王兆会-大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制

㊀第40卷第1期煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报Vol.40㊀No.1㊀㊀2015年1月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYJan.㊀2015㊀王兆会,杨敬虎,孟㊀浩.大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制[J].煤炭学报,2015,40(1):42-49.doi:10.13225/ki.jccs.2014.0098Wang Zhaohui,Yang Jinghu,Meng Hao.Mechanism and controlling technology of rib spalling in mining face with large cutting height pass-ing through fault[J].Journal of China Coal Society,2015,40(1):42-49.doi:10.13225/ki.jccs.2014.0098大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制王兆会,杨敬虎,孟㊀浩(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京㊀100083)摘㊀要:高强度采动影响下,煤壁片帮问题在大采高工作面日趋突出,针对断层构造处高帮煤壁稳定性恶化且难以支护的问题,采用数值模拟㊁理论分析㊁室内及现场试验等综合研究方法,分析了断层构造处大采高工作面煤壁破坏机理㊁稳定性影响因素及控制措施㊂断层构造处工作面前方煤体塑性破坏区的扩大增加了揭露前煤体损伤程度,为片帮事故发生奠定了基础;建立高帮煤壁稳定性分析力学模型,分别得到剪切㊁拉裂型片帮发生判据;得到煤体破坏起裂角βsm ,βtm (非恒值)确定公式及影响因素;煤体黏聚力㊁内摩擦角及采高对两种片帮形式的影响程度均为:黏聚力>采高>内摩擦角;断层构造处片帮事故发生频率㊁危害程度急剧增大原因为:采高过大㊁煤体物理力学性能降低㊁顶板载荷增大;最后以王庄8101工作面过F286断层为工程背景,提出了重型设备 低割煤高度㊁高初撑力㊁高护帮高度 结合煤壁注浆的综合过断层措施,有效改善了煤壁控制效果,提高了开机率㊂关键词:断层;煤壁片帮;大采高;煤体参数;注浆中图分类号:TD823㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-9993(2015)01-0042-08收稿日期:2014-01-18㊀㊀责任编辑:常㊀琛㊀㊀基金项目:国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2013CB227903)㊀㊀作者简介:王兆会(1987 ),男,山东泰安人,博士研究生㊂E -mail:zhwang1024@163．comMechanism and controlling technology of rib spalling in mining face withlarge cutting height passing through faultWANG Zhao-hui,YANG Jing-hu,MENG Hao(Faculty of Resource and Safety Engineering ,China University of Mining &Technology (Beijing ),Beijing ㊀100083,China )Abstract :Rib falling becomes a main problem at mining face with large cutting height under high-intensive extraction and even leads to the stop of a mining operation.Numerical simulation,theoretical analysis,laboratory test and in-situ monitoring were carried out for improving the stability of coal wall as working face approaching fault and the mecha-nism of rib falling.Also,the