浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究.pdf

第 30 卷 第 2 期 岩石力学与工程学报 Vol.30 No.2 2011 年 2 月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Feb.，2011 收稿日期收稿日期2010–07–19；修回日期修回日期2010–11–17 基金项目基金项目国家自然科学基金资助项目50974093，51004075，50474057 作者简介作者简介杨永康1981–，男，2006 年毕业于太原理工大学采矿工程专业，现为博士研究生，主要从事岩石力学、采矿工程等方面的研究工作。 E-mailyongkang8396。通讯作者康天合1959–，男，现任教授、博士生导师。E-mailkangtianhe 浅埋综放浅埋综放 L 工作面开采方法及其矿压实测研究工作面开采方法及其矿压实测研究 杨永康 1，康天合1，兰 毅2，李义宝1 1. 太原理工大学 采矿工艺研究所，山西 太原 030024；2. 神华乌海能源有限责任公司，内蒙古 乌海 016000 摘要摘要根据路天煤矿 16煤层的具体条件，提出并成功实践 L 形巷道布置的开采方法。通过现场实测分析，研究 L 工作面浅埋综放开采时顶煤和顶板的垮落特征、支架的工作阻力、地表塌陷规律及填埋碾压技术等，分析 L 工作 面顶板破裂扩展及分块垮落顺序，建立浅埋综放开采的拱–台阶岩梁组合力学模型，揭示浅埋综放的覆岩移动规 律及破煤机制，并给出维护顶板稳定的支架阻力计算公式。研究结果表明1 L 工作面开采方法是一种高效、安 全、高回收率的采煤方法，采露头煤或者露天转井工开采时可以借鉴；2 在合适的煤层条件下，浅埋深放顶煤开 采在技术上是可行的；3 周期来压步距随覆盖层厚度的增加呈增大的趋势；4 工作面中部周期来压显现明显； 5 地表变形垮落可分为 4 个阶段，填埋碾压应分 2 个阶段进行；6 为提高端面顶板和煤壁的稳定性，应提高支 架初撑力。研究结果对类似条件下的开采方法及矿压规律研究具有积极的指导意义。 关键词关键词采矿工程；浅埋深厚煤层；L 形巷道布置；开采方法；综放开采；矿压特征 中图分类号中图分类号TD 32 文献标识码文献标识码A 文章编号文章编号1000–6915201102–0244–10 STUDY OF MINING OF L-SHAPED WORKING FACE BY FULLY-MECHANIZED SUBLEVEL CAVING MINING IN SHALLOW- BURIED THICK COAL SEAM AND ITS UNDERGROUND PRESSURE FIELD OBSERVATION YANG Yongkang1，KANG Tianhe1，LAN Yi2，LI Yibao1 1. Institute of Mining Technology，Taiyuan University of Technology，Taiyuan，Shanxi 030024，China； 2. Shenhua Wuhai Energy Co.，Ltd.，Wuhai，Inner Mongolia，016000，China AbstractBased on the conditions of 16 coal seam of Lutian coal mine，a new mining adopting the roadway layout with L-shape is proposed and carried out successfully. The caving characteristics of the top coal and roof， the working resistances of the powered support， the subsidence and collapse rules of the ground surface， the backfill and the roller compaction technology and the other aspects of the fully-mechanized top coal caving for the shallow-buried thick coal seam are studied by field observation. The evolution of the roof rupture and collapse is analyzed. The mechanical model of