浅析大采高综采面矿压显现特征与控制.doc

专 题 部 分 浅析大采高综采面矿压显现特征与控制 摘要针对大采高综采工作面采场顶板岩层的运动规律和采场矿山压力显现规律有其特殊性的特点，着重研究大采高综采工作面的矿压显现特征及其规律、工作面采场围岩应力场、位移场及围岩塑性破坏场的分布规律以及大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制。 关键词大采高综采，矿压显现特征，支承压力分布，顶板控制 0 引言 目前，在我国一次能量消费结构中，煤炭占75以上。煤炭不仅是我国的基本燃料，又是重要的工业原料，电力、钢铁、石油加工、水泥、化学原料五大行业都离不开煤炭，因此，煤炭工业的发展直接关系到国计民生。为使我国能源战略持续稳定的发展，必须稳步高效地发展煤炭工业。 我国是世界上煤炭资源最丰富的国家之一。据不完全统计，己知含煤面积约55000k了，探明总储量在9000亿t以上，居世界前列。自1989年，我国一直是世界第一大煤炭生产国和消费国，煤炭产量占世界煤炭产量的1/4以上，而缓倾斜厚煤层煤炭产量又占我国总产量的40以上，我国很多矿区赋存有3. 56. 0m厚的煤层，这类煤层在邢台、开滦、徐州、充州、淮北、阜新、双鸭山、义马、西山、铜川、阳泉等矿区均为主采煤层。随着市场经济的发展，煤炭工业日趋向大型化、集中化、高产高效方向发展，建设高产高效矿井，提高企业经济效益己成为煤矿企业的基本经营理念，尤其是市场经济的激励机制极大地促进了采煤技术与装备水平的快速发展。我国在引进国外大采高装备技术后，综采工作面日产量可达万吨，取得了举世瞩目的成绩。 据目前国内外开采技术的发展，大采高综采是指采高在3. 56. 0m，工作面使用大功率双滚筒采煤机和重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架支架工作阻力、单架支护面积和支架支撑高度大控制顶板，一次采全高的综采技术。其设备趋于大型化、重型化和自动化，其特点是技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高。 对于煤层倾角小于30的厚煤层3.56.0m开采，大采高综采与综采采煤法相比，具有下列优点煤炭资源回采率高;煤炭含研率低;回采工作面煤尘、煤的自然发火和瓦斯涌出安全性好;对于34m不适宜综采开采的厚煤层，大采高具有工效高、成本低等优点。大采高综采与分层开采相比，具有下列优点工作面生产能力大，有利于合理集中生产;回采工效和煤炭资源回收率高、巷道掘进率和维护量低;回采工艺和巷道布置简化，综采设备搬家次数少，搬家费用省，增加生产时间;节省材料人工假顶材料等和回采成本低等。 高产高效大采高综采生产能力大、回采率高、安全条件和经济效益好，是目前国内外厚煤层3. 56. 0m开采技术的主要发展方向之一，其优势使得在国内外被广泛采用。但是，经过矿山实践和许多专家、学者多年的现场观测及理论研究发现，大采高综采与一般综采采高3. 5m相比，这种新的回采工艺工作面内支架围岩系统稳定性差、事故率高，尤其严重的是高架大采高支架的简称稳定性事故率高达19以上，远高于一般采高综采面，高架的咬架、倒架事故直接引发的顶板事故及调整支架的难度、材料和工时的消耗，严重制约了大采高综采效能的发挥。采场支承压力是引起矿山压力显现的重要组成部分，其对开采煤层、顶底板及其作用范围内的煤岩层会产生很大的影响。在支承压力作用下，工作面煤壁前方煤层发生压缩和破坏，相应的部位易出现顶底板相对移动以及支架受力变形等支承压力的显现，主要表现有回采工作面煤壁片塌、冒顶和底鼓;冲击地压和煤层突出;超前巷道两帮煤壁压缩和片塌。煤层上方若赋存有坚硬岩层，大采高采场垮落的直接顶岩石往往不能填满采空区，而在坚硬岩层下方出现较大的自由空间，折断后的老顶岩梁难以形成“砌体梁”式的平衡，在其回转运动的过程中，工作面前方的煤体内形成较高的支承压力，并在工作面引起强烈的周期来压。因此，大采高采场老顶来压更为剧烈、局部冒顶和煤壁片帮现象更为严重，支架冲击载荷更为突出，这些都是影响高产高效大采高综采工作面机械化水平的重要因素。回采工作面是地下移动的工作空间，为了保证生产工作的正常进行与矿工的安全，必须对它进行维护。