超長大采高工作面礦壓特征影響因素分析＊

李志華 華心祝 楊 科 朱若軍 周德生

（1.安徽理工大學礦業工程博士后流動站，安徽省淮南市，232001；2.安徽理工大學煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室，安徽省淮南市，232001；3.國投新集能源股份有限公司劉莊煤礦，安徽省阜陽市，236235）

超長大采高工作面礦壓特征影響因素分析＊

李志華1，2華心祝2楊 科2朱若軍3周德生3

（1.安徽理工大學礦業工程博士后流動站，安徽省淮南市，232001；2.安徽理工大學煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室，安徽省淮南市，232001；3.國投新集能源股份有限公司劉莊煤礦，安徽省阜陽市，236235）

采用FLAC3D數值模擬軟件模擬了超長大采高俯斜工作面頂板下沉量及工作面超前支承壓力分布規律，并在此模型的基礎上，通過調整采高、面長、采深，對比分析了超長大采高工作面礦壓顯現特征與常規工作面的差異。研究結果表明：劉莊礦171301大采高綜采工作面超前支承壓力影響范圍大，達到60 m；頂板最大下沉量隨著采深、面長的增大而增大，增大幅度逐漸減小，隨著采高的增大而急劇增大；工作面支承壓力峰值隨著采深的增大而增大，隨采高的增大而減小，峰值位置均向煤壁前方發生遷移；工作面面長對支承壓力影響不顯著，所以在其他條件不變的情況下，增加面長礦壓顯現變化不大。

超長工作面 大采高工作面 礦山壓力 采高 數值分析 頂板下沉量

國投新集劉莊煤礦171301工作面位于劉莊煤礦西三13-1煤采區，為西區首采工作面。開采標高為-515.7～-681.2 m。工作面為傾向長壁布置，工作面傾向長為1285 m，切眼長300 m，煤層傾角5～9°，平均傾角7°；煤層厚度4.30～6.30 m，平均厚度5.14 m。煤質以氣煤為主，普氏系數為2.7～3.7。面長加大后，工作面覆巖的破壞與運動規律將發生改變，即工作面覆巖的宏觀結構及其穩定性產生變化，導致工作面礦壓顯現規律不一樣。本文以劉莊煤礦171301超長大采高綜采工作面煤層地質條件為背景，采用FLAC3D數值模擬軟件研究了超長大采高工作面頂板下沉量及工作面支承壓力分布規律，并在此模型的基礎上，通過調整采高、面長、采深，對比分析了超長大采高工作面礦壓顯現規律與常規工作面的差異。

1 計算模型構建

根據實際的煤層埋深以及巖層分布情況建立數值計算模型。模型在空間上分x、y、z三個方向，與實際的開采情況比較，工作面推進方向在模型中為x方向，工作面走向方向為y方向，豎直方向為z方向，整個模型在空間尺寸上x方向500 m，y方向500 m （x和y組成水平面），z方向為260 m。整個模型由806400個單元與836381個結點組成。模型計算采用摩爾-庫侖準則計算。工作面采用ZZ13000-27／60型支撐掩護式支架，支架最大控頂距6.10 m，支護強度1.29 MPa。

本次數值模擬巖層屬性參照171303工作面軌道巷6＃鉆場取芯鉆孔成果圖，巖層力學屬性依據實驗室測試結果。

2 超長大采高工作面礦壓顯現特征

2.1 工作面支承壓力分布規律

模擬工作面凈面長300 m，采高6 m，采深624 m。為了研究工作面超前支承壓力分布特征，從工作面煤壁開始，在工作面中部沿煤層傾向做一條觀測線，提取該觀測線上各單元的垂直應力，便可反映出工作面超前支承壓力分布特征，如圖1所示。

在煤壁前方距離煤壁60 m以外范圍內，支承壓力變化不是很明顯；在煤壁前方40～60 m范圍內，支承壓力逐漸上升，說明開始受到采動影響。在煤壁前方30～40 m范圍內，該段應力急劇上升。應力峰值范圍為20～30 m，應力峰值達到24.15 MPa，應力集中系數達到1.58（原巖應力15.28 MPa），應力峰值位置距煤壁25 m。