influential factors and their control technologies were analyzed.Expansion of plastic area magnified the damage degree of coal before its exposure to fault,which might cause accident.Mechanical model for sta-bility analysis was built,and the criterion of shear and tensile rib falling were put forward respectively.Formula used for calculating crack angle was deduced for the first time,then its influential factors were analyzed.The impacting ex-tent to shear and tensile rib falling of different factors were cohesion>mining height>friction.The frequency and hazard degree of rib fall increase near the fault because of its large mining height,the deduction of coal physical and mechani-cal properties and the increase of roof load.In the study,the controlling measures of small cutting height,high settingforce,large coal wall protection height with heavy equipments and grouting were applied at 8101mining face in Wan-gzhuang Coal Mine and the in-situ measurement showed a good effect.Key words :fault;rib spalling;large mining height;coal parameters;grouting第1期王兆会等:大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制㊀㊀配套设备的革新㊁高强度采动影响下围岩控制理论研究的起步使大采高采煤法在我国得到广泛应用,极大节省了矿井基建投资,提高了单面产能㊂但采高增大,工作面煤壁增高,其稳定性控制难度增大,采场推进过程中,煤壁片帮㊁端面冒顶事故频发,严重限制了大采高综采面生产潜力的发挥[1-2]㊂特别是工作面遭遇断层时,高帮煤壁稳定性进一步恶化,其控制难度大幅度增加㊂为解决大采高综采工作面面存在的围岩控制难题,我国学者进行了大量研究:文献[3-7]研究了断层对大采高采场围岩破坏运动特征㊁地表沉陷特征的影响,并对动力灾害危险性进行了分析,给出了灾害发生条件;文献[8-13]对大采高采场煤壁片帮机理进行了研究,提出了煤壁可能出现的剪切㊁拉伸两种破坏形式,半煤壁㊁整煤壁片帮是大采高采场两种典型片帮形式;文献[14-16]对大采高工作面顶板㊁煤壁的控制方法进行了研究,给出了不同开采条件下大采高采场围岩控制应遵循的原则及相应的措施㊂为进一步改善大采高工作面围岩及煤体受断层构造影响后,在高强度采动影响下的煤壁控制效果,以王庄煤矿8101多断层工作面地质条件为背景,在前人研究的基础上,分析大采高采场过断层期间的围岩破坏特征㊁片帮发生机理及影响因素,为片帮事故防治工作提供借鉴㊂1㊀工程概况王庄煤矿8101大采高工作面为后备区首采面,位于540水平,主采3号煤,平均煤厚6．3m,赋存稳定,平均倾角6ʎ,煤体普氏系数1．1~1．2㊂煤层底板标高及工作面布置如图1所示,距开切眼约150m工作面一侧将遭遇F286断层,断层走向132ʎ,倾向222ʎ,倾角50ʎ,为正断层,最大落差达3m㊂F286断层由回风巷掘进时揭露,向工作面中部延伸约100m 尖灭,走向影响范围约50m㊂8101工作面对应地面标高800~820m㊂直接底为泥岩,厚4m;直接顶为厚13m泥岩,泥质胶结,层状沉积,基本顶为厚9m 细砂岩,钙质胶结,强度大,基本顶之上为厚度较小的泥岩㊁砂岩互层㊂8101工作面过断层期间,采场围岩控制效果恶化,采动引起断层活化,上㊁下盘大范围位错滑移导致压架事故㊁煤壁片帮㊁端面冒顶严重,护帮板作用力得不到充分发挥,如图2所示㊂大范围煤壁片帮严重阻碍工作面的快速推进,大采高采场生产潜能优势得不到体现㊂图1㊀3号煤赋存平面Fig．