0 引 言

综放开采是我国厚煤层安全高效开采的采煤方法[1-2]。综放开采由于其开采厚度大，导致覆岩运动和围岩变形移动范围也大，因此，综放工作面的围岩变形特征与单一中厚或厚煤层综采工作面有着明显的不同。在特厚煤层地质条件下，我国对综放工作面覆岩移动和矿压显现规律已进行大量研究[3-5]。来兴平等[6] 通过相似模拟试验和钻孔电视监测研究了淮南大南湖一矿综放工作面顶板垮落带和导水裂隙带高度，结果与《矿井水文地质规程》中的经验公式计算值相一致。李春杰等[7]针对新登矿区综放开采沿空留巷地质条件，采用数值模拟研究了综放工作面前方支承压力、后方覆岩垮落和应力分布特征，为沿空留巷合理避开动压影响提供了理论参考。索永录等[8] 通过现场实测和数值计算分析，得出宁夏乌兰煤矿综放开采矿压显现规律和显现参数，结果表明，三软煤层综放工作面矿山压力显现剧烈，存在明显的初次来压和周期来压现象。但与一般松软煤层综放工作面相比，三软煤层综放工作面矿压显现仍然比较缓和。于雷等[9] 基于大同塔山煤矿综放开采地质条件，通过相似模拟试验和理论分析，提出了综放开采顶板组合悬臂梁-铰接岩梁结构中组合悬臂梁结构的基本运动形式，阐述了各种基本运动形式对矿压显现的影响。

义马矿区耿村煤矿采用综放采煤法开采侏罗系特厚煤层。该煤层顶底板均为泥岩，且煤层松软，属于典型的豫西“三软”特厚煤层。矿区第四系松散层厚度薄，其下方为整体性较好的巨厚砾岩层，可大面积悬顶而不垮落，当巨厚砾岩层断裂时有可能诱发下部综放工作面前方运输平巷内出现冲击地压，从而造成严重的煤矿事故。因此，本文采用数值模拟和现场实测的方法研究了耿村煤矿特厚煤层综放工作面的上覆岩层运动特征和采场矿压显现规律，对于义马矿区综放工作面围岩控制和安全高效生产具有一定的理论和现场指导意义。

可是，没过多久，儿媳妇单位因为上了什么新项目，每天很晚才到家，回来的时候宝宝都睡了，这样一来，老伴就没有自己的时间了，我干啥只能单独行动，为他们做好后勤工作。虽然偶尔也会跟儿子发发牢骚，但儿媳妇和儿子说了两句好话，我们也就乖乖地服从了。

1 综放工作面概况

义马煤业集团耿村煤矿位于义马矿区西部，矿井核定生产能力为360万t/a，属于高瓦斯矿井。矿井主采2-3煤层，该煤层构造为地质构造较简单的单斜构造。矿井地面为低山丘陵地形，地面标高+510～+640 m。井田采用斜井单水平上、下山开拓方式，开采水平标高+300 m。

13180综放工作面位于东三采区轨道下山西翼，北邻为回采结束的13160综放工作面，南为未采实体煤层。工作面开采2-3煤层，煤层厚0～21.76 m，平均13.5 m，倾角9°～11°，平均埋深585 m，属于缓倾斜特厚煤层。工作面长191 m，走向推进长度787 m。工作面直接顶为黑色泥岩；老顶为细砂岩；直接底为碳质泥岩互层；老底为灰色、黑灰色细砂岩、粉砂岩互层。煤层结构复杂，含数层泥质或碳质泥岩夹矸。2-3煤层属于典型的三软煤层。

综放工作面主要配套设备：MG300/730型采煤机，ZF8600/18/35D型放顶煤液压支架，SGZ800/800型前(后)部刮板运输机。工作面实行单向割煤，一刀一放，实施多轮顺序间隔放煤工艺，放煤步距0.6 m。采煤机实行单向割煤，割煤工艺和放煤工艺交叉作业。采煤机割煤时不放顶煤，跑空刀时放出顶煤。放顶煤结束后，拉后部刮板输送机，作为综采工作面完成一个正规循环作业的标志。

