矿山压力与岩层控制[知识概要].doc

说明：1、每道题答案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、本答案仅供复习参考；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6、临近考试，请同学们抓紧时间复习记忆。 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43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。煤矿动压现象：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：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质环境。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。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：岩体的非均质性；岩体的各向异性；岩体的非连续性。岩体的结构的类型：整体结构；块状结构；层状结构；碎裂结构；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：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。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。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。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：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；顶板下沉速度；支柱变形与折损；顶板破碎情况；局部冒顶；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：采高与控顶距的影响；工作面推进速度的影响；开采深度的影响；煤层倾角的影响；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：急增阻式微增阻式恒阻式。单体支架：木支架木柱+木梁；摩擦金属支架摩擦木柱+铰接金属梁；单体液压支架液压柱+铰接金属梁。架设金属单体支架的技术要求：确保金属支柱的工作性能，失效支柱应及时运至地面检查；在支设金属支柱时，应采用升柱器，使之具有一定的初撑力；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；金属支柱必须与金属铰接顶梁配套使用；不宜让支柱受偏心载荷；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2040m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1530m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4050m。 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-掘巷影响区；-掘巷影响稳定区；-回采影响区；-回采影响稳定区；-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：岩石的性质；岩石的生成条件；岩石的构造特征；风化、水和温度的作用；岩石试件的形状和尺寸；加载速率及次数；岩石的受载状态。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：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。利用强度曲线可预测破坏面的方向。直接判断岩石是否破坏。圆孔周围应力场分布：在双向等压应力场中，圆孔周边全处于压缩应力状态，即t0，r0；应力大小与弹性常数E、无关；t、r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；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t=2H超过周边围岩的弹性极限时，围岩将进入塑性状态；其他各点的应力大小则与孔径有关，若定义以r高于1.051或r低于0.951为巷道影响圈的边界，则t的影响半径Rt=r15r1，工程上有时以10%作为影响半径则t的影响半径Rt3r1。有限元计算常去5 r1的范围作为计算域；在双向等压应力场中圆孔周围任意点的切向应力t与径向应力r之和为常数，且等于21。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。