1，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：由于矿山压力的影响，使巷硐周围岩体和支护物上产生的种种力学现象。
2，圆孔巷道周围岩体不出现拉应力条件：1/3≤λ≤3。 3，自重应力的计算：σ_z=γH。海姆假说：σ_z=∑_(i=1)^n?γiHi， σ_x=σ_y=λσ_z； 静水压力假说σ_x=σ_y=σ_z=γH。
4，构造应力的特点：①一般情况下，构造运动以水平运动为主，构造应力以水平应力为主；向地壳运动总的趋势是相互挤压，所以水平应力以压应力占绝对优势，②构造应力分布不均匀，在地质构造变化剧烈的地区，最大主应力的大小和方向往往有很大变化③岩体中的构造应力具有明显的方向性，最大水平主应力和最小水平主应力之值一般相差很大④构造应力在坚硬岩层中比较普遍， 而在软岩中储存较少,⑤由公式σ_r/(σ_θ+σ_φ)=-d/R可得R》d，即水平运动分量大于垂直运动分量；负号表示构造应力不可能同时为压应力；d表示构造应力大小与深度有关。
5，俩条巷道不相互影响的条件:d>√20 a_1+√20 a_2 (半径)
6支撑压力：在岩体内开掘巷道后，巷道围岩中必然出现应力重新分布，一般将巷道俩侧改变后的切向应力增高部分称为支撑压力。 极限平衡区：巷道周围处于极限平衡状态的岩体范围。
四观两论
军警靴7，“砌体梁”构造的提出：①采动上覆岩层的岩体结构骨架是覆岩中的坚硬岩层，可将上覆岩层划分为若干组，每组以坚硬岩层为底层，其上部的软弱岩层可视为直接作用于骨架上的载荷，同时也会死更上层坚硬岩层与下部骨架联络的垫层。②随着工作面的推进，采空区上方的坚硬岩层在裂隙带内断裂称排列整齐的岩块，岩块间受水平推力作用形成铰接关系，岩层一动曲线的形态开始的下凹。然后随工作面的推进渐恢复水平状态的过程，由于决定了断裂岩块间铰接点的位置，若曲线下凹。则铰接点位置在岩块断裂面的偏下部分，反之则在偏上部，如果在回采空间及邻近的采空区上方出现明显的离层区，说明该区断裂岩块可以形成悬露结构。③由于垫层传递剪切力的能力较弱，两层骨架间的联结可用可缩性支架代替④当骨架层得断裂岩块回转恢复到近水平位置时，岩块间的剪切力趋近与零。此时的铰接关系可转化为水平连杆铰接关系。⑤最上层为表土冲击层，可将其视为均部载荷作用于岩块结构上，而骨架层各岩块上的载荷将随垫层得压实程度而变化。
8.直接顶离散的原因：1节理裂隙的切割2初次板顶前，直接顶所处的状态易碎3支柱的影响和支架的影响4工作面长度较短时直接顶易碎5在分层工作面，人工
顶或再生顶较软6回柱放顶时。,
9：直接顶垮落后与老顶之间的空隙，?=∑?h +M -k_p∑h =M-∑?h（k_p-1），当?=0即∑?h=M/(k_p-1)，
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10：老顶的初次断裂步距：紧固梁L_iT=h√((2R_T)/q;) ；简支梁L_iT=h√(4R_T/3q) =2h√(R_T/3q) ，h为老顶厚度，R_T 抗拉强度极限
11.第几层对第一层形成的载荷q_n1=(E_1 h_1^3 (r_1 h_1+r_2 h_2+?+r_n h_n ))/(E_1 h_1^3 +E_2 h_2^3+?+E_n h_n^3 ) (E为弹性模量)
12. 砌体梁的失稳，h/(L?2)=1/2 tan?φ.。（φ为岩块间的摩擦角，tan?φ=σ/τ，L为断裂岩块长度）一般情况要防止滑落失稳，老顶的高长比要小鱼0.4~0.5，即岩块长度大于2~2.5倍岩块厚度 ②断裂角与岩块方向一致时，R/T=tan?〖（φ-θ〗）；相反时，R/T=tan?〖（φ+θ〗）
13. 不滑落失稳，要满足：R<=Ttan?φ，T=(qL^2)/8h，R=qL/2
14. 矿压显现的7个指标：①顶板下沉量②顶板下沉速度③支柱变形与折损④顶板破碎情况⑤局部冒落⑥大面积冒顶⑦支柱载荷 15. 初次来压：由于老顶第一次突然失稳而导致工作面顶板来压的现象
周期来压：由于裂隙带周期性失稳而导致的顶板来压现象
16. 初次（周期）来压的特点：①顶板下沉量增大，支柱载荷量增大。②煤壁的支撑压力增大，且易变形，偏帮③直接顶破碎，并有冒落现象④初次来压比较突然 ，易造成重大事故
