摘要：為探究大采高工作面頂板運(yùn)動(dòng)規(guī)律及煤壁破壞機(jī)理，建立3種不同采高的UDEC數(shù)值模型，分析采高和支架護(hù)幫板位置對(duì)頂板垮落步距、形態(tài)及煤壁破壞深度的影響，建立煤壁滑移破壞力學(xué)模型。研究結(jié)果表明：初次來壓步距受采高的影響較小，均為45 m，周期來壓步距隨著采高的增大而減??；大采高工作面由于垮落矸石無法充滿采空區(qū)，頂板易形成懸臂梁結(jié)構(gòu)；采高增大會(huì)增大煤壁片幫的風(fēng)險(xiǎn)。計(jì)算得出了大采高工作面煤壁能承受的最大頂板壓力，給出了煤壁滑移破壞判據(jù)。通過建立不同護(hù)幫板位置的數(shù)值模型，確定了8.8 m大采高工作面的護(hù)幫板最佳支護(hù)位置。提出了增加護(hù)幫板水平推力和支護(hù)面積的煤壁控制方法，現(xiàn)場應(yīng)用該方法使煤壁穩(wěn)定性得到了有效提升。

關(guān)鍵詞：大采高；覆巖運(yùn)動(dòng)；煤壁片幫；煤壁控制

中圖分類號(hào)：TD323 文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A 文章編號(hào)：1008-0562（2024）02-0135-08

0 引言

大采高開采方法具有回收率高、安全性高、低掘進(jìn)率等優(yōu)點(diǎn)，在中國神東礦區(qū)應(yīng)用廣泛，逐漸成為中國7.0 m以下厚煤層開采的主要方法。神東礦區(qū)有大量厚度為7.5～11 m，平均厚度為8.8 m的煤層，其開采難度更大，主要表現(xiàn)在采場地下空間大，頂板控制難度大，工作面高幫煤壁片幫破壞嚴(yán)重，且開采過程中采場巖層運(yùn)動(dòng)與采動(dòng)應(yīng)力動(dòng)態(tài)演化過程尚未完全掌握。其中以煤壁片幫事故最為常見，采高越大，煤壁塑性破壞范圍越大，煤壁破壞越嚴(yán)重，片落的煤體容易壓死刮板輸送機(jī)，砸傷操作人員，同時(shí)還會(huì)誘發(fā)端面冒頂，嚴(yán)重威脅工作面人員和設(shè)備安全。

許多學(xué)者對(duì)煤壁片幫機(jī)理進(jìn)行了研究。宋振騏等提出煤的硬度是對(duì)煤壁片幫影響最大的因素。王家臣等提出煤壁在自重和頂板壓力作用下，主要表現(xiàn)為拉裂和剪切兩種破壞形式，并給出基于頂板與煤壁控制的支架阻力確定方法。楊勝利等發(fā)現(xiàn)硬度系數(shù)低的煤層更容易發(fā)生煤壁片幫，并提出大采高煤壁片幫防治柔性加固技術(shù)，有效控制大采高工作面片幫事故的發(fā)生。杜鋒等通過數(shù)值模擬方法分析了直接頂“半拱”式平衡結(jié)構(gòu)的形成機(jī)理和破斷規(guī)律，解釋了司馬煤礦的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。杜鋒等通過現(xiàn)場實(shí)測發(fā)現(xiàn)超薄基巖在推進(jìn)過程中會(huì)形成應(yīng)力拱，影響采動(dòng)裂隙發(fā)育及采場礦壓顯現(xiàn)。王家臣等揭示了厚沖積層作用下的深埋弱膠結(jié)薄基巖裂隙發(fā)育形式以及頂板動(dòng)載沖擊機(jī)理。王曉振等研究承壓含水層下重復(fù)采動(dòng)對(duì)覆巖破壞特征的影響規(guī)律，提出松散承壓含水層下采煤的“釋壓開采”方法，弱化承壓含水層對(duì)下部巖層的載荷傳遞作用。吳鋒鋒等采用物理模擬、理論計(jì)算以及現(xiàn)場實(shí)測的方法，研究了急傾斜特厚煤層水平分段開采覆巖活動(dòng)結(jié)構(gòu)演化特征，構(gòu)建了該開采條件下支架與圍巖相互作用關(guān)系力學(xué)模型。王家臣等以邢臺(tái)東龐礦2612大采高工作面為例，總結(jié)了煤壁破壞的主要形式，建立了大采高仰采工作面含有夾矸煤層煤壁破壞的力學(xué)模型，找出了對(duì)煤壁穩(wěn)定性有較大影響的因素，分析了2612大采高工作面實(shí)際的煤壁注漿工藝和實(shí)施效果。YU等對(duì)超厚煤層覆蓋層壓裂崩落進(jìn)行了現(xiàn)場調(diào)查，估算破壞帶巖層厚度，根據(jù)兩個(gè)鉆孔的數(shù)據(jù)描述各覆蓋層的巖石性質(zhì)，給出大采高工作面操作中垮落帶最大高度的統(tǒng)計(jì)公式。