2 综放工作面覆岩位移场和应力场特征

2.1 数值模型的建立

采场数值模拟的目的主要是研究综放工作面回采过程中上覆岩层变形移动垮落特征和应力分布规律[10-13]。采用UDEC软件模拟综放工作面上覆岩层变形移动和垮落。在综放工作面中部沿着煤层走向选取单位宽度的岩层，采用平面应力模型，建立的数值计算力学模型如图1所示。根据13180综放工作面钻孔柱状图、地质报告、煤岩物理力学性质测试结果等，模拟煤岩层的物理力学参数如表1所示。

  

表1 模拟煤岩层的物理力学参数

 

Tab.1 Physical and mechanical parameters of simulation strata

  

岩层岩性岩层厚度/m密度/(kg·m-3)体积模量 /GPa剪切模量 /GPa抗拉强度/MPa内聚力/MPa内摩擦角/(°)泊松比砂质泥岩48.52 6203.531.841.301.60290.25泥岩6.52 5391.761.581.121.34230.27中粒砂岩5.02 75010.357.744.623.20360.24泥岩6.52 5391.761.581.121.34230.27细粒砂岩9.52 7005.853.683.532.56350.24砂质泥岩6.52 6203.531.841.301.60290.25泥岩20.02 5391.761.581.121.34230.272-3煤层13.51 3000.840.460.810.27200.25泥岩2.52 5391.761.581.121.34230.27细粒砂岩9.52 7005.853.683.532.56350.24

本文计算模型走向长400 m，高130 m。模拟2-3煤层的采深585 m。模型上部界面为自由边界。依据工作面采深可以计算出未模拟上覆岩层的自重应力，该应力作用于模型上部界面，为模型上部界面的面力：q=∑ρgh =2.55×103×9.8×468=11.7 MPa，其中，ρ为未模拟岩层的平均密度，取2.55×103 kg/m3；∑h为未模拟上覆岩层厚度的总和；g为重力加速度。模型左右边界为简支边，采用水平位移约束，并按照侧压系数λ=0.8施加水平应力。模型底部简化为固支边，即在x,y方向位移均为0。模型采用摩尔-库伦强度准则作为岩层变形失稳的本构方程。

2.2 工作面回采时覆岩移动变形特征

为了避开回采引起的边界效应，在数值模型两侧各留设100 m边界煤柱，即开切巷位于距离模型左侧100 m位置处。工作面实行一次采全高，从开切巷位置向右侧连续推进，回采步距5 m，共推进200 m，采场覆岩位移场局部放大图如图2所示。从开切巷开始，随着工作面推进距离的增加，直接顶悬顶跨度增大，受自重作用后直接顶发生弯曲，达到极限跨距后，厚层泥岩直接顶自下而上逐渐垮落，形成垮落带，如图2(a)所示。由于直接顶厚度较大，随着工作面推进距离的增大，直接顶垮落高度逐渐增加，碎胀岩石形成不规则和规则垮落带，易充满采空区。当工作面推进到40 m时，细砂岩老顶开始形成“三铰拱”形砌体结构，此时老顶下沉量达到6.54 m，如图2(b)所示。当工作面推进到45 m时，老顶细砂岩初次失稳，造成工作面初次来压，老顶下沉后与下位规则垮落带岩层接触并压实，同时老顶上方岩层发生变形移动和弯曲下沉，如图2(c)所示。当工作面推进到65 m时，老顶砌体梁结构出现第1次周期性垮落，如图2(d)所示。当工作面分别推进到85，105 m时，细粒砂岩老顶出现了第2次和第3次周期失稳，砌体梁结构向工作面前方移动，如图2(e)-(f)所示。由此可见，耿村煤矿综放工作面老顶初次来压步距为45 m，周期来压步距为20 m垮落采比为3.79，裂采比为8.13。

