矿山压力与控制复习题Word文档下载推荐.docx

1、9. 顶板下沉量：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量，常以每米采高每米推进度多少毫米表示10.矿山压力：由于在地下煤岩体中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上引起的力。11.矿山压力控制：人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施12.端面距：回采工作面支架顶梁前端至煤壁的距离13.围岩极限平衡区：岩块的应力圆与其强度包络线相切的状态称为极限平衡状态，围岩处于极限平衡状态的区域称为围岩极限平衡区。14.支承压力：指在岩体中开掘巷道，在煤层内进行采煤时，巷道两侧或回采工作面周围煤壁上形成的高于原岩应力的垂直集中应力。15、岩石：由矿物或岩屑在地质作用下

2、按一定规律聚集而形成的自然物体 16、孔隙度：指岩石中裂隙和空隙的发育程度，其衡量指标为孔隙率或孔隙比。17、流变：与时间因素有关的应力应变现象18、蠕变：应力不变的条件下，应变随时间延长而增加的现象。19、自重应力：由地心引力引起的应力20、构造应力：由于地质构造运动而引起的应力21、直接顶：位于煤层或伪顶之上有一定的稳定性，移架或回柱后能自行垮落的岩层，岩性多为砂页岩、页岩22、基本顶：又称老顶。位于直接顶或煤层之上，通常厚度及岩石强度较大、难以垮落的岩层1、简要叙述岩石单轴受压条件下的全过程应力-应变曲线的5个阶段。OA原始空隙压密阶段AB线弹性变形阶段 B点为弹性极限BC 0.6max

3、 开始破裂CD 0.95max 破裂加剧，伴随声发射急增 D点为强度极限DE软化，残余变形 E点为完全破坏点2、简述莫尔强度理论。莫尔强度理论认为，材料的破坏主要是与该点处的剪应力及正应力有关，在极限状态其关系为： 此曲线由试验而得，曲线上的每一点表示该处的与值是处于破坏的极限状态，因而此曲线称为岩石的强度曲线，也称莫尔包络线。经过实验，此曲线有人认为是抛物线、也有人认为可按双曲线或摆线考虑。库伦则认为采用斜直线型包络线足以供实践中应用，称为“库伦莫尔”强度条件。3、影响岩体强度的因素主要有哪些？结构面产状：单向压缩下结构面产状三轴压缩下结构面产状；结构面密度；试件尺寸；环境围压；孔隙水压4、

4、简述原岩应力的分布基本规律。实测铅直应力等于上覆岩层重量。水平应力普遍大于铅直应力。平均水平应力与铅直应力的比值随深度增加而减少。 最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大5、怎样理解直接顶和基本顶的组成、破坏特征和控制要求？答：所谓直接顶是指在老塘（采空区）内已垮落，在采场内由支架暂时支撑的悬臂梁，其结构特点是在采场推进方向上不能始终保持水平力的传递。因此，控制直接顶的基本要求是：当其运动时，支架应能承担其全部作用力。基本顶是指运动时对采场矿压显现有明显影响的传递岩梁的总合，在初次来压后，是一组在推进方向上能始终传递水平力的不等高裂隙梁。对于基本顶各岩梁控制的基本要求是：防止由于基本顶运动

5、对采场产生动压冲击和大面积切顶事故发生，把基本顶岩梁运动结束时在采场形成的顶板下沉量控制在要求的范围。显然，如果基本顶岩梁运动没有动压冲击，岩梁运动结束后的自由位态所形成的采场顶板下沉量满足生产要求，此时支架可不承担基本顶岩梁的岩重。换句话说，对这部分岩梁，支架承担的压力大小取决于所控制的岩梁位态。6、如何判断顶板的离层？离层发生的位置和条件如下：离层将发生在岩层的接触面或软弱夹层上。接触面的破坏力学条件为相应接触面上的剪应力超限。即悬露岩层的跨度达到极限跨度时，离层才会发生，因此，控制岩梁的悬跨度是控制离层发生的重要方法。离层出现的位置取决于组合岩梁中各岩层的弯曲刚度和各夹层的强度。当下部岩

