目 录
第0章 绪论 ...................................................................................................................................................... 1 第1章 矿山压力与矿山压力显现 .................................................................................................................. 6 第2章 采场上覆岩层运动和发展的基本规律 .............................................................................................. 7 第3章 采场围岩支承压力及矿压显现与上覆岩层运动间的关系 ............................................................ 10 第4章 回采工作面顶板控制设计 ................................................................................................................ 14 第5章 综采放顶煤采场矿压控制 ................................................................................................................ 16 第6章 矿柱支护采矿法的岩体控制 ............................................................................................................ 20 第7章 回采巷道矿压理论 ............................................................................................................................ 21 第8章 冲击地压及其监测 ............................................................................................................................ 35
I
矿山压力与压力控制习题
第0章 绪论
1、顶板事故频繁发生的基本原因是什么?
答：顶板事故频繁发生的基本原因是：
（1）没有很好地研究和掌握各个具体煤层需要控制的岩层范围及其运动的规律（包括运动发生的时间和条件等），顶板控制设计缺少基础；
2）没有深入地研究和掌握各种类型支架的特性，特别是在生产现场所能达到的实际支撑能力。没有解决好针对具体煤层条件选好和用好支护手段方面的问题；
3）没有更好地揭示支架与顶板运动间的关系，达到正确合理的选择控制方案。
2、矿山压力与岩层控制研究的主要任务是什么?
答、矿山压力与岩层控制研究的主要任务为：
（1）研究随采场推进在其周围煤层及岩层中重新分布的应力（包括应力大小及方向等）及其发展变化的规律。该应力的存在和变化是煤及岩层变形、破坏和位移的根源，也是采场及周围巷道支架上压力显现的条件。
搞清分布在煤层及各个岩层上的应力状况，揭示它们随采场推进及岩层运动而变化的规律，是采场矿山压力研究的重点。
（2）研究采场支架上显现的压力及其控制方法。包括压力的来源、压力大小及与上覆岩层运动间的关系、正确的控制设计方法等。
（3）研究在采场周围不同部位开掘和维护的巷道的矿山压力显现及其控制办法。包括不同时间开掘的巷道压力的来源、巷道支架上显现的压力大小及其影响因素、以及支架与围岩运动间的关系等。
（4）控制采动岩层活动的主要因素分析。从十分复杂的采动岩层活动中建立采动岩层的结构力学模型，从而展开对采场顶板矿压、采场突水、岩层移动及地表沉陷规律等进行系统描述。
（5）深部开采时采场支承压力分布、岩层结构及运动特点、围岩大变形的控制机制等。
3、矿山压力与岩层控制研究历史上主要存在几种假说？并叙述各假说的内容及优缺点？
答：（1）掩护“拱”假说
掩护拱假说的基本观点是：①采动形成的工作空间是在一种“拱”的结构掩护之下；② “拱”结构承担
1
上覆岩层的重量，通过拱脚传递到煤层及岩体上的压力及由此在煤及岩体中形成的应力，是煤及岩层破坏的原因，也是“拱”结构本身向外扩展的条件；③采场空间的支护仅承受拱内已破坏岩层的岩重，支架是在由“拱”的结构尺寸所圈定的破碎岩石荷重下工作—即在一定的载荷条件下工作，支架上显现的压力大小与支架本身的力学特性无关。
1）自然平衡拱假说
普氏拱假说适用于确定强度不高（f=5~6），开采深度不是很大的巷道支护反力。由于普氏理论没有以岩石破坏和应力重新分布的角度来揭示自然平衡拱形成的机理，没有深入研究围岩中应力分布和稳定的条件，因此不可能正确回答上述问题。这也正是普氏理论广泛应用受到限制的原因。
利用该模型可以说明采场第一次来压阶段煤壁前方支承压力及采场支架上显现的压力随采场推进而增加的现象，但不能解释采场矿压显现的周期性变化规律。
这种假说所描绘的岩石运动和破坏规律与客观实际不符，所以不能用以解释回采工作面产生的矿山压力问题。
2）压力拱假说
较好的解释了采场周围支承压力的存在，较好的说明了支架上的压力远小于上覆岩层重量的原因。由于假说认为“压力拱”是随采场推进而前移，因而避免了原自然平衡拱假说认为平衡拱随采场推进不断扩大的错误。但是假说同样存在着下列缺陷：
①没有明确压力拱的性质及其与岩层运动发展情况间的关系。因此，这个压力拱始终是一个边界无法确定的模糊概念，无法解释采场周期来压等现象，无法找到采场支架需要控制的具体岩层范围；
②假说没有正确的揭示采场支架与围岩间的力学关系，不能说明支架有可能对在“一定变形”条件下工作的事实，无法解释采场支架上显现的压力往往与支架本身力学特性有关的现象。
（2）掩护“梁”假说
掩护“梁”的有关假说可归纳如下：
①采场是在一系列“梁”的掩护之下。这些梁在冒落前能将自身的重量传递至前后两端支承岩体之上，从而形成支承压力；
②“梁”的破坏（冒落）和沉降是采场支架上压力显现的根源；
③支架可能在由已破坏的岩石重力所“给定”的“一定载荷条件下”工作，也可能在由岩梁的沉降所决定的“一定变形条件下”工作，即支架存在着“给定载荷”和“给定变形”两种工作状态。其中，在“给定变形”条件下工作的支架，其压力显现的大小仅只取决于支架自身的力学特性（即自身的变形量与产生的阻抗力间的关系）。因此，当顶板的移动量（顶底板移近量）和支架力学特性已知时，顶板压力即可以
2
事先确定；
④支架的阻抗力（支架反力）相对于岩层压力来说是微不足道的，因此不可能对顶板下沉移动量产生影响。也就是说，支架在改变采场顶板下沉移动量方面是无能为力的。为此，支架作用在于防止已碎岩体垮落和保持各种属性结构梁的连续性，不必要也不可能在改变顶板下沉量方面发挥作用。
与“拱”说相比，“梁”的假说在解释回采工作面支架上压力显现的规律方面，包括压力的来源、压力大小与支架的力学特性及围岩运动间关系等方面，有了重要的发展。下面引述几种有代表性的掩护“梁”的假说。
（1）“悬臂梁”假说
“悬臂梁”假说比较简捷的说明了采场上覆岩层运动的规律，较好的解释了采场来压周期性现象，因此得到相当多采矿工作者的认可。从发展上来看，可以认为“悬臂梁”假说在有关掩护梁假说的发展过程中，起到了奠基的作用。
“悬臂梁”假说从提出开始，一直没有发展到用于采场矿压控制定量计算方面的主要原因有： ①未能进一步研究采场上覆岩层自下而上的运动发展规律，特别是“悬臂梁”的岩层组合条件； ②没有明确采场矿压控制需要考虑的悬臂梁范围，没有从理论上和方法上解决生产现场找到这个范围的办法。
上述缺陷使人们无法建立起结构范围明确的具体力学模型来解决采场矿压控制方面的问题。此外，该假说没有研究采场围岩中的应力，没有考虑支承压力可能预先破坏顶板的情况，因而不能对采场上覆岩层的结构状态作出更全面的描述。
2）“预生裂隙梁”假说
“预生裂隙梁”假说或岩石的预先破坏假说认为，采场支架上显现的压力，是裂隙梁沉降或平衡遭到破坏的结果。
预生裂隙假说的重大贡献是揭示了煤层及临近采场的部分岩层在支承压力作用下超前于煤壁破坏的可能性，正确指出其破坏的原因是岩层中两个方面的应力差超过岩石强度极限所致。
用拉巴斯的预生裂隙假说不能正确的解释采场上覆岩层周期性破坏和来压的规律。实践证明，即使强度不高的岩梁，其超前破坏也是按一定步距有规律出现的。而且出现的步距在正常的情况下是由岩梁自身的强度所决定。也就是说，只有当岩梁的悬垮度达到极限值，端部拉应力达到预定的极限从而开裂之后，其自身及相邻岩层的压缩剪破坏才有可能发生。因为，只有把预生裂隙假说压裂机理和悬臂梁假说有规律的折断结合在一起，才能正确的说明采场上覆岩层的破坏规律，解释采场周期来压及顶板周期性破碎等压力显现。
3
如悬臂梁假说一样，拉巴斯的假说同样没能够正确的回答采场支架需要控制的岩层范围问题。虽然假说建立了由新生裂隙轨迹连线所决定的覆盖面的概念，划定了预生裂隙梁（预应力梁）的范围。但是这个界限实际上无法确定，加之假说没有进一步研究采场支架反力与对各个预生裂隙控制间的力学关系，因此同样无法直接用于采场矿压控制的定量计算。
（3）铰接岩块假说
该假说认为，用冒落法管理顶板的采场，支架上的压力显现是由冒落带与上部未冒落在水平推力作用下铰接在一起的岩层运动所决定。
铰接岩块假说比较深入的揭示了采场上覆岩层的发展状况，特别是岩层垮落实现的条件；正确的提了同了支架有可能在“给定载荷”和“给定变形”两种状态下工作的概念；相当深入的研究和揭示了采场支架与围岩间的部分关系。这一成果从理论上为采场顶板控制设计提供了重要依据。
该假说存在的问题是：未能够确定出呈铰接状态的老顶形成的条件和具体的范围；未能更全面的研究和揭示支架与这部分岩梁运动间的关系；没有说明采场顶板下沉量在很大程度上能够由支架的阻力控制的事实，因而未能将采场顶板控制设计提高到科学定量的程度。
（4）砌体梁结构力学模型与关键层理论
采动后岩体内形成的砌体梁力学模型是一个大结构，而此大结构中影响采场顶板控制的主要是岩层移动中形成的离层区附近的几个岩块。显然，关键块平衡与否直接影响采场顶板的稳定性和支架受力大小。因此，在砌体梁结构研究的前提下应重点分析其中关键块的平衡关系。在这项研究中主要提出了砌体梁关键块的滑落和回转变形稳定条件，即“S—R”稳定条件。
对于砌体梁关键块的分析，为采场直接顶的上部作用力和位移提供了边界条件，从而为分析直接顶稳定性奠定基础。
（5）以岩层运动为中心的矿山压力理论
以岩层运动为中心的矿压理论，就是要力争在搞清上覆岩层运动发展规律，搞清矿山压力的分布和显现与上覆岩层运动间关系的基础上，解决有关的控制问题。显然，对于一个回采工作来说，如果不知道顶板中哪些岩层需要控制，不知道这些岩层大面积运动发生的时间、范围以及可能的运动方向，控制设计将是盲目的。同样，如果不了解支承压力分布随上覆岩层运动发展变化的规律，不能根据具体的条件（包括时间、地点及上覆岩层运动的发展情况等）搞清采场四周压力的真实分布情况，要正确选择巷道合理开掘位置和时间，解决好巷道支护必需的阻力和缩量等方面的问题也是不可能的。
