矿山压力与岩层控制复习资料Word下载.docx
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（1）初撑力：
支架支设时，将活柱升起，托住顶梁，利用升柱工具和锁紧装置使支柱对顶板产生一个主动支撑力，这个最初形成的主动支撑力称为支柱的初撑力。
对于液压支柱，即是泵压所形成的支主队顶板的撑力。
（2）始动阻力：
在顶板压力作用下，活柱开始下缩的瞬间，支柱上所反映出来的力称为始动阻力（支柱的阻力）。
（3）初工作阻力：
在支架的性能曲线中，活柱下缩时，工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处的工作阻力。
（4）最大工作阻力：
支柱所能承受的最大负载能力。
第二部分：
分析推导论述
1.简述上覆岩层弯拉破坏的力学过程和条件
弯拉破坏是其悬跨度达到极限跨度后，深入煤壁的两端部断裂基础上，于悬跨度的中部裂断而实现的。
弯坏的力学过程，就是其支承条件由双嵌固梁向简支梁发展的过程。
梁由边界煤柱及工作面煤壁支承。
分析力学过程:
（1）工作面推进至岩梁悬跨度达到极限值L0时，梁端弯矩MA为：
梁端的拉应力为：
当悬露岩层上部无比其软弱的岩层时,该岩层只受本岩层重力的作用，其端部裂断时的拉应力可按下式计算：
当悬露岩层上部存在较其软弱的岩层时，则形成由不同岩性
的岩层组成下硬上软的组合岩梁，其端部裂断时的拉应力为：
（2）在梁断开裂发展的过程中，随着端部弯矩减小，梁的中
部弯矩将逐渐增加，随着支承条件向简支梁的转化，中部弯
矩将接近值：
（a）嵌固状态
（3）在嵌固梁向简支梁转化的过程中，当岩梁中部弯矩达到
上值时，中部必然拉开，岩梁发展至冒落或保持“假塑性岩
梁”状态。
（4）岩梁端部和中部开裂的力学条件为：
用岩梁悬跨度表示为：
显然，L0值随岩梁厚度m、允许抗拉强度[σt]的增加而增
加，随支托层上的软岩层厚度∑mi的增加而减小。
2.直接顶厚度的确定方法有哪几种？
1）理论推断法
（1）不考虑岩梁本身沉降的推断方法
观点：
岩层冒落至自然接顶，不考虑岩层本身沉降的影响。
从图中可以推得：
则可推出：
对于强度不高，厚度不大的岩层覆盖采场，一般在初次
来压阶段
比较准确，而没有考虑岩层都是由沉降而发展的实际。
（对于缓沉采场不能解释）
（2）考虑岩梁沉降的推断方法
除整体切断采场外，岩层冒落都是由弯曲沉降而来，推
断冒高必须考虑岩梁沉降和岩层变形能力及下部运动空间的高度。
可推出：
现场实测方法：
（1）直接观测法。
注水法、基点法、物探法
（2）直接顶厚度的实测推断方法。
包含以下两种情况。
利用采场来压前夕支柱承载值
来压前夕或来压后重新推进
时支架承载值可以反推直接顶垮落厚度。
，利用采场来压前后顶板运动参数，计算顶板允许下沉值SA，再代入公式计算。
3.上覆岩层运动的两个阶段，两个过程是什么？
上覆岩层运动的两个阶段：
初次运动阶段与正常推进阶段。
上覆岩层运动的两个过程：
相对稳定过程与显著运动过程。
第一次运动阶段
包括直接顶初次垮落，基本顶初次来压。
受力状态为嵌固梁。
初次来压:
采场各岩层第一次运动在采场的压力显现。
特点：
运动来压面积大，强度高，并可能伴随发生冲击地压。
周期性运动阶段
直接顶为悬臂梁，直接顶之上为一端由煤壁支承另一端由老塘矸石支承的不等高传递岩梁
岩层周期性运动在采场的矿压显现为采场的周期来压。
岩层的完整性比第一次运动前差
（1）相对稳定阶段，图中a、c、e
岩梁运动幅度较小，对采场矿压影响不明显的过程称为岩梁处于相对稳定过程。
用相对稳定运动步距b表示。
即岩梁处于相对稳定状态时工作面推进的距离
（2）显著运动过程，图中b、d、f
岩梁运动幅度大，对采场矿压有明显影响的过程,称为岩梁处于显著运动过程,既通常所说的来压过程。
用显著运动步距a表示,即岩梁大幅度运动开始,到运动基本结束为止,工作面推进的距离。
（3）岩梁来压步距
