矿山压力与岩层控制期末考试复习资料.doc

!-矿山压力与岩层控制矿山压力：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：由于矿山压力作用，使巷硐周围岩体和支护物产生的种种力学现象。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。矿山压力与岩层控制的研究方法：理论研究，实验室研究，现场监测。表征岩石的变形指标一般有泊松比、弹性模量和体积变形量。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。岩石变形分为弹性变形、塑性变形和粘性变形。原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力。原岩应力场：天然存在于原岩内而与人为因素无关的应力场。原岩应力组成 自重应力和构造应力。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 。构造应力由地壳构造运动在岩体中引起的应力，分为现代构造应力和地质构造残余应力。 构造应力以水平应力为主，具有明显的区域性和方向性。构造应力特点： 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，最大应力与最小应力相差较大； 4）坚硬岩层中明显，软岩中不明显；原岩应力分布基本规律：（1）实测铅直应力基本等于上覆岩层重量；（2）水平应力普遍大于铅直应力；（3）平均水平应力与铅直应力比值随深度增加而减小；（4）最大主应力与最小主应力一般相差较大。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，称为弹性应变能。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增高部分称为支承压力。 在煤层或矿床开采的过程中，一般把直接进行采煤或采有用矿物的工作空间称为回采工作面或采场。赋存在煤层之上的岩层称为上覆岩层，在煤层之下的岩层称为底板。伪 顶位于煤层之上，薄而软弱的岩层；位于煤层之上随采随冒落的极不稳定岩层，其厚度一般在0.5m以下，岩性多为炭质页岩。直接顶位于煤层或伪顶之上一层或几层性质相近岩层；老顶位于直接顶或煤层之上厚而坚硬的岩层（基本顶）；采空区的处理方法：刀柱法，顶板缓慢下沉法，全部或局部充填法，全部垮落法。矿山压力假说： 一、压力拱假说 二、悬臂梁假说 三、 铰接岩块假说 四、预成裂隙假说 回采空间周围存在三个区：即应力降低区、应力增高区和采动影响区，且随着采面推进而前进。三个理论： 砌体梁理论、传递岩梁理论、关键层理论直接顶的第一次大面积垮落称为直接定的初次垮落。直接顶初次垮落的标志是：直接顶垮落高度超过11.5m，范围超过全工作面长度的一半。 初次垮落距的大小由直接顶岩层的强度、分层厚度、直接顶内节理裂隙的发育程度所决定，它是直接顶稳定性的一个综合指标。当直接顶厚度小于或等于老顶厚度时，均易于形成这种离层。（直接顶与老顶间的离层）充满采空区所需直接顶厚度： Kp 碎胀系数、 M煤层厚度。老顶的断裂形式分为：一、老顶的梁式断裂 二、老顶的板破断（O-X破坏）老顶失稳分为：一、结构的滑落失稳 二、结构的变形失稳。直接顶的初次跨落步距：回采工作面从开切眼开始向前推进，到直接顶第一次跨落时的推进距离。老顶和直接顶的关系不一样，形成的离层现象也不一样。老顶达到初次断裂时的跨距称为初次断裂步距。弯矩形成的极限跨距比剪切力形成的极限跨距小；简支梁的抗弯极限跨距比固支梁的小；老顶初次断裂支架支撑四种形式：四边固支，一简三固，两简两固，三简一固。边长系数：主要由采空区几何形状系数和边界约束条件决定，它反映了工作面长度和开采边界对断裂步距的影响，故称为边长系数。老顶初次断裂步距是由反映其自身稳定性的步距准数和反映开采边界条件与工作面长影响的“边长”系数这两个要素构成的。