矿压基本知识一.doc

1、巷道围岩变形有四种类型 ①掘巷引起的围岩变形较小并随时间而衰减，属比较稳定的围岩; ②掘巷期间围岩变形显著，并随时间会明显衰减，属中等稳定的围岩; ③掘巷期间围岩变形急剧，并以较大速度流变，属不稳定围岩; ④围岩不稳定的巷道，在维护过程中，由于支护翻修，临近开挖巷道及水的侵蚀等，会再次或多次引起围岩的急剧变形。 2、巷道围岩变形的类别是选择支护型式、结构、性能和有关参数的主要依据。 在岩体内开掘和维护巷道的围岩变形量（u） u＝u0＋u0t0＋u1 式中 u0开掘巷道引起的附加变形量，mm u0掘巷影响趋向稳定期间的围岩流变速度，mm/d u1巷道维护期间环境变化引起的附加变形量，mm t0巷道维护时间，d。 影响未受采动巷道围岩变形的因素很多，主要有原岩应力，巷道围岩的强度和性质，巷道的断面变形大小和支护，以及地下水等环境影响等。 3、简述巷道围岩变形规律 为了便于计算，将五个影响时期的围岩变形量划分为由采动引起的附加变形量（图83中阴影线部分）和采动影响稳定期间的变形量两部分。则巷道围岩的总变形量为u＝u0＋u0t0＋u1＋u1t1＋u2 式中u0掘巷引起的附加变形量，mm u0掘巷影响稳定后的围岩变形速度，mm/d t0巷道从掘进至工作面（A）回采时的维护时间，d u1巷道初次受工作面（A）回采影响引起的附加变形量，mm u1回采影响稳定后的变形速度，mm/d t1上、下区段工作面开采的间隔时间，d u2巷道再次受工作面（B）回采影响引起的附加变形量，mm。 4、采场顶板事故如何处理 厚煤层难垮顶板大面积冒顶的措施 ①采用煤柱支撑法时，如果煤柱上方顶板需悬露大面积才垮落，则应在煤柱之间的采空区内用钻孔爆破法强制放顶; ②采用长壁法采煤时，或超前工作面用钻孔爆破法、高压注水预先松动或弱化顶板，或在采空区用循环浅孔及步距式深孔法崩落顶板。 直接顶导致压垮冒顶的措施 ①采场支护强度要能自始至终平衡直接顶或垮落带岩层的重量，底软时必须穿鞋，力求以支柱的初撑力就能平衡直接顶或垮落带的岩重，以避免直接顶或垮落带离层; ②开采下分层时不要留煤皮，以免增加支架的载荷，如因条件限制非留煤皮不可，要相应增加支柱的初撑力或支柱密度; ③在构造或采动破坏严重的区域进行工作面收尾时，除应缩小控顶距及加强放顶支柱的初撑强度外，应采用绞车远距离回柱。 2、什么叫巷道围岩压力其影响因素是什么 为了防止围岩变形或破坏，就要对围岩支护，这种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。 影响围岩压力的地质因素有原岩应力状况、围岩力学性质及岩体结构等。 由围岩压力引起的围岩与支护变形和破坏等现象称为围岩压力显现或矿压显现。 5、压垮型冒顶冒顶事故的形成机理是什么如何预防 老顶来压分为断裂下沉和台阶下沉两个阶段，这两个阶段都有可能发生压垮型冒顶。 当与岩体脱离的直接顶垂直层面方向向下运动时，采场支架的支撑力不足，因而导致压垮冒顶。 ①老顶断裂下沉后，工作面上方老顶的情况可能是能够形成平衡结构的老顶岩块在其相对运动后导致的冒顶事故。 ②老顶台阶下沉后，老顶岩块不能形成平衡结构，则台阶下沉量不断增加，这时如果工作面支柱的支撑力不够或下缩速度太小，就可能发生压垮型冒顶; 而且这种类型的压垮型冒顶是老顶直接顶一起往下压，来压强度比只有直接顶冒下时往往大得多。 如何预防 ①合理设计采场支护，使支护具有足够的支撑力和可缩量，当老顶来压比较强烈时，要选用可缩量较大的支柱，有时要选用具有大流量安全阀的支柱，并加强后排支柱的支撑强度。 ②要进行顶板断层情况的预测预报。遇到平行于工作面的断层时，当断层刚露出煤壁，就要加强该段工作面的支护，不得正常回柱，并扩大该段工作面的控顶距，如果工作面用的是金属支柱，还要用木支柱替换金属支柱，待断层进入采空区后再用绞车回柱。 6、大面积漏冒型冒顶机理是什么如何防治 当直接顶异常破碎，而煤层倾角又比较大时，可能发生大面积漏垮型冒顶。 由于煤层倾角较大，直接顶又异常破碎，采场支护系统中如果某个地点失效发生局部冒顶，在自然安息角以上的破碎顶板就要沿安息角冒落，使其下方支架失稳，如此由下而上连锁反应，有可能从原来局部冒顶地点开始，沿工作面往上至回风巷全部漏空，导致垮工作面。 