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北矿历年、名词解释1、矿山压力:由于矿山开采活动的影响,在巷胴周围岩体中形成的和作用在巷胴支护物上的力定义为矿山压力。2、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。3、岩石碎胀系数:岩石破碎后处于松散状态下的体积与岩石破碎前处于整体状态下的体积之比。4、顶板:赋存在煤层之上的岩层成为顶板或上覆岩层。5、增1载系数:老顶来压与平时来压强度的比值。6、初次来压步距:由开切眼到初次来压时工作面推进的距离称为老顶的初次来压步距。7、冲击矿压:聚积在矿井巷道和采场周围煤岩体中的能量突然释放,在巷道发生爆炸性事故,产生的动力将煤岩抛向巷道,同时发出强烈声响, 造成煤岩体振动和破坏, 支架与设备损坏,人员伤亡,部分巷道垮落破坏等。8、支架初撑力: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架对顶板产生一个主动力,这个最初形成的主动力称为支架的初撑力。9、原岩应力:存在于地层之中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力,也称为岩体的初始应力、绝对应力或地应力。10、冒落带(垮落带):岩层断裂后,岩块呈不规则垮落,排列也极不整齐,其破碎岩块的松散系数比较大(一般为 Kp=1.3-1.5 )的区域。11、岩体:地质体的一部分,并且是由处于一定地质环境中的各种岩性和结构特征岩石所组成的集合体。12、周期来压: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。13、支架工作阻力:支架受顶板压力作用而反映出来的力称为支架的阻力,又称工作阻力。14、岩石的三轴抗压强度:岩石试件在有围压且只受轴向荷载作用下,所能承受的最大压应力,称为岩石试件的三轴抗压强度。15、裂隙带:岩层断裂后,岩块仍然排列整齐的区域。16、岩石残余碎胀系数:岩石破碎后,在其自重和外加载荷的作用下逐渐被压实,体积随之减少,这种压实后的体积与破碎前原始体积之比称为岩石残余碎胀系数。17、岩体的变形能:岩体受外力作用而产生弹性变形时,在岩体内部所储存的能量,称为弹性变性能,又称弹性应变能,包括体变弹性能和形变弹性能。18、关键层: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。前者称为亚关键层,后者称为主关键层。19、巷道松动圈:井巷开挖后,巷道周边岩体产生裂隙,并逐步被破坏,出现塑性变形, 形成非弹性变形区,称为巷道松动圈。20、岩石。需变:应力不变条件下,应变随时间延长而增加的现象。21、岩体龟裂系数:利用弹性波在岩体和岩石试件中传播速度之比,就可反映岩体中裂 隙发育程度,这个比值的平方称为岩体的完整性系数,又称岩体的龟裂系数。22、岩石的线弹,性:岩石弹性变形的一种,卸载后岩石变性能完全恢复到其原始状态, 且应力一应变关系曲线在加载和卸载过程中都呈相同的直线关系。23、莫尔一库仑强度理论:材料发生破坏是由于材料的某一面上剪应力达到一定的限度(即极限剪应力),而这个剪应力与材料本身的性质和正应力在破坏面上所造成的摩擦力有关,即材料发生破坏除了取决于该点的剪应力,还与该点的正应力有关。24、岩石的强度理论:研究岩石在复杂应力状态下的破坏原因、规律及强度条件的理论。25、RQD旨标:钻孔中直接获取的岩心总长度L,扣除破碎岩心和软弱夹泥的长度l后的L -1”RQD100%长度,与钻孔总进尺 H之比,即H。26、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。27、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址条件下应有的最大值,此时的采动称为充分采动。28、格里菲斯强度理论:在材料内部存在着许多均匀地、随机地分布窄缝形的微裂隙,在力的作用下,处于不利方位的裂隙端部就会产生应力集中现象,使该处的应力达到所施加压力的几十倍甚至上百倍,于是裂隙就沿其长度方向开始扩张,直至材料整体破坏。29、节理迹长:节理面与岩石表面的交切迹线长度称为节理迹长。30、非充分采动: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。31、支架支护强度:支架对单位面积顶板提供的工作阻力称为支架支护强度。32、顶板破碎度:指在工作面前方无支护空间悬漏顶板中,发生冒落部分占整个悬漏顶板的比例,常以单位面积无支护顶板中冒落面积来表示。33、厚煤层:厚煤层是指地下开采时厚度 3.5m以上的煤层;露天开采时厚度10m以上的煤层。34、砌体梁:根据老顶的“ X ”型的破坏特点,将工作面分为上、中、下三个区。破断的岩块由于相互挤压形成水平力,从而在岩块间产生摩擦力。工作面的上、下两区是圆弧形破坏,岩块间是立体咬合关系,而在工作面中部,则形成外表似梁,实质是拱的裂隙体梁的平衡体,这种结构称之为“砌体梁”。