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rH库兹涅佐夫于19501954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。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。 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、 密度及强度等因素的影响。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。 使用锚杆将各层 “装订” 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. 32. 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. 52. 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: 与最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; 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; 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 、），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23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 ,对锚杆支护机理还没有统一的认识 ,缺乏行之有效的、 合理的计算方法 ,理论分析和数值计算与实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;还能针对不同材料特性 ,使用相应的本构方程来比较真实地反映实际材料的动态行为。它还可考虑锚杆等支护结构与围岩的相互作用。所以开发适合的有限差分程序可以比较方便的研究锚杆与围岩相互作用机理 ,从中发现新的锚杆围岩作用关系。(3)改进实验设备和支护效果监测仪器。目前进行锚杆与围岩相互作用机理的研究过程中 ,实验装置存在一定的缺陷 ,不能够使模型得到真实的边界条件 ,数据采集仪器与模型的耦合也存在一定的问题。对于支护效果的监测 ,仪器的精确度不够 ,不能够准确的反映支护效果 ,所以支护的效果不能验证支护机理的正确性。所以改进实验装置和发明高精度的监测仪器 ,是研究支护机理的前提。二、简答与分析论述1.简述原岩应力场的概念及主要组成部分。（40）天然存在于原岩内而与人为因素无关的应力场称为原岩应力场。由地心引力引起的应力场称为自重应力场，由于地质构造运动而引起的应力场称为构造应力场，构造应力与岩体的特性(岩体中裂隙发育密度与方向，岩体的弹性、塑性、粘性等)，以及正在发生过程中的地质构造运动和历次构造运动所形成的地质构造现象(断层、褶皱等)有密切关系。自重应力场和构造应力场是原岩应力场的主要组成部分。2.原岩应力分布的基本特点(43)通过理论研究、地质调查和大量的地应力测量资料，原岩应力分布的主要规律归纳如下：(1)实测铅直应力基本上等于上覆岩层重量；(2)水平应力普遍大于铅直应力；(3)平均水平应力与铅直应力的比值随深度增加而减小；(4)最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大。3.煤柱下方底板岩层中应力分布特点及其实际意义？（62）上述是在集中力p作用下形成的空间z应力分布情况。在实际工程中很少遇到集中载荷作用的情况，但是通过这个解，可以知道应力在岩体内的传递规则，并且可以用积分的方法解决其他形式载荷条件下的应力分布问题。前西德学者雅可毕将煤层开采条件理想化，即将岩体视为均质的弹性体，对煤柱和媒体下方底板岩层中的应力分布进行了模拟计算。得到了z应力线的分布图如图所示。其假设的条件是；采深为800m，上覆岩层体积力为25kNm3。图中的单位是10MPa，因此图中的等应力线2即相当于原岩应力。在煤柱或煤体下方的一侧为增压区，而在采空区下方一侧为减压区。当多煤层开采时，岩体内的z应力线将更为复杂。4.简述岩石破碎后的碎胀特征及其在控制顶板压力中的作用？(72)影响碎胀系数KP的重要因素是岩石破碎后块度的大小及其排列状态。例如，坚硬岩层成大块破断且排列整齐，因而碎胀系数较小；若岩石破碎后块度较小且排列较乱，则碎胀系数较大，岩石破碎后，在其自重及外加载荷的作用下渐趋压实，碎胀系数变小，压实后的高度将取决于岩石的残余碎胀系数KP。若直接顶岩层的垮落厚度为h，则垮落后堆积的高度为Kph它与老顶之间可能留下的空隙为：hMKph=Mh（Kp1）当Mh（Kp1）时，=0，即冒落的直接顶将充满采空区。此时下沉量较小，常可忽略不计。因此，形成充满采空区所需直接顶的厚度为：h=M/（Kp1）随着老顶初次断裂，老顶破断岩块的变形迫使直接顶变形而向支架方向加载荷，此时直接顶就不再可能形成初次放顶时可能发生的离层状态。