矿山压力与岩层控制教案.docx

1丁山压力与岩层控制学科的概念矿山压力：由于犷山开采活动的影响.在桂南阳围岩体中形成的利作用在巷砌支护物上的力定义为矿山压力，在相关学科中也称为：次应力、或工程扰动力。丁山压力显现I在矿山压力作用卜，会引起各种力学现象，如岩体的变形、破烁、塌落，支护物的变形、破坏、折损，以及在岩体中产生的动力现象，这些由于矿山压力作用，使替耐周阳岩体和支护物产生的种种力学现象,统称为犷山压力显现.了山压力拄IW1.所有减轻、谡节、改变和利用矿山压力作用的各种方法，均叫做山压力控制。2采丁工业聂求发展矿山压力及岩层拄制学科2.1 生态环境保护岩层控制理论为实现保水采煤.完善条带开采和充填技术,进行井下砰石处埋和有效抽放瓦斯里定理论班础，2.2 保证安全和正常生产岩层控制理论和技术为大幅度降低丁贪板事故做出了突出贡献.边坡稳定性研究使边坡设计既能达到经济上可采纳的隧度，乂足以雄持安全的维度.卷道围岩控制理论和技术为合理支护各种卷道成为可能。2.3 Jt少资源损失矿柱毡造成地下资源损失的主要根源.通过对开采引起的围岩应力由新分布规律的研究，推广无处拄护桂和跄越卷道开采等技术措6不仅显著减少资淞损失，还彳利于消除囚矿柱存在引起的灾宙和时采矿工作的不利影响。2.4 改善开采技术自移式液压支架的应用实现了采煤综合机械化.普道可缩性金属支架和锚喷支护的应用改变了刚性、被动支护桂道的局面.同时，采场、谷道围岩稳定性分类为合理选择支妒型式、支护参数提供科学依据.2.5 提育经济效益田岩结构稳定性分类、稳定性识别、矿压显现预测、支护设计、支护质量与顶板动态监刈、信息反馈直至确定最佳设计的-整套理论、方法与技术有助于创造采矿工业的良好的社会效益和经济效益，3矿山压力与岩层控制学科属性与特色3.1 采厂工程岩体结构的本属与地面工程结构不同，地F工程旧岩既是一种我荷，也是一种结构，施我体系和承我体系之间没有明肢界限.,采场上覆岩层形成结构，结构的形态及检定性不仅宜按影响到呆场，也将影响到开来后上也岩层运动的形态及地表塌陷形状.3.2 采矿工程的移动特性其它地下工程中硼室或磁道璃本是固定的永久性的，采矿工程中采场是不断移动的，采场本!是一个依据矿物埋藏规律而不断运动的空间，3.3 采丁工程中B1.岩的大变形和支护体的可缩特征采矿工程过程中由于果场空间较大.作业地点常在地下几Iri米至几千米深处,在矿山压力作用下,卷惴困岩处于破坏状态.采犷过程中架设的人工支护着眼于利用阚岩的浅余强度.促进已破坏的胭岩形成自整结构.软岩矿井中，谷道围岩不可避免地进入阴性状态,巷道支护允诈卷道IH*出现稳定的阴性区，严格控制打稳当限性区的扩展.3.4 采矿工程中的能，原理和动力现象冲击地压、蹊板大面枳来压、块与瓦斯突出以及矿徭都是采矿工程中的动力现象.Jt中冲击地压、顶板大面枳来压属于压力Jr山及其控制学科的研究范a.冲击地压是岩体突然破坏的动力现象，冲击他压发生机理极为坡杂。从能价转化的确角度，导致“矿体一困岩”系统非枪定状态突然失稳破坏。冲击地压、顶板大面枳来压是矿山压力的一种特殊显现形式。4丁山压力与岩层控制学科的基本内容和发展阶段4.1 早期认火、研究阶段采矿工业是法础工业，我国是世界上采矿最早的国家之，明代末年出版的£天工开物3-竹中，已记述了矿山压力的危害性，欧洲国家对矿山压力的认识开始于15世纪.19世纪后期到20世纪,开始利用比较的单的力学原理解择出现的一些犷山压力现象.有代表性的是提出“压力拱假设”和岩石坚固性系数f.20世纪30年代至50年代，使用弹性埋论研窕矿山压力问应.4.2 近代发展阶段自50年代矿山压力与岩层控制学科建立以来,理论研究与工程实践两方面都取得长足进展.4.2.1 采场B1.号控制理的与实践的发及<1）梁场上网岩层”砌体梁”结内力学模型及“关键层理论”60年代初至70年代末.提出飕岩层开采后呈“砌体梁”式平衡的结构力学模型,为采场给出了具体的边界条件，也为论证采场矿山压力控制参数奠定基础.