宋高峰，昝明惠，孔德中，魏 臻，任志成，張 帥

(1.北方工業(yè)大學(xué) 土木工程學(xué)院，北京 100144；2.貴州大學(xué) 礦業(yè)學(xué)院，貴陽 550025；3.清華大學(xué) 工程物理系，北京 100084；4.國家能源投資集團(tuán)有限責(zé)任公司，北京 100011；5.北京交通大學(xué) 建筑與藝術(shù)學(xué)院，北京 100044)

我國每年大約有1/6的綜采工作面因支架與圍巖關(guān)系不適應(yīng)導(dǎo)致端面冒頂而處于低產(chǎn)狀態(tài)[1]。相比于綜采工作面，綜放工作面的端面頂煤強(qiáng)度較差，端面頂煤冒落事故更加頻繁，這也是制約綜采(放)工作面安全高效生產(chǎn)的主要因素[2，3]。支架-圍巖關(guān)系是影響端面冒頂?shù)闹匾蛩?，維持良好的支架-圍巖關(guān)系有利于控制端面冒頂災(zāi)害[4]。

支架與圍巖相互作用、相互影響的有機(jī)整體，圍巖的運(yùn)動(dòng)狀態(tài)會(huì)影響支架工況和承載特性，支架工作狀況又會(huì)反過來影響到對(duì)頂板的支護(hù)效果[5，6]。綜采工作面支架-圍巖耦合關(guān)系對(duì)工作面支架選型和端面頂板穩(wěn)定性也具有重大的影響[7，8]。因此，及時(shí)掌握支架的工作狀態(tài)，調(diào)整和保持良好的支架-圍巖關(guān)系，對(duì)于防治端面冒頂具有重要的意義[9]。前人研究了綜放開采端面冒頂機(jī)理，分析了綜放工作面的頂板變形特征和端面冒頂全過程，獲得了不同影響因素下端面冒頂程度及其分布規(guī)律，對(duì)綜放開采端面冒頂控制具有重要參考價(jià)值[10-12]。李強(qiáng)[13-15]對(duì)重復(fù)采動(dòng)下采場(chǎng)頂板運(yùn)動(dòng)及端面頂板冒漏機(jī)理進(jìn)行了研究，為重復(fù)開采下端面頂板穩(wěn)定性及冒漏防控提供了依據(jù)；王國法[16]對(duì)綜采工作面支架-圍巖的“能量積聚-耗散-釋放-傳遞-響應(yīng)”過程進(jìn)行了分析，得到了基于能量原理的工作面支架阻力計(jì)算方法；樊祥喜[17]以汾西南關(guān)礦3206回采巷道作為背景，采用相似模擬試驗(yàn)的方法，研究了鋼管混凝土支架與圍巖相互作用關(guān)系；魏臻[18]、楊俊哲[19，20]等應(yīng)用理論分析、數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)等方法，對(duì)采場(chǎng)工作面支架-圍巖作用關(guān)系進(jìn)行了研究，監(jiān)測(cè)了煤層開采過程中頂板下沉量、支架受力及穩(wěn)定性。文章采用了數(shù)值模擬和相似模擬試驗(yàn)相結(jié)合的研究方法，研究綜放工作面支架位態(tài)、端面距、割煤高度等對(duì)端面頂板穩(wěn)定性和支架圍巖耦合關(guān)系的影響。

1 綜放開采支架-圍巖相互作用關(guān)系數(shù)值模擬

1.1 模型建立

潞安高河礦E1315放頂煤工作面煤層平均厚度為6.5 m，煤層傾角為1°～7°，平均埋深為450 m，工作面采高為3.5 m，放煤高度為3 m，開采步距為0.8 m，采放單循環(huán)作業(yè)?，F(xiàn)場(chǎng)采用ZF8500/22/42型的四柱支撐掩護(hù)式液壓支架。

