大傾角煤層長壁開采頂板結(jié)構(gòu)時(shí)空演化特征

摘 要：為了明確大傾角煤層走向長壁開采頂板結(jié)構(gòu)時(shí)空演化規(guī)律，采用物理相似模擬、數(shù)值模擬、現(xiàn)場實(shí)測綜合互饋的研究手段，對采空區(qū)矸石的非均勻充填特征、頂板結(jié)構(gòu)空間展布形態(tài)、圍巖主應(yīng)力大小漸變與方向偏轉(zhuǎn)的演化過程和支架工作阻力的區(qū)域性特征進(jìn)行研究。結(jié)果表明：隨著推進(jìn)距離的不斷增大，底板上矸石堆積范圍增大，在支架后方采空區(qū)開始往復(fù)出現(xiàn)倒三角的臨空面；在深部采空區(qū)，矸石堆砌與水平面之間夾角沿傾向下部至上部不斷減小；頂板位移呈現(xiàn)出“增大-穩(wěn)定”的演化趨勢，峰值位置由工作面傾向中上部區(qū)域向傾向中部遷移；頂板應(yīng)力傳遞拱殼呈典型的非對稱分布特征，拱殼內(nèi)部巖體受力狀態(tài)由雙向受壓轉(zhuǎn)為單、雙向受拉，主應(yīng)力方向由x軸正向轉(zhuǎn)為負(fù)向；頂板變形破壞的非對稱性使得工作面支架工作阻力呈現(xiàn)傾向中上部較大、離散程度高，傾向中下部較小、離散程度低的區(qū)域特征。研究結(jié)果可為大傾角煤層長壁采場頂板穩(wěn)定性控制提供一定的參考與指導(dǎo)意義。關(guān)鍵詞：大傾角煤層；頂板結(jié)構(gòu)；應(yīng)力傳遞；時(shí)空演化特征中圖分類號：TD 327

Space-time evolution characteristics of roof structure in longwall mining of steeply dipping coal seam

LUO Shenghu^1，2，REN Hao¹，WANG Tong^2，3，WU Yongping^2，3，TIAN Chengyang¹

（1.College of" Sciences，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China；2.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention，Ministry of Education，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China；3.College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China）

Abstract：The clarifying of space-time evolution law of roof structure is the key to safe and efficient longwall mining of steeply dipping coal seam.The comprehensive research methods of the physical similarity simulation experiment，numerical simulation and field measurement methods are adopted to explore，the non-uniform filling characteristics of gangue in gob，spatial distribution form of roof structure，the evolution law of principal stress value and direction deflection of surrounding rock and the regional characteristics of mining pressure in working face.The results show：with the advancing distance increasing，the accumulation range of gangue expands，and the inverted triangle airspace begins to appear repeatedly in the gob behind the support.In the deep gob，the angle between the gangue pile and the horizontal plane decreases continuously from the lower part to the upper part along the inclined direction.The displacement of roof shows an evolutionary trend of “increase-stability”.The peak displacement position moves from the upper part to the middle part of the working face，which is located at the hinge point between the broken block and the failure envelope surface.The stress transfer arch shell of roof is characterized by typical asymmetric distribution.The stress state of the rock mass inside the arch shell changes from two-way compression to one-way and two-way tension，and the stress direction changes from x-axis positive to negative.Asymmetric characteristics of roof deformation and failure make the working resistance of working face show regional characteristics of large tendency in the middle and upper part with high dispersion degree，small tendency in the middle and lower part with low dispersion degree.The research results provide certain reference and guiding significance for the stability control of longwall stope roof in steeply dipping coal seam.

Key words：steeply dipping coal seam；roof structure；stress transfer；space-time evolution characteristics

0 引 言

大傾角煤層廣泛分布在中國西部礦區(qū)與東部礦區(qū)的深部，其綠色高效開發(fā)是提升中國煤層機(jī)械化開采水平的難點(diǎn)與重點(diǎn)^[1]，而實(shí)現(xiàn)大傾角煤層綠色高效開發(fā)的核心問題在于“支架-圍巖”系統(tǒng)的穩(wěn)定性控制^[2]。

