真题解析矿压0313年答案

中国矿业大学（）2012年生人学试科目名称:矿山压力及其控制（命题时间:20111125日）一、解释下列概念(30分)1、岩体2、顶板破碎度3、巷道松动围岩应力4、岩石残余碎胀系数5、增载系数6、岩石蠕变7、地表倾斜变形8、井田9、近水平煤壁10、长壁工作面二在均质岩体中开掘巷道，已知岩体的内摩擦角φ=30度，内聚力C=40MPa，帮提供多大侧应力σ3才能维持巷道边帮平衡?（10分)三、试述原岩应力概念，主要组成部分及分布基本特点。(5分)四、绘图说明采煤工作面前方支承压力分布的基本规律。(10分五、绘图论述双向等压条件下圆形巷道周边的应力分布规律(20分)六、试述采场矿山压力估算的常用方法(10分)七、试述影响采场矿山压力显现的主要因素(10分八、试述一般情况下采场的支架工作阻力为什么会小于上覆岩层的重力(5分九、绘图解释支架工作阻力与顶板下沉量是一条近似的双曲线关系的实(10分十、试述锚杆支护常用的支护理论及适用条件(15分)十一、试述冲击矿压发生的机理与理论判据（15分)十二、概述放顶煤工作面矿山压力显现的基本特征(10分中国矿业大学（）2013年生人学试科目名称:矿山压力及其控制命题时间:20121120一、解释下列概念(30分接顶7、碎胀系数8、周期来压9、充分采动10、冲击矿压二、绘图说明结构面对岩体强度的影响(10分深度500米处岩体的自重应力大小(10分)四、绘图论述双向等压条件下圆形巷道的应力分布规律(30分五、己知煤层开采厚度M=3米，直接顶碎胀系数Kp=1.5，求出垮能够充填采空区所需的最小直接顶高度(10分)六、绘图解释岩石蠕变曲线，及其有何应用（10分)七、试述采场矿山压力估算的常用方法(20分)八、绘图说明支架工作阻力与顶板下沉量的关系(10分)九、试述冲击矿压发生的机理与理论判据(20分)2003 答顶板:赋存在煤层之上的岩层称为顶板也称为上覆岩层。5.增载系数:支架来动和破坏，支架与设备损员伤亡，部分巷道垮落破坏等的动力现象。支架初撑力:冒落带:破断后的岩块呈不规则垮落，排列也极不整体，松散系数比较大，区域与所开采的煤层毗连，多数情况下由直接顶岩层冒落形成二:答:（P1图1-9)岩石单轴受压条件下的全程应力应变曲线可划分为5个阶段小且不是一个常数，相应的A点为压密极限。A-B段，线弹性阶段，岩石应力应变曲线呈直线形，相应的B点的应力值为B-C段，弹塑性过渡阶段，岩石的应力应变曲线从B点开始偏离直线，当应力达到0.6σmax岩石开始有微破裂不断产生岩石的体积由压缩转向膨胀。对应于曲线上的C点的应力称为屈服极限。④-D段，塑性阶段，当应力超过屈服应力后接近0.95σmax时，岩石破裂速D点破坏。相应于D点的应力值称之为岩石DE点对应的应力值称为残余强度。D点后的峰后区表现出应变软化特性。三:答:（P251-22①写出莫尔应力圆方程:[σα一(σ1+σ3)α=[(σ1-2最大主应力σ1与外法线成α角的斜切面上法向应力σα和剪应力τα②用斜直线强度曲线推导出其强度准则的表达式:τ=C+tanψ由图知，00，=C*cotψAB=12σ1σ3)，OA=12σ1+σ3对于直角△0'ABsinψ=AB/0'A=1/2(σ1σ3)÷[C*cot3)]cosψ(1-sin2ψ)σ1=2C(1+sinψ)/(1-sinψ3*(1+sinψ1-sinψ)四:答:(1)概括来说，天然岩体与内制作的岩石试件有显著不同面。一定数量的岩石组成岩体，且岩体无特定的自然边界。