35、巷道松动围岩压力:由于巷道开挖而松动或塌落的岩体,以重力的形式直接作用于支护物上的压力,表现为松动围岩压力载荷形式。36、地表倾斜变形:地表相邻点在竖直方向的相对位移与两相邻间水平距离的比值,称 为地表倾斜变形。37、井田:划分给一个矿井(或露天矿)开采的那一部分煤田,称为井田。38、近水平煤层:地下开采时倾角在 8以下的煤层,露天开采时倾角在 5以下的煤层。39:长壁工作面:回采工作面长度较长,工作面两端有可供运输、回风和行人的巷道,回采工作面内煤的运输方向与工作面煤壁平行。40、老顶:一般把直接位于直接顶之上(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。41薄煤层:地下开采时厚度1.3m以下的煤层;露天开采时厚度 3.5m以下的煤层。42弹,性后效:加载(或卸载)后经过一段时间应变才增加(或减小)到一定数值的现象。43节理:节理是指岩石受剪切应力破裂形成的裂隙注:41、42、43是14年新增加的三个名词解释。:、论述分析题1、绘图解释岩石应力一应变全过程曲线解答:岩石单轴受压条件下的全程应力一应变曲线可划为A段,原始空隙压密阶段,岩石应力一应变曲线呈上弯形, 此段变形模量较小且不是一个常数。A B段,线弹性阶段,岩石应力一应变曲线呈直线形,相应的B点得值称为弹性极限。BC段,弹塑性过度阶段,岩石的应力一应变曲线从 B点开始偏离直线,当应力达到0.6(2欧时 岩石开始有微破裂不断产生,岩石的体积由压缩转向膨胀。对应于曲线上C点得应力值称为屈服极限。C D段,塑性阶段,当应力超过屈服应力后,接近 0.95仃max时,岩石破裂速度加快,岩石的应 力一应变曲线继续向右上方延伸,岩石的体积膨胀加速,变形也随应力增长而迅速增长,直到D点破坏。相应于D点的应力值称为岩石的强度极限(0max)或峰值强度。D点以后为破坏阶段,又称后破坏阶段。这段峰后曲线说明,岩石达到强度极限后,破坏的发展 要经历一个过程,最终达到完全破坏。后破坏的岩石仍有一定的承载能力,只是保持一较小值,相应于 曲线E点所对应的应力值称残余强度。 D点后的峰后区表现出应变软化的特性。2、运用莫尔一库仑强度曲线推导出以极限主应力61和63表示的莫尔一库仑强度准则解答:3 .二-二-3 2(。) + F12莫尔一库仑准则强度曲线如上图所示,已知莫尔应力圆方程为3 2(一一3)22在直角坐标系中,莫尔应力圆以(仃1 +仃3,0)为圆心、以2由图中几何关系可得:sinNMDM二1 -二32二 1 .二2ccot 2解得:0 1 二2C1-sin :1 sin :-二 31-sin :=2C3:1-sin : 1-sin : 3即得出以极限主应力 舟和仃3表示的莫尔库伦强度准则。莫尔认为,固体材料的破坏是由于材料面上的剪应力达到一定程度(即极限剪应力),剪应力不仅与材料端面性质有关,并与作用在端面上的主应力有关。3、简述岩体得基本特征解答:岩体较为明显的基本特征有:岩体的非均质性。有多种岩石组成的岩体,因其结构面方向、分布、密度以及在自然条件下组成 岩石的物质成分和组合状况经常发生变化,所以认为岩体是非均质的。即岩体的非均质性是岩体物理力 学性质随空间位置的不同,其性质也不相同的特性。岩体的各向异性。因岩体中结构面的分布往往有一定的方向,随受力岩体的结构面趋向不同,其 力学性质也不同。岩体的各向异性指岩体的全部或部分物理力学特征随方向不同而表现出不同性质的特 征。岩体的许多物理力学性质,如弹性模量、抗拉、抗压强度等随测试或加载方向不同而又显著差异。岩体的非连续性。由于岩体被各种结构面所切割,因此从总体上说岩体属于非连续介质,而岩块 则可作为连续介质。岩体的非连续性使其与其他连续介质在物理力学性质上有很大不同,布洛伊里将两 者的区别总结为一下四点:1、岩体结构对岩石性质的影响小于对岩体性质的影响;2、岩体变形取决于组成岩体单元的活动性; 3、不同结合程度的多块体的残余强度构成岩体强度;4、岩体的结构特征决定岩体变形和强度。4、绘图说明双向等压作用下圆形巷道周边应力分布的基本规律,并加以解释答:1、弹性变形应力分布图3弹性条件下圆形巷道应力分布图在弹性条件下,即此时围岩应力小于岩体强度,围岩处于弹性状态,根据弹性力学应力问题分析计算可得2巷道边缘切向应力巴是所加应力的2倍,径向应力是零。随着距离的增大,切向应力和径向应力都逐渐接近原岩应力 01。将圆形巷道简化为圆孔,圆孔在双向等压应力场中周围应力分布如上图所示:主要有以下结论:(1)在双向等压应力场中,圆孔周边全处于压缩应力状态。(2)应力大小与弹性常数 E、卜无关。(3) 6、仃的分布和角度无关,皆为主应力,即切向和径向平面均为主平面。(4)双向等压应力场中孔周边的切向应力为最大应力,其最大应力集中系数 K=2,且与孔径的大小无关。当仃t = 2汨 超过孔周边围岩的弹性极限时,围岩将进入塑性状态。(5)其他个点的应力大小与孔径有关。(6)圆孔周围任意点的切向应力 5与径向应力仃之和为常数,且等于 2仃1。