17.支架的要求：①支架必须保证足够的支撑力，满足∑?〖F_y=0〗，即足以支撑直接顶的重量但不能组织老顶的回转②具有一定的可缩量，满足P×?L=C③支架对老顶的作用力应为AB岩块的重量再减去断裂岩块与未断裂岩块的摩擦力，即P1=Q_(A+B)-Ttan?〖(φ-θ)〗
18.顶板压力的估算：P=（4~8）M (M为采高)，周期来压不明显时采用低倍数，周期来压叫剧烈时采用高倍数
19.影响矿压显现的因素：①围岩性质及赋存环境②采高与控顶距；S_L=nmL，即顶板下沉量与采高，控顶距成正比关系③工作面的推进速度；不能减轻顶板下沉，采煤与放顶使顶板下沉剧烈④开采深度；开采深度 ，原言应力↑，矿山压力↑。但矿压显现是不一定的⑤煤层倾角增大，顶板下沉量S_L 减小⑥分层开采时的影响；下分层与上分层比较1.老顶来压步距小，强度低2.支架载荷变小3.顶板下沉量变大
20.端面破碎度：支架前梁端部到煤壁间顶板破碎的程度，用F_A/F表示，F_A为破碎的面积，F为整个梁端到工作面煤壁的面积。
顶板冒落敏感度：端面距为1m时的端面破碎度
21.老顶分类指标：N=∑?h/M(直接顶厚度与采高之比)Ⅰ类.N>5，无周期来压或周期来压不明显的顶板；Ⅱ类。2<=N<=5，有周期来压的顶板；Ⅲ类，N<2，周期来压严重的顶板；Ⅳ类，老顶特别坚硬又无直接顶的顶板，极其坚硬的顶板；
Ⅴ类，能塑形弯曲的顶板，在薄及中厚煤层的石灰岩顶板中出现
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22.初撑力〖P_0〗^'：支柱刚架设起来时对顶板的主动作用力；始动阻力P_0：在顶板压力作用下，活柱开始下缩的瞬间指挥组上所反应的力；初工作阻力P_1：工作阻力的增长由急速增长向缓慢增长的转折点；最大工作阻力P_2：支柱所能承受的最大负载能力。
目前使用的支柱的工作特性：急增阻式（可缩量小），微增阻式（可缩量大），恒阻式（性能好）
23.支撑式液压支架（垛式液压支架）的特点：①顶梁长度在3.5m~4m左右，控顶距大，整个控顶距常需要割6~7刀，易破坏顶板②支撑力的合力远离前端2.55m左右，适应于直接顶较为完整，老顶有明显的周期来压或直接顶硬的条件③在坚硬顶板条件下由于支撑是支架是框式结构，易使支柱损坏，承受水平力的能力较小，不能实现带压移架④挡矸能力差⑤立柱直立，调高范围小，适应煤层厚度变化的能力小⑥通风断面大，行人方便，结构简单，重量轻。适用条件：采高1.5m以下，直接顶3，4类，底板4类以上，煤层倾角20°以下的长壁工作面。适于顶板较为完整的工作面，若周期来压较为剧烈的更易适应。
24.支撑式掩护支架优点：①缩小控顶距，减小托梁与顶板之间反复支撑的次数，提高了支架对顶板的支撑力②在顶板局部冒顶情况下，可以考虑不勾顶。（3）支架的结构可以承受一定水平推力，可实现承载移动（4）挡矸性能良好。缺点：（1）重量大（2）工作空间小，因而通风面小，行人不方便。休闲街
25.支撑效率：衡量工作阻力P反应到整个支架承受载荷Q的能力，以Q/P的百分比表示。
26.支架与围岩相互作用的特点：（1）支架与围岩是相互作用的一对力，应使俩者大小相等，且尽可能作用在一的作用点上（2）支架受力的大小及在回采工作面分布的规律与支架性能有关（3）支架结构及其尺寸对顶板压力有影响。
27.关键层：将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；岩层移动角：地表下沉边界和采空区边界的连线与水平线在煤体一侧的夹角、
28.关键层的判别：q_(n+1)<q_n 且L_j<L_(j+1) (n中j+1为关键层)
29.回采工作面周围支撑压力的分布：压力增高系极K是支撑压力峰值与原压铅直应力的比值。工作面起前支撑压力峰值位置距煤壁一般为4-8m，相当于2-3.5倍回采高度，影响范围为40-60m，少数可达60-80m。应力增高系数2.5-3.2.工作面倾斜方向固定支撑压力影响范围一般为15-30m，少数可达35-40m，支撑压力峰值位置距煤壁15-20m，应力增高系数2-3.