圖1 工作面超前支承壓力分布圖

2.2 頂板下沉量變化規律

圖2是工作面開采導致的巖體運動矢量圖，圖中箭頭方向代表了巖體位移方向，箭頭長短代表了位移大小。從圖2中可知煤層的開挖會引起頂板巖層的迅速下沉。

圖2 巖體位移矢量圖

從實質上講，采場圍巖控制的關鍵在于工作面頂板下沉量要控制在一定范圍內，保證支柱具有行程，工作面支架不被壓死。通過監測沿工作面方向距離工作面煤壁6.0 m處的頂板下沉量，即支架頂梁末端的垂直位移，再根據頂板下沉量與監測點距帶式輸送機巷的距離，就可以得到采場頂板下沉量關系曲線，見圖3。從圖3可以看出，由于171301工作面為傾斜長壁工作面，工作面兩條巷道埋深一樣，所以，采場頂板下沉量呈對稱出現，頂板下沉量隨著距回采巷道距離的增大而不斷增加，距離回采巷道0 m、20 m時頂板下沉量約為230 mm。當測點距離回采巷道大于20 m后，頂板下沉量急劇增加，當測點距離巷道大于100 m后，頂板下沉量基本保持不變；當測點距離機巷150 m，即在工作面中部時，頂板下沉量增加到最大值818.08 mm。171301工作面煤層平均總厚度5.34 m，采用ZZ13000-27／60型支撐掩護式液壓支架，所以當頂板下沉量大于2.64 m時，支架立柱才會無行程。從圖3中可以看出無論是在工作面的兩端頭還是在中部，支架都不會被壓死。

圖3 采場頂板下沉量變化曲線

3 采深對采場礦壓顯現的影響

171301工作面為傾斜長壁工作面，工作面在回采過程中，由淺部開采到深部時礦壓顯現特征不一致。以初始模型為基礎，分析了采深對工作面礦壓顯現特征的影響。模型重新調整原則為工作面面長不變，采高不變，巖層物理、力學屬性保持不變，僅改變采深。重建2個模型，采深分別為542 m、624 m （已在初始模擬中模擬）、707 m。

圖4 采深對頂板下沉量的影響

圖4為不同采深頂板下沉量的關系曲線。可以看出，171301傾斜長壁工作面由淺部開采到深部時，在工作面中部時，頂板下沉量均達到最大值。當采深為542 m時，頂板最大下沉量為644.15 mm；當采深為707 m時，頂板最大下沉量逐漸增加到902.09 mm。在采高、工作面面長等條件不變的情況下，頂板最大下沉量隨著采深的增大而增大，但是增大幅度逐漸減小。

圖5 采深對工作面超前支承壓力的影響

圖5為不同采深工作面超前支承壓力變化曲線。171301工作面由淺部開采到深部時，在煤壁附近，由于受到的原巖應力增加，煤體已經發生破壞，承載能力降低，支承壓力峰值降低。而在工作面前方15 m以外，煤體又由塑性區過渡到彈性區，承載能力增大，工作面煤層埋深越大，形成的支承壓力峰值越大，峰值位置向煤壁前方發生遷移。

4 采高對采場礦壓顯現的影響

模型重新調整原則為工作面面長不變，采深不變，巖層物理、力學屬性保持不變，僅改變采高。重建3個模型，采高分別為2 m、3 m和4.5 m。

圖6為不同采高頂板下沉量變化曲線，可以看出，工作面采高由2.0 m增加到6.0 m時，頂板下沉量逐漸增加，在工作面兩端頭頂板下沉量隨采高的增加逐漸增加，當測點距離回采巷道大于20 m后，頂板下沉量隨采高的增加而急劇增加，采高越大，頂板下沉量增加幅度越大，在工作面中部時，頂板下沉量均達到最大值。在采深、工作面面長等條件不變的情況下，頂板最大下沉量隨著采高的增大而增大，而且采高越大，頂板下沉量增大幅度越大。

