濟三煤礦4.0Mta新井設計含5張CAD圖-采礦工程.zip

濟三煤礦4.0Mta新井設計含5張CAD圖-采礦工程.zip,煤礦,4.0,Mta,設計,CAD,采礦工程 大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究 摘要：針對大采高綜采工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性的特點，著重研究大采高綜采工作面的礦壓顯現(xiàn)特征及其規(guī)律、工作面采場圍巖應力場、位移場及圍巖塑性破壞場的分布規(guī)律以及大采高綜采工作面煤巖組合力學模型及其控制。 關鍵詞：大采高綜采，礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，巖層移動規(guī)律，支承壓力分布 0 引言 目前，在我國一次能量消費結構中，煤炭占75%以上。煤炭不僅是我國的基本燃料，又是重要的工業(yè)原料，電力、鋼鐵、石油加工、水泥、化學原料五大行業(yè)都離不開煤炭，因此，煤炭工業(yè)的發(fā)展直接關系到國計民生。為使我國能源戰(zhàn)略持續(xù)穩(wěn)定的發(fā)展，必須穩(wěn)步高效地發(fā)展煤炭工業(yè)。 我國是世界上煤炭資源最豐富的國家之一。據不完全統(tǒng)計，己知含煤面積約55000k了，探明總儲量在9000億t以上，居世界前列。自1989年，我國一直是世界第一大煤炭生產國和消費國，煤炭產量占世界煤炭產量的1/4以上，而緩傾斜厚煤層煤炭產量又占我國總產量的40%以上，我國很多礦區(qū)賦存有3.5~6.0m厚的煤層，這類煤層在邢臺、開灤、徐州、充州、淮北、阜新、雙鴨山、義馬、西山、銅川、陽泉等礦區(qū)均為主采煤層。隨著市場經濟的發(fā)展，煤炭工業(yè)日趨向大型化、集中化、高產高效方向發(fā)展，建設高產高效礦井，提高企業(yè)經濟效益己成為煤礦企業(yè)的基本經營理念，尤其是市場經濟的激勵機制極大地促進了采煤技術與裝備水平的快速發(fā)展。我國在引進國外大采高裝備技術后，綜采工作面日產量可達萬t，取得了舉世矚目的成績。 據目前國內外開采技術的發(fā)展，大采高綜采是指采高在3.5~6.0m，工作面使用大功率雙滾筒采煤機和重型刮板運輸機割、運煤，用大噸位液壓支架(支架工作阻力、單架支護面積和支架支撐高度大)控制頂板，一次采全高的綜采技術。其設備趨于大型化、重型化和自動化，其特點是技術先進、性能可靠、裝機功率大、生產效率高。 對于煤層傾角小于30°的厚煤層(3.5~6.0m)開采，大采高綜采與綜采采煤法相比，具有下列優(yōu)點:煤炭資源回采率高;煤炭含研率低;回采工作面煤塵、煤的自然發(fā)火和瓦斯涌出安全性好;對于3~4m不適宜綜采開采的厚煤層，大采高具有工效高、成本低等優(yōu)點。大采高綜采與分層開采相比，具有下列優(yōu)點:工作面生產能力大，有利于合理集中生產;回采工效和煤炭資源回收率高、巷道掘進率和維護量低；回采工藝和巷道布置簡化，綜采設備搬家次數少，搬家費用省，增加生產時間；節(jié)省材料(人工假頂材料等)和回采成本低等。 高產高效大采高綜采生產能力大、回采率高、安全條件和經濟效益好，是目前國內外厚煤層(3.5~6.0m)開采技術的主要發(fā)展方向之一，其優(yōu)勢使得在國內外被廣泛采用。但是，經過礦山實踐和許多專家、學者多年的現(xiàn)場觀測及理論研究發(fā)現(xiàn)，大采高綜采與一般綜采(采高<3.5m)相比，這種新的回采工藝工作面內支架——圍巖系統(tǒng)穩(wěn)定性差、事故率高，尤其嚴重的是高架(大采高支架的簡稱)穩(wěn)定性事故率高達19%以上，遠高于一般采高綜采面，高架的咬架、倒架事故直接引發(fā)的頂板事故及調整支架的難度、材料和工時的消耗，嚴重制約了大采高綜采效能的發(fā)揮。采場支承壓力是引起礦山壓力顯現(xiàn)的重要組成部分，其對開采煤層、頂底板及其作用范圍內的煤巖層會產生很大的影響。在支承壓力作用下，工作面煤壁前方煤層發(fā)生壓縮和破壞，相應的部位易出現(xiàn)頂底板相對移動以及支架受力變形等支承壓力的顯現(xiàn)，主要表現(xiàn)有：回采工作面煤壁片塌、冒頂和底鼓;沖擊地壓和煤層突出;超前巷道兩幫煤壁壓縮和片塌。煤層上方若賦存有堅硬巖層，大采高采場垮落的直接頂巖石往往不能填滿采空區(qū)，而在堅硬巖層下方出現(xiàn)較大的自由空間，折斷后的老頂巖梁難以形成“砌體梁”式的平衡，在其回轉運動的過程中，工作面前方的煤體內形成較高的支承壓力，并在工作面引起強烈的周期來壓。因此，大采高采場老頂來壓更為劇烈、局部冒頂和煤壁片幫現(xiàn)象更為嚴重，支架沖擊載荷更為突出，這些都是影響高產高效大采高綜采工作面機械化水平的重要因素?；夭晒ぷ髅媸堑叵乱苿拥墓ぷ骺臻g，為了保證生產工作的正常進行與礦工的安全，必須對它進行維護。然而回采工作面的礦山壓力顯現(xiàn)又決定于回采工作面周圍所處的圍巖和開采條件。因此，為了確?；夭晒ぷ髅婵臻g的安全，必須對回采工作面形成的礦山壓力顯現(xiàn)加以控制。控制采場礦山壓力的基本手段之一是回采工作面液壓支架，其是平衡回采工作面頂板壓力的一種構筑物，通過液壓支架直接地支護直接頂，從而間接地對老頂的活動起一定的控制作用。 因此，要充分發(fā)揮大采高綜采回采工藝的優(yōu)越性，以指導礦山生產實踐，就必須充分了解大采高綜采工作面采場礦壓顯現(xiàn)特征，全面認識采場上覆巖層的運動規(guī)律和采場支承壓力分布規(guī)律及其煤壁的破壞規(guī)律，建立大采高綜采工作面煤巖組合力學模型及其控制。其研究為大采高綜采技術在我國煤炭行業(yè)的推廣應用和發(fā)展提供有益的實踐經驗，具有重要的工程實際意義，同時可以豐富和發(fā)展礦山壓力及巖層控制理論，具有重要的理論意義。  