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第 34 卷 第 4 期 岩 土 工 程 学 报 Vol.34 No.4 2012 年 .4 月 Chinese Journal of Geotechnical Engineering Apr. 2012 浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征工作面长度效应 杨永康 1，李建胜1，康天合1*，季春旭2 1. 太原理工大学采矿工艺研究所，山西 太原 030024；2. 中国建筑材料工业地质勘查中心山西总队，山西 太原 030031 摘 要基于现场实测结果，结合数值模拟技术，对浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征的工作面长度效应进行系 统的研究。研究结果表明加长工作面长度对矿压特征有显著影响；超长综放工作面来压步距减小、采场支架受力均 匀、矿压分布呈以工作面中部为对称轴的拱形分布、支架末阻力–初撑力为线性关系；工作面长度方向存在随工作面 长度演化的“复合压力拱”；随工作面长度增加，煤壁前方支承压力峰值增大，工作面长度方向压力拱逐渐升高且扁 平率趋于增大，表现为总体的矿压显现增加规律，利于顶煤的破碎；控顶区内顶煤下沉量 S 随工作面长度 L 的增大呈 对数规律增大，随支架初撑力 P 的增大呈负对数规律减小；给定 S 后，P 随 L 呈线性规律增加。研究成果可为工作面 长度和支架的选择提供有益的借鉴和参考。 关键词采矿工程；浅埋深松软顶板；综放开采；工作面长度；矿压特征 中图分类号TD43 文献标识码A 文章编号1000–4548201204–0709–08 作者简介杨永康1981– ，男，山西运城人，博士研究生，从事采矿工程研究。E-mail yongkang8396。 Effect of working face length on underground pressure characteristics by fully-mechanized top-coal caving mining under shallow-buried thick bedrock loose roof YANG Yong-kang1, LI Jian-sheng1, KANG Tian-he1, JI Chun-xu2 1. Institute of Mining Technology, Taiyuan University of Technology, Taiyuan 030024, China; 2. Shanxi Unit, China Building Material Geology Investigation Center, Taiyuan 030031, China Abstract Based on the results of in-situ measurement and numerical simulation, the effect of working face length on underground pressure characteristics by fully-mechanized top-coal caving mining under the shallow-buried thick bedrock loose roof is studied. Some conclusions can be drawn as follows 1 The increase of working face length has markable influence on the underground pressure characteristics; 2 the weighting span becomes shorter, the pressure on the support in the face is uni, the pressure distribution is in the shape of an arch which regards the middle point of the working face as the symmetrical axis, and the regression relation between the maximum resistances and the initial ones is linear in the super-length fully-mechanized top-coal face; 3 