然而回采工作面的矿山压力显现又决定于回采工作面周围所处的围岩和开采条件。因此，为了确保回采工作面空间的安全，必须对回采工作面形成的矿山压力显现加以控制。控制采场矿山压力的基本手段之一是回采工作面液压支架，其是平衡回采工作面顶板压力的一种构筑物，通过液压支架直接地支护直接顶，从而间接地对老顶的活动起一定的控制作用。 因此，要充分发挥大采高综采回采工艺的优越性，以指导矿山生产实践，就必须充分了解大采高综采工作面采场矿压显现特征，全面认识采场上覆岩层的运动规律和采场支承压力分布规律及其煤壁的破坏规律，建立大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制。其研究为大采高综采技术在我国煤炭行业的推广应用和发展提供有益的实践经验，具有重要的工程实际意义，同时可以丰富和发展矿山压力及岩层控制理论，具有重要的理论意义。 1 国内外研究现状 1.1大采高综采技术现状 1.1.1国外现状 德国、波兰、英国、俄罗斯、捷克、日本等国从60年代开始就发展采用大采高综采技术。早在60年代，日本曾设计了一种6m采高并带中间平台的液压支架，获得了日本国家设计奖。德国在1970年使用贝考瑞特垛式支架成功地开采了热罗林矿4m厚的7号煤层，德国拥有的大采高液压支架架型包括威斯特伐利亚BC-26/26、赫姆夏特T5}0-22/60、蒂森RHS26-60BL及6320-23/4型大采高液压支架。前苏联采用M120-34/49型掩护式支架、波兰采用POMA22/46型掩护式支架、捷克使用F4/4600型支架作为大采高液压支架。目前，国外厚煤层大采高液压支架的最大支撑高度达7m，采煤机最大采高达5. 4m。各国的生产实践表明，在一些良好的地质和生产技术条件下开采较硬的煤层，大采高综采实现了高产高效、高安全、高回收率和经济效益好的目标。国外一般认为设备重型化和尺寸加大、煤壁片帮与顶板冒落、高架稳定性、大端面顺槽开掘与支护、采面运输等都是限制大采高综采取得显著经济效益和推广应用的障碍。因此，世界主要产煤国至今仍在积极改进、完善大采高液压支架，并不断进行现场实践和扩大大采高综采的应用范围。 1.1.2国内现状 我国从1978年起，开始试验厚煤层大采高一次采全厚开采方法，至今已取得了长足进步。在神东、邢台、开滦、铁法、西山、徐州、枣庄等矿区得到了广泛推广使用，效益良好。于1978年引进德国赫姆夏特公司6320-23/45型掩护式大采高液压支架及相应的采煤运输设备，在开滦范各庄矿1477综采工作面开采7号煤层，开采效果良好。1985年在西山矿务局官地矿首次进行国产BC520-25/47型支撑掩护式大采高液压支架试验，开采的8号煤层平均厚度4. 5m，倾角小于50，在采高4. 0m及II级3类顶板条件下，支架经历了仰斜、俯斜和斜推使用，综采工作面3个月产煤11. 2万t。1986年我国研制的BY3200-23/45型掩护式支架在东庞矿试验成功，19871988年东庞矿又与北京煤机厂合作研制了改进型BY3200-23/45型和BY3600-25/50型掩护式大采高液压支架，并成功地应用于东庞矿2号煤层开采。开滦矿务局林南仓矿采用BY3200-23/45型掩护式支架在1182综采工作面开采8-1煤层，支架在煤层倾角638平均倾角22及II级2类顶板条件下，经历了过老巷、断层和无煤柱等恶劣条件的考验，工作面平均月产煤4万t。西山矿务局官地矿、西铭矿及双鸭山局新安矿使用BC480-22/42型支架，总体效果良好。义马矿务局耿村矿选用QY350-25/47型二柱掩护式支架，并于1987年10月在12061工作面安装投产，总体来看义马煤田厚煤层的工程技术条件能适应45m厚煤层综采一次采全高的技术要求。此外，徐州矿务局权台矿在“三软”顶软、底软、煤层软煤层，大同矿务局在“三硬”煤层条件下，分别研制了端面支撑力大、底座比压小的ZYR3400-25/47型短顶梁插腿掩护式液压支架及支撑能力大、切顶性能强、整体稳定性好的TZ10000-29/47型支架，大屯徐庄矿在2004年9月开始利用新研制的大采高综采支架回采近距离煤层下组煤。