arch and step voussoir beam combination is established. The movement law of overlying strata and the crushing mechanism of the top coal are revealed；and the powered support resistance ula for controlling roof stability is put forward. The study results show as follows1 The mining of L-shaped working face is a kind of with high efficiency，safety and high recovery；it is a meaningful reference to outcrop mining or transition from open-pit to underground mining. 2 It is feasible in technology to use fully-mechanized sublevel caving mining for the shallow-buried thick coal seam under the appropriate mining conditions. 3 The periodic weighting step distance increases with the increasing thickness of overlying strata. 4 The periodic weighting is obvious in the middle of working face. 5 The subsidence and collapse of the ground surface can be divided into 4 stages；the backfills and the roller compaction should be divided into 2 stages. 6 In 第 30 卷 第 2 期 杨永康，等. 浅埋综放 L 工作面开采方法及其矿压实测研究 245 order to enhance the stabilities of the roof and the coal wall， it is essential to increase the initial supporting force of powered support. The results can be referred for further studies in similar conditions. Key words mining engineering； shallow-buried thick coal seam； roadway layout with L-shape； mining ； fully-mechanized sublevel caving mining；underground pressure characteristics 1 引引 言言 我国西北地区赋存大量的浅埋煤层，其储量约 占全国已探明煤炭总储量的 1/3，大部分浅埋煤田煤 层上方基岩较薄，地表为松散覆盖层。实践表明， 该类浅埋深工作面矿压显现剧烈，松散覆盖层随基 岩层移动、垮落至地表，易发生压架、涌水溃沙事 故[1]。为探索浅埋深回采工作面矿压显现规律，国 内学者进行了大量的研究工作。黄庆享等[1 ～4]提出 短砌体梁结构和台阶岩梁结构模型，揭示了顶板强 烈来压和台阶下沉是由结构滑落失稳造成的。侯忠 杰[5 ，6]用关键层判据系统地研究了浅埋煤层顶板控 制理论。方新秋等[7]根据岩层控制理论对合理强制 放顶距进行研究。王金安等[8]通过数值模拟分析了 浅埋坚硬覆岩下开采地表塌陷机制。李新元和陈培 华[9]根据实测分析了浅埋深松软覆岩条件下的压力 拱平衡与失稳破坏规律。宋选民等[10]通过现场实测 分析了工作面长度对矿压显现规律的影响。但这些 研究成果都是基于普通综采或大采高综采方面的研 究，对浅埋深厚煤层综放开采方面的理论和实践研 究较少。 综放开采对煤层厚度适应性强、矿压显现相对 缓和[11]。随着国家开发西部能源步伐的加大，在浅 埋深厚煤层中，综放开采必将成为其主要采煤方法 之一。因此，很有必要对浅埋深厚煤层条件下综放 开采矿压显现规律进行研究。