there is a complex pressure arch varying with the length of the face; 4 with the increase of mining face length, the peak abutment pressure ahead of the working face increases, the height and rate of the flat along the face all increase, and the underground pressure behaviors are enhanced, which might be propitious for the top coal fracture; 5 the subsidence quantity of the top coal in the control area increases along with the face length in logarithmic way, but decreases along with the initial supporting force in negative logarithmic rule; 6 after assigning the subsidence, the regression relation between the initial supporting force and the face length is linear. The study results can be useful for choosing the reasonable face length and the support. Key words mining engineering; shallow-buried loose roof; fully-mechanized top-coal caving; length of working face; underground pressure characteristic 0 引 言 工作面长度受通风条件、地质构造、输送能力、 设备故障和管理水平等的限制[1]，以往的研究主要集 中在工作面长度方向上参数的优化[2-5]。 随着煤矿开采 技术和装备水平的提高，工作面长度不断增加，神东 矿区大采高综采工作面的长度已经达到 360 m，并在 ─────── 基金项目 国家自然科学基金项目 （50974093， 51174141， 50804006） ； 山西省科技攻关（工业）项目（2011032101504） 收稿日期2010–10–18 *通讯作者 710 岩 土 工 程 学 报 2012 年 向 400 m 长工作面发展[6-8]。宋选民等[9-11]通过实测研 究大采高加长工作面的矿压显现规律；缪协兴等[12-14] 通过相似模拟和现场实测研究超长综放工作面的矿压 特征。实践表明，工作面长度加大后，工作面覆岩的 破坏与运动规律将发生改变，即采场矿压特征存在工 作面长度效应。 采场矿压特征是采场岩层控制研究最基本的问 题。长期以来，采场矿压理论形成了压力拱假说、悬 臂梁假说、铰接岩块假说、砌体梁理论、传递岩梁理 论、关键层理论等[15]，但这些理论多适用于具有坚硬 或较坚硬顶板，研究的都是工作面推进方向上的岩层 结构与矿压显现规律，而且已有的矿压理论普遍认为 支架载荷与顶板岩层结构有关，与工作面推进方向上 采场前后形成的临时结构有关，与开采煤层的厚度有 关，与工作面长度无关。对于没有关键层的浅埋深厚 基岩松软顶板综放采场矿压特征的工作面长度效应还 没有相关研究。本文分析了路天矿区浅埋厚基岩松软 顶板综放采场不同工作面长度的矿压特征，研究了工 作面长度方向上客观存在的“压力拱”结构，并得出 支架载荷与工作面长度的关系。 1 工作面条件 1.1 地质赋存条件 路天煤矿现开采16 煤层，厚度 7.6～8.0 m，平均 7.8 m， 平均单轴抗压强度为 11 MPa， 倾角 8～12， 煤层结构复杂， 4 个分层之间均含有 20 cm 厚的夹矸， 瓦斯含量不大，煤层含硫量高，发火期为 6 个月，自 燃危险等级为Ⅱ级。 煤层至地表基岩厚 120.2 m，基岩为煤线、砂质 泥岩、泥岩、泥页岩互层等，属第四纪沉积，分层厚 度 0.3～6.0 m，平均单轴抗压强度为 34.2 MPa；最上 层为松散性的风积砂，厚度 2.8 m。现场钻孔探测、 岩石力学特性试验、矿压实测和理论研究均表明，煤 层上方无较坚硬岩层， 岩层节理裂隙发育， 形不成梁、 板及关键层结构。 