济三煤矿4.0Mt-a新井设计- 大采高综采工作面矿压显现规律研究

目录一般部分1概述及井田地质特征 大采高综采工作面矿压显现规律研究摘要：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，矿压显现规律，岩层移动规律，支承压力分布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3.5~6.0m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t，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3.5~6.0m，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(3.5~6.0m)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3~4m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(3.5~6.0m)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，1987~1988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6°~38°(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4~5m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24~36m/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6%~20%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2.0~2.5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(2~5m)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3.5m的综采工作面相比，采高大于3.5m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%。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0.35(0.10)0.70(0.25)2.80，夹石岩性为灰黑色泥岩或炭质泥岩，抗压强度10.5~14.77MPa。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10.5-14.77MPa，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27~42.7MPa;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42.7~47.7MPa。工作面可采面积0.162km2，轨道顺槽底板标高+442.1~+540.9m，运输顺槽底板标高+443.7~+545.5m，工作面上覆地表均为黄土覆盖区，地面标高+840~+966m，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60°~80°，节理间距0.8~1.0m，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/min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。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。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kN52002支架额定初撑力kN16533支架最小/最大高度m2.5/4.74支护面积m6.355支架中心距mm15006移架步距mm6657最大端面距mm3408立柱缸径mm2302.224101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2.1。图2.1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。图2.3轨道顺槽来压预报站一起布置方案2.324101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2.66~4.655m，4.655m、4.655m时，支架载荷达到最大值，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17.805~20.465m，18.47-20.465m，21.13~22.46m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，动载系数为表2.224101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）26.752723.9初压期间平均载荷（MPa）33.431.530动载系数K1.251.171.26来压步距L（m）19.13519.46821.7952.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2.3。