XXXX岩层控制理论与工程设计.pptx

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1、厚层状顶板厚层状顶板(dngbn)岩层三铰拱平衡结构岩层三铰拱平衡结构884222BhqBBBqhT取三铰拱右半拱为力学平衡(pnghng)单元，且对拱脚点取矩=0，则水平推力 T 为：22125. 08BBT第一页，共80页。锚固岩层剪胀平衡锚固岩层剪胀平衡(pnghng)力学模型力学模型1. 锚固岩层剪胀平衡力学系统符合 试验曲线；2. 层面法向应力（锚固应力），随岩层剪切位移量的增加而发生改变(gibin)；3. 三铰拱块体的抗剪强度，随锚固应力和层面滑移量的不同而发生改变(gibin)。第二页，共80页。锚固岩层锚固岩层(yncng)(yncng)剪胀平衡理论剪胀平衡理论22125.

2、08BBTBBBBT25. 02/25.102/2tan25. 0B岩层层面剪力：层面平均(pngjn)剪应力：层面法向锚固应力：层面剪胀摩擦角：bJCSJRClgn 顶板岩层锚固强度(qingd)计算公式：np=+ qn 式中：p顶板岩层锚固强度(qingd)；n 岩层层面锚固应力；n q锚固岩层荷重（锚固岩层容重厚度= h ）。第三页，共80页。顶板顶板(dngbn)锚固岩层的预应力与自重应力锚固岩层的预应力与自重应力1.1.同等预紧力情况下，同等预紧力情况下， 增加锚固岩层厚度增加锚固岩层厚度(hud)(hud) ( (锚索长度锚索长度) )，对锚，对锚 固效果产生负效应。固效果产生负效

3、应。条件(tiojin)结论2.2.锚固岩层厚度越大，锚固岩层厚度越大， 要求预紧力越高。要求预紧力越高。取：取： 顶板预应力为顶板预应力为pA； 岩层自重应力为岩层自重应力为q；则：则： 当当pAq 时，岩层会时，岩层会沿层面发生离层。沿层面发生离层。第四页，共80页。岩层岩层(yncng)剪胀锚固原理剪胀锚固原理2.锚固岩层剪胀平衡力学系统符合锚固岩层剪胀平衡力学系统符合R.E.Goodman 试验试验(shyn)曲线。【咀曲线。【咀嚼原理】嚼原理】3.预应力、锚固应力是维系预应力、锚固应力是维系(wix)锚固岩层抗剪强度的外在条件。锚固岩层抗剪强度的外在条件。4.峰值强度前（小位移），锚

4、固岩层的抗剪强度随位移的增加而增。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。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。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

5、。降低到残余强度，最终会导致锚固系统失效，巷道失稳。第五页，共80页。【例】 取：；h煤； h岩； h锚；排距l=0.8m ； 煤3； 岩3； JRC=0；b=30 均=（2.014.0+3.026）/5=21.2 (kN/m2) 则： q总=2.014.0+3.026=106.0 (kN/m2)顶板(dngbn)锚固应力： （kN/m2） 取安全系数，则顶板(dngbn)岩层锚固强度 p=174.56189.11 （kN/m2）； 或： （kN/排）)/(47.39tan25. 0mkNB第六页，共80页。William John Maquorn Rankine(1820 - 1872)英国

6、英国(yn u)科学家，在热力学科学家，在热力学 、流体力学、流体力学 及土力学等领域均有杰出的贡献及土力学等领域均有杰出的贡献 Rankine 强度(qingd)准则)24(2)24(213Ctgtg第七页，共80页。 巷道巷道(hng do)(hng do)侧帮锚固计算强度（贾喜荣，侧帮锚固计算强度（贾喜荣，20082008年）年）)24tan(2)24(tan23Cqj24tan2pC 由由Rankine准则准则(zhnz)（1857）有）有 ：式中：3巷帮锚固强度(qingd)； qj煤柱静载荷集度； 煤柱内摩擦角； C煤柱内聚力。结论：结论：)24(tan)(23pjq第八页，共80

7、页。 取：采深：H=220m；巷宽：； 巷高：；顶板(dngbn)岩层容重：=26 kN/m3； 煤柱单轴抗压强度：c=13MPa=13000kN/m2 由煤柱临界宽度计算公式有： hac085. 0)15. 0(cHbBHc)(76.14242maacbbwn 此时(c sh)，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【前例】煤柱临界宽度(kund)(kund)计算计算第九页，共80页。【例】巷帮支护强度【例】巷帮支护强度(qingd)(qingd)计算计算）（2/.276121mkNWBHqj)/(0 .674136. 064. 0357.202mkNhWc

