支架支护与破坏

支架支护阻力与破坏特征第四组刘浩郭擎刘磊程亮霍亮岩土工程课程作业目录一、概述二、工作面支架-围岩相互作用原理三、工作面支架支护阻力的确定四、巷道支架-围岩相互作用原理五、巷道支架参数的确定六、巷道支架的破坏特征七、结语一、概述矿山压力和围岩控制是伴随井工开采全过程的问题，也是涉及井下作业安全和煤矿企业经济效益的重大问题。我国回采工作面的支架阻力利用率仅为50%左右，同时回采巷道支护落后于回采工作面支护，巷道顶板事故频发，造成了资源的浪费。二、工作面支架-围岩相互作用原理1.工作面支承压力的形成2.工作面前后方支承压力分布3.工作面支撑系统4.工作面支架与围岩的相互作用关系当煤体未采动前，煤体内的应力处于平衡状态，煤体上所受的力为上覆岩层的重力γH。开掘切割眼后，切割眼两帮煤体产生应力集中现象，上部顶板形成自然平衡“压力拱”，切割眼处于减压状态。其中的集中应力称为支承压力。它的大小为原始应力γH的1.25～2.5倍，最大值可为原始应力的2～5倍或更大。1.工作面支承压力的形成a—切眼宽度；Q—切眼上部岩体重量；H—煤层距地面深度；γ—上覆岩层的容重工作面围岩应力分布a—增压区b—减压区c—稳压区2.工作面前后方支承压力分布工作面推进，切割眼扩大,压力拱消失；工作面前方的煤体产生支承压力带，工作面后方采空区被充填物压实到一定程度后，也产生支承压力带；两个承压带随工作面推进而移动，即移动支承压力。.煤体、垮落矸石为平衡结构支点（拱脚），承受更多载荷；支架受到保护，刚度较小，承载较小。此支撑系统为静不定系统，刚度大的承受载荷也大；3.工作面支撑系统横向：煤体—支架—垮落矸石3.工作面支撑系统纵向：基本顶—直接顶—支架—底板支架载荷来源：a.直接顶松散体载荷，在基本顶滑落失稳时,包括部分基本顶及其负载的压力;b.基本顶断裂回转迫使直接顶变形而形成的变形压力，决定于基本顶的回转角及直接顶本身的刚度。在此支承系统中，可以认为底板刚度影响有限，系统的刚度主要由直接顶和支架的刚度组成。4.支架与围岩的相互作用关系K-刚度,kN/mm;S-变形量,mm;r-顶板；s-支架此时Sr与Ks呈双曲线关系。即随着支架刚度的增大，支架承载能力增强，顶板的下沉量减少。支架工作阻力P与顶板下沉量关系图平时周期来压时L结论：支架工作阻力与顶板下沉量的关系实质上是由支架与直接顶相互作用的结果。当直接顶刚度大于临界值时，直接顶刚度越大，顶板下沉量越大，与基本顶位态无关；当直接顶刚度减少至似零刚度时，两者关系则不再具有典型的类似双曲线关系，结果同样与基本顶的位态无关。直接顶介质刚度的变化，会导致两者关系的根本性变化。采场支架工作阻力并不能改变上覆岩层总体活动规律。三、确定工作面支架支护阻力1.选定支架规格(1)单体支架规格选定的方法及步骤(2)液压支架规格的选定方法2.确定支架支护阻力⑴确定初撑力⑵确定最大工作阻力确定工作面支架类型:单体支架，液压支架液压支架：支撑式，掩护式，支撑掩护式确定架型后主要是选定支架高度和可缩量1.选定支架规格顶板最大下沉量SL估算式：SL＝η·M·Lη－下沉系数(0.025～0.05);M－煤层采高;L－控顶距③求支柱最大高度Hmax=Mmax－bb－顶梁厚度；④求支柱的最小高度Hmin＝Mmin－SL－b－aa－支柱回柱放顶时必要的卸载高度,一般取50mm⑤根据SL,确定支架的型号,根据Hmax及Hmin确定规格。①首先确定煤层的最大采高Mmax及最小采高Mmin②确定顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量SL,支架最大可缩量必须大于此值。(1)单体支架规格选定的步骤:1.选定支架规格①确定最大采高Mmax，最小采高Mmin；②确定支架在最大采高时前柱的顶板下沉量S1；③确定在最小采高时，后柱顶板最大下沉量S2；④确定支架最大、最小高度Hmax=Mmax－S1Hmin＝Mmin－S2－aa－支架卸载高度,一般取50mm(2)液压支架规格的选定方法1.选定支架规格2.