受煤層傾角影響，大傾角煤層開采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、上覆巖層運(yùn)移以及支架-圍巖關(guān)系均與水平或緩傾斜煤層存在顯著差異。近30 a來，一大批學(xué)者從不同角度對大傾角中厚煤層長壁綜采、厚煤層長壁綜放開采等不同開采方式下的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律^[3-9]、采場空間非規(guī)則隨機(jī)分離體孕育致災(zāi)機(jī)理^[10-11]、煤層開采后引起的地表沉陷、頂?shù)装鍘r層交互影響下“支架-圍巖”系統(tǒng)的耦合作用機(jī)理與穩(wěn)定性控制^[12-14]、支架與設(shè)備下滑傾倒機(jī)理及可能引發(fā)的圍巖災(zāi)害^[15]等問題展開研究與探索。已有的研究，一定程度上解決了大傾角煤層安全高效開采的基本問題，但遺憾的是，目前還沒有年產(chǎn)百萬噸的大傾角煤層綜采工作面。

大傾角煤層綠色高效開發(fā)的重點(diǎn)在于對圍巖活動(dòng)進(jìn)行有效控制，而圍巖控制的關(guān)鍵在于實(shí)現(xiàn)對“頂板-支架/煤壁/煤柱-底板”系統(tǒng)的穩(wěn)定性控制。其中，頂板作為系統(tǒng)的構(gòu)成元素和施載體，是保證系統(tǒng)穩(wěn)定的基礎(chǔ)。現(xiàn)有研究手段多是采用平面模型研究大傾角煤層開采頂板變形破壞的特征。但在大傾角煤層開采中，頂板變形-矸石運(yùn)移是一個(gè)“時(shí)間+空間”運(yùn)動(dòng)過程，支架后方反復(fù)出現(xiàn)的“倒三角空域”對工作面的“支架-圍巖”系統(tǒng)的穩(wěn)定性有顯著影響。

基于此，筆者采用物理相似模擬試驗(yàn)、數(shù)值模擬試驗(yàn)與現(xiàn)場監(jiān)測互饋的研究方法，在綜合確定頂板結(jié)構(gòu)、矸石堆積形態(tài)的時(shí)空演化特征基礎(chǔ)之上，分析了圍巖采動(dòng)應(yīng)力演化特征，揭示了工作面區(qū)域性礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，研究結(jié)果可為工程實(shí)踐提供一定的科學(xué)指導(dǎo)意義。

1 工程概況

新疆焦煤某礦設(shè)計(jì)工業(yè)儲(chǔ)量885.1萬t，可采儲(chǔ)量684.7萬t，井田走向長度7 km，南北寬1.5 km，井田面積約10.5 km²，礦井采用走向長壁綜合機(jī)械化采煤，服務(wù)年限70 a。工作面設(shè)計(jì)走向長2 098 m，工作面斜長100 m。工作面傾角45°，容重1.35 t/m³，采高4.5 m。現(xiàn)場煤巖層賦存情況如圖1所示。

2 圍巖變形破壞時(shí)空演化特征

2.1 試驗(yàn)設(shè)計(jì)與設(shè)備

大傾角煤層推進(jìn)過程中，沿工作面傾向及傾向不同區(qū)域沿走向冒落矸石的充填特征、覆巖結(jié)構(gòu)具有明顯的空間特征，選用西安科技大學(xué)平立組合式試驗(yàn)平臺(tái)展示這種空間特征。平臺(tái)尺寸為1 500 mm×600 mm×1 500 mm，試驗(yàn)過程中通過水平、垂直的加載油缸對試驗(yàn)?zāi)Ｐ褪┘虞d荷的方式補(bǔ)償覆巖載荷。

模型幾何相似條件為C_l=1∶100，其余相似常數(shù)可以依次求得。試驗(yàn)過程中，在模型背面采用壓力葫蘆將預(yù)制矩形方鋼抽出以模擬工作面推進(jìn)，推進(jìn)步距為2 cm，上、下區(qū)段煤柱各留設(shè)50 cm；采用DIC數(shù)字散斑技術(shù)，測量模型表面微變形破壞時(shí)的位移變化量，儀器精度為10^-6 m；采用鉆孔窺視儀對開采過程中模型內(nèi)部矸石堆砌結(jié)構(gòu)進(jìn)行拍照記錄；采用PENTAXR-400NX全站儀監(jiān)測上覆巖層位移，儀器精度10^-3 m；采用數(shù)碼相機(jī)拍攝記錄覆巖破壞垮落形態(tài)。試驗(yàn)?zāi)Ｐ团c設(shè)備布置如圖2所示。

2.2 圍巖宏觀結(jié)構(gòu)時(shí)空演化特征

煤層開采后改變了圍巖原有的應(yīng)力狀態(tài)，采動(dòng)后形成的礦山壓力促使圍巖產(chǎn)生變形發(fā)生破壞，并向已成空間運(yùn)移。不同推進(jìn)距離條件下圍巖變形破壞演化特征，如圖3所示。