2、在塑性条件下图4塑性条件下圆形巷道应力分布图由于巷道开挖,引起巷道周边应力重新分布,重新分布的应力使围岩应力大于岩体强度,巷道围岩会产生塑性变形, 形成塑性变形区,即形成塑性圈。而径向压力%与弹性条件下一致, 但切向应力6由于塑性变形使其在巷道边缘不为0,并在巷道边缘到塑性圈逐渐增大,过了塑性圈,规律与弹性条件下一致,其应力分布如图4所示。5、绘图说明采煤工作面前方支承压力分布的基本规律及其分区Lil-L_1图5支承压力的分区煤层开采后,采空区上部岩层重量将向采空区周围新的支撑点转移,从而形成支承压力带, 工作面前方形成超前支承压力,它随工作面推进向前移动,称为移动支承压力或临时支承压力。常将采场前方的切向应力分布按其大小进行分区,如上图所示,按切向应力的大小可以分 为减压区,增压区和稳压区,比原岩应力小的压力区是减压区,原岩应力大的压力区是增压区, 增压区即通常所说的支承压力区,支撑压力区的边界一般可以取高于原岩应力的5炮作为分界处。再向内部发展即处于稳压状态的原岩应力区。另一种分类方法是将其分为极限平衡区和弹性 区。在巷道两侧或工作面煤壁某处,岩体内的应力等于或大于该处岩体强度的区域,即支承压力 以外的区域为极限平衡区,在这个区域内,岩体产生塑性变形和破坏,再向岩体深处,岩体内的 应力小于其强度极限,岩体处于弹性状态,即最高支撑压力以里的区域为弹性区,弹性区包括一 部分支承压力区和原始应力区。6、试述近水平工作面推进过程中矿山压力显现的一般规律(=工作面顶板来压过程答:工作面有开切眼向前推进,当老顶悬露达到极限跨距时,老顶断裂形成三绞拱式平衡, 同时发生断裂岩块的回转失稳,有时可能伴随着滑落失稳,从而导致工作面顶板的急剧下沉,且 工作面支架呈现压力普遍加大现象,即老顶的初次来压,由开切眼到初次来压时工作面推进的距 离称为老顶的初次来压步距,老顶初次来压以后,随着工作面的继续推进,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周期性变化,导致工作面出现周期来压现象,称为工作面顶 板的周期来压,其中两次来压之间的工作面推进步距叫做周期来压步距。周期来压的主要表现形 式有:顶板下沉速度急剧增加,顶板下沉量变大,支柱所受载荷普遍增加,有时还可能引起煤壁 片帮,支柱折损,顶板发生台阶下沉等现象。7、试述影响(工作面)矿山压力显现的主要因素 答:(1)煤层采高及回采工作面控顶距。在一定的地质条件下,回采工作面顶板下沉量与采高及控顶距成正比。采高越大,采出的空间越大,必然导致采场上覆岩层破坏越严重。(2)工作面推进速度。工作面推进速度越慢,矿山压力显现越严重。在工作面推进速度较慢的 情况下,加快工作面的推进速度可以减小顶板的下沉量,改善顶板状况。但是当工作面的推进速 度提高到一定的程度后,顶板下沉量的变化将逐渐减小。因此用加快工作面推进速度的办法减少 顶板下沉量是有一定限度的。(3)开采深度。随着开采深度的增加,一部分矿山压力显现增大,如煤壁上的支承压力增大, 冲击地压,煤壁片帮及底鼓等现象加剧。但对回采工作面顶板下沉量及支架上所承受的载荷并没 有明显的影响,这是因为回采工作面空间总是在上覆岩层结构的保护之下的结果。(4)煤层倾角。由于煤层倾角的变化,顶板岩层重量在垂直于岩层层面的分力也发生变化。煤 层的倾角增大,垂直层面的分力减小,顶板的下沉量也减小。但煤层倾角的增大会使采空区内的 冒落肝石沿倾斜向下滑动,因而会引起上覆岩层移动规律的变化。(5)分层开采。开采第一分层时,矿山压力显现于开采单一煤层时基本相同。开采下部分层时, 工作面顶板为已冒落的破碎岩石,因而导致老顶来压步距减小,来压强度减弱;支架承受载荷减 小;顶板下沉量增大;顶板破碎且难以管理,作用在煤壁上的支承压力减小,煤壁片帮减轻等现 象。8、试述采区巷道常用的支护形式答:与矿井基本巷道不同,采区巷道使用年限较短,受采动影响严重,这类巷道支护有其自身的特点,主要支护形式有:(1)巷道内基本支护:巷道开掘后即架设的金属或木材支架,是支护采区巷道最基本的支护结构物,服务于巷道期限的始终。(2)巷道内加强支护:指在高压区域或处于移动支承压力影响时,当基本支护不能保证巷道稳定 时,采用的加强支柱等。包括临时性加强支护和永久性加强支护。(3)巷旁支护:为保护巷道而专门设置的一种人工构筑物,如肝石带、木垛、密集支柱等,通常用在沿空留巷靠采空区一侧。(4)围岩加固类支护:指采用锚杆支护或化学加固的方法保持和增加围岩的稳定性,利用巷道围岩的自承力来达到维护巷道的目的,有的作为巷道基本支护使用。(5)巷道联合支护:采区在采动影响下,支架和围岩相互作用处于变化的过程中,企图以一次支护达到一劳永逸是很困难的,因此,许多矿井的采区巷道采用上述不同形式的支架联合支护。9、试述采区(采准)巷道矿山压力显现的基本规律上区段工作面(A:国右支加 速度F区段工作面(1工作面【八下巴炉工作面(B掘送工作面图6 区段平巷围岩变形I 一掘巷影响区II 一掘巷影响稳定区 III 一采动影响区IV 一采动影响稳定区V一二次采动影响区答:采区巷道从开掘到报废,经历采动造成的围岩应力重新分布,围岩变形持续增长和变化,以受 到相邻区段回采影响的工作面回采巷道为例,围岩变形经历五个阶段。