(2)从力学角度来看，岩体与岩石有许多区别，其中较为明显的基本特征有五:答;(见附图1)(1)弹性变形区及应力分布道开掘后，原岩应力重新分布，巷的任一点的应力为:σr=σ11-r21r2)σt=σ1(1+r21r2}其中r1为巷道半径，σ1由自重应力引起σ1=γh应力分布如图所示且有以下特点:①巷道周围岩体全部处于压缩状态②应力大小与弹性常数E、u无关③σt与σr分布与角度无关，皆为主应力，即切向和径向平面均为主平面④巷道周边的切向应力为最大应力，其最大应力集中系数k=2，且与巷道半径大小无关⑤其它各点的应力大小则与孔径有关⑥巷道周围任意点的切向应力和径向应力和为常数，且等于2σ1(2)塑性变形区及应力分布，如果围岩应力大于岩体强σr与0六:答:（p602-25)按切向应力大小可分为:A:减压区:比原岩应力小得压力区态的原岩应力区煤体性质可分为:D:极限平衡区E：弹性区八:答:①煤层采高及回采工作面控顶距在一定的地质条件下，回采工作面顶板②工作面推进速度工作面推进速度越慢矿山压力显现越严重在工作面推进此用加快工作面推进速度的办法减少顶板下沉量是有一定限度的③开采深度④煤层的倾⑤分一分层时，矿山压力显现与开采单一煤层时基本相同。开支护，采区巷道加固和采区巷道联合支护。中，①巷内基本支护:1.木材支架2.金属支架3.锚杆内加强支护:1.永久性加强支护，即在巷道内安设支架以后不再拆除2.临时性加强支护，一般采用易于拆装和承载的单体支柱或金属摩擦支③巷旁支护:根据巷旁支护的力学特性和支护带的宽度，可以将巷旁支护分为如下几种:1.矸石带2.木垛3密集支护4.人工砌垛5刚性浇注带固:1.锚杆，锚索技术的应用2.注浆加固。⑤采区巷道联合支护:指巷道同一十:答:(1对水平工作面如图所示，度降低，但仍高于掘进影响稳定阶段的变形速度，围岩变形按流变规律缓慢增2005 答一:1.岩体:地的一部分，并且是由处于一定地质环境中的各种岩性和结构征的岩石组成的集合体，也可以看成是由结构面所包围的结构体和结构面共同2矿山压力:增载系数:支架来压时的工作阻力与平时工作阻力之比引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。支架与设备损员伤亡，部分巷道垮落破坏等的动力现象。支架的工作阻力:岩石的三向抗压强度:岩石试件在三轴应力作用下所能抵抗的最大轴向应力裂隙带:二:答:(P181-12)岩石的蠕变曲线如图所示它可以划分为:①O-A段:瞬时变形认为与时间无关。②A-B段;第一阶段蠕变(又称初始蠕变过渡蠕变阻尼蠕变)。此段应变不断增加，但增长速率却随时间降低，曲线呈下凹形。B-C段:第二增长。④C-D段:第三阶段蠕变(又称加速蠕变)当应变达到C点以后加速增长，曲线呈上凹形，当应变达到某个数值D点时试件破坏。三①写出莫尔应力圆方程:[σα一(σ1+σ3)/2]2+τ2ασ1最大主应力σ1与外法线成α角的斜切面上法向应力σα和剪应力τα②用斜直线强度曲线推导出其强度准则的表达式:τ=C+tanψ由图知，00，=C*cotψAB=12σ1σ3)，OA=12σ1+σ3)对于直△0'ABsinψ=AB/0'A=1/2(σ1σ3)÷[C*cot3)]cosψ(1-sin2ψσ1=2C(1+sinψ)/(1-sinψ)+σ3*(1+sinψ1-sinψ):答:格里菲斯强度理论认为，任何材料内部存在着各五:(见附图1)(1)弹性变形区及应力分岩体强度，则巷道距中轴线距离为r的任一点的应力为:σr=σ1(1-r21/r2)σt=σ1(1+r21r2}其中r1为巷道半径，σ1由自重应力引起，且σ1=γh应力:小与弹性常数、u无关，③σt与σr分布与角度无关，皆为主应力，即切向和径向平面均为主平面，④巷道周边的切向应力为最大应力，其最大应力集中系数k=2，且与巷道半径大小无关，⑤其它各点的应力大小则与孔径有关，⑥2σ1，(2)塑性变形σr与弹性条件下一致，但切向应力由塑性变形而使其在巷道边缘不为0六:答:(P602-25按切向应力大小可分为:A:减压区:比原岩应力小得压力区；B:增压区:比原岩应力高的应力区即通常所说的支撑压力区；C:稳压区:处于稳压状态的原岩应力区按煤体性质可分为:D:极限平衡区E:弹性区所以放顶煤工作面的煤壁及端面顶板的特别重要。