4、以上覆岩层运动为中心的矿压理论主要要点是什么？
答：以岩层运动为中心的矿山压力和岩层控制理论核心要点如下：
4
（1）强调“矿山压力”及“矿山压力显现”两个基本概念间的差别和联系。认为：矿山压力（即采动后促使围岩运动的力）的存在是绝对的，在任何已采空间的周围岩体中都存在着。但是矿山压力的显现（包括围岩变形、位移和破坏，以及支架受力、下缩和折损等）则是相对的，有条件的，因而也是可以控制的。进行矿山压力研究的目的，就是要创造条件，把矿山压力的显现控制在安全上可靠、技术上可能、经济上合理化的范围内。
（2）和其它工程不同，煤矿的采场始终是处在不断推进和发展的过程中，因此无论是存在于围岩中的“矿山压力”，还是由矿山压力作用而引起的“矿山压力显现”，都不是静止的。相反，它们都随采场推进而处于不断的发展和变化过程中。造成这一发展变化的根本原因，就是上覆岩层的运动。
（3）影响采场矿山压力显现的岩层范围是有限的、可知的和可以变化的。实践证明，对采场矿山压力显现有明显影响的岩层范围，仅仅是上覆岩层中很小的一部分，包括“直接顶”和“老顶”两个部分。对“直接顶”和“老顶”的定义和界限不能简单的只考虑岩层的冒落性能，必须从岩层运动可能的发展程度，从其运动时对压力显现的作用和影响，特别是控制要求上的差别，从定性和定量两个方面给予更确切的含义。为此，所谓直接顶，应该是指在老塘已经冒落的岩层的总合。由于它们在推进方向上不能始终保持传递力的联系，因此一旦运动，其作用力将由支架全部承担。“老顶”则是由运动对采场矿山压力显现有明显影响的“传递岩梁”（简称“岩梁”）组成，对于“老顶”中每一“岩梁”由于始终能保持向煤壁前方和老塘矸石上传递力的联系，因此，当其运动时，其作用力无需由支架全部承担。支架承担“岩梁”作用力的大小 ，由对岩梁“位态”的控制情况决定。
（4）研究老顶来压时刻的“支架—围岩”关系，包括支架对直接顶的控制方式和对老顶岩梁的控制方式等两个部分。其中，为了控制直接顶板，只能采取“给定载荷”的工作方式，即必须考虑直接顶的作用力，全部由支架承担。研究证明，这个作用力可以被看成是一个与老顶位态控制无关的常数。对于老顶岩梁的控制，则可以采取以下两种，工作方式：
① “给定变形”工作方式。岩梁的位态（或在既定控顶距处的顶板下沉量）由岩梁自身的强度和两端支承的刚度条件决定，没有受到支架阻抗力的限制。
②“限定变形”工作方式。岩梁的位态由支架的阻抗力限定。支架的阻抗力愈大，岩梁的位置愈高（即在限定控顶距处的顶板下沉量愈小）。此时支架在既定控顶距和合力作用点的情况下，承受的作用力大小决定于对岩梁位态控制的要求，与支架的刚度等力学特性无关。
5
第1章 矿山压力与矿山压力显现
1、断面为圆形的长巷道，位于地表下1000m处。在垂直于巷道轴线的平面内，应力场主应力沿水平和铅垂方向，铅垂应力等于深度应力，水平应力为0.28Pa，岩体平均容重为27KN/m，抗压强度由库仑准则规定，C=20MPa，?=25°，抗拉强度[?]t?0，试回答：
（a）预计巷道围岩在上述条件下的应力分布； （b）为巷道提出一种供选择的设计方案。
3
2、如何理解矿山压力与矿山压力显现及二者之间关系？
答：采动后作用于岩层边界上或存在于岩层之中的这种促使围岩向已采空间的运动的力（即采动后保使围岩运动的力），称为矿山压力。
采动后，在矿山压力作用下通过围岩运动与支架受力等形式所表现出来的矿山压力现象，统称为“矿山压力显现”。
研究与实践充分证明，矿山压力的存在是客观的、绝对的，它存在于采动空间的周围岩体中。但矿山压力显现则是相对的、有条件的，它是矿山压力作用的结果。然而，围岩中有矿山压力存在却不一定有明显的显现。因为围岩的明显运动本身就是有条件的，只有当应力达到其强度后才会发生。支架受力也是如此，它不仅取决于围岩的明显运动，而且还取决于支架对围岩运动的抵抗程度。
6
压力显现强烈的部位不一定是压力高峰的位置。
就某一点而言，压力显现的变化幅度与该点压力大小的增减幅度是相关的、对应的，但不一定成正比。
3、矿山压力显现与支护有怎样的关系？
答：采场支护作为围岩运动过程中的支撑体，支架上压力显现是相对的，它不仅与围岩运动
的发展情况密切相关，而且取决于支架特性、支架对围岩运动的抵抗程度等等。支架的作用就在于帮助围岩稳定，把矿山压力显现控制在要求的范围内。
为了能有效地控制矿山压力显现，合理的支架与围岩相互作用关系应当是根据安全的需要，把围岩运动与变形程度限制在控顶要求的范围内。
4、构造应力与自重应力主要差异有哪些？试分析构造应力场内布置巷道的要点是什么？ 5、γ=25KN/m，煤层厚度m=2.5m，内摩擦角ψ=25°，C=2×105N/m2，煤层与顶底板的摩擦系数为f=0.2，支架对煤壁无支护强度，假设煤层的压缩角为α=9°，试分别用两种公式计算塑性区范围，并求高峰压力值？
3
第2章 采场上覆岩层运动和发展的基本规律
1、怎样理解直接顶和基本顶的组成、破坏特征和控制要求？
答：所谓直接顶是指在老塘（采空区）内已垮落，在采场内由支架暂时支撑的悬臂梁，其结构特点是在采场推进方向上不能始终保持水平力的传递。因此，控制直接顶的基本要求是：当其运动时，支架应能承担其全部作用力。
基本顶是指运动时对采场矿压显现有明显影响的传递岩梁的总合，在初次来压后，是一组在推进方向上能始终传递水平力的不等高裂隙梁。
对于基本顶各岩梁控制的基本要求是：防止由于基本顶运动对采场产生动压冲击和大面积切顶事故发生，把基本顶岩梁运动结束时在采场形成的顶板下沉量控制在要求的范围。显然，如果基本顶岩梁运动没有动压冲击，岩梁运动结束后的自由位态所形成的采场顶板下沉量满足生产要求，此时支架可不承担基本顶岩梁的岩重。换句话说，对这部分岩梁，支架承担的压力大小取决于所控制的岩梁位态。
2、如何判断顶板的离层？ 答：离层发生的位置和条件如下：
①离层将发生在岩层的接触面或软弱夹层上。
②接触面的破坏力学条件为相应接触面上的剪应力超限。即悬露岩层的跨度达到极限跨度时，离层才会发生，因此，控制岩梁的悬跨度是控制离层发生的重要方法。
7
③离层出现的位置取决于组合岩梁中各岩层的弯曲刚度和各夹层的强度。当下部岩层弯曲刚度小，夹层（或接触面）强度低时，离层在下部发生；反之，离层可能先在上部夹层出现。
对于相邻的两岩层，是否同时运动组成一个传递岩梁，还是分开运动形成两个传递岩梁，可以用两岩层沉降中最大曲率（ρmax）和最大挠度(ωmax)进行判断。
3、直接顶厚度的确定方法有哪几种？
答：直接顶厚度的确定方法有理论推断与现场实测方法。
1）理论推断方法对开采单一煤层或厚煤层顶分层有关推断冒高的方法和表达公式基本上有两大类： （1）不考虑岩梁本身沉降的推断方法 mZ?（2）考虑岩梁本身沉降的推断方法 mZ?h K?1h?SA
KA?12）现场实测方法：（1）直接观测法。注水法、基点法、物探法
（2）直接顶厚度的实测推断方法。包含以下两种情况。 利用采场来压前夕支柱承载值P'可以反推直接顶垮落厚度。mz?P' ?zfz利用采场来压前后顶板运动参数，计算顶板允许下沉值SA，再代入公式计算。
4、怎样理解直接顶与基本顶之间的互相转化？
答：对同一采场，当地质条件和采动条件等发生变化或改变采空区顶板的处理方法时，直接顶和基本顶之间有可能相互转化。原属直接顶的岩层可能变成基本顶，同样，原属基本顶的岩层也可以转化为直接顶。搞清两者转化的原因和条件，是预测采场矿压显现的基础。根据需要创造条件促进这种转化，是控制采场上覆岩层运动和矿压显现的重要手段。
实践证明，可能造成直接顶和基本顶两部分岩梁转化的原因，主要有以下几个方面： （1）地质条件的变化，主要是岩层厚度和断层等构造的影响。
岩层厚度变小，其允许沉降值S0相应地减少，原处于基本顶的岩层垮落；相反岩层变厚，原垮落的岩层则可能向基本顶转化。大的断层构造，可以切割传递岩梁，使很大范围内的基本顶向直接顶转化，这是十分危险的。
（2）采动条件的变化，主要是采高和推进速度的变化。
采高加高，允许岩梁弯曲沉降的实际空间增大，可能造成SA>S0。因此，基本顶中的岩梁可能转化为直接顶；相反，降低采高，原直接顶则可能转化基本顶。在同样采高条件下，如果因岩层的岩性或厚度变化而扩大了直接顶的范围，则允许岩梁运动的空间减少，运动减缓，由此影响采场的移顶范围会相对地减少；相反，随直接顶变薄，基本顶范围将相应扩大。
改变推进速度到一定限度，也可能造成两者间的转化。例如，肥城大封矿八层煤，石灰岩顶板在每日推进2m左右时不出现直接顶，而在同样采高条件下，当日推进速度超过4m后，厚度2m左右的最
8
下层即发生垮落。
（3）改变采空区顶板处理方法。
采用充填，减小岩层弯曲沉降的运动空间，可使SA>S0原直接顶转化为基本顶；采用强制放顶，可以改变原整体垮落的运动形式为弯曲沉降的运动形式，而使原直接顶的大部分岩层转化为基本顶。
（4）改变开采程序。
厚煤层或近距离煤层的上部存在坚硬顶板时，可能出现整体切断现象。此条件下若采用反程序开采，即先采下分层或下部煤层，则有可能使顶部分层的直接顶变为有预先形成裂隙的基本顶。
5、上覆岩层运动的两个阶段，两个过程是什么？
答：上覆岩层运动的两个阶段：初次运动阶段与正常推进阶段。 上覆岩层运动的两个过程：相对稳定过程与显著运动过程。
6、已知某矿三层煤厚度为5.0m，自下至上覆盖在煤层之上的岩层为：m1＝2.9m，m2＝12.43m灰白色中粒砂岩，m3＝1.8m灰白色粉砂岩，m4＝3.5m炭质泥岩，岩层平均碎胀系数为KA＝1.25，试确定直接顶厚度？
7、某矿5层煤，上部为3m厚的细砂岩（单向抗拉强度243Kg/cm3，容重2.7t/m3），再上为2m厚的低强度粉砂岩。若该采场无直接顶，仅用上述两层岩层构成基本顶。试按梁的公式估算初次运动步距和周期运动步距？
答：根据题意，该采场没有直接顶，基本顶由高强度的细砂岩及低强度的粉砂岩组成。
从组成基本顶的两岩层力学特性分析看，基本顶应该以下位3m厚的细砂岩为支托层，其上的粉砂岩为载荷。则由初次运动步距估算公式得：
c0?2m12???1=
(m1?m2)?再由周期来压步距的估算公式可得：
σt]1124mE[= c2??c1?c1?223γE8、试分析弯拉破坏与剪切破坏的条件及特点？
答：此题答案见考题答案。
9
第3章 采场围岩支承压力及矿压显现与上覆岩层运动间的关系
1、工作面支架对基本顶有哪几种工作方案？各种工作方案有什么特点？
答：工作面支架对基本顶有“给定变形”、“限定变形”两种工作方案。 各种工作方案的特点是： “给定变形”特点： “限定变形：特点：
2、位态方程式有哪几种表达方式（写出公式）？各种表达式的位态常数如何计算？
答：（1）位态方程式有极限位态方程式和相对位态方程式两种。 极限位态方程式：PT?A?KA??hA ?hi10
相对位态方程式：PT?A?K0??h0 ?hi（2）位态常数计算表达式分别为： 极限位态常数：KA?mE?EC KTLK 相对位态常数：K0?P0?A
3、在现场如何建立位态方程？
答：生产现场建立位态方程的方法与步骤为： ① 实测参数
岩梁步距参数：b、c
'、P0、h'、△h0 来压前后支架承载值及顶板下沉量：p00② 确定直接顶厚度mZ及支架支撑直接顶必需的承载值A。 ③ 确定位态常数
（a）已知岩梁厚度mE，运动步距C等，则：
KA?（b）根据实测的P0值反推
h?mz(KA?1)mE?EC?LK ?hA?CKTLK 若实测P0值满足下式： P0>Pmin=A+K0 则位态常数： K0?P0?A ④写出位态方程
?hA ?hi?h0 （b）PT?A?K0?
