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1、采动围岩应力与控制1、简述矿山压力及其控制发展简史与现状。2、简述近水平工作面矿山压力显现的基本规律。答：近水平工作面推进过程中的矿压显现规律如下：首先开切眼，随着工作面的推进，直接顶冒落；工作面再推进，直接顶大面积冒落， 老顶产生裂隙，并形成三铰拱式平衡；工作面再推进，老顶平衡失稳，老顶垮落，对工 作面形成冲击，这次冲击叫初次来压，此时工作面推进的距离是初次垮落步距。初次来压后，工作面再推进，老顶又形成三铰拱式平衡，再推进三铰拱式平衡失稳， 老顶垮落；周而复始，老顶由稳定一失稳一稳定一失稳的过程就形成了周期来压。两次 来压之间，工作面推进的距离叫周期来压步距。3、论述影响矿山压力显现的主要因
2、素。答：(1)采高与控顶距：采高越大，采出的窨越大，必然导致采场上覆岩层破坏越严重。 控顶距越大，矿压显现越严重。工作面推进速度的影响：工作面推进速度越慢，矿压显现越严重。开采深度的影响：随着开采深度的增加，巷道围岩的变形与支架上承受的压力都 将增加，但开采深度对采场顶板压力大小的影响并不突出。煤层倾角的影响：煤层倾角对回采工作面矿山压力显现的影响也是很大的。随着 煤层倾角的增加，顶板下沉量将逐渐小。分层开采时的矿山压力显现：开采第一分层时，矿山压力显现规律与普通单一煤 层开采没有任何区别。但当回采以下各分层时，工作面顶板就变成了在第一分层回采时冒落 的岩块。这样，破碎的顶板必然给顶板管理工作
3、带来新的困难。4、简述放顶煤工作面矿山压力研究的主要内容有哪些？以及其矿山压力显现的特点？答：放顶煤工作面也具有单一煤层采面的一般矿压显现规律，如初次来压、周期来压等。但 由于一次采高增大，煤炭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，势必引起采面矿压显现的新特点。支承压力分布。综放开采的支承压力分布范围大，峰值点前移。支承压力集中系数与 单一煤层开采相比没有显著变化。综放面制成压力的分布同时受到煤层强度、煤层厚度等影 响。煤层愈软，支承压力分布范围愈大，峰值点距煤壁愈远；煤层愈厚，支承压力分布范围 愈大，峰值点距煤壁愈远。放顶煤工作面支架载荷不大，说明离工作面不远的高
4、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，煤的强度大，则顶煤的完整性愈好，支架载荷稍 大。放顶煤工作面仍有周期来压现象，但不明显，初次来压强度也不大。这是由于破断岩板 离工作面较高的原因。放顶煤工作面的煤壁及端面顶板的维护显得特别重要。因为煤顶容易破碎，尤其当煤 壁片帮、煤顶节理和裂隙比较发育、遇有局部断层、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。因此改善端部结构，加大支架的实际端面初撑支护 强度十分重要。放顶煤工作面，端头压力和工作面两端平巷压力并不大，虽然由于一次采高增加引起 支承压力增加，但由于是一次采全厚，故回采巷道的矿压显现较
5、分层多次开采缓和。（5）支架前柱的工作阻力大于后柱工作阻力。5、简述莫尔一库仑强度理论及适用条件。答：莫尔一库伦理论认为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，而这 个剪应力与材料本身性质和正应力在破坏面上所造成的摩擦阻力有关。即材料发生破坏除了 取决于改点的剪应力，还与改点正应力相关。莫尔强度理论课表述为三部分：（1）表示材料 上一点应力状态的莫尔应力圆；（2）强度曲线；（3）将莫尔应力圆和强度曲线联系起来，建 立莫尔强度准则。莫尔一库伦理论较全面地反映了岩石的强度特性。它实用于塑性岩石以及脆性岩石的剪 切破坏；能体现岩石的抗压强度远大于抗拉强度的特性；能解释岩石在三轴等压压缩
6、条件下 不破坏和三轴等拉条件下会破坏的现象。图1莫尔一库仑准则强度曲线T = C + COt 甲NM sin 中=DMb - Q1 23c cot 中 + b 1 + b 22解得:2c sin q cot q +1 + sin q b1 一 sin q 1 一 sin q 3总之，莫尔强度理论较全面地反映了岩石的强度特性。它实用于塑性岩石以及脆性岩石 的剪切破坏；能体现岩石的抗压强度远大于抗拉强度的特性；能解释岩石在三轴等比压缩条 件下不破坏（因强度曲线在受压区不闭合）和三袖等拉条件下会破坏（因强度曲线在受拉区闭 合）的现象。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