本文数值模拟表明，随着工作面的推进，采场应力重新分布，顶部煤体受工作面前方支承压力和工作面液压支架移架过程中反复支撑作用而发生变形、移动和破碎，直接顶自行垮落后充满采空区。老顶细粒砂岩形成“三铰拱”形砌体结构，采场覆岩出现“岩-矸”类拱结构，拱前脚作用于工作面前方煤体上，形成工作面前方支承压力，拱后脚作用于采空区垮落矸石上，形成后方支承压力。综放工作面位于“岩-矸”拱结构内，处于低应力区，综放工作面顶部煤体不受上覆岩层的作用，顶部煤体在垮落带岩石的作用下放落，有利于顶部煤体的顺利放出。

2.3 综放工作面前方支承压力参数分析

数值计算结果表明，综放工作面前方支承压力参数与工作面推进距离之间的关系如图3-4所示。由图3可知，从开切巷开始，随着工作面推进距离的不断增大，工作面前方支承压力呈波形变化，垂直应力值先逐渐增加，达到峰值后再不断减小，最终趋于原岩应力；主要表现为支承压力影响区范围L0、峰值应力Fmax和峰值位置(塑性区范围)x0均增加，x0 为3.0～ 6.0 m。当工作面推进距离达到45.0 m以后，即老顶初次来压以后，工作面前方支承压力基本处于稳定状态，其中原岩应力为15.8 MPa，支承压力影响区范围稳定在22.0 m，峰值应力稳定在51.2 MPa。

综放开采引起采场围岩发生变形、移动和垮落，在综放工作面前方出现移动支承压力。通常用3个基本参数表示移动支承压力的大小、影响区范围、峰值位置，说明支承压力的分布特征[14-16]：(1)最大应力集中系数Kmax，即采场前方支承压力峰值与原岩垂直应力的比值；(2)峰值位置(塑性区范围)x0，即支承压力峰值距煤壁距离；(3)支承压力影响范围L0。

 

 

根据图4可知，从开切巷开始，随着工作面的不断推进，前方支承压力参数为工作面推进距离L的函数。老顶来压前后最大应力集中系数和塑性区范围不同。其中老顶来压前，随着工作面推进距离的增大，最大应力集中系数Kmax和塑性区范围x0与推进距离L之间呈正变关系，Kmax 为1.43～ 3.25，x0 为2.15～ 7.21 m。老顶来压以后，前方支承压力趋于稳定，主要表现在最大应力集中系数Kmax和塑性区范围x0基本保持不变。

3 综放工作面矿压显现规律

3.1 矿压测站布置和矿压观测方法

1982年，在党的十二大上邓小平明确提出了“建设有中国特色的社会主义”的重大命题，为经济体制、政治体制的改革提供了指导思想。围绕“建设有中国特色社会主义”的重大命题，社会管理的变革日趋深入，取得了在农村、城市的重大突破，人民生活得到有效改善。1987年，党的十三大进一步确定了经济体制改革和政治体制改革的大政方针，继续深化了农村、企业、市场、党政方面的改革，社会管理的改革方向也更加明确。

 

13180综放工作面为走向长壁工作面，综放工作面机采高度3.5 m，平均放煤高度10 m，采放比1∶3。工作面上方为13160采空区，下方为实体煤，因此，沿工作面上、中、下部3个区域布置6个观测站，测站位于6号、25号、43号、68号、83号、101号液压支架上。通过压力传感器连续实时监测支架前后立柱的压力，计算出整架工作阻力，整理出综放工作面在推进过程中观测站支架初撑力、末阻力和时间加权平均工作阻力等。记录并描述各条观测线煤壁片帮、端面冒顶情况。

由表2可知，矿压观测期间101号支架共出现4次周期来压，周期来压步距10.6～20.5 m，平均17.5 m；来压影响范围2.8～4.5 m，平均3.5 m；顶板来压动载系数1.92～ 2.36，平均2.14。综放工作面顶板来压强度较明显。101号支架来压期间的平均工作阻力为6 125.7～7 075.4 kN，为支架额定工作阻力的71.2%～ 82.3%。

