矿山压力与岩层控制试题答案

1、矿山压力与岩层控制1、矿山压力：由于矿山开采活动的影响在巷硐周围形成的力。2、矿山压力显现：由于矿压的影响，而表现出来的一系列有形的变形。3、矿山压力控制：为使采矿工作正常、安全进行所采取的各种减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的方法4、原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力。5、构造应力：由地壳构造运动在岩体中引起的应力。6、构造应力的特点：构造应力以水平力为主，具有明显的区域性和方向性，其基本特点如下分布不均，在构造区域附近最大；水平应力为主，浅部尤为明显；具有明显的方向性；坚硬岩层中明显，软岩中不明显；7、圆孔周围的应力场：分布与方向角无关，皆为主应力。园孔任一方向应力分布相同；围

2、岩内应力大小与弹性常数 无关，与距孔边距离有关；双向等压时，园孔周边全处于压缩应力状态；在园孔内3倍直径以远，应力接近原始应力（影响半径）。双向等压园孔应力集中系数最大为2。 8、砌体梁结构在上覆岩层中存在由断裂岩块组成的“砌体梁”，因岩块相互挤压，形成承载结构。认为：上覆岩层可以坚硬岩层为底划分若干组，其上软弱岩层为载荷；随着工作面推进上方坚硬岩层断裂形成岩块，岩块间受水平推力成铰接关系；铰接岩块在某些条件下可形成平衡体。9、直接顶岩层破坏离散原因：节理裂隙的切割；初次放顶前直接顶的状态；支架的影响；工作面长度短时，直接顶很容易离层；分层工作面；10、离层原因：直接顶较软，易发生弯曲变形未及

3、时支护或支撑力不足。11、矿压显现指标：顶板下沉 s（mm）一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶板相对移近量；顶板下沉速度v（mm/h）单位时间顶板下沉量；支柱变形与折损，观察喷液、下缩、压裂、折断等；顶板破碎情况，单位面积中顶板冒落面积所占百分比；局部冒顶，小范围顶板垮落；大面积冒顶或顶板沿工作面煤壁切落；支架载荷；12、支承压力：巷道两侧改变后的切向应力增高部分。13、极限平衡区:巷道周围处于极限平衡状态的岩体范围。14、老顶的初次来压：老顶第一次失稳所产生的工作面压力增大的现象。15、老顶来压步距：由开切眼到初次来压时工作面推进的距离。16、初次来压特点：顶板下沉量增大，支柱载荷突然增大；煤壁

4、内支承压力增大，变形与偏帮严重；直接顶破碎，有局部冒顶现象；来压比较突然，易造成重大事故；17、来压条件：有老顶存在；直接顶垮落后不能充填满采空区18、周期来压:老顶周期性失稳引起的顶板来压现象。19、支架要求：为了保障安全，支架上的力必须满足；支架必须有一定的可缩量；支架对老顶的作用力：；20、顶板压力相当于48倍采高岩柱重量，21、影响矿山压力显现的主要因素是围岩性质及赋存状况。22、工作面矿山压力显现的影响因素：采高与控顶距； 顶板下沉量与采高、控顶距成正比采高增大，上覆岩层活动范围大，不易形成平衡结构；采高增大，煤壁不稳定，矿压显现严重；控顶距增大，顶板稳定性差。工作面推进速度：加快推

5、进速度，减少控顶时间，减少无工序下沉量，对破碎顶板，加快推进速度，可改善顶板状况。采深：采深加大对巷道影响很大，对回采工作面影响不明显。倾角：分层开采矿压显现。放顶煤开采矿压显现。23、断面破碎度：顶梁前端到煤壁之间的距离。24、顶板冒落敏感度：端面距为1m时的端面破碎度。25、老顶分类: in5,老顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响。ii,老顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响。iiin2，老顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响。iv老顶特别坚硬，又无直接顶v能塑性弯曲的顶板26、支柱上各种工作阻力及支撑力:初撑力支柱刚架设时对顶板产生的一个主动力；:始动阻力顶板压力下，支柱开始下缩

