2、 矿山压力显现：由于矿压的影响，而表现出来的一系列有形的变形。
3、 矿山压力控制：为使采矿工作正常、安全进行所采取的各种减轻、调节、改 变
和利用矿山压力作用的方法
4、 原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力。 5、 构造应力：由地壳构造运动在岩体中引起的应力。 6构造应力的特点：
构造应力以水平力为主，具有明显的区域性和方向性，其基本特点如下 ① 分布不均，在构造区域附近最大； ② 水平应力为主，浅部尤为明显； ③ 具有明显的方向性；
④ 坚硬岩层中明显，软岩中不明显； 7、 圆孔周围的应力场： ①
r、 t分布与方向角无关，皆为主应力。园孔任一方向应力分布相同；
② 围岩内应力大小与弹性常数 E、u无关，与距孔边距离有关Rt=5r1 ；
③ 双向等压时，园孔周边全处于压缩应力状态；
④ 在园孔内3倍直径以远，应力接近原始应力(影响半径)。 ⑤ 双向等压园孔应力集中系数最大为 2。 8、 砌体梁结构
在上覆岩层中存在由断裂岩块组成的“砌体梁”，因岩块相互挤压，形成承载结 构。认为：
① 上覆岩层可以坚硬岩层为底划分若干组，其上软弱岩层为载荷；
② 随着工作面推进上方坚硬岩层断裂形成岩块，岩块间受水平推力成铰接关系； ③ 铰接岩块在某些条件下可形成平衡体。 9、 直接顶岩层破坏离散原因：
① 节理裂隙的切割；②初次放顶前直接顶的状态；③支架的影响；④工作面长度 短时，⑤直接顶很容易离层；⑥分层工作面； 10、 离层原因：直接顶较软，易发生弯曲变形未及时支护或支撑力不足。 11、 矿压显现指标：
① 顶板下沉S( mm )一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶板相对移近量； 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J裂、折断等；
④ 顶板破碎情况，单位面积中顶板冒落面积所占百分比； ⑤ 局部冒顶，小范围顶板垮落；
⑥ 大面积冒顶或顶板沿工作面煤壁切落； ⑦ 支架载荷； 12、 支承压力：巷道两侧改变后的切向应力增高部分。 13、 极限平衡区：巷道周围处于极限平衡状态的岩体范围。 14、 老顶的初次来压：老顶第一次失稳所产生的工作面压力增大的现象。 15、 老顶来压步距：由开切眼到初次来压时工作面推进的距离。 16、 初次来压特点：
① 顶板下沉量增大，支柱载荷突然增大； ② 煤壁内支承压力增大，变形与偏帮严重；
③ 直接顶破碎，有局部冒顶现象； ④ 来压比较突然，易造成重大事故；
17、 来压条件：①有老顶存在；②直接顶垮落后不能充填满采空区 18、 周期来压：老顶周期性失稳引起的顶板来压现象。 19、 支架要求：
① 为了保障安全，支架上的力必须满足 ② 支架必须有一定的可缩量；
③ 支架对老顶的作用力：R=QAB Ttan -；
Fy=0 ；
20、 顶板压力相当于4~8倍采高岩柱重量，R 4 8 Mr 21、 影响矿山压力显现的主要因素是围岩性质及赋存状况。 22、 工作面矿山压力显现的影响因素：
① 采高与控顶距； 顶板下沉量与采高、控顶距成正比采高增大，上覆岩层活动 范围大，不易形成平衡结构；采高增大，煤壁不稳定，矿压显现严重；控顶距增 大，顶板稳定性差。
② 工作面推进速度：加快推进速度，减少控顶时间，减少无工序下沉量，对破碎 顶板，加快推进速度，可改善顶板状况。
③ 采深：采深加大对巷道影响很大，对回采工作面影响不明显。 ④ 倾角：⑤分层开采矿压显现。⑥放顶煤开采矿压显现。 23、 断面破碎度：顶梁前端到煤壁之间的距离。 24、 顶板冒落敏感度：端面距为1m时的端面破碎度。
25、 老顶分类:N h〃hm
IN>5老顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响。
112 N 5,老顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响。 IIIN<2,老顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响 IV老顶特别坚硬，又无直接顶 V能塑性弯曲的顶板 26、支柱上各种工作阻力及支撑力
F0、：初撑力一支柱刚架设时对顶板产生的一个主动力；
F0:始动阻力一顶板压力下，支柱开始下缩时的阻力； R :初工作阻力一阻力由急剧增长到缓慢增长的转折点处阻力; B :额定工作阻力一支柱所能承受的最大载荷
27、 28、 支撑式支架支护分析： 工作特点：
① 顶梁比较长(3.5m-4.0m)，对顶板反复支撑次数多；
