1、原岩应力分布的基本特点（p44）：①、实测铅直应力基本上等于上覆岩层重量。②、水平应力普遍大于铅直应力。③、水平应力与铅直应力的比值岁深度增加而减小。④、最大水平主应力和最小水平主应力一般相差较大。
2、分析采场上覆岩层结构失稳条件（p86）：①、结构的滑落失稳，剪切力大于咬合点处的摩擦力，此结构将出现滑落失稳。即失稳的与否取决于老顶破断岩块的高长比，高长比较小，结构抗滑落失稳能力越大，一般情况下，失稳岩块的高长比要大于0.4-0.5。即岩块长度要大于2~2.5倍的岩块厚度；②、结构的变形失稳，这是指在岩块的回转过程中，由于挤压处局部应力集中，致使该处进入塑性状态，甚至局部受拉而使咬合处破坏造成岩块回转进一步加剧，从而导致整个结构失稳，当岩梁破断后，岩块互相咬合中间下沉量到达△时，即形成岩块结构变形失稳。
3、加快工作面推进速度与改善顶板状况的关系（p115）：加快工作面推进速度只是缩短落煤与放顶两个主要生产过程的时间间隔，能减少顶板下沉量，但同时也使顶板下沉速度加剧，只有在原先的工作面推进速度比较缓慢的条件下，加快工作面推进速度，才会对工作面顶板状况有所改变，当工作面推进速度提高到一定程度以后，顶板下沉量的变化将逐渐减小，并不能甩掉顶板压力。
4、开采深度对采场矿山压力及其显现的影响（p115）：①开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显，如在松软岩层中开掘巷道，随着深度的增加，巷道围岩的“挤、压、鼓”现象将更为严重。随着深度增加，巷道围岩的变形与支架上承受的压力都将增加。岩层受重力而变形，它所积聚的能量与深度的平方成正比。因此，对有冲击矿压危险的矿井，随着深度的增加，发生冲击矿压的次数与强度将显著增加。②但开采深度对采场顶板压力大小的影响并不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显，尤其是对顶板下沉量的影响。③随着采深增加，支承压力必然增加，从而导致煤壁片帮及底板鼓起的几率增加，由此也可能导致支架载荷增加。
5、在双向等压应力场中圆孔周围应力分布的基本规律（p51）：①在双向等压应力场中，圆孔周边全处于压缩应力状态；②应力大小与弹性常数E、μ无关；③σt、σr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；④双向等压应力场中孔周边的切向应力为最大应力，与孔径大小无关，σt=2rH超过周边围岩的弹性极限时，围岩进入塑性状态；⑤其他各点的应力大小则与孔径有关；⑥在双向等压应力场中圆孔周围任意点的切向应力与径向应力和为常数。………………………………………………………
6、采场上覆岩层活动规律假说的内容及其特点(p67)：①压力拱假说，此假说是认为在回采工作空间上方，由于岩层自然平衡结果而形成的一个“压力拱”。拱的一个支点在工作面前方煤体内形成前脚拱，另一个支点在采空区垮落的矸石上形成后脚拱，随工作面的推进，前后拱也将向前移动。优点是对回采工作面前后的支承压力及工作空间处于减压范围做出了解释。缺点为主种假说简单不能从数量上解释矿压问题，对松软破碎顶板还适用，对坚硬顶板有一定的参考价值。②悬臂梁假说，认为工作面和采空区上方顶板可视为梁，其优点是可解释工作面近煤壁处顶板下沉量支架载荷小，支承压力及工作面出现周期来压的现象。缺点是由于未查明开采后上覆岩层活动规律，利用悬臂梁计算顶板下沉量的支架载荷与实测数据相差较远。③铰接岩块假说，认为工作面上方岩层破坏可分为垮落带和其上的规则移动带，工作面支架两种不不同工作状态，给定载荷状态和给定变形状态。些假说优点是正确阐明了工作面上覆岩层的分布情况及其内部力学关系可能开成的结构。缺点是未能对铰接岩块间的平衡条件做做进一步探讨。④预成裂隙假说，些假认为在回采工作面周围存在着应力降低区、应力增高区、采动影响区，这三个区随工作面的推进，同时也向前移动，同时还认为支架应有足够的支撑力和工作阻力，应及时地支撑住顶板岩层，使各层岩层之间保持紧密状态阻止相对滑移，张裂与离层。
7、支架－围岩相互作用的基本状态（p237）：①当巷道顶板岩石与上覆岩层离层或脱落时，支架仅受到离层和脱落岩石自重压力作用，支架这时处于给定载状态。②当巷道顶板岩石与上覆岩层没有离层或脱落时，支架的受载和压缩变形将取决于上覆岩层的运动状态。这种情况下只靠支架本身的支撑力无法阻止上覆岩层的运动，只有当上覆岩层下沉过程中受到采空区已冒落矸石或充填物阻挡时，支架的收缩变形才停止，这时支架处于给定变形状态。