1㊀Occurrence of No．3coal seam图2㊀煤壁片帮状况Fig．2㊀Rib falling2㊀构造带围岩破坏特征2．1㊀煤体破坏范围的钻孔窥探在8101工作面运输㊁回风巷内帮分别设立2组测站,一组超前工作面5m,一组超前工作面10m,利用利用CXK6矿用本安型钻孔成像仪对高强度采动影响下煤壁前方煤体的破坏范围进行探测,钻孔直径20mm,孔深18m,工作面临近断层时,截取孔底图像并沿圆周方向展开(图3)㊂运输巷侧超前5m钻孔孔壁出现破坏现象,但破碎程度不高,超前10m孔孔壁平滑,完整性较好,说明无断层影响下煤体破坏范围小于10m;回风巷侧超前5m钻孔孔壁破坏严重,探头进入15m便无法继续进入,说明有塌孔现象,超前10m钻孔孔壁仍存在破坏区域,说明在断层构造影响下,煤壁前方煤体破坏范围增加,大于10m㊂图3㊀煤体破坏范围Fig．3㊀Damage area of coal2．2㊀围岩破坏特征的数值模拟(1)模型的建立㊂根据8101工作面覆岩组合特征,采用FLAC3D数34煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2015年第40卷值计算软件建立数值模型,模拟工作面推进过程中断层对工作面围岩破坏特征及支架工作阻力的影响,模拟煤层埋藏深度360m,煤层厚度6．3m,采用大采高采煤工艺,全部垮落法管理顶板㊂数值模型如图4所示,模型高161m,走向长306m,四周及底边为固定位移边界约束,模型顶部施加5MPa 应力边界条件㊂图4㊀数值计算模型Fig．4㊀Numerical calculation model煤岩体采用库伦-摩尔本构模型,F286断层面采用分界面Interface 模拟,上㊁下盘落差3m,分界面采用库伦剪切模型,各岩层及断层面力学参数分别见表1和2㊂工作面支架采用beam 结构单元模拟,用较低力学参数岩体模拟断层构造带㊂模型分5步开挖:第1步开挖40m,工作面距断层25m;第2步开挖30m,工作面推进至断层处;第3步开挖20m,工作面采用挑顶法通过断层;第4步开挖15m,工作面推过断层20m;第5步开挖15m,工作面继续远离断层面㊂(2)结果分析㊂工作面由F286断层上盘推进至下盘过程中,采场围岩破坏形态演化及支架阻力变化情况如图5所表1㊀岩体物理力学参数Table 1㊀Mechanical parameters of rock and soil岩性体积模量/GPa 剪切模量/GPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/(ʎ)抗拉强度/MPa 泥岩1．250．580．70330．50细砂岩7．144．922．90451．90中砂岩5．954．103．00462．70煤0．930．380．60320．40破碎带0．500．180．30200．30表2㊀接触面力学参数Table 2㊀Mechanical parameters of interface法向刚度/GPa 切向刚度/GPa 黏聚力/MPa 摩擦角/(ʎ)抗拉强度/MPa 6．42．80．18示,其整体趋势为靠近断层面处煤壁前方塑性破坏区发育范围增加,支架阻力增大,特别是工作面推过断层面后,断层活化,上盘产生较大范围的位错滑移现象㊂煤壁前方煤体塑性区发育范围变化过程如图6所示,L 为工作面距断层面距离,负值位于上盘,正值位于下盘㊂受上㊁下盘滑移失稳的影响,工作面位于断层下盘时塑性区范围整体大于工作面上盘,在断层面附近达到最大值13m㊂现场实测及数值分析结果表明断层构造处煤壁前方煤体破坏范围扩大,揭露前煤体在支撑压力作用下破坏损伤充分,残余强度小,揭露后煤壁片帮概率增加㊂图5㊀工作面推进至不同距离围岩破坏特征Fig．5㊀Failure characteristics of surrounding rock when working face advanced to different location3㊀断层处煤壁片帮机理3．1㊀煤壁片帮发生判据为提高过断层期间高帮煤壁控制效果,首先分析构造处煤壁破坏机理,进而分析其可控的影响因素㊂将工作面前方煤体视为半无限体,煤壁高H ,上部受护帮板作用力N ,煤层底板为固定位移边界,上表面为受顶板压力q 及朝向工作面方向的剪切应力τ,同煤壁前方支承压力影响区相比,煤壁偏帮的深度很小,将煤层所受顶板压力视为条形载荷㊂沿工作面倾斜方向可将煤壁片帮视为平面应变问题,力学模型如图7所示㊂地应力不大时,煤体以脆性破坏为主,煤壁可能发生剪切㊁拉伸两种破坏形式,利用极限分析定理近似求解煤壁破坏问题的极限解㊂根据极限定理可知,若外载在可能破坏煤体滑动速度矢量v 上的功率大于0,且与煤体破坏时内部的44第1期王兆会等:大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制图6㊀煤壁前方煤体塑性区范围Fig．