岩梁经历一次相对稳定过程与显著运动的全过程就完成了一个周期,描述岩梁运动周期长短的参数时周期来压步距C,是指岩梁完成一次周期性运动工作面所推过的距离。
c=a+b
4.采场支承压力在推进方向上的发展变化分为哪几个阶段？
各阶段支承压力与支承压力显现的发展规律如何？
答：
以初次运动阶段为例：
支承压力分布与显现变化划分为三个阶段。
第一阶段：
采场开始推进到煤壁支承能力改变之前。
煤体特点：
煤体没有破坏，弹性压缩；
压力分布：
一条高峰在煤壁上的单调下降曲线（负指数）；
显现分布：
与压力分布曲线相同。
第二阶段：
从煤壁支承能力改变到基本顶岩梁端部断裂前为止。
煤体支承能力降低，随基本顶岩梁的离层发展，其作为载荷与传递上部岩重的作用将逐步下降。
塑性区（包括煤体已完全破坏部分）压力逐渐上升。
弹性区内则单调下降，其压力高峰在交界处。
显现特点：
总体仍为单调下降曲线，但是具体讲则是塑性区内与压力分布相反，弹性区内与压力分布相同。
第三阶段:
从基本顶岩梁端部断裂到岩梁中部触矸为止。
特点：
压力分布与显现变化剧烈，压力与显现分布总体一致。
压力特点:
a、断裂线附近应力集中；
b、以断裂线为界分为两个应力场；
c、两个应力场中压力分布背向发展。
显现特点:
a、岩梁断裂时，伴随压力的集中，该部位移近速度突增；
b、断裂扩展或显著沉降，顶底板移近出现停滞甚至反弹；
c、断裂结束后，内外应力场中的压力显现以断裂线为界呈背向转移变化。
5.
6.
7.绘图注明回采工作面支撑压力分布的基本规律
Ⅰ.工作面前方应力变化区，Ⅱ.工作面控顶区，Ⅲ.垮落岩石松散区，Ⅳ.垮落岩石逐渐压缩区，Ⅴ.垮落岩石压实区
A原岩应力区，B（B1,B2）应力增高区，C应力降低区，D应力稳定区
（影响冒放性因素，放顶煤顶板结构及其与围岩关系见课后习题答案）
8.综采放顶煤分类
按工作面布置方式分类
（1）整层放顶煤采煤法
这种采煤法是直接沿底板布置放顶煤工作面，即当采煤工作面推进一定的距离后，就将上部顶煤放出，这样一次采出煤层的全部厚度
（2）预采顶分层采煤法
这种采煤法首先沿顶板在煤层中布置一个普通长壁采煤工作面（即采顶分层），然后再沿底板布置放顶煤工作面进行回采，将底分层上部的顶煤放出。
（3）预采中间分层放顶煤采煤法
这种采煤法是先在煤层中间布置一个普遍长壁采煤工作面进行开采。
然后，再沿底板布置放顶煤采煤工作面。
中间分层工作面的位置应使底板放顶煤采煤工作面上方有0.5m以上的护顶煤
（4）水平分段放顶煤采煤法
对于厚度超过20m，甚至上百米的极厚煤层，可以把煤层厚度按10～20m分成若干个分段，使用放顶煤采煤法依次自上而下分段回采。
这种方法叫做极厚煤层分段放顶煤采煤法。
按支护方式的放顶煤技术分类
（1）综采放顶煤（综放）
（2）轻型综采放顶煤（轻放）
轻型综采放顶煤与综采放顶煤类似，是在综采放顶煤的基础上，将综采放顶煤支架改造，使支架结构简单，骨架变小，从而使支架重量大幅度降低，称为轻型结构。
（3）悬移支架放顶煤（简放）
悬移支架是一种无底座由顶梁与双作用（支、移）液压支柱等组成，可提腿迈步前移的支架，支架靠两个相邻的顶梁交错向前移动来前移。
9.关于沿空送巷问题（此处为概况，需根据具体情况适当归纳）
（1）煤体边缘处于弹性状态条件下的沿空留巷方案
基本顶在煤体边缘裂断，由基本顶回转下沉造成的顶板下沉量小；
煤体边缘处于弹性变形状态，由煤体变形引起的巷道顶板下沉量小、帮压小；
支承压力高峰在煤体边缘，巷道底膨量小。
因此，在无内应力场条件下沿空留巷维护一般是比较容易的，特别是在有相应的支护手段时，应积极采用沿空留巷。
送巷开掘的位置和时间：
在煤体边缘处于弹性变形状态的条件下，工作面
两侧煤体上的支承压力分布如图所示，上区段工作面后方支
承压力高峰在煤体边缘，下区段工作面前方叠加支承压力高
峰仍在煤体边缘或进入煤体内部。
三种可能送巷位置：
沿空
送巷（位置1）、小煤柱送巷（位置2）、大煤柱送巷（位置3）。