30.移动性支撑压力（临时支撑压力）：工作面前方形成起前支撑压力，她随工作
面向前推进而向前移动。固定支撑压力（残余支撑压力）：工作面倾斜或仰斜方向机开切眼一侧煤体上形成的支撑压力，在工作面采过一定时间后不再发生明显变化，称为XX。采空区支撑压力：在距工作面一定距离的采空区内，也可能出现较小的支撑压力，称为XX。
蓝领人才31.当岩柱的宽高比B/h>5时，岩柱强度将随B/h的增大而显著增大；当B/h>10时，一般情况，岩柱不易破坏。
32.相临巷道的合理距D=(a1+a2)K1,K1巷道相互影响系数
33巷道围岩变形规律：五段，巷道掘进影响阶段（取决于巷道埋深和围岩性质），巷道掘进稳定阶段（围岩应力重新分布趋于稳定，同上）采动影响阶段（受到上区段工作面（a）回踩影响，应力重新分布，围性，煤柱宽度。支护方式等对该期影响大）。采动影响稳定阶段（流变规律）二次采动影响阶段（围岩应力急剧增加，围岩变形更加剧烈）三带：煤体边缘卸载带（一般为1-3m，少数4-6m）。支撑压力显现带（15-30m；35-40m）。原岩应力带
34底板巷道位置参数：巷道与上部煤层的垂直距离z，巷道与上部煤体边缘之间的水平距离x，煤柱宽度B，且x》=z/sin（α+β）*sinβ , β为煤层向煤壁传递的影响角，25-55度。尽量布置在坚硬煤层中
35矿压控制的基本方法：1巷道保护，即为了使围岩应力与岩体强度保持相适应的关系，预防巷道失稳，减轻矿压危害而采取的各种措施。如选择正确的逝面形状，预留巷道变形空间，留设保护煤柱保护带。使巷道布置在应力降压区，坚硬没煤层中。2巷道支护，即借助于安设各中矿压支架，预留巷道围岩长生过度的形变，保证巷道的正常使用3巷道修护，即对进行过支护的巷道，为了改善已改善已恶化的支护状况保证其稳定性而采取的一系列
措施，如加强局部支护，人工扩帮扩底 换架。
36 巷道控制的基本原理：1抗压：提高支架的支护性能或支护密度，减少围岩变形，移动，保证其安全性，如增加型重量，增加支护密度。2让压：采用适当支护措施的前提下，允许巷道围岩产生一定的变形，如采用可缩性支架，为巷道变形预留空间，允许巷道产生底鼓3躲压：将巷道布置在应力降压在时间空间上躲开高压作用4移压：通过人工办法使巷道围岩受到松动，或在围岩中形成槽孔迫使高压向围岩深处转移，减轻巷道受压5卸压即通过人为方法使巷道围岩受到扰动，破坏，保证巷道在使用期的安全如钻孔卸压，挖槽卸压。
25 岩空留巷：1优点 ： 少掘一条巷道，利于工作面交接2缺点：因维护时间长而费用高，且受到两次采动影响，矿压显现明显 3 适用：厚度2—3米以下的煤层，且顶板易冒落或中等冒落，底板不发生
严重底鼓
岩空掘巷：1 优点：受压不大，利于维护；煤体边缘为破坏区，减轻冲击矿压的危险；减轻瓦斯的危害；与留煤柱相比减少了资源浪费；与沿空煤巷相比，缩短了维护时间2适用：顶板易冒落；顶板易胶结；采空区无积水；倾角不大。
26围岩松动压力：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结构上得压力
26沿空掘巷： 巷道 一侧为煤体 另一侧为采空区， 如果采空区一侧采动影响已经稳定，沿采空区边缘掘进的巷道。
沿空留巷：通过加强支护或其他有效办发，将相邻区段巷道保留下来，作为供本区段工作面回来时使用的巷道。
27工作面压力的分布：1超前支撑压力峰值位置距煤壁4-8m，相当于2-3.5位采高，k为2.5-3.影响范围40-60m，少数可达60-80m。2固定支撑压力峰值位置距煤壁15-20m，k为2-3；影响范围15-30m，少数可达35-40m。3采空区支撑压力k通常小于1，个别可达1.3。4叠合支撑压力，可达5-7，甚至更高。