6、层弯曲刚度小，夹层（或接触面）强度低时，离层在下部发生；反之，离层可能先在上部夹层出现。对于相邻的两岩层，是否同时运动组成一个传递岩梁，还是分开运动形成两个传递岩梁，可以用两岩层沉降中最大曲率（max）和最大挠度（max）进行判断。7、直接顶厚度的确定方法有哪几种？直接顶厚度的确定方法有理论推断与现场实测方法。1）理论推断方法对开采单一煤层或厚煤层顶分层有关推断冒高的方法和表达公式基本上有两大类：（1）不考虑岩梁本身沉降的推断方法 （2）考虑岩梁本身沉降的推断方法 2）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

7、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。8.简述采空区处理的常用方法。采空区处理方法:（a）刀柱（留煤柱）法; （b）顶板缓慢下沉法;（c）充填法; （d）全部垮落法9.试述“悬臂梁”假说。此假说认为，工作面和采空区顶板可视为一端固定于煤壁前方岩体内，另一端处于悬伸状态的梁，悬臂梁弯曲下沉后，受到已垮落岩石的支撑，当悬伸长度很大时，发生有规律的周期性折断，从而引起周期来压。优点：可以解释工作面近煤壁处顶板下沉量小，支架载荷小的原因；也可以解释工作面前方出现的支撑压力及工作面出现的周期来压。缺点：假设条件过于简单，一般煤层很少是弹性连续介

8、质，因而该假说不能从数量上解释矿山压力问题。特别是对松软破碎顶板不适用。10、试述“压力拱”假说。压力拱假说的实质：（1）回采面自开切眼开始就已经形成了压力拱。（2）随着回采面推进，由于采空区扩大，压力拱的范围也随之增大，直至采空区顶板冒落后，形成了新的压力拱。（3）压力拱的一个支点是工作面前方煤壁（前拱脚），另一个支点是采空区的冒落的矸石或充填体（后拱脚），随着工作面向前推进，前后拱脚随之向前移动。（4）前后两拱脚为高应力区，而前后拱脚之间为减压区。因此，工作面内的支架只承受拱内岩石重量的作用。为了减少支架所受的压力，应尽量减少拱的范围。比较简明地解释了围岩的卸载原因和减压区的存在，给出了围

9、岩的最终平衡状态。不能全面地解释矿山压力的各种现象，特别是对岩层移动的力学特性未作任何解释。11、简述厚层坚硬顶板大面积来压的预防方法。（1）顶板高压注水：从工作面两巷向顶板打深孔，进行高压注水。顶板注水可以起到软化顶板、增加或扩展裂隙，以及润滑弱面等作用。（2）强制放顶：用爆破的方法人为地将顶板切断，并使顶板冒落形成断层。切断顶板可以控制冒落面积，减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载荷；形成垫层可以缓和冒落时产生的风暴。有以下几种方法：“循环式”浅孔放顶；“步距式”深孔放顶； 台阶式放顶；超前深孔松动爆破；地面深孔放顶。（3）预防暴风措施在有大面积来压危险的矿井或区域，可采取预防措施，以免对生产

10、和安全造成危害。进行预防，一般是采用堵和泄的办法。堵，即用留置隔离煤柱和设置防暴风密闭，把已采区与生产区隔离起来。泄，即通过专门泄风道，使被隔离区域与地面相通，以便将形成的暴风引出地表。12、试分析影响采场矿山压力显现的主要因素。（1）顶板岩层组成直接顶的影响：直接顶的完整程度将直接影响工作面的安全及工作面的生产效率，而且也将影响到支护方式的选择。基本顶的影响：基本顶的运动及来压强度不仅对直接顶的稳定性有直接影响，而且对确定支护强度、支架的可缩量以及选择采空区处理方法等都起着决定性作用。（2）采煤工作面推进速度主要表现为工作面推进速度对顶板下沉量、煤壁片帮、煤壁前方支撑压力的影响。（3）开采深