髙长比越小，结构抗滑落失稳的能力越大。老顶断裂后在一定区域内出现了“反弹”现象，而在另一些区域则出现了“压缩”现象。根据对岩体结构分析所得的结论，可对以下矿山压力现象做出解释： (1) 老顶岩块的滑落失稳是工作面顶板出现台阶以及有时地表下沉出现台阶的原因；(2) 煤壁上方老顶剪切力最大是工作面顶板沿煤壁切落的原因；(3) 上覆岩层结构的存在是支架受力小于覆盖层重量的原因，并由此可以分析工作面支架工作阻力必须平衡的顶板压力大小；(4) 采高小、直接顶较厚和采用充填法处理采空区是工作面顶板压力比较小的原因；(5) 工作面形成的支承压力主要集中于前拱脚的原因。回采工作面常见的矿山压力现象： 一、顶板下沉，二、顶板下沉速度，三、支柱变形与折损，四、顶板破碎情况，五、局部冒顶，六、大面积冒顶。老顶的初次来压：老顶岩层初次破断后，老顶破断岩块回转下沉引起工作面顶板急剧下沉、支架受力普遍加大、煤壁片帮的现象。老顶的初次来压步距：由开切眼到初次来压时工作面推进的距离。动压系数：支架来压时载荷与平时载荷之比。 老顶的初次来压步距与来压强度，与老顶岩层的力学性质、厚度、破断岩块之间相互咬合的条件有关，与地质构造的因素有关。 老顶初次来压步距越大，工作面来压显现越剧烈，相应的动压系数（支架来压时载荷与平时载荷之比。）也越大。 老顶岩层的周期性破断而引起“砌体梁”结构的周期性失稳而引起的顶板来压现象称为采场周期来压。周期来压的主要表现形式是：顶板下沉速度急剧增加，顶板的下沉量变大；支柱载荷普遍增加；有时还可能引起煤壁片帮、顶板台阶下沉、支柱折损，甚至工作面冒顶事故。来压的大小还与采空区冒落矸石充满采空区的程度直接相关。充填越严实，来压越小。预防老顶来压造成的事故的措施：1、判断老顶来压预兆；2、加强支护；3、保证支架规格质量；4、保证支架密度及支架稳定性。老顶来压与平时压力强度的比值称为增载系数。顶板压力相当于采高48倍岩柱的重量 。影响采场矿山压力显现的主要因素主要是：采高、采深、倾角和推进速度。工作面开采后上覆岩层的移动曲线是按照负指数函数的关系变化的。回采工作面的顶板下沉量与采高、控顶距的大小成正比关系。下分层的矿压显现与上分层相比有以下特点：1老顶来压步距小，强度低；2支架载荷小；3顶板下沉量大。直接顶的完整程度直接影响工作面安全和支护方式的选择。影响直接顶完整性的两个因素：1、 力学性质：（抗拉、抗压强度，弹模等）2、 岩层内节理裂隙的发育情况：（原生裂隙、构造裂隙、压裂裂隙。） 一般可将各种节理裂隙分为以下三类：原生裂隙：指岩层在形成过程中受温度、沉积作用等影响形成的弱面。构造裂隙：指岩层形成后，经剧烈的地质变动形成的弱面。压裂裂隙：在煤层开采时引起的破坏面。直接顶三种稳定性状态：1、破碎的顶板 2、中等稳定顶板 3、完整顶板直接顶初次垮落距L大于等于1620的顶板称为稳定顶板，L小于等于8的顶板称为不稳定顶板，L=915之间的顶板称为中等稳定顶板。端面破碎度：支架前梁端部到煤壁间顶板破碎的程度。老顶的分类：按直接顶厚度与采高比值 N=h/m，并参照老顶初次来压步距L，将老顶分为4级。一级 N>5, 来压不明显二级 2<N5, 来压明显三级 N<2 来压强烈四级老顶坚硬，无直接顶，。老顶的失稳不仅取决于N的指标，还与老顶的节理裂隙发育程度及其在岩层中的分布有关，以及与老顶的厚度和含水情况有关。直接顶分为以下四类：1、不稳定顶板 2、中等稳定顶板 3、稳定顶板 4、非常稳定顶板底板比压（底板荷载集度）：支架底座对单位面积底板上所造成的压力。支柱钻底的破坏形式有以下四种：整体剪切，局部剪切，其它剪切，穿鞋破坏。底板五类分类：极软、松软、较软、中硬、坚硬底板。工作阻力支柱受顶板压力作用而反应出来的力称为支柱的阻力，也叫工作阻力。支柱上工作阻力：P0 初撑力P0 始动阻力P1 初工作阻力P2 额定工作阻力或最大工作阻力。 增阻特性：急增阻式、微增阻式、恒阻式。