1 國內外研究現(xiàn)狀 1.1大采高綜采技術現(xiàn)狀 1.1.1國外現(xiàn)狀 德國、波蘭、英國、俄羅斯、捷克、日本等國從60年代開始就發(fā)展采用大采高綜采技術。早在60年代，日本曾設計了一種6m采高并帶中間平臺的液壓支架，獲得了日本國家設計獎。德國在1970年使用貝考瑞特垛式支架成功地開采了熱羅林礦4m厚的7號煤層，德國擁有的大采高液壓支架架型包括威斯特伐利亞BC-26/26、赫姆夏特T5}0-22/60、蒂森RHS26-60BL及6320-23/4型大采高液壓支架。前蘇聯(lián)采用M120-34/49型掩護式支架、波蘭采用POMA22/46型掩護式支架、捷克使用F4/4600型支架作為大采高液壓支架。目前，國外厚煤層大采高液壓支架的最大支撐高度達7m，采煤機最大采高達5.4m。各國的生產實踐表明，在一些良好的地質和生產技術條件下開采較硬的煤層，大采高綜采實現(xiàn)了高產高效、高安全、高回收率和經濟效益好的目標。國外一般認為:設備重型化和尺寸加大、煤壁片幫與頂板冒落、高架穩(wěn)定性、大端面順槽開掘與支護、采面運輸等都是限制大采高綜采取得顯著經濟效益和推廣應用的障礙。因此，世界主要產煤國至今仍在積極改進、完善大采高液壓支架，并不斷進行現(xiàn)場實踐和擴大大采高綜采的應用范圍。 1.1.2國內現(xiàn)狀 我國從1978年起，開始試驗厚煤層大采高一次采全厚開采方法，至今已取得了長足進步。在神東、邢臺、開灤、鐵法、西山、徐州、棗莊等礦區(qū)得到了廣泛推廣使用，效益良好。于1978年引進德國赫姆夏特公司6320-23/45型掩護式大采高液壓支架及相應的采煤運輸設備，在開灤范各莊礦1477綜采工作面開采7號煤層，開采效果良好。1985年在西山礦務局官地礦首次進行國產BC520-25/47型支撐掩護式大采高液壓支架試驗，開采的8號煤層平均厚度4.5m，傾角小于50，在采高4.0m及II級3類頂板條件下，支架經歷了仰斜、俯斜和斜推使用，綜采工作面3個月產煤11. 2萬t。1986年我國研制的BY3200-23/45型掩護式支架在東龐礦試驗成功，1987~1988年東龐礦又與北京煤機廠合作研制了改進型BY3200-23/45型和BY3600-25/50型掩護式大采高液壓支架，并成功地應用于東龐礦2號煤層開采。開灤礦務局林南倉礦采用BY3200-23/45型掩護式支架在1182綜采工作面開采8-1煤層，支架在煤層傾角6°~38°(平均傾角22°)及II級2類頂板條件下，經歷了過老巷、斷層和無煤柱等惡劣條件的考驗，工作面平均月產煤4萬t。西山礦務局官地礦、西銘礦及雙鴨山局新安礦使用BC480-22/42型支架，總體效果良好。義馬礦務局耿村礦選用QY350-25/47型二柱掩護式支架，并于1987年10月在12061工作面安裝投產，總體來看義馬煤田厚煤層的工程技術條件能適應4~5m厚煤層綜采一次采全高的技術要求。此外，徐州礦務局權臺礦在“三軟”(頂軟、底軟、煤層軟)煤層，大同礦務局在“三硬”煤層條件下，分別研制了端面支撐力大、底座比壓小的ZYR3400-25/47型短頂梁插腿掩護式液壓支架及支撐能力大、切頂性能強、整體穩(wěn)定性好的TZ10000-29/47型支架，大屯徐莊礦在2004年9月開始利用新研制的大采高綜采支架回采近距離煤層下組煤。經過10余年的發(fā)展，我國研制和生產的大采高液壓支架己有10余種架型，支架結構高度最高為5m，支架工作阻力最高達l0MN/架，架型有二柱掩護式和四柱支掩式兩種，前梁有挑梁式和伸縮梁式兩種，底座有插腿和非插腿式兩種，推移機構有長、短框架和帶移步橫梁的多種，護幫板長度從0.8m增加到2.2m。從全國使用情況看，年產逾百萬噸的大采高綜采隊中，最高年產已達170萬t，回采工效達87. 9t/工。 1.1.3大采高綜采技術發(fā)展趨勢 采煤機的選型上以寧大勿小為原則。近年來，采煤機的截割速度一直在增加，目前采煤機的截割速度一般在12~15m/min，一些新研究開發(fā)出來的采煤機的截割速度達到了24~36m/min;截割功率、牽引功率更高更大，總裝機功率將超過2400kW。 工作面液壓支架工作阻力更高、單架支護面積更大，設計手段更先進，設計使用壽命要大于60000個循環(huán)。為滿足采煤機截割深度大于1000mm的要求，增加支架頂梁的長度，以維護工作面頂板，防治冒頂;液壓支架的寬度有1.5m和1.75m兩種，從目前看還有加大的余地，支架中心間距可達到2000mm，可以增加大采高支架的穩(wěn)定性，以滿足增加支撐力的要求。隨著采高、工作面長度及生產能力的不斷增長，工作面輸送機鏈的直徑也不斷增大。刮板輸送機的輸送長度達到300m，小時運輸量可達到5000t，輸送機溜槽寬度、鏈條直徑、總裝機功率等都要增加，鏈條直徑達到48mm以上，總裝機功率達到3200kW,供電電壓可達到4160V。 1.2大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究現(xiàn)狀 大采高綜采工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性。工作面采高大，不僅使工作面頂板活動空間與老頂懸臂梁結構的彎距加大，使工作面壓力加大，而且因工作面上覆巖層冒落高度及裂隙帶高度的加大，使采場采動影響波及的范圍增大，易發(fā)生“煤壁片幫——頂板冒落——煤壁片幫”的惡性循環(huán)。頂板冒落使支架失去上部約束而產生傾倒，支架傾倒后受力狀態(tài)惡化和承載能力下降又使工作面頂板出現(xiàn)進一步冒漏。國內外采礦工作者十分重視大采高帶來的頂板巖層運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律的研究，由于煤礦地質條件的多樣性和復雜性，我國大采高綜采面液壓支架穩(wěn)定性等類的事故率平均高達6%~20%以上，遠比采高小于3.5m的綜采面嚴重。大采高綜采面礦壓規(guī)律特殊性問題己成為生產實踐中迫切需要研究解決的采礦問題。