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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。矿山压力显现：这些由于矿山压力作用是使巷硐周围岩体和支护物产生种种力学现象的统称矿山压力控制：所有减轻、调节、改变、和利用矿山压力作用的各种方法直接顶：一般把直接位于煤层上方一层或几层性质相近的岩层。伪顶：在梅层直接顶之间有时存在厚度小于0.30,5米、极易跨落的软弱岩层。老顶：通常把位于直接顶之上的对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层。采空区处理办法：刀柱法，顶板缓慢下沉法，全部或局部填充法，全部跨落法。横三区：煤避支撑区，离层区，重新压紧区；竖三带：弯曲下沉带，；裂缝带；跨落带。直接顶初次跨落的标志：直
2、接顶跨落高度超过11.5米，范围超过全功工作面长度的一半。此时的直接顶跨距称为初次跨落距。岩石碎胀系数：岩石破碎后，杂乱堆积，岩体的总体力学特性类似于散体。由于由于岩层破碎后体积将产生膨胀，因此直接顶跨落后，堆积高度要大于直接顶岩层原来的厚度。影响碎胀系数的重要因素是岩石碎后块度的大小以及其排列状态。例如，坚硬岩层大块破断且排列整齐，因而碎胀系数较小，岩石破碎后块度较小而且排练紊乱，则碎胀系数较大。老顶的断裂：随着弯矩的增长，老顶岩层达到强度极限时，将形成断裂。分三张情况：1 当f0.02时，板破断将先沿固定长边形成裂缝并延伸，在长边形成的裂缝的过程中，板中央沿Y方向将随之形成裂缝，而后导致破
3、裂。2 当0.02f0.032时，断裂缝也沿长边沿申，再短边裂缝延伸，再到裂缝在四角形成圆弧形贯通，四周简支的板仍然处于稳定状态，工作面继续推进导致a/b值的增加，达到简支板的极限状态，原有工作面上方板的裂缝闭合，工作面上方重新形成新的裂缝并与短边的裂缝贯穿，最终导致板的X型破断。老顶达到初次断裂时的跨距称为极限跨距，也叫初次断裂步距。顶板下沉量：指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移进量。顶板下沉速度：指单位时间内的顶底板移近量。老顶初次来压及其步距：当老顶悬露达到极限跨距时，可能导致工作面顶板极具下沉，此时，工作面支架呈现受力普遍加大的现象，称为老顶的初次来压。由开切眼到初次来压时工作面推进
4、的距离称为老顶初次来压步距。顶板周期来压：由于裂隙带岩层周期性失去稳而引起的顶板来压现象称。周期来压的主要表现形式：顶板下沉速度积极增加，顶板下沉量变大，支柱所承受的荷载普片增加，有时还可能引起煤壁片帮、支柱损坏、顶板发生台阶下沉等现象。顶板压力估算法：经验估算法，老顶形成结构的平衡关系估算，威尔逊估算法。煤层倾角。影响采场矿山压力显现的主要因素：采高与控顶距、工作面的推进速度、开采深度、支架的两个特性：必须具备一定的可缩性，必须具有良好的支撑性。对直接顶的分析：直接的完整程度取决于两个因素，第一，岩层本身的力学性质，第二，直接顶岩层内各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。综合这两者，结合我国的
5、实际情况。曾将直接顶按稳定性分为三种状态。一是破碎顶板，而是中等稳定型顶板，三是完整顶板。有的学者从节理裂隙的发育发育情况来研究直接顶的稳定性，将其分为：原生裂隙，构造裂隙，及压裂裂隙。定量分类：初次跨落步距L大于等于1620米的称为稳定顶板，L小于等于8米的为不稳定顶板，L等于915米的为中等稳定的顶板。地板比压：将支架底座对单位面积地板上所造成的压力称为地板荷载度。老顶的分类：老顶原分类中引入了直接顶厚度h与采高H的比值N，N=h/H，一，当N5时，这时老顶的跨落与错动对工作面支架无多大影响。称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。二，当N大于等于2小于等于5的时候，这时老顶的失稳对工作面支