(1)巷道掘进影响阶段I:煤体内开掘巷道后,巷道围岩出现应力集中,在形成塑性区的过程中, 围岩向巷道空间显著位移,但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,所以该阶 段矿山压力显现较弱,显现时间短。巷道围岩变形量主要取决于巷道埋藏深度和围岩性质。(2)掘进影响稳定阶段 II :掘巷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, 围岩变形会随时间而缓慢增长,但其变形速度会比掘巷初期要小的多,巷道围岩变形速度仍取决于埋藏 深度和围岩性质。(3)采动影响阶段III :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承压力作用 下,巷道围岩应力再次重新分布,塑性区显著扩大,围岩变形显著增长。巷道围岩性质、护巷煤柱宽度 及巷旁支护方式、工作面顶板岩层结构对该时期围岩变形量影响很大。(4)采动影响稳定阶段 IV:回采引起的应力重新分布趋于稳定后,巷道围岩的变形速度再一次降 低,但仍高于掘进影响稳定阶段的变形速度,围岩变形量按流变规律缓慢增长。(5)二次采动影响阶段 V:巷道受本段回采工作面的回采影响时,由于上区段残余支承压力,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,引起围岩应力重新分布,塑性区扩大,应力 的反复扰动,使围岩变形比上一次采动影响更加剧烈。10、绘图解释岩石蠕变及应用答:蠕变是应力不变条件下,应变随时间延长而增加的现象。反应蠕变特征的变形一时间曲线称为蠕变曲线。如图所示岩石的蠕变曲线。它可以划分为:O-A段:瞬时变形阶段。在加载瞬间,试件立即产生一瞬时弹性应变,此段所经历的时间极短,可以人为与时间无关。O此段应变不断增加,但增长O此段时间延续最长,应随时间A B段:第一蠕变阶段(又称初始蠕变、过渡蠕变或阻尼蠕变)速率却随时间降低,曲线呈下凹形。B C段:第二蠕变阶段(又称等速蠕变阶段或定常蠕变阶段)呈近似的等速增长。C D段:第三蠕变阶段(又称加速蠕变)。当应力达到 C点后加速增长,曲线呈上凹型,当应变达到某个数值 D点时试件破坏。蠕变的应用:在采矿等岩体工程中应用日益广泛,研究岩石的流变问题。比如软岩巷道中利用研究巷道围岩蠕变曲线确定最佳支护时间,实行二次支护、柔性支护。11、简述格里菲斯强度理论及适用条件答:格里菲斯强度理论:在材料内部存在着许多均匀地、随机地分布窄缝形的微裂隙。在力的作用下,处于不利方位的裂隙端部就会产生应力集中现象,使该处的应力达到所施加压力的几十倍甚至上百倍,于是裂隙就沿其长度方向开始扩张,甚至材料整体破坏。格里菲斯先后从能量和应力的观点,提出了裂纹扩展的能量的准则和应力准则。格里菲斯强度理论实质是脆性拉断破坏理论,它不仅能解释岩石脆性破坏现象,还能解释许多材料在远低于其强度极限时就发生破坏的原因。适用条件:脆性材料;已知材料的极限拉应力;材料内部存在微裂隙。12、放顶煤工作面矿山压力显现的基本规律答:放顶煤工作面具有单一煤层采面的一般矿压显现规律,如初次来压、周期来压、但由于一次采 高增大,煤层开采对直接顶岩层和老顶的扰动范围增大,加之直接顶力学特性的变化,势必会引起采面 矿压显现的新特点。(1)综放面的支承压力分布规律:与单一煤层开采相比,在顶板以及煤层条件、力学性质相同条 件下,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)工作面支架载荷不大,说明离工作面不远的高处就形成平衡结构,支架受载并不因采高加大 而增加,仅和煤的强度有关,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)由于煤顶容易破碎,尤其当煤壁片帮、煤顶节理和裂隙比较发育,遇有局部断层和褶曲构造、 老顶来压时,加上放顶煤工作面推进速度较慢,容易产生端部冒顶,所以放顶煤工作面的煤壁及断面顶 板的维护特别重要。(4)放顶煤工作面端头压力和工作面两端平巷压力并不大。由于是一次采全厚,所以回采巷道的 矿压显现较分层多次开采缓和。(5)支架前柱工作阻力大于后柱工作阻力。同时,支架受冒落煤肝冲击造成的动载荷影响明显。(6)下分层综放开采是的矿山压力显现仍具有一般开采的矿压规律,但矿山压力显现程度有所减 弱。13、试述发生冲击矿压的三个基本准则(=冲击矿压发生的机理和判据)答:冲击矿压的成因和机理:在三向高应力作用下,周围岩体集聚有大量的弹性能,其中部分岩 体接近极限平衡状态,当采掘工作接近这些点时,由于局部原因,使其力学平衡状态突然遭到破 坏,由于变性能的释放而导致煤岩产生一种急剧猛烈的冲击性动力现象。目前对冲击矿压机理的认识可主要概括为:强度理论、能量理论和冲击倾向理论。强度理论。理论认为,煤岩体破坏的原因和规律,实际上是强度问题,即材料受载后,超过其 强度极限时,必然要发生破坏。但这仅是对材料破坏的一般规律的认识,它不能深入解释冲击矿 压的真实机理。能量理论。