④放顶煤工作面，端头压力和工作面两端平巷压力不大。由于是一次采全厚以回采巷道的矿压显现规律较分层多次开采缓和九:答:目前对冲击矿压机理的认识可主要概括为:理论。①强度理论:该理论认为岩体破坏的原因和规律，实际上是强度问题，即材料受载后，超过其强度极限时，必然要发生破坏。强度准则:∑σi/R≧1(其中为∑σi各种应力总和;R为煤体与围岩系统强度能量准则:[α(dUe/dt)+β(dUs/dt)]/(dUp/dt)≧1(dUe/dt,dUs/dt分别表示围岩系统、压冲击准则:K/K*≧1(K为煤岩的冲击倾向度指标;k*为所确定的冲击倾十:答

2006年答一:1.周期来压:(P37)是钻孔中直接获取的岩心总长度L，扣除破碎岩心和软弱夹泥的长度后长度，与钻孔总进尺H之比岩石残余碎胀系数:和破坏，支架与设备损员伤亡，部分巷道垮落破坏等的动力现象。支架初撑力:二:答:(P181-12)岩石的蠕变曲线如图所示它可以划分为①O-A段:瞬时变形认为与时间无关A-B段;第一阶段蠕变(又称初始蠕变过渡蠕变阻尼蠕变)此段应变不断增加，但增长速率却随时间降低，曲线呈下凹形。③B-C段:第二增长。④C-D段:第三阶段蠕变(又称加速蠕变)。当应变达到C点以后加速增长，曲线呈上凹形，当应变达到某个数值D点时试件破坏。三:四:答:1.经验估算 (1)直接顶载荷Q1=∑hL1γ,(∑h为直接顶厚;L1为悬顶距;γ为体积力 悬顶距等于控顶LQ1=hLγ，其载荷为q1=(2)老顶载荷以直接顶载荷的倍数估计老顶载P=q1+q2=nhγn为增载系数2)}∑h=M/（K-1)(M为采高，k为碎胀的载荷相当于采高4~8倍的岩柱重量。从老顶形成的平衡关系此支架所承受的载荷仅是当老顶岩层结构失稳时所形成的。(1)从老顶结构的滑落失稳估算顶板压力F=—T(tan(ψ一θ)(一老顶岩块在煤壁前的剪力;T一老裂岩块之间的水平推力;θ,ψ一岩块间的破断角和内摩擦角)(2)由老断岩块结构的变形失稳估算顶板压力。沉量的乘积为一个常数，为此，老顶对支架的作用载荷P=ko.(△ho/△hi)（△h。一实测回采工作面顶板下沉量;△hi一要求控制的回采工作面顶板下沉量;)k=(Me.γe.Le)/(Kt.L)(Me一老顶岩梁厚度;γe一老顶岩层体积力;Le一老顶岩梁跨度，L一控顶距;Kt一支架承担岩梁重量的系数。)威尔逊估算法αl(a)(b)反作用力P。由于P,Q1位置上的差异形成了3，关系为=+,.Lp=+五、(见附图1)(1)弹性变形区及应力分小于岩体强度，则巷道距中轴线距离为r的任一点的应力为:σr=σ1(1-r21r2σt=σ11+r21r2其中r1为巷道半径，σ1由自重应力引起，且σ1=γh应力分布如图所示，且有以下特点:①巷道周围岩体全部处于压缩状态应力大小与弹性常数E、u无关③σt与σr分布与角度无关，皆为主应力，即切系数k=2，且与巷道半径大小无关其它各点的应力大小则与孔径有关；⑥巷道周围任意点的切向应力和径向应力之和为常数，且等于2σ1(2)塑性如果围岩应力大于岩体强度，巷道围岩产生塑性变形，并形成塑性变形区，即形成塑形圈，径向应力σr与弹性条件下一致，但切向应力由塑性变形而使其在巷道边缘不为0六:答:根据支承压力沿煤层倾斜的显现规律(如图)，知与采空区相邻的煤体边缘就是把巷道布置在卸载区在这个地区掘进和巷道可七:答八:答其中，①巷内基本支护:1.