本文根据路天矿煤层 露头的实际情况，基于防水、防火、高产、高效的 理念，创造性地提出 L 工作面开采方法；以现场实 测为基础，在地面真实观测了顶煤的冒放规律；研 究了薄基岩松散覆盖层浅埋深综放工作面的矿压特 征；证明在合适的煤层条件下，浅埋深厚煤层综放 开采也可以获得成功。 2 工作面开采条件工作面开采条件 2.1 地质概况地质概况 神华集团海勃湾矿业有限责任公司路天煤矿现 开采 16煤层，埋深 2～200 m，厚度 7.6～8.0 m， 平均 7.8 m，单轴抗压强度 10～13 MPa，倾角 8 ～ 25 ，煤层结构复杂，节理裂隙发育，含硫量高，由 于矿区多风少雨等原因，地表堆放 4～6 个月就可 能自燃；底板为 3～5 m 的灰白色细粒砂岩；直接顶 为深灰色层状泥岩或者砂质泥岩，煤层至地表基岩 属第四纪沉积。 2.2 开采方法选择开采方法选择 路天煤矿于 1970 年 12 月建成投产，原设计为 露天开采，1998 年 12 月由于剥离层厚，剥采比达 10∶1，成本高，加之煤炭市场不景气，露天煤矿被 迫关井压产。1999 年 4 月开始小井生产，采用短壁 工作面炮采和机动三轮车运输的巷柱式采煤，后续 在南翼的工作面又采用高档普采和综采弃采底 煤，回收率低、效率不高，现代化采煤工艺成为必 然选择。若采用大采高支架H 5 m，可采 4.7～ 4.8 m 厚的煤层，这样将会使 3 m 的煤层丢失，回采 率仅为 60， 显然资源浪费太大； 若采用分层开采， 不仅成本高，产量低，而且下分层巷道难维护，上 分层采空区的残煤、积水和自燃火等对下分层开采 造成威胁[12 ，13]。因此，采用综放开采是最佳的选择。 2004 年 3 月～2005 年 4 月在南翼进行工业试验，工 作面回采率达到 80～85，效果非常好。 2.3 L 工作面概况工作面概况 北翼采区在露天开采后，沿剥离煤壁的浅部布 置过部分小井进行回采，并有巷柱式开采的煤柱。 露天转井工开采的传统方法是在露头处留设保安煤 柱，然后布置正规的回采工作面，同时要考虑井工 开采对露天边坡及地表的影响[14 ～17]。浅埋综放采空 区易与地表贯通，透风漏气严重，露头与采空区均 有水火隐患，保安煤柱防水作用不明显，密实封闭 露头与采空区是安全生产的保障。 为了提高资源回收率，防止煤层露头自燃发 火[18 ，19]，路天矿提出 L 工作面开采方法，巷道布置 如图 1 所示。沿原露天开采剥离掌子面开采，工作 面仅一条顺槽担负通风与运输，通风方式采用压入 式，工作面机尾和设备列车布置在地面，如图 2 所 示。工作面走向推进长度 640 m，倾斜长度 160～ 222 m，即工作面在开切眼处长 160 m，停采线处长 246 岩石力学与工程学报 2011年 a 机尾 b 设备列车 图 1 L 工作面巷道布置图 Fig.1 Roadway layout of L-shaped working face 图 2 机尾和设备列车置于地面 Fig.2 Tail of belt conveyor and the equipment train on ground 222 m， 随工作面的推进， 在工作面东部煤层露头侧 增加支架，如图 3 所示。 图 3 工作面变长时增加的液压支架 Fig.3 Powered support added when working face is lengthened L 工作面 16煤层埋深为 2～75 m，平均 45 m， 是目前全世界埋深最浅的放顶煤工作面。底层机采 高度 2.5 m，放煤高度 5.3 m，采用多轮顺序分段放 煤，两采一放，放煤步距 1.2 m。选用旧综采支架改 装的 ZF5600/17/33 型支撑掩护式综放液压支架，设 计工作阻力 5 600 kN，初撑力 5 232 kN，选用 MG– 475 型采煤机，SZZ730/160 型转载机，SG764/400 型刮板机。 3 矿压监测仪器及测站布置矿压监测仪器及测站布置 3.1 监测目的监测目的 浅埋深厚煤层综放开采没有成熟的经验可以借 鉴，在 L 工作面进行液压支架工作载荷监测的目的 是为埋深在 100 m 以内浅埋深工作面放顶煤开采的 可行性研究、合理工艺参数选择和支架选型提供依 据，揭示浅埋深条件下放顶煤开采的矿压规律。 3.2 监测仪器监测仪器 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。该产品是用于监测支 架压力参数的智能化仪表，采用红外无线数据通讯 和改进的电池供电系统，可长期在井下使用，无需 维护。 设置压力分机记录数据的时间间隔为20 min， 连续记录并自动存储，工作人员每2 d下井采集一次 数据。 3.3 测站布置测站布置 开始进行矿压观测时 L 工作面已推进 248 m， 工作面倾斜长度为 222 m，布置液压支架 148 架。 