6㊀Plastic area in ahead of the coal wall图7㊀煤壁片帮力学模型Fig．7㊀Mechanical model of rib fall塑性耗散功率相等,则此时的外载不小于煤壁的极限承载能力㊂为便于计算,以下分析中均假设片帮高度h 等于煤层厚度H ,且令q =q min +q max ,即以煤壁发生整体片帮为例进行分析,且认为片帮范围内煤体承受均布荷载㊂3．1．1㊀剪切破坏形式在顶板载荷作用下,靠近煤壁的煤体进入塑性区,远离煤壁的煤体受采动影响小,仍保持弹性状态,在塑性区和弹性区之间,煤体变形速度的大小会产生间断,间断线外侧煤体沿间断线产生相对滑移,从而导致片帮㊂同其他岩土材料相同,煤体具有体积扩容性,煤体在间断线上同时产生切向速度间断和法向速度间断,前者导致沿间断线的相对滑动,后者导致相对分离,假设速度间断矢量的大小为v ,与切线方向的夹角为α,条带的高度为h ,则条带内的应变率分量εᶄn =v sin α/h ,γᶄn=v cos α/h ,假设应力主轴与塑性应变增量主轴重合,由与M -C 屈服准则相关联的流动法则可得塑性应变增量的主值分别为d εp1=d λ(1+sin φ)/2,d εp3=-d λ(1-sin φ)/2,其中d λ为正值比例因子,表示塑性应变增量的大小,结合塑性流动法则的正交性可知速度间断矢量v 同切线方向的夹角α等于煤体内摩擦角φ㊂由M -C 强度准则知岩土材料强度由内黏聚力及内摩擦角共同确定,其受载破坏过程中黏聚力首先发挥并达到极值,在发生较大塑性变形后,摩擦力作用才得到体现㊂此处认为宏观滑移面出现之前,仅黏聚力作用得到完全发挥,而摩擦力作用则为限制宏观滑移面出现后片帮煤体的滑落,这也是工作面沿走向近水平时片帮频率小,而一旦出现仰采角度后片帮频率迅速升高的原因㊂由于此处仅分析宏观滑移面的出现条件,因此应变率高度集中的条带内单位面积塑性耗散功率为C v cos φ(C 为黏聚力),片帮块体重力G =γh 2tan β/2,下滑速度为v ,其中垂直下滑分量v v ㊁水平移动分量v h 分别为v cos(φ+β),v sin(φ+β),因此外力总功率P 0为重力G ㊁顶板载荷q ,τ及煤体对护帮板作用力N 的总功率,即P 0=G v v +qhβv v tan +qh v h tan βtan φ-N v h(1)式中,β为片帮起裂角度,(ʎ);tan φ为顶板同煤层间摩擦因数㊂煤体发生塑性破坏时塑性功的总耗散功率P i 为P i =Ch vcos φcos β(2)㊀㊀令外力对煤壁的做功功率同煤体内部塑性破坏耗散功率相等,则有12γh 2tan βv cos(β+φ)+v qh tan βv cos(β+φ)+v qh tan βtan φv sin(β+φ)-N v sin(β+φ)=Ch vcos φcos β(3)㊀㊀由式(1)可得顶板载荷q 的极限解同各影响因素之间的关系为q =[2Ch cos φ+2N sin(β+φ)cos β-γh 2cos(β+φ)sin β]{2h sin β[cos(β+φ)+tan φsin (β+φ)]}(4)㊀㊀令式(4)中N ,tan φ等于0,则退化为受条形载荷垂直边坡稳定问题解,即式(5),对式(5)求导可得β=π/4-φ/2时,q 取极小值,同平面应变问题的滑移线理论所得严格解析解完全吻合,验证了极限分析方法的可靠性㊂q =C cos φsin βcos(β+φ)-γh2(5)㊀㊀护帮板主要作用为防止剪切破坏煤体滑落及拉裂型片帮,对剪坏型片帮控制能力很低,在不考虑护帮板作用条件下对式(4)求导可得使q 取得极小值的片帮起裂角βsm 的表达式(6),将其代入式(4)便可得煤壁的极限承载承载能力㊂由式(6)知剪切起裂角非恒定值,随煤体力学参数及采高的不同而改变,且将各参数代入式(6)后,所得剪切破坏起裂角54煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2015年第40卷的复部恒等于0,其值同煤体黏聚力㊁内摩擦角及采高的关系曲线如图8(a)所示㊂起裂角β随着煤体黏聚力的增大而增加并逐渐趋于稳定,起裂角越大,破坏煤体启动速度向采空区的分量越小,片帮事故的危害程度及防治难度越小㊂随着煤体内摩擦角及采高的增大,起裂角呈减小趋势,此时煤壁容易发生整体片帮事故,这是由煤体同顶板间剪力增大及高帮煤壁稳定性降低造成的㊂图8㊀剪切破坏角和拉伸破坏角变化曲线Fig．