专题-大采高工作面顶板破断结构与支护方法研究

第二部分大采高工作面顶板破断结构与支护方法研究摘要 应用岩石破裂过程分析系统(SFPA2D),对开采厚煤层引起的覆岩顶板破断动态过程进行了数值模拟研究,得出了分步开挖的覆岩弹模与剪应力分布图、地表下沉位移图和煤层顶板应力分布图。通过对模拟结果的分析,揭示了厚煤层开采过程中覆岩破坏的冒落带、裂隙带、弯曲带及矿压分布、地表变形的基本规律。实例模拟得出的结论与实际观测结果基本吻合。为了确保大采高综采工作面支架选型的安全性，根据大采高综采工作面支架呈现以静载荷为主的特点，建立了大采高综采支架受静载荷的工作阻力计算力学模型，并应用于现场大采高综采支架选型的安全性分析。大采高综采工作面支架工作阻力随工作面推进距离变化规律的现场监测表明: 以 4 倍采高覆岩重量计算的静载荷工作面支架工作阻力能够控制大采高覆岩运动的矿压显现，满足工作面支架选型的可靠性，保证大采高工作面的安全高效开采。最后，通过采取一定的技术措施来弥补 2-504 大采高综采工作面选型支架额定工作阻力不足的安全隐患，以期实现大采高综采工作面的安全高效开采。关键词：大采高；综采工作面；顶板破断；支架支护阻力；顶板控制ABSTRACT In this paper, the numerical simulation of the process of the overlying roof stratum braking cased by excavating the thick coal seam is carried out by the use of the Strata Failure Process Analysis programme (SFPA2D), the elastic modulus and shear stress distribution patterns, the displacement curves of ground surface subsidence and the stress distribution in the roof stratum of coal seam for step-by-step excavation are gotten out. Through analyses of the results obtained from the numerical simulation, the caving, fracturing and bending zones in overlying stratum failing, and the basic laws of coal seam pressure distribution and ground surface deformation during excavating thick coal seam have being revealed. The values of ground surface subsidence obtained from the example numerical simulation approach to the measured ones extremely.In order to guarantee the reliability of hydraulic support selection in fully-mechanized workface with large mining height,based on the characteristic of static load distribution acting on the hydraulic support in fully-mechanized workface with large mining height,a computational mechanics model for working resistance of hydraulic support with static load in fully-mechanized workface with large mining height was established,and the model was applied in the safety analysis of on-site hydraulic support selection in fully-mechanized workface