1.2 工作面开采技术条件 1603 工作面走向推进长度 630 m，倾斜长度 190 m；1604 工作面走向推进长度 1450 m，倾斜长度 300 m。两工作面为相邻工作面，盖山厚度 70～160 m， 平均厚度 130 m，一侧均为综放工作面采空区，煤柱 宽度均为 20 m，其它三侧均未受采动影响。回采范围 内煤层赋存稳定，地质构造简单，开采条件良好；开 采工艺相同， 底层机采高度 2.5 m， 采煤机截深 0.6 m， 采放比 1∶2.1， “一采一放”循环作业，采用 ZFS5000/18.5/28 型放顶煤液压支架， 设计工作阻力为 5000 kN，初撑力为 4394 kN。 1.3 矿压监测仪器及测站布置 选用 KBJ-60Ⅲ-1 矿用数字压力计和 KBJ-60Ⅲ-2 矿用压力数据采集器， 间隔 5 min 自动记录支架载荷。 沿 1603 工作面全长布置 5 个测站，分别在14、 38、68、95 和120 支架上，距工作面机头距离分别 为 21，57，102，142.5 和 180 m 沿 1604 工作面全长布置 16 个测站，分别在6、 18、30、、186 支架上，即在工作面每间隔 12 个支架（18 m）布置一个测站。 2 现场实测分析 1603 工作面矿压监测期间经历了直接顶、 基本顶 初次来压和基本顶 4 次周期来压， 1604 工作面监测期 间经历了直接顶、基本顶初次来压和基本顶 7 次周期 来压。实测研究表明，在围岩条件、回采工艺及观测 方法均相同的情况下，由于工作面长度的变化，采场 矿压呈现出明显的规律性。 2.1 工作面长度增加，来压步距减小 两个工作面来压步距实测数据如表 1 所示。 表 1 1603 和 1604 工作面来压步距实测数据 Table 1 Observed weighting spans related to working faces No. 1603 and No.1604 初次来压步距/m 周期来压步距/m 工作 面 长度 /m 平均 最小最大平均 1603 190 38.3 18.023.421.2 1604 300 25.5 6.825.2 14.7 1603 工作面初次来压步距为 38.3 m， 平均周期来 压步距为21.2 m； 1604工作面初次来压步距为25.5 m， 平均周期来压步距为 14.7 m。 因此， 工作面长度增加， 来压步距整体减小，说明加长工作面后，顶板被压碎 的程度增大。 1603 工作面周期来压步距为 18.0～23.4 m，来压 步距变化范围小，顶板周期性来压在工作面长度方向 基本是同步的；1604 工作面周期来压步距 6.8～25.2 m，结合部分测站的周期来压步距（表 2） ，分析认为 加长工作面周期来压步距沿工作面方向变化比较大， 矿压显现具有非均匀性大小周期变化，分段不同步来 压现象明显，说明顶板活动频率随工作面长度增加有 增大的趋势。 2.2 加长工作面支架受力均匀 1603 和 1604 工作面监测支架的整架平均工作阻 力分布直方图如图 1。可以看出，1604 加长工作面较 1603 工作面支架受力均匀， 说明支架反复支撑并长期 处于工作面较大压力影响状态，顶煤处于较强受压状 第 4 期 杨永康，等. 浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征工作面长度效应 711 态松动和反复卸载，因而顶煤冒放性好。 表 2 1604 工作面各测站顶板周期来压步距 Table 2 Periodic weighting step distances at different survey ..stations of working face No.1604 m 支架编号 周期来 压步次 6 42 78 114 150186 1 10.2 8.3 7.810.4 7.411.0 2 7.4 11.3 12.28.2 11.213.4 3 12.2 6.8 11.611.2 6.87.2 4 10.5 7.2 8.310.5 15.425.2 5 12.0 12.0 10.88.4 9.86.9 6 9.6 9.6 8.110.1 8.39.2 7 7.1 8.4 9.47.8 10.17.5 图 1 液压支架工作阻力分布直方图 Fig. 1 Distribution histograms of hydraulic support working resistance 2.3 工作面长度方向来压期间矿压显现规律 表 3 给出了 1603 和 1604 工作面周期来压峰值载 荷与平均载荷分布的比较，图 2 给出了沿工作面长度 方向的矿压分布曲线。