?hi（a）PT?A?KA?4、支承压力的概念？单一重力场的支承压力表达式？
答：（1）概念
煤层采出后，在围岩应力重新分布的范围内，作用在煤层、岩层和矸石上的垂直压力称为“支承压力”。
（2）单一重力场的支承压力表达式为：
11
?y??mi?i??mi?iLiCix
i?1i?1nn式中 σy—距煤壁x处煤层上的支承压力，Pa；
n—直接作用于该处的传递岩梁数目（或称为直接覆盖岩梁数），也就是在该处上方未出现离层
的岩梁数；
mi—各传递岩梁厚度，m；
γi—各传递岩梁的平均容重，N/m； Li —各传递岩梁的跨度，m；
Cix—各传递岩梁至该处的重量比例（传递比率）。
35、采场支承压力在推进方向上的发展变化分为哪几个阶段？各阶段支承压力与支承压力显现的发展规律如何？
答：（1）以初次运动阶段为例：支承压力分布与显现变化划分为三个阶段。 （2）第一阶段：采场开始推进到煤壁支承能力改变之前。 煤体特点：煤体没有破坏，弹性压缩；
压力分布：一条高峰在煤壁上的单调下降曲线（负指数）； 显现分布：与压力分布曲线相同。
第二阶段：从煤壁支承能力改变到老顶岩梁端部断裂前为止。
煤体特点：煤体支承能力降低，随老顶岩梁的离层发展，其作为载荷与传递上部岩重的作用将逐步下降。
压力分布：塑性区（包括煤体已完全破坏部分）压力逐渐上升。 弹性区内则单调下降，其压力高峰在交界处。
显现特点： 总体仍为单调下降曲线，但是具体讲则是塑性 区内与压力分布相反，弹性区内与压力分布相同。
第三阶段:从老顶岩梁端部断裂到岩梁中部触矸为止。
特 点：压力分布与显现变化剧烈，压力与显现分布总体一致。
压力特点:a、断裂线附近应力集中；b、以断裂线为界分为两个应力场；c、两个应力场中压力分布背向发展。
显现特点:a、岩梁断裂时，伴随压力的集中，该部位移近速度突增；b、断裂扩展或显著沉降，顶底板移近出现停滞甚至反弹； c、断裂结束后，内外应力场中的压力显现以断裂线为界呈背向转移变
12
化。
6、工作面两侧支承压力发展规律与推进方向有哪些区别？
答：1)两个方向上单一弹性分布存在的时间，即塑性区及出现塑性区时工作面推进的位置都相同； 2)尽管老顶断裂在两个方向上略有先后，但其发展进程却是同步的,两个方向上支承压力分布和显现规律基本相同；
3)与推进方向相比的最大差距：
① 侧向不存在内应力场分布范围收缩的情况，外应力场的扩展是通过内应力场扩展和煤层再度压缩破坏而实现的；
②老顶中每一“岩板”运动的影响，对于任意部位来说都只有一次。
7、已知某工作面顶板来压前夕，顶板下沉量为200mm，来压结束时顶板下沉量为500mm，相对稳定步距为6m，来压步距为8m，控顶距为4.5m，采高为2.2m，KA=1.25， 试求直接顶厚度？
答：
8、已知某矿直接顶厚度为3m，悬顶距为2m，控顶距为4m，平均比重为γE=γz=25KN/m3，实测得到两次老顶来压完成时支护强度及顶板下沉量分别为（见表）。顶板无阻碍最大下沉量值为600mm，试分别用两次来压实测数据建立为态方程。
序 号 最终下沉量 支护强度
1 400mm 282KN 2 500mm 259.3KN 13
第4章 回采工作面顶板控制设计 1、简述回采工作面顶板事故的类型。 答：回采工作面顶板事故的类型大致可分为：小范围局部冒顶、大面积切顶和局部冒落或切顶。以表表示如下： 回采工作面顶板事故小范围局部冒顶大面积切顶局部冒落或切顶直接顶破碎直接顶运动老顶运动高位覆岩运动底板运动应力集中推垮型压垮型煤壁线附近两放顶地质破坏带坚硬顶板大面积冒顶倾角较大直接顶推垮金属网下推垮复合顶板突变运动大块游离岩块旋转推垮冲击推垮型压浅埋长壁浅部煤柱支撑顶板压垮复杂地质采矿条件压垮急倾斜煤层底板失稳软深埋采场底板变工作面煤柱集中端线附垮采动压砸垮型型对采应力头近垮底形 2、简述厚层坚硬顶板大面积来压的预防方法。 答：大面积来压的预测、预报和处理方法 大面积切冒可以采用顶板动态监测法，或用微震仪、地音仪和超声波地层应力仪等进行预测。因为厚层坚硬岩层的破坏过程，长的在冒顶前几十天就出现声响和其他异常现象，短的在冒顶前几天，甚至几小时也会出现相应的矿压显现，因此，根据仪器测量的结果，再结合历次冒顶预兆的特征，可以对大面积切冒进行准确的预报，包括顶板来压时间、地点和强度，避免造成灾害。 防止和减弱大面积切冒危害的原则是：改变岩体的物理力学性质，以减小顶板悬露及垮落面积，减小顶板垮落高度，降低空气排放速度。具体的做法有下列几种。 （Ⅰ）顶板高压注水。从工作面平巷向顶板打深孔，进行高压注水，注水泵最大压力达15MPa。顶板注水可起弱化顶板和扩大岩层中的裂隙及弱面的作用。 （Ⅱ）强制放顶。所谓强制放顶，就是用爆破的方法人为地将顶板切断，使顶板垮落一定厚度形成14
矸石垫层。切断顶板可以控制顶板垮落时产生的冲击力；形成矸石垫层则可以缓和顶板垮落时产生的冲击波及暴风。为了形成垫层，挑顶的高度可按需要形成垫层的厚度进行计算。据大同矿区的实践经验，采空区中矸石充满程度达到采高和挑顶厚度之和的三分之二，就可以避免过大的冲击载荷和防止形成暴风。
强制放顶主要有在工作面内向顶板放顶线处进行钻孔爆破放顶；对于综采工作面，由于在工作面内无法设置钻顶板炮眼的设备，可分别在上下平巷内向顶板打深孔，在工作面未采到以前进行爆破，预先破坏顶板的完整性；对由于历史上已造成有区域性切冒隐患的地区，目前又无法从井下采取措施时，可在采空区上方的地面打垂直钻孔，达到已采区顶板的适当位置，然后进行爆破，将悬露的大面积顶板崩落。
对厚层难冒顶板来说，不论是采高压注水还是强制放顶，不论是在采空区处理还是超前工作面处理，所应处理的顶板厚度均应为采高的2倍～3倍（包括直接顶在内），其目的就是使处理下来的岩块基本上能填满采空区，从而保证安全生产。
3、简述复合顶板事故的防治措施。
答：复合顶板推垮型事故的预防措施如下：
（1）工作面伪斜布置。限定六面体只沿工作面下侧向推移；另外伪斜布置可使顶板下滑力减小。 （2）上下顺槽不破顶掘进，杜绝提供人为形成六面体下滑的空间；
（3）工作面初采禁止反向推采。由于工作面在切眼内滞留时间长，顶板离层普遍而且范围较大，反向推采煤柱使控顶区范围增大，新增设的支柱整体性较差，支护阻力较小，极易产生推垮型事故；
（4）控制采高，使垮落岩层充满采空区，抑止采动后孤立六面体的自由运动空间，提供顶板和已冒岩石的摩擦力，阻止顶板沿层面方向运动；
（5）使用戗柱（斜撑柱）提供阻抗顶板沿层面滑移的反力。戗柱可分为向上戗柱、向前和向后戗柱等三种，分别预防工作面复合顶向下，向采空区或向工作面煤壁方向的复合顶推垮；
（6）切眼布置锚杆或锚索支护预防顶板离层。
除此以外，加强工作面单体支护仍可为防止该类顶板事故提供更有效的途径。
a）采用倾向连结的“整体支护”。在易发生复合顶推垮的地点和时间，用拉钩连接倾向支柱，提高支架的整体稳定性；
b）提高单体支柱的初撑力和刚度，抑制顶板的早期离层。
4、回采工作面存在哪些顶板事故类型？（此题与前面1题重复）
5、某矿直接顶由分层厚度在200mm～300mm的页岩和粉砂岩组成，随采随冒。实测老
15
顶岩梁（4m厚的细砂岩）来压步距9m，来压时没有明显的动压冲击。顶板下沉量
''?h0?100mm，支架承载p0?0.11Mpa，来压时?h0?300mm支柱钻底量平均100mm）,
p0?0.225MPa，试确定工作面支护密度？
第5章 综采放顶煤采场矿压控制
1、放顶煤采煤法有哪几种？
答：1）按工作面布置方式分类
根据煤层及围岩的赋存条件（厚度及物理力学性质），放顶煤采煤法可分以下四种。 （1）整层放顶煤采煤法
整层放顶煤采煤法是直接沿底板布置放顶煤工作面，当采煤工作面推进一定的距离后，就将上部顶煤放出，这样一次采出煤层的全部厚度。
（2）预采顶分层采煤法
预采顶分层采煤法首先沿顶板在煤层中布置一个普通长壁采煤工作面（即采顶分层），然后再沿底板布置放顶煤工作面进行回采，将底分层上部的顶煤放出。
（3）预采中间分层放顶煤采煤法