矿体与围岩系统的力学平衡状态破坏后所释放的能量大于消耗的能量时,就会发生 冲击矿压。它阐明了矿体与围岩的能量转换关系,煤、岩体急剧破坏形式的原因等问题,认为矿 体刚度大于围岩刚度是发生冲击矿压的条件,这也称为刚度理论。冲击倾向理论。煤岩介质发生冲击破坏的能力称为冲击倾向,由此可以利用一些实验或实测指 标,对发生冲击矿压的可能程度进行估计和预测,这种指标的量度称为冲击倾向。条件:煤岩介质实际的冲击倾向度大于规定的极限值就会发生冲击矿压。以上三种理论成因和机理可用下列准则的表达式来表示:n、二 in11 10i强度准则:R ,(y :各种应力总和,r煤体与围岩系统强度)dUE - dUs二.E . : 一s.dt . dt 1 dUp-能量准则:dUE dUs,(其中出、出分别表示围岩系统、煤体内的能量释dUp放速度;dt:克服围岩边界阻力和煤体破坏时吸收能量的速度;口、口分别为能量释放的有dt效系数)冲击准则:K* ,(其中K:煤体(围岩)的冲击倾向度指标;K”:试验确定的冲击倾向度界线值)。强度准则是煤岩体的破坏准则,能量准则和冲击准则是突然破坏准则,即强度准则是煤岩 体发生冲击矿压的必要条件,能量准则和冲击准则是发生冲击矿压的充分条件。只有三个准则同 时满足,才能发生冲击矿压。14、论述顶板压力估算的常用方法答:目前,有两种确定顶板压力大小的方法,一种是估算法,一种是实测法,估算法即根据现有 的矿山压力研究结果,对工作面可能出现的顶板压力大小进行估算。实测法即根据大量工作面实 测与统计数据,确定工作面顶板压力大小。估算法主要包括:经验估算法,从老顶形成结构的平 衡关系估算,威尔逊估算法。一、估算法1、经验估算法按照支架承受载荷的原则,可将工作面支架受力的情况简化为如图1所示的形式。即支架受力,一是直接顶的载荷,二是老顶通过直接顶作用于支架的载荷。现分述如下:直接顶载荷Q1Qih *L1 (kN /m)其中, h 直接顶厚度;L1 悬顶距;y体积力。若悬顶距L1等于控顶距L,则Q1c h L 其载荷为(kPa)老顶载荷Q2一般以直接顶载荷的倍数估算老顶载荷。一般以工作面为准,周期来压时形成的载荷不超过平时载荷的两倍。所以可得下述关系:p = q q2 = n ,q h 其中p 考虑直接顶及老顶来压是的支护强度,kPa;n 老顶来压与平时压力强度的比值,称为增载系数,取 2;取 K -1 (M为采高,K为碎胀系数),则 c M p = 2 K -1K值一般取刚破碎日的碎胀系数1.251.5 ,因而p =2(2 4)M =(48)M 即顶板压力相当于采高 48倍岩柱的重量。显然,在周期来压不明显时采用低倍数,而在周期来压较剧烈的时候采取高倍数加以估算。2、从老顶形成结构的平衡关系估算此法认为直接顶的载荷应由支架全部承受,而老顶岩层由于能成结构,因此支架所承受的载荷仅是当老顶岩层结构失稳是所形成的。失稳的方式有两种,其中一种为滑落失稳,其二为变形失稳。从老顶结构的滑落失稳估算顶板压力此时根据老顶的平衡规律,控制老顶滑落失稳时,作用于支架的力为:F = R0 -T tan(* -8),(其中R0为老顶岩块间在煤壁前的剪力,T为老顶断裂岩块间的水平推力,中与10分别为岩块的内摩擦角与破断角)从老顶结构的变形失稳估算顶板压力因为老顶的位移量与支架形成的载荷呈双曲线关系,所以P与&L (位移量)的乘积为常数。P _K 公K _ mE * E * LePEiK0八0一所以老顶对支架的作用载荷&hi ,其中KT *L ,(式中,Ah0:实测所得回采面顶板下沉量;&hi为要求控制 的顶板下沉量;K0:顶板下沉量为以儿时,老顶岩梁在控顶距 范围内的作用力;mE老顶岩厚;E:老顶岩层的体积力;Le:老顶岩梁跨度;L :控顶距;KT:支架承担岩梁重量的系数)。3、威尔逊估算法该估算法在估算顶板压力是只考虑直接顶的形状与载荷,因为载荷作用力的位置与支架可能形成 的最大反力的作用力位置不一定一致,所以引出由支架与围岩相互平衡而产生的附加力概念。直 接顶的形状由破断角决定,从而因直接顶形状不同,顶板压力Q的作用力也就发生变化。另外,支架可视为一反作用力 P,附加力用Q3表示,则三者的关系为:“ Fy =0P =Q1 Q3有 Mi =0可得 P,lp=Q L+Q3,r模型如图所示:二、实测法:实测法是从工作面支架上测定的其所承受的实际载荷,从一定意义上讲,井下工作 面测定的载荷已不仅是顶板压力,同时还含有支架性能的影响。15、绘图说明无煤柱护巷的基本原理由于巷道前方分为卸载区、支承压力区和稳压区,卸载区载荷小,并且为了避免支承压力的 作用,对巷道进行无煤柱护巷,就是把巷道布置在卸载区,这样顶板对巷道压力小,支护比较容 易,主要无煤柱护巷的形式是沿空留巷和沿空掘巷。上区段工作面回采后,采空区上覆岩层垮落,老顶形成“C1X”破断。随着工作面推进,老顶周期性破断,破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构,在工作面端头破断形成弧形三 角板(图8-8)。老顶岩层在直接顶岩层跨落后,一般在煤体内(是相对于采空区而言的)断裂、 回转或弯曲下沉,在采空区内形成岩层承载结构。