矿山压力与岩层控制复习资料.docx

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矿山压力与岩层控制复习资料

1.矿山压力：

由于矿山开采活动的影响，在巷硐周围岩体中形成的和作用在巷硐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。

2.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，使巷硐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。

3.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，均叫做矿山压力控制.

4.岩石按不同的标准可分为不同类型，常见的分类有：

（1）按岩石成因可分为岩浆岩、沉积岩和变质岩三大类。

（2）按岩石固体矿物颗粒间的结合特征，可分为固结性、粘结性、散粒状和流动性岩石四大类。

（3）按岩石的构成特征，可以区分岩石的结构和岩石的构造。

岩石的结构是决定岩石组织的各种特征（如矿物颗粒的组成成分、结晶程度、形状和大小以及它们之间的连接状况等）的总合；而岩石的构造则指岩石中组成成分的空间分布以及他们相互间的排列关系，如整体构造，多孔状构造和层状构造。

（4）按岩石的力学强度和坚实性，可分为坚硬岩石和松软岩石。

工程中常把饱水状态下单压强度大于10MPa的岩石称为坚硬岩石；而把低于该值的岩石称为松软岩石。

5.岩石的体积指标

（一）岩石的孔隙性

岩石的孔隙度指岩石中各种孔洞、裂隙体积的总和与岩石总体积之比，也称孔隙率

岩石的孔隙比指岩石中各种孔洞和裂隙体积的总和与岩石内固体部分实体积之比，可表示为

孔隙比与孔隙度之间的关系为

一般孔隙率愈大，岩石中孔隙和裂隙就愈多，岩石的密度和强度愈低，同时使塑性变形和渗透性增大。

（二）岩石的碎胀性和压实性

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。

常用岩石的碎胀系数来表示，即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下的体积之比，其表达式为

KP——岩石的碎胀系数；V'——岩石破碎膨胀后的体积，m3；V——岩石处于整体状态下的体积，m3

6.岩石变形性质的类别

岩石的变分为弹性变形、塑性变形和粘性变形三种。

①线弹性——应力-应变关系呈直线关系；

完全弹性——应力-应变关系不是直线关系，卸载时应力应变沿原来曲线返回原点；

滞弹性——应力-应变关系为曲线关系、无残余变形，但卸载时应力应变沿另一条曲线返回原点。

图1-3为一般岩石的变形曲线，从中可看出，在外力达到屈服应力时，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。

