组合拱可承受上部岩石的径向载荷 ,如同碹体起到岩层补强的作用 ,承载外围的压力。组合拱理论的不足是缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步探讨 ,与实际情况有一定差距 ,在分析过程中没深入探索围岩 — 支护的相互作用。 四、最大水平应力理论：

澳大利亚学者盖尔(W J Gale)在 20 世纪 90 年代初提出了最大水平应力理论。该理论认为:矿井岩层的水平应力一般是垂直应力 1. 3～2. 0 倍。而且水平应力具有方向性 ,最大水平应力一般为最小水平应力的 1. 5～2. 5 倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力影响 ,且有三个特点: ①与最

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大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小 ,顶底板稳定性最好; ②与最大水平应力呈锐角相交的巷道。其顶板变形破坏偏向巷道某一帮; ③ 与最大水平应力垂直的巷道 ,顶底板稳定性最差。

最大水平应力理论 ,论述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响以及锚杆支护所起的作用。在最大水平应力作用下 ,巷道顶底板岩层发生剪切破坏 ,因而会出现错动与松动引起层间膨胀 ,造成围岩变形。锚杆所起的作用是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动 ,因此要求具备有强度大、 刚度大、抗剪阻力大的高强锚杆支护系统。 五、围岩强度强化理论：

该理论的要点是: (1)巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用形成统一的承载结构。（2）巷道锚杆支护可提高锚固体的力学参数（E 、C 、φ），改善被锚固体的力学性能。 (3)利用锚杆支护 ,可以提高锚固区域岩体的强度 ,可以有效的巷道围岩存在破碎区、塑性区和弹性区，锚杆锚固区的岩体则处于破碎区或处于上述2~3个区域中，相应锚固区的岩石强度处于峰后强度或残余强度，锚杆支护使巷道围岩特别是处于峰后区围岩强度得到强化，提高峰值强度和残余强度。（4）煤巷锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力。（5）巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于巷道围岩的稳定。

B、锚杆支护理论发展趋势：

通过对国内外锚杆支护理论研究 ,目前锚杆支护理论实质上是对三大支护理论的进一步补充和完善。而且各种作用机理都有它的适用条件 ,应根据具体条件研究选择支护机理。现有的情况下 , 合理的计算方法 ,理论分析和数值计算与实对锚杆支护机理还没有统一的认识 ,缺乏行之有效的、

际支护情况存在很大的差别。所以应从以下几方面研究支护作用机理。

(1)深入研究围岩松动圈理论。该方法含有专家系统设计法和现场实测设计法的内涵 ,简单直观 ,易为现场工程技术人员所接受 ,且对岩巷有着良好的适应性 ,但对煤巷尤其是动压煤巷的适应性仍有待深入研究 ,故围岩松动圈支护理论与设计方法也是今后发展的方向之一。

(2)开发优秀的岩土工程数值模拟软件。数值模拟方法的实质是 ,利用计算机对通过支护结构系统构造的数学模型、 模拟可能遇到的应力场范围内岩层矿压显现与锚杆支护过程中特性分析 ,评价所选择的各种锚杆支护系统或支护结构的可行性与可靠程度。有限差分程序模拟岩土工程问题有很大的优越性 ,它不但可以处理一般的大变形问题 ,而且可以模拟岩体沿某一弱面产生的滑动变形;

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岩)、应力扩容类型和结构变形类型。

(1)膨胀变形机制，膨胀岩含有蒙脱石、高岭土和伊利石等强亲水粘土矿物，这几类矿物由于其晶体结构特殊，能将水分子吸附在晶层表面和晶层内。既具有矿物颗粒内部分子膨胀，又具有矿物颗粒之间的水膜加厚的胶体膨胀。同时通过毛细作用吸水，使岩石体积膨胀。

(2)应力扩容变形机制，变形机制与力源有关，软岩在构造应力、地下水、重力、工程偏应力作用下。岩体产生破坏变形，微裂活动迅速加剧，形成拉伸破坏和剪切面，体积扩胀。工程偏应力即本书中的矿山压力、是应力扩容变形中不可忽视的力源。

(3)结构变形机制，变形机制与硐室结构和岩体结构面的组合特征有关。结构面的成因类型．结构面的结合特征，结构面的力学性质，结构面相对于硐室的空间分布规律及它制约下形成的岩体结构控制着软岩变形、破坏规律。

影响顶煤冒放性的主要因素,提高顶煤冒放性的主要措施。（272）

主要因素：煤体强度、煤体裂隙分布影响、放顶厚度、夹矸影响

主要措施：对于裂隙不发育的坚硬厚煤层(f＞3．5)，实施综放开采时，通常需采用顶煤爆破或注水方法改善顶煤的冒落形态和冒落块度。在工作面顶煤中沿顶板掘进两条平行煤巷，在巷内钻进平行于采面的深孔，在工作面支承压力区前方利用深孔实施顶煤预爆破，在顶煤中形成爆破裂隙和扩展煤体中的原有裂隙，增大裂隙密度，从而在整体上改变了顶煤的性质，衰减了顶煤整体强度，然后在支承压力作用下，对顶煤进行压裂和破碎，使之具有较好的冒落形态和冒落块度，易于顶煤放出。