從圖3可以看出

1）工作面推進(jìn)10 cm，直接頂破斷垮落，頂板冒落矸石在傾角-重力場作用下沿工作面傾向下滑堆積在傾向下部區(qū)域。頂板懸露長度77.5 cm，垮落高度7 cm，同時(shí)在傾向上端頭頂板形成破斷殘余梯階結(jié)構(gòu)，長度為4.5 cm，如圖3（a）所示。結(jié)合矸石充填形態(tài)可將支架后方采空區(qū)分為接頂區(qū)、非接頂區(qū)和臨空面。其中接頂區(qū)長度為18 cm，非接頂區(qū)長度為26 cm，臨空面長度為56 cm。

2）工作面推進(jìn)15 cm，基本頂初次垮落，傾向中下部區(qū)域冒落矸石充填范圍和程度增加，矸石充填高度增加至9.5 cm，充填長度增加至90 cm。傾向中上部區(qū)域支架后方采空區(qū)出現(xiàn)倒三角臨空面，臨空面直角邊長度為16.5 cm，斜邊長度20 cm，如圖3（b）所示。頂板變形破壞呈現(xiàn)明顯的非對稱性，基本頂垮落最大高度位于傾向中上部區(qū)域，為10 cm，基本頂懸露長度為72 cm。傾向上部區(qū)域基本頂冒落矸石的下滑為該區(qū)域頂板變形破壞提供了空間，上端頭頂板破壞范圍增加，沿工作面傾向破斷殘余梯階結(jié)構(gòu)長度3.8 cm，低位直接頂長度為5 cm，沿工作面走向頂板破斷殘?jiān)Y(jié)構(gòu)深度為10 cm。

3）工作面推進(jìn)40 cm，沿工作面傾向自下而上，深部采空區(qū)冒落矸石充填密度逐漸減小，根據(jù)矸石充填密度將矸石充填區(qū)域分為密實(shí)充填區(qū)、完全充填區(qū)和部分充填區(qū)，如圖3（c）所示。在密實(shí)充填區(qū)矸石堆砌角度與水平方向夾角為40°，完全充填區(qū)下部矸石堆砌夾角為37°，上部矸石堆砌夾角為20°。部分充填區(qū)深部采空區(qū)矸石存在反堆砌結(jié)構(gòu)，該反堆砌結(jié)構(gòu)與水平面夾角為96°，而支架后方采空區(qū)，沿工作面走向矸石鉸接堆砌，砌體長度分別為4.8，4.5 cm。傾向上端頭深部采空區(qū)頂板存在弧形三角板結(jié)構(gòu)，頂板破斷殘余梯階結(jié)構(gòu)傾向長度增加至7.5 cm，走向長度為10 cm。

4）隨著工作面開采距離的增加，冒落矸石堆積范圍不斷增大。推進(jìn)60 cm后，矸石充填傾向長度增加至95.5 cm，密實(shí)充填區(qū)矸石堆砌與水平方向夾角為40°，完全充填區(qū)矸石堆砌與水平方向夾角為35°，部分充填區(qū)矸石堆砌與水平方向夾角為25°，該區(qū)域反砌體結(jié)構(gòu)與水平方向夾角為97°。支架后方采空區(qū)倒三角臨空面范圍增加，直角邊長度增加至25.8 cm，斜邊長度增加至39.7 cm。頂板懸露長度為40 cm，垮落高度為16.5 cm。傾向上端頭處頂板破斷邊界呈弧形三角狀，頂板破斷殘?jiān)L度沿傾向19.8 cm，沿走向40.5 cm，頂板破斷結(jié)構(gòu)如圖3（d）所示。

2.3 圍巖變形時(shí)空演化特征

圖像數(shù)字相關(guān)技術(shù)由于其精度高、非接觸性等有點(diǎn)，眾多者已將其應(yīng)用于巖石力學(xué)試驗(yàn)中^[16-17]。DIC計(jì)算原理如圖4所示。

DIC應(yīng)變計(jì)算采取對位移的求導(dǎo)的方式確定圍巖表面微小的位移量，梯度矩陣F表示子區(qū)測量點(diǎn)在空間中的變化情況，表達(dá)式如下