根据现场支架工作阻力的观测结果，确定顶板来压时支架时间加权平均工作阻力的临界值F2，

ZHOU Hai-yue, GUAN Qi, GUI Juan, OUYANG Peng-ling, DING Xin-wen, MA Li, SONG Li-hua

 

3.2 综放工作面矿压显现参数

随着工作面的推进，现场实时在线监测综放工作面支架立柱工作阻力，计算确定综放工作面来压参数和支架合理工作阻力等。2016-06-01—2016-07-20，综放工作面距开切巷273.0 m推进到333.0 m期间，101号和43号支架工作阻力与工作面推进距离之间的关系如图6-7所示。

式中：F2为顶板来压时支架时间加权平均工作阻力的临界值，kN；Ft为支架时间加权平均工作阻力，kN；σp为支架时间加权平均工作阻力的均方差，kN。

F2=Ft+2σp,

(1)

在学术界，一般把扩散理论视为农业推广理论的理论基础。扩散是创新经过一段时间，经由特定的渠道，在某一社会团体的成员中传播的过程。这个概念包含了创新、传播渠道、时间、社会系统四个要素。换言之，就是通过一定措施或手段的作用，将相关人员发明或发现的新事物、新观念、新技术、新成果等，被其他人员所接受并应用。

综放工作面采用ZF8600/18/35D四柱式低位放顶煤液压支架，额定工作阻力8 600 kN。以101号支架为例，研究综放工作面支架工作阻力和顶板来压变化规律。101号支架工作阻力与工作面推进距离之间的关系如图6所示。101号支架工作阻力和顶板来压参数如表2所示。支架时间加权平均工作阻力Ft为3 338.6 kN，均方差σp为1 371.9 kN。以支架工作阻力F1=Ft +σp=4 710.5 kN作为判断工作面顶板来压的初始值，以F2=Ft +2σp=6 082.4 kN作为判断工作面顶板明显来压临界值。

根据“总分频率曲线”划分耕地级别的定义可知，耕地级别的划分有一定的人为主观因素。所以为了保证其划分级别的可靠性，根据频数分布初步划分级别后，结合野外实地复查、定性分析判断土地利用差异与专家指导，划分最终的耕地级别[13-15]。金安区耕地级别划分为4级，划分结果如表2所示。

综合多方面因素，学校在课余时间的场馆资源使用方面，更倾向于简单的出租出借，在建设学生体育俱乐部并向学生群体开放方面就缺乏动力、经验和制度保障。

表3为不同位置综放工作面矿压显现参数。综放工作面周期来压步距14.4～17.5 m，平均16.2 m；来压影响范围2.9～ 4.8 m，平均3.5 m；来压期间动载系数1.81～ 2.04，平均1.92。受上部一侧采空的影响，综放工作面上部区域来压明显，来压时动载系数较大，综放工作面中部区和下部区来压强度较低。因此，综放工作面顶板来压较明显，但顶板来压较缓和。

通过现场观测研究综放工作面矿压显现规律。13180综放工作面矿压观测站布置如图5所示。

 

表2 综放工作面矿压显现参数

 

Tab.2 Parameters of strata behavior of coal face

  

周期来压编号来压步距 /m影响范围 /m支架工作阻力F/ kN动载系数K来压期间FM来压期间Ft非来压期间FM非来压期间FtKMKtK平119.53.08 349.06 753.04 241.43 211.21.972.232.10219.23.87 941.07 214.03 745.02 879.42.122.502.31310.62.86 975.66 082.53 504.22 416.21.992.512.25420.54.55 035.84 453.23 089.61 999.01.622.221.92平均17.53.57 075.46 125.73 645.12 626.51.922.362.14

 

表3 不同位置综放工作面矿压显现参数

 

Tab.3 Parameters of strata behavior in different locations of coal face

  

支架编号来压步距/ m影响范围/ m支架工作阻力F/ kN动载系数K来压期间FM来压期间Ft 非来压期间FM非来压期间FtKMKtK平10117.53.57 075.46 125.73 645.12 626.51.922.362.148316.93.56 910.55 755.23 610.62 830.51.852.031.946816.72.96 999.96 165.43 644.23 053.11.902.001.954316.23.15 432.64 807.23 313.22 476.81.631.941.782515.24.86 781.26 509.44 270.83 201.41.822.031.92614.43.35 702.85 089.33 338.22 740.21.711.851.78平均16.23.56 483.75 742.03 637.02 821.41.812.041.92