6、架有较为严重的影响。称为周期来压顶板。三，N小于2，甚至没有直接顶，这时老顶的悬露与跨落将对工作面支架有严重的影响，称为周期来压严重顶板。四，老顶特别坚硬，又无直接顶。这时顶板常在采空区上方悬露上万平方米而不跨落，其跨落时，则形成暴风，顶板往往沿工作面切落i，造成事故。这类顶板称为极坚硬顶板。五，能塑性弯曲的顶板。他随着工作面的推进能缓慢下沉，而逐渐与煤层底板接触。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力。这个最初形成的主动力就是支柱的初撑力。对于液压支柱，即是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。工作阻力：初工作阻力，指支架的性能曲线中，活柱下缩时
7、，工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处得工作阻力。最大工作阻力，支柱所能承受的最大负载能力，又称额定工作阻力。目前支架的工作特性有以下几种：急增阻式，在支设时，有一个极小的人为的初撑力，当支柱在顶板压力作用下活柱开始下沉时便形成一个始动阻力，而后随着活柱的继续下缩，工作阻力呈直线式急剧增加；、微增阻式，同前一种一样，具备较小的初撑力和始动力，、恒阻式。关键层：将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。开采下沉：煤层采出后，采空区周围原有的应力平衡状态受到破坏，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的过程和
8、现象。充分采动：当采空区尺寸相当大时，地表下沉值达到该地质条件下应有的最大值。此后采空区的尺寸再继续扩大时，地表影响范围相应扩大，但地表最大下沉值不再增加，地表移动盆地将出现平底盘状。将刚达到充分采东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。采场覆岩移动破坏分带：跨落带、裂缝带、弯曲带。圆形巷道围岩塑性变形的四个区：破裂区，塑性区，弹性区，原始应力区。巷道围岩变形的构成：顶板下沉量，底板鼓起量，巷帮移近量，深部围岩移近量，以及巷道剩余断面积。巷道围岩变形量主要由掘进、回采、以及采掘影响趋向稳定后的围岩流变组成。巷道围岩变形规律：一，巷道掘进影响阶段：煤体
9、内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中。在塑性区的过程中，围岩向巷道空间显著位移。随着巷道掘出时间的延长，围岩变形速度逐渐衰减，趋向缓和。巷道的围岩变形主要取决于巷道埋深和围岩性质。二，掘进影响稳定阶段：掘进引起的围岩应力重新分布趋于稳定，由于煤岩一般具有流变性，围岩变形还会随时间而缓慢增长，但其变形速度比掘巷初期要小的多。巷道的围岩变形速度取决仍取决埋深我围岩性质。巷道受上区段工作面的回采影响后，在回采引起的超前移动支撑压力作用下，巷道围岩应力再次重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在工作面后方附近，由于巷道上方和采空区一侧顶板弯曲下沉和显著运动使得支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值
10、。远离工作面后方，巷道围岩变形速度逐渐衰减。巷道围岩性质、护巷煤柱宽度活巷旁支护方式、工作面顶板岩层结构对该时期围岩变形量影响很大。四，采动影响稳定阶段：回采引起的应力重新分布趋向稳定后，巷道围岩变形速度再一次显著降低，但仍然高于掘进的影响稳定阶段时变形速度，围岩变形量按流变规律不断缓慢地增长。五，二次采动影响阶段：巷道受本区段回采工作面的回采影响时，由于上区段残余支承压力与本区段工作面超前支承压力相互叠加，巷道围岩应力急剧增高，引起围岩应力又一次重新分布，塑性区进一步扩大，应力的反复推动使围岩变形比仅受一次采动影响时更加强烈。底板巷道位置和矿压显现规律：按照巷道与上部煤层回采空间的相对位置和
11、开采时间关系，巷道位置可以归纳为以下三种情况：一，布置在已稳定的采空区下部，在上部煤层回采空间形成底板应力降低区内，巷道整个服务期间不受采动的影响。二，布置在保护煤柱下部，经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响。保护煤柱形成后，一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时，巷道可以避免开采影响，处于原岩应力场内。三，布置在尚未开采的工作面下部，经历上部彩棉跨采影响后，位于已稳定的采空区下部应力降低区内。地板巷道矿压显现规律：地板巷道从开掘到报废，由于上部煤层的采动影响，引起围岩应力反复重新分布，围岩变形速度随之变化。巷道一仅经历在应力降低区的巷道掘进影响阶段
