矿山压力及控制习题参考问题详解

一`名词解释
1矿山压力：由于在地下煤岩中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩 体中和其中支护物上所引起的力。

2矿压显现：由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支撑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：所有人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压 力控制（简称为“矿压控制”）
4伪 顶：在煤层与直接顶之间有时存在厚度小于0.3至0.5m 极易垮落的软弱岩层。

5直接顶：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。

6老 顶：位于直接顶上方厚而坚硬的岩层。

7老顶初次来压步距：由开切眼到初次来压时工作面推进的距离。

8 老顶的周期来压步距;两次来压期间工作面推进的距离。

9沿空掘巷：在上一区段工作面运输平巷废弃后，待采空区上覆岩层移动基本稳定后，沿被废弃的巷道边缘，掘进下一工作面的区段回风平巷称为沿空掘巷。

10沿空留巷：在上区段工作面采过后，通过加强支护或采用其他有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，作为下区段工作面的回采时的回风平巷称为沿空留巷。

11端面破碎度：支架前梁端部到煤壁间顶板破碎的程度。

12冲击地压:也称岩爆，发生在煤矿中一般叫冲击地压，发生在岩层中叫岩爆。

它是一种岩体中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释放，导致岩石爆裂并弹射出来的现象。

二、问答题
1、绘制侧压系数λ=0,71,31,2
1,1时圆孔巷道周围的应力分布图，并叙 述应力分布的特征。

特征： 1）圆孔周围应力集中是局部的，应力集中程度随远离孔而减弱，并趋于原始应力； 2）圆孔周边应力集中系数随围压增大而有所减弱； 3）当λ＜1/3时，沿最大主应力方向，孔周边一定围存在切向拉应力；当λ≥1/3时，围岩周边不产生切向拉应力； 4）当λ=0时，沿最大主应力方向，孔周边一定围存在径向拉应力。

2试述原岩应力场的概念及主要组成部分。

天然存在于原岩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，自重应力场与构造应力场是原岩应力场的重要组成部分。

3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。

第一种方法
答：碎胀特征：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。

作用：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，就会发生破坏断裂，并给工作面顶板管理造成影响以至危害。

岩石破碎用碎胀系数pK来表示，岩石破碎后体积膨胀，碎胀性系数取决于岩石的破碎
程度，排列状态。

形成充满采空区所需直接顶厚度，pK越大，充满采空区直接
顶的厚度就越小。

第二种方法
a，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；
b，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Δ为：Δ=∑h+M-Kp•∑h=M-∑h（Kp-1）
c，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。

4. 简述直接顶初次垮落前易离层的原因。

1）直接顶较软，容易发生弯曲变形。

2）未及时支护，支撑力不足
3）直接顶比较破碎
4）直接顶最大扰度大于老顶最大扰度
5）直接顶厚度小于或等于老顶厚度初次放顶前直接顶所在的状态大部分均可能发生离层。