确定支架支护阻力对支架－围岩支架系统而言：P＝P0＋K△SP－支架工作阻力P0－初撑力可见，提高P0有利预先压实顶底板，提高系统刚度，提高工作阻力P，降低顶板下沉量△S.因此，要保证支架对顶板的有效支护，要有一合适的初撑力。工作面合理工作阻力的确定应包括P0，与最大工作阻力的确定。下面分别加以介绍。⑴确定初撑力支架设计的初撑力一般为支架额定工作阻力的80％左右。采场支架的初撑力应能平衡冒落带直接顶岩层重量。对单体支架工作面：即：h－直接顶厚度，n－支护密度，n＝1/a·ba－排距;为采煤进度或采煤机截深的整数倍.如截深为0.5或1m,a＝1m;截深为0.8m,a=0.8m;截深为0.6m，a＝1.2m。b－柱距，一般0.5m≤b≤1mnhP0当煤层为倾斜煤层时（倾角为α），则支架初撑力不仅应能平衡冒落带直接顶重量，还应能防止顶板沿倾向滑动失稳，此时初撑力P0满足：P0≥hr（cosα+sinα/f）/nf－顶板岩层间摩擦系数，一般取0.3较大初撑力能使支架较快达到工作阻力，减慢顶板的早期下沉速度，增加顶板的稳定性。但对乳化液泵站和液压元件的耐压要求提高。一般取初撑力为(0.6～0.8)倍的工作阻力。⑵确定最大工作阻力①以采高的倍数进行估算M－煤层采高；r－岩层容重；n－支护密度②现场测定PH=Pt+2σt－实测支架工作阻力平均值σt－实测支架工作阻力均方差Pt－受支架架型和初撑力大小影响nMPH84HP支撑效率；有效工作阻力与支架工作阻力之比值。支撑式支架支撑效率为100%；掩护式和支撑掩护式支架顶梁与掩护梁铰接，立柱斜撑，支撑效率小于1，初选支架时可取80%左右四、巷道支架-围岩相互作用原理1.巷道变形规律2.巷道变形原因分析3.巷道支架与围岩的关系4.工作面支架与围岩的相互作用关系1.巷道变形规律u1、u2、u3、u4、u5——下沉曲线围岩不均匀整体下沉和局部上升（1）深部地压造成变形；深部开采时，以自重应力为主的地应力增加，当其超过围岩自身强度时，巷道破坏，这是矿井深部巷道破坏的主要原因。（2）地质构造应力的作用造成变形；开挖巷道后，岩层在长期地质构造应力作用下储存的变形能得到释放，使得巷道产生变形，构造应力的作用，使巷道变形具有明显的方向性。（3）采动影响造成巷道变形；采场的上下两端形成固定支撑压力影响区，采场下部形成移动压力影响区。由于开采后围岩应力重新分布，对周围巷道造成影响，这种影响成为巷道破坏的主要原因。2.巷道变形原因分析塑性圈与松动圈巷道周围岩体发生破裂和松动的区域，通常称为松动圈。其范围一般为0.5~1.5m，它与岩体性质及抗压强度等有关。在集中应力作用下，当巷道围岩所受应力超过其屈服强度时，产生塑性变形，在巷道周围形成塑性变形区，其边界称为塑性圈。圈内岩体裂隙增多。丧失部分承载能力，使巷道周边附近岩石承受的一部分应力转移给邻近的一定深度的岩体，因而塑性圈也随之逐步扩展到岩体内的一定深度。支架作用：缓和及减少围岩移动，抑制顶板离层，减少顶板下沉量，防止松动围岩冒落，阻止煤壁片帮等。围岩作用：围岩既是支架压力的来源，又是部分压力的承载体。在开掘巷道以后形成的“支架—围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分的岩层压力。支护方式应合理利用围岩自承力：在巷道支护过程为了充分利用围岩的自承力，要允许围岩产生某些变形，这种变形会使围岩中的能量得到一定释放，从而起到适当的“卸载作用”，这将有利于减轻支架受载。然而从安全观点来看，这种变形又是应当有限制的，不能允许它发展到有害或危险的程度。3.巷道支架与围岩的关系支架与围岩相互作用和共同承载原理3.巷道支架与围岩的关系综合以上几点可以认为：在围岩发生松动和破坏以前安设支架可以起到凋节与控制围岩变形的作用，以便使支架在围岩尚保持有自承力的情况下与其共同起承载作用，而不是等围岩已发生松散、破坏，几乎完全丧失支承力的情况下再用支架去承担已冒落岩块的重量。为了充分利用围岩的自承力，在开掘巷道后应使安设支架的时间推迟一些，以使得围岩通过变形释放能量减轻支架受载，然而由于安全方面的原因，支护时间又不宜过晚。