7.岩石的抗剪强度是指岩石抵抗剪切破坏的极限强度（剪切面上的切向应力），它是岩石力学性质中最重要的指标之一。

根据剪切试验时加载方式的不同，可分为抗切强度、抗剪强度和摩擦强度三种。

8.岩石单轴加压条件下的应力-应变全程曲线可表征岩石试件的单轴抗压变形特性。

（如图1-8所示）。

（1）全程应力-应变曲线的划分

①O-A段，原始空隙压密阶段，岩石的应力-应变曲线呈上弯形。

此阶段的变形模量较小，且不是一个常数。

②A-B段，线弹性阶段，岩石的应力-应变曲线呈直线形。

③B-C段，弹塑性过渡段，岩石的应力-应变曲线从B点开始偏离直线，当应力达到0.6

时，岩石内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C点的应力值称为屈服极限。

④C-D段，塑性阶段，当应力超过屈服应力后接近0.95

时，岩石破裂速度加快，岩石的应力-应变曲线继续向左上方延伸，岩石的体积膨胀加速，变形也随应力增长迅速，直到D点破坏。

相应于D点的应力值称之为岩石的强度极限（

），或峰值强度。

⑤D点以后，破坏阶段。

普通材料力学试验机得不到D点以后应力-应变曲线。

而刚性试验机（刚性压力机）的出现则使D点之后的岩石崩溃得到控制。

D点以后的曲线说明，岩石破坏后并非完全失去承载力，而是保持一较小的值，相应于曲线E点所对应的应力值称为残余强度。

D点以后的峰后区表现出应变软化特性。

（2）岩石单轴受压应力-应变曲线的分类

由于岩石种类众多且其组成物质和组织结构特性的不同，在岩石受压变形中，有的岩石塑性变形明显，有的则是弹性变形明显。

根据大量的试验，单轴受压条件下岩石的应力-应变曲线大体可以归纳为以下四种类型（见图1-9），即

①直线型曲线：

主要反映有明显弹性特性的岩石，且大部分有很大的脆性，如石英岩等坚硬岩石。

②下凹型曲线：

也称弹塑性曲线，主要反映具有明显塑性的岩石变形，石灰岩为其代表性岩石。

③上凹型曲线：

主要反映具有较大孔隙但又较坚硬岩石的变形特性，如片麻岩。

④S型曲线：

表征多孔且具有明显塑性岩石的变形特性，实质是上弯型和下弯型的组合，如大理岩。

9.莫尔（Mohr）于1900年提出了莫尔强度理论，它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（即极限剪应力），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。

（一）莫尔应力圆

如图1-16（a）所示，在平面应力状态下，有两个主应力（

，

）作用在某一点上，则最大主应力

与外法线成

角的斜切面上法向应力

和剪应力

的表达式为

也就是

（二）强度曲线

图1-17为莫尔包络线。

通过实验可得到岩石的莫尔包络线，常用的求强度曲线方法有以下几种：

①在岩石抗剪强度试验时，改变锲形剪切仪的剪切角来求岩石的强度曲线。

②根据不同围压下的三轴压缩试验所测数据，得到一系列极限应力圆，然后再作出包络线（即为所求的强度曲线图1-18）。

用这种方法求出的强度曲线比较精确。

③根据单轴拉、压和剪切试验测数据，在“

-

”坐标系上，作出岩石单轴抗拉、抗压和抗剪强度的应力圆，然后作出这三个应力圆的包络线（即为所求的强度曲线图1-18）。

强度曲线的主要用途有：

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。

其形状由受压区逐渐向受拉区收缩，反映了岩石抗压强度大于抗拉强度的规律。

②利用强度曲线可预测破坏面的方向。

③可以直接判断岩石是否破坏。

（三）莫尔强度准则

目前应用最为广泛的强度准则，先由库仑（C.A.Coulomb）在1773年提出，后来莫尔用新理论加以解释，故称为库仑-莫尔强度准则。

认为当压力不大时（一般

），可采用斜直线强度曲线推导出其强度准则的表达式

式中

、

——岩石的内聚力和内摩擦角。

利用斜直线强度曲线可得出以下结论：

（1）确定单轴抗压与抗拉强度的比值，其关系式为

（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。

由图1-30中的直角三角形关系，经过换算，可得：

上式就是以极根主应力

和

来表示的库仑-莫尔强度准则，也称为极限平衡条件。

当此式中

=0时，岩石的单向抗压强度

，因此，岩石试件处于三向应力状态时的抗压强度与单向抗压强度和侧压力之间关系的表达式

10.所谓“结构面”指在地质发展历史（尤其是地质构造变形）中所形成的具有一定方向、厚度较小和一定的延展长度等特征的地质界面，如岩体中存在的节理、断层、层面以及软弱夹层等，都统称为结构面或不连续面。

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。

岩体结构的类型

（1）整体块状结构。

是指未受或仅受轻微构造变动的岩浆岩、变质岩、深层沉积岩等，结构面间距超过1m，很少有断层且节理不发育，通常可认为是匀质、连续介质。

（2）块状结构。

指遭受中等构造变动的厚层、中厚层沉积岩、变质岩和火成岩体，结构面间距为0.5~1m，岩层多为水平或倾斜状，节理发育，有小断层及层间错动，岩石一般较坚硬，可视为连续介质或非连续介质。

（3）层状结构。

特点是各单层具有较完整的层状组合，并常含有粘结力很小的层里面、极薄层或薄层状的原生软弱夹层及轻微层间错动面，节理发育程度不同。

（4）碎裂结构。

特点是岩层受强烈构造变动后产生严重变形和破裂、褶皱、断层、层间错动、节理十分发育，且节理与断层互相切割，岩体比较破碎，整体强度低，结构面控制受力后的岩体变形和破坏。