在此基础上，提出岩层断裂的后的弹性基础维力学模,V.及各种不同支撑条件下板的力学模型,为老段来压M提供理论依据，时芈硬岩层承受我荷及变形规律的分析，导致“关键层”理论的研究，由此可以进一步修正来场来压规律,判断上题岩层内部裂隙分部、围层区位置和识别对地表破坏起主导作用的岩层.< 2）“砌体梁”平衡的关犍块研究及“S-R”稳定在“砌体梁”结构研究的前区下,中点分析关世块的平衡关系.这项研究主要提出创体梁关键块的滑落与转动变形失稳条件即-S-R"稳定条件。< 3）米场支架一阳岩关系研究及整体力学模型的建立“支架一困岩”关系的研究体现在单体支柱工作面顶板事故的防治，液压自移支架的架型、合理支护阻力,防治液压自移支架掂面顶板的月落.在中厚块层开采的采高条件下,一Et视点接顶为“似刚体r,影响支护参数选择的主要观点是P-1.-类双曲线关系.即支架工作阻力与顶板下沉麻的关系曲战.< 4）采场矿山压力与支护侦瞅监测枭矿工程环境恶劣,地侦条件复杂多变，及时地进行而测是采场进行安全生产的根本保证.4.2.2 着道B1.岩拄制理论与实脍的发及< 1）巷道布置改革及无块柱护卷技术我国在乘准卷道旷压理论指导卜，形成了完善的巷遒合声布置系统，在分析开来引起的用岩应力重新分部规律的基础上.研究沿空卷道一施爆柱边域带的应力重新分部和支架与第岩关系,掌握无煤柱护替机理，推进无煤柱护替技术.同时,发展整体浇注式卷旁充填技术.为沿空留卷的犷大应用开辟了广阔的景.< 2）研究替道支架与围岩关系采用先进支护技术研究卷道支架的合理性能和结构形式,既能有效地抑制围岩变形,乂能与围岩变形相互协阿，减少支架损坏和改善卷道维护.为此，研制了适用于不同条件的U型钢'工字纲结构可缩性支架，完善了辅助配套设施，发展了支架壁后充填，（3）软岩造道用岩控制理论与实践的发展自70年代以来，有计划地开展软岩巷道支护技术科技攻关.对孜岩巷道困岩控制的基础理论、软岩的岩性分析及工程地质条件、围岩变形力学机制、卷道支护设计、施工工艺及监测进行全面系统研究，针对软岩的类别和变形力学机制，发展了锚喷网支护技术、U型钢支护壁后充地技术、防治底限封闭支护技术、眼岩爆破卸压和注浆加固技术。< 4）巷道阳岩控制设计决策及支护咙地与顶板动态版测依据巷道困岩稳定性分类及巷道支护形式与合理支护参数选择于家系数，预测巷道恸岩稳定性类别、预计围岩移近出、选择支护型式、确定支护参数.实行卷道支护质贵与顶板动态全过程监测,通过施工过程中的现场监测、信息反馈、不断螃iE支护设计和调俗支护参数.使桂道国岩控制逐步由羟验判断和定性评估向定量分析和科学管理转化.5矿山压力与岩层拄5学科研究方法5.1理论研究（1）解析分析方法通过力学模型，利用平衡条件、本构方程、变形条件、陂坏判据和边界条件求解其应力、变形和破坏条件，（2）数值分析方法包括有限元法、差分法、边界元法、结构单元法等.这类分析主要给出应力和应变分布，以及应力、位移、速度等特征值.（3）模树分析、概率分析、的机分析、灵敏度分析、趋势分析等方法（4>近代数学、力学和计算机科学方法。近年来，许多学科如断裂力学、损伤力学、分形几何、分叉、混沌、突变理论等，渗透到矿业科学领域,推动矿山压力与岩层控制学科的发展.5.2 实验室试设“）岩石物理力学性质研究，包括岩石抗压、抗拉、抗剪变形性质试枝；岩石流变试蛤、三轴试脸和利用刚性压力机进行岩石变形破坏全过程的试检。（2）利用相似材料模型进行模拟研咒.在平面模拟实脸装置基础上,进一步发展立体模拟实验台.也可利用光弹性模型进行模拟研：.（3）在实验室条件下研究支架的整体性能和有关参数，建成具有先进水平的大型力移式液压支架试验装置，卧式和立式，单架及多框架多功能卷道支架试蛤台。5.3 现场监窝采场主要监测顶底板移近地、支架阻力、活柱下缩冰和段板破碎度：卷道主要监测顶底板移近爪、支架变形、阳岩应力分布和岩层内部移动规律.采用微爬仪、地质褥达、电磁幅射监测仪、可弯曲光导纤维岩层电视仪、红外戏钻孔探测摄像仪等观测仪衣。