为了解决这个矛盾，希望找到一个既允许围岩产生一定变形又不致造成围岩破坏的两全其美的解决办法，例如“二次支护”“柔性支护”和“带有变形空间支护”。五、巷道支架基本参数的确定1.巷道支架类型及其选择2.巷道基本支架参数的确定1)木材支架：巷道掘进尽量不用木材支扩，对新建矿井，从设计上禁止采用木材支护。2)金属支架(1)拱形可缩性金属支架能够适应采区巷道受动压影响较大的情况。拱形可缩性金属支架的缺点是：在煤层开采厚度较小的情况下掘进巷道时，往往需要进行挑顶，不利于保持巷道顶板的完整性和稳定性；在工作面与巷道连接处比较难以安装；在非机械化掘进的条件下，拱形巷道断面施工也比较困难。1.巷道支架类型及其选择根据围岩性质、围岩变形量、主要来压方向以及巷道尺寸选择巷内基本支架3)石材整体式支架石材整体式支架(简称石材支架或砌碹)是指用料石、混凝土或钢筋混凝土砌筑成的连续整体式支架。当侧压大时，直墙宜改为曲线形；如底鼓严重时，应砌筑反拱。(2)梯形金属支架。梯形金属支架掘进施工简便，断面利用率高，有利于保持顶板完整性，巷道与工作面连接处支护作业简单，但支架承载能力较小。因此梯形支架通常适用于开采深度不大、断面较小、压力不太大的巷道。梯形支架有刚性与可缩性两种。刚性梯形支架通常为工字钢或槽钢制成。适用于围岩变形较小的巷道。梯形可缩性支架可用在围岩变形较大的巷道中。2.巷道基本支架参数的确定(一)巷内基本支架参数的确定巷道支护参数主要包括支架可缩量、支护强度、支护密度等。应根据巷道围岩条件来确定。(二)巷旁支护参数的确定可缩量大的巷旁支护应当适应基本顶岩层的沉降，并能控制悬顶范围内的直接顶。从提高对直接顶的控制效果来看，巷旁支护的可缩量可稍小于巷内支架的可缩量，初期增阻速度越快越好，支护强度应高于巷内支架。有限可缩量的强力切顶巷旁支护应当有足够的切顶能力对于坚硬顶板采用沿空留巷时，必须采取强制放顶措施。变形压力：由围岩产生指向巷道的位移时挤压支护体而造成的压力。在“围岩–支架”力学体系中，只要围岩变形而支护体又限制其变形，围岩就对支护体施加变形压力。变形压力和支护体的刚度有关。在一定的条件下，支护体刚度越大，变形压力也越大。围岩变形不仅包括弹性变形，塑性变形，而且还包括与时间有关的流变变形。对于松软岩体尤为明显，其值远比弹、塑性变形大，而且随时间而不断增加,因而支护体所受到的变形压力也不断增加。六、巷道支架的破坏特征松脱压力；由于地质弱面的切割、采动引起的离层或岩块冒落等原因所造成的松散岩体作用于支护结构物上的压力，称散体地压或松脱压力。膨胀压力，冲击压力料石碹支护顶板塌方钢架支护发生冒顶锚网支护，大变形尖顶(焦作)料石碹支护严重底臌(铁法)八、结语支架的支护阻力的确定并没有很好的利用矿压的研究成果，使得一些地方支护密度过大，造成了资源的浪费，一些地方得不到足够的支护，发生冒顶事故。参考文献[1]钱鸣高，缪协兴，许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报，1996，21(3)：225-230.[2]鲁岩，樊胜强，邹喜正.工作面超前支承压力分布规律[J].辽宁工程技术大学学报，2008，27（2）：184-187.[3]赵海云，马文顶.采场支承压力模拟控制探讨[J].矿山压力与顶板管理，1998，21（3）：79-80.[4]钱鸣高，石平五，邹喜正,等.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.[5]LYNESJA,LITTLEFAIRPJ.Lightingenergysavingsfromdaylight:estimationatthesketch[J].LightingResearchTechnology,1990,22(3):129-137.[6]CARLORATTI.Urbananalysisforenvironmentalprediction,PhDdissertation[D].