6、时的阻力；:初工作阻力阻力由急剧增长到缓慢增长的转折点处阻力；:额定工作阻力支柱所能承受的最大载荷27、28、支撑式支架支护分析：工作特点： 顶梁比较长（3.5m-4.0m），对顶板反复支撑次数多；支撑合力一般远离前梁端点，前梁对顶板支撑力小；框式结构，不能承受较大的水平推力。挡矸能力差调高范围小优点：通风断面大、行人方便、结构简单、重量轻；适用条件：顶板稳定，有来压，瓦斯大的工作面。 29、支掩式掩护支架分析：工作特点：托梁短，反复支撑次数小；立柱向煤壁方向倾斜，提高了对机道上方的支撑能力。可以承受一定的水平力，可以实现带压移架；挡矸性能好 缺点：支架空间小、通风断面小、行人不便、重量大适用

7、条件：顶板破碎，瓦斯小的工作面。30、单支架支掩式掩护支架受力分析：31、支架与围岩作用的特点：1）支架与围岩间的作用是作用力与反作用力关系；（支撑力宜均匀分布，且与顶板压力共线）2）支架受力的大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关；与支架本身特性有关；（在同一工作面，不允许同时使用特性不同的支架）3）支架结构及尺寸对对顶板压力的影响。32、关键层：对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层起控制作用的岩层。33、关键层特征:几何特征：相对其他同类岩层单层厚度较厚；岩性特征：相对其他岩层较坚硬。变形特征:下沉变形时，其上覆全部或局部岩层的下沉量同步协调；破段特征:关键层破段将引起较大范围内的

8、岩层移动；承载特征：关键层破段前以板或梁的结构形式为承载主体，破断后可能成为砌体梁结构，继续为承载主体。34、关键层位置判别35、回采工作面支承压力分布：工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前48米，影响范围为4050米。少数可达6080米。应力集中系数为2.53。工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为1530米。少数可达3540米，峰值一般距煤壁1520米，应力集中系数为23。在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达57。36、相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定：一般间距：大巷2040米（围岩稳定取小值，不稳定取大值）； 上下山1530米；集中巷1530米。（在浅部、坚硬岩层、急倾斜可为10米；

9、深部、松软围岩为50米）37、采区平巷沿走向矿山压力显现规律：巷道掘进段弹塑性、量小、趋于稳定、时间短；：无采掘影响段主要为流变，受岩性影响较大；：采动影响段前3050m，后4060m（峰值520m），量大；：一次采动影响稳定段位移、变形均较小，工作面后方100米以远；：二次采动影响段影响剧烈程度及影响范围均较第一次为大。 38、采区斜巷沿倾斜矿压显现规律：、原岩应力带：显现轻微，一般不受破坏。 、支承压力影响带工作面距巷道4050m开始变形、破坏严重，移近速度达10mm30mm/d。峰值区严重。、煤体边缘卸载带 煤体破坏，应力降低，向平衡过度，移近量仍较大。39、底板巷道位置：40、巷道围岩

10、压力及影响因素：围岩压力：围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力；松动围岩压力 变形围岩压力 膨胀围岩压力 冲击和撞击围岩压力41、矿压控制方法及途径:巷道保护为了使围岩强度与应力分布保持相适应的关系，预防巷道失稳减轻矿压危害，采取各种技术措施：（正确选择断面形状，预留变形空间，煤柱护巷，巷道在减压区）巷道支护架设支架防止围岩过度变形与移动。巷道维修对已经使用的巷道，为了改善已恶化的维护状况而采取的一系列措施;(补柱、补棚、扩帮、扩底)42、矿压控制原理：抗压：提高支撑能力，加强支护，架后充填；让压:保障巷道安全，一定的支撑，一定的可缩量。躲压：低压区移压：通过人为方法使巷道围岩松动常用措施：将巷道布置在岩性好的岩层内将巷道布置在应力降低区对巷道进行卸压保护43、沿空留巷、沿空掘巷的定义、优点、适用条件：沿空掘巷 优点：a：巷道在低压区受压不利于维护；b：不会产生冲击地压，减轻瓦斯的