國外由于受客觀條件的限制，適合大采高綜采的厚煤層不多，而厚煤層賦存較多的美國、澳大利亞等大多采用房柱式采煤法，就目前而言，我國在大采高綜采工作面與巷道圍巖控制技術方面進行了一定的探索，但由于大采高綜采實踐時間短，各研究單位所觀測到的礦壓數據和研究結果，大多只適用于局部相似條件的范圍，而對其它類似條的地區(qū)僅有一定的參考價值，因此，進行大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征及控制研究，掌握頂板活動規(guī)律及壓力顯現(xiàn)規(guī)律具有現(xiàn)實指導意義。 1.2.1大采高采場頂板巖層運動規(guī)律研究 采場中一切礦壓顯現(xiàn)的根源是采動引起的上覆巖層的運動。因此，研究大采高采場頂板巖層的運動規(guī)律有助于深入了解大采高礦壓顯現(xiàn)特征?；凇捌鲶w梁”理論的頂板巖層運動規(guī)律：以錢鳴高院士所提出的“砌體梁”理論為基礎，研究了大采高采場上覆巖層的結構形態(tài)和活動規(guī)律以及頂板下沉量的影響因素。其主要結論如下：(1)大采高綜采直接頂運動一般是自下而上逐層垮落直至充滿采空區(qū)。直接頂的厚度一般為采高的2.0~2.5倍。(2)由于煤壁支承的作用，巖塊劇烈回轉滯后于工作面煤壁，巖塊完成回轉的時間為該巖塊斷裂后到其下的直接頂全部垮落為止。在此期間該巖塊回轉的多少主要與直接頂的巖性、工作面煤壁的穩(wěn)定性及支架的支護阻力有關。(3)直接頂頂板的下沉量與支架工作阻力、直接頂高度、直接頂彈性模量、老頂回轉角等密切相關。 基于“關鍵層”理論的頂板巖層運動規(guī)律：太原理工大學靳鐘銘教授等學者，運用關鍵層理論研究了大采高采場覆巖結構特征及運動規(guī)律，結果表明：(1)覆巖的垮落斷裂受關鍵層的特征、層位及分布控制，在不同采高時“三帶”范圍的確定應根據關鍵層的特征確定。當一次性開采高度小于3m時，垮落帶高度符合經驗公式的近似分式函數關系，當一次性開采高度大于3m時，垮落帶高度大于相同煤厚分層開采時的垮落帶高度，其高度受關鍵層特征控制。(2)斷裂帶高度受關鍵層特征控制，上覆巖層中的厚硬關鍵層控制著一定采高范圍內(2~5m)的斷裂帶高度，當這層關鍵層隨采高增大而斷裂下沉時，必將造成其上覆巖層的大規(guī)模運動，斷裂帶高度急劇上升，采高大于5m后，斷裂帶高度要大于同厚煤層分層開采的斷裂帶高度，且隨采高增大上升的幅度較大，總體而言，斷裂帶高度隨采高增大呈臺階狀上升，每一個平臺表示一層厚硬關鍵層的控制作用。(3)大采高開采一般開采高度在3.5m以上，垮落帶及斷裂帶的范圍要遠大于同厚度煤層分層開采相應的范圍，因而大采高開采采場礦壓顯現(xiàn)及控制、覆巖運動、地表沉陷都有其新的特點，應用關鍵層理論深入研究大采高條件下覆巖運動是解決上述問題的可行途經。 基于損傷力學的頂板巖層運動規(guī)律：中國礦業(yè)大學郝海金等學者，在大采高綜采面上位巖層移動實測、模擬實驗及工作面礦壓觀測的基礎上，對上覆巖體破斷位置及其平衡結構進行了分析研究。結果顯示:大采高綜采工作面基本頂斷裂的位置在工作面前方、上覆巖層存在著比分層開采層位更高但和綜采開采相似的平衡結構，結構的活動是逐漸變化的過程，在這一過程中，平衡結構與其下的直接頂相互作用，這種作用方式與直接項的多次損傷有關。傳遞到支架的載荷主要取決于支架上方直接項的巖性和損傷的程度。因此，平衡巖梁的變形對支架產生的影響受直接頂的巖性和其損傷后的強度的影響是明顯的。 1.2.2大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究 目前礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的研究方法多采用礦壓數據實測分析、相似模擬研究及數值模擬研究。中國礦業(yè)大學郝海金結合寺河礦10201S大采高綜采面現(xiàn)場觀測和平面、立體相似模擬，研究得出大采高綜采面前方支承壓力影響范圍及峰值點位置;支承壓力峰值隨著采高的加大逐漸向工作面煤壁前移;不同采高、工作面不同位置周期來壓變化規(guī)律;大采高支架工作阻力遠遠大于分層開采和綜采工作面支架的工作阻力值。安徽理工大學王貴虎采用現(xiàn)場實測的方法研究了張集礦111 (3)大采高綜采面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律：工作面頂板有明顯的初次來壓和周期來壓現(xiàn)象，工作面頂板屬于有明顯來壓頂板；工作面平時煤壁片幫發(fā)生較少，周期來壓時有片幫發(fā)生，工作面停產時煤壁片幫加劇;非來壓期間支架多為初撐或一次增阻，來壓期間多為二次增阻或多次增阻;工作面支承壓力的影響范圍是隨工作面開采面積增大而增大的。 研究結果表明大采高綜采老頂來壓較普通綜采更為劇烈，局部冒頂和煤壁片幫現(xiàn)象更為嚴重，支架沖擊載荷更為突出，支承壓力影響范圍更為廣，工作面周期來壓明顯，來壓強度增加。我國7個采高大于3.5m的緩傾斜一次采全厚綜采工作面的礦壓觀測結果表明:與采高小于3.5 m的綜采工作面相比，采高大于3.5 m的工作面的老頂來壓強度提高了約5.2%，周期來壓步距增大了約4.6%。 1.2.3綜采面液壓支架合理工作阻力確定 綜采支架合理工作阻力確定有許多方法，目前國外確定支架合理工作阻力的方法可歸結為三種:巖石自重法、頂底板移近量法、統(tǒng)計法。巖石自重法以采高為自變量，支架工作阻力與采高呈直線關系，所以一般說來，采高越大，計算的支架工作阻力越偏大。頂底板移近量法以頂底板移近量和支架支護強度支架的雙曲線關系為依據，但計算的許多系數需要實驗獲得，一般易與實際情況產生誤差。統(tǒng)計法以液壓支架端面頂板冒落高度和臺階下沉作為衡量支護強度是否足夠的指標，以獲得合理支架支護強度的經驗數據。 我國液壓支架合理工作阻力的確定方法因不同采場條件及對頂板控制的不同認識，存在多種方法。主要有載荷估算法、理論分析法和實測統(tǒng)計法。