预采中间分层放顶煤采煤法是先在煤层中间布置一个普通长壁采煤工作面进行开采。然后，再沿底板布置放顶煤采煤工作面。中间分层工作面的位置应使底部放顶煤采煤工作面上方有0.5m以上的护顶煤。
（4）水平分段放顶煤采煤法
对于厚度超过20m，甚至上百米的极厚煤层，可以把煤层厚度按10m～20m分成若干个分段，使用放顶煤采煤法依次自上而下分段回采。这种方法叫做极厚煤层分段放顶煤采煤法。
2）按支护方式的放顶煤技术分类 （1）综采放顶煤（综放）
采用综采放顶煤支架进行放顶煤开采的称之为综采放顶煤，简称“综放”。 （2）轻型综采放顶煤（轻放）
轻型综采放顶煤与综采放顶煤类似，是在综采放顶煤的基础上，将综采放顶煤支架改造，使支架结构简单，骨架变小，从而使支架重量大幅度降低，成为轻型结构，自动放煤，简称为“轻放”。
（3）悬移支架放顶煤（简放）
16
悬移支架是一种无底座由顶梁与双作用（支、移）液压支柱等组成，是可提腿迈步前移的支架，支架靠两个相邻的顶梁交错向前移动来前移。由于支架一般没有放煤机构，一般靠人工方式放煤，简称为“简放”。
2、影响顶煤冒放性的因素有哪些？并作简单分析？
3、分析放顶煤采场的几种顶板结构形式?
答：
4、论述放顶煤采场的支架—围岩关系?
答：针对放顶煤采场的不同顶板结构形式，支架与围岩的相互作用关系也相应存在不同情况。
（1）“煤—煤”结构下的支架围岩关系
该结构下不来压时，支架仅支住下位顶煤的作用力即可保证采场安全。来压时，需同时支住上位顶煤的作用力。支护设计时，应考虑到最危险的状态，并有一定的安全系数。因此，支架应能同时承担下位和上位顶煤的作用力，并同时考虑基本顶的作用，此种结构下支架围岩关系可用下式表示：
PT?(PT2?PT1)?t?Pc 式中 PT—支护设计时支架的合理支护强度，Pa； P—状态系数，平时为0，来压时为1； T1，T2—分别为下位和上位顶煤厚度，m； γt—顶煤平均容重，N/m3；
Pc—直接顶和基本顶间的接触应力，Pa。
Pc=0时，PT为合理支护强度的最小值，但这种采场是不适合放顶煤的。 （2）“岩—矸”结构下的支架围岩关系 支架围岩可用下式表示：
? PT?T?t?mz?z?Pc
式中 m’z—下位直接顶厚度，m，该厚度随着顶煤放出率而变化；
其它符号含义同前。
（3）岩梁结构下的支架围岩关系 支架围岩关系可用下式表示：
PT?T?t?mz?z?Pc
17
式中 mz——直接顶的厚度，m。
其它符号含义同前。
上述三种结构下的Pc值均为基本顶与直接顶间的接触应力。大量的实测表明，基本顶的运动对工作面矿压显现的差异较大，其动载系数一般在1.05～1.8之间，由于岩梁结构运动时压力显现明显，因此选择基本顶来压时的动载系数时应比其它两种结构下的大，以避免基本顶来压时对支架产生大的冲击。由于各矿煤层及顶底板情况差异较大，因此选择基本顶来压时的动载系数最好通过矿压观测来定。
5、论述不同煤层条件下顶板事故发生的原因及应采取的措施？ 答：不同煤层条件下，顶板事故发生的原因及应采取的措施分述如下： 1）三软煤层条件顶板事故
三软煤层系是指煤层软（f<1），顶底板软，起伏大，破碎不稳定的煤层，此类条件下，放顶煤顶板控制出现的问题主要是片帮、冒顶、支架工作状态不好等。
（1）主要原因
①放煤口放煤过度，顶煤及架前放空冒顶；
②推进速度慢引发片帮冒顶，如采煤机在某一位置停留时间过长，底板起伏有包鼓处理费时等，机头架冒顶埋机头，端头架低头；
③支架性能不好或操作失误引发片帮冒顶：如降架时冒顶，伸缩梁伸不出或顶不紧煤壁，相邻架有空隙漏顶，支架放煤空间狭小放煤困难，时间长，支架钻底等；
④地质构造：断层处基底鼓包处顶煤特别破碎。 （2）事故处理（控制）措施
①改变采煤工艺过程，采用全面超前移架，防止片帮和冒顶；
②在工作面生产管理上采取：（a）必须严格按照作业规程进行采放工艺；（b）周期来压时加快推进速度，采煤机不长时间停留在同一位置；（c）提高拉架速度；减少落煤量；（d）架前部伸缩梁改造成全封闭。对放顶煤支架改造，使其具有全封闭，及时控顶的性能。
2）中硬以上煤层条件顶板事故
（1）初次放顶后大面积空顶来压产生严重动压冲击事故
在顶板初次来压前，煤体变形剧烈，支架托不住顶煤，片帮厉害，架前冒顶，在局部煤层松软处尤甚。
18
采取的控制措施有：
①对巷道变形加剧，断面收缩率大的情形，一般可采用可缩性拱型支架来协调巷道的大变形量。 ②初次放煤后大面积空顶来压产生严重动压冲击。初次放煤步距后（阳泉四矿为4m），坚持正常放煤，在矿压观测基础上预测预报基本顶的来压步距强度，在来压前适当停止几个放煤循环，将顶煤坐垫层，缓解顶板动压冲击强度。
（2）工作面正常推进阶段顶板“异常”矿压事故 “异常”矿压事故原因
（a）顶板岩层较厚且整体性较好，这就使得基本顶易产生大面积悬顶，长时间不垮落； （b）顶板砂岩含水丰富，赋水面积大。当采动裂隙达到含水层富水区段时，顶板水便有采动裂隙下泄至回采工作面。赋水区的水压增大了基本顶来压的强度；
（c）构造影响。来压时工作面位于断层处，岩层弱面及裂隙异常发育状态诱导工作面突然来压，而且导通了上覆岩层的赋水区，导致顶板来压后多次突水；
（d）开采厚度的影响。顶煤垮落后直接顶不能充满采空区，基本顶垮落时形成冲击压力； （e） 深部开采。易造成压力显现增大。 应采取的措施
（a）加强矿压观测，搞好异常来压的预测预报工作；
（b）对工作面液压支架的立柱、千斤顶和阀类等液压件加强维修管理；
（c）加强新采区受采工作面安全开采的技术研究工作，摸清地质状况，针对各种不利因素，超前采取防治措施。对于工作面遇到异常来压现象，应及时分析原因，及时采取应对措施，防止事故的扩大；
（d） 防范工作面突水。对富水量大、受水威胁的回采工作面，必须进行水文物探。在生产过程中务必坚持有疑必探。
（3）坚硬顶板放顶煤事故
类似大同矿区放顶煤条件，坚硬顶板条件下，坚硬顶板未明显运动时，没有对已垮顶煤及时压迫推移至放煤口作用，导致放出率低；大块顶煤垮落时，同样易于堵塞放煤口。
另外，当放煤口控制不当，将大块矸石放到后部刮板运输机或堵住放煤口时，尚没有有效的处置方法，当采用严禁使用的采空区放炮时，极易引起采空区瓦斯爆炸，我国综放工作面多次发生该类事故，并造成严重的人员伤亡。
3) 急倾斜煤层条件顶板事故
急倾斜煤层一般是指煤层倾角大于45°的情况，综放工作面顶板控制事故引发的灾害比较突出。例
19
如，东北某矿综放面老塘顶板来压压出老塘瓦斯引发瓦斯爆炸事故就是典型的一例。
第6章 矿柱支护采矿法的岩体控制
1、什么是矿柱支护采矿法？
答：矿柱支护采矿法是根据矿体倾角的大小，将井田划分成矿块或盘区，在矿块或盘区内交替布置矿房和矿柱，回采矿房时，留规则的连续或间断矿柱支撑顶板，这就是矿柱支护采矿法的基本特征。
2、如何分析确定矿柱的强度？
答：从属面积法为矿柱轴向平均应力确定提供了一个简单的方法。利用从属面积法估算矿柱中受到的应力进行矿柱原始工作状态的分析表明，矿柱的强度与其大小和几何形状有关。由于岩体中分布着裂隙、天然裂面和其它缺陷，矿柱大小对其强度的影响是容易理解的。形状的影响主要从三个方面加以考虑： 相邻围岩的制约，它是由于对矿柱侧向膨胀的约束而在矿柱中产生的；矿柱体中应力场各分量不光是垂直于其轴线方向的分量；矿柱的破坏方式随纵横比（即宽/高比）的改变而变化。
再增加具体公式与分析即可。
3、矿房—矿柱布置设计中的主要参数有哪些？
答：当应力分析的从属面积法用于平伏层状矿体的开采设计时，在设计计算中牵涉到5个参数：作用在垂直于矿柱平面方向上的场应力分量pzz（可以由岩石力学条件来确定），在设计过程中要确定的另外4个变量是开采或矿柱高度h、矿房跨度W0、矿柱宽度Wp和防止矿柱破坏的安全系数F。尽管下面的讨论仅考虑了边长为Wp的方形矿柱，但它同样适用于长形的矿柱。
4、一个厚4m的水平矿体位于地表下350m深处，上覆岩体容重为25N/m3。初始采矿布置设计中矿房跨度为6m，矿柱为边长5m的方形，全厚开采，试分析是否对矿房矿柱重新设计，如何设计。