目前對(duì)工作面煤壁片幫機(jī)理的研究主要集中在7.0 m以下的工作面。隨著采煤技術(shù)與裝備的提升，出現(xiàn)了一批采高超過7m的工作面，因此對(duì)7m以上的大采高工作面高幫煤壁片幫機(jī)理與控制措施研究十分必要。本文以上灣煤礦12401綜采工作面為工程背景，分析大采高工作面覆巖垮落及煤壁破壞特征，針對(duì)性提出大采高工作面高幫煤壁穩(wěn)定性控制方法，為現(xiàn)場合理解決大采高工作面煤壁控制問題提供參考。

1 工程概況

上灣煤礦12401綜采工作面煤層埋深為88～237 m，平均埋深為180 m，煤層厚度為7.95～9.25 m，平均厚度為8.8 m，煤層傾角為1°～3°，屬穩(wěn)定．較穩(wěn)定煤層。工作面頂?shù)装鍡l件見圖1，工作面布置見圖2。工作面寬度為299.2 m，推進(jìn)長度為5 254.8 m。工作面采用ZY26000/40/88D型兩柱式掩護(hù)式液壓支架，最大工作阻力為2.6×104 kN，支護(hù)強(qiáng)度可達(dá)1.71～1.83 MPa。

工作面40號(hào)支架循環(huán)增阻曲線見圖3。周期來壓平均間隔距離為15.3 m，距離短，持續(xù)長度較大。支架動(dòng)載系數(shù)為1.48～1.66，平均值為1.6。

根據(jù)現(xiàn)場資料可知，工作面推進(jìn)約45 m時(shí)，頂板初次來壓，工作面煤壁前方超前支承壓力增加，采煤機(jī)附近片幫嚴(yán)重，護(hù)幫板收回時(shí)，片幫煤大面積掉落，工作面其余位置煤壁較完整；工作面推進(jìn)約60 m時(shí)，頂板第一次周期來壓，整個(gè)工作面煤壁片幫嚴(yán)重，30架到80架內(nèi)掉落了大量片幫煤；工作面推進(jìn)約70 m時(shí)，工作面第二次周期來壓，片幫更加嚴(yán)重，煤壁破壞裂隙發(fā)育程度較高，工作面上半部分煤壁片幫深度約為1m。

2 圍巖破壞特征數(shù)值模擬

為研究大采高工作面頂板垮落與煤壁片幫特征，以上灣煤礦12401大采高工作面賦存條件為工程背景，共建立3個(gè)不同采高數(shù)值模擬模型，對(duì)比分析不同采高下沿著工作面推進(jìn)方向頂板垮落與煤壁片幫特征。