沿工作面倾向,岩体A、岩块B、岩块C组成校接结构,该结构的稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂参数。采空区上覆岩层移 动稳定后,沿空巷道位居岩块 B的下方。岩体 A为本区段工作面老顶岩层,岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧形三角板,岩块C为上区段工作面采空区垮落肝石上的断裂岩块(图8-8)。岩块B对沿空巷道上覆岩层结构的稳定性起重要作用。对弧形三角块结构稳定性进行力学 分析,揭示老顶三角块结构稳定状态与沿空留巷稳定状态的关系,对合理确定沿空巷道位置及支 护参数有重要意义。沿空掘巷沿相邻区段采空区边缘布置,巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与较接边之间。在 采空区边缘煤体弹性应力高峰采空区一侧存在一个相对低应力状态的峰后煤体,即煤体内的破裂 区和塑性区。若在其中布置巷道,支护载荷相对较小。这是沿空好到支护的主要力学特征。老顶 破断位置基本位于煤体弹塑性交接处,通过计算求取老顶在煤壁内的断裂位置,确定沿空掘巷的 位置。16、简述采场支架与围岩石相互作用原理答:采场支架与围岩相互作用体系是由老顶一直接顶一支架一底板组成。在采场内,由于煤壁支 承影响角的存在以及回采工作面不断推进的事实,使得老顶的回转是不可控的,因而其回转变形 是给定变形。因此,在支架与围岩相互作用体系中,老顶的运动及作用是具有主导性的。而且支 架与围岩是相互作用相互影响的。围岩的运动状态影响支架的工作状态和承载特性,而支架的工 作状况反过来影响到对顶板的维护效果。总的来说,回采工作面的支架与其支承的围岩是对相互作用着的矛盾统一体,两者的关系是 即支承又相适应的关系。支架的设计必须符合回采工作面围岩的运动规律,只有这样才能使支护 结构设计既经济又合理;同时也只有支架的支撑力分布合适,护顶装置可靠,才能维护好顶板, 保证矿工安全和生产正常进行。既要求支架既能有效的支承顶板岩层,又能在结构与性能上相适 应采场顶板的基本运动规律。因此,支架和围岩的关系实质上是要分析支架的性能、结构对支架的受力及围岩运动的影响,以及在各种围岩状态下呈现什么反应,从中分析支架应具有的最合理的结构及参数。17、试述区段巷道矿山压力显现的基本规律答:(1)煤体一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 影响阶段全过程小的多,一般仅 1/3左右。(2)煤体一煤柱或无煤柱(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煤体巷道。巷道的围岩变形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,与沿空护巷方式及好不煤柱宽度密切相关。(3)煤体一煤柱或无煤柱 (正采动)巷道服务期间,围岩的变形将经历全部的五个阶段(图7-9)。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。18、试述发生冲击矿压的机理与主要防治措施答:冲击矿压的成因和机理是:在三向高应力作用下,围岩体内积聚了大量弹性能,其中部分岩 体接近极限平衡状态,当采掘工作接近这些地点时,由于外部原因(如爆破)破坏了其力学平衡 状态,导致变性能突然释放,使得煤岩体产生一种急剧、猛烈的冲击动力现象,即冲击矿压。主要防治措施:根据冲击矿压的成因和机理,防治措施的基本原理有两方面:一是降低应力集中程度;二是改变煤岩体的物理力学性质。1、降低应力集中程度。开采解放层。在煤层群条件下,首先开采没有冲击危险或冲击危险性较小的煤层,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作,应力集中程度就可降低。推行无煤柱开采,采空区尽量少留煤柱,尽量采用跨上山开采,从而消除应力在煤柱上集中叠加的可能性。合理安排开采顺序,避免形成三面采空的孤岛工作面。2、改变煤岩的物理力学性质。高压注水:人为的在煤体内造成一系列弱面,并起软化作用,以降低煤岩强度,增加塑性变形量,减少弹性能聚集的程度。放松动震动放炮:释放煤体内积聚的能量,但必须对现场条件进行分析,不要因爆破诱发冲击地压。孔槽卸压:将大直径钻孔或切沟槽使煤体松动达到卸除压力的目的。3、此外还可依靠选择采煤方法,回采设备,开采参数和工作面制度等方法(以降低煤层边缘的冲击危险程度)以及采用支撑力大的可缩性金属支架。19、绘图说明结构面对岩体的强度影响答:国1-3 I骨体强虞酯力口轨方1的与结梯两夹国的交化在白钱如图所示的极坐标系中,半径 R。表示单轴抗压强度, 6表示结构面与水平面的夹角,粗黑线表示岩体强度受结构面影响时随日角变化的情况,由图可得:当8=0时,即加载方向与结构面垂直时,岩体强度就是结构面强度,相当于强度变化曲线中的最大值-max o当= =081的范围内,岩体将沿 AB破坏面产生剪切破坏。