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Mpa27.3027.8023.9026.33来压平均Mpa33.4030.0030.0031.13最大值Mpa34.0032.0030.0032.00动载系数1.221.151.261.21来压步距（m）11.3110.7921.2814.46Ⅱ平时平均Mpa27.9025.6022.0025.17来压平均Mpa36.0029.0034.0033.00最大值Mpa38.0032.0036.0035.33动载系数1.291.131.491.30来压步距（m）7.3213.9610.3110.53Ⅲ平时平均Mpa28.6026.3025.2026.70来压平均Mpa34.0028.0032.0031.33最大值Mpa38.0028.0034.0033.33动载系数1.191.071.271.18来压步距（m）15.969.9713.3013.08Ⅳ平时平均Mpa26.9024.7022.3024.63来压平均Mpa33.4030.0032.0031.80最大值Mpa34.0032.0032.0032.67动载系数1.241.221.441.30来压步距（m）19.2814.2910.6414.74Ⅴ平时平均Mpa27.9025.2021.0024.70来压平均Mpa36.0031.0032.0033.00最大值Mpa38.0034.0034.0035.33动载系数1.291.231.521.35来压步距（m）6.3513.3012.6310.76Ⅵ平时平均Mpa26.4025.2021.0024.20来压平均Mpa34.0032.0030.0032.00最大值Mpa34.0034.0034.0034.00动载系数1.291.271.431.33来压步距（m）26.6016.3010.6417.853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f=1～1.5，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。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5649kN/架。参见表3.l。表3.124101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10.82631.21.21初次来压20.225.931.7341.23周期Ⅰ14.526.331.232.71.21周期Ⅱ10.525.23335.41.31周期Ⅲ13.126.733.433.41.18周期Ⅳ14.824.731.832.71.3周期Ⅳ10.824.73335.41.35周期Ⅵ17.924.232341.33周压平均13.624.232.4341.282.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2660kN/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5150kN/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10~27%。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10~18m，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4.12~8.32m，平均5.67m，设计采高4m，工作面长度207m，走向长度2037m，倾角3°~9°。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3.2。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绘制了支架初撑力与工作阻力的频率直方图。由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4487kN/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X609kN/架和7666kN/架，以此计算动载系数为1.36。表3.2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1323.127.51.19初次来压5826.833.740.51.26周期Ⅰ15.830.735.538.31.16周期Ⅱ23.1530.738.442.51.25周期Ⅲ17.2531.637.940.21.2周期Ⅳ2431.137.941.11.22周期Ⅳ24.2532.638.9411.2周期Ⅵ2834.639.240.61.13周压平均2231.93840.61.2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20~35%。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2°~8°，煤质中硬。直接顶为6.33m的砂质泥岩，有伪顶0~0.4m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-2X4319型双柱掩护式。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2X700kW，溜槽尺寸为1750X988X284mm，顺槽采用ACE型胶带输送机，带宽1400mm，运输量为2500t/h，功率1200~2000kW。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8.45m。