（5）松散结构。

一般发育在十分剧烈的构造变动后由断层泥、岩粉、压碎的岩石碎屑、破块等所组成的岩体及强风化带中。

11.构造应力是由于地壳构造运动在岩体中引起的应力，岩体构造应力可以分为现代构造应力和地质构造残余应力。

一般情况下地壳运动以水平运动为主，构造应力主要是水平应力；

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。

构造应力具有明显方向性，最大水平主应力和最小水平主应力之值一般相差较大。

构造应力在坚硬岩层中出现一般比普遍，在软岩中储存构造应力很少。

12..原岩应力分布的基本规律

（1）实测垂直应力基本上等于上覆岩层重量。

在深度为25～2700m范围内，垂直应力σv呈线性增长，大致相当于按平均容重γ等于27kN/m3计算出来的重力γH，在绝大多数测点都发现确有一个主应力接近垂直方向，其偏差不大于200。

（2）水平应力普遍大于垂直应力。

在浅层地壳中平均水平地应力也普遍大于垂直应力，垂直应力在多数情况下为最小主应力，在少数情况下为中间主应力。

（3）平均水平应力与垂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数值相差较大，最小水平主应力和最大水平主应力之比σh,min/σh,max一般为0.2～0.8，多数情况下为0.4～0.8。

13.为了进一步了解支承压力的性质，常将回采工作面前方或巷道两侧的切向应力分布，按大小进行分区，如图2－14所示。

根据切向应力的大小，可分为减压区和增压区。

比原岩应力小的压力区是减压区，比原岩应力高的压力区是增压区。

增压区即是通常说的支承压力区。

支承压力区的边界一般可以取高于原岩应力的5％处作为分界处。

再向内部发展即处于稳压状态的原岩应力区。

另一种分类方法是将其分为极限平衡区和弹性区。

图2－14支承压力的分区

减压区；B—增压区；C—稳压区；D—极限平衡区；E—弹性区

14.顶板、底扳

顶板：

赋存在煤层之上的岩层。

底扳：

煤层以下的岩层。

直接顶：

直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层。

伪顶：

煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.3～0.5m极易跨落的软弱岩层。

老顶：

位于直接顶上方的厚而坚硬的岩层。

直接底：

直接位于煤层之下的岩层。

15..铰接岩块假说

由苏联学者库兹涅佐夫于1950~1954年提出。

（1）工作面上覆岩层的破坏可分为垮落带和其上的规则移动带。

（2）垮落带分上下两部分，下部垮落时，岩块杂乱无章，上部垮落时，则呈规则的排列，但与规则移动带的差别无水平方向有规律的水平挤压力的联系。

规则

移动带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山下沉。

（3）工作面支架在两种不同的状态，“给定载荷”、“给定变形”。

16.岩体结构的“砌体梁”力学模型，从而发展了上述有关假说.假说认为：

采场上覆岩层除形成“三带”（垮落带、规则移动带及弯曲下沉带）外，在规则移动带及其以上岩层内，已断裂的岩块相互咬合有可能形成外形如梁实则是拱的结构体。

由于岩块排列如“砌体”，故可称之为砌体梁。

此结构是由“煤壁—支架—采空区已垮落矸石”所支撑，由于这种结构的存在，因此沿开采方向上覆岩层可分为三个区：

煤壁支撑影响区，离层区和重新压实区。

并假设：

1.上覆岩层的岩体结构主要是由每个坚硬岩层所组成。

为此，可将上覆岩层划分为若干组，每组以坚硬岩层为底层。

2.每个分组中的软岩层可视为坚硬岩层的载荷，在很多情况下它将跟随硬岩层运动而运动。

3.由于开采的影响，坚硬岩层已断裂成排列较整齐的岩块。

4.由于层间的摩擦力无法阻挡岩块的转动和水平移动，为此可假设将软岩层视为无数垂直的杆，即只能传递垂直载荷，而无法阻止水平力。

5.当岩块由回转而恢复到水平位置时，块间的剪切力又变为零。

为此，以后的岩块可以用一水平连杆来代替。

17.衡量矿山压力显现程度的指标

1.顶板下沉:

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:

指单位时间内的顶底板移近量，以mm/h计算。

3.支柱的变形与折损

4.顶板破碎情况:

常常以单位面积中冒落面积所占的百分数来表示。

5.局部冒顶:

指回采工作面顶板形成的局部塌落。

6.工作面顶板沿煤壁切落，或称大面积冒顶.指工作面由于顶板来压导致顶板沿工作面切落，其它还有煤壁片帮，支柱插入底板，底板臌起等。

18.初次来压：

把由于老顶第一次失稳而产生的工作面顶板来压，称为老顶的初次来压。

老顶初次来压时的特点

顶板下沉量大、支柱载荷增大。

2）煤壁内的支承压力增大，煤壁变形与片帮严重。

增压区、减压区、稳压区。

3）直接顶破碎，并有掉渣现象。

4）初次来压比较突然，容易造成严重事故。

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。

2.周期来压的表现形式

（1）顶板下沉速度急剧增加，下沉量急剧增加。

（2）煤壁片帮，支柱折损，支柱载荷增大。

（3）顶板发生台阶下沉。

19.影响回采工作面矿山压力显现的主要因素：

围岩性质。

采高与控顶距..在一定的地质条件下，采高是形成覆盖层破坏性影响的最根本因素。

采高越大，覆盖层破坏越严重。

并且还直接影响工作面顶板下沉量的大小。

工作面推进速度的影响.随着时间的增大，顶板下沉量也增大。

开采深度的影响.开采深度越大，原岩应力越大。

煤层倾角的影响.随着煤层倾角的增大，顶板下沉量将逐渐变小.由于倾角的增加，采空区冒落的矸石有可能沿着底板滑动，从而改变了上覆岩层的运动规律。

.倾斜长壁开采时，岩块运动方式也有改变。

分层开采时矿山压力显现.1.老顶来压一般较缓和或不明显，来压步距小；2.支架受载小；第一分层的动载变为静载。

3.顶板下沉量变大。

20.底板比压：

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。

21.支柱的工作特性

急增阻式——支柱开始支设时，有一个极小的人为的初撑力P’0，当支柱在顶板压力作用下，活柱开始下缩时便形成了始动阻力P0，而后随着活柱下缩，工作阻力呈直线型急剧增加。

这种支柱可缩量较小。

微增阻声——同急增阻式一样，只具备有较小的初撑力与始动阻力。

但它随着活柱的下缩，工作阻力先有一个急剧增长过程。

当达到初工作阻力P1后，随着支柱的继续下缩，工作阻力的增长变得极为缓慢，一直到支柱的最大可缩量，也即是支柱的最大工作阻力时为止。

此类支柱具有较大的可缩量。

恒阻式——当支柱安设后，随着活柱下缩，很快达到额定工作阻力，以后尽管活柱继续下缩，支柱的工作阻力保持不变。

从支柱工作阻力适应顶板压力的特点进行分析，显然，恒阻性能的支柱较为有利，急增式性能比较差。

但恒阻式支柱的结构比较复杂，成本较高。

急增阻式的结构简单，成本较低。

22.我国目前还没有对液压支架进行严格的分类。

基本上有三种名称：

即支撑式、掩护式与支撑掩护式。

1）支撑式。

指在结构上没有掩护梁，对顶板的作用是支撑方式称为支撑式支架。

2）掩护式。

指在结构上有掩护梁，支柱是通过掩护梁对顶板起支撑作用的支架。

3）支撑掩护式。

指具有掩护梁结构，支柱大部分或几乎全部是通过顶梁对顶板起支撑作用，也可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。

