关于支承压力发展规律及其在实际生产中的应用
煤矿工作面支承压力
工作面周围支承压力的大小，受到很多因素的影 响，如工作面的开采深度、煤的软硬和顶板岩层 性质等。一般规律是：开采的深度越大，上覆岩 层的重量就越大，支承压力的范围就越广，应力 集中系数越大。顶板越硬，支承压力分布的范围 为越大，但应力集中系数较小。煤层越坚硬，支 承压力分布范围越小，应力集中系数越大。工作 面支承压力的表现是导致顶板预先下沉、煤壁破 碎片帮、煤和瓦斯突出以及产生冲击地压等。所 以，在工作面生产中要高度重视支承压力的影响 和作用，在煤层自然开采条件不能改变的情况下， 积极采取加快工作面推进速度、缩短工作面顶板 悬露时间、减小工作面控顶距等措施来降低支承 压力的集中程度。
②正因为工作面的采煤活动打破了原来煤 体中的应力平衡，引起了工作面周围应力 的重新分配。随着采煤工作面的继续，采 煤工作面要不断的向前推进，工作面煤壁 及采空区垮落带同样随着采空区向前移动 着，因而工作面前后方支承压力带也随着 工作面先前移动。
③工作面开采活动引起应力重新分配的结 果就是，断裂带内形成了以煤壁及采空区 垮落带为前后支撑点的拱式平衡结构，采 煤工作面处于减压区范围内。 采煤工作面支架上受到的力远远小于其上 覆岩层的重量。只有接近煤层的一部分岩 层的运动，才会对工作面附近的支承压力 和工作面支架产生明显的影响。采煤工作 面矿山压力控制，就是对这部分岩层的控 制。这部分岩层大约相当于采高的6~8倍。
采空区上覆岩层移动情况
地下采煤过程中，随着原有煤层被采出， 采空区上方的顶板岩石在工作面放顶过程 中，要发生变形、垮落，垮落后的岩石碎 胀、堆积、充填采空区，对上方积的扩 大，岩层移动的范围也相应的扩大。当采 空区面积达到一定范围时，岩层移动就会 波及到地表，引起地表的下沉，形成地表 移动盆地。一般从工作面到地表吧上覆岩 层按其移动的特征分为垮落带、裂隙带和 弯曲带。
滚动支承技术理论及应用
在这个式子中由两个积分常数C和m，需要用两个边界条件来确定它的值， 第一个边界条件是油膜起始边界条件在x= - ( =/2)处，p=0，代入这个式子得：
C
4
2h0 R sin 2 3 3 sin 2 sin 4 2 p 12 U [ sec m ( )] 2 h0 2 4 4 8 16 4 32
3 sec2 m 16
(7)
II、马丁(Mardin)公式：
第二个边界条件是油膜终止处的雷诺边界条件：在x=xm(=m)处， p=dp/d =0，代入(7) 式，得： m=25.4118，sec2 m=1.2257，
2h0 R sin 2 3 3 sin 2 sin 4 p 12 U [ 1 . 2257 ( )] 2 h0 2 4 4 8 16 4 32
一、概 述
与其它轴承来相比，滚动轴承最大缺点是寿命短。滚动轴承即使在润滑 良好、安装无误、选型正确、载荷适中、密封良好、且无外部有害介质侵入 和高温影响、并且运转正常的理想情况下，也会不可避免地出现因滚动引起 的交变应力所造成的疲劳磨损而失效。所以，它的寿命短 ，需要定期更换。 滚动轴承一般由外圈、内圈、滚动体和保持架组成。滚动体在套圈滚道 上滚动，起支承作用，实现轴和机座的相对旋转、摆动或往复直线运动，减 小了支承摩擦。保持架把滚动体均匀地隔开,并对滚动体运动起着引导作用。 滚动轴承的分类方法有许多，按所能承受载荷的方向可以分为：向心轴 承、推力轴承、向心推力轴承和推力向心轴承。 向心轴承的接触角为0或很小，它主要用来承受径向载荷，有些向心轴 承在承受径向载荷的同时也能承受少量的轴向载荷。 推力轴承的接触角为90，只能承受轴向载荷。 向心推力轴承的接触角小于45，它能承受径向和轴向联合载荷。
工作面支承压力变化规律相似模拟试验研究
