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文档简介
1、一、重要概念矿山压力: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,.矿山压力显现: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。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)岩石的碎胀性:指岩石破碎以后的体积比之前体积增大的性质。岩石的软化性:岩石浸水后强度降低的性质。泊松比:是指岩石在单轴压缩条件下横向应变和轴向应变的比值,也称横向变形系数岩石的单轴抗压强度:是指岩石试件在无侧压且只受轴向荷载作用下,所能承受的最大压应力。岩石的流变性质:蠕变:在应力不变条件下,应变随时间延长而增加的现象称为蠕变
2、变形。松弛:应变一定时,应力随时间的延长而减小的现象。弹性后效:加载(或卸载)后经过一段时间应变才增加(或减小)到一定数值的现象。粘性流动:岩石在蠕变发生一段时间以后卸载,部分变形永久不能恢复的现象。岩石破坏机理:拉坏、剪坏库仑-莫尔强度准则:认为当压力不大时(一般小于10MPa),可采用斜直线强度曲线推导出其强度准则的表达式。用途:(1)确定单轴抗压与抗拉强度的比值(2)确定剪切破坏面与最大主应力平面的夹角(即剪切破坏角)。(3)确定三轴应力状态下的抗压强度值格里菲斯强度理论:不论材料处于何种受力状态,本质上都是由于拉应力引起的破坏。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,
3、也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。(40)原岩应力场:天然存在于原岩内而与人为因素无关的应力场自重应力场:由地心引力引起的应力场支承压力: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)极限平衡区:由于处于周边的岩块侧向应力为零,为单向压缩状态。随着向深部发展,岩块逐渐变为三向应力状态。随着向岩体内部发展,岩块的抗压强度逐渐增加,直到某一半径R处岩块又处于弹性状态。 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矿物的工作空间称为回采工作面或采场。顶板:存在煤层之上的岩层;底板:于煤层之下的岩层老顶:通常
4、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。伪顶:煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.30.5m极易垮落的软弱岩层。围岩压力(顶板压力):在煤岩体内形成回采工作空间(巷道)将引起围岩破碎,其上方岩体的部分重量则由此空间内定的支护物来承担,从而形成了对支架造成的压力。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
5、空区边缘裸露的顶底板相对移近量。(98)老顶初次来压及步距: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,有时可能伴随滑落失稳,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。由开切眼到初次来压时工作面推进的距离叫老顶的初次来压步距周期来压: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)周期来压时的矿压显现:a、顶板下沉量急剧增加 b、支柱载荷普遍增加;c、煤壁片帮严重;d、当支撑力不足时,工作面回出现台阶下沉;e、如果支护参数选择不合理,发生冒顶、切顶周期来压预防措施:1、增大支撑力2、增加稳定性3
6、、加强矿压观测及地质、开采资料4、加强日常支护质量管理。5、在回采过程中可将工作面调斜,即与开切眼的方向斜交关键层: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)老顶的梁式破断:由于回采工作面沿倾斜方向远大于老顶沿走向悬露的跨距。因此可将老顶视为一端由工作面煤壁、另一端由边界煤柱支
7、撑的固定梁。老顶的板破断:一般老顶岩层厚24m,按薄板的假设,其厚度与宽度之比为1/71/15时,可视老顶岩层为薄板。砌体梁:根据老顶的“X”型的破坏特点,工作面的上、下两区是圆弧形破坏,岩块间的咬合是一个立体咬合关系,而对于工作面中部,则可能形成外表似梁,实质是拱的裂隙体梁的平衡关系,这种结构称之为“砌体梁”。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)放顶煤开采:放顶煤采煤法的实质,就是在厚煤层沿底部布置一个采高23m的长壁工作面
8、,用常规方法进行回采,并利用矿山压力的作用或辅以松动爆破等方法,使支架上方的顶煤破碎成散体后,由支架上方的放煤窗口放出,经由刮板输送机运出工作面。支护强度:支架对单位面积顶板提供的工作阻力。跨上下山回采:在底板岩层中布置上下山,在生产过程中,工作面跨过上下山连续回采的准备方式。支柱的撑力:支柱对顶板的主动作用力。支柱的工作阻力:支柱受顶板压力作用而产生所反映出来的力初撑力:支柱刚架设时对顶板支撑力。始动阻力:顶板压力下,支柱开始下缩时的阻力。初工作阻力:阻力由急剧增长到缓慢增长的转折点处阻力。煤矿动压现象类型:冲击矿压、顶板大面积来压和煤及瓦斯突出。冲击矿压:冲击矿压是聚积在矿井巷道和采场周围
9、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。冲击矿压发生的影响因素:自然地质因素、开采技术条件和组织管理措施。冲击矿压发生的机理:强度理论,能量理论和冲击倾向理论。冲击矿压的防治措施:1.合理的开拓布置和开采方式:开采煤层群时,开拓布置应有利于解放层开采划分采区时,应保证合理的开采顺序,最大限度地避免形成煤柱等应力集中区采区或盘区的采面应朝一个方向推进,避免相向开采,以免应力叠加在地质构造等特殊部位,应采区能避免或减缓应力集中和叠加的开采程序有冲击危险的煤层的开拓或准备巷道、
10、永久硐室、主要上(下)山、主要溜煤巷和回风巷应布置在底板岩层或无冲击危险煤层中,以利于维护和减小冲击危险。开采有冲击危险的煤层,应采用不留煤柱垮落法管理顶板,回采线尽量是直线且有规律地推进。顶板管理采用全部垮落法,工作面支架采用具有整体性和防护能力的可缩性支架。2.开采解放层。开采解放层是防治冲击矿压的有效和带有根本性的区域性防范措施。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,引起大面积冒落而造成的剧烈动压现象。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
11、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
12、及其实际意义?(62)在集中力P作用下,沿水平面及深度方向,岩体内的铅直应力z的分布的等应力线呈类似卵形的压力泡。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,对煤柱和煤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
13、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)岩石的碎胀性是指岩石破碎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。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: hMKp*h=M-h*(Kp-1) 当Mh(
14、Kp-1)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: 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。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,就会发生破坏堵蒂,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,碎胀性对工作面顶板管理有重要
