XXXX岩层控制理论与工程设计(2)

厚层状顶板岩层三铰拱平衡结构884222BhqBBBqhT取三铰拱右半拱为力学平衡单元，且对拱脚点取矩=0，则水平推力T为：22125.08BBT锚固岩层剪胀平衡力学模型1.锚固岩层剪胀平衡力学系统符合R.E.Goodman试验曲线；2.层面法向应力（锚固应力）σ，随岩层剪切位移量的增加而发生改变；3.三铰拱块体的抗剪强度τ，随锚固应力和层面滑移量的不同而发生改变。锚固岩层剪胀平衡理论22125.08BBTBBBBT25.02/25.102/2tan25.0][Bγ岩层层面剪力：层面平均剪应力：层面法向锚固应力：层面剪胀摩擦角：bJCSJRClg顶板岩层锚固强度计算公式：p=σ+q式中：p——顶板岩层锚固强度；σ——岩层层面锚固应力；q——锚固岩层荷重（锚固岩层容重×厚度=γ∑h）。顶板锚固岩层的预应力与自重应力1.同等预紧力情况下，增加锚固岩层厚度(锚索长度)，对锚固效果产生负效应。条件结论2.锚固岩层厚度越大，要求预紧力越高。取：顶板预应力为pA；岩层自重应力为q；则：当pA＜q时，岩层会沿层面发生离层。岩层剪胀锚固原理2.锚固岩层剪胀平衡力学系统符合R.E.Goodman试验曲线。【咀嚼原理】3.预应力、锚固应力是维系锚固岩层抗剪强度的外在条件。4.峰值强度前（小位移），锚固岩层的抗剪强度随位移的增加而增。5.峰值强度后（大位移），锚固岩层的抗剪强度随位移的增加而降。6.增加预紧力，会提高锚固岩层的峰值强度和残余强度。1.试验结果说明：锚固岩层的抗剪强度，随剪切位移的增加而变化。7.工程中，被锚固岩层一旦发生过量变形，其抗剪强度会从峰值强度降低到残余强度，最终会导致锚固系统失效，巷道失稳。【例】取：B=4.3m；h煤=2.0m；h岩=3.0m；h锚=5.0m；排距l=0.8m；γ煤=1.4t/m3；γ岩=2.6t/m3；JRC=0；φb=30°γ均=（2.0×14.0+3.0×26）/5=21.2(kN/m2)则：q总=2.0×14.0+3.0×26=106.0(kN/m2)顶板锚固应力：P=[σ]+q=39.47+106.0=145.47（kN/m2）取安全系数K=1.2~1.3，则顶板岩层锚固强度[p]=174.56~189.11（kN/m2）；或：[p]=600.5~650.5（kN/排）)/(47.39tan25.0][mkNBWilliamJohnMaquornRankine(1820-1872)英国科学家，在热力学、流体力学及土力学等领域均有杰出的贡献Rankine强度准则)24(2)24(213Ctgtg巷道侧帮锚固计算强度（贾喜荣，2008年）)24tan(2)24(tan23Cqj24tan2pC由Rankine准则（1857）有：式中：σ3—巷帮锚固强度；qj—煤柱静载荷集度；Φ—煤柱内摩擦角；C—煤柱内聚力。结论：)24(tan)(23pjq取：采深：H=220m；巷宽：B=4.3m；巷高：h=3.0m；顶板岩层容重：γ=26kN/m3；煤柱单轴抗压强度：σc=13MPa=13000kN/m2由煤柱临界宽度计算公式有：hac085.0)15.0(cHbBHc)(76.14242maacbbw此时，煤柱处于极限平衡状态，只需低支护强度可维护巷帮稳定。【前例】煤柱临界宽度计算【例】巷帮支护强度计算）（2/.276121mkNWBHqj)/(0.674136.064.0357.202mkNhWcp)/(4.442)24(tan)(223mkNqKppjd取：H=220m；B=4.3m；h=3.0m；γ=26kN/m3；σc=13000kN/m2；W=13.0m；φ=35°；Kd=1.1且：则巷帮支护强度：式中：p—巷帮支护强度；σp—煤柱强度；qj—煤柱静载荷集度；Kd—动载系数。