工作面支承压力变化规律相似模拟试验研究作者：谭峰胡才梦魏中举刘富奎来源：《山东工业技术》2016年第18期摘要：为揭示采动影响下“三软”煤层工作面的支承压力随工作面推进的变化规律，根据相似原理，通过建立二维相似模型对矿井模拟开采，进行支承压力的分析，得出了支承压力随工作面推进的变化规律，为矿山开采提供了理论依据。
关键词：采煤工作面；支承压力；相似模拟DOI：10.16640/ki.37-1222/t.2016.18.1821 前言煤层开采时会在工作面煤壁附近产生支承压力，该支承压力随着远离煤层而趋向缓和。
在工作面前方会出现超前支承压力，随着回采工作的进行而移动，并且受岩层岩性的影响，其峰值位置及分布范围对开采会产生重要影响。
为进一步了解煤层工作面支承压力的性质及变化规律，课题组进行了相似模拟试验，通过试验中布设应力传感器，可以较为直观地分析支承压力的变化。
2 工程背景本次相似模拟试验以六盘水矿区米箩煤矿某工作面为工程背景。
工作面走向长为452.5m，倾斜长为166m，可采面积为75115m2，开采煤层位于上二叠系龙潭煤组上段，厚度平均约2.3m，回风顺槽标高在+1105.0～+1125.4m；运输顺槽标高在+1058.4～+1076.2m。
地面对应标高在+1150～+1375m。
3 试验模型制作3.1 模型制作模型制作工序主要分为：装模板、称料、混料、加水搅拌、装料、捣实至规定高度。
其中相似模拟材料为河砂、碳酸钙、石膏粉等，在各分层里加云母粉作为层面隔离。
试验前，要做到细查精检，以保证实验成功顺利进行。
由于模板高度的限制，需要在顶部加上模拟深度未能包括的那部分岩层重量，试验中采用千斤顶加压的方式进行处理。
3.2 位移场观测方法及测点布置在试验模型中布置了岩层位移观测点，采用固定在岩层中的纸片作为坐标点，从下至上共22排，每排55个位移观测点，间隔均为5cm，开采层上部2cm为第一排观测点。
通过对纸片位置的变化来计算岩层及地表的位移情况。
大采深综采工作面支承压力分布规律研究
大采深综采工作面支承压力分布规律研究邓敢博【摘要】以淮南矿业集团潘三矿西区1622综采工作面为例,采用理论分析和数值模拟的方法对深井综采工作面支承压力的分布规律进行研究.结果表明,支承压力随着工作面推进距离的增加逐渐增大,当推进距离达到一定数值后,增加的趋势趋于平缓;而且随着支承压力峰值点到煤壁距离的增加,峰值点向煤岩体的深部转移,支承压力的影响范围逐渐扩大.最后对工作面前方的支承压力进行观测,观测结果与理论分析和数值模拟的结果比较吻合.【期刊名称】《中州煤炭》【年(卷),期】2016(000)002【总页数】4页(P54-56,128)【关键词】深井;支承压力;FLAC3D【作者】邓敢博【作者单位】瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室,重庆400037;中煤科工集团重庆研究院有限公司,重庆400037【正文语种】中文【中图分类】TD323随着矿井开采深度的增加，我国国有重点煤矿均已进入深部开采，部分开采深度在1 000 m以上，例如开滦、平顶山、徐州、淮南等矿区[1]。
这对煤矿的安全生产造成了许多新的问题，主要包括：①地压的升高，发生冲击地压的可能性进一步增大[2]，进而巷道和工作面顶板支护更加困难，支护费用显著增加[3-4]；②地温的升高，工人的工作环境进一步恶化了，必须采取相应的降温措施，来保证矿井的安全生产；③工作面的瓦斯涌出量增大；④构造更加复杂等。
深部采场与巷道围岩稳定性控制现已成为煤矿开采面临的重大课题之一。
深井综采工作面支承压力的分布是一个复杂的动力学现象，它受很多因素的影响。
在过去的几十年里，很多学者对采场的矿山压力进行了深入的研究。
主要有国外的压力拱假说、悬臂梁假说、铰接岩梁假说、预成裂隙假说[5]，以及国内钱鸣高院士提出的“砌体梁”理论[5]和宋振骐院士提出的“传递岩梁”理论[6]等。