11、度开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显。开采深度对工作面矿山压力显现的影响并不明显。（4）采高与控顶距采高与控顶距越大，工作面中矿压显现越严重；反之，亦反。（5）煤层倾角煤层倾角对采煤工作面的矿压显现有较大的影响。煤层倾角越大，顶板下沉量就越小，且上部的矿山压力显现要比下部剧烈。13、基本顶初次来压的特点。（1） 回采工作面顶板急剧下沉，支架载荷增大。（2） 工作面内直接顶比较破碎，甚至出现台阶状下沉现象。（3） 煤壁中支撑压力增大，表现为煤壁片帮严重。这是基本顶初次来压的预兆之一。（4） 基本顶初次来压比较突然，易造成顶板垮落事故。（5） 工作面顶板出现裂缝，并有顶板掉碴现象，有时顶

12、板有断裂声。14、分层开采矿压显现。（1）老顶来压步距小、强度低；（2）支架载荷变小，一、二分层表现为动、静载荷；（3）顶板下沉量变大；（4）煤壁片帮减弱，支承压力减小15、放顶煤开采矿压显现。（1）支承压力分布：综放开采的支承压力分布范围大，峰值点前移。支承压力集中系数没有显著变化。 （2）工作面支承载荷不大。放顶煤工作面仍有周期来压现象，但不明显，初次来压强度也不大。（3）放顶煤工作面的煤壁及端面顶板的维护显得特别重要。（4）放顶煤工作面，端头压力和工作面两端平巷压力并不大，故回采巷道的矿压显现较分层多次开采缓和。（5）支架前柱的工作阻力大于后柱阻力。同时,支架承受冒落煤矸冲击造成的动载荷

13、影响明显。（6）下分层综放时的矿压显现规律：矿山压力显现程度有所减弱。16、简述回采工作面支架-围岩相互作用原理。（1）支架围岩相互作用的特点：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。支架结构及尺寸不同对顶板压力影响和维护效果不同。（2）从PL曲线可以得出一下结论：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：

14、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。17、顶板分类方案及其指标。直接顶分类、老顶分级P9918、支撑式支架的工作特点、优点及适用范围。支撑式支架工作特点及优点：（1）顶梁较长，一般都在3.5-4米左右，顶板从煤壁暴露出来以后需要6-7次移架才允许冒落。（2）支架的支撑力靠近采空区一侧，对机道上方的支撑力较小，对破碎顶板不利。（3）多为框式结构，不能承受水平力。（4）架间无侧护板，当顶板较破碎时，易漏矸或造成局部冒顶。（5）支架的立柱垂直于顶、底板，支撑效率高。（6）支架的通风断面大，行

15、人方便，结构简单。适用范围：煤层瓦斯涌出量较大，直接顶较完整，顶板压力较大的近水平煤层和缓倾斜煤层工作面。19、综采液压支架选型的具体步骤。（1）根据顶板岩石力学性质、厚度及岩层结构和弱面发育程度确定直接顶类型。（2）根据基本顶岩石力学特性及矿压显现特征确定其级别。（3）根据底板岩性及底板抗压入强度和刚度测定结果，确定底板类型。（4）根据矿压实测数据计算额定工作阻力，或根据采高、控顶宽度及周期来压步距，估算支架所需的支护强度和每米阻力。（5）根据顶底板类型、级别及采高，初选所需的额定支护强度，初选支架架型。（6）考虑工作面风量、行人断面、煤层倾角，修正架型及参数。（7）考虑采高、煤壁片帮（煤层