advanced distance indicated that the working resistance of hydraulic support under the overlying strata in fully-mechanized workface with large mining height,which could meet the reliability of hydraulic support selection and ensure the safety and high efficiency mining in fully-mechanized workface with large mining height.finally,by taking certain technical measures to make up the hidden danger of the inadequate working resistance of hydraulic support,the safety and high efficiency mining in 2-504 fully-mechanized workface with large mining height was realized.Key words: large mining height;fully mechanized workface;overlying strate breaking;hydraulic support selection;stent support resistance1 绪论1.1 课题来源及研究意义 煤炭是中国的基础能源，2012 年我国煤炭产量达 36.6 亿 t，占我国一次能源需求量的 70，我国能源工业对煤炭的依赖十分强烈。目前已查明煤炭资源储量约 11598108 t 1。陕北侏罗纪煤田是我国探明的最大煤田，含煤面积达 27140 km2，全区总储量为 2400亿 t，已探明资源量为 1400 亿 t，约占全国保有量的 14。因此，对地下煤炭资源的开采是一项长期而艰巨的任务。随着国家对新能源的开发利用，煤炭消耗比例将有所下降，据有关资料分析，在近几年能源生产、消费总量的构成中，煤炭的比重占 70%左右。但是每年总量消耗成直线增加。据专家陈清泰等的预测，2020 年煤炭消费比例将会控制在 60%左右2。其中煤炭总产量 2008 年为 27.16108t，专家预测，2010 年、2015 年、2020 年将会分别达到29108t 、33108t 、35108t 。煤炭在我国未来一次能源消费中仍会占主导地位，2050年，煤炭在我国一次能源消费结构中的比例也不会低于 35% 3。因此，我国未来经济发展的动力仍然脱离不了煤炭工业强有力的支持，在我国，煤炭工业将会是 21 世纪能源工业的主力军。在我国煤炭总储量中，厚煤层储量约占 44%，其产量比重约占原煤产量的 45%左右。目前很多矿区赋存煤层厚度大于 3.5m，如内蒙古鄂尔多斯、陕西榆林和铜川、河北邢台和开滦、江苏徐州、山东兖州、安徽淮北、辽宁阜新、黑龙江双鸭山、河南义马、山西西山、大同、潞安、晋城和阳泉等矿区4-6。 大采高工作面一般采用综合机械化采煤。很多专家和学者通过多年的现场观测和大量的理论研究发现，在类似地质条件下，大采高综采工艺随135着工作面煤壁和液压支架高度的加大，顶板结构和支架的稳定性变差，支架压死及破坏的情况经常发生，事故率高达19%以上，远高于一般采高的综采工作面7,8。因此，研究大采高综采工作面顶板破断结构机理，进行支架的合理选型，提出有效的顶板控制技术，对于大采高综采工作面的安全高效生产具有重要的理论意义和实践价值。1.2 国内外研究现状1.2.1 大采高工作面顶板破断结构的研究现状1916年，德国人K.Stock提出悬臂梁假说，得到了英国的I.Friend、前苏联的格尔曼的支持。1928年德国人WHack和GGilicer提出了压力拱假说。50年代初，前苏联人库兹涅佐夫出了铰接岩块假说，比利时学者 A.拉巴斯提出了预成裂隙假说9,10。我国宋振骐院士提出了“传递岩梁”理论11,12。随后国内众多学者根据不同煤层条件下的开采实践，提出了并丰富了采动引起采场上覆岩层运动规律的理论。石平五教授针对一些矿山压力问题(1984年)提出能量原理13，靳钟铭教授（1994年）提出了坚硬顶板的采场“悬梁结构”14，贾喜荣教授（1997年）提出了采场“薄板矿压理论”15。