超长大采高工作面矿压特征影响因素分析＊

李志华 华心祝 杨 科 朱若军 周德生

（1.安徽理工大学矿业工程博士后流动站，安徽省淮南市，232001；2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽省淮南市，232001；3.国投新集能源股份有限公司刘庄煤矿，安徽省阜阳市，236235）

超长大采高工作面矿压特征影响因素分析＊

李志华1，2华心祝2杨 科2朱若军3周德生3

（1.安徽理工大学矿业工程博士后流动站，安徽省淮南市，232001；2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽省淮南市，232001；3.国投新集能源股份有限公司刘庄煤矿，安徽省阜阳市，236235）

采用FLAC3D数值模拟软件模拟了超长大采高俯斜工作面顶板下沉量及工作面超前支承压力分布规律，并在此模型的基础上，通过调整采高、面长、采深，对比分析了超长大采高工作面矿压显现特征与常规工作面的差异。研究结果表明：刘庄矿171301大采高综采工作面超前支承压力影响范围大，达到60 m；顶板最大下沉量随着采深、面长的增大而增大，增大幅度逐渐减小，随着采高的增大而急剧增大；工作面支承压力峰值随着采深的增大而增大，随采高的增大而减小，峰值位置均向煤壁前方发生迁移；工作面面长对支承压力影响不显著，所以在其他条件不变的情况下，增加面长矿压显现变化不大。

超长工作面 大采高工作面 矿山压力 采高 数值分析 顶板下沉量

国投新集刘庄煤矿171301工作面位于刘庄煤矿西三13-1煤采区，为西区首采工作面。开采标高为-515.7～-681.2 m。工作面为倾向长壁布置，工作面倾向长为1285 m，切眼长300 m，煤层倾角5～9°，平均倾角7°；煤层厚度4.30～6.30 m，平均厚度5.14 m。煤质以气煤为主，普氏系数为2.7～3.7。面长加大后，工作面覆岩的破坏与运动规律将发生改变，即工作面覆岩的宏观结构及其稳定性产生变化，导致工作面矿压显现规律不一样。本文以刘庄煤矿171301超长大采高综采工作面煤层地质条件为背景，采用FLAC3D数值模拟软件研究了超长大采高工作面顶板下沉量及工作面支承压力分布规律，并在此模型的基础上，通过调整采高、面长、采深，对比分析了超长大采高工作面矿压显现规律与常规工作面的差异。

1 计算模型构建

根据实际的煤层埋深以及岩层分布情况建立数值计算模型。模型在空间上分x、y、z三个方向，与实际的开采情况比较，工作面推进方向在模型中为x方向，工作面走向方向为y方向，竖直方向为z方向，整个模型在空间尺寸上x方向500 m，y方向500 m （x和y组成水平面），z方向为260 m。整个模型由806400个单元与836381个结点组成。模型计算采用摩尔-库仑准则计算。工作面采用ZZ13000-27／60型支撑掩护式支架，支架最大控顶距6.10 m，支护强度1.29 MPa。

本次数值模拟岩层属性参照171303工作面轨道巷6＃钻场取芯钻孔成果图，岩层力学属性依据实验室测试结果。

2 超长大采高工作面矿压显现特征

2.1 工作面支承压力分布规律

模拟工作面净面长300 m，采高6 m，采深624 m。为了研究工作面超前支承压力分布特征，从工作面煤壁开始，在工作面中部沿煤层倾向做一条观测线，提取该观测线上各单元的垂直应力，便可反映出工作面超前支承压力分布特征，如图1所示。

在煤壁前方距离煤壁60 m以外范围内，支承压力变化不是很明显；在煤壁前方40～60 m范围内，支承压力逐渐上升，说明开始受到采动影响。在煤壁前方30～40 m范围内，该段应力急剧上升。应力峰值范围为20～30 m，应力峰值达到24.15 MPa，应力集中系数达到1.58（原岩应力15.28 MPa），应力峰值位置距煤壁25 m。

图1 工作面超前支承压力分布图

2.2 顶板下沉量变化规律

图2是工作面开采导致的岩体运动矢量图，图中箭头方向代表了岩体位移方向，箭头长短代表了位移大小。从图2中可知煤层的开挖会引起顶板岩层的迅速下沉。

图2 岩体位移矢量图

从实质上讲，采场围岩控制的关键在于工作面顶板下沉量要控制在一定范围内，保证支柱具有行程，工作面支架不被压死。通过监测沿工作面方向距离工作面煤壁6.0 m处的顶板下沉量，即支架顶梁末端的垂直位移，再根据顶板下沉量与监测点距带式输送机巷的距离，就可以得到采场顶板下沉量关系曲线，见图3。从图3可以看出，由于171301工作面为倾斜长壁工作面，工作面两条巷道埋深一样，所以，采场顶板下沉量呈对称出现，顶板下沉量随着距回采巷道距离的增大而不断增加，距离回采巷道0 m、20 m时顶板下沉量约为230 mm。当测点距离回采巷道大于20 m后，顶板下沉量急剧增加，当测点距离巷道大于100 m后，顶板下沉量基本保持不变；当测点距离机巷150 m，即在工作面中部时，顶板下沉量增加到最大值818.08 mm。171301工作面煤层平均总厚度5.34 m，采用ZZ13000-27／60型支撑掩护式液压支架，所以当顶板下沉量大于2.64 m时，支架立柱才会无行程。从图3中可以看出无论是在工作面的两端头还是在中部，支架都不会被压死。