OptumG2數(shù)值軟件集有限元分析和極限分析于一體，模型采用摩爾-庫倫本構(gòu)關(guān)系，運(yùn)用極限分析的方式進(jìn)行計(jì)算。計(jì)算過程中依次迭代模型破壞重力乘數(shù)直到模型失穩(wěn)，對(duì)比不同影響因素下模型破壞時(shí)的安全系數(shù)R(OptumG2計(jì)算結(jié)束時(shí)的重力乘數(shù)即為安全系數(shù))，快速分析和評(píng)價(jià)模擬對(duì)象的穩(wěn)定性。文章圍繞采場(chǎng)支架-圍巖關(guān)系及端面頂板穩(wěn)定性開展數(shù)值模擬，重點(diǎn)關(guān)注端面頂煤無支護(hù)區(qū)頂板變形及支架響應(yīng)情況，對(duì)支架俯仰角、端面距和機(jī)采割煤高度等3個(gè)因素進(jìn)行數(shù)值模擬，分析支架阻力及支架上方頂煤、端面頂煤的位移，同時(shí)對(duì)比支架前后柱的阻力比值Fs，以校核支架的支護(hù)性能，確定3個(gè)影響因素對(duì)支架-圍巖關(guān)系及端面頂板穩(wěn)定性的影響規(guī)律。

建好的數(shù)值計(jì)算模型如圖1所示：模型以x軸正向?yàn)楣ぷ髅嫱七M(jìn)方向，沿x軸方向建立10 m采空區(qū)，工作面煤壁右側(cè)為20 m的實(shí)體煤，煤巖體的各項(xiàng)物理力學(xué)參數(shù)見表1。模擬支架結(jié)構(gòu)頂梁長度3.5 m，鉸接前頂梁長度1.5 m，控頂長度5 m，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)支架工況施加預(yù)應(yīng)力模擬支架初撐力，支架后柱垂直布置，前柱前傾角為85°，并隨頂梁位態(tài)調(diào)整進(jìn)行變化。

圖1 數(shù)值計(jì)算模型

模型測(cè)線布置如圖2所示，包括支架上方頂煤和端面頂板兩部分。支架上方頂煤監(jiān)測(cè)區(qū)水平布置2條相互平行的測(cè)線，分別監(jiān)測(cè)上位和下位頂煤的位移規(guī)律，測(cè)點(diǎn)間距為1 m，從左至右依次布置測(cè)點(diǎn)并標(biāo)號(hào)，2條測(cè)線豎直方向?qū)?yīng)位置測(cè)點(diǎn)序號(hào)相同，便于后期分析。工作面端面頂板監(jiān)測(cè)區(qū)豎直布置相互平行的測(cè)線，測(cè)線間距為0.5 m，測(cè)點(diǎn)由下至上依次排序，并根據(jù)端面距的調(diào)整增加或減少測(cè)線數(shù)量。進(jìn)行支架俯仰角影響因素模擬時(shí)，對(duì)受影響測(cè)點(diǎn)進(jìn)行適當(dāng)取舍，保證其空間對(duì)應(yīng)關(guān)系。

圖2 測(cè)線布置

1.2 模擬結(jié)果及影響因素分析

1.2.1 支架俯仰角

建立了支架頂梁為俯角7°、俯角3°、水平0°、仰角3°、仰角7°等5個(gè)模型。支架俯仰角影響下的頂煤位移如圖3所示。支架頂梁垂直位移整體呈中間小兩端大，頂梁上方煤體在支架支撐作用下總體呈現(xiàn)拱形壓實(shí)穩(wěn)定特征；俯角7°支撐時(shí)頂梁前端下位頂煤垂直位移最大達(dá)到110 mm。水平位移表現(xiàn)為后端頂煤向采空區(qū)方向運(yùn)動(dòng)，前端頂煤向端面頂板方向運(yùn)動(dòng)；頂梁水平0°時(shí)，由于頂煤不受俯仰角產(chǎn)生的位移限制，在頂梁全長范圍均表現(xiàn)較大的水平位移。

圖3 支架俯仰角影響下頂煤位移

支架俯仰角影響下的端面頂煤位移規(guī)律如圖4所示。從垂直位移來看，頂板上方2 m高度范圍內(nèi)垂直位移變化較大，俯角7°支撐時(shí)端面頂板整體下沉量最大，對(duì)頂板穩(wěn)定性不利。從水平位移來看，頂板上方2 m范圍內(nèi)頂煤水平位移變化較大，同時(shí)仰角支撐時(shí)水平位移較明顯，水平0°和俯角3°支撐端面頂板水平位移較小。