经过10余年的发展，我国研制和生产的大采高液压支架己有10余种架型，支架结构高度最高为5m，支架工作阻力最高达l0MN/架，架型有二柱掩护式和四柱支掩式两种，前梁有挑梁式和伸缩梁式两种，底座有插腿和非插腿式两种，推移机构有长、短框架和带移步横梁的多种，护帮板长度从0. 8m增加到2. 2m。从全国使用情况看，年产逾百万吨的大采高综采队中，最高年产已达170万t，回采工效达87. 9t/工。 1.1.3大采高综采技术发展趋势 采煤机的选型上以宁大勿小为原则。近年来，采煤机的截割速度一直在增加，目前采煤机的截割速度一般在12 15m/min，一些新研究开发出来的采煤机的截割速度达到了2436m/min;截割功率、牵引功率更高更大，总装机功率将超过2400kW。 工作面液压支架工作阻力更高、单架支护面积更大，设计手段更先进，设计使用寿命要大于60000个循环。为满足采煤机截割深度大于1000mm的要求，增加支架顶梁的长度，以维护工作面顶板，防治冒顶;液压支架的宽度有1. 5m和1. 75m两种，从目前看还有加大的余地，支架中心间距可达到2000mm，可以增加大采高支架的稳定性，以满足增加支撑力的要求。随着采高、工作面长度及生产能力的不断增长，工作面输送机链的直径也不断增大。刮板输送机的输送长度达到300m，小时运输量可达到5000t，输送机溜槽宽度、链条直径、总装机功率等都要增加，链条直径达到48mm以上，总装机功率达到3200kW,供电电压可达到4160V。 1. 2大采高综采工作面矿压显现规律研究现状 大采高综采工作面采场顶板岩层的运动规律和采场压力显现规律有其特殊性。工作面采高大，不仅使工作面顶板活动空间与老顶悬臂梁结构的弯距加大，使工作面压力加大，而且因工作面上覆岩层冒落高度及裂隙带高度的加大，使采场采动影响波及的范围增大，易发生“煤壁片帮顶板冒落煤壁片帮”的恶性循环。顶板冒落使支架失去上部约束而产生倾倒，支架倾倒后受力状态恶化和承载能力下降又使工作面顶板出现进一步冒漏。国内外采矿工作者十分重视大采高带来的顶板岩层运动规律和采场压力显现规律的研究，由于煤矿地质条件的多样性和复杂性，我国大采高综采面液压支架稳定性等类的事故率平均高达620以上，远比采高小于3. 5m的综采面严重。大采高综采面矿压规律特殊性问题己成为生产实践中迫切需要研究解决的采矿问题。国外由于受客观条件的限制，适合大采高综采的厚煤层不多，而厚煤层赋存较多的美国、澳大利亚等大多采用房柱式采煤法，就目前而言，我国在大采高综采工作面与巷道围岩控制技术方面进行了一定的探索，但由于大采高综采实践时间短，各研究单位所观测到的矿压数据和研究结果，大多只适用于局部相似条件的范围，而对其它类似条的地区仅有一定的参考价值，因此，进行大采高综采工作面矿压显现特征及控制研究，掌握顶板活动规律及压力显现规律具有现实指导意义。 1.2.1大采高采场顶板岩层运动规律研究 采场中一切矿压显现的根源是采动引起的上覆岩层的运动。因此，研究大采高采场顶板岩层的运动规律有助于深入了解大采高矿压显现特征。基于“砌体梁”理论的顶板岩层运动规律以钱鸣高院士所提出的“砌体梁”理论为基础，研究了大采高采场上覆岩层的结构形态和活动规律以及顶板下沉量的影响因素。其主要结论如下1大采高综采直接顶运动一般是自下而上逐层垮落直至充满采空区。直接顶的厚度一般为采高的2.02.5倍。2由于煤壁支承的作用，岩块剧烈回转滞后于工作面煤壁，岩块完成回转的时间为该岩块断裂后到其下的直接顶全部垮落为止。在此期间该岩块回转的多少主要与直接顶的岩性、工作面煤壁的稳定性及支架的支护阻力有关。3直接顶顶板的下沉量与支架工作阻力、直接顶高度、直接顶弹性模量、老顶回转角等密切相关。 基于“关键层”理论的顶板岩层运动规律太原理工大学靳钟铭教授等学者，运用关键层理论研究了大采高采场覆岩结构特征及运动规律，结果表明1覆岩的垮落断裂受关键层的特征、层位及分布控制，在不同采高时“三带”范围的确定应根据关键层的特征确定。当一次性开采高度小于3m时，垮落带高度符合经验公式的近似分式函数关系，当一次性开采高度大于3m时，垮落带高度大于相同煤厚分层开采时的垮落带高度，其高度受关键层特征控制。2断裂带高度受关键层特征控制，上覆岩层中的厚硬关键层控制着一定采高范围内25m的断裂带高度，当这层关键层随采高增大而断裂下沉时，必将造成其上覆岩层的大规模运动，断裂带高度急剧上升，采高大于5m后，断裂带高度要大于同厚煤层分层开采的断裂带高度，且随采高增大上升的幅度较大，总体而言，断裂带高度随采高增大呈台阶状上升，每一个平台表示一层厚硬关键层的控制作用。