由机头至机尾依次为支架 1，2，，148，压力分 机分别布置在支架 10，37，69，101 和 133 上，即 沿工作面倾斜方向布置 5 个测站，分别距机头 15.0， 55.5， 103.5， 151.5 和 199.5 m， 对应埋深分别为 70， 57，42，27 和 11 m。 4 煤层开采引起的矿压显现规律 4 煤层开采引起的矿压显现规律 4.1 顶煤的断裂与垮落特征顶煤的断裂与垮落特征 1 顶煤的初次垮落 当工作面推进6.2 m时，顶煤全厚初次垮落见 图4a。 2 顶煤的垮落角 顶煤垮落角的最大值为 90 ，最小值为 73.6 ， 平均值为 82 。顶板断裂或来压影响期间，垮落角 4 354 0004 353 8004 354 2004 354 400 4 354 0004 354 2004 354 400 运 输 顺 槽 露 头 切眼 36 405 8004 353 800 36 405 80036 405 600 N 第 30 卷 第 2 期 杨永康，等. 浅埋综放 L 工作面开采方法及其矿压实测研究 247 a 顶煤初次垮落 b 顶煤在煤壁上方断裂 c 顶煤在顶梁前端断裂 d 顶煤在支架顶梁前部断裂，在后部垮落 e 顶煤在支架顶梁中部断裂 f 顶煤在支架上方多处断裂 图 4 顶煤顶板垮落情况 Fig.4 Collapse of top coal and roof 的平均值为 86.8 。 3 顶煤的超前垮落 基本顶周期来压时，基本顶结构前支撑点失稳， 结构超前断裂、下落旋转，导致顶煤在煤壁上或顶 梁前端断裂见图 4b，c；当支架向上顶推时，导 致顶煤在支架上方不同位置断裂见图 4d～f。 4.2 顶板活动特点 顶板活动特点 1 顶板初次来压 在 L 工作面上部，由于埋深浅，仅有直接顶而 无基本顶。在 L 工作面下部，有直接顶和基本顶， 直接顶厚 10.2 m， 放顶煤开采煤厚 7.8 m， 则基本顶 分级指标 N 1.31。由于矿压监测开始较晚，没能 获得初次来压前后的矿压特征。预测直接顶初次垮 落步距l 13 m，基本顶初次来压步距 0 L 21.56 m。 根据原煤炭部顶板分类方案，确定 L 工作面直接顶 为 2 类中等稳定顶板，老顶为来压明显的 II 级顶 板[20]。 2 周期来压步距 各测站顶板周期来压步距如表 1 所示，其中， 支架 37 数据丢失。可以看出，在矿压监测期间，工 作面长度方向周期来压出现不同步现象。第 10 支架 处埋深 70 m共经历 7 次周期来压，其中最小步距 6.60 m，最大步距 18.60 m，平均 14.10 m，变化范 表 1 各测站顶板周期来压步距 Table 1 Periodic weighting step distances of roof in different observational stations 来压步距/m 来压 步次 支架 10 支架 69 支架 101 支架 133 1 – – – – 2 18.60 7.20 12.60 6.60 3 15.60 8.40 9.00 6.00 4 18.60 7.20 5.40 4.20 5 6.60 7.80 6.00 9.00 6 12.00 8.40 7.20 8.40 7 13.20 10.80 6.00 3.00 8 – 7.20 3.60 3.00 9 – 3.60 8.40 3.60 10 – 6.00 7.80 4.80 11 – 11.40 6.60 13.20 12 – 7.80 10.20 6.00 13 – – – 2.40 14 – – – 6.60 15 – – – 6.00 平均 14.10 7.80 7.53 5.91 248 岩石力学与工程学报 2011年 围比较大；支架 69 处埋深 42 m共经历 12 次周期来 压，其中最小步距3.60 m，最大步距 11.40 m，平均 7.80 m；支架 101 处埋深 27 m共经历 12 次周期来 压，其中最小步距 3.60 m，最大步距 12.60 m，平均 7.52 m；支架 133 处埋深 11 m共经历 16 次周期来 压，其中最小步距 2.40 m，最大步距 13.20 m，平均 5.91 m。整个工作面周期来压步距最大 18.60 m，最 小 2.40 m， 平均 8.80 m。 在试验工作面埋深 2～75 m 条件下，随着埋深增加，顶板岩层厚度增大，周期 来压步距有增大趋势。 4.3 顶板周期来压强度顶板周期来压强度 表 2 为各测站部位周期来压支架载荷特征。