圖4 支架俯仰角影響下端面頂板位移

模型支架前、后柱工作阻力及其比值Fs、模型破壞安全系數(shù)R等參數(shù)見表2。不難看出，支架前柱工作阻力明顯較大，前后柱工作阻力比值Fs均在2.6以上，F(xiàn)s越大，則支架偏載程度也越大，因此支架前后柱按偏載嚴(yán)重程度排序?yàn)椋貉鼋?°>仰角3°>俯角7°>俯角3°>水平0°。綜合來看，俯角3°時(shí)更能發(fā)揮液壓支架的整體支撐性能，模型的安全系數(shù)最大，端面頂板穩(wěn)定性更好。

表2 支架俯仰角影響下支架支護(hù)性能和模型安全系數(shù)

1.2.2 端面距

端面距為0.5、1.0、1.5 m三種情況下支架上方頂煤的位移規(guī)律如圖5所示。垂直位移均呈現(xiàn)中間小兩端大的特征，而水平位移由支架前梁端向采空區(qū)方向逐漸增大；端面距為1.5 m時(shí)，支架上方頂煤的垂直位移和水平位移均明顯大于其他兩種情況，此時(shí)端面頂板穩(wěn)定性最差。因此，端面距與端面頂板穩(wěn)定性呈反比例關(guān)系。

圖5 端面距影響下頂煤位移

端面距為0.5、1.0、1.5 m三種情況下的端面頂煤位移規(guī)律如圖6所示。由圖6可知，端面距越大，頂煤位移也越大，當(dāng)端面距為1.5 m時(shí)，垂直位移和水平位移均明顯大于其他兩種情況。從端面頂板穩(wěn)定性來說，端面距為0.5 m時(shí)，端面頂煤位移最小，穩(wěn)定性更好。

圖6 端面距影響下端面頂板位移

端面距對(duì)支架偏載及模型穩(wěn)定性的影響見表3。隨著端面距的增加，前后柱阻力比值Fs逐漸增大，偏載越來越嚴(yán)重；安全系數(shù)R隨著端面距增加而減小，模型穩(wěn)定性越差。綜上，端面距越大，端面頂板穩(wěn)定性越差，當(dāng)端面距為0.5 m時(shí)，模型穩(wěn)定性最好。

4.利用信息技術(shù)，提高教師自身素質(zhì)。要熟練的的運(yùn)用多媒體技術(shù)，對(duì)教師本身也是一個(gè)挑戰(zhàn)，因?yàn)槎嗝襟w信息技術(shù)的運(yùn)用需要我們熟練地掌握電腦知識(shí)。我們應(yīng)該在平時(shí)的工作中不斷的學(xué)習(xí)、積累。并且將運(yùn)用現(xiàn)代信息技術(shù)的能力作為提升自身業(yè)務(wù)素質(zhì)的一項(xiàng)重要內(nèi)容。在掌握計(jì)算機(jī)基本操作技能的同時(shí),還要掌握多媒體課件的制作,以便作出適合英語學(xué)科特點(diǎn)的課件。

表3 端面距影響下支架支護(hù)性能和模型安全系數(shù)

1.2.3 機(jī)采高度

機(jī)采高度(3、4、5 m)對(duì)支架上方頂煤的影響規(guī)律如圖7所示。三種割煤高度下頂煤垂直位移均呈現(xiàn)中間小兩端大的特征，頂煤水平位移均表現(xiàn)為由支架前梁區(qū)向采空區(qū)逐漸增大的規(guī)律。整體而言，頂煤位移隨割煤高度的增加而增大。其中，割煤高度為5 m時(shí)，頂煤的水平位移明顯大于其他兩種情況；當(dāng)割煤高度為3 m時(shí)，支架上方頂煤的垂直位移小于其他兩種情況。

圖7 機(jī)采高度影響下頂煤位移

機(jī)采高度影響下端面頂板位移如圖8所示。整體而言，當(dāng)割煤高度為3 m時(shí)，端面頂板區(qū)頂煤垂直位移量和水平位移量均相對(duì)較小，端面頂板穩(wěn)定性比其他兩種情況更好；隨著割煤高度的增加，端面頂煤位移量隨之增大，頂板穩(wěn)定性進(jìn)一步降低；當(dāng)割煤高度增大為5 m時(shí)，端面頂煤的最大垂直和水平位移分別到達(dá)了515 mm、325 mm。因此，在一定范圍內(nèi)，機(jī)采高度與端面頂板穩(wěn)定性呈負(fù)相關(guān)。