3大采高开采一般开采高度在3. 5m以上，垮落带及断裂带的范围要远大于同厚度煤层分层开采相应的范围，因而大采高开采采场矿压显现及控制、覆岩运动、地表沉陷都有其新的特点，应用关键层理论深入研究大采高条件下覆岩运动是解决上述问题的可行途经。 基于损伤力学的顶板岩层运动规律中国矿业大学郝海金等学者，在大采高综采面上位岩层移动实测、模拟实验及工作面矿压观测的基础上，对上覆岩体破断位置及其平衡结构进行了分析研究。结果显示大采高综采工作面基本顶断裂的位置在工作面前方、上覆岩层存在着比分层开采层位更高但和综采开采相似的平衡结构，结构的活动是逐渐变化的过程，在这一过程中，平衡结构与其下的直接顶相互作用，这种作用方式与直接项的多次损伤有关。传递到支架的载荷主要取决于支架上方直接项的岩性和损伤的程度。因此，平衡岩梁的变形对支架产生的影响受直接顶的岩性和其损伤后的强度的影响是明显的。 1.2.2大采高综采工作面矿压显现规律研究 目前矿压显现规律的研究方法多采用矿压数据实测分析、相似模拟研究及数值模拟研究。中国矿业大学郝海金结合寺河矿10201S大采高综采面现场观测和平面、立体相似模拟，研究得出大采高综采面前方支承压力影响范围及峰值点位置;支承压力峰值随着采高的加大逐渐向工作面煤壁前移;不同采高、工作面不同位置周期来压变化规律;大采高支架工作阻力远远大于分层开采和综采工作面支架的工作阻力值。安徽理工大学王贵虎采用现场实测的方法研究了张集矿111 3大采高综采面矿压显现规律工作面顶板有明显的初次来压和周期来压现象，工作面顶板属于有明显来压顶板；工作面平时煤壁片帮发生较少，周期来压时有片帮发生，工作面停产时煤壁片帮加剧;非来压期间支架多为初撑或一次增阻，来压期间多为二次增阻或多次增阻;工作面支承压力的影响范围是随工作面开采面积增大而增大的。 研究结果表明大采高综采老顶来压较普通综采更为剧烈，局部冒顶和煤壁片帮现象更为严重，支架冲击载荷更为突出，支承压力影响范围更为广，工作面周期来压明显，来压强度增加。我国7个采高大于3.5m的缓倾斜一次采全厚综采工作面的矿压观测结果表明与采高小于3. 5 m的综采工作面相比，采高大于3. 5 m的工作面的老顶来压强度提高了约5. 2，周期来压步距增大了约4. 6 o 1.2.3综采面液压支架合理工作阻力确定 综采支架合理工作阻力确定有许多方法，目前国外确定支架合理工作阻力的方法可归结为三种岩石自重法、顶底板移近量法、统计法。岩石自重法以采高为自变量，支架工作阻力与采高呈直线关系，所以一般说来，采高越大，计算的支架工作阻力越偏大。顶底板移近量法以顶底板移近量和支架支护强度支架的双曲线关系为依据，但计算的许多系数需要实验获得，一般易与实际情况产生误差。统计法以液压支架端面顶板冒落高度和台阶下沉作为衡量支护强度是否足够的指标，以获得合理支架支护强度的经验数据。 我国液压支架合理工作阻力的确定方法因不同采场条件及对顶板控制的不同认识，存在多种方法。主要有载荷估算法、理论分析法和实测统计法。载荷估算法认为支架合理工作阻力应能承受控顶区以内及悬顶部分的直接顶载荷和老顶来压时的形成的附加载荷。理论分析法按照砌体梁学说，工作面支架的作用应及时支撑控顶区内直接顶岩层，同时要对上覆可能形成的砌体梁结构的老顶岩层形成支撑，用以平衡其部分载荷，避免老顶沿工作面形成切顶和大量台阶下沉。实测统计法主要有三种，即太原理工大学靳钟铭教授提出的数理统计的回归公式估算、矿压实测数据确定和按照顶板分类中支架的支护强度确定。 2 大采高综采工作面矿压观测 2. 1沙曲矿24101大采高综采工作面概况 沙曲矿位于柳林县境内，开采的3, 4号合并层为二叠纪山西组含煤系，煤岩层整体呈一单斜构造，走向3400，倾向SW，平均倾角50，地质勘探资料表明，井田内无大的断裂和陷落柱构造，在工作面运输顺槽掘进中，揭露5条斜交巷道的正断层，落差均小于1. 8m。 24101工作面为井田北翼首采工作面，工作面走向长1208m，倾斜宽度180m，平均倾角30，煤层平均厚度4. 2m，含夹石两层，结构为0. 