8、p)/(4 .442)24(tan)(223mkNqKppjd 取：H=220m； ； ； =26kN/m3； c=13000kN/m2；=35； 且： 则巷帮支护(zh h)强度： 式中：p巷帮支护(zh h)强度； p煤柱强度； qj煤柱静载荷集度； Kd动载系数。第十页，共80页。 【例】巷帮支护强度【例】巷帮支护强度(qingd)(qingd)计算计算 取：H=220m； ； ； 3； c=1300t/m2；=35； 且： 则巷帮支护(zh h)强度： ）（2/.577691mkNWBHqj)/( 3 .637336. 064. 0357.202mkNhWcp)/(83.590)24(

9、tan)(223mkNqKppjd第十一页，共80页。7 7股高强度钢绞线（锚索）及锁具股高强度钢绞线（锚索）及锁具第十二页，共80页。7 7股高强度钢绞线技术参数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第十三页，共80页。弧形弧形(h xn)锚具与球形锚具锚具与球形锚具第十四页，共80页。普通直面锚具、球形锚具与斜锚索配合普通直面锚具、球形锚具与斜锚索配合(pih)受力受力状况状况第十五页，共80页。普通直面

10、锚具、球形锚具与倾斜顶板普通直面锚具、球形锚具与倾斜顶板(dngbn)垂直锚索配垂直锚索配合受力状况合受力状况第十六页，共80页。锚索偏载锚索偏载(pin zi)拉力实验装置拉力实验装置第十七页，共80页。=5 20时，时，装配普通装配普通(ptng)直面锚具的锚索断裂情况直面锚具的锚索断裂情况第十八页，共80页。装配装配(zhungpi)球形锚具的锚索断裂情况球形锚具的锚索断裂情况第十九页，共80页。 KM18直面直面(zh min)锚具不垂直度与锚索锚具不垂直度与锚索 KM18球形锚具不垂直度与锚索球形锚具不垂直度与锚索 破断力试验数据（锚索）破断力试验数据（锚索） 破断力试验数据（锚索）

11、破断力试验数据（锚索）外露段与受拉段间夹角()破断力（kN） 平均值（kN） 效率系数（） 0356359.7 0.98 363360 10326329.7 0.90328335 20288289.7 0.79 289292外露段与受拉段间夹角()破断力（kN） 平均值（kN） 效率系数（） 0366 365.0 1.000 364 365 12364 364.0 0.997 363 365 20366 365.3 1.000 365 365 第二十页，共80页。外露段与受拉段间夹角()破断力（kN） 平均值（kN） 效率系数（） 0560558.0 0.99 55655810505501.0

12、 0.89 50049820425424.00.75427420外露段与受拉段间夹角()破断力（kN） 平均值（kN） 效率系数（） 0566565.31.00056556512565564.30.99956356520565565.01.000562568 KM22直面直面(zh min)锚具不垂直度与锚索锚具不垂直度与锚索 KM22球形锚具不垂直度与球形锚具不垂直度与锚索锚索 破断力试验数据（锚索）破断力试验数据（锚索） 破断力试验数据（锚索）破断力试验数据（锚索）第二十一页，共80页。锚索预紧力锚索预紧力变形变形(bin xng)(bin xng)量实测曲线图量实测曲线图YCD18200

13、；油压：40MPa；承压面积(min j)：37.68 cm2第二十二页，共80页。5、薄板矿压理论(lln)与支架工作阻力设计计算n 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0.5m)而易碎岩层。 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。 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(q ni)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。 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

14、，部分作用到工作面支架上。第二十三页，共80页。顶板岩层组成顶板岩层组成(z chn)结构结构第二十四页，共80页。1号箱：号箱：RQD=80.06% 闪长岩（闪长岩（9#煤顶板，水平煤顶板，水平(shupng)）岩芯照片（）岩芯照片（）第二十五页，共80页。全部冒落法采煤工作面空间全部冒落法采煤工作面空间(kngjin)(kngjin)变化过程变化过程a初始状态；b基本(jbn)顶初次断裂；c 一般状态（基本(jbn)顶周期断裂）第二十六页，共80页。直接直接(zhji)(zhji)顶顶n直接顶类似于板的工作状态（断裂、垮落）。(顶板正上方的板)n初始运动过程工作面初采 直接顶初次垮落。n稳