预防措施 ①选用合适的支护，使工作面支护系统有足够的支撑力和可缩量; ②顶板必须背严接实; ③严防放炮、移输送机等工序推倒支架，防止出现局部冒顶。 7、复合顶板推垮型冒顶的条件是什么哪些地点冒顶发生复合顶板推垮型冒顶如何防治 复合顶板推垮型冒顶的条件①因支柱初撑力小导致软硬岩层间离层;②因构造、旧巷，支柱初撑力小等原因导致下部软岩层中断裂出一个六面体;③六面体的相邻部分已冒空或为采空区，而且又有一定倾角;④六面体因自重向自由空间的推力大于总阻力。 哪些地点冒顶发生复合顶板推垮型冒顶1）开切眼附近。2）地质破坏带（断层，裂隙等）附近。3）尖灭构造附近。4）旧巷（走向的或倾斜的）附近。5）掘进工作面上下平巷时破坏了复合顶板的地点。6）局部漏冒区附近。7）倾角大的地段。8）顶板淋水地段。9）煤底或软底地段。 预防复合顶板推垮型冒顶的措施有三方面①提高支柱初撑力;②选用稳定性能好的支架或加强支架的稳定性; ③消除形成复合顶板推垮的条件。 ①提高支柱初撑力解释使初撑力不仅支承住顶板下位软岩层，而且能把软岩层贴紧硬岩层，让其间的摩擦力足够阻止软岩层下滑，从而支架本身也能稳定。 ③消除形成复合顶板推垮的条件解释①应用俯斜长壁工作面或应用伪俯斜工作面，并使垂直工作面方向的向下倾角达46度。②掘进上下平巷及开切眼时尽可能不破坏复合顶板。③工作面初采时不要反推。在反推范围初次放顶时，极容易在原开切眼处诱发推垮型冒顶。④控制采高，第一，堵住六面体向采空区的去路，第二，在六面体要向工作面下方推移时，增加阻止六面体下推的摩擦阻力。⑤灵活地应用戗柱戗棚，使它们迎着六面体可能推移的方向。⑥在开切眼附近控顶区内，系统地布置树脂锚杆。 8、巷道冒顶的原因有哪些 （1）自然地质因素 主要包括岩层层理影响，镶嵌型围岩结构影响、岩层节理裂隙及破碎带影响和地下水影响。 （2）工程质量因素 主要包括支架支设质量、支架稳定性差、掘进打眼放炮掌握不好、锚杆支护失效和巷道施工质量监督不严。 （3）采掘工程影响 巷道掘进时受到采动引起的岩层运动和支承压力影响，围岩内产生应力重新分布，围岩破坏范围扩大，顶板岩层受到不同程度的破坏，易造成片帮冒顶事故。 （4）未严格执行顶板安全制度 1）在掘进过程中，未按安全规程要求及时进行顶板安全检查，没有及时发现和处理掘进工作面围岩表面的活石或伞檐; 2）对新悬露的顶板缺乏有效的临时支护设备，或虽有而未认真采用，造成工人在空顶下冒险作业等等。 9、掘进施工期间如何进行顶板管理 1敲帮问顶。上班人员进入工作面，打眼放炮前后均应敲帮问顶，处理了隐患，排除了不安全条件再施工; 2）控制工作面的空顶距离。超过规定的空顶距离或顶帮破碎时应架设支架支护，岩层松软时应采用前探梁支护顶板。3）单孔长距离掘进，要经常检查工作面后方巷道支架使用情况，发现有断梁折腿或变形严重支架时，应加固修复; 在大面积修复巷道时，工作面应停止作业，预防冒顶堵人。4）工作面因放炮崩倒的棚子，应由外向里逐架扶棚复位。 特殊条件下的顶板管理 ①避开动压影响。②尽量减少掘进时的空顶面积。③巷道支架应适当加密。 沿空留巷的顶板管理 ①正确选择支架类型。②施工时要考虑给巷内加强支护留出位置。③施工时尽量不破顶，特别是采用不规则的金属梯形棚作为留巷的基本支架时，掘进中要保护顶板的完整性。 10、预防片帮的措施有哪些 ①加强地质及水文地质工作，根据地质资料，拟出施工方法及安全措施。②破碎带中，做到一次成巷，缩短围岩暴露时间，保证永久支护的质量。③执行操作规程、交接班和安全检查制度，及时处理顶板隐患。④施工中要注意观察围岩压力的变化，加强对顶板的管理，预防冒顶事故发生。 11、坚硬顶板工作面有何特点 坚硬难垮顶板的综采工作面，初次来压与周期来压步距大，不来压期间顶板压力小，来压时动压冲击较严重，支架后方有较大的悬板使支架受力不均，顶板垮落时块度大，造成对工作面支架的冲击，容易损坏支架。 1）坚硬顶板在采空区呈大面积垮落， 2）坚硬顶板的垮落块度大，碎胀系数小， 3）工作面周期来压有大小周期之分。 4）当顶板来压时，采空区顶板频繁响动，工作面支架载荷明显增大，安全阀不断有动作，煤壁片帮， 5）顶板来压时，支架后柱的增阻速度和增阻值明显大于前柱， 12、煤层顶板来压有何特征 ①前柱阻力高于后柱 ②支架阻力循环增阻值大 ③支架活柱缩量比分层综采工作面增大 ④综放工作面两巷超前压力增大 13、工作面的矿压显现有何特点 综放煤层倾角对回采工作面矿压显现的影响很大。