3.3 综放工作面支架适应性分析

上述观测结果表明，13180倾斜长壁综放工作面上部顶板压力最大，中部次之，下部最小。顶板来压期间支架平均循环末工作阻力和时间加权平均工作阻力分别为7 075.4，6 125.7 kN，为支架额定工作阻力的82.3%和72.2%。其中当综放工作面推进距离291.0 m时,101号支架顶板出现大的周期来压，顶板来压期间支架循环末工作阻力达到最大值8 349.0 kN，该值为支架额定工作阻力的97.1%。综放工作面上部区域个别支架卸压阀出现开启，但未出现支架压死事故。

2-3煤层综放工作面围岩属于难控围岩(G12)，即采场顶底板围岩控制困难[13]。现场矿压观测表明，整个综放工作面支架工作阻力富裕系数较大，支架可靠性较高。支架能够适应综放工作面顶板来压的要求，保证综放工作面设备运转正常，从而实现综放工作面的安全高效生产，因此,选用额定工作阻力8 600 kN的ZF8600/18/35D型放顶煤液压支架是合理的。

4 结 论

(1)本文数值计算表明，义马矿区耿村煤矿特厚煤层综放工作面上方老顶形成砌体梁结构，该结构的初次失稳和周期性失稳造成综放工作面初次来压和周期来压。综放工作面前方支承压力参数与工作面推进距离有关。从开切巷开始，随着工作面推进距离的不断增加，工作面前方支承压力影响区范围L1、峰值应力Fmax和峰值位置(塑性区范围)L0均增加。当工作面推进距离达到45 m以后，即老顶初次来压以后，工作面前方支承压力处于稳定状态，主要表现在最大应力集中系数K和塑性区范围L0基本保持不变。

(2)现场矿压观测结果表明，综放工作面顶板周期来压步距14.4～17.5 m，平均16.2 m；顶板来压动载系数1.81～ 2.04，平均1.92。受上部一侧采空的影响，综放工作面上部区域来压明显，来压时动载系数较大，工作面中部和下部区域来压强度较低。综放工作面顶板来压明显，但顶板来压较缓和。综放工作面选用ZF8600/18/35D型放顶煤液压支架是合理的。

参考文献：

[1] 孟宪锐,王鸿鹏,刘朝晖,等.我国厚煤层回采方法的选择原则与发展现状[J].煤炭科学技术,2009，37(1):39-44.

MENG X R，WANG H P,LIU C H，et al.Selection prin-ciple and development status of thick seam mining methods in china[J].Coal Science and Technology,2009,37(1):39-44．

[2] 朱诗顺,李鸿昌,杨振复.放顶煤回采工作面上覆煤岩体的结构[J].岩石力学与工程学报,1996,15(2):150-154.

ZHU S S，LI H C，YANG Z F.The structure of overburden coal and rocks in sublevel caving faces[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,1996,15(2):150-154.

[3] 郭金刚．火成岩侵入特厚煤层巷道支护技术研究[J]．河南理工大学学报(自然科学版),2017,36(3):15-20.

GUO J G．Study on control of surrounding rock of road-way with very thick coal seam intruded by igneous rock[J]．Journal of Henan Polytechnic University(Natural Science)，2017，36(3):15-20．

[4] 袁瑞甫，刘银先，李春杰.“三软”煤层综放开采避开动压沿空留巷方法及应用[J].河南理工大学学报(自然科学版),2016,35(5):612-619.

YUAN R F，LIU Y X，LI C J．Gob-side entry retaining method of avoid mining abutment pressure and its application in fully mechanized caving with three soft coal seam[J]．Journal of Henan Polytechnic University(Natural Science),2016,35(5):612-619．

[5] 郭文兵，王金帅，李圣军.浅埋厚煤层高强度开采地表移动规律实测研究[J].河南理工大学学报(自然科学版),2016,35(4):470-475.