其原因是老顶此时尚处于板的悬露状态，因而挠度较小，而且直接顶则由于强度较弱，或由于岩层较薄，使直接顶的挠度有可能大于老顶的挠度，而形成离层。

5．叙述回采工作面上覆岩层移动规律。

A岩层移动主要是研究开采后引起的地表变形破坏规律。

B煤层开采后形成的采空区大多数为长方形，老顶岩层的破坏因长方形的角效应影响而呈椭圆形，且比采空区面积要大。

C开采水平或近水平煤层时，移动盆地位于采空区正上方，而且盆地中心对应着采空区中心，中心点是垂直下落的。

6．叙述回采工作面上覆岩层的破坏方式及其分区。

根据采空区覆岩移动破坏程度，可分为“三带”：
（1）跨落带。

破断后的岩块呈不规则跨落，排列也极不整齐，松散系数比较大，一般可达1.3～1.5。

但经重新压实后，碎胀系数可降到1.03左右。

此区域与所开采的煤层相毗连，很多情况下是由于直接顶岩层冒落后形成的.
（2）裂缝带。

岩层破断后，岩块仍然排列整齐的区域即为裂缝带。

它位于冒落带之上，由于排列比较整齐，因此碎胀系数较小。

关键层破断块体有可能形成“砌体梁”结构。

跨落带与裂隙带合称“两带”，又称为“导水裂缝带”，意指上覆层含水层位于“两带”围，将会导致岩体水通过岩体破断裂缝流入采空区和回采工作面。

（3）弯曲带。

自裂缝带顶界到地表的所有岩层称为弯曲带。

弯曲带岩层移动的显著特点是，岩层移动过程的连续和整体性，即裂缝带顶界以上至地表的岩层移动是成层地、整体性地发生，在垂直剖面上，其上下各部分的下沉量很小。

若存在厚硬的关键层，则可能在弯曲带出现离层区。

A区域：煤层上方的岩层在开采的影响下，一般在回采工作面前方30～40m处就开始变形。

其特点是水平移动较为剧烈，但垂直移动甚微。

在有些场合垂直位移量还会出现负值（即岩层有上升现象）。

当工作面推过此区域，才引起垂直位移急剧增加。

B区域：回采工作推过钻孔4～8m后，垂直位移急剧增加，但各层位移速度不尽相同。

其特点为越向上越缓慢，在此区域形成层间离层，且此区域的岩层早已断裂成岩块。

C区域：已断裂的岩层重新受到已冒落矸石支撑时，变形曲线又趋于缓和。

在此区域，各层移动速度的特点是邻近煤层岩层的运动速度要缓于其上覆岩层，各岩层又进入互相压合的过程。

试分析直接顶、老顶的各项指标在矿山压力显现中所起的作用。

厚度：当直接顶厚度较大时，由于岩石的碎胀特性，垮落后能较好的充填采空区，能够较好的承载上覆的负载，矿山压力显现不明显。

当直接顶的厚度较小时，不能很好的充填采空区来支撑上覆压力，导致矿山压力显现明显。

对于老顶，如果老顶的厚度较大，当老顶断裂，回转，作用在直接顶上的力的作用就大，传递给工作面的作用就大，矿山压力显现明显，老顶厚度小时，相反的，压力显现就不明显。

悬露长度：当直接顶的悬露长度过大时，冒顶整体垮落时，将对工作面产生很大的冲击，导致矿山压力显现明显。

悬露长度不大，垮落量小，对直接顶及工作面的冲击也相应的减少，可以减少矿山压力显现的作用。

硬度：当直接顶比较破碎，直接定易垮落，垮落量小，对工作面冲击较小，从而矿压显现较弱。

反之亦然。

8．评价矿山压力显现程度的指标有哪些？怎样预测预报老顶的来压。

1）顶板下沉 S（mm）——煤壁到采空区边缘围顶、底板间相对位移。

顶板绝对下沉不易得到，一般以距煤壁4米处下沉量为工作面顶板下沉量。

可以每米采高每米推进度下沉量S/L/M为比较标准2）顶板下沉速度V（mm/h）——单位时间顶板下沉量。

3)支柱变形与折损——观察喷液、下缩、压裂、折断等。

4)顶板破碎度——单位面积中顶板冒落面积所占百分比。

5)局部冒顶——小围顶板垮落。

6)大面积冒顶——顶板沿工作面煤壁切落。

7)煤壁片
帮——煤壁因支承压力作用发生的剪切坍塌破坏。

8)底臌——底板塑性变形。

9）支柱插入底板——底板松软，对顶板管理很不利。

初次来压时矿压显现特点：1）来压前，顶板压力无明显增大；2)煤壁部支承压力增高，煤壁片帮严重； 3)顶板有板炮声响；4)顶板下沉速度急剧增加，由1mm/h 到 5~20mm/h 5）支柱载荷急剧增加；6）顶板出现拉绺现象（直接顶沿煤壁切断）。

周期来压时的矿压显现：1）顶板下沉量急剧增加；2)支柱载荷普遍增加；3）煤壁片帮严重；4）当支撑力不足时，工作面会出现台阶下沉；5)如果支护参数选择不合理，回发生冒顶、切顶。