7、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。6、绘图说明双向等压条件下圆形巷道围岩内的应力分布，并加以解释。答：1、在弹性条件下如图2所示，根据弹性力学可以得到r2b =b (1 + 工)2b =b (1 - J)r 1 r 2在双向等压应力场中，圆7L周边全处于压缩应力状态。应力大小与弹性常数且与E、U无关。b a r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。 双向等压应力场中孔局边的切向应力为最大应力，其最大应力集中系数尺=2,且与孔径的 大小无关。当b七=2yH超过孔周边围岩的弹性极限时，围岩将进人塑性状态。其他各点 的应力大小则与孔径有关。在
8、双向等压应力场中因孔周围任意点的切问应刀q与径向应力 久之和为常数，且等于2b 1。2、在塑性条件下如图3所示，由于巷道的开挖，而引起巷道周边的应力重新分布，重新分布的力使围岩 产生了塑性变形，形成了塑性圈。而径向应加，与弹性条件下的一致，但切向应力b七由于 塑性变形而使其在巷道边缘不为零，并在巷道边缘到塑性圈是逐渐增大，过了塑性圈，规律 与弹性条件下一致。7、简述煤矿巷道常用的支护方式，简述锚杆支护的常用理论与前景。答：巷道支护分为巷内支护和巷旁支护。（1）、巷内支护形式有巷道内基本支护和巷道内加强支护两类。其中，巷道内基本支护形式 有：1）木材支架2）金属支架3）锚杆巷道内加强支护主要有：
9、1）永久性加强支护，即在巷道内安设支架以后不再拆除。2） 临时性加强支护，临时性加强支护一般采用便于拆装和能及时承载的单体液压支柱或金属摩 擦支柱。（2）巷旁支护。根据巷旁支护的力学特性和支护带的宽度，可以将巷旁支护分为如下：1）矸 石带2）木垛3）密集支柱4）人工砌垛5）刚性浇注带。常用理论：一、悬吊理论1952年路易斯阿帕内科（LouisAPanek）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。悬吊理论较直观地揭示了锚杆的作用，但没有考虑到围岩的自承能力，将锚固体与原岩 体分开，与现场实际有一定出入，而且其只适用于巷道顶板，不适用帮、底。当巷
10、道顶板软 弱岩层较厚或围岩破碎范围较大时，悬吊理论就不适用。二、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。图1.6锚杆支护悬吊示意图图1.7锚杆支护组合梁示意图图1.8锚杆支护组合拱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。三、压缩拱理论压缩拱理论是由兰氏（Aang）和彭德Pender）通过光弹试验提出来的。
11、压缩拱原 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压缩带（拱）。四、最大水平应力理论澳大利亚学者盖尔（WJGale）在上 世纪90年代初提出了最大水平应力理论。 该理论认为：矿井岩层的最大水平应力理 论，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。我国学者对
12、锚杆支护机理的新认识国内在对公认的三大传统的锚杆支护 理论基础上，对锚杆作用机理这个实质问 题，又做了大量的深入研究与探讨，进一步揭示了锚杆支护的实质，促进了锚杆支护理论研 究的发展，扩大了锚杆支护技术应用的范围。一、侯朝炯、勾攀峰教授提出的巷道围岩强度强化理论。二、陆士良教授等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。三、林崇德博士对煤巷锚杆加固作用机理的研究认为：锚杆加固对于提高围岩自身的最 大承载能力没有明显效果，但在围岩产生塑造破坏后，对提高围岩的残余强度及承载能力有 显著作用。四、董方庭教授提出的松动