350. 100. 700. 252. 80，夹石岩性为灰黑色泥岩或炭质泥岩，抗压强度10.514. 77MPa。煤层呈黑色，玻璃光泽，均一结构，内生裂隙发育，容重1. 36t/耐，抗压强度10. 5一14. 77MPa，整个工作面煤层稳定，可采系数为1，变异系数13. 6 。工作面直接顶为灰色中粒石英砂岩，抗压强度2742. 7MPa;基本顶为灰色 粗粒石英砂岩，抗压强度30 40MPa;直接底为灰黑色细砂岩，抗压强度42. 747. 7MPa。 工作面可采面积0. 162km2，轨道顺槽底板标高442. 1540. 9m，运输顺槽 图2-1 24101工作面巷道布置图 底板标高443. 7545.5m，工作面上覆地表均为黄土覆盖区，地面标高840966m，厚度均在350m以上，最厚达460m,平均405m。工作面顶板节理比较发育，一般发育两组一组75和345，另一组30和315，倾角6080，节理间距0. 81. 0m，节理属强扭性，节理裂隙在煤岩层产状变化大的地段较发育。工作面上覆各砂岩含水层间有泥岩等隔水层，富水性弱，直接底砂岩含水层为弱含水层，距离L5灰岩17m，有良好隔水层。工作面瓦斯涌出量为3 4m3/mi n，属高瓦斯矿井。 工作面采用三条巷道布置，分别为运输顺槽、轨道顺槽和瓦斯尾巷，如图2-1。工作面斜切进刀，采煤机选用}IGTY-300/730型电牵引双滚筒采煤机，往返一次割两刀煤，循环进度为0. 665m，一天8个循环。工作面顶板采用ZZ5200-25/47型 表2-1 支架技术特征表 序号 名称 单位 数值 1 支架额定工作阻力 kN 5200 2 支架额定初撑力 kN 1653 3 支架最小/最大高度 m 2.5/4.7 4 支护面积 m 6.35 5 支架中心距 mm 1500 6 移架步距 mm 665 7 最大端面距 mm 340 8 立柱缸径 mm 230 四柱支撑掩护式液压支架支护，其技术特征参数参见表2-1，共120架，其中工作面116架，端头4架。工作面最小控顶距6. 61m，最大控顶距7. 275m。运输顺槽超前支护距离为40m，轨道顺槽超前支护距离为30m。 2.2 24101大采高综采工作面矿压观测方案 2. 2. 1工作面矿压观测方案 在工作面的上部、中部和下部布置3条支架载荷观测线，每条测线3架支架，分别在每条测线的两台支架的前后对角线两柱上各设置一套圆图压力自记仪，整个工作面共布置12套，另一台支架的前后柱上安装4块压力小表，整个工作面共安装12块。参见图2-2。 图2-2工作面矿压观测布置方案 2. 2. 2轨道顺槽来压显现观测方案 为了配合工作面的矿压观测，在轨道顺槽内距离工作面煤壁前方的50m和100m位置设置顺槽来压显现监测站，分别布置巷道压力、位移测点和顶板离 图2-3 轨道顺槽来压预报站一起布置方案 层测站。巷道压力测站布置参数在每个测站的工作面测巷布置两个钻孔液压 枕，钻孔间距2. 0m，孔深5. 0m,孔径45mm，距离底板1. 5m。 巷道锚杆测力计和顶板离层仪布置参数每个测站设三个断面，每个断面三个测点，此外每个测站的工作面侧巷设置巷道顶底板移近测站，每个测站三个测点，间距2.0m。观测工作面回采期间巷道顶底板移近量和分析其移近速度。参见图2-3。 2. 3 24101大采高综采工作面矿压显现规律 2. 3. 1支架载荷分布及变化规律 根据沙曲矿24101工作面实测的液压支架载荷表，绘制了支架载荷与工作面推进距离的P-L变化曲线，详见图2-4, 2-5和2-6。 图2-4 24101工作面下部侧线的支架载荷随工作面推进的P-L变化曲线 图2-5 24101工作面中部侧线的支架载荷随工作面推进的P-L变化曲线 1工作面初次来压规律分析 根据工作面支架载荷观测数据表和P-L变化曲线，考虑6. 5m的开切眼，工作面下部、中部、上部测线分别推进到2.664.655m, 4.655m、4. 655m时，支架图2-6 24101工作面中部侧线的支架载荷随工作面推进的P-L变化曲线 载荷达到最大值，直接顶开始垮落，对应的平均来压支架载荷分别为32MPa, 34MPa, 28MPa,即工作面下部、中部、上部测线的直接顶初次垮落步距平均分别为10. 128m, 11. 155m,11. 