圖8 機(jī)采高度影響下端面頂板位移

割煤高度對(duì)支架偏載及模型穩(wěn)定性的影響見表4。從模型穩(wěn)定性來看，割煤高度與安全系數(shù)R成反比，當(dāng)機(jī)采高度為3 m時(shí)，模型的安全系數(shù)R最大，模型穩(wěn)定性最好。另一方面，支架前后柱阻力比值Fs隨割煤高度的增加而不斷增大，支架頂梁前端荷載也隨之增大，導(dǎo)致支架偏載逐漸嚴(yán)重，當(dāng)機(jī)采高度為5 m時(shí)，支架整體工作阻力和偏載情況均最大。

表4 機(jī)采割煤高度影響下支護(hù)性能和模型安全系數(shù)

2 綜放開采端面冒頂相似模擬試驗(yàn)

2.1 物理模型建立

采用相似模擬試驗(yàn)研究綜放工作面液壓支架未支護(hù)區(qū)端面頂板失穩(wěn)機(jī)制及支架-圍巖耦合關(guān)系。在模型開采過程中，采用XTDIC非接觸式光學(xué)三維全場(chǎng)變形測(cè)量及分析系統(tǒng)記錄覆巖及端面頂板的位移與應(yīng)變演化規(guī)律，同時(shí)觀測(cè)頂板垮落特征、圍巖移動(dòng)規(guī)律等。試驗(yàn)?zāi)Ｐ统叽鐬椋洪L×高×寬=180 m×120 m×16 cm，相似比為1∶16，模型中模擬煤層厚度為39 cm，其中采煤高度為21 cm，放煤高度為18 cm，直接頂和基本頂厚度分別為20 cm和45 cm，覆巖重量通過等效荷載的方法施加在模型上方。本模型從左至右開采，模型兩端各留25 cm煤柱，開挖步距為5 cm。根據(jù)模型尺寸設(shè)計(jì)了小型液壓支架，模擬現(xiàn)場(chǎng)的對(duì)頂煤的支護(hù)作用，液壓支架設(shè)計(jì)如圖9所示。

圖9 模型支架設(shè)計(jì)方案

2.2 相似模擬試驗(yàn)結(jié)果分析

2.2.1 頂板垮落特征及圍巖移動(dòng)規(guī)律

1)在正?；夭呻A段，液壓支架在開切眼位置首次升架支撐頂板(圖10)，隨著工作面的推進(jìn)，端面頂板穩(wěn)定，支架后方頂煤裂隙發(fā)育，并逐漸垮落。此時(shí)，液壓支架正常工作，端面頂板穩(wěn)定，采場(chǎng)圍巖無異常。

圖10 頂煤垮落及端面頂板冒落演化特征

2)在頂板條件惡化階段，隨著工作面的推進(jìn)，支架后方頂煤進(jìn)一步垮落，支架頂梁不斷擠壓上方頂煤，形成大量裂隙，支架上方縱橫裂隙不斷發(fā)育擴(kuò)展，頂梁后部頂煤向采空區(qū)方向回轉(zhuǎn)冒落，端面頂板暴露面積增加，空頂區(qū)域頂煤裂隙增加，端面冒頂事故的概率增大。

3)隨著工作面繼續(xù)推進(jìn)，端面頂煤裂隙進(jìn)一步增加由于頂煤破碎越來越嚴(yán)重，頂梁與頂煤接觸不實(shí)，支架的支護(hù)效果降低。隨著端面頂板暴露面積的增大，端面頂板發(fā)生剪切破壞，特別是在卸載移架過程中，端面頂板失穩(wěn)冒落，冒落空間形態(tài)為不對(duì)稱的拱形，冒頂高度先增大后穩(wěn)定。