② 支撑合力一般远离前梁端点，前梁对顶板支撑力小；
③ 框式结构，不能承受较大的水平推力。④挡矸能力差⑤调高范围小 优点：通风断面大、行人方便、结构简单、重量轻； 适用条件：顶板稳定，有来压，瓦斯大的工作面。 29、 支掩式掩护支架分析： 工作特点： ① 托梁短，反复支撑次数小；
② 立柱向煤壁方向倾斜，提高了对机道上方的支撑能力。
③ 可以承受一定的水平力，可以实现带压移架；④挡矸性能好 缺点：支架空间小、通风断面小、行人不便、重量大 适用条件：顶板破碎，瓦斯小的工作面。 30、 单支架支掩式掩护支架受力分析： 31、 支架与围岩作用的特点：
1） 支架与围岩间的作用是作用力与反作用力关系；（支撑力宜均匀分布，且与顶 板压力共线）
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；与支架本身 特性有关；（在同一工作面，不允许同时使用特性不同的支架） 3） 支架结构及尺寸对对顶板压力的影响。 32、 关键层：对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层起控制作用的岩层。 33、 关键层特征：
① 几何特征：相对其他同类岩层单层厚度较厚； ② 岩性特征：相对其他岩层较坚硬。
③ 变形特征：下沉变形时，其上覆全部或局部岩层的下沉量同步协调； ④ 破段特征：关键层破段将引起较大范围内的岩层移动；
⑤ 承载特征：关键层破段前以板或梁的结构形式为承载主体，破断后可能成为砌 体梁结构，继续为承载主体。
34、 关键层位置判别
35、 回采工作面支承压力分布：
① 工作面超前支承压力峰值一般在煤壁前 4~8米，影响范围为40~50米。少数可 达60~80米。应力集中系数为2.5~3。
② 工作面倾斜方向固定支承压力范围一般为 15~30米。少数可达35~40米，峰值 一般距煤壁15~20米，应力集中系数为2~3。
③ 在拐角区要形成应力叠加，应力集中系数可达 5~7。 36、 相邻巷道的应力分布及巷道间距的确定： 一般间距： ① 大巷 ----20~40米（围岩稳定取小值，不稳定取大值） ② 上下山 ——15~30米；③集中巷——15~30米。
（在浅部、坚硬岩层、急倾斜可为10米；深部、松软围 岩为50米） 37、 采区平巷沿走向矿山压力显现规律： I:巷道掘进段一一弹塑性、量小、趋于稳定、时间短； U:无采掘影响段一一主要为流变，受岩性影响较大； 川：采动影响段——前 30〜50m，后40〜60m （峰值5 〜20m），量大；
W: —次采动影响稳定段一一位移、变形均较小，工作面后方 100米以远; v：二次采动影响段一一影响剧烈程度及影响范围均较第一次为大。
38、采区斜巷沿倾斜矿压显现规律：
I、原岩应力带：显现轻微，一般不受破坏。
U、支承压力影响带 工作面距巷道40〜50m开始变形、破
坏严重，移近速度 达10mm〜30mm/d。峰值区严重。 川、煤体边缘卸载带 煤体破坏，应力降低，向平衡过度，移近量仍较大。
39、底板巷道位置：P2i3
40、 巷道围岩压力及影响因素：
围岩压力：围岩变形受阻而作用在支护结构物上的挤压力或塌落岩石的重力； 松动围岩压力变形围岩压力膨胀围岩压力冲击和撞击围岩压力 41、 矿压控制方法及途径：
① 巷道保护一一为了使围岩强度与应力分布保持相适应的关系，预防巷道失稳减 轻矿压危害，采取各种技术措施：（正确选择断面形状，预留变形空间，煤柱 护巷，巷道在减压区）
② 巷道支护 架设支架防止围岩过度变形与移动。
③ 巷道维修一一对已经使用的巷道，为了改善已恶化的维护状况而采取的一系列 措施;（补柱、补棚、扩帮、扩底） 42、 矿压控制原理：
① 抗压：提高支撑能力，加强支护，架后充填；
② 让压:保障巷道安全，一定的支撑，一定的可缩量。 ③ 躲压：低压区
④ 移压：通过人为方法使巷道围岩松动 常用措施：
① 将巷道布置在岩性好的岩层内 ② 将巷道布置在应力降低区 ③ 对巷道进行卸压保护 43、 沿空留巷、沿空掘巷的定义、优点、适用条件： ① 沿空掘巷
优点：a：巷道在低压区受压不利于维护；
b:不会产生冲击地压，减轻瓦斯的危害，掘进安全。 c：减轻资源浪费，减少维护费用，时间。
适用条件：
a顶板易冒落，容易胶结；b采空区无积水，倾角不大；c采空区有积水，倾角 不大，留墙掘；d通风差、高瓦斯矿井。 ② 沿空留巷：
优点：a降低掘进率；b消除沿空掘巷滞后掘进的缺点，有利于上下山工作面连 续开采。
适用条件;2-3m以下，顶板容易冒落或中等冒落底板不发生严重底鼓。
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