155m。来压前3条测线的平均载荷分别为26MPa, 27.8MPa, 24.3MPa，综合3条测线的结果可知，工作面直接顶垮落步距为10.8m，来压平均支架载荷为31. 3MPa,平时平均支架载荷为26MPa，动载系数为1.21。工作面下部、中部、上部测线分别推进到17.80520.465m, 18.47-20.465m, 21.1322.46m时，支架载荷达到直接顶初次垮落后的最大值，对应的平均来压支架载荷分别为33.4MPa, 31.5MPa, 30MPa,即工作面下部、中部、上部测线的初次来压步距平均分别为19.135m, 19.468m,21. 795m，来压前3条测线的平均载荷分别为26.75MPa, 27MPa, 23.9MPa，综合3条测线的结果可知，工作面初次来压步距为20.2m，来压平均支架载荷为31. 7MPa，平时平均支架载荷为25.9MPa，动载系数为1. 23。工作面初次来压特征参见表2-2 。 表2-2 24101工作面初次来压特征 参数 下部测线 中部测线 上部测线 初压前平均载荷（MPa） 26.75 27 23.9 初压期间平均载荷（MPa） 33.4 31.5 30 动载系数K 1.25 1.17 1.26 来压步距L（m） 19.135 19.468 21.795 2）工作面周期来压规律分析 初次来压过后，随着工作面推进，在覆岩载荷的作用下，基本顶岩梁弯曲应力逐渐增大，回转变形也趋于显著，直至受载岩梁的拉应力超过基本顶岩体的抗拉强度时，就会进入一个相互类似的周期失稳断裂来压过程。现依据矿压实际监测数据分析24101工作面的周期来压规律。根据工作面支架载荷观测数据表和P-L变化曲线，工作面推进距离为120. 4m，共经历6次周期来压，具体分析参见工作面周期来压规律分析表2-4。 表2-3 工作面周期来压分析表 周压 参数 下部测线 中部测线 上不测线 总平均 Ⅰ 平时平均Mpa 27.30 27.80 23.90 26.33 来压平均Mpa 33.40 30.00 30.00 31.13 最大值Mpa 34.00 32.00 30.00 32.00 动载系数 1.22 1.15 1.26 1.21 来压步距（m） 11.31 10.79 21.28 14.46 Ⅱ 平时平均Mpa 27.90 25.60 22.00 25.17 来压平均Mpa 36.00 29.00 34.00 33.00 最大值Mpa 38.00 32.00 36.00 35.33 动载系数 1.29 1.13 1.49 1.30 来压步距（m） 7.32 13.96 10.31 10.53 Ⅲ 平时平均Mpa 28.60 26.30 25.20 26.70 来压平均Mpa 34.00 28.00 32.00 31.33 最大值Mpa 38.00 28.00 34.00 33.33 动载系数 1.19 1.07 1.27 1.18 来压步距（m） 15.96 9.97 13.30 13.08 Ⅳ 平时平均Mpa 26.90 24.70 22.30 24.63 来压平均Mpa 33.40 30.00 32.00 31.80 最大值Mpa 34.00 32.00 32.00 32.67 动载系数 1.24 1.22 1.44 1.30 来压步距（m） 19.28 14.29 10.64 14.74 Ⅴ 平时平均Mpa 27.90 25.20 21.00 24.70 来压平均Mpa 36.00 31.00 32.00 33.00 最大值Mpa 38.00 34.00 34.00 35.33 动载系数 1.29 1.23 1.52 1.35 来压步距（m） 6.35 13.30 12.63 10.76 Ⅵ 平时平均Mpa 26.40 25.20 21.00 24.20 来压平均Mpa 34.00 32.00 30.00 32.00 最大值Mpa 34.00 34.00 34.00 34.00 动载系数 1.29 1.27 1.43 1.33 来压步距（m） 26.60 16.30 10.64 17.85 3 大采高综采工作面矿压显现特征分析 3. 1沙曲矿大采高综采工作面矿压特征分析 3.1.1沙曲矿的地质及开采条件 沙曲矿开采的3. 