也有很多人对工作面周围的支承压力进行了研究，例如陈忠辉[7]等人利用损伤力学对综放工作面的支承压力进行了研究；鲁岩[8]等人分析了工作面超前支承压力的分布规律；周卫红[9]等人分析了工作面推进对支承压力的影响；司荣军[10]等人利用数值模拟的方法分析了支承压力的分布规律；王磊[11]分析了采厚对支承压力的影响。
深井开采的工作面超前支承压力研究
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Ｏ
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超前支承压力分区特征 即支承压 道 支 护技 术 。 力剧烈影响区 、支承压力影 响区 和采动影响区 ，根据支承压力影 响程度不同 ，提Байду номын сангаас分级分 区域超 前加强支护措施 ， 于采动影 响 对 区采用一般支护 ，对于超前支 承
一
４ ０一
分布规律 ， 进而提供 支护措施的指导。 关键词 ： 深部 采场 ； 数值模拟 ； 超前 支承压力 ； 支护
１概 述 固支边界条件。模 型的网格划分如图 １ 所示 。 压力影 响区采用加强支护 ， 于显著影响区采 对 随着矿井开采逐渐向深部发展 ， 在浅部呈 ３ 模拟结果分析 。 ． ２ 用超加 强支护 。 表 ２ 单体压力统计表 现中硬岩变形破坏特征 的工程岩体，进入深部 工作面刚开始 回采时 ， 工作 面超前 支承压 后转化为高应力 软岩 ， 矿压显现强烈 ， 巷道位移 力 的最大应力集中系数变化最大 ，随着工作面 最 大／ ａ Ｗ 最 小 ／Ｃａ ｌ Ｐ 平均／Ｐ Ｍａ 显著增 大 ， 支架损坏严重 ， 巷道返修 量剧 增 ， 巷 的推进 ，超前支承压力 的最大应力集中系数变 ２４ ５ １３ ５ 墼～ Ｒ嚣 盛氍 ２３ ４ ｌ３ ５ 道维护变得异常困难 ，深井开采问题是采矿界 化趋于稳定 。工作面超前支承压力随工作面的 帅 ∞ ； ３∞ ｝ｌ 辨 ０ ２ ２ ５ １３ ９ 面临的一个重要课题 。 推进 向前移动 ，并且工作面超前支承压力随工 ２４ ｌ ２ ２１ ．６ 现 以淮 南矿 区某 矿复杂条 件地质 条件下 作 面推进 的距离不 同， 分布也有所不 同， 如图 ２ 所示 。 ５ 为适应超 前支承压力大及超前压力分 ． １ 的综采工作面工程背景 ， 运用 Ｆ Ａ 数值模拟 ＬＣ 布 范 围广 的 特 点 ， 软件建立岩层数值分析模型 ，分析深部采场其 根据数值 模拟和理 超前支承压力的变化特征 ，通过现场实测获得 深井开 采工作 面超前支承压力分布显现 规律 ， 论分析 ，确定超前 进 而有效控制巷道稳定 ，实现首采工作 面及类 支 护距 离 和 强度 ， 似条件工作面的安全高效生产。 在采动影 响区 ，２ ６～ ７ ｍ采用加 单体点 ６ ２工作面概况 葛 工作面 的 葛 ∽ 距 柱加强 支护 ，采用 １６ （ ） 面西 高东低 ， ２ ２ １工作 平均倾角为 ３ ， 。 煤 层平均厚 度为 ２ ｍ 一次采 全高 ， 用倾斜 ． ， ６ 采 工作 面推进 Ｉ后 ｌ 工作两推进 ４１ 后 （１ １ １ 单 排 点 柱 加 强 支 盘一 Ｒ嚣 骶 嚣蹬 长壁仰斜开采法 。工作面长 ２ ２ ５ｍ，地面标 高＋ 护 ，支 柱 用 Ｄ ３ ／ Ｚ ５ ∞ 柏 ∞ 帅 ∞ ∞ ０ ２ ｍ， ５ 煤层底板标高一 ４ ～ ９ ｍ 直接顶为泥岩 、 誊 ８０８５ 。 ｌ ｏ 单体 液压 支 ０型 垂０ ６ 曲 ５ ｏ 口 ∞ 柱在 原 “ ” ｕ 型棚 棚 １－ 煤 、 ３ 煤线 、 １ 砂质泥岩组成 的复合顶板 ， 平均 譬 如 嚣 柏 梁 中 间打 点 柱 ， 一 厚 度为 ６４ 老顶 为细 中砂岩及少量的砂泥岩 ．ｍ； 蠹 嚣 互层， 平均 厚度为 ｌ． 直接 底为泥岩 、 １ ｍ； ６ 砂质 磊 棚一柱。 