木材支架2.金属支架3.锚②巷内加强支护:1.永久性加强支护，即在巷道内安设支架以后不再拆除2.临时性加强支护，一般采用易于拆装和承载的单体支柱或金属摩擦支柱。③巷旁支护:根据巷旁支护的力学特性和支护带的宽度，可以将巷旁支护分为如下几种:1.矸石带2.3.密集支护4.人工砌垛5.刚性浇注带④采区巷道加固:1.锚杆，锚索技术的应用2.注浆加固⑤采区巷道联合支护:“锚杆++巷旁支护”等。十:答:(1)对水平工作面如图所示，都达到最大值。远离工作面后方，变形速度减弱度降低，但仍高于掘进影响稳定阶段的变形速度，围岩变形按流变规律缓慢增(2)对于倾斜工作面，矿压显现规律如图所示2007 答一:1.岩体弹性变形能:岩体受外力作用而产生弹性变形时，在岩体内部所的岩石碎胀系数:下的体积之增载系数:支架来压时的工作阻力与平时工作阻力之比岩石蠕变:在应力不变的条件下，应变随时间延长而增加的现象岩体龟裂系数:利用弹性波在岩体和岩石试件中的速度之比可反映岩体中支架工作阻力:岩石的线弹性:岩石的应力应变曲线呈直线关系二:答三:答:(1)概括来说，天然岩体与内制作的岩石试件有显著不同面。一定数量的岩石组成岩体，且岩体无特定的自然边界。(2)从力学角度来看，岩体与岩石有许多区别，其中较为明显的基本特征有在自然条件下组成岩体的物质成分和组合状况经常变化所以认为岩体是非的的任一点的应力为:σr=σ11-r21r2)σt=σ1(1+r21r2}其中r1为巷道半径，σ1由自重应力引起，且σ1=γh应力分布如图所示，且有以下特点:①巷道周围岩体全部处于压缩状态②应力大小与弹性常数E、u无③σt与σr分布与角度无关，皆为主应力，即切向和径向平面均为主平k=2⑤其它各点的应力大小则与孔径有关；⑥巷道周围任意点的切向应力和径向应力之和为常数，且等于2σ1(2)塑性变形区及应力分布σr与弹性条件下一致，但切向应力由塑性变形而使其在巷道边缘不为0五:答:按切向应力大小可分为::减压区:比原岩应力小得压力区B:增压区:比原岩应力高的应力区即通常所说的支撑压力区C:稳压区:处于稳压状态的原岩应力区煤体性质可分为:D:极限平衡区E:弹性区七对顶板的效果。总的来说，回采工作面的支架与其支撑的围岩是相互作用的统一体，两者护顶装置可靠，才能好顶板，保证矿工安全和生产正常进行，即要求在结构九:答:(l)对水平工作面如图所示①巷道掘进阶段。煤体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成度降低，但仍高于掘进影响稳定阶段的变形速度，围岩变形按流变规律缓慢增(2)对于倾斜工作面，矿压显现规律如图所示其力学平衡变性能释放而使得围岩体产生一种急剧猛烈地冲击动力现象即冲击矿压。治措施:根据冲击矿压的成因和机理防治措施的基本原理有两个方面:①降低应力集中程度。开采解放层，即在煤层群中，首先开设没有冲击或性较小的煤层以使煤层得到一定时间的卸载，推行无煤柱开采，尽量用跨上山采煤，合理安排开采顺序，避免出现孤岛②改变煤岩的物理力学性质。高压注水，放，孔槽卸压低煤层边缘的冲击程度，以及采用支撑力答得可缩性金属支架。2008年答岩石的强度理论:RQD指标:(P37)是钻孔中直接获取的岩心总长度L，扣除破碎岩心和软弱夹泥的长度后长度，与钻孔总进尺H之比。岩体的变形能:岩体受外力作用而产生弹性变形时，在岩体内部所的能6.