13、圈理论认为：巷道支护的主要对象是围岩松动圈产生、发展 过程中的碎涨变形力，锚杆受拉由松动圈的发生、发展引起，因此开巷后是否需要支护和支 护强度由松动圈大小决定。8、论述煤矿开采过程中可能造成的顶板灾害、预防顶板事故的重要性及其控制技术。答：一般来说，顶板事故分为采区顶板事故和巷道顶板事故。1、采区顶板事故又分为大型冒顶和局部冒顶。其中，大型冒顶又分为：1）周期来压时压垮式冒顶，造成原因式工作阻力步够，初撑力低；2）厚并难冒顶板大面积冒顶，原因是由于顶板难冒，形成大面积的悬顶，当顶板压力 大于极限应力时就产生大面积冒顶；3）大面积垮落，是由于大面积的漏顶而产生；4）复合顶板，由于下软上硬顶板，使
14、顶板容易产生离层。局部冒顶分为：1）工作面两端冒落，成因使空顶面积大；2）端面冒落，顶板破碎，支撑不够，产生片帮引起的；3）放顶线，在放顶线产生游离的岩块；4）地质破碎带，原因使地质条件差。2、巷道顶板事故分为巷道掘进头冒顶、巷道交叉口冒顶。前者使因为支护不及时， 后者使因为漏顶的面积大。顶板事故是煤矿不容忽视的重要灾害事故之一，它不同于瓦斯煤尘爆炸，群死群伤 的重特大恶性事故通常比较少见，而零散事故却频繁发生，凡是有人工作的地点，都有 可能发生这类事故，分布范围也特别广泛。也正因为一次死亡人数难以构成群死群伤的 恶果，往往人们的重视程度不够，管理不细，忽视其累计的恶果，加强顶板管理、减少 或
15、杜绝顶板事故发生仍是降低百万吨死亡率，扭转煤矿安全生产形势的重点工作之一。控制措施：9、论述矿山压力与围岩控制研究的主要内容。答：包括矿山岩石和岩体的基本性质；矿山岩体的原岩应力；采场顶板活动规律；采场 矿压显现规律；采场顶板支护方法；采场岩层移动与控制；巷道矿压显现规律；巷道维 护原理和支护技术；厚煤层及浅埋煤层开采岩层控制；煤矿动压现象及控制等。10、什么是原岩应力？其分布的规律是？研究原岩应力分布对采矿工程的意义有哪些？ 答：原岩应力一一岩石中自然条件下存在的应力，包括自重应力和构造应力。分布规律：（1）实测铅直应力基本上等于上覆岩层重量：对全世界有关实测铅直应力的统计资料表 明，在深度
16、为252700 m范围内，铅直应力e呈线性增长，大致相当于按平均体积力y等于27kN / m3计算出来的重力YH,但是，在世界多数地区并不存在真正的铅直应力，即没有 一个主应力的方向完全与地表垂直。在绝大多数测点都发现确有一个主应力接近铅直方向， 其偏差不大于20。水平应力普遍大于铅直应力这说明在浅层地壳中平均水平地应力也普遍大于铅直应 力，铅直应力在多数情况下为最小主应力，在少数情况下为中间主应力，只有个别情况下为最大主应力。平均水平应力与铅直应力的比值随深度增加而减小平均水平应力与铅直应力久的比值入是表征地区原岩应力场特征的指标，识但陋深度增加而 减小。但在不同地区，变化的速度不相同。表示
17、比值的变化范围， 胃+ 03W艾V晋+。,5最大水平应力和最小水平主应力一般相差较大意义：由于原岩应力场是分析开采空间周围应力重新分布的基础，研究岩体的原岩应力状态， 就能够为分析开挖岩体过程中岩体内部应力变化，合理设计巷硐支护提供依据，对了解巷道 变形的机理是十分有益和非常必要的。11、论述顶板压力估算的常用方法答：1、经验估算法P = (4 8)M -y式中：M采高；Y直接顶体积力。2、从老顶形成结构的平衡关系估算从老顶结构的滑落失稳估算顶板压力f=Q妇广 2(Hhytan叩一们，kN式中：GA.b 岩块A与B的重量及其载荷，kN；、相当于B岩块(悬露的岩块)的长度，m；Q：相当于B岩块的
18、重量及载荷，kN；H老顶岩层厚度，m；&B岩块的下沉量，m；0、中一一岩块的破断角与内摩擦角，()。由老顶破断岩块结构的变形失稳估算顶板压力PEih 0 hi式中：实测所得回采工作面顶板下沉量； %要求控制的回采工作面顶板下沉量；K。一顶板下沉量为 ho时，老顶岩梁在控顶距范围内的作用力。K = mE LE0Kt - L式中：mE为老顶岩梁厚度；Ye为老顶岩梁的体积力；Le为老顶岩梁的跨度；L为控顶距； kt为支架承担岩梁重量的系数。3、威尔逊估算法估算顶板压力时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 的最大反力的作用位置不一定一致，所以引入由于支架与围岩相互平衡而产生的
19、附加力的概 念。P = Q + Q13P - lp = Q1 -1 + Q3 - r式中：Q1、Q3、P直接顶载荷、附加力、顶板压力；lP、l、r直接顶载荷、附加力、顶板压力的力臂。12、防治煤矿开采引起地表沉降的主要措施有哪些？答：对开采沉陷的控制，即通过合理选择采矿方法和工艺、合理布置开采工作面、采取 井下充填法、覆岩离层带空间充填等措施，来减少地表下沉，控制地表下沉速度和范围， 达到保护地表和地面建、构筑物与耕地的目的。（1）全部充填开采。在煤炭采出后顶板尚未冒落之前，用固体材料对采空区进行 密实充填，使顶板岩层仅产生少量下沉，以减少地表的下沉和变形，达到保护地面建、 构筑物或农田的目的