20
第7章 回采巷道矿压理论
1、试比较煤层处于弹性状态下，沿空留巷与各位置掘巷的优缺点？
答：（1）煤体边缘处于弹性变形状态条件下留巷特点是：基本顶在煤体边缘裂断，由基本顶回转下沉造成的顶板下沉量小；煤体边缘处于弹性变形状态，由煤体变形引起的巷道顶板下沉量小、帮压小；支承压力高峰在煤体边缘，巷道底膨量小。因此，在无内应力场条件下沿空留巷维护一般是比较容易的，特别是在有相应的支护手段时，应积极采用沿空留巷。
（2）煤体边缘处于弹性变形状态的条件下送巷开掘的位置和时间
上区段工作面后方支承压力高峰在煤体边缘，下区段工作面前方叠加支承压力高峰仍在煤体边缘或进入煤体内部。
ⅢⅡⅠ上区段采空区321
在煤体边缘处于弹性变形状态条件下有三种可能送巷位置：沿空送巷（位置1）、小煤柱的送巷（位置2）和大煤柱送巷（位置3）。实践表明，基本顶触矸后沿空送巷是比较合理的。因为煤体边缘处于弹性变形状态，故送巷引起的围岩变形较小。当受本工作面回采影响时，如果煤体边缘由于叠加支承压力的作用进入塑性破坏状态，巷道围岩变形量会急剧增加。但支承压力高峰要向煤体内部转移，位置2的巷道将处于叠加支承压力峰值区内，势必受到叠加压力高峰影响，巷道围岩同样会进入塑性破坏状态（巷道两帮煤体处于单向受力状态）、而且小煤柱可能失去稳定性，因此巷道2的围岩变形也会急剧增
21
加。如果叠加支承压力峰值不足以使煤体边缘发生塑性破坏，则位置1的变形量不大，不必在位置2送巷。图中1、2的巷道围岩变形主要是由本工作面回采时叠加支承压力作用引起的，且位置1优于位置2。
巷道位置3在原始应力区中，只受超前支承压力作用，巷道围岩变形量最小。但煤柱损失大，且给下部煤层开采带来不利影响，尤其是深部开采和开采有冲击倾向性煤层更加不利。
沿空送巷如在基本顶触矸前掘出，则巷道将由于基本顶回转来压而产生很大的顶板下沉；在基本顶岩梁触矸石后掘巷，则不受顶板显著运动的影响。
综上所述，煤体边缘处于弹性变形状态条件下应在基本顶触矸后沿空送巷。
2、试比较煤层进入塑性状态下，沿空留巷与各位置掘巷的优缺点？掘巷位置有几个？
答：巷道开掘的位置和时间决定着巷道受顶板活动影响和支承压力作用的过程和程度，以及巷道变形量和维护状况。
(a)(b)(c)(d)
（1）沿空留巷方案
由于煤体边缘进入塑性破坏状态，支承压力高峰进入煤体内部，基本顶岩梁从煤体内部裂断，因此，留巷的顶板下沉、底板膨起、两帮移近都较大。沿空留巷在采空区顶板活动稳定后将长期处于采空区边缘的应力降低区，只要巷道支护类型和支护方式得当，即可达到改善巷道维护状况的目的。此外，沿空
22
留巷有如下优点：
①与送巷相比可以少掘一条巷道，从而大幅度降低巷道掘进率，减少掘进工程量和掘进费用； ②可以避免沿空掘巷需要滞后掘进的缺点，从而保证回采工作在时间、空间上按各区段顺序连续开采，有利于矿井集中生产，改善矿井采掘接替关系；
③可以避免因地质变化而造成的停采待掘现象，有利于提高工作面单产。 （2）送巷的位置和时间
①顶板运动和支承压力分布对送巷的位置和时间的影响
有内应力场条件下四种可能的送巷位置为：在内应力场中的沿空送巷（位置1）和小煤柱送巷（位置2）、在外应力场中的煤柱护巷（位置3）以及原始应力区的大煤柱送巷方案（位置4）。由于内应场中的煤体已发生塑性破坏，处于卸压状态，因此内应力场中掘巷不会引起支承压力分布和煤体力学状态的明显变化。从顶板活动和支承压力分布发展过程来看，基本顶岩梁触矸后（内应力场稳定后）在内应力场中送巷，不仅可以避免由于基本顶显著运动而产生很大的巷道顶板下沉，而且在覆岩稳定和压力叠加过程中内应力场的应力上升较少，巷道受采动影响较小。在位置3送巷后，巷道两帮煤体由三向受压状态变成单向受压状态，在支承压力峰值区的作用下，巷道两帮煤体必然要发生塑性破坏，送巷后即产生较大的围岩变形。尤其是受本工作面采动影响时处于支承压力峰值叠加区内，巷道难以维护。在位置4送巷仅受超前支承压力作用，维护状况较好，但煤柱损失大。由上述分析，基本顶触矸后在内应力场中送巷位置1和位置2是合理的。
基本顶岩梁触矸是在内应力场中送巷受力和维护状况比沿空留巷优越的先决条件。若掘巷时基本顶岩梁尚未触矸，即掘巷滞后回采工作面的距离过短，则在内应力场中送巷的受力和变形就与留巷差别不大了。可见，送巷的位置由内应力场的范围决定，送巷的时间由基本顶运动的发展过程决定。在预测岩梁运动和支承压力分布的基础上，可以确定送巷的合理位置和时间。
②不同送巷位置和时间时的矿压显现与护巷效果
内应力场稳定后，在内应场中送巷时，巷道围岩在应力重新分布过程中会有明显变形，但随掘出的时间延长按负指数规律衰减，一般经过10天左右变形速度就趋向稳定。
3、沿空留巷巷道从掘进到报废要经过几个变形阶段？沿空掘巷与沿空留巷的变形阶段有什么区别？
答：（1）沿空留巷的围岩变形
沿空留巷要经历图所示的顶板活动和支承压力作用的全过程，在整个服务期间其围岩变形过程可分为七个阶段。
23
掘进工作面上区段工作面uuⅡⅢ12u0uⅣu34ⅠⅤⅥⅦ下区段工作面 图 沿空留巷围岩变形过程
Ⅰ.在煤体内开掘巷道后，破坏了原始应力状态，巷道围岩出现应力集中，在围岩塑性破坏发展过程中，巷道周边发生显著移近。随着掘进时间延长，围岩移近速度将逐渐降低。
Ⅱ.掘巷引起的应力重新分布趋向稳定后，由于煤层一般具有流变性质，巷道围岩仍保持一定变形速度。
Ⅲ.在上区段工作面超前支承压力作用下，围岩塑性区进一步扩大，围岩变形增长较快。
Ⅳ.在工作面后方岩梁断裂前弯曲下沉及岩梁断裂后显著运动过程中，基本顶岩梁运动迫使巷道顶板快速下沉，将造成很大的下沉量。
Ⅴ.在基本顶触矸后，随着采空区矸石压实，巷道围岩移近速度逐渐趋于稳定。 Ⅵ.回采引起的顶板活动和应力分布趋向稳定后，巷道围岩保持一定的流变速度。
Ⅶ.受下区段工作面回采影响时，由于支承压力叠加使煤柱塑性区显著增大，引起巷道围岩变形。 留巷在整个服务期间的围岩变形量为：
u?u0?u1?u2?u3?u4?u5， mm 式中: u0—因掘巷破坏了原始平衡状态所产生的变形量，主要与围岩稳定性和采深有关，占总变形量的比例很小；
u1—超前支承压力作用下的巷道变形量，一般占总变形量的10%左右；
u2—工作面后方岩梁弯曲沉降和显著运动过程的变形量，由直接顶厚度、采高和基本顶悬跨度
决定，占总变形量的60%～70%左右，是沿空留巷围岩变形的主要组成部分；
u3—基本顶显著运动后压实矸石过程中的巷道变形量，可以按碎胀系数从1.35压实到1.05左右
计，一般占总变形量的5%～8%；
u4—巷道复用时工作面超前支承压力作用下的巷道变形量，一般占总变形量的20%左右；
24
u5—巷道存在期间围岩流动变形总和，它与围岩（特别是煤层）的流变特征和围岩应力的大小
及其变化情况有关。如果ud为围岩流变速度，T为存在时间，则u5?大，用up表示平均流变速度，则u5?up?T。
（2）沿空送巷
基本顶触矸后在内应力场中送巷，巷道只受采空区矸石压缩和下区段工作面回采的影响，其变形量为：
u?u0?u3?u4?u5 沿空留巷的变形量主要由u1、u2、u4构成，而在基本顶触矸后，内应力场中送巷的变形量主要由
?uDTddt。如果ud的变化幅度不
u4构成，此时送巷的变形量远小于留巷。但是，如果在基本顶裂断回转来压前送巷，则巷道变形量要
增加u2，几乎与留巷的变形量相同。因此，正确地选择送巷时间是决定其变形量大小的关键。
4、沿空留巷、沿空送巷的巷道变形量分别有哪几部分组成？并说明公式中各个参数的意义？
答：（答案见前面3题）
5、如何对沿空留巷巷道的变形量进行预计？公式中u2、u3如何根据岩梁运动参数进行计算？初始断面如何确定？
答：（1）通过实测确定基本顶岩梁运动特征参数，特别是端部裂断位置和采空区触矸位置，即可对留巷的主要变形量作出预计。
mzΔhKmzCLh 图 留巷受顶板运动影响的状况
上图为留巷受顶板运动影响的状况。该图表明以下关系：
C?hh?mz?Kmz?，??h??h?m2?K?1??