随着煤层倾角增大，顶底板移近量逐渐变小，上覆岩层重力沿层面切向下滑力也随着增大，而作用于层面的方向力则减小。因而工作面整个回采期间顶板压力都较小。 1）顶板刚度是决定采场矿压显现强度的关系因素 2）老顶对综放工作面矿压显现的影响程度降低 3）高位直接顶对综放工作面矿压显现的影响较大 4）支架工作阻力普遍小于单一煤层和分层综采工作面 5）老顶来压步距产生实质性变化 6）支架工作阻力对综放工作面矿压显现有显著影响 单体1）老顶来压一般较缓和或不明显; 2）采场支架受载变小;3）顶板移近量变大。 14、区段巷道有何类别 1）巷道两侧均为煤体，称煤体煤体巷道。 2）巷道一侧为煤体，另一侧为已稳定的采空区，称煤体煤柱巷道。 3）巷道一侧为煤体，另一侧正在回采，称煤体煤柱巷道。此外，沿空留巷时还可分后退式、前进式等准备系统。 15、区段巷道的矿压显现有何规律 1）煤体煤体巷道的围岩变形 2）采动稳定煤体煤柱巷道的围岩变形 3）正采动煤体煤柱巷道的围岩变形 1）煤体煤体巷道的围岩变形经历三个时期 ①在煤体内掘巷引起的附加变形量u0; ②掘巷影响趋向稳定期间的围岩变形υoto; ③受回采工作面采动影响引起的围岩变形，由于巷道在回采工作面处就已废弃，所以初次受回采影响引起的附加变形量（u1）比正采动煤体煤柱巷道要小得多，一般仅1/3左右。 2）采动稳定煤体煤柱巷道的围岩变形经历三个时期 ①由于不是在煤体内，而是在已采区一侧开掘巷道，掘巷引起的应力集中比正采动巷道要强烈，开掘巷道引起的附加变形量uo比正采动巷道要大。 ②掘巷影响趋向稳定期间的围岩变形速度υ1比正采动巷道也要大。 ③巷道受回采工作面采动影响期间，由于支承压力叠加影响引起的附加变形量u2比正采动巷道的u1要大得多。 3）正采动煤体煤柱巷道的围岩变形经历五个时期 巷道围岩要经历开掘时间明显变化，然后趋于稳定，受相邻段采动影响期间显著变形，然后又趋向稳定，及受本区段工作面回采影响后又显著变形。 16、冲击地压有何特征 1）突发性 2）多样性 3破坏性 4）复杂性 1）突发性显现特征发生前一般无明显前兆，冲击过程短暂，保持时间几秒到几十秒，难以事先准确确定发生的时间、地点和强度。 3破坏性现特征往往造成煤壁片帮、顶板可能有瞬间明显下沉，但一般并不冒落; 有时底板突然鼓起甚至接顶; 常常有大量煤块甚至上百立方米的煤体突然破碎并从煤壁抛出，堵塞巷道，破坏支架。从后果来看冲击地压往往造成人员伤亡和巨大的生产损失。 根据冲击地压的能量特征可分为五个级别1、微冲击。2、弱冲击。3、中等冲击。4、强烈冲击。5、灾害性冲击。 国际冲击地压分类1、压力型冲击地压。2、突发型冲击地压。3、爆裂型冲击地压。 国内冲击地压分类1、一般冲击地压。2、破坏性冲击地压。3、冲击地压事故。 17、常见冒顶事故原因有哪些 有靠煤帮附近的局部冒顶、上下出口的局部冒顶和放顶线附近的局部冒顶。 有靠煤帮附近的局部冒顶的原因 在采煤机采煤或爆破落煤后，如果支护不及时，这种游离岩块可能突然冒落砸人，造成局部冒顶事故; 当采用爆破法采煤时，如果炮眼布置不恰当或装药量过多，可能在放炮时崩倒支架而导致局部冒顶。 上下出口的局部冒顶的原因 随着回采工作面的推进，往往要用工作面支护替换原来的巷道支护，在一拆一支的间隙中，已破碎的直接顶也可能局部冒落。此外，上下出口的支护还可能受老顶来压的影响，如果直接顶中存在与层面斜交的裂隙组，在老顶急剧下沉的迫使下，直接顶施加给支柱的不仅是垂直压力，而且还有侧向力，可能推倒部分支柱造成局部冒顶。 放顶线附近的局部冒顶的原因 当顶板中存在由断层、裂隙、层理等切割面形成的大块游离岩块时，回柱后游离岩块可能失稳旋转，从而推倒采场支架而形成局部冒顶。此外，在金属网架顶下回柱放顶时，如果网上有大块岩块，也会发生岩块失稳旋转而推倒支架的局部冒顶。 18、综采工作面应如何进行顶板控制 主要包括日常顶板控制、端头顶板控制、工作面始采及末采时的顶板控制。 日常顶板控制 1）根据恒底开采围岩条件及矿压大小正确选择支架类型。2）超前支护。3）带压移架，及时支护。