20、。（2）条带开采。按一定的采留比，在被开采的煤层中采出一条，保留一条。由于条带开采仅是部分地采出地下煤炭资源，保留了一部分煤炭以煤柱形支撑上覆岩 层。从而减少覆岩移动，控制地表的移动和变形，实现对地面建、构筑物的保护。（3）覆岩离层带充填。根据采空区上方覆岩移动形成三带的岩移特性，在煤炭采 出后一定时间间隔内，用钻孔往离层带空间高压注浆，充填，加固离层带空间，将采动 的砌体梁结构加固为稳定性较好的连续梁结构，使离层带的下沉空间不再向地表传递， 以减少或减缓地表下沉，保护地面建、构筑物或农田。（4）限厚开采。根据矿区地形、水文地质条件和建、构筑物抗变形能力，以不产 生地表积水和满足建筑物所要求的
21、保护等级为依据，确定可开采的煤层厚度，开采是仅 回采这一厚度的煤，其余各煤层均不开采，以实现减少下沉保护地面建、构筑物及土地 的目的。（5）协调开采。厚煤层分层开采时，合理设计各工作面的开采间距，相互位置与 开采顺序，使开采一个煤层（工作面）所产生的地表变形和开采另一个煤层（工作面） 所产生的地表变形相互抵消或抵消一部分，以减少采动引起的地表变形，保护地面建、 构筑物。13、简述冲击矿压发生的机理与防治措施。答：机理：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。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。能
22、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。冲击倾向理论。煤岩介质产生冲击破坏的能力称为冲击倾向。上述三种理论提出了发生冲击地压的三个准则，即强度准则、能量准则和冲击倾向 度准则。3个准则同时成立，才是产生冲击地压的充分和必要条件主要影响因素：分三类，即自然因素、开采技术条件和组织管理措施。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。地质条件对冲击矿压的影响主要包括：（1）开采深度（2）煤岩力学特征（3）顶板 岩层结构特点（4）地质动力因素开采技
23、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）开采区域的影响防治措施：1.合理的开拓布置和开采方式（1）开采煤层群时，开拓布置应有利于解放层开采。（2）划分采区是，应保证合理的开采顺序，最大限度地避免形成煤柱等应力 集中区。（3）采区或盘区的采面应朝一个方向推进，避免相向开采，以免应力叠加。（4）在地质构造等特殊部位，应采取能避免或减缓应力集中和叠加的开采程 序。（5）有冲击危险的煤层的开拓或准备巷道、永久硐室、主要上（下）山、主 要遛煤巷和回风巷应布置在底板岩层或无冲击危险煤层中，以利于维护 和减小冲击危险。（6）开采有冲击危险的
24、煤层，应采用不留煤柱垮落法管理顶板的长壁开采法。（7）顶板管理采用全部垮落法，工作面支架采用具有整体性和防护能力的可 缩性支架。2.开采解放层开采解放层是防治冲击矿压的有效和带有根本性的区域性防范措施。（二）冲击危险的解危措施：1、卸压爆破。2、煤层注水。3、钻孔卸压。4、定向裂缝。14、简述“砌体梁”理论。采场上覆岩层的“砌体梁”结构模型如图（P70） （a）表示回采工作面前后岩体 形态，其中，1为垮落带，11为裂缝带，111为弯曲下沉带，A为煤壁支承区，B为 离层区，C为重新压实区；（b）为根据观测的岩层形态而推测的岩体结构形态；（c） 为此机构中任一组（i）结构的受力状态。图中Q表示岩块
25、自重及其载荷，表示支 承力，R0-i等则表示岩块见的铅直作用力，T为水平推力。鉴于此结构是似砌体一样 排列而组成的，因而称之为“砌体梁”。此假说具体地鬼畜了破断岩块的咬合方式及平衡条件，同时还讨论了老顶破断 时在岩体中引起的扰动；很好地解释了采场矿山压力显现规律，为采场矿山压力的 控制及支护设计提供了理论依据。15、影响岩体强度的主要因素。答：影响岩体强度的因素有：结构面产状：它是指结构面与作用力之间的方位关系对物体强度所产生的影响。存 在结构面是岩体区别于岩石的最重要特征之一，且因结构面的存在.使岩体的强度显著于岩 块强度，因此岩体更易于变形和失稳。通常。结构面对岩体强度的影响主要表现为造成