可以看出 表 3 1603 和 1604 工作面矿压分布的比较 Table 3 Comparison of underground pressure distributions between working faces No. 1603 and No. 1604 1603 工作面 1604 工作面 位置/m Pmax /kN Pm /kN 位置/m Pmax /kN Pm /kN -74.0机头 3489 3364 -135.0 机头 4642.0 4097.0 -38.0下部 4153 3647 -81.0下部 5835.0 5210.0 7.0中部 4236 3682 -9.0中部 7121.0 6574.0 47.5上部 4148 3628 81.0上部 5521.0 5090.0 85.0机尾 3904 3451 135.0机尾 4474.5 4161.5 （1） 工作面中部支架受载最大； 下部载荷比中部 稍小，但略大于上部；机头和机尾支架受载小。对于 平均载荷，300 m 长工作面的中部为 190 m 短工作面 的 1.79 倍，下部和上部分别为 1.43 和 1.40 倍，机头 和机尾分别为 1.22 和 1.21 倍。 （2）在观测期间，长度为 300 m 的长工作面中 部存在明显的冲击载荷，而 190 m 的短工作面没有出 现明显的冲击载荷。对于峰值载荷，300 m 长工作面 的中部峰值载荷为 190 m 短工作面的 1.68 倍， 下部和 上部分别为 1.41 和 1.33 倍，机头和机尾分别为 1.33 和 1.15 倍。 （3） 工作面支架峰值载荷和平均载荷与工作面位 置 x 均符合二次抛物线关系，即 22 max,300 0.08981.249362140.7938PxxR−−， 1 22 m,300 0.08850.26045706.40.7927PxxR −−， 2 22 max,190 0.09092.9734268.70.9256PxxR−， 3 22 m,190 0.04630.864537020.9586PxxR −。4 观测表明，支架载荷在工作面长度方向基本呈以 工作面中点为对称轴的拱形分布，说明沿工作面方向 顶板冒落拱是客观存在的， 工作面越长冒落拱就越大。 （4）相同条件下，工作面长度越长，整体矿压显 现越大，所需要的支架工作阻力越大，在支架选型时 应该考虑工作面长度效应。工作面中部受载大于工作 面上下两端，工作阻力的确定应以中部最大值为准， 两端排头支架与端头支架工作阻力可以适当减小。 图 2 工作面长度为 190 m 和 300 m 时矿压分布曲线 Fig. 2 Distribution curves of underground pressures of working .faces with length of 190 and 300 m 2.4 支架末阻力与初撑力关系 支架初撑力为主动支护，主要是维护顶煤和直接 顶的完整与稳定；支架工作阻力为被动支护，主要是 平衡基本顶来压时的载荷[16]。1603和1604工作面在 开采期间，支架末阻力Pm与初撑力P0均表现为明显 的线性关系，分别为 2 m0 0.7356413.720.4627PPR， 2 m0 1.0598216.450.8527PPR。 即支架工作阻力随初撑力的提高而增大，提高初 撑力有利于对顶板的控制，使支架尽快在恒阻状态下 工作，改善支架–围岩关系。 两个工作面初撑力对工作阻力的影响程度不同。 实测数据表明，1604工作面支架末阻力与初撑力的线 性相关程度较高， 而1603工作面相关程度较低。 因此， 在1604工作面提高初撑力不仅有利于顶煤和直接顶 的控制，也利于基本顶的控制，但在1603工作面，提 高初撑力更多的是控制顶煤和直接顶的稳定性。 3 工作面长度方向复合压力拱分析 沿工作面长度方向，松软覆盖层相互挤压、相互 712 岩 土 工 程 学 报 2012 年 作用， 形成压力拱结构， 压力拱承担上部岩层的重量， 并将其传至拱脚。拱内围岩整体呈冒落拱形式下沉， 出现如图3所示的“复合压力拱”结构。工作面两端 头的桥拱与“内压力拱”呈铰接结构，主要承担悬空 煤岩体的重量； “外压力拱”拱脚位于两端实体煤内， 跨越整个工作面，主要承担覆岩自重并传递应力至两 侧煤柱中。随着工作面长度的增加， “内压力拱”不断 合并抬升直至与“外压力拱”重合，拱肩处岩体受拉 剪作用后破裂生成一个更大的 “外压力拱” ， 同时破碎 煤岩体相互铰接生成更多的 “内压力拱” 。 根据普氏压 力拱理论[15-16]，外压力拱跨度及高度可表示为 h 2 hbf， 1 22tan45/2bdadhϕ− o 。 