一、重要概念
矿山压力：地下岩体在受到开挖以前，原岩应力处于平衡状态。开掘巷道或进行回采工作时，破坏了原始的应力平衡状态，引起岩体内部的应力重新分布，直至形成新的平衡状态。这种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。（1）
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。（1）
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）
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，也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。（40）
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)
老顶：通常把位于直接顶之上(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。一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。（65）
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：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。（98）
老顶初次来压：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(变形失稳)，有时可能伴随滑落失稳(顶板的台阶下沉)，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，即称为老顶的初次来压。（99）
周期来压：随着回采工作面的推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构将始终经历“稳定一失稳一再稳定”的变化，这种变化将呈现周而复始的过程。出于结构的失稳导致了工作面顶板的来压，这种来压也将随着工作面的推进而呈周期性出现。因此，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）
关键层：将对采场上覆岩层局部或直至地
表
关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf
的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。（174）
开采沉陷：煤层采出后，采空区周围原有的阴历平衡状态受到破坏，引起应力的重新分布，从而引起岩层的变形、破坏与移动，并由下向上发展至地表引起地表的移动，这一过程和现象称为岩层移动，又称为开采沉陷。（177）
充分采动和非充分采动：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地质条件下应有的最大值，此时的采动称为充分采动。将刚达到充分采动状态的采空区尺寸称为临界开采尺寸。如果采空区尺寸小于临界开采尺寸，称为非充分采动。（177）
岩层移动角：地表下沉边界（常以10mm点划定）和采空区边界的连线与水平线在煤柱一侧的夹角称为岩层移动角。（179）.
岩层变形：【地表变形？】：由于地表相邻点的下沉和水平移动量是不相等的，从而引起地表变形。地表变形分为倾斜、曲率、水平变形（拉伸和压缩）。倾斜变形（i）:这是指相邻点在竖直方向的相对移动与两相邻点间水平距离的比值。曲率变形（K）：指相邻线段的倾斜差与两线段中点间的水平距离的比值。水平变形（∈）：指两相邻点的水平移动差值与两点间水平距离的比值。
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）
锚固力：为锚杆对围岩的约束力。（242）
软岩：分为地质软岩和工程软岩。（256）
地质软岩：指强度低，孔隙度大，胶结程度差，受结构面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性粘土矿物的松、散、软、弱岩层的总称。
工程软岩：指在巷道工程力作用下，能产生显著变形的工程岩体。巷道工程力是指作用在巷道工程岩体上的力总和，工程软岩的定义揭示了软岩的相对性质。
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）
冲击矿压：冲击矿压是聚积在矿井巷道和采场周围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。冲击矿压还会引发或可能引发其他矿井灾害，尤其是瓦斯、煤尘爆炸、火灾以及水灾，干扰通风系统，严重时造成地面震动和建筑物破坏等。因此，冲击矿压是煤矿重大灾害之一。（294）
冲击能指数：在单轴压缩状态下，煤样全“应力一应变”曲线峰值c前所积聚的变形能Es与峰值后所消耗的变形能Ex之比值。它是包含试件“应力一应变”全部变化过程的曲线，直观和全面地反映了蓄能、耗能的全过程，显示了冲击倾向的物理本质。（298）
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。
浅埋煤层：根据实测，浅埋煤层可分为两种类型：典型的浅埋煤层，近浅埋煤层。
对于基岩比较薄、松散载荷层厚度比较大的浅埋煤层，其顶板破断运动表现为整体切落形式，易于出现顶板台阶下沉。此类厚松散层浅埋煤层称为典型的浅埋煤层，其特征可以概括为埋藏浅、基载比小、老顶为单一关键层结构的煤层。
对于基岩厚度较大、松散载荷层厚度较小的浅埋煤层，其矿压显现规律介于普通工作面与浅埋煤层工作面之间，顶板结构呈现两组关键层，存在轻微的台阶下沉现象，可称为近浅埋煤层。（283）
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2~3m的长壁工作面，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。
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σz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σz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25kN／m3。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。当多煤层开采时，岩体内的σz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Kp·∑h，它与老顶之间可能留下的空隙△为：
△＝∑h＋M－Kp*∑h=M-∑h*（Kp-1）
当M＝∑h（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θ要小于岩块间的摩擦角ψ
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，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
气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载