泥 岩 、 １ １ 及少量 粉细 砂岩 组成 的复合 底 １— 煤 ５２在 支 承 压 ． 板， 平均厚度为 ５ ｍ 工作面运输顺槽 ： 圆拱 ． 。 ２ 半 力 显著 影 响 区 （ — ０ 工作 砸推进 １０ 后 ０ｍ 工作面推进 １ ０ ｍ后 ５ 断面 ， 用架 ｕ型钢 棚 ， 采 棚距 ６ ０ ０ ｍｍ， × ＝ 宽 高 ５ ｍ） ２ 采用一排两柱 ５ ｍ ４ 断面 ２ ． ｍ 。 ． ｘ ｍ， ２ １ ６ 工作面轨道顺槽 ： ０ 采用 加强支护， 中 ２ ～ 其 Ｏ 图 ２工作 面超 前 支承 压 力 分 布 架 ｕ型钢棚 ， 棚距 ５ ０ ｍ， 高＝ ． ｘ ｍ， ０ ｒ 宽× ４８ ４ 断 ａ ｍ ５ ｍ 进 行 套 棚 管 ２ 根据 图 ２ 可知 ， 超前支承压力 的峰值在工 面 １． ｍ 。轨道顺槽 采用混凝土膏体充填 、 ８ ６ ９ 沿 作 面前方 ８ ９ 区域 ， ～ｍ 显著影 响范围在 ２ ～ ２ 理 ， ２ ５ｍ 首先在原“ ” ｕ 型棚 档内进行套棚 ， 梁用直径 空 留巷 ， 其余采空 区顶板 自 垮落法管理 。 然 范 围内， 采动影响范围在 ６ ～ ６ 。并且在工作 １０ ｍ， ２ ０ ｍｍ 的 圆 木 ， 用 Ｄ ５１０型 ２７ｍ ８ｍ 长 ８０ 柱 Ｗ３ ／０ ３数值模 型的建立及分析 面推进 １０ ５ ｍ时 ，超前支承压力分布范 围和应 单体支柱 ， 梁两柱 ， 一 柱距梁端 ４ ０ ｍ ０ｍ 。 ３１建立数值模型。 ． 力集 中系数都是最大 的。在 工作面前方 ０ ４ ～ｍ ５ 在支承压力剧烈影响区 Ｏ ２ ｍ进行抹 ． ３ ～０ 范 围内， 煤壁处于塑性破坏 的状态 ， 应力处于降 帽管理 ， 采用 Ｄ ３／０ 外注式单体 液压支柱配 Ｚ ５１０ 低状态 ，虽然工作面的超前支承压力达到最大 合 Ｈ Ｊ 一 ００金属限位 梁四梁 四柱走 向架设 ， Ｄ Ａ １０ 值， 但是工作 面的顶板压力并不是很大。因此 ， 中定位 。 参 考 文献 在工作面 回采过程 中要特别注意这一特点。 ４ 工 程 实 际 【］ 鸣高 ， １ 钱 石平 五． 山压 力与岩层控制［ ． 矿 Ｍ］ 徐 １６ （ ） ２ ２ １ 工作面运输巷 内支护 的单体上 装 州： 中国矿 业大学出版社 ，０ ３ ２０ ． 有４ 块单体压力 自 记仪 ，监测超前支护单体 压 【］ ２杜计 平， 苏景春 ． 深井开采的矿压显现及 煤矿 力 。各单体压力表 的统计结果见表 ２ 。 控制ｆ ． 州： Ｍ１ 徐 中国矿业大学出版社 ，０４ ２０ ． １６ １ ２ ２（ ）工作 面超 前支承压力分布规律 【 翼 贞文， ３ 】 王怀新 等． 深井巷道 围岩 变形破坏规 为 ：超前支承压 力的峰值在工作 面前方 ８ ９ 律及其控 制ｆ ． ～ｍ Ｊ 煤炭工程 ，０ ４ ２ ：２ ３ ． ］ ２ ０ （ ）３ — ４ 图 １ 型 的 网格 划分 模 区域 ， 显著影响范 围在 ２～２ ２５ｍ范围 内， 采动影 【】 才生． 井高应力 下的资源开采 与地下工 ４赵 深 模 型高取 ７ ． 走 向长度取 ４０ 倾 斜 响范围在 ６ ～ ６ ７ ｍ， ８ ０ｍ， ２ ７ ｍ。最大应力集中系数从 １ ９ 程— — 香 山会 议 第 １ ５次 综 述 地 球 科 学进 展 ．～ ５ ７ 长度取 ３０ 工作面上覆岩层平均容重 取 ２４ ３５ 应力集 中系数较大 。 ０ ｍ， ． ｘ ．， ［ ．０ １ Ｍ】 ０ ． ２ １４ Ｎｍ ， 型上部采用应力边界 ， ０ ／３ Ｋ 模 其他 的采 用 ５结 论 作 者简 介 ： 史静 （９ ０ ， ， 徽 淮 南 人 ， １８ ～）女 安 袁 １岩石力学参数 为有效控 制巷 道稳定 ， 于 安徽理 工大学在读研究生， 究方向： 基 研 矿压与巷
矿山压力与岩层控制复习题及答案