采面支架围岩相互作用的特点：1支架围岩是相互作用的一对力。2支架受力大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关。还与支架与围岩支撑系统的总体特性有关。3支架结构及尺寸不同对顶板压力影响和维护效果不同。支架的刚度相对直接顶越小，则支架的变形量越大。支架的受力状况、工作状态及顶板下沉量决定支架与直接顶刚度的相对大小。支架的工作状态是处于“给定变形”状态还是处于“给定载荷”状态，是由直接顶刚度和支架刚度的相对变化决定的。三量：顶板下沉量、活柱下缩量、支架载荷量。支架与围岩体系的刚度K由直接顶、支架和顶板的刚度共同决定： 岩层移动造成损害的表现：(1)形成矿山压力显现， 需对采场围岩进行支护。(2) 岩层移动形成采动裂隙，会引起周围岩体中的水与瓦斯的运移，需对此进行控制与利用。(3) 岩层移动发展到地表引起地表沉陷，导致农田、建筑设施的毁坏，需要对地表沉陷进行预测与控制。绿色开采内容：1、水资源保护形成“保水开采”技术，2、土地与建筑物保护形成离层注浆、充填和条带开采技术 3、瓦斯抽放形成“煤与瓦斯共采”技术 4、煤层巷道支护技术与减少矸石排放技术 5、地下气化技术。将对岩体活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层。前者称为岩层活动的主关键层，后者称为亚关键层。采动岩体中的关键层有如下特征：(1) 几何特征：相对其他相同岩性的岩层厚度较厚。(2) 岩性特性：相对其他岩层较为坚硬，即弹性模量较大，强度较高。(3) 变形特征：在关键层下沉变形时，其上部全部或局部岩层的下沉量是同步协调的。(4) 破断特征：关键层的破断将导致全部或局部岩层的破断，引起较大范围内的岩层移动。(5) 支承特征：关键层破坏前以“板”(或简化为梁)结构作为全部岩层或局部岩层的承载主体，断裂后则成为砌体梁结构，继续成为承载主体。当两层硬岩层相距较近时，往往出现承载能力显著增强（即硬岩层破断距增大）现象，称之为复合效应。 当关键层出现同步破断的现象称为关键层复合破断。岩层移动：煤层采出后，采空区周围原有的应力平衡状态受到破坏，引起压力的重新分布，从而引起岩层的变形、破坏与移动，并且由下向上发展至地表引起地表的移动，这一过程称为岩层移动或开采沉陷。当采空区尺寸相当大时，地表最大下沉值达到该地质条件下应有的最大值，此时称为充分采动。 刚达到充分采动状态的采空区尺寸称为临界开采尺寸。 采空区尺寸小于临界开采尺寸为非充分采动。地表变形分为：倾斜变形、曲率变形、水平变形。地表下沉边界和采空区边界的连线与水平线在煤柱一侧的夹角，称为岩层移动角。岩层与地表移动会导致其产生沿竖直方向和水平方向的位移，前者称为下沉，后者称为水平移动。岩层移动在竖直方向上分为三带：垮落带、裂隙带、弯曲下沉带。在水平方向上分为三区：即 A煤壁支撑影响区；B离层区；C重新压实区。岩层移动与岩性和煤层的采高有关。岩层移动曲线符合负指数函数关系曲线。煤层开采后上覆岩层中形成的两类裂隙：1、离层裂隙、2、竖向破断裂隙。岩层移动中的离层与裂隙分布规律：(1) 关键层运动对离层及裂隙的产生、发展与时空分布起控制作用。覆岩离层主要出现在关键层下。(2) 沿工作面推进方向，关键层下离层动态分布呈现两阶段发展规律：关键层初次破断前，最大离层位于采空区中部。关键层初次破断后，关键层在采空区中部趋于压实，而在采空区两侧仍各自保持一个离层区,其最大宽度及高度仅为关键层初次破断前的1/3左右.(3) 沿顶板高度方向，随工作面推进离层呈跳跃式由下往上发展。(4) 贯通的竖向裂隙是水与瓦斯涌入工作面的通道，故也称其为“导水、导气”裂隙。(5) 覆岩主关键层位置影响顶板导水断裂带高度。将底板采动破坏带以下及含水层以上承载能力最大的一层岩层称为地板关键层。 底板关键层上的载荷分为正向载荷和负向载荷。正向载荷：关键层的自重及关键层以上和覆岩垮落岩层的自重。负向载荷：承压水的水压。