GUO W B，WANG J S，LI S J.Surveying study on surface movement characteristics of the high intensity mining under shallow depth thick seam[J].Journal of Henan Polytechnic University(Natural Science),2016,35(4):470-475.

[6] 来兴平,崔峰,曹建涛,等.三软煤层综放工作面覆岩垮落及裂隙导水特征分析[J].煤炭学报,2017,42(1):148-154.

LAI X P，CUI F,CAO J T,et al.Analysis on characteristics of overlying rock caving and fissure conductive water in top-coal caving working face at three soft coal seam [J].Journal of China Coal Society,2017,42(1):148-154.

[7] 李春杰,刘银先,高红彬,等.“三软”煤层采场覆岩运动及应力分布规律[J].西安科技大学学报,2015,35(2):187-191.

LI C J，LING Y X，GAO H B,et al.Overlying strata movement and stress distributionlaw in the“three-soft”coal seam [J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2015,35(2):187-191.

[8] 索永录,刘建平,赵文华.复杂条件综放工作面矿压显现特征[J].采矿与安全工程学报,2007,24(1):122-126.

SUO Y L,LIU J P,ZHAO W H.Characteristic of strata behaviors of fully mechanized top coal caving face under complex geological conditions[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2007,24(1):122-126.

[9] 于雷,闫少宏.特厚煤层综放开采顶板运动形式及矿压规律研究[J].煤炭科学技术,2015,43(8):40-44.

YU L,YAN S H.Study on roof movement form and mine strata pressure law of fully-mechanized top coal caving mining in ultra thick seam[J].Coal Science and Technology,2015,43(8):40-44.

[10] 翟新献.放顶煤工作面顶板岩层移动相似模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2002,21(11):92-96.

ZHAI X X.Simulation testing study on roof strata dis-placement of top-coal caving face[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2002,21(11):92-96.

[11] 许家林,钱鸣高.覆岩关键层位置的判别方法[J].中国矿业大学学报,2000,29(5):463-467.

XU J L，QIAN M G.Method to distinguish key strata in overburden [J].Journal of China University of Mining and Technology,2000,29(5):463-467.

[12] 杨卓明,赵耀江,吴兵.基于UDEC采场上覆岩层应力分布及破坏规律研究[J].煤炭技术,2014,33(8):267-270.

YANG Z M,ZHAO Y J,WU B.Study of stope overburden stress distribution and destruction rule based on UDEC [J].Coal Technology,2014,33(8):267-270.

[13] 房萧,巨峰,何琪,等.千秋矿综放面巨厚悬空砾岩层采动应力分布特征数值模拟研究[J].中国煤炭,2011,37(11):44-47.

FANG X,JU F,HE Q，et al.Numerical simulation about the stress distribution characteristics of the caving face under the thick impending mining conglomerate layer[J].China Coal,2011,37(11):44-47.

[14] 鲁岩,樊胜强,邹喜正.工作面超前支承压力分布规律[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2008,27(2):184-187.

LU Y,FAN S Q,ZOU X Z.Distributing law of advanced abutment pressure in working face [J].Journal of Liaoning Technical University(Natural Science),2008,27(2):184-187.

[15] 靳钟铭,魏锦平,靳文学.放顶煤采场前支承压力分布特征[J].太原理工大学学报,2001,32(3):216-218

JIN Z M,WEI J P,JIN W X.Distributive character-istic front abutment pressure in top-coal caving face [J].Journal of Taiyuan University of Technology,2001,32(3):216-218.

[16] 翟新献,别小飞,张帅,等.巨厚砾岩层下综放采场矿压显现规律[J].河南理工大学学报(自然科学版),2014,33(3):266-270.

ZHAI X X,BIE X F,ZHANG S，et al.Law of strata be-haviors of fully-mechanized coal face with sublevel cav-ing under hugely-thick conglomerate strata[J].Journal of Henan Polytechnic University (Natural Science),2014,33(3):266-270.