。（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，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5—1。表5—1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，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：
①支架－围岩是相互作用的一对力。
②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。
③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.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P－△L曲线可以得出以下结论：
①不同的顶板条件，P－△L曲线的斜率不同，但都呈双曲线关系。
②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。
③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。
④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30~40m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“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4—8m，相当2—3．5倍回采高度。影响范围为40—60m，少数可达60—80m，应力增高系数为2．5—3。工作面倾斜方向固定性支承压力影响范围一般为15—30m，少数可达35—40 m，支承压力峰值位置距煤壁一般为15—20m、应力增高系数为2—3。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1．3。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5—7，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？（203）
(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1／3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—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20—40m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10—20m处，下沉速度最大。在工作面后方0—60m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10％—20％，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？（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.如何根据锚杆对围岩的约束方式定义锚杆锚固力？（242）
1、托锚力：托锚力包括安装锚杆时，通道拧紧螺母产生的锚杆托板对围岩的预紧力，水胀式管状锚杆杆体纵向收缩，使托盘对围岩产生预紧力，以及锚杆托板阻止围岩向巷道内转移时，对围岩施加的径向支护力。
2、粘锚力：粘结剂将围岩与锚杆粘结成整体，由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆通过粘结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形。粘锚力就是锚杆杆体的轴力。摩擦锚固式锚杆通过杆体与围岩之间摩擦力对围岩施加锚固力来抑制围岩变形。
3、切向锚固力：围岩的变形大多从岩体的弱面开始，在围压作用下围岩沿弱面滑动或张开。锚杆体贯穿弱面，限制围岩沿弱面滑动或张开，这种限制力称为切向锚固力。
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，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，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(f＞3．5)，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，释放煤体内部积聚的能量。3)孔缝卸压，用大直径钻孔或切沟槽使煤体松动，达到卸除压力。
24.简述大面积来压的机理和防治措施（329）
顶板大面积来压是由坚硬顶板岩层大面积冒落而形成的。目前较多的看法认为它的机理是，进行开采后，顶板大面积悬露而不垮落，在自重应力作用下，当弯曲应力值超过其极限强度时，出现断裂缝。当然断裂缝也可能是在原生裂隙上发展的。一旦这些裂缝贯穿岩层时，则发生断裂，从而引起大面积顶板垮落。也有另外一些看法，如认为顶板大面积悬空后，形成扁平狭条孔，在煤柱上的顶板岩层内产生强大的切应力，导致顶板被切断。
顶板大面积来压与冲击矿区的机理和成因不同，顶板大面积来压是顶板大面积悬露到一定极限后，突然破断的，它的动压显现是由于大面积垮落形成的。当然，从能量积聚条件看，大面积坚硬顶板悬露弯曲变形时，也积聚弹性变形能，因此，有这种条件的矿井也可能出现冲击矿压现象，而且大面积来压的破断过程中，能量释放有时也伴随有煤的突出、弹射和破坏巷道等伴生的冲击矿压现象。
顶板大面积来压的防治措施：
(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。顶板注水可以起软化顶板，增加和扩展裂隙，以及润滑弱面等作用，其主要机理是，注水后能溶解顶板岩石中的胶结物和部分矿物，减小层间粘结力；高压水可以形成水楔，扩大和增加岩石中的裂隙弱面。故注水后岩石的强度将显著降低。
(2)强制放顶
用爆破的方法人为地将顶板切断，并使顶板冒落形成矸石垫层。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暴风。为了形成垫层，放顶的高度可按形成垫层的厚度进行计算。强制放顶方法有以下几种：“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。
(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。应当指出，这两种措施必须同时采用。隔离区域应根据顶板冒落性能划分，一般采空范围可控制在5万一10万m2。隔离煤柱的宽度为15—20m，煤柱中间尽量不掘联络通道，如有通道，必须做好防暴风密闭。同时在被隔离的区域设有泄风道，才能有效地起到隔离作用。
3. 支承压力与矿山压力的区别？
矿山压力……，支承压力……，显然，支承压力是矿山压力的重要组成部分。
24. 画出巷道支架与围岩相互作用关系示意图，并分析支架与围岩的相互作用原理。（234）
11.是否矿山压力大矿山压力显现也必然强烈，试举例说明。（109）
16. 试分析综采面支护质量监测对于改善工作面支架—围岩关系，确保工作面高产高效的作用。（170）
9. 老顶破时在岩体内将引起什么性质的挠动，其特点是什么？有何实用意义？（91）
25. 高强度螺纹钢锚杆组成及其经常与之组合使用的支护材料。（247）
26. 如何根据锚杆对围岩的约束方式定义锚杆锚固力？（242）
� EMBED Equation.3 ���
PAGE
_1287859751.unknown
浙公网安备 33021202002483