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。碎胀系数:岩石破碎后处于松散状态下的体积与岩石破碎前处于整体状态积之比周期来压:(P102概括来说，天然岩体与内制作的岩石试件有显著不同。面。一定数量的岩石组成岩体，且岩体无特定的自然边界。(2)从力学角度来看，岩体与岩石有许多区别，其中较为明显的基本特征有下组成岩体的物质成分和组合状况经常变化，所以认为岩体是非均质的三:答:总的来说，结构面的存在使得岩体总强度既不高于结构体强度，也不低结构弱面的强度。其强度关系如图所示体强度的降低和岩体强度的各向异性。(1)单向压缩下结构面产状如图所示 1.当Ф=0时即当Ф=0~Ф1时，岩体将沿AB破坏面产生剪切破坏当Ф=Ф1～Ф2Ф越接近45°+Ф/2岩体强度受结构面影响程度越大，当Ф=45+Ф/2剪切面正好与结构面重合此时岩体将沿结构面产生剪切破坏，当Ф=Ф2～90时，由于结构面抗拉强度很小，且加载方向与结构面所成角度当Ф=90时，破坏强度介于σmax与σmin之间，即平行于结构面受载时的强（2）三轴压缩下结构面产状此时结构面产状对岩体强度的影响比单轴压力下复杂。不同侧应力σ3下，可做而不同，即造成岩体强度明显的各向异性。四:解:由题意，岩体三向受力，且σx=σy=λσz，侧压系数λ=u/(1-u)=0.2/(1-0.2)=0.25；又在埋深25～2700米范围内，平均体积力γ=27kn/m3；σz=h=27kn/m3 答埋深500m处岩体的自重应力13500kpa。六:解由题意，垮堆积的高度为Kp.∑h，则垮充填满采空区满足:Kp∑h=+∑h＋M,得h=M/(Kp-1)=3/(1.5-1)=6m.答:垮充填满采空区所需的最小直顶高度为七:解:(P79)第一层本身的载荷为:q1=γ1*h1=23×4.0=82.0考虑第二层对第一层的作用:(q2) γ 2h2)/(E1h31+E2h32=140.5kpa；计算到第三层:(q3)1=E1h31γ1h1+3h3)/(E1h31+E2h32+E3h33)=174.7kpa计算到第四层:(q4)1=E1h31(γ1h1+2h2+γ3h3+4h4E1h31+E2h32+E3h33+E4h34=163.7kpa由上知，应考虑第一用。按固支梁极限跨度L1=h√2Rt/q1=4×√27/174.7=35.8m八:解:根据平衡时需使摩擦力不小于剪切力的条件得:(Tcosθ一Rsinθ)tan+TsinθTsin(ψ一θ≧Rcos(ψ一θ)R/T≦tan(ψ一T≧R/tan(ψ一十:十一:答:(见附图3)如图所示为支架工作阻力P与顶板下沉量△L的关系曲线。P-ΔL曲线为一条近似的双曲线。PΔL曲线在一定程度上反映了支架与围岩的相有一定限度的，支架的支撑力较小时，增加支架的支撑力可明显的减小顶板下(2)对于倾斜工作面，矿压显现规律如图所示十三:答:①悬吊理论:该理论认为锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱层悬上部稳定的岩层上从而增强较软弱岩层的稳定性。适用于浅部围岩松软破成一个较厚的岩层。适用于顶板岩层中存在若干分层的巷道。③组合拱(压缩拱)理论:该理论认为在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆，从杆体两端起形成的压应力区如果锚杆间距足够小各个锚杆形成的压石径向切向均受压，处于三向应力状态，围岩强度得到提高，支承能力相应增大。适应于拱形巷道。