9．影响回采工作面矿山压力显现的主要因素有哪些？
采高与控顶距，工作面推进速度，开采深度，煤层倾角。

10．叙述采空处理的方法有哪些，其各种处理方法引起顶板的沉降断裂是怎样的。

对于矿山地下开采遗留的采空区，处理方法通常有封闭、崩落、加固和充填四大类。

加固法处理采空区主要在采空区土方修建公路、隧道等工程时应用较多。

由于成本较高，技术难度大，所以目前在矿山的开采阶段应用较少。

在具体的采空区处理过程中，由于各个矿山存在的采空区数量、其所处位置、形态特征不一样，必须针对各采空区的特点和条件，分别采取相应的处理方法。

有时采用两类方法联合处理，如采用加固法与充填法联合、崩落法与充填法联合等:有时由同一类方法衍生出一系列子方法，如充填法可分:千石充填法、尾砂充填法、胶结充填法等。

11．叙述回采工作面支架与围岩的相互作用原理
1）支架与围岩是相互作用的一对力，在小围，围岩形成的顶板压力可看作一个作用力，支架可视为一个反力，两者相互适应，使其大小相等，而且尽可能的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
3）支架结构及尺寸对顶板压力的影响。

在实际生产中证明，在支架架型选择何时时，可以用最小的工作阻力维护好
12、支架－围岩相互作用原理：
①支架支护作用，支架的工作阻力，尤其是初撑力在一定程度上能有效地抑制直接顶板离层，控制围岩塑性区的再发展和围岩的持续变形，保持围岩稳定。

②围岩的自承能力，地下工程中围岩不仅是施载体，在一定条件下还是一种天然承载构件，上覆岩层的绝大部分重量完全是由自身承担的，因此合理的支架－围岩相互作用关系是充分利用围岩的这种天然自承力和承载力。

“煤体—支架—垮落矸石”支撑系统：
煤体、垮落矸石为平衡结构支点（拱脚），需承受更多载荷；
“煤体—支架—垮落矸石”支撑系统为静不定系统，刚度大的承受载荷也大；
煤体刚度大于垮落矸石及支架，为主要承载体；
支架受到保护，刚度较小，承载较小。

13、影响采区巷道变形与破坏的因素有哪些？
答：一自然因素：（1）岩体性质及构造特征（岩体强度，岩体的层理、节理、裂隙发育程度）；（2）开采深度；（3）煤层倾角；（4）地质构造因素（断层、褶皱）；（5）水的影响；（6）时间因素的影响。

二开采技术因素：（1）受采动影响情况（2）巷道保护方法（3）巷道断面的形状及支架架设时间
14．采区平巷在其整个服务期沿走向的矿压显现有哪些基本规律，采动影响带的前影响区和后影响区矿压显现的特点和机理有何不同？（安题意进行缩减或者看下一题）
答：矿压显现因巷道布置不同而不同①煤体——煤体巷道服务期间，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。

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的多，一般仅1/3左右。

②煤体——煤柱或无煤柱巷道服务期间，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。

但是巷道整个服务期间，始终受相邻区段采空区残余支撑压力的影响，三个影响阶段的围岩变形均大于煤体——煤体巷道。

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，围岩变形量远大于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航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。

14.采区平巷在其服务期沿走向的矿压规律有哪些？
(1)煤体—煤体巷道服务期间，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，园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)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．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)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。

15．回采工作面周围支承压力在煤层平面和顶底板中的分布特性
1采煤工作面前方煤壁一端支承着工作面上方裂隙带及其上覆层的大部分重量，及工作面前方支撑压力远比工作面后方。