4）二、三分层回采时，由于顶板松软破碎。除保持支架能超前支护外，还可以加装伸缩式前探梁，随着采煤的进行，及时伸出0.6m长的前探梁护顶。 5）双滚筒采煤机在第一分层采煤时，一个滚筒采顶煤，另一个滚筒采底煤。6）为使支架在防片帮板不收回的情况下采煤，二、三分层也可采用小滚筒采煤，滚筒直径选用 1.3m，能有效地控制因煤壁松软而片帮。此外，应严格控制注水灌浆工艺，确保再生煤层及顶板能良好胶结，以免漏煤漏矸。 端头顶板控制 综采工作面的端头可利用液压支架、单体柱或锚杆支护。其中性能最完善的液压端头支架一般与工作面支架类似，并与之配套使用，大都是两架一组。在条件复杂时采用不与输送机联结的轻型端头支架，如加长顶梁、滑移顶梁及提腿支架等也能收到良好效果。 工作面始采及末采时的顶板控制 工作面始采时，由于顶板支承条件不断变化，顶板容易发生突发性冒落，是事故多发时期。尤其当顶板为坚硬岩层、复合顶板、金属网下分层开采以及放顶煤初采时期，都是顶板控制的重点，应予以充分重视。 末采时既要维护好顶板，为安全、高效地撤出液压支架等综采设备创造良好条件，又能为最后放好顶作准备。 19、单体液压支柱工作面在老顶来压时应如何控制顶板 1）进行顶板观测，摸清初次来压步距，在采压前加大支护密度，提高工作面支柱的总支撑力。2）来压前沿放顶线增设12排密集支柱或丛柱，以增加基本支柱的支撑力并隔离采空区;3）为增加支柱的稳定性，沿放顶线每隔5～8米增设一个木垛。4）初次来压期间，适当加大工作面控顶距，以便于或增设一梁三柱的戗棚或抬棚。也可打双排交叉布置的木垛;设增加的特殊支柱;5采取小进度多循环方式，加快工作面推进度，以保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用。6）落煤后及时支柱并保证支柱数量和质量合乎要求，有片帮危险时，支设贴帮柱;7）在工作面和采空区内设木信号点柱，来压时及时报警;8对大面积悬露的坚硬老顶，必须提前采取人工强制放顶，以减轻老顶来压时对工作面的压力;9）采空区里的支柱要回收干净，使直接顶充分垮落，以缓冲老顶垮落时对工作面支柱的冲击。 金属网下老顶来压顶板控制 1）对上分层顶板的垮落状况进行认真的探查与分析。 2）在直接顶坚硬或直接顶较薄而其上为坚硬老顶的条件下，沿开切眼采空区侧煤壁处，向顶板打1.52倍采高的深孔进行人工放顶，向煤壁打3m以上深孔进行爆破落煤。 3）适当增大第一次放顶距及控顶距，对网上悬块或移动浮矸，一般采取4～7排控顶，第一次放顶距不少于3m。 4）上、下分层开切眼一般应重叠布置，如由于开切眼内错造成压网时，在第一次放顶前应将金属网沿放顶线剪断，并沿放顶起始处横向剪断，使之一开始就形成垮落豁口，使网上矸石及时垮落下来。 5）通过强化支护、人工挑顶或弱化顶板及回清采空区支柱等措施，尽可能增大第一分层采高，迫使第一分层的垮落高度增大，以增大下分层再生直接顶的厚度。 6）当煤层倾角较大时，应适当加大控顶距，使工作面人员活动空间位于有效和稳定的支护区域内。 20、巷道顶板事故防治措施有哪些 1）掌握地质资料与开采条件。2）严格顶板安全检查制度。3）加强支护质量管理。4）临时支护。 临时支护主要有以下七种类型 ①预喷混凝土支护 ②前探梁支护 ③ZJD型掘进头临时支架 ④机械掘进工作面的临时支架 ⑤支架机 ⑥悬吊式支架机 ⑦PQZ型前探支架 21、控制巷道围岩变形的方法有哪些 巷道布置、巷道保护、巷道卸压及巷道支护等四大类。 巷道布置的方法1）巷道位置尽可能避免回采引起的支承压力的强烈作用，2）巷道布置在已采区下方或者采空区内。3）开采临近煤层时，尽可能采用上部煤层预先开采，4）开采临近煤层时，上部煤层应采用无煤柱开采，5）临近煤层开采后如遗留煤柱，则回采巷道不应布置在煤柱的下方或上方。6）相邻煤层开采时，保护上（下）山和石门的煤柱，上、下应重叠布置。7）位于采空区下方的巷道，要注意勿紧靠承受强大支承压力的煤柱，8）相邻区段间尽可能不留区段煤柱，采用无煤柱护巷。9）应尽量避免或减少相邻巷道之间相互影响，10）应尽量避免在正在采动的回采空间附近或支承压力显现最强烈时期的地段。 巷道保护的方法1）采空区段之间尽可能不留煤柱，2）分层开采回采巷道更应采用无煤柱护巷。3）沿空掘巷应滞后回采工作面3个月或200m以上。