6矿山压力与岩层控5学科研究和发展方向（1）采场矿质理论与控制体系.包括岩层控制的关键层理论、放顶媒高产高效开采技术和高产高效开采故障诊断技术与保障系统：（2）巷道矿压理论与控制技术，包括采动影响卷道矿压理论、煤挂锚杆支护技术、阳岩注浆加固及充填技术和巷道底或捽制技术；（3）开采新方法、新工艺和新技术，包括煤炭地卜气化、“三下”环保开来、地热的开发利用等：（4）矿井深部开采和高地应力引起的冲击地压的预测和预报.矿山压力及卷层控制学科有自己专门研究的课题，有自己专门的技术和方法，有自己的岩石的容理是指整位体枳（包括空隙体积内岩石的杨Ift所受的求力（k7m'）.为便于计算工程实践中,可根据岩石的密度换算出岩石的容理其公式为r=s（1-3）式中f岩石的容理，kNm,:g重力加速度.kN/kg：P岩石的密度，kgm三、岩石的体枳指东（一）岩石的孔隙性岩石的孔隙或指七石中各种孔洞、裂隙体积的总和与*石总体枳之比，也称孔隙率(1-4)=x1.OO%V式中n岩石的孔隙率.%:Vf岩石中孔隙的总体积，mV岩石的总体积，m'.岩石的孔隙比指岩石中各种孔洞和裂隙体枳的总和与岩石内固体部分实体枳之比,可表示为e=%匕（1-5）式中e岩石的孔隙比：%一岩石内各种孔洞和裂隙体枳的总和.m,:匕一岩石内固体部分实体枳，m,.孔隙比与孔隙度之间的关系为I-M（1.-）一股孔隙率愈大，岩石中孔隙和裂隙就愈彩，岩石的密度和强度愈低，同时使50性变形和渗透性增大.燥旷中常见岩石的孔感率和孔隙比见表1-k衰IT0矿中常见皆石的比、密度、孔朦率以及孔比若H钟美的容W容而火古板X慑比一2.«»-2.752.57-X772.48Z85(1.2-1.4)X1.O1密度（w）(226>×10'×IO,(2.2-26>×10'殷«1.37.35)孔陵等1）3-3010-355-200.1-1.0礼政比0.031-4290.I11-O.S380.QSSFa25O.OOJ-OOIOI（二）岩石的碎版性和压实性岩石的砰版性指*布破碑以后的休枳比之前体积增大的性桢。常用岩石的砰胀系数来表示，即岩石破碎后处于松散状态下的体积与岩石破碎前处于整体状态下的体积之比，其表达式为式中Kf-岩石的碎胀系数；U一岩石破碎膨胀后的体枳，m,:V一岩石处于整体状态下的体枳.114煤矿中常见的岩石的碎胀系数见我12.石灰岩I13.1-2025I1.d-I851.40.68-0.91(三)岩石的膨眠性和崩解性岩石的膨胀性是指物胃浸水后体积增大和相应地引起压力增大的性顺。岩石遇水膨胀的特性可用膨胀应力和膨张率这两个指标来丧示.岩石的谕解性是指软岩浸水后发生的解体现象，用耐崩解性指数表示,即岩样在承受干煤和湿润两个标准循环之后，*样对软化和崩解作用所我现出的抵抗能力，它I1.接反映了界石在浸水和温度变化的环境下抵抗水侵蚀作用的能力.(四)岩石的吸水性和抗冻性岩石的自然吸水率是试件在常温常压下吸入水分的质业与试件的干脑求之比，如不专门指明，岩石的吸水率即指自然吸水率，其表达式为«=也00%Mf(1-10)式中一岩石的(自然)吸水率MW岩石试件在大气压力下吸入水分的质中，kg；M1.i岩石试件干燥时的质fibkg.岩石的泡和吸水率是试件在直空、加压(一般为15Mpa)条件下吸入水分的质量与试件的干质砥之比，简称饱水率，即t=包aXI(X)%此(1-11)式中”一岩石的饱和吸水率：A九、.一岩石试件的饱和吸水后的质量，kg。境水系数则是指岩石的吸水率与饱水率之比，即为J=COf式中J饱水系数.一般<0.5-0.8).岩石的吸水率见表1-5,*1-5几狎岩石的吸水率岩行总美花邮&K容板若吸水率0.1-0.920.20-12.191.870107.450.10-0.95岩石的抗冰性是指岩石抵抗冻融破坏的能力，常用的评价指标仃岩石的抗冰系数和质量损失率。岩石的抗冻系数是指岩石冻融试骏后的干抗压强度与之前的干抗压强度之比，IWRp=1.100%(1-13)式中RP一岩石的抗冻系数；冻融的岩石干抗压强度，MPa：P<冻«:后岩石干抗长强度,MPa.