8㊀Changing curves of shear and tensile angleβsm =-log{-{8[C (e 2φi +1)(C i -γh 2/2+C e 2φi i +γh 2e 2φi /2)i /4]1/2-γh 2i +γh 2e 2φi i}/(4C +γh 2i +4C e 2φi -γh 2e 2φi i)}i /2(6)式中,i 为虚部单位,将各参数代入虚部等于0㊂3．1．2㊀拉伸破坏形式将护帮板视为被动力,在顶板压力一定的条件下,由式(3)可得保持煤壁稳定所需的最小护帮板作用力N 同各影响因素之间的关系式㊂N =12γh 2+qh æèöøtan βcot(β+φ)+qh tan βtan φ-Ch cos φcos βsin(β+φ)(7)㊀㊀对式(7)求导,可得到拉裂型片帮起裂角度βtm的表达式(8),将其代入式(7)便可求得对应的护帮板作用力的最小上限值㊂由式(8)知拉伸起裂角同样非恒值,其值随着煤体黏聚力㊁采高的增大而减小,随着内摩擦角的增大而增大,黏聚力较大时,拉伸型片帮概率迅速降低,如图8(b)所示㊂βtm =-log{{e -φi {e 2φi [-(C i -γh +C e 2φi i +γh e 2φi )ˑ(C i -q -γh +C e 2φi i +q e 2φi +γh e 2φi )]1/2i +[-(C i -γh +C e 2φi i +γh e 2φi )ˑ(C i -q -γh +C e 2φi i +q e 2φi +γh e 2φi )]1/2i -q e φi i +q e 3φi i}}/(C +q i +γh i +2C e 2φi +C e 4φi -q e 2φi i -γh e 4φi i)}i /2(8)3．2㊀煤壁片帮影响因素分析(1)煤壁承载能力同各因素关系㊂煤壁极限承载能力q 同煤体黏聚力C ㊁内摩擦角φ及采高H 的关系曲线如图9(a)所示㊂其值随着煤体黏聚力的增大呈线性增加,随着煤体内摩擦角的增大呈线性降低,采高小于3m 时对煤壁极限承载能力影响不大,大于3m 时其影响程度趋于明显㊂煤壁极限承载能力同黏聚力的关系曲线最为陡峭,采高次之,同内摩擦角最为平缓,因此3种影响因素对煤壁承载能力的影响程度依次为:黏聚力>采高>内摩擦角,增大煤体黏聚力是降低大采高采场煤壁片帮危险程度的首选措施㊂(2)所需最小水平支护力同各因素关系㊂顶板载荷保持1MPa 不变条件下,保证煤壁不发生拉裂型片帮的最小护帮板支护力N 同各影响因素关系曲线如图9(b)所示,其值随着黏聚力的增大而降低,随着内摩擦角㊁采高的增大而升高,同样由各关系曲线的斜率大小可得各因素对护帮板作用力的影响程度依次为:黏聚力>采高>内摩擦角㊂防治拉裂型片帮同样应首先增大煤体黏聚力㊂3．3㊀断层构造处煤壁片帮原因(1)采高过大㊂64第1期王兆会等:大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制图9㊀剪坏型片帮和拉裂型片帮同各影响因素关系Fig．9㊀Factors affecting shear and tension-rib-fall㊀㊀以上分析可知大采高对煤壁极限承载能力㊁护帮板作用力的影响程度较大㊂8101工作面一次开采高度6．3m,且工作面初采阶段的顺利导致工作面临近断层时并没有加强管理,支架支撑力㊁护帮板水平支护力不足,加剧了煤壁片帮程度㊂(2)煤体物理力学性能降低㊂对断层附近煤体取样并磨制成直径50mm ˑ100mm 的标准圆柱体试件,编号1-1~1-10,进行单轴抗压试验,试件破坏前后照片如图10所示,试件主要出现3种破坏形式:1-3,1-6,1-7,1-9发生X 状共轭剪切破坏,1-1,1-2,1-8为单斜面剪切破坏,1-4,1-5,1-10表现为劈裂破坏㊂图10㊀煤样破坏前后对照Fig．10㊀Contrasting before and after damage of coal samples单轴抗压试验结果见表3,由于试件1-1加载速率过高,导致测得的单轴抗压强度过大,因此舍弃试件1-1所得结果,最终得到其余9个煤样试件抗压强度的平均值为4．22MPa,勘测时3号煤体硬度系数为1．1~1．2,两者相比,断层处煤体硬度系数明显降低㊂表3㊀煤样抗压强度测定结果Table 3㊀Results of uniaxial compression test试件编号平均直径/mm 高度/mm 抗压强度/MPa 平均值/MPa1-250．65101．93．221-350．11101．54．511-450．3799．75．581-550．33100．12．511-650．2578．