圖7為不同采高工作面超前支承壓力變化曲線。采高越大，形成的支承壓力峰值距離工作面煤壁越遠。在煤壁處，采高越大，支承壓力峰值越小。

5 工作面面長對采場礦壓顯現的影響

模型重新調整原則為工作面采高不變，采深不變，巖層物理、力學屬性保持不變，僅改變面長。重建4個模型，面長分別為150 m、200 m、250 m和350 m。

圖8為不同面長頂板下沉量變化曲線，可以看出，采場頂板下沉量隨著工作面面長的增加而逐漸增加，在工作面兩端頭頂板下沉量隨面長的增加基本保持不變，當測點距離回采巷道大于20 m后，頂板下沉量隨面長的增加而逐漸增加，但增大幅度逐漸減小。在工作面中部時，頂板下沉量均達到最大值。

圖9 面長對工作面超前支承壓力的影響

當工作面面長為150 m時，頂板最大下沉量為329.54 mm；當面長增加到300 m時，頂板最大下沉量迅速增加到818.08 mm；面長再增加350 m時，頂板最大下沉量僅增加到849.65 mm。所以，在采高、采深等條件不變的情況下，頂板最大下沉量隨著面長的增大而增大，但是增大幅度逐漸減小。當面長超過300 m后，頂板最大下沉量基本保持不變。

圖9為不同面長工作面超前支承壓力變化曲線，從圖9中可以看出4條曲線基本重合，說明面長發生變化后，工作面超前支承壓力變化不明顯。

6 結論

（1）大采高俯斜綜采工作面超前支承壓力影響范圍大，達到60 m，所以在工作面回采期間，應加大超前支護范圍，劉莊礦171301工作面超前支護范圍應加大到60 m。采場頂板下沉量呈對稱出現，在工作面中部時，頂板下沉量達到最大值。

（2）采場頂板最大下沉量隨著采深的增大而增大，但是增大幅度逐漸減小。采深越大，形成的支承壓力峰值越大。

（3）采場頂板最大下沉量隨著采高的增大而急劇增大。采高越大，工作面支承壓力峰值距離工作面煤壁越遠，支承壓力峰值越小。

（4）采場頂板最大下沉量隨著面長的增大而增大，但是增大幅度逐漸減小。當面長超過300 m后，頂板最大下沉量基本保持不變。面長對工作面支承壓力影響不明顯。

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Influencing factors of strata behavior characteristics in super-long large mining height working face

Li Zhihua1，2，Hua Xinzhu2，Yang Ke2，Zhu Ruojun3，Zhou Desheng3
（1.Post Doctor Station of Mining Engineering，Anhui University of Science and Technology，Huainan，Anhui 232001，China；2.Key Laboratory of Mining Safety and High Efficient Mining Co-established by Anhui Province and Ministry of Education，Anhui University of Science and Technology，Huainan，Anhui 232001，China；3.Liuzhuang Coal Mine，SDIC Xinji Energy Co.，Ltd.，Fuyang，Anhui 236235，China）

The FLAC3D software was used to study the roof subsidence in super-long large mining height working face and the distribution law of advanced abutment pressure of the working face.Based on this model，through adjusting the mining height，working face length and mining depth，the paper analyzed the differences of strata behavior characteristics between super-long large mining height working face and normal working face.The results indicate：the advanced abutment pressure of 171301 large mining height fully mechanized mining face of Liuzhang Mine has a large influenced range up to 60m；the maximum roof subsidence increases with the increase of mining depth and working face length，the increasing-amplitude decreasing gradually，while it sharply increases due to the increase of mining height；the peak of face abutment pressure increases with the increase of mining depth，while decreases with the increase of mining height，and the location of the peak transfers to the front of the coal wall；the effect of working face length on abutment pressure is very feeble，so，the strata behavior characteristics change little with the increase of working face length when keeping other conditions invariable.

super-long working face，large mining height working face，strata pressure，mining height，numerical analysis，roof subsidence

TD323

A

國家自然科學基金項目 （51174002，51074003）；安徽理工大學博士科研啟動基金資助項目（11057）；安徽理工大學青年科學研究基金資助項目

李志華 （1981-），男，陜西省漢中市人，副教授，工學博士，從事礦山壓力及沖擊礦壓方面的研究。

（責任編輯 張毅玲）