岩石冻融曲后干试件的断量差与冻融前F试件的质量之比,称为岩石的质量根失率,即K,=9KX)%叱(1-14)式中KM-岩石的质献损失率；州岩石试件冻融前的原fibkg：必岩石试件冻融后的质量,kg.五、皆石的焦性和电磁性(")岩石的容热性岩石的容热性指岩石进行热交换时所吸收热收的能力，用岩石的比热(C)和容枳热容(6)表示.(一)岩石的电磴特性岩石的3电性是指岩石介版传导电流的能力，常用电阻率或电导率来表示。岩石的磁性包括感应磁性及剌余磁性.前者指岩石被现代地破场磁化而产生的磁性,后者则指岩石形成过程中被当时地围场磁化所保留下的那性.感应思化强僮和剌余磁化强度是表征这两种段性强弱的常用指标，其：者之和可反映皆石所具有的总磴性,称为总底化强度。第二节岩石的强度和变形特性一、皆石变彩性的类别及其指标(一)岩石变形性质的类别岩石的变分为弹性变形、塑性变形和拈性变形三种.岩石的弹性是指岩石在外力作用下产生变形，当揪去外力后岩石变形能完全修坡到其原始状态的性质.做岩石性质的不同可分为三种不同的弹性特征(见图1-1mj-岩石的不同弹性类型Jr-线弹性：1.完全弹性：c-而弹性加领过的2卸载过程战弹性一应力-应变关系呈11纹关系：完全弹性一应力-应变关系不是出线关系,卸我时应力应变沿原来曲线返回原点：海弹性应力应变关系为曲线关系、无残氽变形,但卸载时应力应变沿另一条曲跳返1可原点.理患的岩石梁性变形应力-应变关系曲线如图1.-2a所示.应变硬化(图1.-2b).图1-2制性变形应力应变关系曲废图1-3皎岩石变形曲战图1-3为般卷石的变形曲战，从中可看出，在外力达到屈服应力时，开始卸我初期,应力-应变曲线比较陡，但当卸载接近结束时则较平媛.甚至当完全除去应力后,还有部分变形愦复,此即弹性后效现象.（二）岩石变形指标泊松比是指岩石在单轴东缩条件下横向应变和轴向应变的比Gi也称横向变形系数,其表达式为-%（1-16）式中岩石的泊松比：%、岩石试件的横向应变和轴向应变.（1）当岩石在单向受纸条件下,其轴向应力应变曲线呈直线时（见图1-4）,其弹性模量的表达式为E=-£（1-17）式中E岩石的弹性模fibkPa：轴向应力-应变曲规上任一点的轴向应力.kPa：£一对应于。的轴向应变.ff1.1-4柏向的应力-应变为A践时岩石的井性模量（2）当我轴向应力-应变曲或为非线性关系时，则彳!一:种弹性模鼠的定义（如图卜5）,即图1-5岩石的各种铁盘的确定初始模依：曲城过原点的切线斜率,WE=TA/（1-18）切找模鬓：曲戏上某一点N1.的切线斜率，即£=%甸f（1-19）制我模业：曲践上某一点M的板横坐标之比，即E="M<-20>（3）当岩石在受力后既有弹性乂有型性变形时（如图3）,用岩石的变形模玳来我征其总变形，Ec=T,式中E,一岩石的变形模盘：(1-21)应力：J/%分别为岩石的瞬时弹性、后效弹性、塑性应变.通常用体枳应变C、即体枳改变量AV与原体枳V的比例，又称为体枳改变率来表征体枳的变化v=容变弹性模盘,其表达式为：Ev=-3。一2）（1-23）煤矿中常见岩石变形指标侑如表16所示。MY霆矿中偌见詈石的变通指标野行肿炎加H梗早EOFUI泊松比”拉伸Ttrfi口匕M平行修式jFffttH花出智8.8×10'58.8×10,21.6X10'a05-a250.05-0.25布友宏26.3×1O,28.4X10'255×i,0.16-0.270.19-0.396超36.7X10'39X10'3fi.3XIO10.120.1.1-0.¾的而贞用35.6×Kf23.7×1O,12.7×,0.250.16诧风页若24.6X1。'14.I×10'.s×ota15-0.3»a17.48咕土0.3X101戏(9.H-I9.<i>×1.,一0.1-0.50.IH5二、岩石的杭黄皿岩石的抗募强度是指岩石抵抗打切破坏的极限强度（剪切面上的切向应力），它是岩石力学性质中最小要的指标之一,根据甄切试9时加我方式的不同，可分为抗切强度、抗剪强度和原擦覆度三种.