35．904．221-750．6088．15．151-850．0076．74．061-950．0872．14．631-1050．2171．12．40㊀㊀围压等于0时,岩石的单轴抗压强度可由式(9)表示,由此可推断断层附近煤体的黏聚力和内摩擦角均减小,煤壁极限承载能力降低而工作面煤壁保持稳定所需的水平支护力升高,在不改变支护措施的条件下,片帮概率增大㊂R c =2C1+sin φ1-sin φ(9)㊀㊀(3)顶板载荷增大㊂㊀㊀工作面距断层不同距离时,实测及数值模拟所得支架阻力P 变化曲线如图11所示,横坐标为负表示工作面位于上盘距断层面距离,正值表示工作面位于74煤㊀㊀炭㊀㊀学㊀㊀报2015年第40卷下盘距断层面的距离㊂正常推进阶段支架工作阻力约为10．4MN,随着工作面临近断层,断层面受采动影响而发生活化,上㊁下盘沿断层面发生较大范围位错滑移,顶板下沉量增加,顶板载荷增大,工作面位于断层面附近时最大支架工作阻力可达15MN,推过断层一定距离后,支架工作阻力再次降低,但由于断层下盘基本顶回转下沉量大,下盘支架阻力大于断层上盘处支架阻力,因此,断层附近顶板载荷增大,而煤壁承载能力降低是片帮事故的关键起因㊂图11㊀支架阻力与工作面同断层相对位置的关系Fig．11㊀Relationship between support resistance and distancefrom working face to the fault4㊀工程应用8101工作面推进至F286断层附近时,片帮冒顶事故严重,采场围岩得不到有效控制,工作面一度停滞,之后更换综采队伍,并采取重型设备 低割煤高度㊁高初撑力㊁高护帮高度 和煤壁注浆的综合过断层防片帮措施:(1)增加支柱初撑力㊂8101工作面选用ZY15000/33/72D 型液压支架,初采期间实测工作阻力在10~11MN 水平,支架阻力富裕系数大㊂过断层期间增大支架初撑力,限制顶板下沉,支架循环末阻力增加至14~15MN 水平,并在断层两侧堆砌木垛分担顶板作用于煤壁之上的载荷㊂(2)降低采高,增加护帮高度㊂断层附近采高降至4．5m,减少割岩量,留下底煤,如图12所示,降低保持煤壁稳定所需的最小水平支护力;充分利用ZY15000/33/72D 型液压支架三级护帮机构,最大护帮高度可达3．65m,最大水平支护力可达500kN㊂(3)工作面煤壁注浆㊂注浆孔布置如图13所示,沿工作面倾斜方向孔距8m,距顶板高度1．5m,根据8101工作面煤壁前方塑性区发育范围孔深确定为10m,孔径42mm,钻孔仰角13ʎ,注浆压力3MPa,根据浆液漏失量及注浆总量确定封孔时间,注浆过程中,由于注浆孔距底板较高,需设置注浆架加固系统,并在支架护帮板之间拉设钢丝网防止煤壁大块的片落砸伤注浆人员(图12)㊂图12㊀降低采高通过断层Fig．12㊀Passing the fault by reducing mining height图13㊀注浆加固系统设备及工艺Fig．13㊀Grouting reinforcement equipment system煤壁注浆后通过垂直煤壁取样确定实际浆液扩散半径约3．8m,煤壁稳定性得到较好控制㊂对比注浆前㊁后相同时间内煤壁片帮特征变化如图14所示,注浆后煤壁片帮深度㊁高度降低㊁发生次数减少,采场大块煤体片帮现象基本不再发生,工作面正常推进速度不再受煤壁稳定性影响,采煤机开机率提高,工作面产能得到恢复㊂图14㊀注浆前㊁后片帮特征Fig．14㊀Rib spalling features before and after grouting5㊀结㊀㊀论(1)8101工作面正常推进段煤壁前方煤体破坏范围小于10m,临近断层段采动引起断层面活化,破坏煤体范围大于10m,揭露前煤体充分损伤为片帮84第1期王兆会等:大采高工作面过断层构造煤壁片帮机理及控制事故的发生奠定了基础㊂(2)高帮煤壁存在剪坏和拉裂两种破坏形式,建立了两种片帮形式的发生判据,首次推导出煤壁起裂角βsm,βtm的确定公式,两种片帮形式对各影响因素的敏感度均为:黏聚力>采高>内摩擦角,增大煤体黏聚力是防治煤壁片帮事故的首要选择㊂(3)大采高工作面遇断层片帮事故发生频率㊁危害程度急剧升高的原因为:采高过大㊁煤体物理力学性能降低㊁顶板载荷增大㊂针对在8101工作面提出重型设备 低割煤高度㊁高初撑力㊁高护帮高度 结合煤壁注浆的综合过断层防片帮措施㊂参考文献:[1]㊀袁㊀永,屠世浩,王㊀瑛,等.大采高综采技术的关键问题与对策探讨[J].煤炭科学技术,2010,38(1):4-8.Yuan Yong,Tu Shihao,Wang Ying,et al.Discussion on key prob-lems and countermeasures of fully mechanized mining technology with high mining height[J].Coal Science and Technology,2010, 38(1):4-8.