LCL25
（2）如果K=KA（KA为岩石碎胀系数），则上式为岩梁弯曲下沉和显著运动过程中的巷道变形量u2，即：
u2?C?h?m2(KA?1)? L同理，压实矸石过程中的巷道变形u3为：
u3?式中 h—采高，m； mz—直接顶厚度，m；
Cmz(KA?Kc) LC—巷道中线与岩梁端部裂断线到触矸点间的水平距离，m； L—岩梁悬跨度（端部裂断线到触矸点间的水平距离），m； KA—岩石碎胀系数，1.30～1.35；
Kc—矸石压实后的残余碎胀系数，1.00～1.05。 受顶板活动影响造成的总变形量：
u2?u3?C?h?mz(Kc?1)??Cm LL可见，留巷的顶板下沉量与采高、岩梁裂断跨度、端部裂断线距煤体边缘的距离（内应力场范围）及巷道宽度有关。送巷的变形量取决于送巷的位置和时间，巷道距端部裂断线的位置愈近（C愈小），同一时间送巷的变形量将愈小。送巷的时间不同，同一位置送巷的变形量可能相差很大，例如岩梁来压后送巷比来压前送巷少一项u2。
6、巷道支护类型有哪些？并说明各个支护类型的适用范围？
答：（1）巷道支护类型见表
巷内基本支护类型
力学性
结构类型
能
梯形木支架
刚性
梯形金属支架 锚杆支架 非
可缩
封闭式
性
拱形
四
700
26
300~400
式、加高式。
节式 三
300~500
300~400
型钢断面；有对称多、非对称
（mm） 200左右 100~200 100~200
架）
700~300 70~120（30~60）
煤层的围岩中（煤体中） 有U型钢、工字钢、钟
可缩量
承载能力（kN/
备注
节式 五
700~1000
节式 梯形
拱
300~500
形
封闭式
方
300~600
环形 圆
形 被
有钢丝绳锚杆、钢管锚
动锚固全
式
长锚固
主
式
动锚固式
被
有钢丝绳锚杆；竹、木锚
锚杆
端
式
部锚固
主
式
动锚固式
（锚固长度0.3~0.6m）、玻璃钢锚杆、高阻力锚杆
钢筋锚杆（锚固长度为杆
混合或加长锚
固式（主动锚固）
固长度为锚杆长度一半）
体长度一半）、钢丝绳锚杆（锚
机械式锚杆、钢筋锚杆
动锚固
杆
轴径向式：缝管式锚杆 径向式：膨胀管锚杆 轴向式：预应力钢筋锚杆
杆、玻璃纤维锚杆
6.5~13.5m2
苏联应用断面
400~450
400~450
500~900
200~300
300~400
（2）各类型支架适用范围 1）木支护
木材支架的特点是重量轻、加工容易、对巷道条件变化的适应性较强，但强度低、不耐久、不防火。木材支架一般允许围岩相对移近200mm左右，不适用于围岩变形大、淋水、服务时间长的巷道，对易
27
于自燃的煤层也不宜采用。原煤炭部已规定巷道掘进尽量不用木支护，新建矿井一般禁止采用木支护。
2）拱形及环形可缩性金属支架
金属支架承载能力大，可多次复用，具有较大的可缩量，是受采动影响的巷道支护改革的主要方向之一。目前，拱形可缩性支架是可缩性支架中应用最广的一种形式。
拱形和环形可缩性金属支架通常采用多种型钢制造，其断面形状有U型、工字型、钟型等几种。U型钢有较好的抗弯、抗扭性能，容易制造成弧形搭接式可缩性连接构件，使用效果较好，国内外均普遍应用。工字钢支撑能力较低，不便于制造成可缩性连接构件。
在可缩性支架与围岩相互作用的过程中，其连接部位能使支架可缩，在保持支架本身不受损坏的情况下控制围岩移动。对于巷道围岩移动基本对称且底膨不严重的巷道，可采用对称式拱形支架；对围岩移动不对称的巷道，例如倾斜煤巷、沿空留巷等巷道，应根据围岩主要压力方向采用非对称式拱形支架；对底膨严重的巷道，就采用封闭式支架，如反底拱的拱形支架、方环形支架、圆形支架。
在煤层厚度较小的情况下使用拱形、圆形可缩性支架时，往往需要挑顶掘进，不利于保持围岩稳定性。在非机械化掘进的条件下，拱形和圆形断面施工较困难。方环形支架断面形状适合煤层巷道，支架工作状况较好，断面利用率高。因此，要结合具体条件在技术经济合理的原则下选用。
3）梯形金属支架
梯形支架掘进施工简便，断面利用率高，有利于保持顶板完整性，巷道与工作面连接处支护作业简单，但支架承载能力较小。因此，梯形支架通常适用于开采深度不大、断面小、压力不太大的巷道。
梯形支架有刚性和可缩性两种。刚性梯形支架通常为工字钢或槽钢制成，适用于围岩变形较小的巷道。为适应围岩变形较大的巷道，国内外已研制成功梯形可缩性支架。
4）锚杆支护
锚杆支护通常用作加固巷道顶板和两帮，当底板松软时也可用于加固底板。目前我国回采巷道已经试验采用锚杆支护或锚杆与棚子联合支护。对顶板岩层多用金属锚杆，对煤帮多用普遍木锚杆或压缩木锚杆。锚杆的密度根据煤岩结构、稳定性及巷道尺寸而定。
锚杆支护技术经济效果好，便于实现支护工作机械化，减轻工人劳动强度，提高成巷速度。另外，断面利用率高，材料运输最少。随着锚杆技术的发展，锚杆必将成为巷道支护的重要手段。
7、试述巷道支护方式确定的原则？
答：为使巷道支护合理有效地控制围岩变形，保证支护自身的支撑能力得到充分发挥，必须采用合理的支护方式。
（1）采用联合支护方式
28
由于回采巷道受支承压力作用和顶板活动的影响，各阶段受采动影响的性质和矿压显现程度不同，支架与围岩相互间的关系比较复杂，因而巷道仅仅采用单一支护或一次性支护是不合理的，难以达到较好的控制效果，即在许多情况下应采用多种支护形式的联合支护。
①采用锚杆和棚子联合支护。锚杆可以起到加固围岩、提高围岩身身的承载能力和稳定性的积极作用，减少围岩的破坏范围和巷内支架的负担，从而达到更好的控制效果。
②巷内永久加强支护。当巷道宽度较大时，为提高梯形或拱形支架的承载能力，可以在原有支架的基础上设中柱或偏心柱。如在中柱或偏心柱下设底梁，还可以对底膨起到一定的控制作用，对没有巷旁支护的沿空留巷，为提高基本支架对直接顶控制效果，可在采空区侧架设顶柱和抬棚。
③巷内临时加强支护。由上覆岩层运动发展规律和支承压力分布可知，巷道在工作面前方和后方一定范围内将受支承压力和基本顶运动的强烈影响，在超前支承压力作用下，巷道围岩破裂范围和移近量明显增大；工作面后方基本顶显著运动会对巷道产生动压作用。为此，在工作面前方受采动影响较明显处开始架设临时支护，到工作面后方基本顶显著运动结束后拆除，可以取得明显的控制效果。
④巷内支架和巷旁支护联合支护（图8.28）。必须指出，巷旁支护的宽度及其与巷内支架的距离都不宜过大，否则会增加顶板悬跨度，对巷旁支护阻力和可缩量的要求更高。
（2）保持良好的支架工作状态
支架的使用效果与掘巷工程质量和支护质量有关。如支架壁后充填、背帮不好，造成巷道空帮空顶，支架受力不均，承载能力将大大降低。又如，拱形支架容易扭曲，致使连接装置难以实现可缩，纵向稳定性也很差。为此，进行良好的壁后充填，拱形支架架间增设拉撑装置有利于充分发挥支架承载能力，提高稳定性。
底板岩性松软时，支架应穿“鞋”或设置底梁，避免支架钻底影响承载能力发挥，并对底膨产生一定的控制效果。
8、锚杆加固围岩的机理是什么？试评述目前锚杆支护理论发展现状。
答：（1）
（2）锚杆支护理论现状
锚杆支护是一种主动支护形式，代表了巷道支护的发展方向。在锚杆支护设计过程中，锚杆支护理论是设计的基础、是支护设计的关键部分。但是目前国内外主要采用传统的悬吊、组合梁、组合拱三大理论进行锚杆支护参数设计，存在很多的问题。虽然国内最近几年对锚杆支护理论有了一些研究，但还应该进一步完善，对锚杆支护机理还没有统一的认识，还缺乏一种行之有效的理论计算方法。所以应加大对某些理论的研究力度，改善实验装置，发明高精度的监测仪器。
29
①悬吊理论
1952年路易斯 阿·帕内科（Louis A·Panek）等发表了悬吊理论，悬吊理论认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上。见图。
图 悬吊理论示意图
对于回采巷道揭露的层状岩体，直接顶板均有弯曲下沉变形趋势，如果使用锚杆及时将其挤压，并悬吊在基本顶上，直接顶板就不会与基本顶离层乃至脱落。锚杆的悬吊作用主要取决于所悬吊的岩层的厚度、层数及岩层弯曲时相对的刚度与弹性模量，还受锚杆长度、密度及强度等因素的影响。这一理论提出的较早，满足其前提条件时，有一定的实用价值。但是大量的工程实践证明，即使巷道上部没有稳固的岩层，锚杆亦能发挥支护作用。例如，在全煤巷道中，锚杆就锚固在煤层中也能达到支护的目的，说明这一理论有局限性。
②组合梁理论
组合梁理论认为巷道顶板中存在着若干分层的层状顶板，可看作是由巷道两帮作为支点的一种梁，这种岩梁支承其上部的岩层载荷，见图。
图 组合梁理论示意图
使用锚杆将各层“装订”成一个整体的组合梁，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象。在上覆岩层荷载作用下，这种较厚的组合梁比单纯的迭加梁，其最大弯曲应变和应力将大大减小，挠度亦
30
减小。而且各层间摩擦阻力愈大，整体强度愈大，补强效果愈好。
但是，这种理论在处理岩层沿巷道纵向有裂缝时梁的连续性问题和梁的抗弯强度问题有一定的局限性。
③组合拱理论
组合拱理论是由兰氏（T A Lang）和彭德（Pender）通过光弹试验提出来的。组合拱原理认为，在拱形巷道围岩的破裂区中，安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置的锚杆间距足够小，各个锚杆的压应力维体相互交错，这样使巷道周围的岩层形成一种连续的组合带（拱），见图。
图 组合拱理论示意图
这个组合拱可承受上部岩石的径向载荷，如同碹体起到岩层补强的作用，承载外围的压力。组合拱理论的不足是缺乏对被加固岩体本身力学行为的进一步探讨，与实际情况有一定差距，在分析过程中没深入探索围岩—支护的相互作用。