15、定运动过程直接顶初次垮落 工作面终采线。n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。n 指标：直接顶冒高大于区域的累计长度，占到工作面采长的50%。n 通常直接顶初次垮落步距为：630m。n工程特征直接顶的稳定性关系到顶板维护的难易程度。【护】n直接顶的荷重全部作用到支架上。n顶板控制解决工作面支护密度问题（综采(zn ci)面机道上方漏顶问题）。第二十七页，共80页。基本基本(jbn)(jbn)顶顶n 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)n 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n 基本顶二次断裂 基本顶初次垮落。n 稳定运动过程

16、基本顶初次垮落 工作面终采线。n 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。n 工程特征80%以上的支架载荷（顶板压力）来自基本顶。【支】n 基本顶承担(chngdn)部分自身荷重，剩余部分通过直接顶传到支架上n 顶板控制解决工作面支护强度问题（工作面支架失稳问题）。n 矿压理论：n 研究基本顶岩层的断裂、垮落及作用到支架上的载荷量值。n 核心：基本顶岩层的物性、结构、载荷“三大主题”。第二十八页，共80页。库兹涅佐夫铰接库兹涅佐夫铰接(jioji)岩块矿压假说岩块矿压假说(19501954 )基本顶岩层判据基本顶岩层判据(pn j)(pn j)能否形成三铰拱结构；能否形成三铰

17、拱结构；支架给定载荷工作状态支架给定载荷工作状态( (非三铰拱结构非三铰拱结构) )；支架给定变形工作状态支架给定变形工作状态( (三铰拱结构三铰拱结构) )。采煤采煤(ci mi)(ci mi)学，煤炭工业出版社，学，煤炭工业出版社，19591959年。年。a规则移动； b无翻转垮落；c翻转垮落第二十九页，共80页。铰接岩块矿压假说铰接岩块矿压假说(ji shu)(ji shu)三铰拱结构力学模型三铰拱结构力学模型成拱条件(tiojin)：HM第三十页，共80页。铰接铰接(jioji)岩块矿压假说力学模型岩块矿压假说力学模型第三十一页，共80页。传递岩梁假说传递岩梁假说(ji shu)(ji

18、 shu)宋振骐宋振骐 中国科学院院士中国科学院院士 （p67p67）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(hud)，m； E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。APTA+hE.E.LA/2Lk第三十二页，共80页。传递传递(chund)岩梁假说力学模型岩梁假说力学模型第三十三页，共80页。砌体梁假说砌体梁假说(ji shu)钱鸣高钱鸣高 中国工程院院士中国工程院院士（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(qudng)） ； T岩块咬合时的

19、水平推力（待确定(qudng)） ； 岩块间摩擦角； 岩块破断面与垂直面的夹角。P2R0-0T.tg() 第三十四页，共80页。砌体梁假说砌体梁假说(ji shu)力学模型力学模型第三十五页，共80页。采场薄板采场薄板(bo bn)(bo bn)矿压理论矿压理论 （贾喜荣，（贾喜荣，1983199319831993）n 第二届采场矿压理论与实践讨论会（）n 论文(lnwn)目录n 浅论坚硬顶板的下沉与断裂n 会议记要n Second National Conference onn GROUND CONTROL IN MINING n October 14 and 15th,1996 CALCU

20、TTAINDIAn 理论成果第三十六页，共80页。第三十七页，共80页。第三十八页，共80页。第三十九页，共80页。第四十页，共80页。第四十一页，共80页。第四十二页，共80页。第四十三页，共80页。第四十四页，共80页。平寿康教授平寿康教授(jioshu)指出：指出：v “早于1983年贾老师提出的多种支承条件下的弹性(tnxng)薄板结构是首创的；研究成果达到国内外先进水平”。 v v 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v 鉴定书，1993年9月20日。第四十五页，共80页。史元伟教授史元伟教授(jioshu)指出：指出：v “本文是作者多年来矿压研究的重要成果，所建立

21、的弹性薄板(bo bn)与铰接板结构理论模型有重要的现实意义和理论意义” 。v v 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v 鉴定书，1993年9月20日。第四十六页，共80页。任德惠教授任德惠教授(jioshu)指出：指出： “ “板结构首先是由山西矿业板结构首先是由山西矿业(kungy)(kungy)学院贾喜荣提出来的学院贾喜荣提出来的”。 任德惠编著任德惠编著, ,井工开采矿山压力与控制井工开采矿山压力与控制p61p61，重庆，重庆大学大学 出版社，出版社，19901990年。年。第四十七页，共80页。薄板薄板(bo bn)矿压理论基本原理矿压理论基本原理n 顶板岩层结构力