图3 采场顶板下沉量变化曲线

3 采深对采场矿压显现的影响

171301工作面为倾斜长壁工作面，工作面在回采过程中，由浅部开采到深部时矿压显现特征不一致。以初始模型为基础，分析了采深对工作面矿压显现特征的影响。模型重新调整原则为工作面面长不变，采高不变，岩层物理、力学属性保持不变，仅改变采深。重建2个模型，采深分别为542 m、624 m （已在初始模拟中模拟）、707 m。

图4 采深对顶板下沉量的影响

图4为不同采深顶板下沉量的关系曲线。可以看出，171301倾斜长壁工作面由浅部开采到深部时，在工作面中部时，顶板下沉量均达到最大值。当采深为542 m时，顶板最大下沉量为644.15 mm；当采深为707 m时，顶板最大下沉量逐渐增加到902.09 mm。在采高、工作面面长等条件不变的情况下，顶板最大下沉量随着采深的增大而增大，但是增大幅度逐渐减小。

图5 采深对工作面超前支承压力的影响

图5为不同采深工作面超前支承压力变化曲线。171301工作面由浅部开采到深部时，在煤壁附近，由于受到的原岩应力增加，煤体已经发生破坏，承载能力降低，支承压力峰值降低。而在工作面前方15 m以外，煤体又由塑性区过渡到弹性区，承载能力增大，工作面煤层埋深越大，形成的支承压力峰值越大，峰值位置向煤壁前方发生迁移。

4 采高对采场矿压显现的影响

模型重新调整原则为工作面面长不变，采深不变，岩层物理、力学属性保持不变，仅改变采高。重建3个模型，采高分别为2 m、3 m和4.5 m。

图6为不同采高顶板下沉量变化曲线，可以看出，工作面采高由2.0 m增加到6.0 m时，顶板下沉量逐渐增加，在工作面两端头顶板下沉量随采高的增加逐渐增加，当测点距离回采巷道大于20 m后，顶板下沉量随采高的增加而急剧增加，采高越大，顶板下沉量增加幅度越大，在工作面中部时，顶板下沉量均达到最大值。在采深、工作面面长等条件不变的情况下，顶板最大下沉量随着采高的增大而增大，而且采高越大，顶板下沉量增大幅度越大。

图7为不同采高工作面超前支承压力变化曲线。采高越大，形成的支承压力峰值距离工作面煤壁越远。在煤壁处，采高越大，支承压力峰值越小。

5 工作面面长对采场矿压显现的影响

模型重新调整原则为工作面采高不变，采深不变，岩层物理、力学属性保持不变，仅改变面长。重建4个模型，面长分别为150 m、200 m、250 m和350 m。

图8为不同面长顶板下沉量变化曲线，可以看出，采场顶板下沉量随着工作面面长的增加而逐渐增加，在工作面两端头顶板下沉量随面长的增加基本保持不变，当测点距离回采巷道大于20 m后，顶板下沉量随面长的增加而逐渐增加，但增大幅度逐渐减小。在工作面中部时，顶板下沉量均达到最大值。

图9 面长对工作面超前支承压力的影响

当工作面面长为150 m时，顶板最大下沉量为329.54 mm；当面长增加到300 m时，顶板最大下沉量迅速增加到818.08 mm；面长再增加350 m时，顶板最大下沉量仅增加到849.65 mm。所以，在采高、采深等条件不变的情况下，顶板最大下沉量随着面长的增大而增大，但是增大幅度逐渐减小。当面长超过300 m后，顶板最大下沉量基本保持不变。

图9为不同面长工作面超前支承压力变化曲线，从图9中可以看出4条曲线基本重合，说明面长发生变化后，工作面超前支承压力变化不明显。

6 结论

（1）大采高俯斜综采工作面超前支承压力影响范围大，达到60 m，所以在工作面回采期间，应加大超前支护范围，刘庄矿171301工作面超前支护范围应加大到60 m。采场顶板下沉量呈对称出现，在工作面中部时，顶板下沉量达到最大值。

（2）采场顶板最大下沉量随着采深的增大而增大，但是增大幅度逐渐减小。采深越大，形成的支承压力峰值越大。

（3）采场顶板最大下沉量随着采高的增大而急剧增大。采高越大，工作面支承压力峰值距离工作面煤壁越远，支承压力峰值越小。

（4）采场顶板最大下沉量随着面长的增大而增大，但是增大幅度逐渐减小。当面长超过300 m后，顶板最大下沉量基本保持不变。面长对工作面支承压力影响不明显。

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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

国家自然科学基金项目 （51174002，51074003）；安徽理工大学博士科研启动基金资助项目（11057）；安徽理工大学青年科学研究基金资助项目

李志华 （1981-），男，陕西省汉中市人，副教授，工学博士，从事矿山压力及冲击矿压方面的研究。

（责任编辑 张毅玲）