另外，将对预板仅起掩护作用的液压支架称为纯掩护式液压支架。

23.支架与围岩相互作用的特点

（1）支架和围岩是相互作用的一对力。

在小范围内，围岩形成的顶板压力可看作是一个作用力，支架可以视为一个反力，两者应互相适应，使其大小相等，而且尽可能地作用在一个作用点上。

（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。

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。

（3）支架结构及尺寸对顶板压力的影响。

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。

例如在有些条件下使用短梁的掩护式支架（支柱工作阻力仅800kN）却能取得比使用四柱垛式（工作阻力2400kN）更好的维护效果。

24.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：

（1）巷道掘进影响阶段。

煤体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成塑性区过程中，围岩向巷道空间显著位移。

随时间延长逐渐缓和。

此时变形取决于埋藏深度和围岩性质。

（2）掘进影响稳定阶段。

巷道引起的围岩应力重新分布趋于稳定，由于流变性其变形会随时间缓慢增长，速度变小，变形仍取决于埋藏深度和围岩性质。

（3）采动影响阶段。

巷道受回采影响，压力再次重新分布，塑性区扩大，变形急剧增长。

（4）采动影响稳定阶段。

回采引起应力重新分布趋向稳定后，变形速度降低，但仍高于掘进影响稳定阶段时变形速度。

（5）二次采动影响阶段。

受回采影响，由于上区残余支撑压力，本区段工作面超前支撑压力相互叠加，巷道围岩应力急剧增高，应力重新分布，塑性区进一步扩大，比受一次

采动影响更剧烈。

25.沿空掘巷的三种方式

①完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道。

②留小煤墙沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响稳定后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设1～3m的隔离小煤墙。

保留老航道部分断面的沿空掘巷基本上是留一条巷掘一条巷，巷道的维护费用和材料消耗会大幅度增加。

26.锚杆是锚固在岩体内维护围岩稳定的杆状结构物。

锚杆的分类

①机械锚固式锚杆包括胀壳式锚杆、倒楔式锚杆、楔缝式锚杆。

②粘结锚固式锚杆包括树脂锚杆、快硬水泥卷锚杆、水泥砂浆锚杆。

摩擦锚固式锚杆包括缝管式锚杆、水胀式管状锚杆等。

按杆体锚固段长短可分为端头锚固、全长锚固和加长锚固。

按锚杆杆体的工作特性分为刚性锚杆、有限可拉伸及可拉伸锚杆。

按锚杆作用特点可分为主动式锚杆和被动式锚杆。

按制造锚杆杆体的材料可以划分出木锚杆、竹锚杆、金属锚杆、（钢筋）混凝土锚杆以及聚酯锚杆等。

27.组合梁理论

如果顶板岩层中存在若干分层，组合梁理论认为锚杆的作用一方面提供锚固力增加各岩层间的摩擦力，阻止岩层沿层面继续滑动，避免出现离层现象；另一方面锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁成一个较厚的岩层。

组合拱（压缩拱）理论

组合拱理论认为：

在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆，从杆体两端起形成圆锥形分布的压应力区，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

28.巷道围岩压力及影响因素

1．围岩压力

为了防止围岩变形和破坏，需要对围岩支护。

这种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，统称为围岩压力。

根据围岩压力的成因，可分为以下四种类型：

（1）松动围岩压力.由于巷道开挖而松动或塌落的岩体，以重力的形式直接作用于支架结构物上的压力，表现为松动围岩压力载荷形式。

（2）变形围岩压力.支护能控制围岩变形的发展时，围岩位移挤压支架而产生的压力，称为变形围岩压力简称变形压力。

（3）膨胀围岩压力.围岩膨胀、崩解体积增大而施加支护上的压力，称为膨胀压力。

膨胀压力与变形压力的基本区别在于它是由吸水膨胀而引起。

（4）冲击和撞击围岩压力冲击和撞击围岩压力包括两部分内容，即围岩积累了大量弹性变形能之后，突然释放出来所产生的压力以及回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支护体所产生的压力。

2．影响围岩压力的主要因素基本上可分为开采技术因素和地质因素两大类。

开采技术因素中，影响最大的是回采工作状况，即巷道与回采工作面相对空间、时间关系。

地质因素主要有：

原岩应力状态、围岩力学性质、岩体结构、岩石的组成和胶结状态、围岩中水分的补给状况等。