2.1 數(shù)值模擬模型

利用UDEC軟件建立大采高工作面數(shù)值開挖模型，見圖4。模型長為150 m，高為80 m，3個(gè)模型的煤層厚度分別為4.0 m、6.0 m和8.8 m，直接頂厚為5.2 m，基本頂厚為12.5 m，煤層平均埋深為270 m，基本頂之上的巖層厚度為252.3 m。為簡化模型，只建立45 m厚的基本頂之上的巖層模型，其余部分用等效重力代替。模型長度方向兩邊設(shè)置25 m邊界，每次開挖5m，共開挖100 m。

UDEC中的模型參數(shù)包括塊體參數(shù)和節(jié)理參數(shù)，本文塊體采用摩爾一庫倫破壞準(zhǔn)則，塊體間節(jié)理采用庫倫滑移破壞準(zhǔn)則。建模完成后，需要對(duì)模型中的塊體和節(jié)理進(jìn)行參數(shù)校正。以煤樣為例，首先通過室內(nèi)單軸壓縮實(shí)驗(yàn)，得到煤樣應(yīng)力一應(yīng)變曲線，然后通過在UDEC軟件中進(jìn)行單軸壓縮實(shí)驗(yàn)，得到模擬的應(yīng)力．應(yīng)變曲線，二者進(jìn)行對(duì)比，見圖5。數(shù)值模擬得到的應(yīng)力一應(yīng)變曲線與實(shí)驗(yàn)所得基本一致，即誤差小于5%時(shí)，可認(rèn)為模型中參數(shù)設(shè)置合理。同理得到其他巖層模擬參數(shù)見表1和表2。

2.2 不同采高頂板垮落規(guī)律

采高為8.8 m時(shí)頂板垮落形態(tài)見圖6。工作面開挖至10 m后直接頂隨采隨垮，基本頂開始產(chǎn)生裂隙；開挖至40 m時(shí)，基本頂懸頂部分兩端及內(nèi)部產(chǎn)生離層裂隙，煤壁基本上未發(fā)生破壞；開挖至45 m時(shí)，基本頂兩端破斷并垮落，形成初次來壓，煤壁發(fā)生嚴(yán)重破壞，破壞形式為滑移破壞；開挖至50m時(shí)，基本頂向下彎曲形成懸臂梁結(jié)構(gòu)；開挖至60 m時(shí)，基本頂發(fā)生破斷，煤壁內(nèi)產(chǎn)生大量裂隙，煤壁表面發(fā)生滑移破壞，采場周期來壓，基本頂上方巖層向下彎曲下沉。初次來壓步距約為45m，周期來壓步距約為10 m，來壓步距與現(xiàn)場實(shí)際基本吻合，說明該數(shù)值模擬方法可靠。

采高為6.0 m時(shí)頂板垮落形態(tài)見圖7。工作面開采至20m，直接頂發(fā)生垮落，此時(shí)煤壁裂隙較少，煤壁較為穩(wěn)定。隨著工作面開挖，直接頂隨采隨垮，基本頂內(nèi)逐漸產(chǎn)生裂隙。開挖至45 m時(shí)，直接頂隨采隨冒，基本頂內(nèi)部萌生大量裂隙，煤壁前方產(chǎn)生大量裂隙，工作面初次來壓，基本頂形成砌體梁結(jié)構(gòu)。開挖至55 m后，基本頂再次斷裂，煤壁內(nèi)產(chǎn)生大量裂隙，煤壁表面發(fā)生滑移破壞，形成周期來壓，基本頂周期來壓步距約為15 m。