式中 hh为压力拱高度；b为压力拱跨度；f为顶板岩 石的普氏系数，取平均值3.42；d为工作面长度；a 为左右拱脚在煤体内的距离；h1为回采煤层厚度，为 7.8 m；ϕ为上覆岩层的内摩擦角，取30。 图 3 压力拱计算简图 Fig. 3 Calculating sketch of pressure arch 计算可得，1603工作面的跨度和高度分别为199.0 m和29.09 m；1604工作面的跨度和高度分别为309.0 m和45.18 m。这与覆岩垮落带高度观测钻孔的现场 实测值相近， 与经验公式[17]得出的垮落带高度为7.9～ 26.9 m出入较大。再次说明工作面长度方向存在压力 拱，压力拱内围岩在自重作用下冒落，形成对顶煤和 支架的压力；工作面长度越长，压力拱越大，整体矿 压显现强度越大，所需要的支架末阻力越大；分析回 采工作面“三带”位置时应考虑工作面长度效应。 4 数值模拟研究 4.1 数值模型的建立 （1）计算模型 数值模拟采用FLAC3D，采用莫尔–库仑准则判 断岩体的破坏；路天矿区今后的开采深度取平均值 200 m。 模拟16煤底板30 m， 煤层 （含4层夹矸）9 m， 顶板岩层为200 m，则模型高度为239 m；在工作面 推进方向起始端侧留50 m实体煤，工作面推进长度 245 m，停采线前方留85 m实体煤，则模型的长度为 380 m；工作面长度分别为100，175，250，325和400 m，工作面长度方向两端各取30 m实体煤柱，考虑对 称性，沿工作面长度方向取一半。不同工作面长度和 不同支架初撑力（3000，6000，9000，12000和15000 kN）可以组成25个正交方案。 模型中，煤岩层呈水平状态，假设煤岩体分层均 质各向同性，初始应力为静水应力场，模型内各单元 均考虑自重的作用。模型的前、后、左、右4侧仅约 束水平位移，底部约束水平和垂直位移，上部模拟全 厚，为自由边界。 （2）模拟过程 在计算过程中， 沿工作面推进方向每次开挖5 m， 开挖高度2.8 m，计算至平衡。以此循环，直至工作 面推进245 m。按现场监测的顶煤、顶板垮落规律来 模拟顶煤、顶板的垮落。结合采空区冒落矸石物理力 学特征变化规律已有研究成果[18-19]、现场煤岩层情况 和相似模拟试验结果，采用表4力学参数，通过动态 改变材料特征模拟回采过程中已冒矸石的支撑作用。 表 4 采空区冒落矸石的物理力学参数 Table 4 Physical and mechanical parameters of caving gangue in gob 距工作面 /m 直接顶 岩石碎 胀系数 基本顶 岩石碎 胀系数 弹性 模量 /MPa 泊松 比 体积模 量/MPa 剪切模 量/MPa 0～50 1.35 1.20 5 0.0567 1.729 2.177 50～80 1.30 1.17 22 0.0633 8.587 10.580 80～100 1.20 1.14 45 0.0696 16.651 20.101 100～1301.15 1.12 80 0.0760 32.233 38.104 130 1.10 1.10 433 0.0830 173.020199.860 （3）顶煤破坏性的评价指标 放顶煤开采的顶煤回收率取决于顶煤可放性，可 放性的好坏取决于其破坏程度。基于极限平衡理论和 现场观测结果，并依据由煤壁前方到支架上方支承压 力变化和作用[20]，在数值计算中引入顶煤破坏系数的 概念。 工作面推进过程中，顶煤由弹性状态逐渐进入塑 性状态，煤壁前方支承压力出现先增后降过程。在支 承压力达到峰值点之前煤体呈弹性变形状态，顶煤处 于原生裂隙闭合和压缩状态；在支承压力达到峰值点 之后，支承压力逐渐降低，即顶煤单元破坏程度逐渐 升高，顶煤破坏程度与支承压力降低量之间存在对应 关系。以莫尔–库仑强度理论为基础[15]，定义顶煤各 单元破坏程度的大小，称其为破坏系数Z 1 c3 1sin 1sin Z R σ ϕ σ ϕ Δ Δ − 。 式中 1 σΔ为支承压力峰值后最大主应力降低量 （MPa） ； 3 σΔ为支承压力峰值后最小主应力降低量 第 4 期 杨永康，等. 浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征工作面长度效应 713 （MPa） ； c R为顶煤的单轴抗压强度（MPa） ；ϕ为顶 煤内摩擦角。 支承压力峰值之前， 顶煤处于弹性状态， 定义其破坏系数Z0；支承压力峰值之后，顶煤部分 单元屈服破坏，其屈服破坏单元的破坏系数Z＞0，且 其值越大，破坏程度越高。 将控顶区顶煤单元的破坏系数加权平均，即得到 反映顶煤总体破坏程度的综合指标Y 11 / i ni n iii ii YZ AA ∑ ∑ ， 式中 Ai为单元面积；Zi为控顶区顶煤单元的破坏系 数；i为单元编号。 