在产量较低的工作面，也可在支架间向放顶煤钻空进行爆破，破碎支架上方顶煤。采用注水软化顶煤时，可在顶煤中开掘专用注水施工巷道，向两侧顶煤中钻进注水钻孔，也可利用工作面两巷道施工注水钻孔。

冲击矿压防治措施的基本原理和主要方法（303）

根据冲击矿压的成因和机理，发生冲击矿压必须具备两个方面的团聚：一是高应力或集中高能量，这种状况可能是由于岩体自重在开采条件下形成的应力集中，也可能是内于构造应力的积聚，二是煤岩本身具有冲击倾向性。其防治措施也就应从两个方面考虑：一是降低应力(或能量)的集中程度；二是改变煤、岩体的物理力学性质，以降低其冲击的倾向性。

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防治冲击矿压的主要措施有： 1．降低应力集中程度

1)开采解放层。在煤层群条件下，首先开采没有冲击危险或危险性较小的煤层，使构造应力得到解除，并且使岩层经过一次扰动。在此范围内进行采掘工程，应力集中程度就可能降低。2)推行无煤往开采，采空区尽量少留煤住；尽量采用跨上山采煤。从而消除应力在煤往上集中叠加的可能性；3)合理安排采掘程序，避免形成三面采空的“孤矿。

2．改变煤岩的物理力学性质：

1)高压注水，人为地在煤岩内部造成一系列弱面，并起软化作用，增加塑性变形量，从而减少弹性能聚积的程度；

2)放松动震动炮，释放煤体内部积聚的能量。3)孔槽卸压，用大直径钻孔或切沟槽使媒体松动，达到御除压力。

大面积来压的机理和防治措施（327）

顶扳大面积来压是由坚硬顶板岩层大面积冒落而形成的。目前较多的看法认为它的机理是，进行开采后，顶板大面积悬露而不垮落，在自重应力作用下，当弯曲应力值超过其极限强度时，出现断裂缝。当然断裂缝也可能是在原生裂隙上发展的。一旦这些裂缝贯穿岩层时，则发生断裂，从而引起大面积顶板垮落。也有另外一些看法，如认为顶板大面积悬空后，形成扁平狭条孔，在煤柱上的顶板岩层内产生强大的切应力，导致顶扳被切断。

顶板大面积来压与冲击矿区的机理和成因不同，顶板大面积来压是顶板大面积悬露到一定极限后，突然破断的，它的动压显现是由于大面积垮落形成的。当然，从能量积聚条件看，大面积坚硬顶板悬露弯曲变形时，也积聚弹性变形能，因此，有这种条件的矿井也可能出现冲击矿压现象，而且大面积来压的破断过程中，能量释放有时也伴随有煤的突出、弹射和破坏巷道等伴生的冲击矿压现象。

顶板大面积朱压的防治措施： (1)顶板高压注水

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从工作面两巷向顶板打深孔，进行高压注水。顶板注水可以起软化顶板，增加和扩展裂隙，以及润滑弱面等作用，其主要机理是，注水后能溶解顶板岩石中的胶结物和部分矿物，减小层间粘结力；高压水可以形成水楔，扩大和增加岩石中的裂隙弱面。故注水后岩石的强度将显著降低。

(2)强制放顶

用爆破的方法人为地将顶板切断，并使顶板冒落形成矸石垫层。切断顶板可以控制冒落面积，减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载荷；形成垫层可以缓和冒落时产生的暴风。为了形成垫层，放顶的高度可按形成垫层的厚度进行计算。强制放顶方法有以下几种：“循环式”浅孔放顶；“步距式”深孔放顶；台阶式放顶；超前深孔松动爆破。

(3)预防暴风措施

在有大面积来压危险的矿井或区域，可采取预防措施，以免对生产和安全造成危害。进行预防，一般是采用堵和泄的办法。堵，即用留置隔离煤柱和设置防暴风密闭．把已采区与生产区隔离起来。泄，即通过专门泄风道，使被隔离区域与地面相通，以便将形成的暴风引出地表。应当指出，这两种措施必须同时采用。隔离区域应根据顶板冒落性能划分，一般采空范围可控制在5万一10万m2。隔离煤柱的宽度为15—20m，煤柱中间尽量小掘联络通迈，如有通道，必须做好防暴风密闭。同时在被隔离的区域设有泄风道，才能有效地起到隔离作用。

支承压力与矿山压力的区别

矿山压力??，支承压力??，显然，支承压力是矿山压力的重要组成部分。 巷道支架与围岩相互作用关系示意图，支架与围岩的相互作用原理。（234）

综采面支护质量监测对于改善工作面支架—围岩关系，确保工作面高产高效的作用。（170） 作业内容重点复习！

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