2由于采煤工作面的推进，煤壁和采空区冒落带是向前移动的，因此工作面前后方支承压力是移动支承压力。

3由于裂缝带形成了以煤壁和采空区冒落带为前后支承点的半拱式平衡，所以采煤工作面处于减压力围。

4采煤工作面前方形成的支承压力，最大值发生在工作面中部前方，峰值可达原岩应力的2~4倍，即应力集中系数K值得变化围为2.0~4.0。

前方支承压力的峰值位置可深入媒体2~10M，其影响围可达采煤工作面前方90~100M。

16．因采区巷道受采动的影响，采取哪些措施可以保护采区巷道
1控制方法：
巷道保护——使围岩应力与岩体强度相适应
（采用适当断面，预留断面，煤柱护巷，巷道在减压区）
巷道支护——架设支架防止围岩过度变形与移动
巷道维修——改换已恶化的支撑系统，恢复围岩移动稳定性（补棚、补柱、扩帮、起底、更换已损支架）
2基本措施：
将巷道布置在岩性好的岩层
将巷道布置在应力降低区(躲压)
对巷道进行卸压保护（移压）
常用方法为：
1卸压①巷道跨②采卸压③开槽（松动）卸压④卸压巷硐卸压⑤掘前预采
2无煤柱护巷
17．巷道的支护方法有哪些，叙述采用锚杆和喷射混凝土支护的作用原理
一：支护方法
（1）木支护：梯形（对棚或密集等）
（2）金属支架：工字钢梯形支架，平顶可缩金属支架，拱形可缩性金属支架棚间距0.5～0.7m 。

（3）锚杆支护
二、锚杆支护
1）悬吊作用，指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂于其上的坚固老顶上2）组合梁作用，是指将层状岩体各层用锚杆连结并紧固，如图右所示。

锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，提高了岩层的整体抗弯能力。

3）锚杆楔固作用，在围岩中存在一组或几组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动
三、喷射混凝土支护的作用原理
（1加固与防止风化作用
喷射混凝土以较高的速度射入开的节理裂隙，产生如同石墙灰缝一样的粘结作用，从而提高了岩体的粘结力和摩擦角。

也就是提高了围岩的强度。

同时喷射混凝土层封闭了围岩，能够防止因水和风化作用造成围岩的破坏与剥落。

（2改善围岩应力状态作用
使巷道周边围岩由双向受力状态变成三向受力状态，提高了围岩的强度。

（3柔性支护结构作用
一方面，喷层有粘结强度，能和围岩紧密地粘结在一起，喷层较薄，具有一定的柔性；可以让围岩产生一定量的径向位移，另一方面，混凝土喷层在与围岩共同变形中受到压缩，对围岩产生愈来愈大的支护反力，能够抑制围岩产生过大的变形，防止围岩发生松动破碎。

18. 回采工作面上覆岩层移动规律假说
一、自然平衡拱理论
认为：地下空间开挖后，已开挖空间的上覆岩层将逐步自然冒落成拱形，拱高h是岩体强度和巷道宽度的函数。

二、压力拱假说
在上覆岩层中，形成一个“压力拱”，前方煤壁及后方垮落矸石分别为拱的两脚，工作面处于拱的保护之下，“压力拱”将随工作面的推进而前移。

三、悬臂梁假说
该理论认为顶板是一种连续介质，工作面和采空区上覆岩层，可视为一端固定于岩体，另一端悬伸的悬臂梁，多岩层可组成组合悬臂梁。

悬臂梁平时承担岩层载荷，当其变形下沉时，一端压在垮落矸石上，当跨度增大，断裂形成周期来压。

四、预成裂隙假说
顶板岩层受支承压力作用，产生相互平行的裂隙，成为“假塑性体”，在工作面推进过程中，产生塑性弯曲，由相互挤压形成类似梁的平衡结构。

顶板分为应力降低区、应力升高区、采动影响区，三区随工作面而移动。

工作面支架应具有足够的初撑力和工作阻力，以阻止岩块滑落或离层。

五、铰接岩块假说
上覆岩层分为垮落带和规则移动带，规则移动带岩块间相互铰合而形成一条多环节的岩块铰链。

六、砌体梁理论
在铰结岩块和预成裂隙理论的基础上提出的。

认为：采场上覆岩层的岩体结构主要由各坚硬岩层构成，每组岩体结构中的软岩层可视为坚硬岩层上
的载荷，随工作面推进，当老顶达到极限跨距时断裂，破断的岩块在下沉变形中互相挤压，产生强大的水平推力，岩块间摩擦咬合，形成外表似梁实质是拱的砌体梁或裂隙体梁三铰拱式平衡结构。