这些基础理论是研究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的基石。许家林教授等16,17通过对我国首个7.0m 大采高综采工作面的实测，物理模拟与理论分析，对神东矿区特大采高综采工作面覆岩结构关键层结构形态及其对矿压显现的影响规律与支架合理工作面阻力确定等问题进行了深入的研究。认为由于特大采高工作面采高明显增大，靠近工作面的亚关键层易进入垮落带中，不能形成“砌体梁”结构，而成“悬臂梁”结构周期性破断，形成工作面的周期来压，周期来压的持续长度与控顶距接近。一定条件下，远离工作面的亚关键层破断会导致靠近工作面亚关键层的提前破断，造成工作面来压步距和来压强度呈一大一小的周期性变化。文志杰、汤建泉教授等以大采高岩层运动及应力分布规律为核心，运用传递岩梁理论对大采高综采工作面上覆岩层破断结构进行分析，建立了大采高采场结构力学模型，分析了给定变形和限定变形两种力学状态下支架荷载的确定方法18,19。宁建国教授20等通过对鄂尔多斯盆地矿井 2-2煤层综采工作面支架循环末阻力增长规律分析，建立浅埋煤层工作面弱胶结顶板破断结构模型，推导了工作面顶板不同运动阶段综采支架支护强度计算公式，并与现场观测结果进行对比。研究发现浅埋煤层弱胶结顶板中存在着由若干小断块岩块挤压构成的“岩块挤压岩梁”，这部分岩层可称为“类基本顶”，其不仅能够传递水平力，而且可起到减缓上覆岩层对支架的冲击作用；在浅埋煤层工作面开采期间，弱胶结顶板破断运动过程可分为3个阶段：阶段I，直接顶垮落，上方砂质泥岩断裂、挤压、离层；阶段II，类基本顶“岩块挤压岩梁”结构形成阶段；阶段III，基本顶冲击沉降阶段；随着工作面推进，液压支架循环末阻力增长过程也呈现工作阻力初次升高段、缓慢升高段和显著升高段3个阶段。弓培林教授21-23等应用关键层理论研究了采场覆岩结构特征及移动规律，认为大采高的垮落带及断裂带高度与覆岩关键层的分布特征密切相关，大采高的垮落带及断裂带高度大于相同煤层分层开采相应的高度，随采高的增加呈台阶状上升。采用现场实测及相似模拟技术研究了大采高综采采场顶板结构特征，建立了大采高综采采场的顶板控制力学模型。1.2.2 大采高工作面支护方法的研究现状中国煤矿采场围岩控制4中采用类比的方法给出了大采高支架的合理工作阻力，其原理是，利用采高M1 较小时测得的支架工作阻力P1 ，求取采高M2较大时的合理工作阻力P2 ： （1） 垮落带高度为： （2）将两式联立得 （3）式中：1，2分别为对应M1，M2时裂隙岩梁在触矸处的沉降量；k1，k2分别为对应时矸石垮落的碎胀系数。由此得出支架合理工作阻力见表1表1 支架合理工作阻力 单位：kN顶板架型采高m坚硬支撑式318075607800掩护式532057605920中等稳定支撑式488052005330掩护式372039804120 郝海金博士以晋城煤业集团寺河矿为背景，提出了采场上覆岩层形成结构为压力壳-梁结构，认为上位岩层形成厚壁压力壳，下位岩层形成砌体梁结构。给出了确定合理支架工作阻力的计算方法24,25。弓培林教授根据直接顶岩层的不同结构，把大采高直接顶划分为三种类型，给出了支架载荷的计算方法26,27。闫少宏、尹希文研究员等根据大采高采场直接顶及基本顶新概念及新判别公式，提出了大采高采场顶板短悬臂梁-铰接岩梁结构下的支架工作阻力计算公式28。田取珍教授等根据龙泉煤矿4号煤的围岩力学条件，对大采高工作面煤壁片帮机理进行了分析，通过数值模拟给出了煤壁片帮和支架工作阻力的函数关系29。2大采高工作面顶板破断结构与模拟研究2.1 模型建立 本文所用的SFPA2D系统能模拟岩石介质的逐渐破坏过程30-33,其分析过程包括应力分析和渐进破坏分析。渐进破断模型是根据一定的破坏准则来检查材料中是否有单元破坏,对破坏单元则采用刚度特性退化(处理分离)和刚度重建(处理接触)的办法进行处理。本数值模型经简化后,其水平方向长240 m,高90 m,其中煤层厚4 m,埋藏深度为68 m,煤层上覆6层岩层,岩层走向均为水平走向,岩层力学参数见表2。整个模型划分为360135=48600网格。采用长壁法开采,垮落法顶板管理。采高为4 m,开采强度为5 m,共开挖5步,采空区跨距为25 m。其地质构造及数值模型见图 1 所示。模型的边界条件是垂直方向自由移动,水平方向采用固定端约束。2.2 数值模拟结果分析 模拟过程中的开挖是分步进行的,共进行了5步开挖。图2是由SFPA2D模拟得到的大柳塔矿某工作面顶板岩层跨落的数值模拟结果。