4.2 煤壁前方支承压力随工作面长度及推进距离的 变化规律 给定初撑力6000 kN，工作面中部前方煤壁支承 压力峰值随工作面长度及推进距离的变化曲线如图4 所示。可以看出①随工作面推进距离加大，支承压 力峰值呈对数规律增大，按照其分布特征可将工作面 开采工程分为初采阶段、过渡阶段和正常放煤阶段。 当工作面推进距离在0～30 m范围时为初采阶段，支 承压力峰值变化梯度较大，对顶煤无明显压裂作用， 不利于顶煤放出；推进距离在30～145 m时为过渡阶 段，支承压力峰值快速增大，对顶煤的压裂作用明显 增强；推进145～180 m以后进入正常开采放煤阶段， 支承压力对顶煤的压裂作用趋于稳定。②随着工作面 长度的增大，支承压力峰值明显增大，有利于对顶煤 的破碎。当工作面推进到245 m时，100 m长工作面 支承压力峰值为10.69 MPa，应力集中系数k2.08； 400 m长工作面支承压力峰值为15.312 MPa，应力集 中系数k2.98，是100 m长工作面的1.43倍。 图 4 支承压力峰值随工作面长度和推进距离的变化 Fig. 4 Variation of peak abutment pressure ahead of working face with different face lengths and advance distances 4.3 工作面长度方向支承压力分布规律 给定初撑力6000 kN， 不同长度工作面推进245 m 时，沿工作面长度方向的支承压力峰值变化曲线如图 5所示。可以看出，支承压力峰值在工作面长度方向 表现为明显的拱形分布，随着工作面加长压力拱逐渐 升高，也就是说支承压力峰值随工作面长度的增大而 增大，随至工作面中线距离的增大而减小，这与前述 压力拱的规律是一致的；当接近工作面两端时，支承 压力降低幅度明显加大， 工作面两端的顶煤不易放出， 就是这种端头效应所致；随工作面长度增加，压力拱 扁平率趋于增大，支承压力峰值大于煤的单轴抗压强 度的区段所占比例显著增大。 工作面长度为100，175， 250，325和400 m时，支承压力峰值大于煤的单轴抗 压强度的区段所占比例分别为0，85.7，93.6，95.4 和97.5。 图 5 支承压力峰值在工作面长度方向的分布 Fig. 5 Distribution of peak abutment pressure for different lengths of working face 4.4 随工作面推进距离、 工作面长度和支架初撑力变 化的顶煤破坏规律 （1）图6为250 m长工作面、6000 kN初撑力、 沿工作面长度方向滞后煤壁3 m时，顶煤破坏随工作 面推进距离变化的演化过程。可见，①随工作面推进 距离的增大，顶煤破坏单元不断增加。推进10 m时， 顶煤破坏仅在顶煤下位1.78 m范围内； 推进50 m时， 顶煤破坏已向上延伸至顶板；推进245 m时，顶煤屈 服破坏已达95以上。②顶煤的破坏顺序是底部顶煤 →中间夹矸→上部顶煤→夹矸之间的顶煤。底部顶煤 开挖后出现较大的压力差导致其出现压剪破坏，脆性 夹矸在上下位煤层变形后出现拉剪破坏，上部顶煤在 直接顶给定变形作用下出现剪破坏，顶煤的变形破坏 是以该3点的破坏逐步扩展而成的。 图 6 250 m 长工作面不同推进距离时顶煤单元破坏状态 Fig. 6 Distribution of damage zones under different working face advance distances with length of 250 m （2）给定初撑力6000 kN，不同长度工作面推进 714 岩 土 工 程 学 报 2012 年 150 m时，沿工作面长度方向滞后煤壁3 m的顶煤破 坏状态如图7所示，顶煤破坏指标Y随工作面推进距 离及工作面长度的变化曲线如图8所示。可看出相 同的推进距离，随工作面长度增加，顶煤破坏明显增 多，Y值呈二次多项式规律增大，就顶煤的破坏性来 说，不限制工作面长度的增加；随着工作面推进距离 的增加，Y的变化与工作面前方支承压力的形成、发 展和稳定过程相一致。 图 7 不同长度工作面顶煤单元破坏状态 Fig. 7 Distribution of damage zones at different lengths of .working face 图 8 顶煤破坏综合指标随工作面长度和推进距离的变化 Fig. 8 Variation curves of coefficient of top coal failure with different face lengths and distances （3）Y随支架初撑力的变化规律如图9所示。