4）在厚煤层和厚度较大的中厚煤层内通常以沿空掘巷较为经济，最为经济是在薄煤层内采用沿空留巷。5）沿空留巷需在巷旁砌筑结构物。6）煤柱宽度应根据开采深度，以及巷道服务期限等诸因素来确定。 巷道卸压的方法 1）位于松软岩层内邻近回采工作面的重要硐室，若须避免回采引起的支承压力作用，可采用在巷道顶部的岩层或薄煤层内开挖卸压槽的措施。2）在强烈底鼓的松软岩层内，可采用先使底板松动爆破卸压，然后灌浆加固的措施。3）在底板松软的薄煤层内布置巷道，采用宽面掘巷，可减少巷道的强烈底鼓。4）巷道两帮赋存松软的岩层或薄煤层，可采用掘巷时挖掉软岩，然后进行充填的措施。 巷道支护的方法 1）围岩性质是影响巷道稳定性诸因素中最为重要的因素，最大限度地利用围岩的自稳能力是提高巷道围岩稳定性的重要手段。2）在软岩中更需注意使巷道具有稳定的断面形状，一般情况下，刚性和可缩性拱形支架的宽度与高度的比值可取1.2～1.5。3）应积极发展煤岩加固技术，采用人为加固巷道围岩的方法，对裂隙发育的围岩进行注浆，使松碎岩块固结成完整岩体，可明显提高围岩的稳定性。4）采用喷射混凝土封闭围岩，可提高围岩的自稳能力，与锚杆、金属网等配合应用，结构参数可灵活掌握，围岩自稳效果良好。5）尽力扩大锚杆支护的使用范围，在围岩变形量大，岩层松软及受采动影响的巷道内。6）采用架后充填可弥补现用被动承载支护的缺陷。7）拉杆和背板等构件能将单独的框式支架组合成整体，对提高支架整体承载能力十分重要。8）应紧随掘进及时支护，尽力设法提高支架的初撑力，对控制围岩变形有重要作用。9）对围岩变形量大的巷道应采用可缩性支架，一般情况下，支架的缩量应不小于400mm，松软岩层的支架缩量应大于800mm。10）对围岩松软的巷道，支架应具有增阻恒阻的特性，支架的增阻速度应不小于3MPa/mm，恒阻阶段支架对围岩的阻力应不小于0.2～0.3MPa。 11）梯形支架通常只适用于中、小断面和压力不大的巷道，否则应采用拱形支架。 12）在围岩松软的巷道内，支护须适应掘进初期围岩的急剧变形。 13）为了有效控制软岩巷道的围岩压力，通常可采用二次支护和联合支护的方式。 14）对巷道围岩的变形和变形特征进行预测。 22、冲击地压的防治措施有哪些 冲击地压的防治措施分两为大类，一类是区域性防治措施，另一类为局部性防治措施。 （1）区域防治措施 1）合理确定开拓布局和开采方法 ①开采保护层 ②避免形成孤立煤柱 ③顶板控制方法 ④巷道布置原则 ⑤开采程序 2）煤层预注水 3）顶板预注水 （2）局部性防治措施 1）卸载钻孔 2）卸载爆破 3）诱发爆破 4）煤层高压注水 （3）生产过程中的冲击地压事故防治措施 ⑤开采程序措施 当有断层和采空区，应尽量采取由断层或采空区开始回采的开采程序。此外，还要避免相向采煤; 回采线尽量成直线，且有规律地按正常的推进速度开采，一般推进速度不宜过大。 （2）局部性防治措施 卸载钻孔、卸载爆破、诱发爆破和煤层高压注水等。 （3）生产过程中的冲击地压事故防治措施 1）学习冲击地压的基本知识，熟悉撤人路线，注意观察和总结冲击地压的发生规律; 2加强支护，搞好工程质量管理。有冲击危险的地点不能采用混凝土棚子、铁道梯形棚子等刚性支架，防止支架倾倒伤人; 3）相当多的冲击地压紧接着放炮而发生，所以要严格遵守对躲炮距离（半径100m以上）和躲炮时间（30分钟以上）的规定; 4）认真搞好综合预测和防治，即在有冲击地压危险的地区采取预测方法判别冲击危险程度，发现危险后立即采取防治措施，对这些措施进行效果检查，确认安全后再进行正常生产。 什么叫冲击地压矿井巷道和采场周围煤岩体由于变形能的释放而产生的以突然、急剧、猛烈破坏为特征的矿山压力的动力现象，叫做冲击地压。 23、沿空留巷时的顶板如何控制 1）正确选择支架类型。沿空留巷的支护要具备足够的支撑力和较大的可缩量，并用巷内加强支护和合理的巷旁支护加以配合。 2）施工时要考虑给巷内加强支护留出位置。巷内支护有以下几种单体液压支柱，摩擦金属支柱，抬棚，锚杆; 3施工时尽量不破顶，特别是采用不规则的金属梯形棚作为留巷的基本支架时，掘进中要保护顶板的完整性。 24、深部巷道的围岩卸压与支护方法有哪些 ①通过在巷道周边的岩体内切缝、钻孔和松动爆破等手段，人为地使巷道周边的集中应力向岩体深部转移，以充分利用更大范围内岩体的承压能力。 ②卸压煤（岩）柱。③顶部卸压槽。④开挖导峒卸压。 2）巷道支护方法 ①在掌握地质条件和巷道围岩性质，以及预测巷道围岩变形规律、特征和位移量的基础上，正确选择巷道支护的型式、结构、阻力、刚度，以及二次支护的时间等。 ②只有在巷道围岩比较稳定的条件下，才适用刚性框式支架或者普通锚杆支护。 ③在巷道围岩中等稳定的条件下，可采用锚喷网等组合支护及可缩性拱形支架。 ④巷道围岩比较松软的条件下，应采用高阻力、大缩量，并进行壁后充填的重型U型钢支架，以及各种联合支护。根据底板的稳定性，选用拱形或环形支架。高强混凝土弧板支架具有承载能力大，便于机械化施工的优点，对围岩压力很大的主要巷道，是一种颇有发展前景的支护。 25、综放工作面如何进行矿压观测 1、矿压观测的研究的目的 ①提供放顶煤液压支架设计选型理论依据。②指导综放工作面顶板控制。③为综放工艺放顶煤参数优化提供依据。④为工作面端头及超前加强支护提供可靠的指导。 2、矿压观测的内容和方法 ①工作面“三量”。②支护质量。③顺槽矿压显现观测。④专项观测。 ②支护质量内容 在工作面每隔5～10架支架前、后柱安装直读测力计，每班对测点进行支护质量、顶板动态监测。工作面每隔5架设一观测点，对顶煤破碎度和顶煤完整性进行统计，并对安全阀开启、顶煤冒落及煤壁片帮情况进行统计观测。 ③顺槽矿压显现观测内容 在工作面运输和轨道顺槽各设三个测站，测站间距4050m，每天按时定点测量巷道顶底板移近量，分析超前支承压力的影响范围。 ④专项观测内容 1、深基孔观测用钻机打深孔，分别在顶煤、直接顶、老顶中埋设爪锚基点，分析顶煤及顶板活动规律。 2、煤体应力观测在煤层中安装KS1型钻孔应力计，测定煤体内部应力。 26、简述静压式底板比压仪的结构及工作原理 BPM型外注式 ①顶盖、②卡环、③调高柱筒、④接长柱、⑤快速接口、⑥手把体、⑦油缸、⑧活柱、⑨活塞、⑩压力表座接口、⑾连接柱体、⑿压模。 BPN型内注式 ①顶盖、②卡环、③调高柱筒、④接长柱、⑤通气阀⑥压力表座、⑦卸载阀、⑧卸载手把、⑨活柱、⑩手把体、⑾油缸、⑿泵、⒀活塞、⒁压模。 工作原理 仪器工作油缸获得从外部油泵输入的高压液体，使仪器产生支撑力。由于仪器上端大面积顶盖接顶而下端压模面积较小，在此支撑力作用下，压模压入底板。这样根据压力表读数与压入量的关系，就可以测定出底板的抗压入强度参数。 27、比压仪常见的故障有哪些如何处理 故障压力打不上，有效行程小，活柱降不下但有弹性感，活柱降不下且无弹性感，接头漏液。 处理方法补充加液、将卸载阀关闭，补充加液，倒转油缸、将空气从进液管道液面排出，上井修理，更换。 原因液量不足、卸载阀未关，液量不足，油缸内有空气，缸体或活柱被砸撞造成损坏变形，一般为密封件损破。 空气中的主要成份是氧气、氮气和二氧化碳。煤矿安全规程对井下空气中三种主要成份的浓度规定为采掘工作面的进风流中氧气浓度不低于20，二氧化碳浓度不超过0.5 ，氮气不能增加，否则将降低氧气浓度，对人体是有害的。 矿井空气中的有害气体 矿井空气中所含有的对人体健康及生命安全有威胁的一切气体，均称为有害气体。常见的主要有害气体是一氧化碳、二氧化碳、硫化氢、二氧化氮等，此外还有氢气、氨气、瓦斯等。煤矿安全规程规定井下空气中一氧化碳的浓度不得超过0.0024 ，二氧化硫浓度不得超过0.0005 ，硫化氢不得超过0.00066 ，二氧化氮不得超过0.00025 。 煤矿安全规定规定采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0 或二氧化碳浓度超过1.5 时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 瓦斯发生爆炸必须同时具备三个条件 ①瓦斯浓度。瓦斯爆炸具备一定的浓度范围，在新鲜空气中一般为516。当瓦斯浓度低于下限5时，遇热源只燃烧; 浓度大于上限16时，遇热源不爆炸不燃烧。瓦斯浓度在78时最容易爆炸，在9.45时爆炸威力最强。 ②热源温度。瓦斯点燃的温度650750度，明火、吸烟、电火花、自然发火、撞击或摩擦产生的火花都能引燃瓦斯，造成瓦斯爆炸。 ③氧气浓度。一般空气中的氧气含量均可以构成爆炸条件，但空气含量低于12时，则不能发生瓦斯爆炸。 