地表下沉位移和顶板应力分布见图35。Step56表示第5开挖步中渐进破坏过程中的第6小步。对整个覆岩变形、跨落发展过程分析如下:表2 岩石力学参数岩层厚度（m）弹性模量（M Pa）抗压强度（M Pa） 泊松比（）容重（）表土层1020060.32000含水层104000100.252500中砂岩106000150.252500细砂岩105000120.232800砂、页岩层24200080.282800泥沙岩2200020.252900煤层43000120.31500底板20100001000.212500图1 地质构造及数值模型示意图 图2 采动引起的覆岩弹模分布及剪应力分布图图3 顶板垮落后最终地表位移图 图4 岩层破断后直接顶板的应力分布图图5 最大主应力分布图 (1) 随着采场工作面推进到10 m(第2步开挖,Step 2),原岩应力状态受到扰动,引起采空区围岩应力重新分布,在切眼和前方支撑煤壁处出现应力集中,围岩有零星压剪破坏,地表下沉量很小； (2) 当工作面推进到15 m(第3步开挖,Step 3),在采空区和前方支撑煤壁处应力集中程度进一步增加,在采空区两端煤壁下脚出现了较多的压剪破坏点,最大压应力达到3.9 MPa； (3) 当回采工作面推进到20 m时(第4步开挖, Step 4),上覆岩层间的多个层理开裂,破坏高度达到上覆含水层,直接顶板岩层弯曲变形增大,已经破坏,在开切眼和前方支撑煤壁处最大压应力5 MPa；(4) 当回采工作面推进到25 m时(第5步开挖,Step 5),在开切眼和前方支撑煤壁处应力集中系数达到2.5,顶板初次来压,首先在顶板出现部分离层,随着直接顶的跨落,采场上覆岩层自下而上地形成“三带(冒落带、裂隙带和弯曲带)”。另外,由于本模型中有含水层,所以随着顶板的垮落,一直到上覆含水层的整体基岩顶板沿煤壁切落,这和实际观测到的“顶板基岩沿全厚切落,基岩破断角较大,破断直接波及冲积层”的结果基本一致,此时地表下沉位移量为500 mm左右,下沉盆地的范围也显著增加,这个下沉位移和范围是由于开采引起覆岩破断所造成的。从最大主应力分布图(图5)可以看出,随着采掘工作面的不断向前推进,采空区后方顶板的压力变化不大,而工作面前方的支撑压力随着采动的向前推进而不断前移,形成超前移动支承压力。同样从岩层破断后直接顶应力分布图(图4)中,也可以得到类似的规律。综观整个煤层开采引起覆岩破断的SFPA2D数值模拟结果,可以发现整个破坏过程为:由于开采引起直接顶跨落,一直到上覆含水层的整体基岩顶板沿煤壁切落,随着裂隙带的贯通形成地表较大规模的下沉塌陷。从模拟结果中可以直接得出岩层变形、移动和破坏的整个过程,从顶板应力变化曲线可以看出,顶板岩层破坏的程度与其距采空区的远近有关。3 大采高工作面支护方法研究3.1 大采高工作面支架受力力学模型采高大于3.5 m的一次采全高综采工作面的现场矿压观测结果分析表明，与采高小于3.5 m的综采工作面相比，大采高工作面液压支架载荷、老顶来压强度都有所提高，且大采高支架载荷与顶板类别关系不明显，大采高呈现以静载荷为主的特点34。在静载荷作用下，支架的初撑力愈高，控制的顶板层位愈高，支架末阻力也愈高，支架初撑力与工作阻力基本呈线性关系，区别于3.5m 以下的综采工作面支架以动载荷为主，支架达到临界初撑力后工作阻力的增长速度变慢，支架初撑力与工作阻力呈对数关系35，如图 6 所示。图6 大采高与普通采高初撑力与工作阻力关系 大采高综采支架受力以围岩静载荷为主，也就是支架基本上承受着大约5倍左右采高的顶板岩层再加上其悬顶的重量。由于控制的顶板层位高，其上覆岩体结构失稳的动载对支架本身影响不大，即使有较大的动载荷，也由于有5倍采高厚的破碎矸石做垫层，也很难传递给支架。因此，虽然支架所受载荷较大，但动载系数很小，且是以静载荷，即以顶板的重力加在支架上的，故建立如图 7 所示的大采高支架受静载荷力学模型，其静载荷计算公式为: （4）式中: P 为液压支架工作阻力，kN/架；Q1为顶梁正上方4倍采高厚度岩层的重量，kN；Q2为伸向采空区5倍采高厚度岩层的重量,kN；M为采高，m；B为支架宽度，m； 为直接顶岩层平均容重，kN/m3 ；L为支架控顶距，m； 为岩层破断角( 岩层破断角随岩层性质而变化，软弱薄层顶板取7075，中硬顶板取6065，坚硬顶板取5055。