1、矿山压力：由于矿山开采活动的影响，在巷道周围岩体中形成的和作用在巷道支护物上的力定义为矿山压力，〔1〕2、矿山压力显现：由于矿山压力作用使巷道周围岩体和支护物产生的种种力学现象，统称为矿山压力显现。
〔1〕3、矿山压力控制：所有减轻、调节、改变和利用矿山压力作用的各种方法叫矿山压力控制。
〔1〕4、原岩应力：存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力，也称为岩体初始应力、绝对应力或地应力。
〔40〕5、支承压力：在岩体内开掘巷道后，巷道围岩必然出现应力重新分布，一般将巷道两侧改变后的切向应力增高部分称为支承压力。
(58)6、老顶：通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为老顶。
〔65〕7、直接顶：一般把直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为直接顶。
〔65〕8、直接顶初次垮落：煤层开采后，将首先引起直接顶的垮落,回采工作面从开切眼开始向前推进，直接顶悬露面积增大,当到达其极限垮距时开始垮落。
直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。
〔70〕9、顶板下沉量：一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板相对移近量。
〔98〕10、老顶初次来压：当老顶悬露到达极限跨距时，老顶断裂形成三铰拱式的平衡，同时发生已破断的岩块回转失稳(变形失稳)，有时可能伴随滑落失稳(顶板的台阶下沉)，如图4—3所示，从而导致工作面顶板的急剧下沉。
此时，工作面支架呈现受力普遍加大现象，即称为老顶的初次来压。
〔99〕11、周期来压：由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。
〔101〕12、关键层：将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。
〔174〕13、开采沉陷：煤层开采后，采空区周围原有的应力平衡受到破坏，引起应力的重新分布从而引起岩层的变形、破坏与移动，并由上向下发展至地表引起地表的移动，这一现象称为开采沉陷。
〔p177〕14、充分采动与非充分采动〔177〕当采空区尺寸〔长度和宽度〕相当大时，地表最大下沉值到达该地质条件下应有的最大值，此时的采动称为充分采动。
支承压力的概念及其在实际生产中的意义
支承压力的概念及其在实际生产中的意义支承压力的概念及其在实际生产中的意义一、引言支承压力，作为一种物理学概念，是指物体在受到外力作用下，对这些力量产生的应力进行支撑和承受的能力。
在实际生产中，支承压力的概念被广泛运用于材料工程、结构设计、机械制造等领域。
本文将就支承压力的概念及其在实际生产中的意义展开探讨。
二、支承压力的概念1. 支承压力的基本定义在物理学中，支承压力是指材料或结构在受压力作用下所产生的内部应力，它是一种重要的物理量，用来描述材料或结构在受力时的承载能力。
2. 支承压力的计算方法支承压力的计算方法是根据材料的力学性能和结构的几何形状来确定的。
在实际应用中，工程师和设计师需要根据具体情况选择合适的计算方法，以确保材料或结构在受力时能够承受所施加的压力。
三、支承压力在材料工程中的意义1. 材料的强度和稳定性在材料工程中，支承压力是评估材料强度和稳定性的重要指标。
材料在受到外力作用时，能否承受住这些压力，直接影响着材料的使用寿命和安全性。
2. 结构设计的依据在结构设计中，支承压力是确定结构构件尺寸和材料选用的重要依据。
只有充分考虑支承压力，才能设计出稳定可靠的结构。