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4075kN/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，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，最大平均载荷为7591kN/架。3.支架载荷直方图由寺河矿23101工作面矿压观测数据分布区间统计结果绘制了支架初撑力与工作末阻力的频率直方图。由直方图3.3分析，平均初撑力为3226kN/架，为额定初撑力的54.8%，有35%的支架初撑力低于2800kN/架，即低于额定初撑力50%的占35%，65%的支架的初撑力高于50%的额定初撑力，若除去支撑力过低的支架，由直方图可知，正常支架的初撑力平均5049kN/架，为额定初撑力的85.8。由直方图3.3知，平均支架工作阻力5080kN/架，为额定工作阻力的58.8%，有17.2%的支架工作阻力大于7293kN/架，平均为8288kN/架，为额定工作阻力的95.3%。图3.3支架工作阻力分布直方图3.3.3寺河矿23101大采高综采工作面矿压显现特征1.采场支架载荷大。23101工作面支架载荷比普通综采的I级顶板所需支架载荷高69%，比普通综采的II级顶板所需支架载荷高30%，按照最大平均载荷8228kN/架选型，目前该工作面所用支架是可靠的。2.来压时动载系数大。普通综采的I级顶板动载系数应小于1.2，II级顶板动载系数应小于1.5，m级顶板的动载系数一般小于1.75，W级顶板应大于1.8，该工作面动载系数不仅大于1.5，且有1.98-2.57的统计，说明顶板控制不正常，其中初撑力低，伪顶煤顶破碎是其主要原因，在这种情况下，能达到日产1.5万t的高产水平，主要是由于大功率采煤机和大吨位液压支架作保障，虽然顶板控制不佳，但高阻力支架运行正常，大功率采煤机和输送机可正常工作，故高产高效不受影响。3.支架降阻式运行特性多，占140%，主要是平均1.72m煤顶所致，因为支架上方有软的煤顶，其单轴抗压强度仅8~11MPa，易造成切顶线前移的缘故。4大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制4.1大采高综采工作面煤岩组合力学模型的建立4.1.1大采高采场上覆岩层的平衡结构依据采场上覆岩层移动的“三带’，理论，长壁工作面煤层开采后，煤层顶板会垮落去充填采空区，这一部分岩层一般称为垮落带岩层(相当于直接顶)，在采空区，随着未垮落岩层的沉降，自由空间的高度越来越小，直到不满足跨落的几何条件，此刻下位裂隙岩层就会形成一种平衡结构，该结构的运动对采场矿压有明显的影响，这部分岩层一般称为裂隙带(裂隙带包括老顶，但不一定全部属于老顶)，裂隙带往上直至地表为弯沉带，弯沉带的运动被认为对采场矿压无明显影响。根据支架工作阻力与顶板下沉量的双曲线关系可知(如图4.1)，采场上覆岩层存在一个临界面，临界面以下为可控岩层，临界面以上为不可控岩层。不可控岩层在运动过程中能够形成力学平衡结构，通过这种力学平衡结构将不可控岩层所产生的矿山压力传递和转嫁到工作面前方的煤体及后方采空区中的研石上，正因为如此，不可控岩层是不能够被支架工作阻力控制的岩层，而且也是不需要用支架工作阻力来控制的岩层。从运动的角度看，由于在同一法线上不可控岩层各点的下沉量基本相同，再则各岩层之间粘接力及它们早已不存在自由运动的空间(它是通过压缩下面己充满采空区的岩图4.1支架支护阻力与顶板下沉两关系图石而弯沉，所以该层岩层是一种受阻的运动)，所以可以推定不可控岩层基本上采取整体运动的方式。因此，把不可控岩层所对应的“带”称为整体弯沉带。当采场上方某一岩层断块之间能够相互咬合并具有传递和转嫁矿山压力的功能时，就说该岩层在采场上方形成了第一条力学平衡结构—砌体绞接岩梁结构。由于该砌体绞接岩梁具有传递、转嫁和平衡矿山压力的功能，所以该岩梁以下采场上方垮落带岩层的重量必须由支架来支撑，因此把必须由支架支撑的采场上方垮落带岩层定义为必控岩层(对应的带为垮落带)。采场上方第一条砌体绞接岩梁的下层面即成了支架受载下限的分界层面，把它定义为下临界层面。把下临界层面与上临界层面间能够形成砌体绞接岩梁而起到传递、转嫁和平衡矿山压力功能的岩层定义为可控可让岩层(对应的带为裂隙带)。对应的“三带”分布如图4.2所示基本顶平衡结构的形成:随着开采活动的进行，采空区内直接顶板不规则垮落，体积膨胀，充填采空区，上部较稳定的基本顶板将随着直接顶的垮落而弯曲、旋转，有规则地(岩块之间互相咬合)下沉，直至接触、压实不规则垮落的岩石，形成一个处于暂时平衡的岩梁(板)，并阻止以上岩层自由垮落，有条件地承担上覆岩层的重量，保护工作空间，使其处于减压带(区)内，从而形成基本顶的平衡结构。图4.2采场上覆岩层“三带”与与控制岩层的对应关系与一般综采工作面相比的不同之处:大采高综采一次采出的煤层厚度成倍地增加，煤层上覆的某些较稳定的岩层，由于需要充填空间范围的增大，岩梁不易触研，因而失去形成平衡的条件而只能作为直接顶板不规则垮落。虽然大采高综采的上位岩层将会在一定的层位形成平衡结构，但这种结构将出现在更高的层位，作为采动后重新平衡地压一并形成支承压力所需要的平衡岩梁必然向上位发展，煤层以上的直接顶厚度将随之增加。4.1.2模型建立的依据根据大采高综采工作面矿压显现特征分析可知：1.大采高综采工作面采场支架载荷大，与普通综采工作面相比，高10~30%；2.大采高综采工作面采场支架初撑力与工作阻力为线性关系，故采场支架以静载为主；3.大采高综采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，使采场基本顶无冲击来压；4.大采高条件下，回采后顶板的变形位移大，原来认为是基本顶的岩层，部分因变形增大而变成可随支架及时垮落的直接顶，而且基本顶也会随着上移，由此造成需控制的岩层层位升高；5.