2）煤尘爆炸的条件 煤尘爆炸也必须具备以下三个条件，缺一而不会发生爆炸。 ①有能引起燃烧和爆炸的一定浓度的煤尘; ②有高温火源，引爆煤尘的浓度是700800度; ③有足够的氧气浓度，在无氧的条件下是不能爆炸的。 2）巷道围岩分类指标 3）巷道分类及特征 ①非稳定性、Ⅰ类巷道②稳定、Ⅱ类巷道、③中等稳定、Ⅲ类巷道、④不稳定、Ⅳ类巷道、⑤极不稳定、Ⅴ类巷道 ①顶底板移近量的观测内容 a、控顶区内累计顶底板移近量（SD） b、单位顶底移近量（SD0） 单位顶底板移近量，系指工作面每推进一米，每米采高的顶底板移近量，由下式计算 SD0＝SDLKM（mm/mm） 式中LK 控顶距，m; M 采高，m。 c、顶底板移近速度（VS） 顶底板移近速度（VS）系指单位时间内的顶底板移近量， 即VS＝SDT （mm/h） 式中SD观测期间累计顶底板移近量，mm; T 观测累积顶底板移近量的时间，h。 6）液压支架活柱下缩量的观测 ①活柱循环下缩量（SZ） 活柱循环下缩量系指一个采煤循环内，受采煤量影响的活柱下缩量SZ（mm） ②活柱下缩速度（VZ） 活柱下缩速度系指单位时间的活柱下缩量， 即 VZ＝SZT（mm）。 式中 T 一个采煤循环经历的时间，h。 ③安全阀开启后活柱下缩量（SK） 安全阀开启后活柱下缩量是指立柱安全阀开启后，活柱随顶板压力加大的下缩量SK（mm）。观测中要特别重视这个值。 ④循环增阻量△P与活柱循环下缩量SZ的关系，即统一随支护阻力增值变化的活柱下缩类型及特征值。 ①顶板破碎度和顶板破碎指数 端面顶板破碎表示为 f1＝d1s1 顶梁上方顶板破碎度f2为 f2＝d1＋d2＋d3＋s2 式中 s1＝a＋b＋c 端面无支护宽度; a顶梁第一接顶点至梁前端的距离; b梁端至煤壁的距离（端面距）; c 煤壁片帮深度; d1、d2、d3 顶梁上方依次发生的冒顶宽度。 s2 第一接顶点至顶梁末端（控顶区边界）的距离。 s＝（s1＋s2） 控顶宽度。 顶板破碎指数E的定义 在端面顶板破碎度（f1）和端面无支护宽度（S1）之间建立的回归公式中，当S1 1m时，对应的顶板破碎度称为顶板破碎指数E，又称冒落灵敏度。此值反映悬露顶板的易冒落性。 巷道矿山压力观测 巷道矿压观测的目的 在于摸清巷道围岩的矿山压力分布及其变化规律，掌握采动对巷道的影响程度，为确定合理的护巷煤柱尺寸和巷道布置方式，选择和设计合理的支护形式提供依据。 观测项目围岩表面位移观测内容巷道的顶底板移近量和两帮移近量; 顶板下沉、底鼓、上帮或下帮位移观测仪器测枪、测杆、收敛仪、测尺 观测项目围岩深部位移观测内容巷道围岩不同深度径向位移观测仪器多点位移计、顶板离层仪 观测项目锚杆轴力观测内容锚杆轴向受力观测仪器测力锚杆 观测项目接触压力观测内容围岩与支护体（棚式支护、喷射混凝土）之间的接触压力; 围岩与锚杆托盘之间的接触压力观测仪器压力盒、锚杆测力计或其他压力传感器 观测项目统计观测观测内容围岩及支架变形破坏状况，锚杆破坏状况 单体液压支柱工作面支护质量与顶板动态监测 （1）监测内容及指标 1日常监测 日常监测的内容有支护参数、顶板状态参数以及顶板动态。 ①支护参数 属于工作空间基本支护的参数有支柱初撑力、支柱末阻力与支柱下缩量、支柱钻底量等。 ②顶板状况参数 顶板状态参数包括顶底板移近量，顶板台阶下沉量，以及端面冒高等。 ③顶板动态 顶板动态主要指老顶来压和顶板的断裂情况。 2）特殊时期或地点的监测 这五个时期或地点就是装面、撤面、初放（直接顶初次垮落，老顶初次来压）、工作面两端及特殊地点（地质破坏带、老巷）。 综采工作面支护质量与顶板动态监测 2）影响综采工作面控顶效果的因素分析 可将影响综采工作面控顶效果的因素概括如下 一、影响综放工作面控顶效果的因素 1、顶板条件 ①老顶周期来压及岩石强度 ②直接顶岩石强度、裂隙分布、分层厚度 2、控顶技术与支护质量 ①架型结构形式、梁端结构、底座结构 ②参数额定初撑力、额定工作阻力 ③使用支架操作的完善性、正确性。 （3）监控内容和方法 观测内容有顶板状况、支架工况、工作面各生产环节等。监测数据上井后及时输入计算机处理，自动打印控制日报表，随后报送有关部门和综采队，以此指挥综采工作面的生产和顶板管理。 