式中 拉伸張量U表示為

由此可以得出被測物體的位移。在模型表面距離煤層上方10 cm位置處沿傾斜平行煤層方向布置測線，分析推進(jìn)過程中圍巖變形破壞時(shí)空演化特征，不同推進(jìn)距離條件下圍巖表面位移演化規(guī)律，如圖5所示。

從圖5可以看出

1）煤層開采后，頂板位移峰值位于工作面傾向上部區(qū)域，且隨著推進(jìn)距離的增大，頂板合位移變化范圍和峰值不斷增加，但其增長幅度逐漸減小。進(jìn)入充分采動(dòng)階段后，頂板位移峰值位置由工作面傾向上部區(qū)域向中部區(qū)域遷移，位于頂板破斷巖塊與破壞包絡(luò)面的鉸接點(diǎn)位置。

2）當(dāng)工作面推進(jìn)距離分別為10，15，40，60 cm時(shí)，位移峰值分別為0.77，1.08，4.09，5.17 mm，峰值位置距離上斷頭位置分別為19，19，50，46 m，增大幅度分別為40.26%，278.7%，26.41%。

3）當(dāng)工作面推進(jìn)處于初采階段時(shí)，在冒落矸石非均衡約束效應(yīng)影響下，工作面傾向上部區(qū)域頂板變形幅度大于傾向下部區(qū)域，頂板位移峰值位移距離下端頭78 cm的傾向上部區(qū)域。隨著推進(jìn)距離的不斷增大，圍巖破斷程度亦不斷增大，并在傾向上部區(qū)域出現(xiàn)了空洞區(qū)域。頂板破斷包絡(luò)面內(nèi)部，矸石堆砌鉸接現(xiàn)象明顯，頂板水平、垂直、合位移較大。頂板破壞包絡(luò)面外部，傾向上部懸空頂板作為主承載結(jié)構(gòu)，頂板變形程度較鉸接位置處小。

3 數(shù)值模擬計(jì)算

大傾角煤層開采過程中，采動(dòng)應(yīng)力在頂板巖層中的非對稱分布及其對巖體變形破壞的驅(qū)動(dòng)是造成頂板非對稱變形的主要原因。因此掌握頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞路徑是揭示大傾角煤層頂板非對稱破壞演化機(jī)理的基礎(chǔ)。采用FlAC^3D數(shù)值模擬軟件構(gòu)建大傾角煤層數(shù)值計(jì)算模型，并采用Fish編程語言對不同推進(jìn)距離條件下數(shù)值計(jì)算結(jié)果進(jìn)行后處理，獲取頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞路徑時(shí)空演化特征。

數(shù)值模型長（x軸）、寬（y軸）、高（z軸）分別為270 m、700 m和325 m，工作面長度設(shè)計(jì)為100 m，煤層傾角45°，推進(jìn)方向沿y軸方向，推進(jìn)步距5 m/步，推進(jìn)距離500 m，煤層厚度4.5 m。模型四周表面和底部均為位移約束邊界，頂部施加2.5 MPa垂直載荷，模擬上覆巖層載荷作用，模擬煤層埋深100 m。模型采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型模擬煤巖層強(qiáng)度，模型各巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

3.1 頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞演化特征

由彈性力學(xué)可知一點(diǎn)應(yīng)力的特征方程為

即

σ³_i-K₁σ²_i+K₁σ_i-K₃=0" （4）

式（4）參數(shù)K₁，K₂，K₃分別為

K₁=σ_x+σ_y+σ_z

K₂=σ_xσ_y+σ_yσ_z+σ_zσ_x-τ²_xy-τ²_yz-τ²_zx

K₃=σ_xσ_yσ_z-σ_xτ²_yz-σ_yτ²_zx-σ_zτ²_xy+2τ_xyτ_yzτ_zx" （5）

結(jié)合上式和參數(shù)方程可以得到σ_i，見式（6）

式（6）中φ表示如下

利用Fish編程語言將式（6）嵌入數(shù)值計(jì)算模型，在模型采空區(qū)中心沿傾向布置測面，監(jiān)測不同推進(jìn)距離條件下頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞演化特征^[18]，監(jiān)測結(jié)果如圖7所示。