載荷估算法認為支架合理工作阻力應能承受控頂區(qū)以內及懸頂部分的直接頂載荷和老頂來壓時的形成的附加載荷。理論分析法按照砌體梁學說，工作面支架的作用應及時支撐控頂區(qū)內直接頂巖層，同時要對上覆可能形成的砌體梁結構的老頂巖層形成支撐，用以平衡其部分載荷，避免老頂沿工作面形成切頂和大量臺階下沉。實測統(tǒng)計法主要有三種，即太原理工大學靳鐘銘教授提出的數理統(tǒng)計的回歸公式估算、礦壓實測數據確定和按照頂板分類中支架的支護強度確定。 2 大采高綜采工作面礦壓觀測 2.1沙曲礦24101大采高綜采工作面概況 沙曲礦位于柳林縣境內，開采的3, 4號合并層為二疊紀山西組含煤系，煤巖層整體呈一單斜構造，走向3400，傾向SW，平均傾角50°，地質勘探資料表明，井田內無大的斷裂和陷落柱構造，在工作面運輸順槽掘進中，揭露5條斜交巷道的正斷層，落差均小于1. 8m。 24101工作面為井田北翼首采工作面，工作面走向長1208m，傾斜寬度180m，平均傾角30°，煤層平均厚度4.2m，含夾石兩層，結構為0.35(0.10)0.70(0.25)2.80，夾石巖性為灰黑色泥巖或炭質泥巖，抗壓強度10.5~14.77MPa。煤層呈黑色，玻璃光澤，均一結構，內生裂隙發(fā)育，容重1.36t/耐，抗壓強度10.5-14.77MPa，整個工作面煤層穩(wěn)定，可采系數為1，變異系數13.6% 。工作面直接頂為灰色中粒石英砂巖，抗壓強度27~42.7MPa;基本頂為灰色粗粒石英砂巖，抗壓強度30~40MPa;直接底為灰黑色細砂巖，抗壓強度42.7~47.7MPa。 工作面可采面積0.162km2，軌道順槽底板標高+442.1~+540.9m，運輸順槽底板標高+443.7~+545.5m，工作面上覆地表均為黃土覆蓋區(qū)，地面標高+840~+966m，厚度均在350m以上，最厚達460m,平均405m。工作面頂板節(jié)理比較發(fā)育，一般發(fā)育兩組:一組75°和345°，另一組30°和315°，傾角60°~80°，節(jié)理間距0.8~1.0m，節(jié)理屬強扭性，節(jié)理裂隙在煤巖層產狀變化大的地段較發(fā)育。工作面上覆各砂巖含水層間有泥巖等隔水層，富水性弱，直接底砂巖含水層為弱含水層，距離L5灰?guī)r17m，有良好隔水層。工作面瓦斯涌出量為3~4m3/mi n，屬高瓦斯礦井。 工作面采用三條巷道布置，分別為運輸順槽、軌道順槽和瓦斯尾巷。工作面斜切進刀，采煤機選用IGTY-300/730型電牽引雙滾筒采煤機，往返一次割兩刀煤，循環(huán)進度為0.665m，一天8個循環(huán)。工作面頂板采用ZZ5200-25/47型四柱支撐掩護式液壓支架支護，其技術特征參數參見表2.1，共120架，其中工作面116架，端頭4架。工作面最小控頂距6.61m，最大控頂距7.275m。運輸順槽超前支護距離為40m，軌道順槽超前支護距離為30m。 表2.1 支架技術特征表 序號 名稱 單位 數值 1 支架額定工作阻力 kN 5200 2 支架額定初撐力 kN 1653 3 支架最小/最大高度 m 2.5/4.7 4 支護面積 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 立柱缸徑 mm 230 2.2 24101大采高綜采工作面礦壓觀測方案 2.2.1工作面礦壓觀測方案 在工作面的上部、中部和下部布置3條支架載荷觀測線，每條測線3架支架，分別在每條測線的兩臺支架的前后對角線兩柱上各設置一套圓圖壓力自記儀，整個工作面共布置12套，另一臺支架的前后柱上安裝4塊壓力小表，整個工作面共安裝12塊。參見圖2.1。 圖2.1 工作面礦壓觀測布置方案 2.2.2軌道順槽來壓顯現(xiàn)觀測方案 為了配合工作面的礦壓觀測，在軌道順槽內距離工作面煤壁前方的50m和100m位置設置順槽來壓顯現(xiàn)監(jiān)測站，分別布置巷道壓力、位移測點和頂板離層測站。巷道壓力測站布置參數:在每個測站的工作面測巷布置兩個鉆孔液壓枕，鉆孔間距2.0m，孔深5.0m,孔徑45mm，距離底板1.5m。 巷道錨桿測力計和頂板離層儀布置參數:每個測站設三個斷面，每個斷面三個測點，此外每個測站的工作面?zhèn)认镌O置巷道頂底板移近測站，每個測站三個測點，間距2.0m。觀測工作面回采期間巷道頂底板移近量和分析其移近速度。參見圖2-3。 圖2.3 軌道順槽來壓預報站一起布置方案 2.3 24101大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律 2.3.1支架載荷分布及變化規(guī)律 1.工作面初次來壓規(guī)律分析 根據工作面支架載荷觀測數據表和P-L變化曲線，考慮6.5m的開切眼，工作面下部、中部、上部測線分別推進到2.66~4.655m，4.655m、4.655m時，支架載荷達到最大值，直接頂開始垮落，對應的平均來壓支架載荷分別為32MPa, 34MPa, 28MPa,即工作面下部、中部、上部測線的直接頂初次垮落步距平均分別為10. 128m，11.155m，11.155m。來壓前3條測線的平均載荷分別為26MPa，27.8MPa，24.3MPa，綜合3條測線的結果可知，工作面直接頂垮落步距為10.8m，來壓平均支架載荷為31. 3MPa,平時平均支架載荷為26MPa，動載系數為1.21。工作面下部、中部、上部測線分別推進到17.805~20.465m，18.47-20.465m， 21.13~22.46m時，支架載荷達到直接頂初次垮落后的最大值，對應的平均來壓支架載荷分別為33.4MPa，31.5MPa，30MPa，即工作面下部、中部、上部測線的初次來壓步距平均分別為19.135m，19.468m，21.795m，來壓前3條測線的平均載荷分別為26.75MPa，27MPa， 23.9MPa，綜合3條測線的結果可知，工作面初次來壓步距為20.2m，來壓平均支架載荷為31.7MPa，平時平均支架載荷為25.9MPa，動載系數為1.23。