在e = 81 电范围内,e越接近45 +/2 ,岩体强度受结构面影响的程度越大,45当日=2时,剪切面正好与结构面重合,此时岩体沿结构面产生剪切破坏,其强度就是结构面强度,即曲线中的最小值 min o在I=%90范围内,由于结构面抗拉强度很小,且加载方向与结构面所成角度很小甚至 与结构面平行,这是岩体常会沿结构面横向张裂破坏,但不产生新的破坏面。当9 =90时,破坏强度介于 min和0max之间,即为平行于结构面受载时的强度。总之,当岩体中存在一组结构面时,其强度随结构面与主应力之间夹角不同而不同,即造成岩 体强度的各项异性。但如果岩体中存在多组倾角不同的结构面,由于各组结构面影响范围的交叉重 叠,反而会使岩体强度各向异性的程度减弱。20、绘图说明支架工作阻力与顶板下沉量的关系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。工作阻力顶板最终下沉量 AL是一近似的双曲线,或称“ p-AL”曲线。根据实测的 p-&L曲线可知,支架的支撑力对顶板下沉量的影响是有一定限度的,支架支撑力较小时,增加支架的支撑力可以较明显的减小 顶板下沉量,当支架支撑力达到一定的限度后,再增加支架的支撑力对顶板下沉量的影响就比较小。这 也说明采场支架的工作阻力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。21、试述锚杆支护常用的支护理论及适用条件答:1、悬吊理论:该理论认为锚杆支护的作用是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳定的岩层上,从而增强较软弱岩层的稳定性。适用于浅部围岩松软破碎,顶板出现松动破裂区的巷道。2、组合梁理论:该理论认为锚杆的作用一方面提供锚固力增加各岩层的摩擦力,阻止岩层面继续滑动,避免出现离层现象;另一方面锚杆杆体可增加岩层间的抗剪刚度,阻止岩层间的水平错动,从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁成一个较厚的岩层。适用于顶板岩层中存在若干分层的巷道。3、组合拱(压缩拱)理论:认为在拱形巷道围岩的破裂区中安装应力锚杆,从杆体两端起形成圆锥形的压应力区,如果锚杆间距足够小,各个锚杆形成的压应力圆锥体相互交错,即压缩拱。压缩拱内岩石径向、切向均受压,处于三向应力状态, 围岩强度得到提升, 支承能力相应增大。适用于拱形巷道。4、最大水平应力理论:该理论认为矿井岩层的水平应力通常大于铅直应力,巷道顶底板稳定性主要受水平应力影响。锚杆的作用是沿锚杆轴向约束岩层膨胀和垂直锚杆轴向方向约束岩层剪切运动。适用于开挖引起应力重新分布后,其水平应力大于铅直应力,巷道顶底板稳定性主要受水平应力的影响、围岩层状特征比较突出的回采巷道。5、围岩强度强化理论:认为巷道锚杆支护的实质是、锚杆和锚固区的岩体相互作用形成统一的承载结构;可改善被锚固岩体的力学性能;可强化围岩强度,提高峰值强度和残余强度;、可改变围岩应力状态,从而增加围压,提高围岩承载能力,从而有利于保持巷道的稳定性。适用于软岩煤巷 围岩。22、论述影响岩体强度的主要因素有哪些(1)结构面产状:它是指结构面与作用力之间的方位关系对岩体强度所产生的影响,因结构面的存在, 使岩体的强度显著低于岩块强度,因此,岩体更易变形和失稳,通常,结构面对岩体强度的影响主要表 现为造成岩体强度的各向异性和岩体强度的降低。(2)结构面密度:指单位岩体内发育的结构面数量,通常,结构面密度对岩体强度的影响主要有两方面:相同条件下,岩体内结构面数量越多,密度越大,变形也越大,但强度越低;岩体强度不会因结构 面的密度的增大而无限降低,而是存在一个临界值,大于此值时,结构面密度对岩体变形和强度的影响 就很小。(3)试件尺寸:岩体强度随试件尺寸增大而减小,但不同岩体强度因试件尺寸增大而减小的规律却不 同,其影响因素较多。(4)环境围压:环境围压对岩体变形和强度都产生很大影响,即围压的大小影响岩体的破坏方式 岩体的抗剪强度随围压的增大而增大,但不呈直线关系,在低围压情况下增大的快,在高围压情况下增 大的慢围压增大,岩体的变形模量也明显提高岩体中结构面的力学效应随围压的增大而减小,当围 压达到某一临界值时,岩体中结构面效应就完全消失,此时岩体从脆性破坏变为延性破坏。(5)孔隙水压:因为孔隙水压的存在,使岩体中固体颗粒或骨架所承受的压力随之减小,岩体强度也 就相应的降低。23,绘图说明巷道支架支护时,”支架一围岩”相互作用的原理支架的工作阻力,尤其是初撑力,在一定程度上能相当有效的抑制直接顶板的离层,控制围岩 塑性区的再发展和围岩的持续变形,保持围岩的稳定。因此,巷道支架系统必须具有适当的强度 和一定的可缩性,才能有效的控制盒适应围岩的变形。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的承载构件,上覆岩层的绝大部分 重量完全是自身承担的,因此,合理的支架一围岩相互作用关系是充分利用围岩的这种天然的自 承力和承载力。人为的支护作用是在围岩强度、结构、受力环境、位移与力的边界条件等方面创 造条件,促使围岩形成自稳和承载结构。