4、支承压力在机械制造中的意义1. 机械零部件的耐久性在机械制造中，各种零部件经常需要承受各种压力的作用，考虑支承压力能够有效提高零部件的耐久性，并减小故障的发生几率。
2. 设备的安全运行在设备的设计和制造过程中，必须充分考虑支承压力，以确保设备在运行过程中能够安全可靠地承受各种外部压力的作用。
结论支承压力作为一种物理学概念，在实际生产中具有重要的意义。
充分理解和应用支承压力的概念，能够提高材料工程、结构设计和机械制造的质量和效率，保障设备和构件的安全稳定运行。
我们应该重视支承压力的概念，在工程实践中加以积极运用。
个人观点支承压力作为物理学概念，是连接材料工程、结构设计和机械制造的重要桥梁。
在工程实践中，我深刻体会到支承压力对于产品质量、安全性和可靠性的重要性，因此我强烈认同支承压力在实际生产中的意义。
工作面超前支承压力分布规律数值模拟分析
工作面超前支承压力分布规律数值模拟分析摘要：运用FLAC3D数值模拟软件分析了工作面超前支承压力分布规律，为矿井合理加强超前支护，规避危险提供了理论依据。
关键词：超前支承压力支承压力峰值FLAC3D1.引言煤层开采过程中，采场围岩体必然出现应力重新分布，一般将改变后的垂直应力增高部分称为支承压力。
在支承压力的作用下煤体受压发生变形、破坏，影响工作面的安全生产，在放顶煤开采中这种影响会变得更加突出，它会影响顶煤放出率、冒顶、采场支护等[1-2]。
若能有效确定超前支承压力影响范围，适当加强超前支护，及时处理安全隐患，可实现矿井经济、安全生产。
本文运用FLAC 3D数值模拟软件软件分析一般开采条件下，工作面超前支承压力分布规律。
2.数值模拟模型的创建设计FLAC 3D数值模拟模型尺寸为220×1×120 m（长×宽×高），模型内开切眼位于x=160 m处，模型由19层煤岩层构成，网格均一划分，共划分13200个单元体，26862个节点。
开采时煤岩体视为无限边界条件，固取模型边界条件为：模型顶部为应力边界条件，模型顶部泥岩实际埋深323.46 m，取平均岩体容重γ=25 kN/m3，以大小为8.09 MPa的均布荷载模拟上覆岩层产生的自重应力；模型整体y方向为位移约束条件（Xy=0），模型左右两侧面为单向位移约束条件（Xx=0），模型底边界亦为位移条件（Xx=0、Xy=0、Xz=0）。
材料模型选取适于岩土开挖的摩尔-库仑模型，运算时在煤层上部沿走向布置测线，监测煤层垂直应力。
模型所需的材料属性参数根据以往实验室测得的数据和前人在模拟实验中所选取的合理参数赋值。
3.数值模拟结果分析将工作面推进4 m、20 m、40 m、60 m时的垂直应力与初始平衡时的垂直应力相比得到工作面前方垂直应力集中系数随距工作面的距离变化的曲线，如图1.1所示。
由图1.1可得：工作面推进4m时，煤壁前方0-5 m范围为卸压区，5-20 m范围为增压区，其中9 m处垂直应力达到峰值应力12.91 Mpa，应力集中系数1.32，20 m以远范围垂直应力基本等于原岩应力；工作面推进20 m时，煤壁前方0-5 m范围为卸压区，5-46 m范围为增压区，其中13 m处垂直应力达到峰值应力17.41 Mpa，应力集中系数1.78，46 m以远范围垂直应力基本等于原岩应力；推进40 m时，煤壁前方0-5 m范围为卸压区，5-64 m范围为增压区，其中15 m处垂直应力达到峰值应力21.64 Mpa，应力集中系数2.22，64 m以远范围垂直应力基本等于原岩应力；工作面推进60 m时，煤壁前方0-5 m范围为卸压区，5-70 m范围为增压区，其中17 m处垂直应力达到峰值应力25.09 Mpa，应力集中系数2.57，70 m以后垂直应力基本等于原岩应力。
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关于支承压力发展规律及其在实际生产中的应用
【摘要】关于支承压力的发展规律。