16、硬度和节理）的倾向性及顶板端面冒落度，确定顶梁及护帮结构。（8）考虑煤层倾角及工作面推进方向，确定侧推结构及参数。（9）根据底板抗压入强度，确定支架底座结构参数及对架型参数的要求。（10）利用支架参数优化程度（考虑结构受力最小），使支架结构优化。巷道及运输等有时对选架型也有较大影响。其中最重要的是初选额定强度及初选架型。20、实践证明，提高支架的初撑力对采场矿压控制有哪些作用？（1）提高支架初撑力可以减少顶板离层，增强顶板自身强度，增加顶板的稳定性。（2）提高支架对机道顶板的支撑能力，减少工作面顶板端面破碎度及煤壁片帮。（3）压实顶梁上及底座下的浮矸，提高支撑系统刚度。（4）充分利用支架额定支

17、撑能力，减少顶底板相对移近量。21、论述采区平巷沿走向矿压显现的规律。（1）巷道掘进阶段（原始应力）：矿压显现不剧烈，围岩较快趋向平衡，移动速度剧烈衰减趋向稳定（2）无采掘影响阶段（超前应力）：围岩移动微小，速度缓慢，基本上处于稳定状态（3）采动影响阶段（残余支承压力）：矿压显现强烈，巷道维护最困难；前方采动影响带（40-50m）采动影响增加，后方采动影响带（40-60m）采动影响衰减（4）采动影响稳定阶段（侧向应力影响）：工作面后方100120m围岩平均移动速度稍大（5）二次采动影响阶段（上滞后下超前叠加）：比一次采动影响大22.论述完全沿空留巷和沿空掘巷的优缺点。（1）完全沿空掘巷巷道在煤

18、体边缘的应力降低区内掘进，因而巷道受压不大，有利于维护；煤体边缘经受过支撑压力的破坏作用后使瓦斯得到自然释放，对于有冲击矿压和瓦斯突出的煤层可大大减少发生这类动力现象的危险性，有利于保证巷道掘进的安全；这种方式与留煤柱护巷相比可提高煤炭回收率，而与沿空留巷相比可缩短巷道维护时间。应用这种掘进方式，由于一侧是采空区，故巷道施工比较困难。（2）完全沿空留巷下区段回采时可少掘一条巷道，从而可大大降低巷道掘进率；其次是从根本上消除了沿空掘巷需要滞后掘进的缺点，有利于上、下区段按正常顺序连续开采，有利于矿井生产集中化和改善采掘接替关系。留下的巷道要先后经受二次采动影响，其中一次采动时工作面后方出现的强烈

19、矿压显现对巷道影响尤为严重，使巷道很难维护。23. 矿山压力与岩层控制研究历史上主要存在几种假说？并叙述各假说的内容及优缺点？有四种假说。分别为：1）压力拱假说此假说认为：2）悬臂梁假说3）铰接岩块假说该假说认为采场上覆岩层分为垮落带和裂隙带，二者的差别在于，裂隙带岩块间存在有规律的水平挤压力的联系，从而相互铰合而形成一条多环节的铰链。对支架和围岩的相互作用做了较详细的分析，认为工作面支架存在两种工作状态：给定载荷状态和给定变形状态。铰接岩块间的平衡关系为三铰拱式的平衡。正确地阐明了工作面上覆岩层的分带情况，并初步涉及到岩层内部的力学关系及其可能形成的“结构”。未能对铰接岩块间的平衡条件做进一

20、步的探讨。（4）预成裂隙假说该假说认为，由于开采工作的影响，回采工作面上覆岩层的连续性已被破坏，成为非连续体。在采场周围存在应力降低区，应力增高区和采动影响区，并随工作面推进而向前移动。采场周围岩体形成各种裂隙，从而形成假塑性梁。这种梁在其自重和上覆岩层的作用下将发生塑性弯曲，致使顶板发生下沉或垮落。为了有效地控制顶板，要求支架应有足够的初撑力和工作阻力。为了减少支架所受的载荷，工作面的控顶距不要过大，而且支架要应有足够的可缩性。在有些情况下是符合实际情况的，比压力拱假说和悬臂梁假说有进一步的发展。对于坚硬岩层往往不能形成“预成裂隙”，对于松软岩层又不能形成假塑性梁，所以这种假说有一定的局限性