2.2.2 采場(chǎng)頂板結(jié)構(gòu)運(yùn)動(dòng)對(duì)端面冒頂?shù)挠绊?/p>

通過頂板結(jié)構(gòu)破斷形態(tài)對(duì)端面冒頂具有一定的影響，懸臂梁頂板破斷失穩(wěn)影響下的端面冒頂過程如圖11所示，開采過程中，支架后方頂板裸露并形成穩(wěn)定的懸臂梁結(jié)構(gòu)，端面頂板也保持較好的穩(wěn)定性；工作面推進(jìn)后，支架上方頂板產(chǎn)生一條明顯的縱向大裂縫，懸臂梁結(jié)構(gòu)回轉(zhuǎn)導(dǎo)致支架后端受力增大，支架頂梁略微抬頭；支架前移后，對(duì)回轉(zhuǎn)的懸臂梁巖塊支撐作用降低，縱向裂縫進(jìn)一步擴(kuò)展，支架后方頂板大面積垮落，支架前方端面頂煤開始破碎；隨后懸臂梁發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，破碎的頂煤導(dǎo)致支架與頂煤接頂不實(shí)，頂梁略微低頭，支架有效支撐力降低，端面頂板發(fā)生冒落事故。

圖11 懸臂梁結(jié)構(gòu)下端面冒頂過程

2.2.3 基于DIC的綜放開采端面頂板穩(wěn)定性分析

1)端面頂板位移演化。不同階段下端面頂板位移演化情況如圖12所示。由圖12可知，在正常開采階段，頂板位移變化主要集中在支架后方頂煤，由于支架升架擠壓上方頂煤，導(dǎo)致頂煤也發(fā)生較大變形；隨著工作面推進(jìn)，支架后方頂板開始垮落并填充采空區(qū)，支架前方的弱支護(hù)區(qū)位移也在逐漸增加，端面頂板開始發(fā)生變形；隨著支架后方的頂煤及頂板的大面積垮落，支架上方頂板也發(fā)生一定的位移變化，此時(shí)支架前方弱支護(hù)區(qū)位移變化較大，即端面頂板發(fā)生冒頂現(xiàn)象。

圖12 不同階段端面頂板位移演化

2)端面頂板應(yīng)變演化。不同階段下端面頂板應(yīng)變演化規(guī)律如圖13所示。在正常開采階段，應(yīng)變主要集中在支架上方頂板；隨著工作面不斷向前推進(jìn)，頂板情況惡化，支架上方頂板的應(yīng)變集中區(qū)域逐漸增大；在端面冒頂階段，支架后方懸臂梁結(jié)構(gòu)發(fā)生大面積垮落，導(dǎo)致支架有效支護(hù)性能降低，對(duì)端面無支護(hù)區(qū)頂板的控制作用減弱，端面頂煤應(yīng)變?cè)黾?，并發(fā)生冒頂事故。

圖13 不同階段下端面頂板應(yīng)變演化

3 結(jié) 論

1)當(dāng)支架頂梁俯角為3°時(shí)，頂梁上方頂煤變形量相對(duì)均勻；當(dāng)頂梁水平或俯角3°支撐時(shí)，端面頂煤水平位移較小、支架前后柱偏載最小、模型安全系數(shù)最大。綜合考慮頂板位移及支架偏載情況，支架俯角為3°時(shí)，端面頂板穩(wěn)定性更好。

2)隨著梁端距的減小，頂梁上方頂煤及端面頂煤位移均減小，當(dāng)梁端距為0.5 m時(shí)，端面頂煤的垂直和水平位移均小于45 mm，支架前后柱阻力的比值也顯著降低，模型的安全系數(shù)增大。在一定范圍內(nèi)，端面距越小，更利于端面穩(wěn)定性。

3)隨著機(jī)采高度的增大，支架上方頂煤及端面頂煤位移量隨之增大，頂板穩(wěn)定性降低；當(dāng)機(jī)采高度為5 m時(shí)，支架上方頂煤和端面頂煤的最大位移分別為120 mm和515 mm，冒頂概率增大，支架前后柱阻力比值達(dá)到最大值3.36，支架偏載最嚴(yán)重。因此，在保證端面頂板穩(wěn)定性的前提下，可以適當(dāng)提高機(jī)采高度。

4)相似模型中的端面頂板穩(wěn)定性可分為正常回采、頂板惡化、端面冒頂三個(gè)階段；隨著采場(chǎng)覆巖頂板的回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，支架-圍巖耦合關(guān)系惡化，導(dǎo)致支架有效支護(hù)阻力降低，端面頂煤穩(wěn)定性下降，最終發(fā)生端面冒頂事故，此時(shí)端面弱支護(hù)區(qū)頂煤的應(yīng)變及變形明顯增大。