4号合并层为石炭系二叠纪山西组煤系，24101大采高综采工作面为井田北翼的首采工作面。开采煤厚4. 2m，工作面长度180m，走向长度1208m,倾角3～8。煤的容重1. 36t/m3，煤的坚固性系数f1～1.5,属中硬煤。工作面直接顶为3. 7m的中粒石英砂岩，基本顶为3. 8m的粗粒石英砂岩，参见工作面煤岩层综合柱状图2-1。 3.1.2矿压观测结果 1工作面顶板来压规律 24101工作面直接顶初次垮落过程中，支架载荷为5200kN/架，初次来压期间，平均支架载荷为5266kN/架，平均最大支架载荷为5649kN/架，周期来压期间，平均支架载荷为5367kN/架，最大平均支架载荷为5649 kN/架。参见表3-l。 表3-1 24101工作面顶板来压强度 参数 项目 步距（mm） 平时平均载荷（MPa） 来压平均载荷（MPa） 最大载荷（MPa） 来压动载K 直接顶跨落 10.8 26 31.2 1.21 初次来压 20.2 25.9 31.7 34 1.23 周期Ⅰ 14.5 26.3 31.2 32.7 1.21 周期Ⅱ 10.5 25.2 33 35.4 1.31 周期Ⅲ 13.1 26.7 33.4 33.4 1.18 周期Ⅳ 14.8 24.7 31.8 32.7 1.3 周期Ⅳ 10.8 24.7 33 35.4 1.35 周期Ⅵ 17.9 24.2 32 34 1.33 周压平均 13.6 24.2 32.4 34 1.28 2支架载荷直方图 图3-1 支架工作阻力分布直方图 根据24101工作面矿压观测数据分布区间统计结果绘制的支架初撑力与工作阻力的频率直方图可知，支架初撑力直方图为亚正态分布，即初撑力总体上偏低，平均16MPa，即2660 kN/架，约为额定初撑力的57. 1;支架工作阻力直方图为双正态迭加分布，平时平均阻力26MPa，来压时平均阻力31MPa，分别为4319kN/架和5150 kN/架，以此计算动载系数为1. 20。 3.1.3沙曲矿24101大采高综采工作面矿压显现特征 1采场支架载荷大，来压时平均支架载荷为5266kN/架，最大平均支架载荷达5649kN/架，较普通综采面高1027。这是由于大采高工作面支架需控制的顶板层位高，也就是要垮落的岩层层位高的缘故。 2来压时动载系数小，且无冲击载荷。24101工作面周期来压期间动载系数1. 28,初次来压仅1. 23，相当于普通综采面的II级基本顶。这是由于大采高工作面顶板变形位移大，部分原来的基本顶可能变为直接顶，随支架及时垮落，垮落顶板的垫层加厚，使动载系数减小，且无冲击性。 3基本顶来压明显，但不强烈。支架工作阻力直方图为双正态迭加，且来压峰值较低，初次来压步距20m，周期来压步距1018m，平均13. 6m，但是24101大采高综采面基本顶厚度与采高的比值为0. 9，与普通综采相比，相当于II,m级来压强烈的顶板，但实际工作面来压并不强烈。这是因为基本顶岩层的破断步距不因采高的增大而变化，但因下位顶板及时垮落，研石垫层加厚而造成来压减弱。 4 24101工作面周期来压期间支架载荷大于初次来压期间支架载荷，且动载系数大。说明在大采高条件下，基本顶厚度相对较薄时，承受上覆岩层的压力弱，随着工作面推进，基本顶层位必然上升，造成周期来压期间支架载荷较初次来压大。 3.2康家滩矿大采高综采工作面矿压特征分析 3. 2. 1康家滩矿的地质及开采条件 康家滩矿井田位于河东煤田的北部，开采的8号煤层为石炭系二叠纪山西组煤系，88101大采高综采工作面为8号煤层的首采工作面。开采煤厚4 128. 32m，平均5. 67m，设计采高4m，工作面长度207m，走向长度2037m，倾角39。煤的容重1. 47t/m。工作面直接顶为0. 83m的泥岩，基本顶为14. 88m的粗砂岩，以长石和石英为主，工作面采用DBT双柱掩护式液压支架，工作面最大控顶距4. 5m，最小控顶距3. 635m。 3.2.2矿压观测结果 1工作面顶板来压规律 88101工作面直接顶初次垮落过程中，支架载荷为5141kN/架，初次来压期间，平均支架载荷为6300kN/架，最大平均支架载荷为7572kN/架，周期来压期间，平均支架载荷为7104kN/架，最大平均支架载荷为7591kN/架。