岩石的抗切强度是指剪切面上不加法向或荷，而只在水平方向施加剪切力直到岩石剪断为止（如图I6a所示）.此时,抗切强度（纯剪强度等于剪切破坏面上岩石的粘结力C.岩石试样在一法向压应力作用下.并且在水平方向施加一能抗剪切滑动的最大剪应力.这就是岩石的抗剪强度（如图IYb所示）.岩石的摩擦强度是指岩石试件内已羟有断裂面存在时，在某一法向压应力和水平方向施一剪切力的作用下能够抵抗的最大购应力（如图Ifc所示）.此时由于岩石试件已被剪断（即岩石试件粘结力C=O）.仅由于内摩擦力而起抵抗外力的作用.故称为摩擦强度,又称残余抗剪强度.用这种方法得出的强度指标称为重剪强度（图I6d）.图1-6号有剪切试验不同加欣方式及强度特征a-tWiS:b一抗剪Itf试验，C-康接试的，d一申剪试帔n=(cos+fSina)图）7岩公的抗剪断应力-应变曲规测定岩石抗剪强度的试蛤可分为现场试胶及室内试验两类。目前室内岩石抗剪强度的测定，普泗来川锲形剪切仪来测定岩石的抗剪断强度的楔形剪切试5金,又称为帆斜风模法.(1-25)式中A试件剪切破坏面的面积，cm"T、N一作用在财切破坏面上的剪切力和正压力,kN：以不同的角度（4565）进行试验,分别按式（1-25）可求出相应的一组和明位,于是可在P-r坐标系上作出反映岩石发牛.剪切破坏时的关系曲线（如图17。r=btan*+c（i-2）式中tan。一岩石抗剪断内摩擦系数：C一岩石的粘结力（内凝力）。煤矿中几种常见岩石的e和。做见表1-7所示。«1-7黑矿中，见岩石的蚪力内聚力和内擦角<H内霰力*）内地他角花岗火13.7-49KI-60看我老3.179.2S5-SO砂W7.87».235-50的贝贝岩&816移动带岩块间可以相H较合而形成一多环节的较链，并规则地在采空区上山卜.沉。（3）工作面支架在两种不同的状态，“给定载荷”、“给定变形二二、裂隙带岩层的岩体结构模型我国学者在总结上述假说的基础上，以及在大量生产实践及对岩层内部移动进行现场观测的基础上，T-7（）年代末80年代初提出r岩体结构的“砌体梁”力学模型，从而发展了上述有关假说.假说认为:采场上覆岩U除形成“：带”（垮落带、规则移动带及弯曲下沉带）外，在规则移动带及其以上岩层内，已断裂的岩块相互咬合有可能形成外形如梁实则是拱的结构体。由r岩块排列如“砌体”，故可称之为砌体梁。此结构是由“煤壁-支架一采空区已垮落砰石''所支掾，由于这种结构的存在，因此沿开采方向上覆岩层可分为三个区：煤壁支撑影响区，离层区和重新压实区.这种劈理常使单体支柱工作面在花无预兆的情况下发生局部冒顶.2 .初次放顶前直接顶所处的状态大部分均可能发生离层。原因：老顶此时尚处于板的悬露状态，因而挠度较小，而直接顶则由于强度较弱，或由丁岩展较薄，使直接顶的挠度有可能大意老顶的挠度而发生离必。3 .支柱的影响，支架架型的影响单体支柱：前排支柱刚支设，初掾力较低。液压支架：无支护工作空间较宽.常常形成顶板离层。4 .工作面长度较小时老顶常处于悬露状态。5 .分层工作面6 .回柱放顶二、初次放顶前直接顶的高层与断裂在顶板分类中常以直接顶初次踏落步距作为衡量:其稳定性的综合指标.由于直接顶本身难于形成结构，因而常受老顶岩层形成的结构形态所影响，现以老顶初次来压前直接顶初次放顶时进行分析。此时，老顶的最大挠度为v=OA+Cm'384Kj1.直接顶的最大挠度为,二hMy",a384E2式中：名：加于老顶的载荷：机：老顶自身单位长度的载荷：初次放顶步距：:直接顶厚度：&、乙：直接顶弹性模量及断面惯矩：用、4：老顶弹性模量及断面惯矩。直接顶与老顶之间自身不形成高层的条件为:（沌+qj1.：.384EJ-384E2J2向+A?即：EJEJ1令%=九且M=叫,则上式可写成必+y哂；"yEJE2J21.+、1即：前FZ即钓悟忌直接膜的初次跨距：当工作面自开切眼推进一段距离后.