8、初次来压的特点(p102)：①工作面顶板急剧发生下沉；②工作面直接顶破碎甚至产生台阶状下沉；③煤壁内支承压力增大，煤帮变形与塌落；④老顶初次来压较突然，工作面易出现事故；⑤顶板出现断裂声，并有顶板掉渣现象，顶板产生裂隙。
9、采场支架与围岩关系特点（p149）：支架和围岩的关系实质上就是要分析支架性能、结构对支架受力及围岩运动的影响，以及在各种围岩状态下支架呈现什么反应，从中分析支架应具有的最合理的结构和参数。1、支架与围岩是相互作用的一对力；2、支架受力的大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关。事实证明，刚性、急增阻性、微增阻性或恒阻性支架在工作面的受力是不一致的，恒阻式支架的受力比较均匀。3、支架结构及尺寸对顶板压力的影响。实际生产中证明，在支架架型选择合适时，可以用最小的动作阻力维护好顶板。
10、开采后引起的上覆岩层的破坏方式及分区（p70、182）：根据采空区覆岩移动破坏程度，分为“三带”：
（1）跨落带。破断后的岩块呈不规则跨落，排列也极不整齐，松散系数比较大，一般可达1.3～1.5。但经重新压实后，碎胀系数可降到1.03左右。此区域与所开采的煤层相毗连，很多情况下是由于直接顶岩层冒落后形成的.
（2）裂缝带。岩层破断后，岩块仍然排列整齐的区域即为裂缝带。它位于冒落带之上，由于排列比较整齐，因此碎胀系数较小。关键层破断块体有可能形成“砌体梁”结构。跨落带与裂隙带合称“两带”，又称为 “导水裂缝带”，指上覆层含水层位于“两带”范围内，将会导致岩体水通过岩体破断裂缝流入采空区和回采工作面。
（3）弯曲带。自裂缝带顶界到地表的所有岩层称为弯曲带。弯曲带内岩层移动的显著特点是，岩层移动过程的连续和整体性，即裂缝带顶界以上至地表的岩层移动是成层地、整体性地发生，在垂直剖面上，其上下各部分的下沉量很小。若存在厚硬的关键层，则可能在弯曲带内出现离层区。
A区域（煤臂支撑影响区）：一般在回采工作面前方30～40m处就开始变形。其特点是水平移动较为剧烈，但垂直移动甚微。甚至出现负位移。
B区域(离层区)：回采工作推过钻孔4～8m后，垂直位移急剧增加，各层位移越向上越缓慢，形成离层，易发生顶板事故。
C区域（重新压实区）：已断裂的岩层重新受到已冒落矸石支撑时，邻近煤层岩层的运动速度要缓于其上覆岩层，各岩层又进入互相压合的过程。
11、控制岩层移动的技术（p191）：岩层移动控制技术可分为三类：
一、留煤柱控制岩层移1、部分开采。部分开采包括：条带开采和房柱式开采
条带开采：是沿煤层的走向或倾向，将开采区划分为若干个宽度相等或不相等的条带，开采一条，保留一条，利用留下的条带煤柱支撑顶板，以减小地表沉陷的目的。条带开采可划分为走向条带开采和倾向条带开采。2、留设保护煤柱。
二、充填法控制岩层移动1、采空区充填。充填开采就是用充填材料来充填己采空间，这相当于减小了煤层开采厚度，从而减少采空区上覆岩层的变形与破坏。2、覆岩离层区充填。覆岩离层区充填减沉的基本原理是利用岩移过程中覆岩内形成的离层空洞，从钻孔向离层空洞充填外来材料来支撑覆岩，从而减缓覆岩移动往地表的传播。
三、调整开采工艺及参数控制岩层，如限厚开采、协调开采、上行开采等。
12、研究关键层的意义（p186）：①实验证明，岩层移动由下向上成组运动，岩层移动的动态过程受控于覆岩关键层的破断运动；②关键层理论进一步表明覆岩层关键层不仅对地表动态下沉过程起控制作用还对地表移动曲线特性产生影响，地表下沉是关键层与覆土耦合作用的结果；③关键层的变形破断及其运动规律，在运动过程中与软岩层间为相互耦合作用关系；④为煤矿绿色开采技术提供了新的理论平台。
13、支掩式掩护支架的优缺点：优点：①缩短了控顶距，减少了托梁与顶板之间反复支撑的次数，提高了支架对机道上方顶板的支撑力；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的水平推力，因而可以实现承载前移；③挡矸性能良好，采空区矸石不能涌入回采工作面空间。缺点：支架空间小、通风断面小、行人不方便，除此之外由于增加了掩护梁，支架重量有所增加。 14、支架工作阻力与顶板下沉量的关系(P-△L曲线)（p151）：顶板条件不同，曲线斜率不同，但都为近似双曲线关系。①支架的工作阻力与顶板下沉量的关系在一定程度上反映了支架与围岩的相互关系。②在一定工作阻力以上，支架工作阻力增加对顶板下沉量影响较低，但低于此值则影响极大。③采场支架的工作阻力并不能改变上覆岩层的总体活动规律。④事实上只能在工作阻力偏低的情况下，提高工作阻力才有可能对顶板下沉有显著的影响。⑤并未给出顶板下沉量与顶板完整情况的关系，事实上，各类岩层的允许下沉量也是不一样的。