参见工作面顶板来压强度表3-3。 表3-3 顶板来压强度表 参数 项目 步距（mm） 平时平均载荷（MPa） 来压平均载荷（MPa） 最大载荷（MPa） 来压动载K 直接顶跨落 13 23.1 27.5 1.19 初次来压 58 26.8 33.7 40.5 1.26 周期Ⅰ 15.8 30.7 35.5 38.3 1.16 周期Ⅱ 23.15 30.7 38.4 42.5 1.25 周期Ⅲ 17.25 31.6 37.9 40.2 1.2 周期Ⅳ 24 31.1 37.9 41.1 1.22 周期Ⅳ 24.25 32.6 38.9 41 1.2 周期Ⅵ 28 34.6 39.2 40.6 1.13 周压平均 22 31.9 38 40.6 1.2 2支架载荷直方图 88101工作面矿压观测数据分布区间统计结果见表3-4和3-}，由此绘制了支架初撑力与工作阻力的频率直方图。由支架初撑力频率分布直方图3-2和支架工作阻力频率分布直方图3-2可知，支架初撑力直方图为亚正态分布，即初撑力总体偏低，平均24MPa，即4487 kN/架，约为额定初撑力的60. 4。支架工作阻力直方图为双正态迭加分布，平时平均阻力30MPa，来压时平均阻力.41MPa，分别为X609 kN/架和7666kN/架，以此计算动载系数为1. 36。 图3-2 支架工作阻力分布直方图 3. 2. 3康家滩矿88101大采高综采工作面矿压显现特征 1采场支架载荷大，来压时平均支架载荷为7104kV/架，最大平均支架载荷达7591kN/架，较普通综采面高2035。这是由于大采高工作面支架需控制的顶板层位高，也就是要垮落的岩层层位高的缘故。 2来压时动载系数小，且无冲击载荷。88101工作面周期来压期间动载系数1. 20,初次来压也仅1. 26，相当于普通综采面的II基本顶。这是由于大采高工作面顶板变形位移大，部分原来的基本顶可能变为直接顶，随支架及时垮落，垮落顶板的垫层加厚，使动载系数减小，且无冲击性。 3基本顶来压明显，但不强烈。支架工作阻力直方图为双正态迭加，且来压峰值较低，初次来压步距58m，周期来压步距15}28m，平均22m，与普通综采相比，相当于III级来压强烈的顶板，但实际工作面来压并不强烈。这是因为顶板岩层的破断步距不因采高的增大而变化，但因下位顶板及时垮落，研石垫层加厚而造成来压减弱。 3.3寺河矿大采高综采工作面矿压特征分析 3. 3. 1寺河矿的地质及开采条件 23101工作面为寺河矿的首采工作面，位于东二盘区西部，采深208 690m，工作面平均煤厚约6. 22m，倾角28，煤质中硬。直接顶为6. 33m的砂质泥岩，有伪顶00. 4m厚的炭质泥岩，基本顶为4. 26m厚的细砂岩，其上为6. 42m厚的薄层状砂质泥岩，底板为1. 38m厚的砂质泥岩，其下为4. 47m厚的细砂岩，23101工作面长224m，走向长3800m，平均采高 4. 5m，工作面采用S1500型交流电牵引采煤机，其生产能力为4000t/h，总功率为1715kW，液压支架为DBT-2 X 4319型双林掩护式。工作面采用PF4/1132型刮板输送机，运输能力为2500t/h，封底双中链，功率2 X 700kW，溜槽尺寸为1750X 988 X 284mm，顺槽采用ACE型胶带输送机，带宽1400mm，运输量为2500t/h，功率12002000kW。工作面最大控顶距为5. 49m,最小控顶距为4. 625m，端面距延550mm，采用“四六”制作业，循环进度865mm，每日12个循环，即10. 4m。 3. 3. 2矿压观测结果 1工作面顶板来压规律 由P-L曲线可知，23101工作面初次来压步距37. 9m，第一次周期来压步距为11. 7m，第二次周期来压步距5. 2m，平均8. 45mo据统计资料知，工作面初次来压步距为31. 2m，周期来压步距10-}-25m，平均16. 3m，该资料初次来压步距未计算开切眼宽度，故初次来压步距应为37. 9m。 2支架载荷 据统计资料知，平均支架初撑力为3048kN/架，为额定初撑力的51. 8，平均支架工作阻力为4075 kN/架，为额定工作阻力的47. 2，直接顶初次垮落过程中，支架载荷为5141kN/架，初次来压期间，