工作面初次來壓特征參見表2.2。 表2.2 24101工作面初次來壓特征 參數 下部測線 中部測線 上部測線 初壓前平均載荷（MPa） 26.75 27 23.9 初壓期間平均載荷（MPa） 33.4 31.5 30 動載系數K 1.25 1.17 1.26 來壓步距L（m） 19.135 19.468 21.795 2.工作面周期來壓規(guī)律分析 初次來壓過后，隨著工作面推進，在覆巖載荷的作用下，基本頂巖梁彎曲應力逐漸增大，回轉變形也趨于顯著，直至受載巖梁的拉應力超過基本頂巖體的抗拉強度時，就會進入一個相互類似的周期失穩(wěn)斷裂來壓過程?，F(xiàn)依據礦壓實際監(jiān)測數據分析24101工作面的周期來壓規(guī)律。根據工作面支架載荷觀測數據表和P-L變化曲線，工作面推進距離為120. 4m，共經歷6次周期來壓，具體分析參見工作面周期來壓規(guī)律分析表2.3。 表2.3 工作面周期來壓分析表 周壓 參數 下部測線 中部測線 上不測線 總平均 Ⅰ 平時平均Mpa 27.30 27.80 23.90 26.33 來壓平均Mpa 33.40 30.00 30.00 31.13 最大值Mpa 34.00 32.00 30.00 32.00 動載系數 1.22 1.15 1.26 1.21 來壓步距（m） 11.31 10.79 21.28 14.46 Ⅱ 平時平均Mpa 27.90 25.60 22.00 25.17 來壓平均Mpa 36.00 29.00 34.00 33.00 最大值Mpa 38.00 32.00 36.00 35.33 動載系數 1.29 1.13 1.49 1.30 來壓步距（m） 7.32 13.96 10.31 10.53 Ⅲ 平時平均Mpa 28.60 26.30 25.20 26.70 來壓平均Mpa 34.00 28.00 32.00 31.33 最大值Mpa 38.00 28.00 34.00 33.33 動載系數 1.19 1.07 1.27 1.18 來壓步距（m） 15.96 9.97 13.30 13.08 Ⅳ 平時平均Mpa 26.90 24.70 22.30 24.63 來壓平均Mpa 33.40 30.00 32.00 31.80 最大值Mpa 34.00 32.00 32.00 32.67 動載系數 1.24 1.22 1.44 1.30 來壓步距（m） 19.28 14.29 10.64 14.74 Ⅴ 平時平均Mpa 27.90 25.20 21.00 24.70 來壓平均Mpa 36.00 31.00 32.00 33.00 最大值Mpa 38.00 34.00 34.00 35.33 動載系數 1.29 1.23 1.52 1.35 來壓步距（m） 6.35 13.30 12.63 10.76 Ⅵ 平時平均Mpa 26.40 25.20 21.00 24.20 來壓平均Mpa 34.00 32.00 30.00 32.00 最大值Mpa 34.00 34.00 34.00 34.00 動載系數 1.29 1.27 1.43 1.33 來壓步距（m） 26.60 16.30 10.64 17.85 3 大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征分析 3.1沙曲礦大采高綜采工作面礦壓特征分析 3.1.1沙曲礦的地質及開采條件 沙曲礦開采的3.4號合并層為石炭系二疊紀山西組煤系，24101大采高綜采工作面為井田北翼的首采工作面。開采煤厚4.2m，工作面長度180m，走向長度1208m,傾角3°～8°。煤的容重1. 36t/m3，煤的堅固性系數f=1～1.5，屬中硬煤。工作面直接頂為3.7m的中粒石英砂巖，基本頂為3. 8m的粗粒石英砂巖。 3.1.2礦壓觀測結果 1.工作面頂板來壓規(guī)律 24101工作面直接頂初次垮落過程中，支架載荷為5200kN/架，初次來壓期間，平均支架載荷為5266kN/架，平均最大支架載荷為5649kN/架，周期來壓期間，平均支架載荷為5367kN/架，最大平均支架載荷為5649 kN/架。參見表3.l。 表3.1 24101工作面頂板來壓強度 參數 項目 步距（mm） 平時平均載荷（MPa） 來壓平均載荷（MPa） 最大載荷（MPa） 來壓動載K 直接頂跨落 10.8 26 31.2 1.21 初次來壓 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 周壓平均 13.6 24.2 32.4 34 1.28 2.支架載荷直方圖 圖3.1 支架工作阻力分布直方圖 根據24101工作面礦壓觀測數據分布區(qū)間統(tǒng)計結果繪制的支架初撐力與工作阻力的頻率直方圖可知，支架初撐力直方圖為亞正態(tài)分布，即初撐力總體上偏低，平均16MPa，即2660 kN/架，約為額定初撐力的57.1;支架工作阻力直方圖為雙正態(tài)迭加分布，平時平均阻力26MPa，來壓時平均阻力31MPa，分別為4319kN/架和5150 kN/架，以此計算動載系數為1. 20。 3.1.3沙曲礦24101大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征 1.采場支架載荷大，來壓時平均支架載荷為5266kN/架，最大平均支架載荷達5649kN/架，較普通綜采面高10~27%。這是由于大采高工作面支架需控制的頂板層位高，也就是要垮落的巖層層位高的緣故。 2.來壓時動載系數小，且無沖擊載荷。24101工作面周期來壓期間動載系數1.28，初次來壓僅1.23，相當于普通綜采面的II級基本頂。這是由于大采高工作面頂板變形位移大，部分原來的基本頂可能變?yōu)橹苯禹?，隨支架及時垮落，垮落頂板的墊層加厚，使動載系數減小，且無沖擊性。 3.基本頂來壓明顯，但不強烈。