图 7 大采高支架受静载荷力学模型3.2 大采高工作面支架选型安全性3.2.1 工程概况 霍州煤电集团三交河煤矿2#煤层平均盖山厚度约400m，工作面位于井下2-504工作面位于井下978水平五采区南翼，其东侧与2-502采空区相邻，西侧为实体煤，西侧100m左右存在北峪越界采空破坏区，南端邻2-316 工作面采空区，北端邻五采区轨道巷，工作面走向长1665m，倾向长 230m，如图 8 所示2-504工作面由2上和2下两层煤组成，中间含0.022.2m厚度不等的泥岩、砂质泥岩夹矸层，工作面煤层平均厚度为5m，为近水平煤层； 工作面直接顶为8m厚的泥岩、砂质泥岩，基本顶为11m厚的K8中砂岩;；工作面直接底为 25m厚的泥岩、砂质泥岩，工作面底为8m厚的中砂岩，工作面煤岩层基本特征如表2所示。2-504工作面采用2上和2下两层煤( 含夹矸层) 一次性回采的大采高开采方式，工作面回采过程中，由于回采煤层较厚、相邻采空区较多，顶板破碎等原因经常发生片帮、冒顶和局部压架等现象，严重影响了工作面的安全开采。 图 8 工作面平面图及相邻位置关系表 2 工作面煤岩层基本特征岩层名称厚度（m）岩性特征基本顶k8中砂岩11深灰色，中厚层状；以石英为主，致密坚硬，裂隙发育直接顶泥岩、砂质泥岩8泥岩，砂质泥岩，灰黑色，厚度增厚时，相变为粉砂岩 2#煤层2上2.122上，厚度稳定，结构简单泥岩、砂质泥岩0.022.2灰黑色，局部相变为砂质泥岩或粉砂岩，半坚硬2下2.32下，厚度不稳定，结构复杂直接底泥岩、砂质泥岩25灰色，厚层状，半坚硬，含植物化石，局部相变为粉 砂岩，厚层状，以石英为主，致密坚硬基本底中砂岩8灰色，致密坚硬，含云母碎片，分选性差3.2.2 工作面支架选型依据综采工作面支架选型经验，结合 2-504工作面地质条件，进行工作面支架选型。1) 按岩石自重法计算液压支架单位面积上所承受的额定支护强度可以表示为： （5）式中Pn 为液压支架单位面积上所承受的额定支护强度，kN/m2;；M为最大采高，取5.3M； 为顶板岩层容重，26kN/m3； 取 6倍采高。将数据代入式( 2) ，则液压支架单位面积上所承受的额定支护强度为 826.8kN/m2。2) 液压支架额定工作阻力计算液压支架额定工作阻力可以表示为： （6）式中：Fs为液压支架额定工作阻力，kN/架; Ps为液压支架额定支护强度，取 827kN/m2 (液压支架单位面积上所承受的额定支护强度为826.8kN/m2) ; Ss 为液压支架中心距，取 1.75m；Bs为支架最大控顶距，4.6m；ks 为液压支架的支撑率，取 0.9将数据代入式 ( 3)，则液压支架额定工作阻力为7397kN，取 7400kN。因此，支架工作阻力应不小于 7400kN，在考虑大采高工作面顶底板岩性的情况下，选取额定支护阻力为 7600kN的支架。综上所述，2-504工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法，工作面安装131架 ZY7600-26/55 型两柱掩护式液压支架( 支架额定工作阻力为 7600kN ，支架初撑力为 6410kN，支架可调高度为 26005500mm) ，支架沿工作面倾向直线排列，两支架中心距为 1.75m，支架端面距不大于300mm，最大控顶距为 5.375m，最小控顶距为 4.575m，工作面采用液压支架配合单体支柱及梁支护顶板，采用全部跨落法管理顶板。3.2.3 支架选型安全性回采工作面采高加大后，其上覆岩层形成的结构及其运动规律也将发生变化，尤其是采高大于 5m以后，这种变化规律将明显不同于采在 3.5m 以下的工作面，其顶板控制也必然不同于普通采高的&大采高工作面的矿压观测，对研究大采高条件下工作面上覆岩层结构及其运动特征，掌握大采高工作面初次来压周期来压规律，探讨大采高支架-围岩关系及其分析支架选型的安全性都极为重要。图 9 为 2-504大采高工作面三个监测位置处综采支架工作阻力随工作面推进距离的变化关系，由图 9 可知： 1位置监测的大采高工作面初次来压步距为 32.6m，第一次周期来压步距为 10.2m，第二次周期来压步距为 12.2m，平均周期来压步距为 11.2m； 2位置监测的大采高工作面初次来压步距为30.1m，第一次周期来压步距为 10.3m，第二次周期来压步距为13.1m，平均周期来压步距为11.7m；3位置监测的大采高工作面初次来压步距为34.2m，第一次周期来压步距为11.1m，第二次周期来压步距为12.5m，平均周期来压步距为 11.8m。综合分析表明，2-504大采高工作面的平均初次来压步距为 32.3m，平均周期来压步距为 11.6m，属于级来压明显顶板。