采高為4.0 m時(shí)頂板垮落形態(tài)見圖8。當(dāng)工作面開挖至15 m時(shí)，直接頂垮落，垮落的矸石可以充滿采空區(qū)；開挖至40 m時(shí)，基本頂內(nèi)產(chǎn)生大量裂隙，中部發(fā)生明顯下沉；開挖至45 m時(shí)，基本頂內(nèi)產(chǎn)生大量裂隙，且與上覆巖層出現(xiàn)明顯離層，但由于采高較小，基本頂回轉(zhuǎn)空間不足，未形成明顯結(jié)構(gòu)，但仍可視為基本頂初次破斷，形成初次來壓。相比于8.8 m采高，采高為4.0 m的工作面周期來壓時(shí)，由于垮落矸石充滿采空區(qū)，頂板回轉(zhuǎn)變形小，煤壁內(nèi)裂隙明顯較少，煤壁較為穩(wěn)定。開挖至65 m時(shí)，工作面上覆巖層產(chǎn)生裂隙，基本頂發(fā)生回轉(zhuǎn)，煤壁內(nèi)產(chǎn)生大量裂隙，煤壁表面發(fā)生滑移破壞，形成第一次周期來壓，周期來壓步距約為20 m。采空區(qū)上方裂隙帶高度約為15 m。

隨著采高增大，工作面初次來壓步距均為45m，變化不明顯。但采高增大導(dǎo)致工作面垮落矸石不能充滿采空區(qū)，頂板結(jié)構(gòu)由砌體梁變?yōu)閼冶哿航Y(jié)構(gòu)。工作面超前支承壓力較大，頂板破壞步距減小，煤壁所承受的頂板壓力增加，導(dǎo)致煤壁破壞嚴(yán)重。

2.3 不同采高煤壁破壞規(guī)律分析

為分析采高對(duì)煤壁破壞的影響，對(duì)比工作面推進(jìn)100 m時(shí)3個(gè)不同采高模型的煤壁破壞情況，見圖9。采高較大時(shí)，煤壁破壞嚴(yán)重，破壞深度較大，且煤壁破壞最深處均發(fā)生在煤壁中部。不同采高下工作面推進(jìn)100 m時(shí)煤壁最大破壞深度見圖10。以煤壁中裂隙出現(xiàn)的最深位置作為煤壁的最大破壞深度。采高為4.0 m時(shí)，煤壁裂隙最深出現(xiàn)在工作面前方6.5 m處；采高增加至8.8 m時(shí)，裂隙最深出現(xiàn)在工作面前方10.4 m處。為進(jìn)一步表征煤壁破壞情況，通過fish語言提取不同采高下煤壁裂隙總長度，見圖11。當(dāng)采高由4.0 m增長至8.8 m時(shí)，煤壁前方裂隙總長度由7.6 m增長至25.3 m?？梢姽ぷ髅娌筛咴酱?，煤壁片幫發(fā)生概率越大。

3 大采高工作面煤壁失穩(wěn)判據(jù)

由數(shù)值模擬的結(jié)果可知，大采高工作面煤壁易發(fā)生滑移破壞，建立煤壁滑移破壞受力模型，見圖12。AB為煤壁破壞面，為簡化研究，將AB簡化為長度為L的直線。設(shè)采高為H，m．△ABO為煤壁滑體；Q為煤壁壓力，kN;S為滑移煤體與煤壁剪切面上的剪切力，kN;Ⅳ為滑移煤體與煤壁剪切面上的法向力，kN; H1為護(hù)幫板長度，m; H2為滑移煤壁高度，m; L1為滑移煤壁的寬度，m;G為滑移煤體的重力，kN;護(hù)幫板作用力載荷集度為qo，kN/m;則護(hù)幫板作用力Qo=q0H1/2。

將Q、Qo、G沿切向和法向分解，則切向分力和法向分力分別為

S=（Q+G）cosα -Q0 sinα，（1）

N= （Q+G）sinα+Q0cosα. （2）

根據(jù)摩爾．庫倫破壞準(zhǔn)則，大采高工作面煤壁滑移破壞面上最大剪切力為

Smax=Ntanφ+cL，（3）

式中：φ為內(nèi)摩擦角，°；c為煤體黏聚力，MPa。

定義煤壁滑移破壞面上最大抗剪力Smax減去沿剪切面上的滑動(dòng)力S為煤壁安全系數(shù)，即D=Smax-S，據(jù)此給出煤壁失穩(wěn)判據(jù)：若Dgt;0，則煤壁不發(fā)生剪切破壞；若D＜0，則煤壁發(fā)生剪切破壞；若D=0，則煤壁處于極限平衡狀態(tài)。