支架工作阻力直方圖為雙正態(tài)迭加，且來壓峰值較低，初次來壓步距20m，周期來壓步距10~18m，平均13.6m，但是24101大采高綜采面基本頂厚度與采高的比值為0.9，與普通綜采相比，相當于II,m級來壓強烈的頂板，但實際工作面來壓并不強烈。這是因為基本頂巖層的破斷步距不因采高的增大而變化，但因下位頂板及時垮落，研石墊層加厚而造成來壓減弱。 4.24101工作面周期來壓期間支架載荷大于初次來壓期間支架載荷，且動載系數大。說明在大采高條件下，基本頂厚度相對較薄時，承受上覆巖層的壓力弱，隨著工作面推進，基本頂層位必然上升，造成周期來壓期間支架載荷較初次來壓大。 3.2康家灘礦大采高綜采工作面礦壓特征分析 3.2.1康家灘礦的地質及開采條件 康家灘礦井田位于河東煤田的北部，開采的8號煤層為石炭系二疊紀山西組煤系，88101大采高綜采工作面為8號煤層的首采工作面。開采煤厚4.12~8.32m，平均5.67m，設計采高4m，工作面長度207m，走向長度2037m，傾角3°~9°。煤的容重1.47t/m'。工作面直接頂為0.83m的泥巖，基本頂為14. 88m的粗砂巖，以長石和石英為主，工作面采用DBT雙柱掩護式液壓支架，工作面最大控頂距4.5m，最小控頂距3.635m。 3.2.2礦壓觀測結果 1.工作面頂板來壓規(guī)律 88101工作面直接頂初次垮落過程中，支架載荷為5141kN/架，初次來壓期間，平均支架載荷為6300kN/架，最大平均支架載荷為7572kN/架，周期來壓期間，平均支架載荷為7104kN/架，最大平均支架載荷為7591kN/架。參見工作面頂板來壓強度表3.2。 2.支架載荷直方圖 88101工作面礦壓觀測數據分布區(qū)間統(tǒng)計結果繪制了支架初撐力與工作阻力的頻率直方圖。由支架工作阻力頻率分布直方圖3.2可知，支架初撐力直方圖為亞正態(tài)分布，即初撐力總體偏低，平均24MPa，即4487 kN/架，約為額定初撐力的60.4%。支架工作阻力直方圖為雙正態(tài)迭加分布，平時平均阻力30MPa，來壓時平均阻力.41MPa，分別為X609 kN/架和7666kN/架，以此計算動載系數為1. 36。 表3.2 頂板來壓強度表 參數 項目 步距（mm） 平時平均載荷（MPa） 來壓平均載荷（MPa） 最大載荷（MPa） 來壓動載K 直接頂跨落 13 23.1 27.5 1.19 初次來壓 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 周壓平均 22 31.9 38 40.6 1.2 圖3.2 支架工作阻力分布直方圖 3.2.3康家灘礦88101大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征 1.采場支架載荷大，來壓時平均支架載荷為7104kV/架，最大平均支架載荷達7591kN/架，較普通綜采面高20~35%。這是由于大采高工作面支架需控制的頂板層位高，也就是要垮落的巖層層位高的緣故。 2.來壓時動載系數小，且無沖擊載荷。88101工作面周期來壓期間動載系數1.20，初次來壓也僅1.26，相當于普通綜采面的II基本頂。這是由于大采高工作面頂板變形位移大，部分原來的基本頂可能變?yōu)橹苯禹?，隨支架及時垮落，垮落頂板的墊層加厚，使動載系數減小，且無沖擊性。 3.基本頂來壓明顯，但不強烈。支架工作阻力直方圖為雙正態(tài)迭加，且來壓峰值較低，初次來壓步距58m，周期來壓步距15~28m，平均22m，與普通綜采相比，相當于III級來壓強烈的頂板，但實際工作面來壓并不強烈。這是因為頂板巖層的破斷步距不因采高的增大而變化，但因下位頂板及時垮落，研石墊層加厚而造成來壓減弱。 3.3寺河礦大采高綜采工作面礦壓特征分析 3.3.1寺河礦的地質及開采條件 23101工作面為寺河礦的首采工作面，位于東二盤區(qū)西部，采深208~690m，工作面平均煤厚約6.22m，傾角2°~8°，煤質中硬。直接頂為6.33m的砂質泥巖，有偽頂0~0.4m厚的炭質泥巖，基本頂為4.26m厚的細砂巖，其上為6.42m厚的薄層狀砂質泥巖，底板為1. 38m厚的砂質泥巖，其下為4.47m厚的細砂巖，23101工作面長224m，走向長3800m，平均采高 4.5m，工作面采用S1500型交流電牽引采煤機，其生產能力為4000t/h，總功率為1715kW，液壓支架為DBT-2 X 4319型雙柱掩護式。工作面采用PF4/1132型刮板輸送機，運輸能力為2500t/h，封底雙中鏈，功率2 X 700kW，溜槽尺寸為1750X 988 X 284mm，順槽采用ACE型膠帶輸送機，帶寬1400mm，運輸量為2500t/h，功率1200~2000kW。工作面最大控頂距為5.49m,最小控頂距為4.625m，端面距延550mm，采用“四·六”制作業(yè)，循環(huán)進度865mm，每日12個循環(huán)，即10.4m。 3.3.2礦壓觀測結果 1.工作面頂板來壓規(guī)律 由P-L曲線可知，23101工作面初次來壓步距37. 9m，第一次周期來壓步距為11.7m，第二次周期來壓步距5.2m，平均8.45m。據統(tǒng)計資料知，工作面初次來壓步距為31.2m，周期來壓步距10~25m，平均16.3m，該資料初次來壓步距未計算開切眼寬度，故初次來壓步距應為37.9m。 2.支架載荷 據統(tǒng)計資料知，平均支架初撐力為3048kN/架，為額定初撐力的51.8%，平均支架工作阻力為4075kN/架，為額定工作阻力的47.2%，直接頂初次垮落過程中，支架載荷為5141kN/架，初次來壓期間，平均支架載荷為6300kN/架，最大平均支架載荷為7572kN/架，周期來壓期間，平均支架載荷為7104kN/架，最大平均載荷為7591kN/架。 3.支架載荷直方圖 由寺河礦23101工作面礦壓觀測數據分布區(qū)間統(tǒng)計結果繪制了支架初撐力與工作末阻力的頻率直方圖。由直方圖3.3分析，平均初撐力為3226kN/架，為額定初撐力的54. 