15、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鳖齐并互相咬合,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要大,且Sl要远小于h。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要小于岩块间的摩擦力,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,
16、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扳下沉还未稳定,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,这种状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板的下沉量,改善顶板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,反而会使顶板活动更加剧烈。从理论上来讲,用
17、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,在提高工作面的推进速度以减小顶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
18、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
19、,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,
20、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、底板之间的相互作用和相互影响,即支架对围岩既要支撑又要适应的关系。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
21、.分析采场支架工作阻力与顶板下沉量的“P-L”曲线关系(147)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曲线可以得出以下结论: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
22、坏方式及其分区。(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,岩块呈不规则垮落,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冒落带。冒落带以上的顶板岩层由于其下部自由空间较小,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,通常将这个区域叫做裂隙带。再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。根据裂隙带内岩层的移动特点,沿工作面推进方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位移,而垂直移动甚小,有事岩层还可能出现上升现象。2.B区域,也
23、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:破断岩层的垂直位移急剧增大,其下部岩层的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下雨上部岩层,因而使岩层离层时出现的层间空隙又重新闭合。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
24、“煤与瓦斯共采”技术;4、煤层巷道支护技术与减少矸石排放技术;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,煤系地层形成了厚度不等、强度不同的多层岩层。其上覆岩关键层将对采场上覆岩层活动起主要的控制作用。为了弄清岩层移动由下往上传递的动态过程,并对岩层移动过程中形成的采场矿压显现、煤岩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测与控制,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、岩层移动与地表沉陷、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
25、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,采空区上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
26、四周形成支承压力带。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40
27、60m,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。采空区支承压力血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,上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?(20
28、3)(1)煤体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) 沿空掘巷巷道服务期间,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一媒体巷道。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
29、煤柱或无煤柱(正采动) 沿空留巷 巷道服务期间,围岩的变形将经历全部的五个阶段,围岩变形量远大干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?(224)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
30、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,下沉量占最终下沉且的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,使老顶处于平衡状态,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?(
31、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面进行跨采,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. 支架与围岩相互作用的特点:1)支架与围岩间的作用是作用力与反作用力关系;2)支架受力的大小与支架本身特性有关;3)支架支撑力在工作面的分布状态与支架性能
32、有关;4)支架结构及尺寸对顶板压力具有影响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锚固作用得以发挥,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
33、,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
34、,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。22.简述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、顶煤厚度、夹矸影响主要措施:对于裂隙不发育的坚硬厚煤层(f35),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
35、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。23.简述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
36、于岩体自重在开采条件下形成的应力集中,也可能是内部构造应力的积聚,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。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)推行无煤柱开采,采空区尽量少留煤柱;尽量采用跨上山采煤,从而消除应力在煤柱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
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