當(dāng)煤壁處于極限平衡狀態(tài)時(shí)，即

S=Smax。（4）

將式（1）～式（3）代入式（4），得到煤壁所能承受的最大頂板壓力為

由式（5）可知，煤壁所能承受的極限頂板載荷與護(hù)幫板作用力Qo呈正相關(guān)，因此可通過增大護(hù)幫板的作用力來提高煤壁的穩(wěn)定性。

4 大采高工作面煤壁穩(wěn)定性控制

大采高工作面支架護(hù)幫板的作用力可有效提高煤壁所能承受的極限頂板壓力，為進(jìn)一步探究大采高工作面護(hù)幫板的作用效果，利用UDEC軟件建立大采高工作面數(shù)值模擬模型，分析護(hù)幫板在不同煤壁位置下的支護(hù)效果?，F(xiàn)場調(diào)研得到，工作面實(shí)際高度為8.8 m，支架最大工作阻力為2.6×104 kN，支架護(hù)幫板在煤壁上有效支撐長度為2.4 m，最大水平推力為1688 kN。根據(jù)實(shí)際護(hù)幫板參數(shù)進(jìn)行模擬，得到不同護(hù)幫板位置下的煤壁裂隙發(fā)育形態(tài)，見圖13。通過fish語言提取不同方案下煤壁裂隙總長度，見圖14。

由圖13可知，煤壁呈滑移破壞，煤壁中部裂隙破壞深度最大，與現(xiàn)場實(shí)際情況相符，且不同護(hù)幫板位置對(duì)煤壁的支護(hù)效果差異較大。由圖14可知，在相同護(hù)幫板水平力下，當(dāng)護(hù)幫板位置距離底板高度為Im時(shí)，煤壁裂隙總長度最大，為17.5 m;當(dāng)護(hù)幫板位置距離底板高度為3m時(shí)，煤壁裂隙總長度最小，為13.6 m，支護(hù)效果最佳。

按照提出的煤壁穩(wěn)定性控制思路，通過改裝將原支架的護(hù)幫板長度由2.4 m增加至3m，增大了護(hù)幫板支護(hù)面積，同時(shí)將護(hù)幫板對(duì)煤壁的水平推力由1688 kN提升至1800 kN。采取措施前后煤壁激光掃描結(jié)果見圖15。未采取上述措施前，煤壁極不平整，裂隙發(fā)育較嚴(yán)重。采取上述措施后，煤壁穩(wěn)定性有效提高，煤壁上的破壞裂隙發(fā)育程度降低，煤壁平整度升高，煤壁裂隙較少，煤壁完整性得到有效提高。

5 結(jié)論

（1） 8.8m大采高工作面的初次來壓步距約為45m，周期來壓步距約為10 m，采高的增加導(dǎo)致工作面形成懸臂梁結(jié)構(gòu)，周期來壓步距減小，煤壁所承受的頂板壓力增加，導(dǎo)致煤壁破壞嚴(yán)重。

（2）建立了煤壁滑移破壞力學(xué)模型，得到了煤壁失穩(wěn)判據(jù)，即煤壁滑移塊體的極限抗滑力大于滑動(dòng)力是煤壁穩(wěn)定的基礎(chǔ)。給出了煤壁所能承受的極限頂板壓力計(jì)算方法，得到極限頂板壓力與護(hù)幫板的水平推力呈正相關(guān)。

（3）通過數(shù)值模擬分析了不同護(hù)幫板位置下煤壁片幫和內(nèi)部裂隙發(fā)育形態(tài)，得到大采高工作面護(hù)幫板最佳支護(hù)位置為距底板3m處。

基金項(xiàng)目：國家自然科學(xué)基金項(xiàng)目（51934008）