大采高条件下，对支架有影响的岩层移动的层位高，虽然采场内无冲击载荷，但根据大采高综采工作面实测支架工作阻力可知其静载大，实测支护阻力相当于约9倍采高的岩重。4.1.3大采高综采工作面煤岩组合力学模型1.大采高工作面的支架阻力与普通综采面的支架阻力对比根据我国现行《缓倾斜煤层顶板分类方案》中的顶板分类，各类顶板条件下的液压支架所需支护强度参见表4.1，分析大采高工作面的支护强度适应状况。沙曲矿24101工作面来压时的最大平均载荷为5649kN/架，其支护强度为kN/m2，相当于III-IV级来压强烈顶板所需支护强度，但实际上由直方图及实际观测可知，动载系数均小于1.4，而且工作面矿压显现不明显，来压无冲击载荷，说明该类顶板来压并不强烈，但如果按照II、III级顶板估算其支护强度，仅650kN/m2，或800kN/m2，显然E实际所需最大平均支护强度890kN/m2低27%和10%，即按照表中II,III级顶板设计，其支护安全可靠性大大降低，说明24101大采高综采面的支架承受的载荷比普通综采高。表4.1各级基本顶所需的支护强度基本顶分类ⅠⅡⅢⅣ支护强度（kN/m2）采高（m）1300390480>6002350455560>7003450585720>9004500650800>1000康家滩矿88101工作面来压时的最大平均载荷为7591kN/架，其支护强度为1012kN/m2，相当于W级来压极强烈顶板所需支护强度，但实际上由直方图可知，该工作面并无冲击载荷，而且动载系数均小于1.4，说明该类顶板来压并不强烈，但如果按照II级或III级顶板估算其支护强度，仅650kN/m2或800kN/m2，显然比实际所需最大平均支护强度1012kN/m2低36%和21%，即按照表中II,III级顶板设计，其支护安全可靠性大大降低，说明88101大采高综采面的支架承受的载荷比普通综采高。寺河矿23101工作面来压时的最大平均载荷为8228kN/架，其支护强度为930kN/m2，相当于III,W级来压强烈顶板所需支护强度，但实际上由直方图可知，如果除去初撑力过低和过高的因素外，其顶板真是的直方图应为正态分布，动载系数为1.52，该工作面为II-m级来压明显的顶板。但如果按照II级或III级顶板估算其支护强度，仅650kN/mz或800kN/m2，显然比实际所需最大平均支护强度930kN/mz低30%和14%，即按照表中II,III级顶板设计，其支护安全可靠性大大降低，说明23101大采高综采面的支架承受的载荷比普通综采高。造成上述情形的原因是随着采高的增加，直接顶垮落的岩石不能充满采空区，基本顶岩层层位必然上升，即对支架有影响的岩层移动的层位增高，虽然采场内无冲击载荷，但其静载较大，890kN/m2,1012kN/m2,930kN/m2，分别相当于各大采高综采工作面约8倍采高的岩重。其次，由于采高的增加，回采后顶板的变形位移也要增大，原来认为是基本顶的岩层，部分因变形增大而变成可随支架及时垮落的直接顶，而且基本顶也会随着上移，由此也造成需控制的岩层层位升高。2.大采高综采工作面顶板控制的力学模型根据上述矿压显现规律分析，对于大采高综采工作面我们建立一个以静载计算为主的力学模型，参见图4.3。图4.3大采高综采面煤岩组合力学模型图中L为控顶距，为需控制岩层总厚度，为所控制岩层平均破断角。故支架载荷P为需控制岩层的重力Q1与控制岩层的悬顶重力Q2之和，即:式中B为支架支护宽度。4.2大采高综采工作面煤岩组合力学模型计算实例1.沙曲矿24101工作面支架工作阻力的确定沙曲矿24101工作面顶板为砂岩，砂岩基本顶岩层的破断角一般取600，因基本顶上位岩层及直接顶也均为一砂岩，为计算方便，取整个要垮落的岩层破断角为60°，依据工作面综合柱状图可知，需控制的岩层为3.7m厚的中砂岩、3.8m厚的粗砂岩及其上部5.65m的中砂岩，总计要控制的岩层厚度为14m，约3.5倍采高。将代入得：即支架所需支护强度为930kN/mz。显然可以满足实际工作面顶板所需的支护强度890kN/mz，由此可知沙曲矿24101工作面实际所选支架额定工作阻力偏低，这与现场观测的工作面支架阻力偏低相对应。2.康家滩矿88101工作面支架工作阻力的确定将代入得：砂岩基本顶岩层的破断角一般取600，康家滩矿88010工作面因有部分基本顶岩层可视为直接顶，为计算方便，取整个要垮落的岩层破断角为600，依据工作面综合柱状图可知，需控制的岩层为14.88m厚的粗砂岩及其上部3.17m的泥岩，总计要控制的岩层厚度约为19m，约4倍采高。即P=1845kN/m2。显然满足实际工作面所需的支架支护强度1012kN/m'。所选支架工作阻力8638kN/架是可靠的。3.寺河矿23101工作面支架工作阻力的确定23101工作面直接顶为砂质泥岩，厚达8.33m(包括伪顶和煤顶在内)，基本顶为细砂岩，根据相似模拟试验，其顶板破断角为700，依据工作面综合柱状图可知;需控制的岩层为2m厚的伪顶、6.33m厚砂质泥岩岩、4.26m厚的细砂岩及其上部6.42m厚的泥岩，总计要控制的岩层厚度为19m，约4倍采高。即P=841kN/m2。若考虑I、II级顶板的富余系数1.1~1.2，则P=92~1009kN/m2，显然满足实际工作面所需的支架支护强度930kN/m2。所选支架工作阻力8638kN/架是可靠的。将代入得：由上计算可知:对于缓倾斜厚煤层，采用大采高综采回采工艺，采场支架受力以静载为主，对于现行基本顶板分类条件来说，按约4倍采高控制岩层，加上采空区的悬顶重力，以静载计算支架所需的工作阻力是可以满足大采高工作面顶板控制要求的，这与现场观测与数值模拟计算的结果是相吻合的。