岩层移动控制技术可分为：1留煤柱控制岩层移动，2充填开采控制岩层移动，3调整开采工艺及参数控制岩层移动。在塑性区内圈（A）围岩强度明显削弱，低于原始应力H，围岩发生破裂和位移称为破裂区，也叫卸载和应力降低区。塑性区外圈（B）的应力高于原始应力，它与弹性区内应力增高部分均为承载区，也称应力增高区。再向围岩深部即为处于稳定状态的原始应力区。 巷道的稳定性和周边位移主要取决于岩层原岩应力、反映岩石强度性质的内摩擦角和黏聚力等。它们之间的关系为：1、 巷道的周边位移随巷道所在位置原岩应力的增大，呈指数函数关系迅速增长，指数的大小取决于内摩擦角的变化，值越大，指数越大，U值增长越迅速。2、 巷道的塑性区半径R与周边位移U随内摩擦角内摩擦角和粘聚力的减小显著增大。 工作面前方形成超前支承压力，它随着工作面推进而向前移动，称为移动性支承压力或临时支承压力。应力增高系数K是支承压力峰值与原岩铅直应力的比值。底板岩层内任一点的应力，主要取决于上部煤柱的载荷、该点与煤柱的垂直距离及该点与煤柱边缘或中心线的水平距离。岩柱的稳定性主要取决于岩柱的载荷和岩柱强度。当岩柱的宽高比大于5时，岩柱强度将随宽高比的增加而增大，当宽高比大于10时，一般情况下岩柱不易破坏。构造应力的基本特点是以水平应力为主，具有明显的方向性和区域性。水平应力对巷道稳定性的影响：水平应力是影响巷道顶板冒落、底板鼓起、两帮内挤的主要因素。合理的巷道布置方向：巷道轴向与构造应力方向平行时，构造应力对巷道的稳定性影响最小，垂直时影响最大。（小于2530无影响）巷道围岩变形规律：1巷道掘进影响阶段，2无采掘影响阶段，3采动影响阶段，4采动影响稳定阶段，5二次采动影响阶段与回采空间在同一层面的巷道称为本煤层巷道与回采空间不在同一层面，其下方的巷道称为底板巷道。位于回采空间所在层面上方的巷道称为顶板巷道 。区段巷道可分成三种布置方式。（1） 位于未经采动的煤体内，巷道两侧均为煤体，称为煤体-煤体巷道（2） 巷道一侧为煤体，另一侧为保护煤柱，保护煤柱一侧的采面采动影响已稳定后，掘进的巷道称为煤体-煤柱巷道（采动稳定）；与保护煤柱一侧的采面区段巷道同时掘出，保护煤柱一侧的采面回采过程中，掘进的巷道称为煤体-煤柱巷道（正采动）（3）巷道一侧为煤体，另一侧为采空区,采空区一侧采动影响已经稳定后，沿采空区边缘掘进的巷道称为煤体-无煤柱（沿空掘进）巷道；如果通过加强支护或采用其它有效方法，将相邻区段巷道保留下来，供本区段工作面回采时使用的巷道，称为煤体-无煤柱（沿空保留）巷道。各时期围岩变形量大小，主要取决于护巷煤柱的宽度、巷道与上部开采空间的距离及围岩的性质。按照巷道与上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系，巷道的位置可归纳以下三种情况： 巷道布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板应力降低区内，巷道整个服务期间内不受采动影响 巷道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。保护煤柱形成后，一直受保护煤柱支承压力的影响。 巷道布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后，位于已稳定的采空区下部应力降低区内。巷道围岩变形与Z、U值的关系：巷道围岩变形量U(mm)与巷道至上部煤层的垂距Z(mm)之间呈幂函数关系。在煤体与采空区地区，采动引起的底板岩层应力分为以下区域：原岩应力区、应力集中区、剪切滑移区、卸压区、应力恢复区和拉伸破裂区。巷道的稳定性指数：巷道开掘前所处位置的最大主应力与巷道围岩岩石单向抗压强度的比值。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，统称为围岩压力。降低巷道围岩应力、提高围岩稳定性以及合理选择支护是巷道围岩控制的基本途径。