④最大水平应力理论
澳大利亚学者盖尔（W J Gale）在20世纪90年代初提出了最大水平应力理论。该理论认为：矿井岩层的水平应力一般是垂直应力1.3~2.0倍，而且水平应力具有方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.5~2.5倍。巷道顶底板的稳定性主要受水平应力影响，且有三个特点：①与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小，顶底板稳定性最好；②与最大水平应力呈锐角相交的巷道，其顶板变形破坏偏向巷道某一帮；③与最大水平应力垂直的巷道，顶底板稳定性最差，如图所示。
31
应力集中应力集中平面断面最佳方向最劣方向
图 不同巷道布置方向的应力效应
最大水平应力理论，主要表述了巷道围岩水平应力对巷道稳定性的影响以及锚杆支护所起的作用。在最大水平应力作用下，巷道顶底板岩层发生剪切破坏，因而会出现错动与松动引起层间膨胀，造成围岩变形。锚杆所起的作用是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求具备有强度大、刚度大、抗剪阻力大的高强锚杆支护系统。
⑤全长锚固中性点理论
全长锚固中性点理论由东北大学王明恕教授等提出的。该理论认为在靠近岩石壁面部分（锚杆尾部），锚杆阻止围岩向壁面变形，剪力指向壁面。在围岩深处（锚杆头部），围岩阻止锚杆向壁面方向移动。锚杆上的剪力指向相背的分界点，称为中性点，该点处剪应力为零，轴向拉应力为最大。由中性点向锚杆两端剪应力逐渐增大，轴向拉应力逐渐减少（如图）。该理论近年在国内理论分析中其“中性点”观点被普遍接受，但其理论形式还存在着一定的争议，因为它难以解释锚杆尾部的断裂机理，有人认为该理论假设未设托盘之故。
图 锚杆受力曲线
⑥松动圈理论
围岩松动圈巷道支护理论是由中国矿业大学董方庭教授提出，该理论是在对巷道围岩状态进行深入研究后提出的。研究发现围岩松动圈的存在是巷道固有的特性，它的范围大小（厚度值L）目前可以用声波仪或者多点位移计等手段进行测定。巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展过程中产生的碎
32
胀变形力，锚杆承受拉力的来源在于松动圈的发生、发展；并根据围岩松动圈厚度值的大小，将其分为小、中、大三类。
松动圈的类别不同，则锚杆支护机理不同。I类小松动圈L=0~400mm，围岩的碎胀变形量很小，此类围岩巷道一般无需锚杆，可以裸体或者喷射混凝土单独支护；Ⅱ、Ⅲ类围岩L=400~1500mm，用悬吊理论设计锚喷支护参数；Ⅳ、Ⅴ类围岩L=1.5~2.0m、L=2.0~3.0m，采用组合拱理论确定锚喷支护参数；Ⅵ类围岩L＞3.0m，在没有进一步研究资料之前，应采用以锚喷网为基础的复合支护。该理论的优点是简单直观，对中小松动圈有很重要的价值，但对大松动圈尤其是高应力软岩的采准巷道，尚有一定的局限性。
⑦围岩强度强化理论
由中国矿业大学侯朝炯教授等提出，该理论的要点是：
（a）岩体经锚杆锚固后，其峰值强度和残余强度均得到提高，随着锚杆布置密度的增加，强度强化系数逐渐增大，锚杆布置密度一定时，锚杆对岩体残余强度的强化程度大于对岩体的峰值强度的强化程度。
（b）锚杆可有效改善原岩体的力学参数，随着锚杆布置密度的增加锚固体峰值前的E，C，φ与峰值后的E，C，φ均有不同程度的提高。
（c）利用锚杆支护，可以提高锚固区域岩体的强度，可以有效的减小巷道围岩塑性区，破碎区半径及巷道表面位移，保持巷道围岩稳定。
该理论的分析方法是将锚杆的作用简化为对锚固围岩从锚杆的两端施加径向约束力，由实验室锚固块体试验确定围岩塑性应变软化本构关系，再利用弹塑性理论定量分析锚杆的支护效果。
⑧锚固力与围岩变形量关系理论
该理论对锚杆锚固力的内涵及作用进行了深入研究，认为锚杆对围岩的锚固作用是通过锚固力来实现的，而锚固力是依赖围岩变形而产生和发展的。锚杆支护一般在巷道开挖完成后实施，此时围岩的弹塑性变形已经完成，使锚杆产生锚固力的是围岩峰后的剪胀变形，随着剪胀变形的渐进发展，锚杆从径
b向和切向两个方向上产生限制剪胀变形的力?r、??。剪胀变形越大，锚杆的径向和切向的锚固力越
b高。锚杆的锚固作用使得围岩在较高的应力状态（能量状态）下获得稳定平衡。
⑨锚固平衡拱理论
该理论认为，锚杆加固对于提高围岩自身的最大承载能力没有明显的效果，但在围岩产生塑性破坏后，对提高围岩的残余强度及承载能力有显著作用。在巷道周围，锚杆与其锚固范围内的岩石构成一种锚固支护体，当这个锚固体中的岩石在围岩集中应力作用下发生破坏时，其承载能力降低并产生变形，
33
同时围岩的集中应力向深部转移，使锚固体卸载。在此过程中，锚固体通过锚杆的约束作用和抗剪作用，使塑性破坏后易于松动的岩石构成具有一定承载能力和适应自身变形卸载的锚固平衡拱。
迄今为止，对锚杆支护机理还没有统一的认识，缺乏行之有效的、合理的计算方法，理论分析、数值计算与实际支护情况存在很大的差别。
9、如何对受采动影响巷道进行锚杆支护设计？
答：按照破坏拱的理论可以确定巷道两帮破坏范围为
C?[Kc???H?K??1]h?tan(45??) （8.29）
100?m2式中 Kc—巷道周边挤压应力系数，取Kc?2.5； r—巷道岩层的平均容重； K—采动影响系数；
?m—帮单向抗压强度，MPa；
h—巷道高度，m； H—埋深，m；
?—煤层内摩擦角，（°）。
bL=2aac
图8.37 概化定量设计模型
经回归研究分析表明，巷道两帮破坏范围与应力集中系数K、埋深H、单向抗压深度?c及服务年限t存在着如下统计关系：
上帮的破坏范围C上符合下列关系式：
C上?1.212?3.863?10?3KH?c?5.4?10?4t （8.30）
下帮破坏范围y下符合下列关系式：
34
C下?1.0054?4.092?10?3KH?c?1.11?10?2t （8.31）
通过上述分析可以看出，对于受采动影响的巷道，两帮破坏范围与采深、应力集中系数K成正比，与两帮围岩强度成反比；随服务年限的增加，两帮破坏范围也在增大，因此，必须考虑巷道围岩的长时稳定性。
巷道两帮破坏范围满足如下关系：
C?do?d1KH?c?d2t （8.32）
式中：do、d1、d2—待定常数。
这样，只要知道了两帮最大破坏范围C，根据式（8.33）可以计算出顶板最大破坏区域b。
b?a?c （8.33） fm式中 fm—帮的普氏系数； a—巷道的半跨距。
通过近百条巷道的支护实践表明，煤巷描杆支护参数按照以下基本原则确定可满足安全要求： ①取描杆的有效长度为破坏范围或强烈变形区范围的1.2倍；
②顶板锚杆锚固力的总和是顶板破坏拱或强烈变形区内重量的2倍，并由此来确定锚杆的间、排距。
第8章 冲击地压及其监测
1、冲击地压一般如何分类?
答：主要有以下几种分类方法。
（1）根据冲击地压的能量特征按冲击时释放的地震能大小分类 根据冲击地压的能量特征按冲击时释放的地震能大小分类，如表所示。
①微冲击。表现为小范围的岩石抛出和矿体震动，包括射落和微震。射落是表面的局部破坏，表现为单个煤（岩）块弹出，并伴有射击的声响。微震是母体深部不产生粉碎和抛出的局部破坏，常伴有声响和岩体微震动。
②弱冲击。表现为少量煤（岩）抛出的局部破坏，伴有明显的声响和地震效应，但不造成严重的破
35
坏。
③中等冲击。急剧的脆性破坏，抛出大量的煤（岩）体，形成气浪，造成几米长的巷道支架损坏和垮落、推移或损坏机电设备。
④强烈冲击。使长达几十米的巷道支架破坏和垮落，损坏机电设备，需要做大量的修复工作。 ⑤灾害性冲击。使整个采区或一个水平内的巷道发生垮落。个别情况下涉及全矿，造成整个矿井报废。
按冲击时释放的地震能大小分类
冲击地压级别
地震能J ＜10 10~102 102~104 104~107 ＞107
震中的地震中裂度（级）
＜1 1~2 2~3.5 3.5~5 ＞5
微冲击（射落、微震） 弱冲击 中等冲击 强烈冲击 灾害性冲击
（2）按参与冲击的煤岩体类别分类
①煤层冲击。煤层冲击产生于煤体一围岩力学系统中的冲击地压，是煤矿冲击地压的主要显现形式。 ②岩层冲击。岩层冲击是高强度脆性岩石瞬间释放弹性能，岩块从母体急剧、猛烈地抛出。对于煤体，是顶底板岩层内弹性能的突然释放，又称围岩冲击。按冲击位置又分顶板冲击和底板冲击。
（3）根据冲击力源分类
①重力型。重力型主要是受重力作用引发的冲击地压，没有或只有少量构造力的影响。 ②构造型。构造型主要是受构造力引起的冲击地压。 ③中间型。中间型是重力和构造力共同作用引发的冲击地压。 （4）按统计方法分类
原煤炭工业部于1983年9月颁布的《冲击地压煤层安全开采暂行规定》中公布了我国煤矿冲击地压两类统计分类方法。
①按冲击地压的破坏后果分类
（a）一般冲击地压。一般冲击地压对煤矿生产的破坏后果轻微，不需要进行修复。此类冲击地压包括地震台记录到但未能定位的各种冲击、震动现象。
（b）破坏性冲击地压。破坏性冲击地压对生产造成一定的破坏，需进行修复工作。此类冲击地压包括井下实际发生并已观测到的、达到各矿自定破坏性标准的冲击地压。
（c）冲击地压事故。冲击地压事故指由于冲击地压及其伴随现象（冒顶、瓦斯突出等）造成的人
36
员伤亡事故，或由于井巷或采场被破坏造成中断工作8h以上的冲击地压。
②按显现强度分级
根据地震仪或微震监测系统记录确定的冲击地压显现强度，按里氏地震计分为6级，见表。
按显现强度分级
等 级 里氏地震级
1 0.5~1.0
2 1.1~1.5
3 1.6~2.0
4 2.1~2.5
5 2.6~3.0
6 ≥3.0
2、对冲击地压成因和机理的解释主要应用哪些理论?