3）观测报告的编写 矿压观测研究报告一般应包括下列内容 ①观测目的、内容和方法首先说明观测的主要任务、项目、采用的仪器，测站的设置，工作安排，观测方法及记录整理方法等。 ②观测工作面的地质及生产技术条件 a、观测工作面的地质条件要根据观测项目所涉及的问题加以说明。如煤层名称、采高、顶底板岩性与厚度、硬度、裂隙、倾角、采深、水文地质等，并附有关图纸。 b、观测工作面的开采系统，开采要素，工作面周围的回采状况，与采空区相对空间关系等，并附图。 c、工作面使用支架型号及参数，支架规格，采煤机型号及工作方式，控顶宽度，端头支护方式及劳动组织等，并附图。 ③观测结果分析 观测成果主要取决于观测计划及手段是否完善，观测工作的组织与实施情况。如果观测目的明确，观测项目针对性强，观测方法及手段得力，观测数据完整、准确，并运用数理统计方法对观测结果进行分析，将会取得较好的成果。 ④结论与建议 结论与建议的主要内容是工作面矿压显现规律、支架形式与参数的改进建议、对顶板管理工作的改进建议以及其它需要说明的问题。 巷道矿压观测数据记录与整理 （6）巷道矿压观测报告的编写 常规巷道矿山压力显现观测报告的编写内容主要包括观测目的与项目，观测地点与时间、测区地质及生产条件，测站与测点布置，使用仪器，观测总结与分析，结论与建议等。 1、什么叫矿山压力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运动的力。 2、什么叫支承压力巷道两帮煤壁上承受的力原始压力外有增高一部分压力。 3、什么叫矿山压力显现采动后，在矿山压力作用下发生的围岩运动以及由此产生的支架受力或变形等现象。 4、什么叫初次来压基本顶第一次发生断裂下沉引起工作面压力增大现象。 5、什么叫周期来压基本顶相邻两次周期来压期间工作面的推进距离。 6、什么叫直接顶初次垮落直接顶第一次大面积的垮落。 7、什么叫冲击地压矿井巷道和采场周围煤岩体由于变形能的释放而产生的以突然、急剧、猛烈破坏为特征的矿山压力的动力现象，叫做冲击地压。 8、顶板的分类伪顶、直接顶、老顶。 9、直接顶的分类不稳定、中等稳定、稳定、非常稳定。 10、综放工作面的设点方法距上下顺槽大于15米，上下测站分别设1～2条，中部设置2～5条。 11、增阻与曲线的类型1、一次急增阻型，2、二次急增阻型，3、微增阻型，4、微增阻恒阻型，5、恒阻型，6、降阻微增阻型。 12、巷道矿压观测的目的摸清巷道围岩的矿山压力分布及其变化规律，掌握采动对巷道的影响程度，为确定合理的护巷煤柱尺寸和巷道布置方式，选择和设计合理的支护形式提供依据。 13、支护阻力观测仪器、仪表 ①YTL610型圆图压力自记仪，②YSZ1型液压支架压力下缩自记仪，③增压式单体液压支柱工作阻力检测仪，④KS4型锚杆测力计。 ①YTL610型圆图压力自记仪结构原理 仪器由测量和记录机构两部分组成，被测的高压液体进入测量机构的弹簧管内，使弹簧管自由端产生位移，经连杆传动放大后，带动记录笔沿记录纸半径为向摆动，从而示出压强值，并把所测的压强变化连续的记录在记录纸上，记录纸在钟表机构驱动下，每24小时转一周，从圆周方向士出时间值。 ③增压式单体液压支柱工作阻力检测仪结构原理 增压式单体液压支柱工作阻力检测仪，采用外部液体加压作用原理，外部液体的压力大于支柱内腔的压力时，单体支柱的单向阀开启内外压力平衡，压力表指示的外压力腔的数据即为支柱内部的压力。 14、测量围岩位移观测所用仪器 ①ADL2.5型测杆，②KY82型顶板动态仪③顶板离层仪指示器，④BHS10测枪。 ③顶板离层仪指示器结构形式 顶板离层仪指示器主要由上下锚固器、锚固爪、测读装置、测量钢丝绳、反光刻度指示环等部分组成。 ④BHS10测枪注意事项和常见故障处理方法 测量长度时必须将带尺拉直以保障精度; 收、放尺带时切勿倒卷，以防尺带折断; 收回尺带时应擦净污物并对尺带定期涂油防锈。当发生扳机失灵时，可拆开枪体，松开和调整调节压钉的高度加以解决，然后装好即可。 15、岩体应力测量仪器 ①KJY型矿用静态应变仪，②ZHC型钻孔油压枕，③Dg2型地音探测仪。 26、简述静压式底板比压仪的结构及工作原理 BPM型外注式 ①顶盖、②卡环、③调高柱筒、④接长柱、⑤快速接口、⑥手把体、⑦油缸、⑧活柱