巷道围岩控制手段的实质是：如何利用煤层开采引起采场周围岩体应力从新分布的规律，正确选择巷道布置和护巷方法，使巷道位于应力降低区内，从而减轻或避免回采引起的支承压力强烈影响，控制围岩压力。根据围岩压力的成因，可分为以下四种类型：（1）松动围岩压力 （2）变形围岩压力 （3）膨胀围岩压力 （4）冲击和撞击围岩压力影响围岩压力的基本因素分为：开采技术因素和地质因素。巷道围岩控制原理：人们根据巷道围岩应力、围岩强度以及它们之间相互关系，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赋存环境，有效地控制围岩的变形、破坏。巷道围岩控制方法为：巷道布置和巷道保护及支护两方面内容。分类指标：属于围岩强度方面巷道顶板岩石、煤层、底板岩石单向抗压强度，围岩岩体完整性指数。 属于围岩应力方面 巷道埋深，本区段采动影响指标，相邻区段采动影响指标。 巷道围岩稳定分类：非常稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定。护巷煤柱上的载荷：是由煤柱上覆岩层重量及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的部分重量所引起的。两侧均已采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B，煤柱的宽度是影响煤柱的稳定性和巷道维护的主要因素。沿空掘巷的三种方式：1、完全沿空掘巷、2、留小煤墙沿空掘巷（我国用得最多）3、保留部分老巷断面沿空掘巷方式。 煤层开采沿倾斜方向支承压力带形成后，随着远离采面和时间的延续，会逐渐趋向缓和与均化，最终成为稳压的残余支撑应力。沿空留巷的顶板下沉规律，注意三区：1、 采面前20-40m出煤层上覆岩层开始运动，但下沉速度很小，为岩层起始沉降期。2、 煤层开采后，垮落带岩层冒落，规则移动带岩层及上覆岩层急剧沉降，在工作面后方10-20m出下沉速度最大。在工作面后方0-60m范围内下沉量占最终的80，称为岩层剧烈沉降期。3、 在工作面后方约60m以外，规则移动带级上覆岩层沉降速度逐渐衰减，在工作面后方100m出，岩层基本稳定。这个时期岩层下沉量占最终的15，称为岩层沉降衰减期。 巷旁支护：是指巷道断面范围以外，与采区交界处架设的一些特殊类型的支架或人工构筑物。作用主要有：控制直接顶的离层和及时切断直接顶板，使垮落矸石在采空区内充填支撑老顶，减少上覆岩层的弯曲下沉。减少巷内支护所承受的载荷，保持巷道围岩稳定。巷旁支护主要有：木垛支护、密集支柱支护、矸石带支护、混凝土砌块支护等方式。它们的主要缺点是：增阻速度慢、支承能力低、密封性能差、木材消耗多和机械化程度不高 。巷道的卸压方式：一、跨巷回采进行巷道卸压，（横跨和纵跨）。二、巷道围岩开槽卸压及松动卸压（开槽卸压、钻孔卸压、爆破卸压）。三、利用卸压巷硐进行巷道卸压（在巷道一侧布置卸压巷硐、在巷道顶部布置泄压巷硐、宽面掘巷卸压）支架围岩相互作用原理：巷道支架系统必须具有适当的强度和一定的可缩性，合理的“支架-围岩”相互作用关系是充分利用围岩天然的自承力和承载力。“支架-围岩”相互作用原理的应用：（1） 实行二次支护（2） 采用柔性支护（3） 强调主动支护。金属支架的承载能力分极限承载能力和实际承载能力。锚杆指锚固在岩体内维护围岩稳定的杆状结构物。锚杆的分类：最基本的分类方法是按锚杆的锚固方式划分为： 1机械锚固式锚杆 包括胀壳式锚杆、倒楔式锚杆、楔缝式锚杆。2粘结锚固式锚杆 包括树脂锚杆、快硬水泥卷锚杆、水泥砂浆锚杆。3摩擦锚固式锚杆 包括缝管式锚杆、水胀式管状锚杆等锚杆的锚固力：（1） 根据锚杆对围岩的约束方式定义锚固力分：1、托锚力 2、粘锚力 3、切向锚固力 （2） 根据锚杆的锚固作用阶段定义锚固力分：1、初锚力 2、工作锚固力 3、残余锚固力 锚杆支护理论：（1） 悬吊理论（2） 组合梁理论（3） 组合拱（压缩拱）理论（4） 最大应力理论水平（5） 围岩强度强化理论软岩分为：（1）地质软岩（2） 工程软岩地质软岩：指强度低、孔隙度大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量膨胀性黏土矿物的松、散、软、弱岩层的总称。