根据巷道周边弹塑性位移量的计算式,巷道周边位移量与支护阻力的关系曲线如上图所示,曲线上C点左侧为弹塑性阶段,巷道周边位移值到达C点以后,围岩松动破裂开始脱落,对支架产生松动压力,支护阻力增加。II、III分别为可缩性支架、刚性支架工作特性曲线,II与I交点是b, III与I的交点是a,分别为支架的工作点。从图中可以看出,支架不易在B区间工作,在A区间工作时,支架工作点在 C点左侧附近较为有利。24、试述原岩应力的概念,主要组成部分及分布基本特点原岩应力:存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力。主要组成部分:自重应力和构造应力分布基本特点:实测铅直应力基本上等于上覆岩层的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小最大水平主应力与最小水平主应力一般相差较大25、试述一般情况下采场支架的工作阻力为什么会小于上覆岩层的重量从垂直方向上看,由于关键层对其上部岩层有控制作用,故可以认为老顶及其以下的岩层是对采场产生直接影响的岩层,而老顶之上岩层则视为作用其上的载荷,支架围岩形成由老顶一直接顶-底板组成的作用体系,故支架承受较小的压力。从工作面推进方向看,整个采面上覆岩层中邻近煤层的老顶岩层形成的结构是由煤壁-回采工作面-采空区已冒落肝石支撑体系所支撑,而支架的可缩特性使煤壁和采空区已冒落肝石承受了上部结构 的大部分重量,故支架工作阻力小于上覆岩层重量。煤层倾角使顶板岩层重量在垂直层面方向的分力减小,故顶板对支架的压力减小。26、影响冲击矿压发生的因素(14年新加的大题)冲击矿压发生的原因是多方面的,但总的来说可以分为三种,即自然地质因素、开采技术条件和组织管 理因素。自然地质因素中,最基本的因素是原岩应力,主要由岩体的重力和构造残余应力组成。实验表明,在 一定的采深条件下,比较剧烈的冲击矿压一般会出现在煤系地层中,强度高的岩层,特别是在煤层顶板 中有坚硬厚层砂岩的情况。从发生冲击矿压的开采技术因素来分析,首先是开采引起的局部应力集中。其主要原因是开采系统不 完整,或坚硬的顶板条件下较大的悬顶,造成较大的应力集中;或由于开采历史造成的,如煤柱停采线 造成的应力集中,传递到邻近煤层。从生产实践来看,生产的集中化程度越高越易发生冲击矿压。开采设计或防治措施无法实现,是增加 冲击矿压危险的因素之一,这主要是在多煤层开采条件下。还有多种自然灾害一起出现,如冲击矿压、 火、瓦斯等。但有时无法选择更有效的冲击矿压防治措施。三、计算题八二H解:将岩体看作各向同性均质连续的弹性体时,岩体的自重应力状态为:CTx =,Ez ;侧压. xy = 0RNN力系数 h=,N为泊松比;仃x=cTv=?ez=crz =Th ;在埋深252700m范围内,1 -y1 -1 一平均体积力=27 kN / m3 ;在自重应力场中,crx、仃V为水平应力,rz为铅直应力,故由以上理 x yz论知道铅直应力 c z =H =27 *300 =8.lMPa水平应力C- =;:v = x y2、已知煤层开采厚度M=3m直接顶的碎胀系数KP=1.5,求出垮落后能够充填满采空区所 需要的最小直接顶高度。解:若直接顶岩层垮落高度为 、h则垮落后堆积的高度为Kpv h它与老顶之间留下的空隙 为A = h +M-&Z h若填满采空区,则 : =0,此时、h = =一=6 mKp -11.5 -13、见表和图所示,试按固支梁计算第一层老顶初次破断的极限跨距,其中(qn)1E1h3E2h3Enh3各岩层的参数表x-JU - 石层岩性体积力力KN.m-3层厚hi/m弹性模量Ei/MPa抗拉强度R/MPa1中砂岩234.0一一42.5 父1072泥岩252.741.1 父1023砂质泥岩262.0_41.5 M102.54中砂岩255.5一一一 42.3 xi07解:第一层本身的载荷qi为q1 = 1h1 =23 4 =92KPa考虑第二层对第一层的作用,则(q2)iEih3(1n2h2)Eih3E2h23= 140.5KPa计算到第三层,则a)i= i74.7KPaEih3( 1%-h23h3)Eih3E2h3E3h3计算到第四层,则= i63.7KPa H (1 +与),rr解之得R =r =J201,在双向等压应力场圆形孔中,相邻两孔间距大于 2J20rl时两个巷道相互不影响,故B =2石金。9、在原岩均质岩体中开一巷道,已知岩体的内摩擦角 吊=30。,内聚力C=40MPa有实测知道巷道围岩所受平均铅直应力H=200MPa这种情况下应对巷道边帮提供多大的侧向应 力才能维护巷道边帮的平衡解:以极限主应力 5和仃3表示的莫尔-库伦强度准则公式,1 sin 1 sin /日仃1 =2C +仃3得1-sin : 1-sin :“ 1 sin二1-2C1 1-sin:1 sin) 1-sin ;= 20.5MPa这种情况下,应对巷道边帮提供20.5MPa的侧向应力才能维持边帮的平衡。
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