[2]㊀王金华.我国大采高综采技术与装备的现状及发展趋势[J].煤炭科学技术,2006,34(1):4-7.Wang Jinhua.Present status and development tendency of full-y mechanized coal mining technology and equipment with high cut-ting height in China[J].Coal Science and Technology,2006, 34(1):4-7.[3]㊀李志华,窦林名,陆振裕,等.采动诱发断层滑移失稳的研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(4):499-504.Li Zhihua,Dou Linming,Lu Zhenyu,et al.Study of the fault slide destabilization induced by coal mining[J].Journal of Mining &Safety Engineering,2010,27(4):499-504.[4]㊀杨建立,左建平,孙㊀凯,等.大采高多断层工作面综放诱发地表沉陷观测及数值分析[J].岩石力学与工程学报,2011, 30(6):1216-1224.Yang Jianli,Zuo Jianping,Sun Kai,et al.In-situ observation and nu-merical analysis of surface subsidence of high working face with multi-fault induced by fully mechanized mining activity[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2011,30(6): 1216-1224.[5]㊀李志华,窦林名,牟宗龙,等.断层对顶板型冲击矿压的影响[J].采矿与安全工程学报,2008,25(2):154-163.Li Zhihua,Dou Linming,Mu Zonglong,et al.Effect of fault on roof rock burst[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2008, 25(2):154-163.[6]㊀王金安,刘㊀航,李㊀铁,等.临近断层开采动力危险区划分数值模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2007,26(1):28-35.Wang Jin an,Liu Hang,Li Tie,et al.Study on numerical simulation of dynamic risk regionalization during exploitation approaching to faults[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2007,26(1):28-35.[7]㊀孟召平,彭苏萍,黎㊀洪.正断层附近煤的物理力学性质变化及其对矿压分布的影响[J].煤炭学报,2001,26(6):561-566.Meng Zhaoping,Peng Shuping,Li Hong.Changes of the physical and mechanical properties of normal fault near coal and its influence on the rock pressure distribution[J].Journal of China Coal Society, 2001,26(6):561-566.[8]㊀王家臣.极软厚煤层煤壁片帮与防治机理[J].煤炭学报,2007,32(8):785-788.Wang Jiachen.Mechanism of the rib spalling and the controlling in the very soft coal seam[J].Journal of China Coal Society,2007, 32(8):785-788.[9]㊀袁㊀永,屠世浩,马小涛,等. 三软 大采高综采面煤壁稳定性及其控制研究[J].