说 明支架初撑力的增大，约束了在煤壁前方支承压力作 用下已被压裂顶煤的松动，使Y值减小，并且Y随支 架初撑力P的增大呈线性规律YaPb减小。分析认 为，顶煤的破坏主要是前方支承压力的压裂作用，而 并非是支架向上顶推力的挤压作用。随着初撑力的增 加，底部顶煤产生破坏的应力差减少，一定程度上减 少破坏发生的范围及程度；在一定范围内，支架初撑 力对顶煤起挤压和使其产生水平膨胀的破碎作用，超 过一定范围后，顶煤的冒落会出现拱式平衡状态。不 同支护阻力控顶效果主要表现在拱高控制的差异，阻 力越大拱高越小，越不利于冒落。因此，在一定范围 内减小支架的初撑力，有助于顶煤在控顶区内松动和 破碎。 4.5 工作面长度与支架初撑力的关系 图10和图11分别为支架控顶区内顶煤下沉量S 随工作面长度L及支架初撑力P的变化曲线。可见， 控顶区内顶煤下沉量S随工作面长度L的增大呈对数 规律增大， 随支架初撑力P的增大呈负对数规律减小。 图10和图11中各曲线的回归方程及其相关性见表5。 图 9 顶煤破坏指标 Y 随初撑力 P 的变化 Fig. 9 Variation curves of coefficient of top coal failure for different face lengths with initial supporting force 图 10 S 随 L 的变化 Fig. 10 Variation curves of subsidence quantity with face length 图 11 S 随 P 的变化 Fig. 11 Variation curves of subsidence quantity with initial supporting force 表 5 S 随 L 和 P 变化的回归方程及其相关性 R2 Table 5 Regression equations and correlation of subsidence along ..with face length and initial supporting force P 或 L 相关方程 相关性 R2 P3000 kN S14.192lnL-30.976 R20.9944 P6000 kN S13.430lnL-31.301 R20.9937 P9000 kN S12.30lnL-28.232 R20.9946 P12000 kN S11.912lnL-28.673 R20.9909 P15000 kN S11.569lnL-29.426 R20.9912 L100 m S-6.4606lnP86.395 R20.9888 L175 m S-7.4622lnP102.75 R20.9802 L250 m S-7.6602lnP109.28 R20.9917 L325 m S-8.6056lnP121.490 R20.9910 L400 m S-8.8241lnP124.6 R20.9907 第 4 期 杨永康，等. 浅埋厚基岩松软顶板综放采场矿压特征工作面长度效应 715 给定控顶区内顶煤下沉量S时支架初撑力P与工 作面长度L之间的关系见图12。可见，给定S后，P 随L呈线性规律增加。支架的选型不是唯一的，由于 有安全阀的保障作用，应该根据可以允许的下沉量和 工作面长度确定支架载荷。 图 12 给定 S 时 P 随 L 变化曲线 Fig. 12 Variation curves of initial supporting force and face length .after assigning subsidence 5 结 论 （1）随着工作面长度增加，来压步距减小，支架 受力较均匀，支架载荷在工作面长度方向基本呈以工 作面中点为对称轴的拱形分布， 工作面越长拱就越大， 整体矿压显现越大。工作阻力的确定应以中部最大值 为准，两端排头支架与端头支架工作阻力可以酌情减 小。 （2）随着工作面长度的增大，支承压力峰值明 显增大，明显影响范围在加大，工作面长度方向压力 拱扁平率趋于增大，支承压力峰值大于煤的单轴抗压 强度的区段所占比例显著增大， 有利于对顶煤的破碎。 （3）在一定范围内减小支架的初撑力，有助于 顶煤在控顶区内松动和破碎。 （4）支架载荷的确定应考虑顶煤的允许下沉量 和工作面长度效应。 参考文献 [1] 靳文学, 靳钟铭. 综放合理工作面长度分析[J]. 太原理工 大学学报, 2005, 235 508–510. 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