同时，从图9可知，工作面初次来压期间，平均支架载荷约 为 8000kN/架，最大为 8120kN/架； 第一次周期来压期间，平均支架载荷约为 7923kN/架，最大为 7960kN/架; 第二次周期来压期间，平均支架载荷约为 7960kN/架，最大为 8060kN/架。2-504 工作面周期来压期间，平均支架载荷约为 7941.5kN/架，大于工作面选型支架额定的 7600kN/架的工作阻力，使得工作面回采过程中多次出现压架现象，煤壁片帮严重，工作面推进过程中存在极大的安全隐患。图 9 支架工作阻力随工作面推进距离的变化关系由 2-504大采高工作面煤层顶底板岩层情况( 表 2) 可知，工作面综采支架需控制的上覆岩层为 8m厚的泥岩、沙质泥岩及其上部 11m 厚的砂岩，共计约 5 倍采高厚度的岩层。对于 2-504 工作面而言，煤层平均厚度 M为 5m，综采支架宽度B为 1.75m，支架控顶距 L 为 0.5m，4 倍采高岩层平均容重 为 25kN/m3，岩层破断角 为 70。将数据代入式 ( 2) ，则液压支架额定工作阻力为 7560kN/架。由于工作面为大采高工作面，矿山压力显现较为剧烈，考虑.、级顶板的富余系数 1.11.2。在富余系数为 1.1 的情况下，支架额定工作阻力应选取为 8316kN/架( 实际的矿压监测也证明支架的最大工作阻力可以达到 8120kN/架 ，在过地质构造或顶板比较破碎时，支架载荷将超过 8120kN/架 ，如图 9 所示) 。而 2-504 工作面选取额定工作阻力为 7600kN/架的支架，没有考虑大采高工作面相对于普通采高工作面矿压显现更为剧烈，需控制的顶板岩层层位更高的因素。因此，在工作面回采过程中出现局部冒顶、压架等剧烈矿压显现现象。同时，工作面推进过程中安全阀的多次开启也表明，其选取额定工作阻力为 7600kN/架的支架存在安全隐患，不利于工作面破碎顶板的控制，严重制约大采高工作面的安全高效回采。3.3 大采高工作面压架防治措施 2-504 工作面回采过程中的矿压监测结果表明，工作面沿倾斜方向呈明显的分段来压现象，各部位的支架受力不均衡，作用在支架上的最大载荷( 8120kN/架) 大于工作面选型支架的额定工作阻力( 7600kN/架) ，使得工作面回采过程中支架不能很好控制大采高工作面上覆岩层的运动，工作面出现局部压架煤壁片帮现象。2-504 综采工作面支架选型的不合理、不安全性，严重制约着工作面的安全高效开采，其根本在于提高支架的额定工作阻力，而 2-504 综采工作面支架的额定工作阻力已无法改变。因此，为避免 2-504 工作面出现冒顶压架的严重事故，制定以下技术措施以期实现综采工作面的安全高效开采。 1) 调节工作面推进速度: 工作面非来压期间保持正常推进速度，使顶板充分垮落，减小采空区的大面积悬顶空间，避免工作面推进速度过慢，顶板岩梁下沉充分，增大支架工作阻力，导致安全阀多次开启；工作面来压期间快速推进，减小顶板岩梁回转下沉量，以及对支架的冲击载荷，且避免在工作面来压期间进行设备检修而造成顶板岩梁下沉较大、支架载荷增大。 2) 保证支架初撑力: 由于泵站供油管路及漏液等影响，导致压降大，且第二次注液不及时或不进行注液，使得支架实际初撑力较低。因此，应加强支架初撑力管理，当初撑力不达标时，应及时检查泵站压力和管路漏液情况，由巡检工及时二次补液。 3) 控制工作面开采高度: 在工作面正常推进过程中，要保持顶板平整，支架平衡、承载均匀，控制工作面的开采高度不得低于 4.5m，必须保证液压支架活柱有 0.8m 以上的下缩余量； 工作面回采后，必须及时移架进行支护，阻止漏矸现象的发生，加强工作面端头的支护，做好冒顶压架的处理方案。 4) 加强支架工作阻力监测: 更换大流量支架安全阀，使支架能维持较高的工作阻力状态; 当支架安全阀开启率过高、过频，支架活塞下缩过快，工作面有连续多架工作阻力过高时，应采取适当的技术措施以预防冒顶压架。5) 及时支护工作面煤壁: 保证支架护帮板对煤壁及时强劲有效的支撑作用，保证煤壁对顶板的有效支撑，从而使煤壁承担更多的上覆岩层压力，减少作用于支架上的载荷。4 结论在大采高工作面顶板破断结构研究中，本文应用岩层破裂过程分析系统(SFPA2D),以大柳塔煤矿某工作面为例,建立了地质力学模型,再现了厚煤层采动后其上覆岩体破坏的动态发展过程,揭示了采场顶板的破断、上覆岩层来压及采场推进过程中煤壁支承压力、地表下沉的变化等规律。特别是直观地得到了采动条件下岩层裂隙发展、贯通直至覆岩破断的全过程。