但是老顶破断岩块形成的变形失稳与滑落失稳将对直接顶的稳定性产生影响。岩石的碎胀性是指岩石破辞后散乱后堆积的体积比破碎前整体状态下增大的特性，一般用碎胀系数KP表示。对于岩层控制来说，碎胀性有重要作用，当煤层采出形成采空区后，顶板处于悬露状态，就会发生破坏垮落，并给工作面顶板管理造成影响以至危害。由于顶板岩石有碎胀性，垮落后体积增大，能充填部分因煤层采出后形成的采空区，其上覆岩层的活动对工作面就没有明显的动压影响了。因此，碎胀性对工作预顶板管理有重要意义5.分析采场上覆岩层结构失稳条件（）上覆岩层的岩体结构主要由坚硬岩层组成，软岩层只作为载荷，坚硬岩层断裂成岩块后排列整齐并互相咬合，这样，就可以建立一个势定的力学模型。根据力学计算，岩体结构的平衡条件为：1）岩块间应有足够的水平推力，且不可过大。2）岩块的下沉量Sl要小，厚度h较大，且Sl要远小于ho。3）岩块间的断裂角要小于岩块间的摩擦角4）岩块间的剪切力Q要小于岩块问的摩擦力，即岩体结构上作用的载荷不易过大。6.分析加快工作面推进速度与改善顶板状况的关系。（112）从实测的“s一t”曲线中可以看出，加快工作面的推进速度实质上意味着减少了工作面的控顶时间，也减少了时间因素对顶板下沉的影响，无疑可以减少顶板的下沉量，改善顶板维护状况。但是加快工作面的推进速度却在一定的时间间隔内增加了工序的影响次数，即缩短了相邻两个工序的时间间隔，同时也必然使顶板的下沉量加剧。当工作面推进速度加快到一定程度后，可能会出现前一工序影响的顶板下沉还未稳定，后一个工序的影响却已来到。这样，会使工作面顶板始终处于剧烈活动的情况下。显然，这种信况对顶板的维护是非常不利的。在工作面推进速度很慢的情况下，加快工作面的推进速度对于减小顶扳的下沉量，改善顶板的维护状况显然是有利的。但是，如果工作面的推进速度已提高到一定程度后，再提高工工作面的推进速度不但不能减小顶板的下沉量，反而会使顶扳活动更加剧烈。从理论上来讲，用加快工作面推进速度的方法来减小顶板下沉量，改善顶板维护状况是有一定限度的。因而企图用加快工作面推进速度来甩掉矿山压力的想法更是不现实的。在目前的实际生产中，工作面的推进速度还远没有达到不能再提高的地步。从矿山压力的观点出发，即使是年产百万吨的采煤队，再提高工作面的推进速度以减小质板的下沉量也还是可能的。7.试分析开采深度对采场矿山压力及其显现的影响。（113）煤层开采深度增加意味着原岩应力的增加。原岩应力的增大直接影响开采后巷道和采场周围岩体中支承压力的大小。所以，开采深度对矿山压力具有绝对的影响。开采深度愈大，采场的矿山压力也愈大。但对矿山压力显现的影响则不尽相同。有的矿山压力显现直接随开采深度的增加而增大，如煤壁的片帮，底板的鼓起，冲击地压等都随着开采深度的增加而变得明显和剧烈。而有的矿山压力显现和开采深度并无明显关系。如顶板的下沉和支架上所承受的载荷并不随开采深度的增加而正比例的增大。因为顶板的下沉直接受裂隙带的岩层形成的大结构和支架特性影响，并和煤层的采高，老顶及直接顶的力学性质及它们的厚度因素有关。支架上所承受的载荷主要取决于顶板下沉特点和支架自身的性能，一般不随开采深度的增加而增大。8.简述我国缓倾斜煤层工作面顶板分类方案。（122）为了指导回采工作面的顶板管理，选择合适的液压支架形式，单体支架的支护方法和采空区处理措施；以及为了确定液压支架的支护强度和单体支柱的支护密度，以提高工作面的安全程度，减少顶板事故等，原煤炭工业部颁发了缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类方案。采煤工作面直接顶类别按其在开采过程中表现的稳定程度进行划分，共分为4类，其中1类又分为2个亚类，对于2类直接顶，可根据需要分为两个亚类，其具体指标见表51。表51中，tr为直接顶平均初次垮落距。9.支撑式、掩护式、支撑掩护式液压支架结构特征及适用范围。（128）支撑式：指在结构上没有掩护梁，对顶板的作用是支撑的支架称为支撑式支架。掩护式：指在结构上有掩护梁，单排立柱连接掩护梁或直接支撑顶梁对顶板起支撑作用的支架支撑掩护式：指具有双排或多排立柱及掩护梁结构的支架，支柱大部或全部通过顶梁对顶板起支撑作用，可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。10.简述采场支架与围岩关系特点。（146）所谓“支架与围岩关系”就是工作面支架和工作面顶、底扳之间的相互作用和相互影响，即支架对围岩既要支撑又罢适应的关系。从目前掌握的资料来看，采场支架与围岩关系有如下几个特点：支架围岩是相互作用的一对力。支架受力大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关。还与支架与围岩支撑系统的总体特性有关。事实证明，刚性、急增阻式、微增阻式或恒阻式支架受力在工作面的分布状态是不一致的，恒阻式支架的受力比较均匀。支架结构及尺寸不同对顶板压力影响和维护效果不同。实际生产中证明在支架架型选择合适时，可以用最小的工作阻力维护好顶板。11.