结论利用现场观测、理论分析及数值模拟等研究手段，针对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的特点，着重研究了大采高综采工作面的矿压显现特征及其规律、和大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制。这些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，同时丰富了大采高综采采场矿压控制理论。本论文研究的主要结论分述如下：1.大采高综采是指采高在3.5~6.0m，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，使得在国内外被广泛采用。2.根据现场观测及收集的数据和资料，通过研究工作面岩性、直接顶和基本顶初次垮落步距、来压动载系数、支架工作阻力频率分布直方图以及P-L变化曲线等，对沙曲矿24101、康家滩88101和寺河矿23101大采高综采工作面进行了顶板分类研究，结果表明三者分属II~III级、II~III级、I~II级基本顶之间的顶板。3.针对不同的缓斜厚煤层开采条件，得出大采高综采工作面矿压显现特征如下:a.采场支架载荷大，较普通综采面高10~30%。这是由于大采高工作面支架需控制的顶板岩层层位高。b.来压时动载系数小，且无冲击载荷。这是由于大采高工作面直接顶垮落空间大，顶板变形位移增大，部分原来的基本顶变为直接顶，垮落顶板的垫层加厚，使动载系数减小，且无冲击性。c.基本顶来压明显，但不强烈。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。d.工作面周期来压期间支架载荷及动载系数大于初次来压期间支架载荷及动载系数。这是由于在大采高条件下，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。e.采场支架载荷以静载为主。这是由于支架初撑力和工作阻力呈线性关系，在静载作用下，支架的初撑力愈高，控制的顶板层位愈高，支架末阻力愈高，是正比线性关系，若是动载作用下，支架的初撑力超过其临界初撑力后，由于基本顶结构被支架初撑力所控制，故不可能失稳，基本顶基本处于平衡状态，随着初撑力的增大，支架阻力增长缓慢，也就是说基本顶通过自身平衡减缓了支架载荷的增加，故为对数关系。f.支架降阻式运行特性多，占10%以上。说明在大采高条件下，对支架稳定性、支架操作及支护强度等的要求高。4.结合现场观测分析和数值模拟研究，得出大采高综采工作面支承压力分布规律:在采高为4m时，工作面支承压力影响范围约60~80m，其中影响剧烈范围在0~15m，应力峰值位置在工作面前方约2.5~7m，支承压力应力集中系数为2.5~2.8。5.在回采工作面，随着采高的增大，煤壁片帮的程度增加。煤壁片帮造成支架端面距增大，引起端面顶板冒落，不利于安全生产和完成正规循环作业。因此，维护煤壁稳定性是大采高综采工作面生产技术管理的重要内容之一，也是厚煤层整层开采取得良好经济效益的根本保证。6.矿压监测是促进矿压理论研究发展的有效方法。本文通过对工作面矿压监测及收集汇总的大量资料数据，采用统计的数学方法，对各种矿山压力显现信息进行分析，总结了采场矿压显现规律，提出了采场矿压显现的控制。7.根据数值模拟结果，随着采高的增加，与煤层开采的相关因素(如:煤壁和顶板塑性破坏、采场上方应力拱高度、采场支承压力分布及顶板下沉等)与采高并非按线性关系变化，而是按照非线性关系发展，因此，在现有的综采设备下，有一个合理的采高。8.根据大采高采场上覆岩层移动特点及大采高综采工作面矿压显现特征，建立的以静载计算为主的大采高综采工作面煤岩组合力学模型，基本能够满足实际顶板控制要求。表明:对于缓倾斜厚煤层，采用大采高综采回采工艺，采场支架受力以静载为主，对于现行基本顶板分类条件来说，按约4倍采高控制岩层，加上采空区的悬顶重力，以静载计算支架所需的工作阻力是可以满足大采高工作面顶板控制要求的。

参考文献[1]郭宝华，涂敏.浅谈我国大采高综采技术.中国矿业，2003,12(10),40-42[2]刘涛.厚煤层大采高综采技术现状.煤炭工程，2002(2)，4-8[3]武建国.大采高综采工作面与巷道围岩控制技术研究.太原理工大学硕士学位学问论文，2004[4]夏均民.大采高综采围岩控制与支架适应型研究.山东科技大学硕士学位论文，2004[5]弓培林，靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究.煤炭学报，2004,29(1)，7-11[6]郝海金，吴健，张勇等.大采高开采上位岩层平衡结构及其对采场矿压显现的影响.煤炭学报，2004,29(2)，137-141[7]郝海金，张勇，陆明心.缓倾斜厚煤层大采高开采工作面矿压研究.煤，2002,12(2)，11-13[8]王贵虎，周更廷.大采高倾斜长臂综采面矿压显现规律研究.矿业安全与环保，2005，32(3)，67-70[9]刘锦荣，何富连.大采高综采工作面支架一围岩系统稳定性探讨.煤矿开采，1995(3)，36-40[10]川姜福兴，王同旭，潘立友等.矿山压力与岩层控制.北京:煤炭工业出版社，2004[11]钱鸣高，石平五.矿山压力及其控制.徐州:中国矿业大学出版社，2003[12]窦林名，邹喜正，曹胜根.煤矿围岩控制与监测.徐州:中国矿业大学出版社，2007[13]李建军.大采高开采工作面矿压监测与实践.陕西煤炭，2004,4[14]胡国伟.大采高综采工作面矿压显现特征及控制研究.