1）受煤層傾角影響，頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞路徑呈現(xiàn)非對稱應(yīng)力包絡(luò)拱型分布特征。應(yīng)力包絡(luò)拱外，以應(yīng)力偏轉(zhuǎn)界線為界，頂板覆巖載荷向工作面傾向上、下端頭煤柱傳遞，造成傾向上下端頭處煤體主應(yīng)力升高，如圖7（a）～圖7（d）放大區(qū)域A，C所示。沿應(yīng)力偏轉(zhuǎn)界線兩側(cè)主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度最大，且同一層位頂板主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)角度由應(yīng)力偏轉(zhuǎn)界線到采空區(qū)兩側(cè)未開采頂板逐漸降低。應(yīng)力包絡(luò)拱內(nèi)，主應(yīng)力數(shù)值大幅度降低，主應(yīng)力方向偏轉(zhuǎn)的非對稱性更加明顯，并在工作面傾向中上部區(qū)域頂板出現(xiàn)單向、雙向受拉狀態(tài)，如圖7（a）～圖7（d）中放大區(qū)域B所示，結(jié)合巖土材料抗壓不抗拉的特性可以看出該區(qū)域頂板易發(fā)生變形破壞。

2）隨著工作面推進(jìn)距離的增加，頂板非對稱應(yīng)力拱型的范圍逐漸增大，拱頂z軸方向的坐標(biāo)整體呈現(xiàn)先增大后趨于穩(wěn)定的變化趨勢，應(yīng)力包絡(luò)拱內(nèi)處于受拉狀態(tài)的區(qū)域范圍擴(kuò)大，并由工作面中上部區(qū)域逐漸向工作面中部區(qū)域擴(kuò)展。當(dāng)工作面推進(jìn)距離分別為50，100，200，300 m時(shí)，拱頂z軸方向的坐標(biāo)分別為213，210，221，223 m。

3.2 頂板最大主應(yīng)力方向偏轉(zhuǎn)特征

研究表明主應(yīng)力方向的偏轉(zhuǎn)會(huì)對圍巖內(nèi)部裂隙擴(kuò)展軌跡造成影響，導(dǎo)致其承載能力和破壞模式產(chǎn)生顯著變化^[19-23]。在煤層上方5 m處沿工作面傾向布置測線，研究工作面推進(jìn)過程中頂板最大主應(yīng)力方向的偏轉(zhuǎn)特征，借助赤平投影法對主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)方向予以表征^[24]，圖8中90°～270°表示x軸方向，0°～180°表示y軸方向，綠色點(diǎn)為采空區(qū)上方頂板巖體，紅色點(diǎn)為工作面傾向上端頭煤柱頂板，藍(lán)色點(diǎn)為工作面傾向下端頭煤柱頂板，監(jiān)測結(jié)果如圖8所示。

1）原巖應(yīng)力狀態(tài)下，受煤層傾角影響，傾向上、下端頭頂板最大主應(yīng)力與z軸夾角14°。開采擾動(dòng)作用下，最大主應(yīng)力方向產(chǎn)生偏轉(zhuǎn)，其中傾向上端頭頂板最大主應(yīng)力向x軸負(fù)方向偏轉(zhuǎn)，傾向下端頭向x軸正方向偏轉(zhuǎn)，如圖8（a）所示。沿工作面傾向自下而上，采空區(qū)頂板最大主應(yīng)力則是先向x軸負(fù)方向偏轉(zhuǎn)且偏轉(zhuǎn)幅度減小，并且當(dāng)距離工作面傾向下側(cè)煤體56 m時(shí)開始由x軸負(fù)方向向x軸正方向偏轉(zhuǎn)。結(jié)合采空區(qū)最大主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)軌跡可以看出向x軸負(fù)方向偏轉(zhuǎn)的數(shù)據(jù)點(diǎn)多于向x軸正方向偏轉(zhuǎn)的數(shù)據(jù)點(diǎn)，表明大傾角煤層頂板最大主應(yīng)力方向偏轉(zhuǎn)呈現(xiàn)明顯非對稱分布特征。

2）隨著工作面開采擾動(dòng)程度的增加，頂板最大主應(yīng)力方向偏轉(zhuǎn)產(chǎn)生明顯變化。當(dāng)推進(jìn)距離為50 m時(shí)，采空區(qū)頂板最大主應(yīng)力處于同時(shí)在xoz平面和yoz平面內(nèi)偏轉(zhuǎn)，且距離傾向兩側(cè)煤體越遠(yuǎn)，其在yoz平面內(nèi)偏轉(zhuǎn)幅度越大，該位置頂板覆巖自重應(yīng)力既向傾向上、下側(cè)煤體傳遞又向采空區(qū)兩側(cè)煤壁傳遞。模型中心位置（x=134 m）處頂板最大主應(yīng)力傾角為27°，方位角為103°。隨著工作面推進(jìn)距離的增加，采空區(qū)頂板最大主應(yīng)力在xoz平面內(nèi)偏轉(zhuǎn)幅度增大，而在yoz平面內(nèi)偏轉(zhuǎn)幅度減小，模型中心位置頂板最大主應(yīng)力傾角減小至15°，減幅44.5%，方位角最大值減小至89°，減幅13.6%；采空區(qū)頂板最大主應(yīng)力開始由應(yīng)力雙向傳遞區(qū)域向應(yīng)力單向傳遞過渡，覆巖自重應(yīng)力向傾向上、下側(cè)煤體傳遞比例增加，向采空區(qū)兩側(cè)煤壁傳遞比例減少。