采矿与安全工程学报,2012,29(1):21-25.Yuan Yong,Tu Shihao,Ma Xiaotao,et al.Coal wall stability of full-y mechanized working face with great mining height in three soft coal seam and its control technology[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29(1):21-25.[10]㊀陈㊀亮,孟祥瑞,高召宁,等.大采高综采工作面煤壁片帮机理分析[J].煤炭科学技术,2011,39(5):18-24.Chen Liang,Meng Xiangrui,Gao Zhaoning,et al.Analysis on spal-ling mechanism of coal wall law for fully mechanized high cuttingcoal mining face[J].Coal Science and Technology,2011,39(5):18-24.[11]㊀宁㊀宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与控制技术[J].煤炭学报,2009,34(1):50-52.Ning Yu.Mechanism and control technique of the rib spalling infully mechanized mining face with great mining height[J].Journalof China Coal Society,2009,34(1):50-52.[12]㊀尹希文,闫少宏,安㊀宇.大采高综采面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报,2008,25(2):222-225.Yin Xiwen,Yan Shaohong,An Yu.Characters of the rib spalling infully mechanized caving face with great mining height[J].Journalof Mining&Safety Engineering,2008,25(2):222-225. [13]㊀曹胜根,刘长友.高档工作面断层破碎带顶板注浆加固技术[J].煤炭学报,2004,29(5):545-549.Cao Shenggen,Liu Changyou.Grouting reinforcement technique infault broken roof in working face with individual props[J].Journalof China Coal Society,2004,29(5):545-549.[14]㊀马立强,张东升,孙广京,等.厚冲积层下大采高综放工作面顶板控制机理与实践[J].煤炭学报,2013,38(2):199-203.Ma Liqiang,Zhang Dongsheng,Sun Guangjing,et al.Thick alluvi-um full-mechanized caving mining with large mining height faceroof control mechanism and practice[J].Journal of China Coal So-ciety,2013,38(2):199-203.[15]㊀李龙生,韩晓东.厚煤层综放工作面过特大断层技术实践[J].煤炭科学技术,2012,40(10):52-54.Li Longsheng,Han Xiaodong.Practices on technology offully mechanized top coal caving mining face in thick seam passingthrough ultra large fault[J].Coal Science and Technology,2012,40(10):52-54.[16]㊀张银亮,刘俊峰,庞义辉,等.液压支架护帮机构防片帮效果分析[J].煤炭学报,2011,36(4):691-695.Zhang Yinliang,Liu Junfeng,Pang Yihui,et al.Effect analysis ofprevention rib spalling system in hydraulic support[J].Journal ofChina Coal Society,2011,36(4):691-695.94。