实践表明，基本顶触矸后沿空送巷是比较合理的。
因为
煤体边缘处于弹性变形状态，故送巷引起的围岩变形较小。
当受本工作面回采影响时，如果煤体边缘由于叠加支承压力
的作用进入塑性破坏状态，巷道围岩变形量会急剧增加。
但
支承压力高峰要向煤体内部转移，位置2的巷道将处于叠加支承压力峰值区内，势必受到叠加压力高峰影响，巷道围岩同样会进入塑性破坏状态（巷道两帮煤体处于单向受力状态）、而且小煤柱可能失去稳定性，因此巷道2的围岩变形也会急剧增加。
如果叠加支承压力峰值不足以使煤体边缘发生塑性破坏，则位置1的变形量不大，不必在位置2送巷。
图中1、2的巷道围岩变形主要是由本工作面回采时叠加支承压力作用引起的，且位置1优于位置2。
巷道位置3在原始应力区中，只受超前支承压力作用，巷道围岩变形量最小。
但煤柱损失大，且给下部煤层开采带来不利影响，尤其是深部开采和开采有冲击倾向性煤层更加不利。
沿空送巷如在基本顶触矸前掘出，则巷道将由于基本顶回转来压
而产生很大的顶板下沉；
在基本顶岩梁触矸石后掘巷，则不受顶
板显著运动的影响
（2）煤体边缘进入塑性状态时巷道开掘位置和时间
图所示有内应力场条件下四种可能的送巷位置为：
在内应力场中
的沿空送巷（位置1）和小煤柱送巷（位置2）、在外应力场中的
煤柱护巷（位置3）以及原始应力区的大煤柱送巷方案（位置4）。
由于内应场中的煤体已发生塑性破坏，处于卸压状态，因此内应力场中掘巷不会引起支承压力分布和煤体力学状态的明显变化。
从顶板活动和支承压力分布发展过程来看，基本顶岩梁触矸后（内应力场稳定后）在内应力场中送巷，不仅可以避免由于基本顶显著运动而产生很大的巷道顶板下沉，而且在覆岩稳定和压力叠加过程中内应力场的应力上升较少，巷道受采动影响较小。
在位置3送巷后，巷道两帮煤体由三向受压状态变成单向受压状态，在支承压力峰值区的作用下，巷道两帮煤体必然要发生塑性破坏，送巷后即产生较大的围岩变形。
尤其是受本工作面采动影响时处于支承压力峰值叠加区内，巷道难以维护。
在位置4送巷仅受超前支承压力作用，维护状况较好，但煤柱损失大。
由上述分析，基本顶触矸后在内应力场中送巷位置1和位置2是合理的。
送巷的位置由内应力场的范围决定，送巷的时间由基本顶运动的发展过程决定。
在预测岩梁运动和支承压力分布的基础上，可以确定送巷的合理位置和时间。
10.岩梁运动的基本参数
（1）初次运动阶段
（2）正常推进阶段
①来压结束时顶板下沉量：
给定变形：
△hA限定变形:
△hi
②来压结束时的岩梁跨度：
LA限定变形：
Li
（3）表达周期来压前夕岩梁位态参数及其相互关系
极限跨度：
11.矿山压力的来源
采动前原岩中已存应力是矿山压力产生的根源
采动前原岩中各点的应力，其主要来源有：
（1）覆盖岩层的重力；
（2）构造运动的作用力；
（3）岩体膨胀的作用力，包括岩体因温度升高或遇水膨胀而产生的力等。
12.采场直接顶与基本顶类型的转化
（1）采高增加——将增加冒落岩层范围
降低采高——可使直接顶部分转化为基本顶。
（2）推进速度——增加推进速度，缓沉采场向一般采场转化。
（3）采空区——①充填——无直接顶或很小。
②强放——整体塌垮采场向一般采场转化。
（4）改变开采程序——可使原来开采时冒落（或整体切断）岩层向不出现直接顶的缓沉采场转化。
13.工作面两侧支承压力分布与上覆岩层运动间的关系
1）第一阶段：
上下两侧煤壁边缘处于弹性状态。
两个方向上压力高峰在煤壁上，峰值随推进步距增加而增加;
2）第二阶段：
煤壁边缘破坏，部分进入塑性状态。
煤壁破坏，压力高峰前移，压力分布形成弹性和塑性两个区域。
（此阶段塑性区的形成及扩展都首先从推进方向开始，然后随着“板”的作用力向两侧转移，导致两侧塑性区形成;
3）第三阶段：
顶板在煤壁深部断裂，支承压力分布形成内外两个应力场，随工作面的继续推进，内外应力场的峰值将呈背向发展。
14.推进方向与两侧支承压力分布发展规律的关系