分析采场支架工作阻力与顶板下沉量的“P-L”曲线关系支架工作阻力与顶板下沉量的关系在一定程度上反映了支架与围岩的相互作用关系。从PL曲线可以得出一下结论：不同的顶板条件，PL曲线的斜率不同，但都呈双曲线关系。在一定工作阻力以上，支架工作阻力增加对顶板下沉量影响较小，但低于此值则提高支架工作阻力将减少顶板下沉量。支架的工作阻力并不能改变上覆岩层“大结构”的总体活动规律。回采工作面支架应具备以下两个基本特性：一是必须具备一定的可缩量；二是必须具备有良好的支撑性能，即一定的工作阻力。因而在支架选型与支护设计中，最主要是确定支架的最大可缩量与最大工作阻力。12.简述开采后引起的上覆岩层的破坏方式及其分区。（70/179）当煤层开采以后，由于直接顶下部形成较大的空间，直接顶破断后，岩块是不规则垮落，排列极不整齐，其松散系数较大。一般将具有这种破坏方式的岩层称为垮落带（图中区域）。垮落带以上的顶板岩层由于其下部空间较小，岩层岩层断裂后，其向下移动时受到相互牵制，岩层只是断裂下沉而无翻转，通常称这个区域叫做裂隙带（图中区域）。在向上直至地表的岩层只有弯曲下沉而无断裂，这一带常称为弯曲下沉带（图中区域）。根据裂隙带内岩层的移动特点，沿工作面推进向可将其分为以下几个区域：1）A区域，即煤壁支撑影响区，这个区域在煤壁前方3040m的范围内，该区域内岩层有较明显的水平移动，而垂直移动甚小，有时岩层还可能出现上升现象。 2）B区域，也称为离层区，这个区域是在回采工作面推过以后的采空区上方。这个区的岩层移动特点是：破段岩层的垂直位移急剧增大，其下部岩层垂直移动速度大于上部岩层的垂直移动速度，因而下部岩层和上部岩层发生离层。 3）C区域，称为重新压实区。这个区域内裂隙带的岩层重新受到已冒落矸石的支撑，垂直移动减缓，其下部岩层的垂直移动速度小于上部岩层，因而使离层岩层出现的层间间隙又重新闭合。13.简述绿色开采技术体系，关键层的作用。（174）针对煤矿中土地、地下水、瓦斯以及矸石排放等，“绿色开采技术”主要包括以下内容：1、水资源保护形成“保水开采”技术；2、土地与建筑物保护形成离层注浆、充填与条带开采技术；3、瓦斯抽放一形成“煤与瓦斯共采”技术；4、煤层巷道支护技术与减少酐石徘放技术；5、地下气化技术。这些内容构成的绿色开采技术体系简要表达如图所示。由于成岩时间及矿物成分不同，煤系地层形成丁厚度不等、强度石同的多层岩层。其小覆岩关键层将对采场上程思层活动起土要的控制作用。为了弃洁岩居移动出厂仟亡传递的动态过程，并对岩层移动过程中形成的采场矿压显现、煤片体中水与瓦斯的流动和地表沉陷等状态的变化进行有效监侧与控制，关键在于弄清关键层的变形破断及其运动规律，以及其运动过程中与软岩层间的相互耦合作用关系。关键层理论的提出实现了矿山压力、岩层移功与地表沉陷、采动煤岩体中水与瓦斯流动研究的有机统一为更全面深入地解释采动岩体活动规律与采动损害现象奠定了基础，为煤矿绿色开采技术研究提供了理论平台。14.简述控制岩层移动的技术。（180）岩层移动控制技术可分为3类：（1）留设煤柱控制岩层移动包含1、部分开采（条带开采和房柱式开采）；2留设保护煤柱；（2）充填法控制岩层移动；（3）调整开采工艺及参数控制岩层移动，如限厚开采、协调开采、上行开采等。15.简述回采工作面周围支承压力分布规律。（195）煤层开采过程破坏了原岩应力场的平衡状态，引起应力重新分布。对于受到采动影响的巷道，它的维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响以外，主要取决于采动影响。煤层开采以后，采空区亡部岩层重量将向采空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成文承压力带。工作面前方形成超前支承压力，它随着工作面推进而向前移动，称为移动性支承压力或临时支承压力。工作面沿倾斜和仰斜方向及开切眼侧煤体上形成的支承压力，在工作面采过一段时间后，不再发生明显变化，称为固定支承压力或残余支承压力。回采工作面推过一定距离后，采空区上覆岩层活动将趋于稳定，采空区内某些地带冒落矸石被逐渐压实，使上部未冒落岩层在不同程度上重新得到支撑。因此，在距工作面一定距离的采空区内，也可能出现较小的支承压力，称为采空区支承压力。支承压力的显现特征通过支承压力分布范围、分布形式和应力峰值表示。工作面超前支承压力峰值位置距煤壁一般为48m，相当235倍回采高度。影响范围为4060m，少数可达6080m，应力增高系数为253。工作面倾斜方向固定性支承压力影响范围一般为1530m，少数可达3540 m，支承压力峰值位置距煤壁一般为1520m、应力增高系数为23。采空区支承压力应力增高系数通常小于l，个别情况下达到13。相邻的采空区所形成的支承压力会在某些地点发生相互叠加，称为叠合支承压力。例如，在上下区段之间，少区段采空区形成的残余支承压力与下区段工作面超前支承压力叠加、在煤层向采空区凸出的拐角、形成很高的叠合支承压力，应力增高系数可达57，有时甚至更高。16.采区平巷在其服务期内沿走向的矿压规律有哪些？采动影响带的前影响区和后影响区内矿压显现时间和机理有何不同？