直接我悬需达到一定蹈度.采空区进行初次放顶，互接顶开始踏落此时直接顶的游距林为初次跨落距-在n接顶卷层的厚仪为Z",则它国落后堆积的高度为K,£",它与老顶之间所可能留下的空隙为：=2+M-K.Zh=M-ZA（KD当M=ZWK户T）时，则A=。，即日落的直接顶将充满采空区，此时，老顶一般弯曲下沉星很小，可以忽略不计，因此，形成充填采空区所需直接顶的厚度为：2>=上一第四节老!的断裂形式一、老顶岩层的梁式平衡假设>（）,则老顶呈悬露状态，可聘老顶视为一端由工作面煤壁支撞，另一端由边界煤柱支撑的两端固定的梁，即“梁”的假设。现在分析这种梁的应力状态.因为是对称梁，所以梁两湍的反力K=屈，弯距W1.=M?f'=°,则:"=&=?取岩层内任意翻面，其剪力为Q<=R-q=g-q*=为一争这样，就可以作出剪力图，如F最大剪力发生在固定梁的两端.及此处，其值为QM=M=殳t=.v-av-x+M.弯距为：2=-(6x-6xi-/2)I.JM根据材料力学解为：F在梁的中部,M=-q1.224若为简支梁A九=R1.x-"仁=与(/-幻梁中间处,当距最大MM=与吸第五节老顶的初次破新步距一、梁式断裂时的极限跨距极限跨距：老顶岩梁达到断裂时的跨距。I解算：已知梁内任意点的正应力为：MV=Jz式中：M：该点所在断面的弯距；V：该点窗断面中性轴的距高；兀：截面对中性轴的惯矩:,bh'J.=*12若取梁为单位宽度，如卜图j=1.'则梁的断面矩112（%为老顶岩层的单层厚度）M12jWv因而，任意点A的正应力为：人h'矩形截面梁的剪应力为：jbJf7iu,；nrak-qX，一囚I，S为距中性轴的面距因而:祟R）=IQ中）最大剪应力发生在矩形断面梁的中性轴上，w>,=°.因此（r）=丝IV/max2h根据固定梁的计算，最大弯距发生在梁的两端.Mm因此，该处的母大拉应力为：</2-1.=也”_2=Q2A4W12当。M="（抗拉强度）吗=RT则：221.=宵唔若以圾大剪应力作为岩层断裂的依据，由于爆大剪切力发生在梁的两端,所以，小嘤令J11.=心（抗剪强度）1.=吗则：所求极限跨距为一M注意:1.由于弯距形成的极限跨距比剪切应力形成的极限跨距小，因此，常常按弯距来计算极限跨距。2 .在什么情况下应按简支梁或按固定梁计算需根据煤层赋存深度及边界煤柱两侧采空的程度来定。3 .在使用刀柱法或房柱法开采时，为了保证工作空间顶板的完整性，刀柱或煤柱的间距应采用岩层梁的安全跨距5。固定梁简支梁式中,n=6a4 .在上述各关系中，关键是确定岩层梁所承受的我荷一般煤以上方的岩层是由好几层岩层组成。因此，第一层岩层的极限跨距所应考虑载荷的大小须根据各层之间的相互影响来定。下式表示层岩层对第层影响所形成的载荷（）,EJn八%十八8+八）"EM+EJW+E.h：式中：£、刍、耳：各层岩层的弹性模室，n为岩层数:>、K、M：各层岩层的厚度:%、北：各层岩层的容重。当计兑到（七.）VWJ时，则以作为作用于第一层岩层单位面积上的载荷。VM第六节老蹊断裂后“物体梁”结构及其稳定性当老顶达到极限跨距后，随着回采工作面的维续推进，老顶即发牛.断裂。破断的岩块，由于互相挤压而形成水平推力，从而在岩块间产生摩擦力，形成裂隙体梁。这种结构是由扑列整齐的岩块互相挤压而形成，它属于形式是梁，实质是拱的结构，如同受挤压的砌体样，因而也称之为砌体梁。由于岩层抗拉强度较小，老顶岩梁很可能先在两侧支座的上端裂开，而后在梁的中间底部裂开，随着岩块的转动形成强大的水平挤压力，使岩块间形成r三较拱式的平衡。成拱的条件取决于原岩应力及水平挤压力的大小，因此，并不是老顶岩梁刚达到断裂极限跨距即发生跨落，它还取决于以下的平衡条件。I.结构的滑落失稳根据三线拱的平衡原理，成拱且使岩块保持平衡的水平推力7'为:由%=0,5+°T=吧得：8式中：以裂隙体梁的载荷集度；1.：跨距；力：老顶岩层的厚度。g，梁的剪切力在两端支座处为最大，其值为5,若剪切力与摩擦力相等时，呈极限平衡状态，若剪切力大于摩擦力，此结构将失稳。