由 表 2 可知，工作面中部周期来压显现明显，工作面 下部随着覆岩厚度的增加，支架载荷有增大趋势。 表 2 各测站部位周期来压支架载荷特征 Table 2 Load characteristics of powered support in different observational stations 来压峰值载荷/MPa 动载系数 支架 编号 实测值 平均值 实测值 平均值 10 2 492～4 901 3 690 1.20～1.63 1.48 69 2 658～3 239 3 086 1.15～2.98 1.76 101 3 239～4 984 4 305 1.24～2.99 1.81 133 2 077～3 904 2 675 1.17～2.03 1.61 4.4 支架的支护阻力支架的支护阻力 图 5 为液压支架平均初撑力分布直方图。可见， 4 个支架整架平均初撑力在 500～3 000 kN/架主要 分布区间内呈偏正态分布。在 0～1 500 kN/架区间 内，频率与液压支架平均初撑力呈14.115yx− 9.013 3 2 R 0.984 6的线性规律上升；在1 000～ 5 000 kN/架区间内，频率与液压支架平均初撑力呈 17.236ln32.382yx 2 R 0.963 6的对数规律下 降。支架的初撑力最小为83 kN，最大为4 651 kN， 图 5 液压支架平均初撑力分布直方图 Fig.5 Histogram of average initial supporting force distribution of powered support 平均为1 535 kN，初撑力在500～2 500 kN之间的 循环占84以上，实测支架初撑力仅为设计额定初 撑力5 232 kN的1.59～88.90，平均为29.34， 因此支架的实际初撑力远远低于设计初撑力。一方 面顶板覆岩厚度小，导致初撑力损失；另一方面是 由泵站压力低和操作不到位所致。 图6为液压支架平均工作阻力分布直方图。可 见，4个支架循环末整架工作阻力在500～3 500 kN/ 架主要分布区间内呈近似正态分布。在0～2 500 kN/ 架区间内，频率与液压支架工作阻力呈y 14.004 lnx 1.319 2 2 0.958 6R的对数规律上升；在 2 000～5 000 kN/架区间内，频率与液压支架工作阻 力呈 2 13.527ln23.3080.944 2yxR −的对数 规律下降，在4 500～5 000 kN/架区间存在的来压动 载频率为2.55。液压支架各循环末最小工作阻力 为0，为系统漏液所致，最大为4 984 kN/架，平均 为2 088 kN/架，工作阻力为500～3 500 kN的循环 占91.67，实测循环末支架工作阻力为支架设计额 定工作阻力5 600 kN的0～89， 平均37.29， 说 明支架的实际工作阻力低于设计工作阻力。按照来 压期间统计的支架最大阻力确定的工作面的合理工 作阻力为5 094～5 345 kN，因此选用ZF5600/17/33 型支架的额定工作阻力为5 600 kN是合理的。 图 6 液压支架平均工作阻力分布直方图 Fig.6 Histogram of average working resistance distribution of powered support 在所监测的147个循环中，4个支架前、后柱 循环末工作阻力的平均值统计结果见表3，前柱平 均值为623 kN，后柱平均值为415 kN，表现为循环 末工作阻力前柱大于后柱的特征。这是由于循环中 顶煤不断放出，出现超前冒落，冒落角达到90 ～ 110 ，致使后柱上方顶煤传力不佳。另外，L工作 面的监测结果也表明，支架循环末工作阻力Pm与初 撑力P0之间表现为线性关系见图7。 平均初撑力/kN架 －1 平均工作阻力/kN架 －1 频率/ 5 0004 5004 0003 5003 0002 5002 0001 5001 0005000 0 5 10 15 20 25 频率/ 40 30 20 10 5 0004 5004 0003 500 3 000 2 500 2 000 1 500 1 000 500 0 0 第 30 卷 第 2 期 杨永康，等. 浅埋综放 L 工作面开采方法及其矿压实测研究 249 表 3 支架循环末工作阻力 Table 3 Values of working resistance of powered support 循环末工作阻力/kN架 －1 支架编号 前柱 后柱 整架 10 908 192 2 200 69 860 70 1 917 101 312 928 2 480 133 410 468 1 756 平均 623 415 2 088 图 7 实测支架初撑力与循环末工作阻力关系 Fig.7 Relationship between initial supporting force and working resistance 4.5 地表塌陷规律及填埋碾压技术地表塌陷规律及填埋碾压技术 浅埋综放工作面采空区地面塌陷严重，采空区 宽大裂缝直通地表。