结构具有滑落失稳和回转变形失稳两种失稳
形式。

七、传递岩梁理论
认为：在工作面采动上覆岩层中，除靠近煤层的已冒落到采空区的直接顶外，直接顶上的老顶岩层断裂呈假塑性状态，一端由工作面前方煤体支承，另一端由采空区已冒落的矸石支承，在推进方向上形成不等高的可传递水平力的裂隙岩梁。

老顶传递岩梁对支架的作用力取决于支架对传递岩梁运动的抵抗程度，可能存在给定变形和给定载荷两种工作方式，并给出了支架围岩关系的位态方程式。

八、关键层理论
在砌体梁理论的基础上提出的，认为在采动岩体中形成砌体的大结构中，控制顶板岩体稳定性是几个主要的关键块体。

判断关键块体稳定性的准则为“S-R”稳定条件。

矿山压力常规观测的容有哪些，简述各项监测项目的观测方法。

观察方法：工作面顶板下沉量及下沉速度观测 1
工作面顶板下沉量观测 2活柱下缩量观测3顶板下沉速度观测
支护阻力观测：
1单体摩擦支柱支护阻力观测 2 液压支拄、支架支护阻力和辅助千斤顶压力观测
20．矿山压力专项观测的容有哪些，简述各项监测项目的观测方法。

观察方法：
顶板破碎度统计观测
巷道矿压现场观测：1、巷道围岩周边应力观测2、锚固力试验（锚杆拉拔试验）3、喷层受力测定4、围岩移动观测 5、巷道支架变形观测及数据整理 6、支架下缩量观测 7、巷道支架受载观测 8、用楔体液压应力计测量煤体应力 9、深部岩体位移监测
回采后上覆岩破坏过程及高度观测方法 1、直接观测H 垮 和Kp 2、掘观测巷观察覆岩破坏状态 3.深部测点观测覆岩运动过程4.用钻孔冲洗液测定和两带高度
三计算题
1.锚杆支护参数设计
（1）按悬吊理论计算锚杆参数
A. 锚杆长度：L=L1+L2+L3
L1—为锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式,
一般L1＝0.1m 。

端锚杆:L1＝ 垫板厚度+螺母厚度+(0.03～0.05m)。

L2—为锚杆有效长度；当直接顶需要悬吊时，则大于或等于它的厚度；当围岩松动破碎时， L2应大于巷道围岩松动圈破碎岩体的高度， 可由下式确定： ，RMR 为CSIR 地质力学分级岩体总评分 ，B 为巷道跨度。

用普氏自然平衡拱理论确定松动破碎区高度时， L2长度为：
当f ≥3时， 当f ≤2时， f —普氏系数，h —巷道掘进高度，φ—岩体的摩擦角
L3—为锚杆锚固段长度；一般取0.3～0.4m
B. 锚杆直径（d ） ，式中 Q —锚固力，kN ；σt —杆体材料的抗拉强度，MPa ；d
—锚杆直径，mm 。

C. 锚杆间排距（a ） 式中 K —为锚杆安全系数，一般取1.5 ～2；r —岩体容重
（2）按组合梁理论计算： 式中K1—安全系数，取3 ～ 5；q —均布载荷，kN/m 锚杆间排距（a ）：按组合梁抗剪强度计算可得： 式中 τ—杆体材料的抗剪强度，MPa ；K2—顶板抗剪安全系数，取3～6. 100)100(2B RMR L -≥f B L 22≥⎥⎦⎤⎢⎣⎡+︒+≥)245cot(212ϕh B f L t Q d σ52.35=2KrL Q a =t q K B L σ125.0⨯≥Bq
K L d a 2
20458.0τ⨯≤
按固支梁：
初次来压步距
安全步距
按简支梁：
初次来压步距
安全步距
考虑最大剪应力：
按悬臂梁：
周期来压步距为：
q R h L t
3=q R h L t LT 2=nq R h L t LT 2=q R h L t LT 32=nq R h L t LT 32=q hR L s LS 34=。