生ATtang式中:0：岩块相互间的摩擦角。用T=吧将、夕及8力代入得上式即失稔条件。若考虑老顶岩块破断时，断裂面与垂直面成一断裂角，则咬合点的关系有两种情况。第一种怙况:则平衡条件为:(TCOSe-sin)-tanTsinRcos0当时，则不论水平推力有多大，都不能取得平衡，只有在"人。时,才有可能取得平衡。一般情况卜tano=°8-1.,0=38°45°。因此，当，38。45°,即节理面与层面的夹角大45°52°时,才有可能取得平衡。第二种情况：平衡条件：(Tcos+sintf)tan>KCoSe-7'sin"则：*an(i)第七节回采工作面上覆岩层移动概况一、矿区岩层移动的典型图式I.在近似水平或缓倾斜煤层埋藏条件下，煤层上方的岩层以层状弯曲的形式出现。这种移动，一般不会引起由于岩石自重作用卜的沿层面的错动。这种形式发生的主要条件是：a第四节顶板压力的估算一、估算法顶板压力主要来自直接顶和老顶I.经验估算法支架受力，为直接顶的载荷，二是老顶通过直接顶作用于支架上的载荷。（1）直接顶的载荷Q/QkZhJyKMm,1:直接顶的厚度，”1.1:悬顶距，y：容重KMW若悬顶距A等于控顶距1.,则Q1.Zh1.yKWm即悬顶用为零时其载荷集度q、=£h.y（2）老顶载荷01）以直接顶载荷的倍数估算老顶的载荷。例如，在多数矿井的测定中，以一般工作面为准，周期来压时形成的载荷超不过平时的两倍，因此，可得以下关系：P=n（h="Zjy或4+q?=n-'jhy：老顶来压和平时来压强度的比值，称增位系数，根据我国大部分矿区单体支柱工作面的测定，M1.6占83.3%zJ老顶岩梁的跨度：1.t控顶距：Kn支架承担岩梁Iit量的比例系数。应用这种方法估算顶板压力，必须确定在各种条件下允许的顶板下沉量，这种顶板下沉舟能保证工作面顶板的完整性，应该说这种顶板下沉址由于使用液压支架后，已失去意义，但在单体支柱工作面还具有实用价值.3.威尔逊估算法主要思想：I）在估算顶板压力时，只考虑直接顶的形状与我荷；2）由于载荷作用位置与支架可能形成的最大反力作用位置不一定一致，从而引出由于支架与围岩相互平衡而产生的附加力的概念；3）直接顶的形状由垮落角。确定。4）由于垮落角不同，将作用Q作用位置不同，将直接顶分为如下几类：=900顶板比较破碎=75°破碎顶板a=60。中等稳定顶板=45°稳定顶板=IO°坚硬顶板二、实测法即从工作面支架上测定其所承受的实际栽荷。第五节老顶来压的报一、观测“三辰”变化来预报老顶来压三量：工作面顶板下沉量卜.沉速度支柱载荷二、通过老顶断裂在岩体内引起的扰动来预测老顶来压1 .将老顶岩层视为弹性基础梁。2 .断裂前老顶所形成的最大弯距所在位置是处于煤壁之内，可深入到煤壁m2四节多做厚推可如支柒必打I-U2-tttt.3一耳卡犬饯接林懈7-22U/国批”戏M墙性支娘所而蓼致图>23<t。可。也立策m7-24M形可能竹.支架第四节巷道锚杆及锚喷支护一、惴稚类和力锚杆是锚固在岩体内维护围岩稳定的杆状结构物。对地下工程的困岩以锚杆作为支护系统的主要构件，就形成锚杆支护系统。单体锚杆主要由锚头（锚固段）、杆体、锚尾（外锚头）、托盘等部件组成.1 .锦杆的分类 机械锚固式锚杆包括胀壳式饰杆、例楔式锚杆、楔缝式锚杆. 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，摩擦锚固式锚杆包括缱管式锚杆,水胀式管状锚杆等。按杆体端囚段长短可分为端头锚向、全长端周和加长搐固.按铺杆杆体的工作特性分为刚性锚杆、有限可拉伸及可拉伸锚杆.按锚杆作用特点可分为主动式锚杆和被动式锚杆.按制造锚杆杆体的材料可以划分出木锚杆、计锚杆、佥M锚杆、（钢筋）混凝土锚杆以及聚酯锚杆等.2,锚杆的锚固力懒杆支护通过墙入围岩内部的杆体.改变围岩本身的力学状态.它的受力状况以及它对围岩的作用方式比棚式支架复杂得多.