【例】巷帮支护强度计算取：H=220m；B=4.3m；h=3.0m；γ=2.6t/m3；σc=1300t/m2；W=12.0m；φ=35°；Kd=1.1且：则巷帮支护强度：）（2/.577691mkNWBHqj)/(3.637336.064.0357.202mkNhWcp)/(83.590)24(tan)(223mkNqKppjd7股高强度钢绞线（锚索）及锁具7股高强度钢绞线技术参数公称直径（mm）强度等级（MPa）抗拉力（kN）公称截面积（mm）15.242000280.0140.0017.802000382.0190.0021.6017701860504.0530.0285.00弧形锚具与球形锚具普通直面锚具、球形锚具与斜锚索配合受力状况普通直面锚具、球形锚具与倾斜顶板垂直锚索配合受力状况锚索偏载拉力实验装置α=5°～20°时，装配普通直面锚具的锚索断裂情况装配球形锚具的锚索断裂情况KM18直面锚具不垂直度与锚索KM18球形锚具不垂直度与锚索破断力试验数据（Φ17.8锚索）破断力试验数据（Φ17.8锚索）外露段与受拉段间夹角(°)破断力（kN）平均值（kN）效率系数（η）0356359.70.9836336010326329.70.9032833520288289.70.79289292外露段与受拉段间夹角(°)破断力（kN）平均值（kN）效率系数（η）0366365.01.00036436512364364.00.99736336520366365.31.000365365外露段与受拉段间夹角(°)破断力（kN）平均值（kN）效率系数（η）0560558.00.9955655810505501.00.8950049820425424.00.75427420外露段与受拉段间夹角(°)破断力（kN）平均值（kN）效率系数（η）0566565.31.00056556512565564.30.99956356520565565.01.000562568KM22直面锚具不垂直度与锚索KM22球形锚具不垂直度与锚索破断力试验数据（Φ21.6锚索）破断力试验数据（Φ21.6锚索）锚索预紧力—变形量实测曲线图02468101214161015202530位移(mm)拉力(吨)YCD18—200；油压：40MPa；承压面积：37.68cm25、薄板矿压理论与支架工作阻力设计计算采场矿压基本概念顶板—赋存于煤层之上（一定高度范围内）的邻近岩层。底板—伏存于煤层之下（一定深度范围内）的邻近岩层。伪顶—紧贴于煤层之上的薄(0.3~0.5m)而易碎岩层②。特垮落征：随采煤而冒落。直接顶—位于伪顶或煤层之上的一组有一定强度的稳定岩层③。特垮落征：易于随移架或回柱而自行垮落；载荷特征：控顶区内岩层荷重全部作用到工作面支架上。基本顶—位于直接顶之上的厚层状坚硬岩层④。垮落特征：滞后于直接顶垮落；断裂后会形成半承载结构；载荷特征：岩层部分荷重由自身承担，部分作用到工作面支架上。顶板岩层组成结构1号箱：RQD=80.06%闪长岩（9#煤顶板，—2.0m水平）岩芯照片（０～7.17ｍ）全部冒落法采煤工作面空间变化过程a—初始状态；b—基本顶初次断裂；c—一般状态（基本顶周期断裂）直接顶直接顶——类似于板的工作状态（断裂、垮落）。(顶板—正上方的板)初始运动过程——工作面初采直接顶初次垮落。稳定运动过程——直接顶初次垮落工作面终采线。直接顶初次垮落步距——初次垮落时，工作面煤壁到开切眼煤壁距离。指标：直接顶冒高大于0.5m区域的累计长度，占到工作面采长的50%。通常直接顶初次垮落步距为：6~30m。工程特征——直接顶的稳定性关系到顶板维护的难易程度。【护】直接顶的荷重全部作用到支架上。顶板控制——解决工作面支护密度问题（综采面机道上方漏顶问题）。基本顶基本顶(老顶）——类似于板的工作状态(断裂、垮落)。