工程软岩：指在巷道工程里作用下，能产生显著变形的工程岩体。软岩的基本属性：（1） 软化临界荷载（2） 软化临界深度软岩分类：膨胀性软岩、高应力软岩、节理化软岩、复合型软岩。软岩的特点：大面积压力和难以支护。软岩巷道常用支护形式：（1）锚喷网支护（2）可缩性金属支架（3）弧板支护巷道底鼓的影响因素：（1）岩性状态（2）围岩应力状态（3）时间效应（4）软岩物化性质及力学性质的相互影响软岩巷道底鼓的防治（1）起底（2）底板防治水（3）支护加固方法（4）应力控制方法（5）联合支护方法软岩巷道围岩变形的影响因素：（必考）1、 岩石本身的强度、结构、胶结程度及胶结物的性能、膨胀性矿物的含量等（内部因素）。2、 自重应力、残余构造应力、工程环境和施工的扰动应力、和应力叠加状况（外部因素）。3、 膨胀性软岩吸水会膨胀变得更软弱，所以地下水和工程用水对膨胀岩危害很大。（水的影响）。4、 软岩具有明显的流变特性，时间也是不可忽略的影响因素（时间的影响）。5、 对扰动的敏感是软岩的特性之一，如临近巷道施工、采面回采等（扰动的影响）。软岩巷道围岩变形规律：（必考）1、 软岩巷道围岩变形具有明显的时间效益。2、 软岩巷道多表现为环向受压，且为非对称性。3、 软岩巷道围岩围岩变形随埋深增加而增大，存在一个软化临界深度，超过临界深度量急剧增加。4、 软岩巷道围岩围岩变形在不同的应力作用下具有明显的方向性。软岩支护设计的关键之一是：选择变形能释放时间和支护时间。巷道围岩注浆加固机理：（1）提高岩体强度（2）形成承载结构（3）改善围岩赋存环境巷道支护原理：软岩巷道支护时软岩进入塑性状态不可避免，应以达到其最大塑性承载能力为最佳；同时其巨大的塑性能必须以某种形式释放出来。巷道支架架后充填的作用：1 围岩的载荷通过充填层使支架承受均布载荷。2 及时架后充填可起到封闭围岩的作用。3 起到加固围岩的作用。 4 及时抑制围岩变形，改变支架被动承载状况。5 围岩释放的变形能可部分地为充填层所吸收。巷道支架架后充填的必要性：1、 架后空间的存在使支护体在周边上与巷道违岩呈不规律的点线接触，围岩变形时支架将受到不均匀的集中载荷的作用。2、 巷道掘出后如支架不能及时支撑围岩，松动圈的范围将进一步扩大，并随着时间的延续而扩大。软岩巷道锚柱支护原理：软岩巷道可锚性差是造成锚杆锚固力低和失效的重要原因。利用锚杆兼做注浆管，实现锚注一体化。对于节理裂隙发育的岩体，注浆可以改变围岩的松散结构，提高粘结力和内摩擦角，封闭裂隙，显著提高岩体强度。注浆加固为锚杆提供可靠的着力基础。 巷道底鼓得形状可分为：折曲型、直线型和弧线型。顶煤的破坏机理：剪切破坏和拉伸破坏。顶煤累计位移量往往反映顶煤的破碎度和块度，位移量大，说明顶煤破碎充分，破碎的块度小，具有良好的流动性，易于放出；反之，顶煤破碎不充分。不同顶煤的移动特征：（1） 煤体的硬度不同，顶煤开始移动的位置不同。硬度低，累积位移量大，破碎充分。 （2）不同高度顶煤始动点的位置不同，无论是软煤、中硬煤或是硬煤，顶煤位置越高，其始动点超前工作面距离越远，累计的位移量越大。（3）在顶煤移动初期，以水平移动为主，随着工作面推进，垂直位移逐渐增大，在工作面支架上方垂直位移量超过水平位移量。顶煤的破坏过程描述与分区：1.原始状态区2.压缩变形区 3.拉剪破裂区 4.散体冒放区顶煤冒放性是指顶煤冒落与放出的难易程度。影响顶煤冒放性的因素：1. 煤体强度 2.煤体裂隙分布的影响 3.顶煤厚度 4.夹矸影响软煤层的变形、破碎是由众多微裂隙和不致密的煤块共同完成的，所以，软煤位移量大，破碎的块度小且均匀。直接顶的承载具有区域性，由煤壁向采空区方向分为弱承载区、承载区和非承载区，直接顶越软，区域性越明显。