12、，然后进入掘进影响稳定阶段，围岩变形趋向稳定，变形量不大，巷道二围岩变形要经历掘巷期间明显变形，然后趋向稳定，保护煤柱不足够宽时，受上部煤层工作面回采影响期间显著变形，然后又趋于稳定；受上部煤层另一个工作面回采影响期间强烈变形，然后再次趋向以较大的变形速度持续变形。巷道三围岩变形要经历掘进期间明显变形，然后趋向稳定，工作面跨开采时引起围岩强烈变形，然后又趋向稳定。上下山的位子和矿压显现规律：一， 位于煤层内，用煤柱保护的上、下山。二，位于底板岩层内上方保留煤柱的上、下山。三，上、下山位于底板岩层内，上部煤层工作面跨越上、下山回采、不留护巷煤柱。四，上、下山位于底板岩层内，上部煤层工作面跨越上、
13、下山回采，不留护巷煤柱。三和四只是跨越的方式不同。巷道围岩压力的类型：1 松动围岩压力：由于巷道开挖或塌落的岩体，以重力的形式直接作用于支护结构物上的压力。表现为松动围岩压力荷载形式。如果支护不能有效的控制围岩变形的发展，围岩形成松动跨塌圈时，将导致松动压力的出现，通常顶呀显现严重。2 变形围岩压力：支护能控制围岩的变形发展时，围岩位移挤压支架而产生压力。3 膨胀围岩压力:围岩膨胀、崩解体积增大而施加于支护上的压力。他与变形压力的区别是由于它是由于吸水膨胀引起的。4 冲击和碰撞围岩压力：指围岩积累了大量弹性变形能之后，突然释放出来受产生的压力。撞击围岩压力是回采工作面上覆岩层剧烈运动时对巷道支
14、护体产生的压力。影响巷道围岩压力的主要因素：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情况，即巷道与回采工作面相对空间、时间关系。其次是巷道保护方法。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、原岩中水分的补给状况等。巷道围岩控制原理和方法：巷道围岩控制是指巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。其基本原理是：人们根据巷道围岩应力，围岩强度以及他们之间的相互关系，选择合适的巷道布置和保护及支护方式，降低围岩应力，增加围岩强度，改善围岩受力条件和斌存环境，有效的控制围岩变形、破坏。方法可以归结为巷道布置和巷道保护及支护两方面的内容：巷道
15、布置，从巷道围岩控制的角度出发，布置巷道时应重视下列问题：1 在时间和空间上尽量避开采掘活动的影响，最好将巷道布置在煤层开采后所形成的应力降低区内。2 如果不能避开采动支承压力的影响，应尽量避免支承压力叠加的强烈作用，或尽量缩短支承压力的影响时间。3 在采矿系统允许的距离范围内，选择稳定的岩层或煤层布置巷道，尽量避免水与松软膨胀岩层直接接触。4 巷道通过地质构造带时，巷道轴向应尽量垂直断层构造带或向、背斜构造。相邻巷道或硐室之间选择合理的岩柱宽度。5 巷道轴线方向尽可能与构造应力方向平行，避免一构造应力方向垂直。巷道保护及支护：1 通过在巷道围岩中钻孔卸压、切槽卸压、宽面掘巷卸压以及在巷道旁留
16、专门的卸压空间等方法，使巷道围岩受到某种形式的不同程度的卸载，将本该作用于巷道周围的集中载荷，转移带离巷道较远的支承区，达到降低围岩应力的目的。2 采用围岩钻孔注浆、锚杆支护、锚索支护、巷道周边喷浆、支架壁后填充、围岩疏干封闭等方法，增加围岩强度，优化围岩受力条件和斌存环境。3 架设支架对围岩施加径向力，即支撑松动塌落岩石，又能加大巷道的围压保持围岩三向受力状态，以高围岩强度，限制塑性变形区和破裂区得发展。沿空掘巷的三种方式：根据煤层斌存情况、地质条件和所采取的技术措施不同，沿空掘巷可以分为三种形式：1 完全的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，在煤层边缘的媒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