(顶板—正上方的板)初始运动过程——工作面初采直接顶初次垮落基本顶初次断裂基本顶二次断裂基本顶初次垮落。稳定运动过程——基本顶初次垮落工作面终采线。基本顶初次垮落步距——初次垮落时，工作面煤壁到开切眼煤壁距离。工程特征——80%以上的支架载荷（顶板压力）来自基本顶。【支】基本顶承担部分自身荷重，剩余部分通过直接顶传到支架上顶板控制——解决工作面支护强度问题（工作面支架失稳问题）。矿压理论：研究基本顶岩层的断裂、垮落及作用到支架上的载荷量值。核心：基本顶岩层的物性、结构、载荷“三大主题”。库兹涅佐夫铰接岩块矿压假说(1950～1954Г.Н.Кузнецов)基本顶岩层判据—能否形成三铰拱结构；支架给定载荷工作状态(非三铰拱结构)；支架给定变形工作状态(三铰拱结构)。《采煤学》，煤炭工业出版社，1959年。a—规则移动；b—无翻转垮落；c—翻转垮落铰接岩块矿压假说三铰拱结构力学模型成拱条件：H＞M铰接岩块矿压假说力学模型传递岩梁假说——宋振骐中国科学院院士（p67）式中：PT——顶板给支架的作用力，kN/m2；A——直接顶给支架的作用力，kN/m2；hE——岩梁的厚度，m；γE——岩梁的容重，kN/m3；Lk——采场控顶距，m；LA——来压完成时该岩梁的悬伸跨度，m。A≤PT≤A+hE.γE.LA/2Lk传递岩梁假说力学模型砌体梁假说——钱鸣高中国工程院院士（p63）式中：P2——支架给于老顶的力；R0-0——结构中A于B块间的滑移力（待确定）；T——岩块咬合时的水平推力（待确定）；φ——岩块间摩擦角；θ——岩块破断面与垂直面的夹角。P2＞R0-0－T.tg(φ－θ)砌体梁假说力学模型采场薄板矿压理论（贾喜荣，1983~1993）第二届采场矿压理论与实践讨论会（1983.8）论文目录浅论坚硬顶板的下沉与断裂会议记要SecondNationalConferenceonGROUNDCONTROLINMININGOctober14and15th,1996CALCUTTA—INDIA理论成果平寿康教授指出：“早于1983年贾老师提出的‘多种支承条件下的弹性薄板结构’是首创的；研究成果达到国内外先进水平”。——长壁工作面顶板来压计算预测方法及实用计算程序研究项目鉴定书，1993年9月20日。史元伟教授指出：“本文是作者多年来矿压研究的重要成果，所建立的‘弹性薄板与铰接板结构’理论模型有重要的现实意义和理论意义”。——长壁工作面顶板来压计算预测方法及实用计算程序研究项目鉴定书，1993年9月20日。任德惠教授指出：“板结构首先是由山西矿业学院贾喜荣提出来的”。——任德惠编著,《井工开采矿山压力与控制》p61，重庆大学出版社，1990年。薄板矿压理论基本原理顶板岩层结构力学特征基本顶岩层——半承载结构；直接顶岩层——非承载结构；顶板上覆岩层——自承载结构。矿压理论研究的核心基本顶岩层的结构力学模型；基本顶岩层作用于支架上的载荷。采场薄板矿压理论解决的基本问题1、顶板岩层极限跨距Li=？（基本顶初次来压步距=？基本顶周期来压步距=？）2、顶板岩层作用于支架的载荷Pi=?（顶板初次来压强度=？顶板周期来压强度=？）3、在支架选型和顶板控制中力求达到：“安全可靠，经济合理”采场薄板矿压理论的力学模型a—四边固支板；b—三边固支，一边简支板；c—一边自由，三边固支板；d—一边自由，一边简，两边固支板四边固支板力学模型顶板（基本顶）初次来压（断裂）力学模型基本顶岩层二次断裂（初次垮落）力学模型J——基本顶二次断裂步距。【四铰拱，可变结构，失稳】基本顶初次垮落步距——初次断裂步距+二次断裂步距。顶板（基本顶）周期来压（断裂）力学模型采场薄板矿压理论的立论依据与主要结论''2206yxtmmqKHL初次断裂步距(弹性板极限跨距)：L1=根据薄板理论量化计算