根据实践的成果，可以把从采场推进开始至老顶第一次来压完成时的支承压力显现，划分为三个阶段。
【关键词】支承压力；规律；显现
第一阶段：从采场推进开始至煤壁支承能力改变之前，在本发展阶段，随采场推进，通过相对稳定状态的老顶传递至煤层上的压力将逐渐增加，但是，由于各点的应力没有达到破坏的极限，因此包括煤壁在内，整个煤层都处于弹性压缩状态，根据弹性基础梁的理论，不难得出其支撑在压力分布，将是一个高峰在煤壁处的单调下降曲线。
第二阶段：煤壁支承能力改变起，到老顶岩梁裂断前为止。
进入本阶段后，靠近煤壁附近的支承压力超过了煤层强度的极限，支承能力开始降低。
这一趋势随采场推进将逐步向煤壁前方扩展。
与此同时，岩梁沉降幅度也逐渐增大．由岩梁中部开始的离层现象也将向两端发展。
一旦老顶岩梁的作用力超过下部煤层的支承能力，离层就要深入煤壁向前伸展。
显然本阶段对于支承能力已经下降。
特别是离层已出现的部分，老顶岩梁作为传递上部整体岩重的作用将逐渐下降，而作为形成支承压力的“载荷作用，将逐渐上升。
第三阶段：从老顶岩梁端部裂断开始至岩梁中部接触矸石为止。
本发展阶段支承压力分布及其显现的基本特点是：支承压力分布及显现随老顶岩梁”显著运动”的发展的明显的变化。
其主要特征是：（1）岩梁裂断时刻，在裂断附近将伴有压力的高度集中。
（2）岩梁裂断完成后，以裂断线为界应力将明显的分为两个部分：即在裂断线与煤壁之间，由已断裂岩梁自重所决定的“内应力场”；以及裂断线以外，由上覆岩层整体重量所决定的“外应力场”。
（3）两应力场形成后，随工作面的继续推进各自的应力高峰以裂断线为界分别向相反的方面发展。
支承压力规律在生产中的应用:
（1）行采场来压预测预报。
采场来压是老顶岩梁断裂后显著运动的结果。
煤层上支承压力显现变化的规律是采场来压预报的根据，城子河矿在东三采区43#层二面的回采工作面，采高1.4—1.6M，煤层倾角3度一5度．直接顶为1M 左右的砂岩，上为3--5M的白砂岩，该面采用单体液压支柱支护顶板，为保证安全生产，进行来压预测，在周期来压前，工作面支柱每隔3个柱号增设一戗柱，切顶效果较好，目前该煤层已回采两个工作面都很成功的控制了初次来压和周期压力。
（2）在解决回采巷道布置和巷道维护上的应用。
随岩梁运动的发展，工作面两侧支承压力分布规律的情况。
这个图说明巷道开掘的位置不同或在同一位置开掘的时间不同，则巷道所经历的支承压力作用过程（顶板活动过程）就不同，巷道出现的变形量也是不同的，例如，采用无煤柱开采的沿空留巷方法，则巷道的每一点（位置）都要经历全过程。
在使用过程中其总的变形量S可由下式估算。
S=S1+S2+S3+S4+S5
式中：S1一巷道在岩梁断裂前受本工作面采动影响而造成的变形量。
S2一岩梁从断裂至触矸过程中巷道的变形量。
S3——岩梁触矸并压实采空区矸石过程中巷道的变形量（可按矸石碎胀系数从1.3—1.05左右估算）。
S4一巷道受下工作面采动影响的变形量。
S5一围岩塑性变形过程中巷道变形量的总和。
其它巷道布置方案，例如无煤柱开采的沿空掘巷方案，留煤柱护巷方案，其中包括在低应力区，掘巷的小煤柱方案，和在外应力场原岩应力区的大煤柱护巷（掘巷）等。
如果要正确的在E确定其开掘的位置和时间，估算其变形量，都需要通过现场实测找到开掘的位置和时间，估算其变形量，都需要通过现场实找到支承压力场，特别是内应力场的范围及压力转移过程完成后的最后稳定时间。
例如沿空送巷，显然应当在支承压力转移过后达到最终稳定状态，也就是达到图F中的虚线情况时，才是最佳的掘巷时间。
在此情况下巷道的变形量最小，即沿空留巷总变形量式中的Sl、S2、S3均为零。
对于留煤柱护巷方案中的小煤柱方案，应该是当应力场稳定后，而在大煤柱护巷方案也应该是同样状态形成后，位置才是最好的。
我矿在护巷的实际工作中，大都采用小煤柱沿空送巷或沿空留巷。
沿空送巷留煤柱一般在2—3米，效果很好。