④最大水平应力理论:该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于铅垂应力，巷道适用于开控引起引起应力重新分布后， 提值强度和残余强度，可改变围岩应力状态，提高围岩承载能力，有利于保 的煤体边缘存在一个应力原岩应力低的卸载带当回采工作面采过相当长时间2009年答泥的长度后的长度，与钻孔总进尺H之比。增载系数:支架来压时的工作阻力与平时工作阻力之比非充分采动:将刚达到充分采动状态的采空区尺寸称为开采尺寸如果采支架的支护强度:支架对单位面积顶板所提供的工作阻力振动和破坏，支架与设备损员伤亡，部分巷道垮落破坏等的动力现象。二:答((1影响，因结构面的存在使岩体强度显著低于岩块强度，似的岩体易于变形失稳，结构面对岩体强度影响，主要表现为造成岩体强度的各向异性和岩体强度的降低。效应完全，岩体从脆性破坏变为延性破坏。三解τ=cσ1tanψ入数据得ψ=33°σ=Rc+σ3*(1+sinψ)/(1-ψ)=99.5Mpa答:其三轴抗压强度为四由题意，岩体三向受力且σX=σy=λσz;侧压系数λ=µ/(1-u)=0.2/(1-0.2)=0.25,又在埋25～2700米范围内均体积力γ=27kn/m3σz=γh=27kn/m3*600m=16200kpa答:埋深300m处岩体的自重应力为五六;③围岩不仅是施载体，在一定条件下还是一种天然的承载构件，上覆岩层的④巷道周边位移量与支护阻力的关系曲线如图所示，曲线上C点左侧为弹塑CC点围岩最大限度的发挥了自承能力，C点支架支承力最小，所以是支架最佳受力点，该点的位移△Lmax则是允许的C点左II八所以放顶煤工作面的煤壁及端面顶板的特别重要。④放顶煤工作面，端头压力和工作面两端平巷压力不大。由于是一次采全厚以回采巷道的矿压显现规律较分层多次开采缓和十一:答:根据支承压力沿煤层倾斜的显现规律(如图)，知与采空区相邻的煤体边道进行无煤柱护巷，就是把巷道布置在卸载区，在这个地区掘进和巷道，岩层转移到煤柱上的部分重量所引起的。单位长度煤柱上的总载荷P为:P=[(B+D)*H一1/4D2cotδ]γ 巷道埋深，m;煤柱单位面积的平均载荷即平均应力:σ=P/B=[(B+D)*H1/4D2 答顶板破碎度:端面距范围内冒落高度超10cm的顶板面积与其总面积之比。4.RQD指标:(P37)是钻孔中直接获取的岩心总长度L,扣除破碎岩心和软弱增载系数:支架来压时的工作阻力与平时工作阻力之比周期来压:(P37)是钻孔中直接获取的岩心总长度扣除破碎岩心和软弱夹泥的长度后长度，与钻孔总进尺H之比，即RQD=[CL-I)/H]*100}0非充分采动:将刚达到充分采动状态的采空区尺寸称为开采尺寸如果采振动和破坏，支架与设备损员伤亡，部分巷道垮落破坏等的动力现象。二:解::Rcm=f*RcRtm=f*Rtf=(v体/v石=0.68Rcm=f*Rc=0.68*220=143Mpa，Rtm=f*Rt=0.68*20=13.6Mpa:略三;解:τ=c+σ1tanψ代入数据得σ=Rc+σ3*(1+sinψ)/(1-sinψ)=99.5 答:其三轴抗压强度为99.5M四:答:岩石的蠕变曲线如图所示，它可以划分为④C-D段:第三阶段蠕变(又称加速蠕变)当应变达到C点以后加速增长曲线呈上凹形，当应变达到某个数值D点时试件破坏。