模拟研究结果表明:(1) 在开采厚煤层时,关键承载层未完全垮落之前,压力特征和其它埋深的煤层一样,在工作面前方煤壁形成支承压应力升高区,在采空区上方靠近煤层的顶板中,形成拉应力升高区;在采场开挖过程中,直接顶板受反复开挖卸荷影响,卸荷变形引起采空区上方顶板岩层拉伸破坏,在工作面前后方煤壁上端形成压剪破坏；(2) 厚煤层覆岩破坏的顺序仍为离层)断裂)垮落,随着基岩顶板的破断,当煤层开挖步距达到25 m时,连锁反应造成整个岩层依次发生破坏,直接顶完全垮落后,引起覆岩冒落带整体垮落,冒落带高度为采高的67倍,开采引起地表最大下沉位移500 mm,这与覆岩破断的观测结果相一致。 在大采高工作面支护技术研究中，本文以霍州煤电集团三交河煤矿2煤层 2-504 工作面为例，针对大采高采场支架矿压显现剧烈现象，依据大采高综采工作面支架呈现以静载荷为主的特点，建立大采高综采支架受静载荷的工作阻力计算力学模型，并应用于现场大采高综采支架选型的安全性分析，以确保大采高综采工作面的安全高效开采。 1) 依据大采高综采工作面支架呈现以静载荷为主的特点，建立了大采高综采支架受静载荷的工作阻力计算力学模型，并应用于现场大采高综采支架选型的安全性分析；2) 大采高综采工作面支架工作阻力随工作面推进变化规律的现场监测表明，以 4 倍采高覆岩重量计算的静载荷工作面支架工作阻力能够控制大采高覆岩运动的矿压显现，保证工作面支架选型的可靠性；3) 通过调节工作面推进速度、保证支架初撑力、控制工作面开采高度、加强支架工作阻力监测、及时支护工作面煤壁等技术措施以期弥补选型综采支架额定工作阻力不足的安全隐患，实现综采工作面的安全高效开采。参考文献1贾承造.我国能源前景与能源科技前沿J. 高校地质学 报,2011,17(2):151160.2 陈清泰.中国的能源战略和政策.国务院发展研究中心,能源 战略,2003,11.3 张建明.煤炭工业仍将是21世纪我国能源工业的主力军.中国能源,20024 陈炎光，钱鸣高主编. 中国煤矿采场围岩控制. 徐州:中国矿业大学出版社，1994:272278.5 钱鸣高，石平五，许家林. 矿山压力与岩层控制M.徐州:中国矿业大学出版社，2010.6 钱鸣高等著. 岩层控制的关键层理论M. 中国矿业大学出版社，2000.7 弓培林. 大采高采场围岩控制理论及应用研究M. 北京:煤炭工业出版社，2006.8 Gong Peilin, Jin Zhongming, Hao Haijin, etc. Research on stability test for fully mechanized mining support with large mining heightC. Proceedings of the second international symposium on mining technology, 2001, 246251.9 M.D.Beard, M.J.S.Lowe. Non-destructive testing of rock bolts using guided ultrasonic waves.International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2003, 40(4):527536.10 M.Cai, P.K.Kaiser, C.D.Martin. Quantification of rock mass damage in underground excavations from microseismic event monitoring. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences, 2001, 38(8):11351145.11 宋振骐.实用矿山压力控制M. 徐州: 中国矿业大学出版社,1998.12 宋扬，宋振骐. 采场支承压力显现规律与上覆岩层的运动关系 .煤炭学报，1984(1):4755.13 石平五. 论采场支架的作用及其与围岩的关系J. 西安矿业学院学报1983，01:5462.14 靳钟铭，徐林生.煤矿坚硬顶板控制M. 北京:煤炭业出版社，1994.15 贾喜荣.矿山岩层力学M. 北京: 煤炭工业出版社,1997.16 许家林，鞠金峰. 特大采高综采面关键层结构形态及其对矿压显现的影响J. 岩石力学与工程学报，2013，(3):342348.17 Jinfe