結(jié)合3.1與3.2節(jié)可以看出，推進(jìn)過程中圍巖應(yīng)力傳遞拱殼內(nèi)部應(yīng)力釋放程度、方向偏轉(zhuǎn)角度較大，且呈現(xiàn)出典型的非對稱特征。應(yīng)力驅(qū)動(dòng)下頂板的變形破壞是必然的，應(yīng)力傳遞拱殼呈現(xiàn)出的增大-穩(wěn)定演化特征與前文大傾角煤層頂板變形破壞特征的時(shí)空演化規(guī)律相一致。

4 現(xiàn)場監(jiān)測

開采過程中在現(xiàn)場開展了為期4個(gè)月的支架工作阻力的監(jiān)測工作，選取上、中、下不同區(qū)域內(nèi)9#，29#，47#支架監(jiān)測結(jié)果如圖9所示。

工作面開采過程中，支架的區(qū)域性受載特征是頂板運(yùn)動(dòng)狀態(tài)的響應(yīng)表征。當(dāng)頂板的運(yùn)動(dòng)狀態(tài)的發(fā)生改變時(shí)，支架的位態(tài)亦隨之發(fā)生變化。傾向中部區(qū)域的29#支架工作阻力平均值為6 422 kN且離散程度較大；上部支架平均工作阻力平均值為

4 985 kN，離散程度較中部區(qū)域小，下部支架工作阻力平均值為3 505 kN，離散程度最低。傾向中、上部區(qū)域內(nèi)受載特征復(fù)雜反映了該區(qū)域內(nèi)頂板運(yùn)動(dòng)的活躍程度較大。

綜上所述，大傾角煤層開采過程中，受煤層傾角影響，應(yīng)力傳遞拱殼內(nèi)部采動(dòng)應(yīng)力大小漸變與方向偏轉(zhuǎn)呈現(xiàn)出非對稱特征，且應(yīng)力傳遞拱殼的高度呈現(xiàn)出先增大后趨于穩(wěn)定的演化特征，應(yīng)力非對稱性導(dǎo)致圍巖變形破壞亦呈現(xiàn)非對稱特征，這在現(xiàn)場監(jiān)測中得到驗(yàn)證。

5 結(jié) 論

1）大傾角煤層開采過程中，支架后方采空區(qū)，反復(fù)出現(xiàn)倒三角臨空面。在深部采空區(qū)，沿工作面傾向下部至上部，塊體與水平面之間夾角持續(xù)減小。頂板破斷包絡(luò)面內(nèi)部，矸石堆砌鉸接現(xiàn)象明顯，頂板變形程度較大。頂板破壞包絡(luò)面外部，傾向上部頂板作為主承載結(jié)構(gòu)，頂板變形程度較鉸接位置處小。

2）頂板采動(dòng)應(yīng)力傳遞拱殼呈現(xiàn)非對稱應(yīng)力包絡(luò)拱型分布特征。應(yīng)力傳遞拱殼外，以應(yīng)力偏轉(zhuǎn)界線為界，頂板覆巖載荷向工作面傾向上、下端頭煤柱傳遞。應(yīng)力傳遞拱殼內(nèi)，巖體應(yīng)力狀態(tài)由壓轉(zhuǎn)為拉，應(yīng)力方向由x軸正向轉(zhuǎn)為負(fù)向。應(yīng)力傳遞拱殼呈現(xiàn)的增大

-穩(wěn)定演化特征與頂板變形破壞特征的時(shí)空演化規(guī)律相一致。

3）支架區(qū)域性受載特征顯著反映了頂板變形破壞的非對稱特征。工作面傾向中上部支架工作阻力大、離散程度高，反映了該區(qū)域內(nèi)頂板活躍程度大。傾向下部支架阻力小、離散程度低，該區(qū)域內(nèi)頂板活躍程度小。

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