答：对冲击地压成因和机理的解释主要应用如下的理论： （1）刚度理论
刚度理论是由Cook等人在20世纪60年代根据刚性压力试验而得到的。该理论认为试件的刚度大于试验机构的刚度时，破坏是不稳定的，煤岩体呈现突然的脆性破坏。20世纪70年代，Black认为矿山结构的刚度大于矿山负荷系统的刚度是产生冲击地压的必要条件。这一理论简单、直观，但矿山负荷系统的划分、刚度的概念及如可确定矿山结构的刚度是否达到峰值强度后的刚度是一难题。该理论没有考虑到矿山结构与矿山负荷系统本身可以储存和释放能量。
（2）强度理论
强度理论提出了冲击地压发生的应力条件是：
???*
即矿山压力大于煤体-围岩力学系统的综合强度
该理论认为：较坚硬的顶底板可将煤体夹紧，阻碍深部煤体自身或煤体-围岩交界处的变形，如图所示，由于平行于层面的摩擦阻力和侧向阻力阻碍了煤体沿层面的移动，使煤体更加压实，承受更高的压力，积蓄较多的弹性能。从极限平衡和弹性能释放的意义上来看，夹持起了闭锁作用。在煤体夹持带内压力高并储存有相当高的弹性能，高压带和弹性能积聚区可位于煤壁附近。一旦高应力突然加大或系统阻力突然减小时，煤体可产生突然破坏和运动，抛向已采空间，形成冲击地压。
（3）能量理论
能量理论是从能量转化方面解释冲击地压的成因，该理论认为矿体-围岩系统在其力学平衡状态失稳所释放的能量大于所消耗的能量时发生冲击地压。能量理论可以解释一些现象，但它把煤岩体看成纯弹性的，不符合冲击地压是煤岩体破坏的事实。该理论没有说明平衡状态的性状及其破坏条件，特别是围岩能量释放的条件，缺乏必要的判据和条件。
37
（4）冲击倾向性理论
冲击倾向性理论是指煤岩体发生冲击破坏的固有能力或属性。煤岩体冲击倾向性是发生冲击地压的必要条件。冲击倾向性理论是波兰和前苏联学者提出的。我国学者在这方面做了大量的工作，提出用煤样的动态破坏时间（Dt）、弹性能指数（WET）及冲击能量指数（KE）三项指标综合判别煤的冲击倾向的实验方法。提出了两个冲击倾向性指标，弹性能指数WET、冲击能量指数KE。弹性能指数计算方法是对煤层进行单轴压缩试验，达到峰值的80%~90%时再卸载，弹性能量为?SP，损失能量为?ST，则弹性能指数：
WET??SP/?ST
冲击能量指数是利用煤的全过程应力应变曲线，假设峰值之前的面积为FS，峰值后的面积为FX，则冲击能量指数为：
KE?FS/FX
认为当这两个冲击倾向性指标大于某个值时，就会发生冲击地压，这一理论称为冲击倾向性理论。至今煤炭部门上还在沿用这一指标，并制定了标准，如表所示。
显然，用一组冲击倾向性理论指标评价煤岩体本身的冲击危险具有实际的意义，并已得到了广泛的应用。然而，冲击地压的发生与采掘和地质环境有关，煤岩体的物理力学性质随地质开采条件的不同而有很大的差异，实验室测定的结果往往不能完全代表各种环境下的煤岩体性质，这也给冲击倾向性理论的应用带来了局限性。
大量的现场调查表明，具有相同冲击倾向性的煤层，甚至同一煤层，只有少数区域发生冲击地压，大数区域不发生冲击地压。而且许多属于强冲击倾向性的煤层并不发生冲击地压，而某些冲击倾向性很弱或无冲击倾向性的煤层却发生了冲地地压，可见冲击倾向性理论的不足。
表 冲击地压危险指标
冲击危险性 弹性能指数 冲击能量指数
无冲击危险 WET<2 KE<1.5
弱冲击危险 2≤WET<5 1.5≤KE<5
强冲击危险 WET≥5 KE≥5
（5）三准则理论
在研究强度理论、能量理论和冲击倾向性理论所提出的冲击地压的判据基础上，我国学者李玉生等把强度准则视为煤岩体的破坏准则，作为冲击地压发生的必要条件，把能量准则和冲击倾向性准则视为煤岩突然破坏的准则，作为冲击地压发生的充要条件，认为当三个准则同时满足时，才是判定冲击地压发生的必要条件。
38
该理论没有给出三个准则的具体形式，且需要确定的参数较多，使用不方便。 （6）失稳理论
近年来，我国一些学者认为：根据岩石全应力—应变曲线，在上凸硬化阶段，煤、岩抗变形(包括裂纹和裂缝)的能力是增大的，介质是稳定的；在下凹软化阶段，由于外载超过其峰值强度，裂纹迅速传播和扩展，发生微裂纹密集而连通的现象，使其抗变形能力降低，介质是非稳定的。在非稳定的平衡状态中，一旦遇有外界微小扰动，则有可能失稳，从而在瞬间释放大量能量，发生急剧、猛烈的破坏，即冲击地压。由此，介质的强度和稳定性是发生冲击的重要条件之一。虽然有时外载未达到峰值强度，但由于煤岩的蠕变性质，在长期作用下其变形会随时间而增大，进入软化阶段。这种静疲劳现象，可以使介质处于不稳定状态。在失稳过程中系统所释放的能量可使煤岩从静态变为动态过程，即发生急剧、猛烈的破坏。
该理论提出了冲击地压是材料失稳的思想，但没有对冲击地压发生的条件进行具体分析。 （7）其它
3、简述冲击地压的主要影响因素。
答：主要影响因素如下： （1）地质因素
主要包括开采深度、地质构造、煤岩结构和力学特性等。
①开采深度。开采深度的加大使地应力值增加，一般在达到一定开采深度后才开始发生冲击地压，此深度称为冲击地压临界深度。临界深度值随条件不同而异，一般大于200 m，总的趋势是随采深增加，冲击危险性增加。这主要是由于随采深增加，原岩应力增大的缘故。
②地质构造如褶曲、断裂、煤层倾角及厚度突然变化等也影响冲击地压的发生。宽缓向斜轴部易于形成冲击地压；断裂如是一个开采边界，若回采方向朝向断层面，则冲击危险增加；煤层倾角和厚度局部突然变化地带，实际是局部地质构造应力积聚地带，因而极易发生冲击地压。
③煤岩结构及性能也是冲击地压影响的主要因素。坚硬、厚层、整体性强的顶板(基本顶)，易形成冲击地压；直接顶厚度适中、与基本顶组合性好、不易垮落，冲击危险较大；煤的强度高、弹性模量大、含水量低、变质程度高、暗煤比例大，一般冲击倾向较强。
（2）开采技术因素
开采多煤层时，任何造成应力集中的因素，如开采程序不合理、留设煤柱、相邻两层开采错距不合适等，均对防治冲击地压不利。从防治冲击地压的角度而言，壁式开采优于柱式开采，旱采优于水采，直线工作面优于曲线工作面，垮落法优于充填法。煤柱和开采边界是应力集中的主要地点之一，应尽量避免和减少这些因素的有害影响。
4、冲击地压监测方法一般有哪些方法?
39
答：（1）对比法
对比法就是基于相似条件下对冲击前兆进行归类，又称为相似性识别。
用对比法进行冲击前兆信息的识别，必须了解以下内容：1）煤岩层赋存特点；2）开采参数
（2）钻屑法
钻屑法是通过在煤层中钻小直径钻孔（直径42mm~50mm），根据钻孔时在不同深度排出的煤粉量及其变化规律以及有关动力现象判断冲击危险的一种方法。
（3）地球物理法
地球物理方法是利用岩体自然或人为激发的物理场监测岩体的动态变化，冲击地压的监测可以采用地球物理方法。目前采用的主要方法有：微震法、AE法、电磁辐射法等。
（4）顶板动态法
顶板动态的前兆主要是通过监测顶板的运动状态、支承压力显现范围及峰值位置来预测冲击危险。
5、叙述区域性防治和局部性防治冲击地压的方法有哪些？
答：（1）区域性防治方法
1）采用合理的开拓布置和开采方式
合理的开拓布置、开采方式，对避免形成高应力集中和能量大量积聚，以预防冲击地压的发生极为重要。必须把采掘工作面推进过程中可能诱发释放的弹性压缩能，限制在足以导致冲击性破坏发生的范围内。为此，在考虑开采方案设计时，应当注意以下“防冲”的时空原则：
①严格杜绝在构造压缩应力带和采动应力场支承压力的高峰部位布置采煤巷道和推进工作面。 ②最大限度的争取在采动释放应力后稳定的“内应力场”（已经历采动破坏的岩层覆盖的重力场）中掘进和维护巷道。
2）开采保护层
在进行多煤层的井下开采时，每一层煤的开采工作都相互影响。因此，在设计阶段就要规定煤层群的协调开采，先开采没有冲击危险的煤层，解放冲击危险的煤层，达到降低冲击地压潜在的危险性。开采保护层是预防冲击地压的一项有效的带有根本性的区域性防范措施。
3）煤层预注水
煤层预注水的目的是通过水的物理化学作用，改变冲击煤层的物理力学性质，降低煤层的冲击倾向性和应力状态。
4）厚层坚硬顶板预处理
厚层坚硬顶板易引起冲击地压，一是回采工作面上方厚层坚硬基本顶的大面积悬顶和垮落会引起煤层和顶板内的应力高度集中；二是工作面和上下平巷附近直接岩石的悬露，会引起不规则垮落和周期性来压，给工作面顶板控制和巷道维护造成困难。目前较为有效地处理方法是顶板注水软化、爆破断顶。
（2）局部性预防方法 1）煤层内卸压爆破
40
煤层内卸压爆破是对具有冲击地压危险的局部区域，用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施。世界上几乎所有国家在开采有冲击危险的煤层时，都把卸压爆破作为主要的解措施之一。
2）钻孔卸压
钻孔卸压是利用钻孔方法削除或减缓冲击地压危险的解危措施。 3）诱发爆破
诱发爆破是在监测到有冲击危险的情况下，利用较多药量进行爆破，人为地诱发冲击地压，使冲击地压发生在一定的时间和地点，从而避免更大损害的一种解危措施。
41