五六:答:(p60图2-25)按切向应力大小可分为:A:减压区:比原岩应力小得压力:增压区:比原岩应力高的应力区即通常所说的支撑压力区:稳压区:按煤体性质可分为:D:极限平衡区:弹性区八：答九:答:①煤层采高及回采工作面控顶距;在一定的地质条件下，回采工作面:②工作面推进速度; ③开采深度;随着开采深度的增加一部分矿山压力显现增大如煤壁上的支④煤层的倾角;由煤层倾角的变化，顶板岩层重量在垂直于岩层层面的分力也 部稳定的岩层上从而增强较软弱岩层的稳定性 适用于浅部围岩松软破碎顶板出现松动破裂的巷道擦力岩层面继续滑动，避免出现离层现象;另一方面锚杆杆体可增加岩层间成一个较厚的岩层。适用于顶板岩层中存在若干分层的巷道。③组合拱(压缩拱)理论:该理论认为在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆，从杆体两端起形成的压应力区如果锚杆间距足够小各个锚杆形成的压应力圆锥体相互交错在岩体中形成一个均匀的压缩带即压缩拱压缩拱内岩石径向切向均受压，处于三向应力状态，围岩强度得到提高，支承能力相应增大。 适应于拱形巷道。 ⑤围岩强度强化理论;认为巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区的岩体相互作 卸载带仍能较稳定地长期保持。卸载区载荷小，且为了避免支承压力的作用巷道进行无煤柱护巷，就是把巷道布置在卸载区，在这个地区掘进和巷道，岩层转移到煤柱上的部分重量所引起的。单位长度煤柱上的总载荷P为:P=[(B+D)*H一1/4D2cotδ]γ 巷道埋深，m:煤柱单位面积的平均载荷即平均应力:σ=P/B=[(B+D)*H一1/4D2 答—1.岩体变形能:岩体受外力作用而产生弹性变形时在岩体内部所的能量，称为岩体的弹性变形能。2.顶板破碎度:端面距范围内冒落高度超过10cm的顶板面积与其总面积之夹泥的长度后长度，与钻孔总进尺H之比。厚煤层:开采时厚度3.5m以上的煤层，露天开采时厚度10m以上的煤层。7.充分采动:当采空区尺寸(长度和宽度)相当大时，地表最大下沉值达到该二:解::Rcm=f*RcRtm=f*Rtf=(v体/v石=0.68Rcm=f*Rc=0.68*220=143Mpa，Rtm=f*Rt=0.68*20=13.6Mpa:略。三由题意，岩体三向受力且σX=σy=λσz侧压系数λ=µ/(1-u)=0.2/(1-0.2)=0.25,又在埋25～2700米范围内均体积力γ=27kn/m3σz=γh=27kn/m3*300m=8100kpa答:埋深300m处岩体的自重应力为四:答:基本观点:煤柱的宽度必须保证煤柱的极限载荷不超过它的极限强度R岩柱强度经验:R=Rc*(0.778+0.222B/h)或R=Rc1(0.64+0.36B/h)其中Rc:岩柱原位临界立方体单轴抗压强MpaB岩柱宽m;h:岩柱高度， Rc1:临界尺寸岩体的强度，Mpa 所以可得出关于煤柱宽度B的两个计算等式:γ/(1000B)*[(B+D)*H-1/4D2cotδ」=Rc*(0.778+0.222B/h);γ/(1000B)*[(B+D)*H-1/4D2cotδ]=Rc1五:答(P18图1-12)，岩石的蠕变曲线如图所示六:答:(P60图2-25)按切向应力大小可分为: B:增压区:比原岩应力高的应力区即通常所说的支撑压力区C:稳压区:处于稳压状态的原岩应力 按煤体性质可分为 D:极限平衡区E:弹性七:答:(附图3)如图所示为支架工作阻力P与顶板下沉量△L的关系曲线P-ΔL曲线为一条近似的双曲线P-ΔL曲线在一定程度上反映了支架与围岩的相互作用关系根据实测的P-ΔL曲线可知支架的支撑力对顶板下沉量的影响是有一九：答十:答:放顶煤工作面具有单一煤层采面的一般矿压显现规律，如初次来压、周来压，其自身又具有新的特色度有关，煤的强度越大，顶煤的完整性越好，支架载荷稍大。另外，放顶煤工作面仍有周期来压现象不明显，初次来压强度