8%，有35%的支架初撐力低于2800kN/架，即低于額定初撐力50%的占35%，65%的支架的初撐力高于50%的額定初撐力，若除去支撐力過低的支架，由直方圖可知，正常支架的初撐力平均5049kN/架，為額定初撐力的85.8。由直方圖3.3知，平均支架工作阻力5080kN/架，為額定工作阻力的58. 8%，有17. 2%的支架工作阻力大于7293kN/架，平均為8288kN/架，為額定工作阻力的95. 3%。 圖3.3 支架工作阻力分布直方圖 3.3.3寺河礦23101大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征 1.采場支架載荷大。23101工作面支架載荷比普通綜采的I級頂板所需支架載荷高69%，比普通綜采的II級頂板所需支架載荷高30%，按照最大平均載荷8228kN/架選型，目前該工作面所用支架是可靠的。 2.來壓時動載系數大。普通綜采的I級頂板動載系數應小于1.2，II級頂板動載系數應小于1.5，m級頂板的動載系數一般小于1.75，W級頂板應大于1. 8，該工作面動載系數不僅大于1.5，且有1.98-2.57的統(tǒng)計，說明頂板控制不正常，其中初撐力低，偽頂煤頂破碎是其主要原因，在這種情況下，能達到日產1.5萬t的高產水平，主要是由于大功率采煤機和大噸位液壓支架作保障，雖然頂板控制不佳，但高阻力支架運行正常，大功率采煤機和輸送機可正常工作，故高產高效不受影響。 3.支架降阻式運行特性多，占140%，主要是平均1.72m煤頂所致，因為支架上方有軟的煤頂，其單軸抗壓強度僅8~11 MPa，易造成切頂線前移的緣故。 4 大采高綜采工作面煤巖組合力學模型及其控制 4.1大采高綜采工作面煤巖組合力學模型的建立 4.1.1大采高采場上覆巖層的平衡結構 依據采場上覆巖層移動的“三帶’，理論，長壁工作面煤層開采后，煤層頂板會垮落去充填采空區(qū)，這一部分巖層一般稱為垮落帶巖層(相當于直接頂)，在采空區(qū)，隨著未垮落巖層的沉降，自由空間的高度越來越小，直到不滿足跨落的幾何條件，此刻下位裂隙巖層就會形成一種平衡結構，該結構的運動對采場礦壓有明顯的影響，這部分巖層一般稱為裂隙帶(裂隙帶包括老頂，但不一定全部屬于老頂)，裂隙帶往上直至地表為彎沉帶，彎沉帶的運動被認為對采場礦壓無明顯影響。 根據支架工作阻力與頂板下沉量的雙曲線關系可知(如圖4.1)，采場上覆巖層存在一個臨界面，臨界面以下為可控巖層，臨界面以上為不可控巖層。不可控巖層在運動過程中能夠形成力學平衡結構，通過這種力學平衡結構將不可控巖層所產生的礦山壓力傳遞和轉嫁到工作面前方的煤體及后方采空區(qū)中的研石上，正因為如此，不可控巖層是不能夠被支架工作阻力控制的巖層，而且也是不需要用支架工作阻力來控制的巖層。從運動的角度看，由于在同一法線上不可控巖層各點的下沉量基本相同，再則各巖層之間粘接力及它們早已不存在自由運動的空間(它是通過壓縮下面己充滿采空區(qū)的巖 圖4.1 支架支護阻力與頂板下沉兩關系圖 石而彎沉，所以該層巖層是一種受阻的運動)，所以可以推定不可控巖層基本上采取整體運動的方式。因此，把不可控巖層所對應的“帶”稱為整體彎沉帶。當采場上方某一巖層斷塊之間能夠相互咬合并具有傳遞和轉嫁礦山壓力的功能時，就說該巖層在采場上方形成了第一條力學平衡結構—砌體絞接巖梁結構。由于該砌體絞接巖梁具有傳遞、轉嫁和平衡礦山壓力的功能，所以該巖梁以下采場上方垮落帶巖層的重量必須由支架來支撐，因此把必須由支架支撐的采場上方垮落帶巖層定義為必控巖層(對應的帶為垮落帶)。采場上方第一條砌體絞接巖梁的下層面即成了支架受載下限的分界層面，把它定義為下臨界層面。把下臨界層面與上臨界層面間能夠形成砌體絞接巖梁而起到傳遞、轉嫁和平衡礦山壓力功能的巖層定義為可控可讓巖層(對應的帶為裂隙帶)。對應的“三帶”分布如圖4.2所示基本頂平衡結構的形成:隨著開采活動的進行，采空區(qū)內直接頂板不規(guī)則垮落，體積膨脹，充填采空區(qū)，上部較穩(wěn)定的基本頂板將隨著直接頂的垮落而彎曲、旋轉，有規(guī)則地(巖塊之間互相咬合)下沉，直至接觸、壓實不規(guī)則垮落的巖石，形成一個處于暫時平衡的巖梁(板)，并阻止以上巖層自由垮落，有條件地承擔上覆巖層的重量，保護工作空間，使其處于減壓帶(區(qū))內，從而形成基本頂的平衡結構。 圖4.2 采場上覆巖層“三帶”與與控制巖層的對應關系 與一般綜采工作面相比的不同之處:大采高綜采一次采出的煤層厚度成倍地增加，煤層上覆的某些較穩(wěn)定的巖層，由于需要充填空間范圍的增大，巖梁不易觸研，因而失去形成平衡的條件而只能作為直接頂板不規(guī)則垮落。雖然大采高綜采的上位巖層將會在一定的層位形成平衡結構，但這種結構將出現(xiàn)在更高的層位，作為采動后重新平衡地壓一并形成支承壓力所需要的平衡巖梁必然向上位發(fā)展，煤層以上的直接頂厚度將隨之增加。 4.1.2模型建立的依據 根據大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征分析可知： 1.大采高綜采工作面采場支架載荷大，與普通綜采工作面相比，高10~ 30%； 2.大采高綜采工作面采場支架初撐力與工作阻力為線性關系，故采場支架以靜載為主； 3.大采高綜采工作面頂板變形位移大，部分原來的基本頂可能變?yōu)橹苯禹敚S支架及時垮落，垮落頂板的墊層加厚，使采場基本頂無沖擊來壓； 4.大采高條件下，回采后頂板的變形位移大，原來認為是基本頂的巖層，部分因變形增大而變成可隨支架及時垮落的直接頂，而且基本頂也會隨著上移，由此造成需控制的巖層層位升高； 5.大采高條件下，對支架有影響的巖層移動的層位高，雖然采場內無沖擊載荷，但根據大采高綜采工作面實測支架工作阻力可知其靜載大，實測支護阻力相當于約9倍采高的巖重。 4.1.3大采高綜采工作面煤巖組合力學模型 1.大采高工作面的支架阻力與普通綜采面的支架阻力對比 根據我國現(xiàn)行《緩傾斜煤層頂板分類方案》中的頂板分類，各類頂板條件下的液壓支架所需支護強度參見表4.1，分析大采高工作面的支護強度適應狀況。 