国标GBJ8685将锚因力定义为锚仟对围岩的约束力，（I）根据锚杆对t目号的约束方式定义锚固力托锚力：托锚力包括安装锚杆时，通过拧紧螺母产生的锚杆托板对国*的预紧力，水胀式管状锚杆杆体双向收缩，使托盘对困岩产生预紧力：以及锚杆托板阻止困岩向巷道内位移时.对雨岩施加的径向支护力。粘锚力：拈结剂将围岩与带杆粘结成整体,由于围岩深部与浅部变形的差异，锚杆通过拈结剂对围岩施加粘结力来抑制围岩变形.粘锚力就是锚杆杆体的轴力.摩擦锚向式锚杆通过杆体与眼岩之间摩擦力对困岩施加锚固力来抑舸困皆变形。切向锚固力：圉岩体的变形大多从岩体的弱面开始的，在用压作用卜1制岩沿弱面滑动或张开.锚杆体罚穿弱面,限制围岩沿弱面滑动或张开,这种限制力称为切向播向力.（2）根据锚杆的悔囚作用阶段定义锚固力初锚力：安谀锚杆时，人为地对锚杆进行拉张而使锚杆具有的作用于围岩的力称为初锚蛤度民力m*;力图7-27WIfiI1.ftin（fyM1.»«图7-28H大水平应力总理（5）固岩强度强化理论阳岩强度强化理论的要点如下：巷道锚杆支护的实质是谛杆和饰固区域的岩体相互作用形成统一的承教结构：荏道锚杆支护可以提而锚固体力学参数（E、C、小，波善被锚固岩体的力学性能:谷道国岩存在陂碎区、玻性区和弹性区，锚杆锚固区域的岩体则处于破碎区或处于上述两个或三个区域中，相应地锚固区域的岩石强度处于峰后强度或残余强度,锚杆支护使卷道用岩特别是处于峰后区雨岩强咬得到强化,提高峰值强度和残余强境：垓卷锚杆支护可以改变阚岩的应力状态,增加用压,从而提高阚岩的承载能力：谷道围岩储固体强度提高以后，可减少卷道Wi国破碎区、塑性区的范围和桂道的表面位移，控制眼皆破碎区、果性区的发展，从而有利r保持卷道围岩的稳定，6岩体锚固系统理论三、WffrS1.三7-2911,本核G式杆1.木怏战式恃杆b一力帙僦式格秆1一统立内利2一木杆体，3一木托板，4f木外快，S-竹杆体（二）擦式懦杆摩擦式锚杆是通过钢管与孔壁之间的摩擦作用达到锚固的目的，多为全长锚固式。主要包括健管锚杆和水力膨张锚杆.X«7-30tanttH（I）强管式锚杆管悔杆（图7-30）的杆体是一册731.水力彭味临“根全长纵向开维的长斜管,帽尾端部煌有46-8mm网（一）机械式修杆钢弯成的挡环.杆体直径3045mm,开缝宽度101.5mm壁厚度23mm.钢管打入比管径小1.-3mm的怙孔后,钢管的弹性使其外壁与钻孔岩壁挤紫并产生沿管全长的径向应力和轴向摩擦力，阻止围岩变形.为便于冲击安装，锚头部分制成圆椎形.维管锚杆的锚固力主要取决于开缝管的长度、开缝管与锚孔的径差、钻孔直径、开缝管材项和安装侦崎，锚固力一般为5070kN.（2）水力膨版悔杆水力膨胀傩杆（图7-31）是一种壁庠为2mm,直径为41mm的纲管被折叠成直径为25-28mm的异形钢管，袋入直径3339mm的钻孔内，高压水注入钢管内,使钢管沿全长膨胀并压紧钻孔孔壁，依拳管壁与孔壁的摩擦力和挤压力实现支护桂道的目的，与此同时管体的膨胀伴随着纵向收缩，使托盘紧贴岩面产生预紧力。水力膨胀锚杆的主要特点是锚杆的锚固力随附岩性底变化不大，只要保持足的的充液压力，水力膨版锚杆的锚固性能基本上与的岩性质无关.这是水力膨胀懒杆优于其它各种锚杆的重要特性.对于松散、破碎围岩的支护尤其垂要”（三）粘结式锚杆主要分为树脂锚杆、快硬水池浅锚杆和水泥砂浆钢筋锚杆，其中树脂锚杆是目前国内外使用最广泛的锚杆支护形式。I.椅脂锚杆树脂锚杆用铺冏剂（树脂胶囊）、杆体、托盘和螺母等组成.（I）锚固剂*7-2不弓伤（2）锚杆杆体锚杆杆体是锚杆的主体，杆体材旗及表面结构出接影响锚固范围内对困岩支护阻力的大小.依照杆体屈服强度。、符悔杆分为三类：。14（）MPa.为普通第杆：MOMPaS。、<600MPa.为1.强度锚杆：,6MPa,为超高强度锚杆.（I）原始状态区（I）顶煤进入支承压力区以前未受到采动应力场的影响，处于原岩应力状态，其内部只包含一些成煤及构造等作用形成的裂隙和层埋等地质烟面.（2）压缩变形区（I1.）顶煤进入支承