综放面的支承压力分布规律是：与单一煤层开采相比，在顶板以及煤层条件、力学性质相同情况下，综放开采的支承压力分布范围大，峰值点前移。实测资料表明：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。支架前柱的工作阻力大于后柱工作阻力。 综放面支承压力的分布同时受到煤层的强度、煤层厚度等影响。煤层越软，支承压力分布范围越大，峰值点距煤壁越近。基载比：岩层与载荷层厚度之比。浅埋煤层可以采用以下指标判定：埋深不超过150m，基载比（基岩与载荷厚度之比）Jz小于1，顶板体现单一主关键层结构特征，来压具有明显的动载现象。浅埋煤层中具有：短砌体梁和台阶岩梁两种结构形态。 采过程中，在高应力状态下积聚有大量弹性能的煤或岩体，在一定的条件下突然发生破坏、冒落或抛出，使能量突然释放，呈现声响、震动以及气浪等明显的动力效应。这些现象统称为煤矿动压现象。动压现象的三种形式：即冲击矿压、顶板大面积来压和煤与瓦斯突出。 冲击矿压：是煤岩体振动和煤岩体破坏，支架与设备损坏，人员伤亡，部分巷道垮落破坏 ，还会引发或可能引发其它矿井灾害，尤其是瓦斯、煤尘爆炸、火灾以及水灾，干扰通风系统，严重时造成地面震动和建筑物破坏等冲击矿压的特点：（1）突发性 （2）瞬时震动性（3) 巨大破坏性 (4) 复杂性。冲击矿压分类： 冲击矿压按其显现强度、释放的能量等进行分类,根据冲击的显现强度，可分为四类： (1）弹射 （2）矿震 （3）弱冲击 （4）强冲击冲击矿压分为三级：（1）轻微冲击(I级)。抛出煤量在10t以下，震级在1级以下的冲击矿压。（2）中等冲击(II级)。抛出煤量在1050t，震级在l2级的冲击矿压。（3）强烈冲击(III级)。抛出煤量在50t以上，震级在2级以上的冲击矿压 。冲击矿压可分为由采矿活动引起的采矿型冲击矿压和由构造活动引起的构造型冲击矿压。而采矿型冲击矿压可分为压力型、冲击型和冲击压力型。 冲击矿压影响因素：自然地质因素（应力） 开采技术（采动应力集中） 组织管理措施（防治措施） 地质条件对冲击矿压的影响（1） 开采深度（深度越大，冲击矿压发生的可能性也越大。）（2） 煤岩的力学特征（煤强度越高，引起冲击矿压所要求的应力越小，反之，同样成立）（3） 顶板岩层的结构特点（4） 地质动力因素煤层的冲击倾向分为：强冲击倾向、弱冲击倾向和无冲击倾向。煤的湿度越小，发生冲击矿压的可能性越大。距断层越近越容易发生冲击矿压。开采技术对冲击矿压的影响：（1）开采设计和开采顺序（2）上覆煤层工作面停采线和煤柱的影响（3）采空区的影响（4）开采区域的影响目前对冲击矿压机理的认识可主要概括为：强度理论能量理论冲击倾向理论冲击矿压危险性等级的划分：A.无冲击危险B.弱冲击危险 C.中等冲击危险 D.强冲击危险 E.不安全 综合指数法：是在分析已发生的各种冲击矿压灾害的基础上，分析各种采矿地质因素对冲击矿压发生的影响，确定各种因素的影响权重，然后将其综合起来，建立的冲击矿压危险性预测预报的一种方法。冲击矿压防范措施：（一）合理的开拓布置和开采方式（二）开采解放层冲击危险的解危措施：（一）卸压爆破（二）煤层注水（三）钻孔卸压（四）定向裂缝顶板大面积来压机理：是由于硬岩层大面积冒落而形成的。顶板大面积来压：要是由于坚硬顶板被采空的面积超过一定的极限值，引起大面积冒落而造成的剧烈动压现象。（产生严重的冲击破坏力，形成巨大的暴风。）大面积来压的预兆主要表现为：顶板断裂声响的频率和音响增大；煤帮有明显受压和片帮现象；底板出现底鼓或沿煤柱附近的底板发生裂缝；巷道超前压力较明显；工作面中支柱载荷和顶板下沉速度明显增大；有时采空区顶板发生裂缝或淋水加大，向顶板中打的钻孔原先流清水，后变为流白糊状的液体。（横三纵三）顶板大面积来压的防治措施：（1）顶板高压注水（2）强制放顶（3）台阶式放顶 （4）超前深孔松动爆破放顶（5）地面深孔放顶预防暴风措施：一般采用赌和泄的方法