沙曲礦24101工作面來壓時的最大平均載荷為5649kN/架，其支護強度為kN/m2，相當于III- IV級來壓強烈頂板所需支護強度，但實際上由直方圖及實際觀測可知，動載系數均小于1.4，而且工作面礦壓顯現(xiàn)不明顯，來壓無沖擊載荷，說明該類頂板來壓并不強烈，但如果按照II、III級頂板估算其支護強度，僅650kN/m2，或800kN/m2，顯然E實際所需最大平均支護強度890kN/m2低27%和10%，即按照表中II,III級頂板設計，其支護安全可靠性大大降低，說明24101大采高綜采面的支架承受的載荷比普通綜采高。 表4.1 各級基本頂所需的支護強度 基本頂分類 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 支護強度（kN/m2） 采高（m） 1 300 390 480 >600 2 350 455 560 >700 3 450 585 720 >900 4 500 650 800 >1000 康家灘礦88101工作面來壓時的最大平均載荷為7591kN/架，其支護強度為1012 kN/m2，相當于W級來壓極強烈頂板所需支護強度，但實際上由直方圖可知，該工作面并無沖擊載荷，而且動載系數均小于1.4，說明該類頂板來壓并不強烈，但如果按照II級或III級頂板估算其支護強度，僅650 kN/m2或800 kN/m2，顯然比實際所需最大平均支護強度1012 kN/m2低36%和21%，即按照表中II , III級頂板設計，其支護安全可靠性大大降低，說明88101大采高綜采面的支架承受的載荷比普通綜采高。 寺河礦23101工作面來壓時的最大平均載荷為8228 kN/架，其支護強度為930 kN/m2，相當于III ,W級來壓強烈頂板所需支護強度，但實際上由直方圖可知，如果除去初撐力過低和過高的因素外，其頂板真是的直方圖應為正態(tài)分布，動載系數為1. 52，該工作面為II-m級來壓明顯的頂板。但如果按照II級或III級頂板估算其支護強度，僅650 kN/mz或800 kN/m2，顯然比實際所需最大平均支護強度930 kN/mz低30%和14%，即按照表中II , III級頂板設計，其支護安全可靠性大大降低，說明23101大采高綜采面的支架承受的載荷比普通綜采高。 造成上述情形的原因是隨著采高的增加，直接頂垮落的巖石不能充滿采空區(qū)，基本頂巖層層位必然上升，即對支架有影響的巖層移動的層位增高，雖然采場內無沖擊載荷，但其靜載較大，890kN/m2, 1012 kN/m2, 930kN/m2，分別相當于各大采高綜采工作面約8倍采高的巖重。其次，由于采高的增加，回采后頂板的變形位移也要增大，原來認為是基本頂的巖層，部分因變形增大而變成可隨支架及時垮落的直接頂，而且基本頂也會隨著上移，由此也造成需控制的巖層層位升高。 2.大采高綜采工作面頂板控制的力學模型 根據上述礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析，對于大采高綜采工作面我們建立一個以靜載計算為主的力學模型，參見圖4.3。 圖4.3 大采高綜采面煤巖組合力學模型 圖中L為控頂距， 為需控制巖層總厚度，為所控制巖層平均破斷角。故支架載荷P為需控制巖層的重力Q1與控制巖層的懸頂重力Q2之和，即: 式中B為支架支護寬度。 4.2大采高綜采工作面煤巖組合力學模型計算實例 1.沙曲礦24101工作面支架工作阻力的確定 沙曲礦24101工作面頂板為砂巖，砂巖基本頂巖層的破斷角一般取600，因基本頂上位巖層及直接頂也均為一砂巖，為計算方便，取整個要垮落的巖層破斷角為60°，依據工作面綜合柱狀圖可知，需控制的巖層為3.7m厚的中砂巖、3.8m厚的粗砂巖及其上部5.65m的中砂巖，總計要控制的巖層厚度為14m，約3.5倍采高。 將 代入得： 即支架所需支護強度為930kN/mz。顯然可以滿足實際工作面頂板所需的支護強度890kN/mz，由此可知沙曲礦24101工作面實際所選支架額定工作阻力偏低，這與現(xiàn)場觀測的工作面支架阻力偏低相對應。 2.康家灘礦88101工作面支架工作阻力的確定 將 代入得： 砂巖基本頂巖層的破斷角一般取600，康家灘礦88010工作面因有部分基本頂巖層可視為直接頂，為計算方便，取整個要垮落的巖層破斷角為600，依據工作面綜合柱狀圖可知，需控制的巖層為14.88m厚的粗砂巖及其上部3.17m的泥巖，總計要控制的巖層厚度約為19m，約4倍采高。 即P=1845kN/m2。顯然滿足實際工作面所需的支架支護強度1012kN/m'。所選支架工作阻力8638kN/架是可靠的。 3.寺河礦23101工作面支架工作阻力的確定 23101工作面直接頂為砂質泥巖，厚達8.33m(包括偽頂和煤頂在內)，基本頂為細砂巖，根據相似模擬試驗，其頂板破斷角為700，依據工作面綜合柱狀圖可知;需控制的巖層為2m厚的偽頂、6.33m厚砂質泥巖巖、4.26m厚的細砂巖及其上部6.42m厚的泥巖，總計要控制的巖層厚度為19m，約4倍采高。 即P=841kN/m2。若考慮I、II級頂板的富余系數1.1~1.2，則P=92~1009kN/m2，顯然滿足實際工作面所需的支架支護強度930kN/m2。所選支架工作阻力8638kN/架是可靠的。 將 代入得： 由上計算可知:對于緩傾斜厚煤層，采用大采高綜采回采工藝，采場支架受力以靜載為主，對于現(xiàn)行基本頂板分類條件來說，按約4倍采高控制巖層，加上采空區(qū)的懸頂重力，以靜載計算支架所需的工作阻力是可以滿足大采高工作面頂板控制要求的，這與現(xiàn)場觀測與數值模擬計算的結果是相吻合的。  結論 利用現(xiàn)場觀測、理論分析及數值模擬等研究手段，針對大采高綜采工作面采場頂板巖層的運動規(guī)律和采場壓力顯現(xiàn)規(guī)律有其特殊性的特點，著重研究了大采高綜采工作面的礦壓顯現(xiàn)特征及其規(guī)律、和大采高綜采工作面煤巖組合