22、学特征顶板岩层结构力学特征n 基本顶岩层基本顶岩层 半承载结构；半承载结构；n 直接顶岩层直接顶岩层 非承载结构；非承载结构；n 顶板上覆岩层顶板上覆岩层自承载结构。自承载结构。n 矿压理论研究的核心矿压理论研究的核心(hxn)n 基本顶岩层的结构力学模型；基本顶岩层的结构力学模型；n 基本顶岩层作用于支架上的载荷。基本顶岩层作用于支架上的载荷。第四十八页，共80页。采场薄板矿压理论采场薄板矿压理论(lln)(lln)解决的基本问题解决的基本问题1 1 、顶板岩层极限跨距、顶板岩层极限跨距 Li= Li=？ （基本顶初次来压步距（基本顶初次来压步距= =？ 基本顶周期来压步距基本顶周期来压步距

23、= =？）？）2 2 、顶板岩层作用于支架的载荷、顶板岩层作用于支架的载荷 Pi =? Pi =? （顶板初次来压强度（顶板初次来压强度= =？ 顶板周期来压强度顶板周期来压强度= =？）？）3 3 、在支架选型和顶板控制、在支架选型和顶板控制(kngzh)(kngzh)中力求达到：中力求达到： “ “安全可靠，经济合理安全可靠，经济合理”第四十九页，共80页。采场薄板采场薄板(bo bn)(bo bn)矿压理论的力学模型矿压理论的力学模型a 四边固支板； b 三边(sn bin)固支，一边简支板；c 一边自由，三边(sn bin)固支板； d 一边自由，一边简，两边固支板第五十页，共80页。

24、 四边固支板力学四边固支板力学(l xu)(l xu)模型模型第五十一页，共80页。 顶板（基本顶）初次来压（断裂顶板（基本顶）初次来压（断裂(dun li)(dun li)）力学模型）力学模型第五十二页，共80页。基本顶岩层基本顶岩层(yncng)二次断裂（初次垮落）力学模型二次断裂（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(jigu)，失稳】基本顶初次垮落步距初次断裂步距 + 二次断裂步距。第五十三页，共80页。顶板（基本顶）周期顶板（基本顶）周期(zhuq)来压（断裂）力学模型来压（断裂）力学模型第五十四页，共80页。采场薄板采场薄板(bo bn)矿压理论的立论依据与主

25、要结论矿压理论的立论依据与主要结论2206yxtmmqKHL 初次断裂初次断裂(dun li)(dun li)步距步距( (弹性板极限跨距弹性板极限跨距) )：L1=L1=根据薄板理论量根据薄板理论量化计算化计算2206xytmmqKHL(LxLy)(LxLy)理论理论(lln)模型模型(1983) ：弹性板与铰接板结构：弹性板与铰接板结构第五十五页，共80页。 二次断裂二次断裂(dun li)(dun li)步距步距J J： GHLqTKLPHKTGHTHqCLCLJzzt1863231:4212020222020式中第五十六页，共80页。 周期周期(zhuq)断裂步断裂步距距 Li：222

26、2022222;21/2;2/1;63231421tgTQVtgXYSXQTqVBGHUKLPTGHKTUTUqCBCBLCzzti式中：第五十七页，共80页。 顶板岩层作用于支架顶板岩层作用于支架(zhji)的的载荷载荷 P：2lg1bTJCSHGJRCtgfPTfVP式中：第五十八页，共80页。 顶板初次来压时，基本顶挤压高度(god)系数 G第五十九页，共80页。第六十页，共80页。RST RST 顶板来压计算与实测顶板来压计算与实测(sh c)(sh c)结果对比工程实例结果对比工程实例 资料来源资料来源矿压名称矿压名称数值类别数值类别初次来压初次来压二次来压二次来压周期来压周期来压大

27、同云岗矿3#煤层8305长壁工作面，厚层状砾岩基本顶（1984.5）顶板来压步距顶板来压步距（m m）计算预测值计算预测值84.584.59.49.416.4516.4518.1018.10实测值实测值83.383.311.211.210.710.724.3024.30顶板来压强度顶板来压强度（kN/mkN/m）计算预测值计算预测值3961.03961.03817.03817.03600.43600.43721.33721.3实测值实测值3667.03667.03667.03667.03667.03667.0阳泉南庄煤矿15#煤层8505放顶煤工作面（1994.7）顶板来压步距顶板来压步距（m