21、。而且这种假说对于一些矿山压力现象（如顶板的初次来压和周期来压等）没有给予明确的解释。 24.控制顶板就是控制顶板下沉的提法对不对，为什么？这种说法不够全面。原因如下：在回采工作面，用支架来控制顶板的目的是为了维护必要的架采工作空间，使之在一定的时间内不发生顶板冒落事故，以保证采煤工作的正常进行。根据“P-L”曲线可知，支架可以在一定程度上控制顶板的下沉量。从这个意义上讲可以说控制顶板就是控制顶板的下沉量。但是，支架又不能完全控制顶板的下沉量。现有支架的支撑力对于老顶及上覆岩层运动所引起的顶板下沉影响很小，所以，回采工作面顶板下沉是不可避免的。另外，在直接顶比较完整，采用单体支架或以支撑为主的

22、液压支架时，支架对顶板下沉有一定的控制作用，但在顶板比较破碎时，采用单体支架控制顶板下沉就比较困难。在使用掩护支架控制顶板时，实际上，支架只起掩护顶板破碎矸石的作用，而根本不控制顶板的下沉量。回采工作面支架对顶板起着支和护两种作用。支就是支撑直接顶及老顶作用在支架上的载荷，减缓顶板的下沉；护就是保护顶板的完整性，或是用掩护式支架掩护采空区的冒落矸石，以维持一定的开采空间。所以说控制顶板就是控制顶板下沉的提法是不够全面的。25、矿山压力与岩层控制研究的方法。（1）理论研究解析分析方法数值分析方法模糊分析、概率统计、随机分析、灵敏度分析、趋势分析近代数学、力学和计算机科学方法（2）实验室研究岩石的

23、物理力学性质相似模拟支架的整体性能（3） 现场观测出现了利用红外遥感、声波、遥控、自动监测四、计算题1、 计算只考虑自重条件下，赋存在600m深处岩体内的原岩应力，假设岩层平均位积力为25 kN/m3,泊松比=0.2。原岩应力为：垂直应力：1=H=25600=15MPa侧向应力：2 =3=H /（1-）=0.225600/（1-0.2）=3.75 MPa2、假设如图所示第1层控制的岩层为两层即n=3。各岩层的厚度、体积力及弹性模量见表31，试求此岩层所受的载荷大小。岩层岩性体积力ri/MNm-3厚度hi/m弹性模量Ei/MPa抗拉强度Ri/MPa1中砂岩0.0234.02.5x10472泥岩0

24、.0252.71.1x1043砂质泥岩0.0262.01.5x1042.545.52.3x104第1层本身的载荷为q1=23x4.0=92（kPa）考虑第2层对第一层的作用，则=140.5（kPa）计算到第3层，则第1层的载荷为=174.7（kPa）同理，计算到第4层，则第1层的载荷为=163.7（kPa）由此可知，应考虑第一、第二、第三层对第一层载荷的影响，第四层由于本身强度大、岩层厚，对第一层载荷不起作用，因此，第1层岩层所受载荷大小为174.7 kPa。3、 实际测定的周期来压步距为11.5m，控顶距lm为4m。首先确定自身平衡的岩层为4.24m的砂岩或2.02m的石灰岩层，岩块间的摩擦系数=0.8，=H/6。先考虑2.02的石灰岩不能形成平衡，则支架为保持=0，应具有的附加力P1为:=-2080（KN）上式中=25=0，P 1为负值，即说明2.02m的石灰岩可自身取得平衡，不需要支架给予补充的支撑力，以保持其平衡。再分析4.24m厚的砂岩层，设周期来压由此岩层形成，则附加力P1为=870（KN）说明必须对4.24m的砂岩层施加870KN的附加力，才能使岩层断裂回转时不发生滑落失稳，如再考虑支架应承受的直接顶载荷，则支架应具备的工作阻力为=1420（KN）支护强度 =355（KN）