在浅埋综放工作面采空区地面 实施填埋碾压或浇水封闭采空区时，需要了解采空 区上方地表的变形、断裂、垮落和沉陷。2005年9 月24日～10月22日，使用尼康DTM531E型全站 仪在L工作面对此进行了系统的观测。 1 观测点布置 在地面超前回采工作面煤壁一定距离设观测 点，观测点的布置如图8所示，地表观测点距煤层 的垂直深度见表4。 图 8 测点布置单位m Fig.8 Layout of measuring pointsunitm 2 地表塌陷规律 表 4 地表观测点距煤层的垂直深度 Table 4 Vertical depths from surface measuring point to coal seam 测点编号 垂直深度/m 测点编号 垂直深度/m 1 18.0 7 57.2 2 22.1 8 59.5 3 28.6 9 62.9 4 34.7 10 65.6 5 42.0 11 69.4 6 46.8 12 73.9 各测点测得的回采工作面煤壁前后地表塌陷测 定结果如图9所示图中，横坐标正值表示煤壁前 方，负值表示煤壁后方。可见，距工作面越近，越 早进入位移变化区；工作面中部垂直下沉量较大且 速率较快，位于下端头的12测点垂直下沉量最小 且变化速率也最慢。工作面煤壁前后地表塌陷垮落 可分为4个阶段① 在工作面煤壁前方，地表略有 隆起；② 在支架控顶区范围内，地表有微小的下沉； ③ 在煤壁后方5～25 m，甚至30 m内为地表急剧 塌陷范围， 该数值随覆岩厚度的增加而增加； ④ 在 煤壁后方25～30 m以外为缓慢沉降、塌实阶段，该 阶段或范围随覆岩厚度的增加而增加，现场观测发 现一般在100 m以上。 图 9 测点垂直下沉量与至煤壁距离的关系曲线 Fig.9 Relation curves of measuring point subsidence and distance from measuring point to coal wall 距煤壁后方20 m时，工作面长度方向各点的垂 直下沉量分布如图10所示。可见，距上部边界0～ 142 m范围内，垂直下沉量随埋深增加而增大；距 上部边界142～190 m范围内，垂直下沉量随埋深增 加而减小。说明L工作面存在塌陷盆地，长度方向 的盆地中心距上部边界约142 m。 工作面长度方向深浅部裂隙存在明显的差异。 浅部顶板随采随垮，松散覆盖层整体下沉，积砂区 呈现台阶状地表崩塌见图11a；11测点附近出现 －5 000 －4 000 －3 000 －2 000 －1 000 0 1 000 －40－30－20－10010 至煤壁距离/m 垂直下沉量/mm 12 34 56 78 910 1112 1 700 1 900 2 100 2 300 2 500 1 3001 5001 7001 900 初撑力/kN架 －1 循环末工作阻力/kN架 －1 Pm 1.183P0 273.4 R2 0.934 5 综放回采工作面 采空区 16 16 16 16 16 161416 16 16 16 16 上部边界 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 31.53 29.02 21.08 15.89 4.17 8.53 7.60 5.26 4.05 5.35 2.52 运输顺槽 26.38 250 岩石力学与工程学报 2011年 b 11测点附近 a 2测点附近 图 10 工作面长度方向各点的垂直下沉量分布 Fig.10 Distribution of subsidence of measuring points along length direction of working face 图 11 地表塌陷 Fig.11 Collapse of ground surface 一条张开度达250 mm的张拉裂缝，主裂缝周围衍 生部分裂隙见图11b；3，6测点附近均出现类 似于11测点的张拉裂缝，最大张开度分别为114 和183 mm；其他位置变形、垮落后出现裂缝，随着 时间延长，裂缝迅速扩大后又缓慢闭合，同时衍生 出更多的裂隙，裂隙持续发育，纵横交错。工作面 长度方向距煤壁20 m、距上部边界0～158 m范围 内，工作面长度方向的裂隙数目随埋深增加而增多； 距上部边界158～190 m范围内，11测点附近裂隙 最多。 