28、 m）计算预测值计算预测值31.2631.2635.5735.576.316.316.466.469.709.7011.4011.40实测值实测值33.033.06.206.205.405.4011.0011.00顶板来压强度顶板来压强度（kN/mkN/m）计算预测值计算预测值1464.41464.41513.41513.41100.21100.21125.81125.81115.31115.31163.31163.3实测值实测值1505.11505.1793.8793.8589.8589.81017.51017.5晋城泊村煤矿15#煤层15101长壁工作面，厚层状石灰岩基本顶（2005.10

29、）顶板来压步距顶板来压步距（m m）计算预测值计算预测值50.9050.9065.9365.93平均平均58.6158.616.466.467.407.40平均平均6.946.9410.4810.4816.7316.73平均平均12.8212.82实测值实测值52.0052.0060.0060.00平均平均56.4156.413.03.08.08.0平均平均5.305.309.09.012.012.0平均平均10.8610.86顶板来压强度顶板来压强度（kN/mkN/m）计算预测值计算预测值2091.42091.42175.02175.0平均平均2139.12139.11866.01866.0

30、2166.02166.0平均平均2104.42104.41860.41860.42419.92419.9平均平均2104.42104.4实测值实测值1780178029602960平均平均2460.02460.01790179025802580平均平均2162.92162.91560156024002400平均平均2114.32114.3第六十一页，共80页。加载方式加载方式(fngsh)？第六十二页，共80页。 支架支架(zhji)(zhji)的动载系数的动载系数jh211Kd 式中：Kd动载系数； h顶板(dngbn)离层高度； j支架静变形。第六十三页，共80页。顶板顶板(dngbn)离

31、层高度对动载系数的影响离层高度对动载系数的影响 P=KdQ P=KdQ （ P0=0 ) P0=0 )式中：式中：PP支架支架(zhji)(zhji)的（动）载的（动）载荷；荷； h h顶板的总离层高度；顶板的总离层高度； j j静载荷静载荷Q Q作用下支架作用下支架(zhji)(zhji)的变形；的变形； P0 P0支架支架(zhji)(zhji)的初撑力。的初撑力。第六十四页，共80页。 初撑力对支架初撑力对支架(zhji)(zhji)冲击载荷的影响冲击载荷的影响式中：P支架的载荷； h顶板的总离层高度； j静载荷Q作用下支架的变形； P0支架的初撑力。 Kd动载荷系数(xsh)； Q静荷

32、重P=2Q - P0有：当 h=0时jh211Kd 由：注注 支架初撑力支架初撑力低压；支架额定工作低压；支架额定工作(gngzu)阻力阻力高压。高压。 锚杆预紧力锚杆预紧力最小值；锚杆设计锚固力最小值；锚杆设计锚固力最大值。最大值。第六十五页，共80页。6、矿压工程测试(csh)与采煤工作面顶、底板分类n 矿压工程(gngchng)测试第六十六页，共80页。大同国投塔山煤矿大同国投塔山煤矿2#2#煤层煤层1020310203工作面支架工作面支架(zhji)(zhji)工作特工作特性曲线性曲线第六十七页，共80页。1020110201综采综采(zn ci)(zn ci)工作面实测矿压曲线工作面

33、实测矿压曲线第六十八页，共80页。安全阀工况对支架工作阻力安全阀工况对支架工作阻力(zl)的影响的影响MPam第六十九页，共80页。10201综采综采(zn ci)工作面顶板压力实测三维动态分工作面顶板压力实测三维动态分布图布图（呈正交脉状山系特征）（呈正交脉状山系特征）（据贾喜荣和刘明银，（据贾喜荣和刘明银，20102010）第七十页，共80页。10201综采工作面顶板压力实测综采工作面顶板压力实测(sh c)三维动态分布三维动态分布图图（据贾喜荣和刘明银，（据贾喜荣和刘明银，20102010）第七十一页，共80页。阳泉矿区煤矿阳泉矿区煤矿15#煤层煤层(micng)顶板压力实测三维动态顶板

34、压力实测三维动态分布图分布图（据贾喜荣，（据贾喜荣，19991999）第七十二页，共80页。支架立柱支架立柱(l zh)缸径与安全阀流量的匹配缸径与安全阀流量的匹配n 250mm，s/s=K=1；n 安全阀流量(liling)：600 lK=600（l/min）。 （7000kN/架）。n 280mm，；n 安全阀流量(liling)：1.2544600=752.64 （l/min）。 （ 10000kN/架）。n 320mm，；n 安全阀流量(liling)： （ l /min）。 （12000kN/架）。n 500mm，；n 安全阀流量(liling)： 4600=2400（ l /min