（203）(1)煤休煤体巷道服务期间内，围岩的变形将经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段。由于巷道在采面后方已经废弃，巷道仅经历采面前方采动影响，围岩变形量比采动影响阶段全过程小得多，一般仅13左右。(2)煤体煤柱或无煤柱(采动稳定)巷道服务期间，围岩的变形同样经历巷道掘进影响、掘进影响稳定和采动影响三个阶段(工作面前方采动影响)。但是巷道整个服务期间内始终受相邻区段采空区残余支承压力的影响，三个影响阶段的围岩变形均大于煤体煤体巷道。巷道的围岩变形量除了取决于开采深度、巷道围岩性质、工作面顶板结构和相邻区段采空区采动稳定程度外，与沿空护巷方式及保护煤柱宽度密切相关。(3)煤体煤柱或无煤柱(正采动)巷道服务期间，围岩的变形将经历全部的五个阶段，围岩变形量远大于无采动及一侧采动稳定后巷道。这类巷道的围岩变形量除了与开采深度、巷道围岩性质、采动状况有关外，工作面顶板结构、沿空护巷方式和煤柱宽度都起决定性作用。不采用煤柱保护巷道时，为沿空保留巷道。17.沿空留巷矿压显现基本特征？与沿空掘巷矿压显现的主要区别？（225）沿空留巷的顶板下沉规律回采工作面推进引起的上覆岩层运动、其发展是自下而上的，上部具有明显的滞后现象、沿空留巷的顶板会在较长时间内受到老顶上覆岩层运动的影响。(1)采面前2040m处煤层上覆岩层开始运动，但下沉速度很小，为岩层起始沉降期。(2)煤层开采后，垮落带岩层冒落，规则移动带岩层及上覆岩层急剧沉降，在工作面后方1020m处，下沉速度最大。在工作面后方060m范围内，下沉量占最终下沉量的80左右，称为岩层强烈沉降期。(3)在工作面后方约60m以外，规则移动带及上覆岩层沉降速度逐渐衰减，在工作面后100m左右，岩层运动基本稳定。这个时期内岩层的下沉量占最终下沉量的15左右，称为岩层沉降衰减期。(4)如果直接顶板冒落能够填满采空区，使老顶处丁平衡状态，采动期间沿空留巷的顶板下沉量与煤层采厚呈正比关系、般为采高的1020，基本上属于“给定变形”。沿空巷道的顶板往往明显地向采空区方向倾斜，倾角一般为3。一6。18.跨巷回采卸压的基本原理？（227）煤层开采以后，在煤层底板中形成一定范围的应力增高区和应力降低区。位于煤层底板的巷道，若处于应力增高区，将承受较大的集中应力而遭到破坏；处于应力降低区，则易于维护。根据采面不断移动的特点以及巷道系统优化布置的原则，可在巷道上方的煤层工作而进行跨采，使巷道经历一段时间的高应力作用后，长期处于应力降低区内，跨采的效果主要取决于巷道与上方跨采面的相对位置，即巷道与上部回来采煤层间的法向距离z，巷道与上部回采煤层煤柱(体)边缘的水平距离x。19.如何根据锚杆对围岩的约束方式定义锚杆锚固力？（242）1、托锚力：托锚力包括安装锚杆时，通道拧紧螺母产生的锚杆托板对围出的预紧力，水胀式管状锚杆杆休纵向收缩，使托盘对围岩产生预紧力，以及锚杆托扳阻止围岩向巷道内位移时，对围岩施加的径向支护力。2、粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围片深部与浅部变形的差异，锚杆通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形。粘锚力就是锚杆杆体的轴力。摩擦锚固式锚杆通过杆体与围岩之间摩擦力对围岩施加锚固力来抑制围岩变形。3、切向锚固力：围岩的变形大多从岩体的弱面开始，在围压作用下围岩沿弱而滑动或张开。锚杆体贯穿弱面，限制围岩沿弱面滑动或张开，这种限制力称为切向锚固力。 【根据锚杆的锚固作用阶段定义锚固力：1、初锚力：安设锚杆时，对锚杆进行拉张而使其具有的作用于围岩的力称为初锚力。2、工作锚固力：锚杆安设后围岩变形，锚固剂发挥粘结作用；或者杆体与围岩之间摩擦力制约围岩变形，此时锚杆对围岩的作用力为工作锚固力。3、残余锚固力：当围岩表面与深部的相对变形量超过锚固剂的极限变形量以后，锚固剂被破坏，工作锚固力丧失。但由于已破坏的锚固剂仍具有残存粘结强度，钻孔围岩、破坏的锚固剂、锚杆杆体之间存在摩擦力，锚杆对围岩仍具有约束力，称为残余锚固力。】20.为什么说锚注支护是软岩巷道支护的新途径？（263）锚杆支护与棚式支架支护的一个重要区别是，锚杆支护的锚固力在很大程度上取决于岩体的力学性能，软岩巷道可锚性差是造成锚杆锚固力低和失效的重要原因。利用锚杆兼做注浆管。实现锚注一体化，是软岩巷道支护的一个新途径。对于节理裂隙发育的岩体，注浆可改变围岩的松散结构，提高粘结力和内摩擦角，封闭裂隙，显著提高岩体强度。注浆加固为锚杆提供可靠的着力基础，使锚杆对松碎围岩的钱固作用得以发挥，进一步提高岩体强度。但注浆只能在围岩的一定深处进行。需要与锚喷支护共同维持巷道周边围岩的稳定。因此，采取锚杆与注浆相结合的方法，使锚杆和注浆的作用在各自适用的范围内得到充分发挥，可提高对软岩的支护效果。21.简述软岩巷道变形力学机制。（257）从理论上分析软岩巷道围岩变形力学机制，可分为三种形式，即物化膨胀类型(也称低强度软岩)、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