太原理工大学硕士学位学论文，2006 翻译部分中国矿业大学2012英文原文DetectingAbandonedCoalMineEntriesbyHighResolutionEarthResistivityMethodXianxinShi,ProfessorShuYan,ProfessorMingshengShen,ProfessorXi’anBranch,CCRI(ChinaCoalResearchInstitute)Xi’an,Shaanxi,ChinaAbstractInsurfaceelectricalexplorationthehighresolutionearthresistivitymethod(HRRM)isaveryeffectivemethodfordetectingabandoneddriftminesworkings.Whentheabandonedminesaremorethan500ft(150m)deep,itsdetectioncapabilityreducesgreatlyandrequiresmoreefforttoimplement.InYanQuancoalmine,Shanxiprovince,wetriedtoadaptthismethodforundergroundapplication.Twosurveylinesweredesignedwiththespacingofcurrentandpotentialpoles20mand10m,respectivelyandmeasuringpointsat2m.ThemeasurementradiusofIlineandIIlinewere140mand60m,respectively,andtheinfinitelyfarpolewas1200~2000mfromthesurveyline.(NotetheIandIIlinesarelocatedonthenorthandsouthribsofmaintunnel,respectively).Thesurveyresultsshowedthatabandonedworkingswerelocatedat25-70m,SurveyLineIandat80-110m,SurveylineII.Basedonthisfinding,thelongwallpanelgateroadsandsetupentrywereproperlylocatedtherebyprovidingsafeminingoftheNo.15Coalseam.KeyWords:Abandonedcoalmine,Highresolutionearthresistivity,UndergroundelectricalexplorationIntroductionThedevelopmentofroadwaysforthe9thminingdistrictforthe#15coalseam,NanzhuangCoalGroupCoLtd,Yangquan,ShanxiProvinceareapproachingtheHougouabandonedgobs.SincethedataregardingtheextentandconditionofHougougobswerenotreliable,itisdifficulttofinalizethepanellayoutforthe#15coalseam.Inordertoprovidesufficientgeologicaldataforrationallayoutandsafedevelopmentofmainsandsetupentry,theHougougobconditions(i.e.areaandlocation)mustbeknownclearlyfirst. Basedonourexperiencegainedinthepast10years,whencoalseamislessthan150mdeep,thehighresolutionsurfaceresistivitymethodcanproducebetterresults.ButtheHougouabandonedminegobswere350mdeep.Forthisreason,wetriedtousethehighresolutionresistivitymethodundergroundtodetectthegobsfromentryribstofacilitatethedevelopmentof#15coalseam.CharacteristicsofEarthResistivityThe#15coalisthemajorcoalseaminthereserve.Seamthicknessis5.25-6.63maveraging5.89mandconsistentthroughoutthewholereserve.Itisanthracitewithlow-mediumash,verylow-lowsulphurandhighheatingvalue.It’selectricresistivityisrelativelylow.Aftermining,ifthegobisnotfloodedwithwater,itsapparentresistivitywillincreasesignificantlyandbehaveasahigh-resistivitymaterialregardlesswhetherthegobiscavedornot.Thisistheprerequisiteofphysicalpropertyfortheapplicationofhighresolutionresistivitymethod.UndergroundHigh-resolutionResistivityMethodAsmentionedabove,goodseamqualityistheprerequisiteforhighresolutionresistivitymethod.Butwhatdevicesareneededtoperformtheresistivityexplorationdeservesfurtherstudy.Duetothefactthatagobisaman-madeisolatedgeologicalbodyandit’snotuniformasabeddeddeposit,specialdevicesthatcansuperimposeitselectricinformationandfocusonitslocationsuchthatitcandistinguishitfromthesurroundingrocks,mustbeusedtodetectthistypeofgeologicalbody.Theundergroundhighresolutionresistivitymethodemploysspecialthree-poledevices,i.e.monopole-dipoledevicedenselydispatchedthatcanincreasethelevelofobservationandcontrol,addthenumberofsuperposition,enlargetheamountofinformation,andimprovetheresolutionofgobdetectionsothatthegobscanbeidentifiedfromthesurroundingrocks.Figure1showsthearrayofsurveystations.Theparametersadoptedfortheundergroundearthresistivitymethodare:1.Distancebetweenpowersupplystations,AandA:20m2.Distancebetweensurveystations,CandC:2m3.Distancebetweenpoles,MN:10m4.Radiusofsurveylines:LineI140m,LineII60m5.Locationofinfinitedistancepole:1,200–2,000mfromthelines.Figure1SurveyarrayforundergroundearthresistivitymethodUndergroundsurveydatawerecollectedbyflameproofmicrovoltdigitaldirectcurrentresistivitymeter.Inundergroundsurvey,thepowersupplystationwaslocatedat20minterval.Foreverypowersupplystation,thevoltagedifferencebetweenbothdirectionsofmeasurementsmustberecorded.ThemaximumdistanceofMNonbothsidesofeachpowersupplywas140m,i.e.themaximumoffsetdistancewas140m.Thiswaydoublecoverageobservationcanberealizedandtheexplorationareacancoverupto140m.Inordertoinsuretheaccuracyofthedataobtainedunderground,thefollowingmeasureswereadopted:1.Inordertoinsurethepowersupplywaswell-grounded,ahorizontalholeinthecoalseamwasdrilledatitsdesignatedlocation.Mudandsaltwaterwereadded.Afterinsertionofthepole,theholewastampedtight.2.Thebronzepolemustbeinsertedsufficientlydeep,reachingwetspots,andbetampedtightinordertoinsuredataobtainedweresteadyandreliable.3.Batterieswerechangedfrequentlytoinsurethevoltageofpowersupplywassteadyandcurrentwassufficient.Thisisthekeytoinsuretheaccuracyofthedataobtained.4.Duringthecourseofsurvey,alwayscheckifthelocationofthepowersupplywasaccurateanddataobtainedweresteady.Onceabnormalconditionswereobserved,thepolelocationmustbere-confirmed,additionalpolesadded,andmeasurementsrepeateduntiltheerrorsobtainedwerewithinthelimitsallowedbyregulations.Duetothefactthattheinstrumentemployedwassteadyandprecise.Sowithproperhandlingofthepoles,thegroundresistancewasgreatlyreduced.Asaresult,thesignalwasstrongerandtheaccuracyofdataincreased.Duringthecourseofsurveymeasurement,thepoleofMNwasre-confirmedfr