3 填埋碾压位置及阶段划分 根据地表塌陷规律，确定填埋碾压分2次、2 个阶段进行 滞后工作面煤壁30～50 m进行第1次填埋碾压 见图12，填平由于塌陷产生的沟槽、裂缝和孔洞。 图 12 填埋碾压情况 Fig.12 Backfill and roller compaction 滞后工作面煤壁100～120 m进行第2次填埋碾 压，填平由于缓慢沉陷形成的二次裂缝和由于雨水 浇灌形成的塌陷坑，以及由于塌陷产生的沟槽、裂 缝和孔洞见图13。 a 二次沉陷裂缝9测点附近 b 二次塌陷坑6测点附近 图 13 填埋碾压后二次塌陷情况 Fig.13 Secondary collapse after first backfill and roller compaction 5 L 工作面顶板结构及稳定性分析工作面顶板结构及稳定性分析 浅埋综放L工作面在开采过程中，顶板结构运 动与深埋条件下基本顶悬露后的离层运动不同，但 顶板结构也产生周期性破断，破断后的岩块也相互 铰接呈现新的形态。 5.1 L 工作面顶板破裂发展工作面顶板破裂发展 根据观测，推测L工作面顶板破裂扩展及分块 垮落顺序如图14所示。分析认为1 在埋深很浅 的条件下，上覆严重风化的软弱破碎岩层很难自稳， －5 000 －4 000 －3 000 －2 000 －1 000 00 50100150 200 距上部边界距离/m 垂直下沉量/mm a 推土机填埋碾压 b 采后露头填埋 第 30 卷 第 2 期 杨永康，等. 浅埋综放 L 工作面开采方法及其矿压实测研究 251 顶煤 直接顶 基本顶 L H Σh M Md 图 14 顶板破裂发展的形状和垮落顺序示意图 Fig.14 Sketch of shape of evolution of roof rupture and collapse sequence 随着埋深的增加，上覆岩层受风化影响减小，岩体 质量有所改善，岩体的稳定性增强，周期来压步距 会有所增加；2 工作面上部直接与地表贯通，没 有煤柱对顶板产生支撑作用，顶板会随工作面的推 进随采随垮，有利于顶煤的冒放，下顺槽煤柱对顶 板的支撑形成三角区域，有利于增大周期来压步距。 这也是工作面长度方向上的塌陷盆地中心偏离工作 面中部的原因。 5.2 拱–台阶岩梁组合力学模型拱–台阶岩梁组合力学模型 根据L工作面现场实测和相似模拟试验，开采 过程中顶煤为半拱式冒落，滑移体放出，直接顶分 层分次垮落，基本顶为台阶岩梁结构。 没有基本顶时，顶煤上方的风化层、松散层在 支架控顶区作较重的载荷层运动，表现为重载荷作 用下的整体下沉运动，支架一直处于给定载荷状态。 有基本顶时，浅埋煤层由于覆盖层作用也很难 形成稳定的砌体结构，只能形成暂时的平衡结构， 各层基本顶变形破坏不能协调同步，工作面来压强 度较没有基本顶时小，但失稳运动表现为架后基岩 整体台阶切落。架后切落前基本顶关键块的前铰点 位于架后，上位基本顶受上覆载荷作用整体下沉， 下位基本顶可能产生离层，其组合模型如图15所 示。基本顶架后切落后形成的结构如图16所示。 岩块E随工作面推进回转受到岩块F在点C的 支撑，此时岩块F基本处于压实状态，则岩块F的 下沉量S为 d2PP 11SMMKKKh′−−−−Σ 1 图 15 拱–台阶岩梁组合力学模型 Fig.15 Mechanical model of arch and step voussoir beam combination 图 16 架后切落结构形态 Fig.16 Structure of roof rupture behind powered support 岩块E回转角 1 θ满足 1 sin/SLθ 2 控制台阶岩梁结构滑落失稳的支护力 t R [1]为 1max1 t1 1max1 sinsin0.5 2 sinsin i RP ii θθ θθ −− − ≥ 3 式1～3中M 为煤层厚度， d M 为顶煤厚度， 2 K 为顶煤放出率， P K′ 为顶煤碎涨系数， P K 为直接顶 碎涨系数，hΣ为直接顶厚度，/iHh为基本顶岩 块块度， 1 P为载荷层自重， 1max θ为岩块 E 最大回转 角。 5.3 合理支护阻力的确定合理支护阻力的确定 1 没有基本顶时，支架支撑顶煤及覆岩自重， 周期来压时的合理支护阻力 P 为 dd1 PMhPγγΣ ≥ 4 式中 d γ为顶煤的容重，γ为直接顶的容重。 1 5 4 3 2 上部边界 运输顺槽 S A E F C B 顶煤 直接顶 基本顶 底煤 θ1 P1 252 岩石力学与工程学报 2011年 2 有基本顶时，支架除支