1）两个方向上单一弹性分布存在的时间，即塑性区及出现塑性区时工作面推进的位置都相同;
2）尽管基本顶断裂在两个方向上略有先后，但其发展进程却是同步的,两个方向上支承压力分布和显现规律基本相同;
3）与推进方向相比的最大差距
①侧向不存在内应力场分布范围收缩的情况，外应力场的扩展是通过内应力场扩展和煤层再度压缩破坏而实现的;
②基本顶中每一“岩板”运动的影响，对于任意部位来说都只有一次。
（有助于更准确确定基本顶岩梁数目及有关运动参数）。
15.回采工作面来压时支架与围岩关系
支架控制岩梁位态（某一控顶距处顶板下沉量）在△hi时所受顶板压力，包括基本顶岩梁作用力与直接顶作用力两部分。
式中：
PT——控制顶板下沉量在△hi时顶板给支架的作用力。
A——与岩梁位态无关的常数，即直接顶作用力部分。
1）此关系式反映了岩梁运动与支架间的相互关系，即在支护强
度PT作用下，岩梁显著运动发展到位态△hi形成稳定。
不能
简单地看成是支架阻力与采场顶板下沉量间
的关系方程，应当看成是岩梁运动结束稳定时，位态与支架间
的相互作用关系方程。
2）两者之间的关系是以△hi=0及PT=A为渐近线的双曲线。
3）图中阴影部分为非法工作区，b'
c段为梁式结构给定变形
工作段，bc段为拱梁或类拱结构分层压实时的工作段，
为离
层压实量，K为直接顶与基本顶的接触应力。
ab或ab'
段为限定
变形工作段。
cd段表示支架不能支撑直接顶的重量，因此，是非
法工作区。
16.回采工作面周围煤层上支撑压力分布的三种情况
（1）
单一的弹性分布（图a）
压力高峰在煤层边缘，随煤壁距离增加按负指数曲线规律递减。
在从煤壁开始的整个分布范围内，煤层都处于弹性压缩状态。
此时，由于煤层边缘未遭破坏，覆盖岩层间保持了较好的接触应力，
很难沿层面剪切滑移，因此，回采工作面上覆各岩梁间的离层不可
能深入煤壁前方，各岩梁的断裂只能在煤壁处发生。
（2）出现塑性破坏区的分布（图b）
该分布由塑性区及弹性区构成。
其中煤壁边缘里侧的弹性区煤层处于弹性变形状态，其压力分布是一个高峰在弹塑性交界处并向纵深发展逐渐下降至原始应力值的曲线，塑性区煤层已遭破坏，处于全应力应
变曲线中的CDE段（塑性流变阶段）。
足够的水平应力是该部位煤层在一定压力下能够保持稳定的条件。
由于塑性区范围内煤层承载能力已大幅下降，而且处于极不稳定状态，因此当上覆岩梁自承能力一旦
消失，相应部位的煤体压缩将加剧。
（3）出现内应力场的分布（图c）
岩梁深入塑性区断裂，原来完整的应力场以岩梁断裂线为界，明显的分为两部分，一部分由运动着的岩梁重量所决定的内应力场
，另一部分是与上覆岩层总体重量相联系的外应力场，包括新扩展的塑性区
及弹性区
两部分。
此时，外应力场压力的大小和影响范围与开采深度直接相关，但是内应力场的压力大小则仅取决于同时运动着的岩层厚度和跨度，与开采深度无直接关系。
第三部分：
计算示例
支护密度确定有关公式
（1）式中：
P0'
来压前夕或来压后重新推进时支架承载值；
γz比重；
fz直接顶力矩系数
Lz直接顶悬跨度；
Lk采场控顶距;
nz支架合力作用距煤壁距离与控顶距间的比例系数。
LR采场支架合力作用点距煤壁的距离。
（直接顶无悬顶时fz=1，）
（2）建立位态方程
①岩梁步距参数：
b、c，来压前后支架承载值及顶板下沉量：
、P0、
、△h0
②确定直接顶厚度mZ及支架支撑直接顶必需的承载值A：
③确定位态常数
（a）已知岩梁厚度mE，运动步距C等，则：
，
（b）若实测P0值满足下式：
P0>
Pmin=A+K0，则位态常数：
④写出位态方程（a）
，（b）
（通常用b方法）
（3）支架实际支撑能力
（
支柱承载不均匀系数，
支柱增阻系数，
回柱阻力）
（4）支柱密度
（若有三组支护强度，则分别算其支护密度，取其最大值时最安全，按条件分段布置时即经济又安全。
）
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