26、岩体 强度的各向异性和岩体强度的降低。单向压缩下结构面产状。实验表明.层状岩体在单向 压缩下，加载方向与层理面呈不同角度，极限强度会随夹角不同而有规律地变化.并且平行 于层理加载的抗压强度和抗剪强度小于垂直于层理方向加载时的相应强度。抗拉强度则大干 垂直于层理的抗拉强度。三轴压力下结构面产状。岩体在三轴压力下，结构面产状对岩体 强度的影响比单轴压力下复杂。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 夹角的不同而不同，即造成总体强度明显的各向异性。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，反而会使者体强度各向异性的程度减弱。结构面密度.结构面密度是指单位
27、岩体内发育的结构因数量。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密度的增大而无限降低.而是存在一个临界值，大于此 佰时.结构面密度对岩体变形和强度的影响就很小。试件尺才。各种岩体变形实验表明，岩体强度随试件尺寸的增大而减小.但不同岩体 的强度因试件尺小增大而减小的规律却不同，其影响因素较多。通常，试件尺寸对岩体强度 影响的大小主要取决于岩体结构特征或破坏程度，并与结构面产状、密度以及结构面蜕化程 度和结构体特征有很大关系。环境围压。岩体工程实践和实验表明，环境围压对岩体(尤其是节理化岩体)变形和强
28、 度都产生很大的影响，即围压的大小影响岩体的破坏方式。高围压时形成穿切岩石材料的 共扼剪切面破坏，低围压时，沿结构面滑动或松胀解体，形成轴向劈裂破坏。岩体抗剪强 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得快，高围压增大得慢。 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，岩体中结构面效应完全消失.此时岩体从脆性破坏变为延性破坏。孔隙水压。地下水对岩体强度的影响是多方面的，有的是因为水与岩体中的矿物发生 物理化学反应，致使岩体的强度降低或消失；在冰寒地带，主要是由于反复冻胀作用而使岩 体结构破坏。但总体来说，孔隙水压(即存
29、在于岩体孔隙及裂隙中的水压力)与岩体的强度有 密切关系。这是因为由于孔隙水压的存在，使岩体中固体颗粒或骨架所承受的压力随之减小。 岩体强度也就相应地降低。16、假设岩体为各向同性均质连续的弹性体，岩体泊松比为0.2，试估算埋深600M处岩体 的自重应力的大小。P40答：设上覆岩层的平均体积力为Y，kN/m3;假定岩体为均匀连续介质，应用连续介质力学原 理计算岩体自重应力。设岩体为半无限体，地而为水平面，在距地表深度为H处，任意取一 单元体(图21)，其上作用的应力为oz，ox，oy形成岩体单元的自重应力状态。单元体上所受的铅直应力久等于单元体上覆岩层的重量。=rH式中 Y上覆岩层的平均体积力，
30、kN/m3H单元体距离地表的深度加,m 在均质岩体内，岩体的自重应力状态为苏二 Cy AG JZs= c,其中 H=600, r.二 士,又已知 u =0.2所以入=0.25代入得+卫=Y&00-二一=150 YT L Ky 一 l17、绘图说明巷道支架支护时，“支架一围岩”相互作用原理.牲谊周泣位侈*答：合理的“支架一围岩”相互作用关系是充分利用围岩的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，促进围岩 形成自稳和承载结构。巷道支护对围岩提供支护阻力，控制围岩塑性区的持续发展，减小围 岩移近量。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 图中I所示。曲线上c点左侧为弹型性阶段，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，文护阻力增加ii、m分别为可缩性支架、刚性支架工作特 性曲线，ii与I的交点b，m与I的交点a，分别为支架的工作点。为了利用围岩的自承力，就要容许围岩产
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