35、）。 （15000kN/架）。第七十三页，共80页。天然天然(tinrn)(tinrn)与工程与工程第七十四页，共80页。采煤采煤(ci mi)工作面顶板分类工作面顶板分类类别类别 1类类2类类3类类4类类1a1b名称名称不稳定不稳定中等稳定中等稳定稳定稳定非常稳定非常稳定基本基本指标指标(m)lr44lr88lr18 18lr28 28lr50岩性岩性和和结构结构泥岩、泥页泥岩、泥页岩，节理发岩，节理发育、松散育、松散泥岩、碳质泥泥岩、碳质泥岩，岩，节理发育节理发育致密泥岩、粉致密泥岩、粉砂岩，节理不砂岩，节理不发育发育砂岩、石灰砂岩、石灰岩，岩，节理很少节理很少 致密砂岩、石灰致密砂岩、石

36、灰岩，节理极少岩，节理极少lr直接(zhji)顶初次垮落步距，m。1996年颁发的MT 5541996缓倾斜(qngxi)煤层采煤工作面顶板分类直接顶稳定性分类第七十五页，共80页。级别级别 级级 级级 级级 级级 a a b b 压力压力显现显现不明显不明显明显明显强烈强烈非常强烈非常强烈分级分级指标指标 Pe895 895Pe975 975Pe1075 1075Pe1145 Pe1145 1996年颁发的MT 5541996 缓倾斜(qngxi)煤层采煤工作面顶板分类基本顶压力显现分级Pe=241.3 ln（Lf）m式中：Pe基本顶初次来压当量(dngling)，kN/m2； Lf 基本顶

37、初次来压步距，m； N 直接顶充填系数（直接顶厚度与采高的比值）； hm 煤层采高，m。第七十六页，共80页。采煤工作面顶板采煤工作面顶板(dngbn)(dngbn)来压强度分级方案来压强度分级方案 ( (贾喜贾喜荣，荣，1992)1992)代 号 1级2级3级4级5级名 称 来压强度低 来压强度较低 来压强度中等 来压强度高 来压强度非常高 分级指标(kN/m) p2500 2500p3000 3000p35003500p4000 p4000 分级指标(kN/架) P3750 3750P4500 4500P5250 5250P6000 P6000 P基本(jbn)顶（初次）来压强度，kN/m

38、；或kN/架。第七十七页，共80页。采煤采煤(ci mi)工作面底板分类工作面底板分类1. 底板岩层是为工作面支架提供反作用力的基础，其力学性能直接底板岩层是为工作面支架提供反作用力的基础，其力学性能直接(zhji)影响到影响到 支架支撑效率的正常发挥。【载重量与路基承载力关系】支架支撑效率的正常发挥。【载重量与路基承载力关系】2. 底板分类的基本指标是允许底板载荷强度，其表达式为底板分类的基本指标是允许底板载荷强度，其表达式为Ppave 式中：式中： Pp允许底板载荷强度，允许底板载荷强度，MPa； Pave平均极限底板载荷强度，平均极限底板载荷强度，MPa。第七十八页，共80页。1996年

39、颁发的MT 5531996 缓倾斜煤层采煤工作面底板分类(fn li)各类底板的指标界限及参考岩性底板类别基本指标辅助指标参考指标参考岩性参考岩性名名称称代码代码允许底板载荷允许底板载荷强度强度(Pp/MPa)允许底板刚度允许底板刚度Sp/MPamm-1允许底板抗压允许底板抗压强度强度(c/MPa)极极软软Pp3.0Sp0.3c8.5充填砂、泥岩、充填砂、泥岩、软煤软煤松松软软3.0Pp6.00.3Sp 0.78.5c 13.2泥页岩、煤泥页岩、煤较较软软a6.0Pp10.00.7Sp 1.213.2c 19.6中硬煤、薄层中硬煤、薄层状页岩状页岩b10.0Pp16.01.2Sp 2.019.6c 29.1硬煤、致密页硬煤、致密页岩岩中中硬硬16.0Pp32.02.0Sp 4.129.1c 54.6致密页岩、砂致密页岩、砂质页岩质页岩坚坚硬硬Pp32.0Sp 4.1c 54.6厚层砂质页岩、厚层砂质页岩、粉砂岩、砂岩粉砂岩、砂岩第七十九页，共80页。LOGO第八十页，共80页。