15、简述回采工作面周围支承压力分布规律（p198）：煤层开采过程破坏了原岩应力场的平衡状态，引起应力重新分布。对于受到采动影响的巷道，它的维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响以外，主要取决于采动影响。煤层开采以后，采空区亡部岩层重量将向来空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成文承压力带。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。工作面沿倾斜和仰斜方向及开切眼—侧煤体上形成的支承压力，在工作面采过一段时间后，不再发生明显变化，称为固定支承压力或残余支承压力。回采工作面推过一定距离后，采空区上覆岩层活动将趋于稳定，采空区内某些地带冒落矸石被逐渐压实，使上部未冒落岩层在不同程度上重新得到支撑。因此，在距工作面一定距离的采空区内，也可能出现较小的支承压力，称为采空区支承压力。
支承压力的显现特征通过支承压力分布范围、分布形式和应力峰值表示。工作面超前支承压力峰值位置距煤壁一般为4—8m，相当2—3．5倍回采高度。影响范围为40—60m，少数可达60—80m，应力增高系数为2．5—3。工作面倾斜方向固定性支承压力影响范围一般为15—30m，少数可达35—40 m，支承压力峰值位置距煤壁一般为15—20m、应力增高系数为2—3。采空区支承压力血力增高系数通常小于l，个别情况下达到1．3。相邻的采空区所形成的支承压力会在某些地点发生相互叠加，称为叠合支承压力。例如，在上下区段之间，少区段采空区形成的残余支承压力与下区段工作面超前支承压力叠加、在煤层向采空区凸出的拐角、形成很高的叠合支承压力，应力增高系数可达5—7，有时甚至更高。
16、采区平巷沿走向的矿压规律（采区平巷在其服务期内沿走向的矿压规律有哪些？采动影响带的前影响区和后影响区内矿压显现时间和机理有何不同？）（巷道围岩变形规律）（p204）：采区巷道从开掘到报废，经历采动造成的围岩应力重新分布过程，围岩变形会持续增长和变化。以受到相邻区段回采影响的工作面回风巷为例，围岩变形要经历五个阶段。
1、巷道掘进影响阶段。煤体内开掘巷道后，巷道围岩出现应力集中，在形成塑性区的过程中，围岩向巷道空间显著位移。随着巷道掘出时间的延长，围岩变形速度逐渐衰减，趋向缓和。巷道的围岩变形量主要取决于巷道埋藏和围岩性质。
2、掘进影响稳定阶段。掘进引起的围岩应力重新分布趋于稳定，由于煤岩一般具有流变性，围岩变形还会随时间而缓慢增长，但其变形速度比掘巷初期要小得多，巷道的围岩变形速度仍取决埋藏深度和围岩性质。
3、采动影响阶段。前影响区时，巷道受上区段工作面（A）的回采影响后，在回采引起的超前移动支承压力作用下，巷道围岩应力重新分布，塑性区显著扩大，围岩变形急剧增长。在后影响区时，在工作面（A）后方附近，由巷道上方和采空区一侧顶板弯曲下沉和显著运动使得支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值。远离工作面后方，巷道围岩变形速度逐渐衰减。巷道围岩性质、护巷煤柱宽度或巷旁支护方式、工作面顶板岩层结构对此时期围岩变形量影响很大。
4、采动影响稳定阶段。回采引起的应力重新分布走向稳定后，巷道围岩变形速度再一次显著降低，但仍然高于掘进影响稳定阶段时变形速度，围岩变形量按流变规律不断缓慢地增长。
5、二次采动影响阶段。巷道受本区段回采工作面B影响时，由于上共段残余支承压力，本区段工作面超前支承压力相互叠加，巷道围岩应力急剧增高，引起围岩应力又一次重新分布，塑性区进一步扩大，应力的反复扰动使围岩变形比受一次采动影响进更加强烈。
17.巷道围岩控制原理（p216）：巷道围岩控制是指控制巷道围岩的矿山压力和周边位移所采取措施的总和。其基本原理是：人们根据巷道围岩应力、围岩强度及他们之间的相互关系，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。
