楊路林，劉 倩，史晨昊

（1.陜西鐵路工程職業(yè)技術(shù)學(xué)院，陜西 渭南 714000；2.山東科技大學(xué)，山東 青島 266590）

0 引 言

旋轉(zhuǎn)開(kāi)采技術(shù)越來(lái)越多地被用于回采受斷層、邊角煤和保護(hù)煤柱等多種因素造成的不規(guī)則工作面[1-3]。楊曉東等[4]對(duì)保德煤礦81308旋轉(zhuǎn)工作面開(kāi)采時(shí)的端頭設(shè)備搭接、開(kāi)采工藝及礦壓規(guī)律等問(wèn)題進(jìn)行了研究。李順順等[5]對(duì)蘆嶺礦Ⅱ1041綜采工作面大角度旋轉(zhuǎn)開(kāi)采方案、工藝參數(shù)和旋轉(zhuǎn)技術(shù)要求、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律等關(guān)鍵技術(shù)進(jìn)行了研究，并對(duì)整個(gè)采場(chǎng)的采動(dòng)應(yīng)力變化規(guī)律進(jìn)行了分析，有效解決了Ⅱ1041工作面旋轉(zhuǎn)開(kāi)采期間刮板輸送機(jī)的上下竄動(dòng)以及支架旋轉(zhuǎn)角度控制的問(wèn)題。楊勝利等[6]研究了M型工作面的特殊回采工藝，使工作面連續(xù)多次大角度旋轉(zhuǎn)，實(shí)現(xiàn)了M形工作面不搬家倒面高效回采。李亮等[7-8]采用理論分析的方法設(shè)計(jì)了旋轉(zhuǎn)工作面的轉(zhuǎn)采方案，并確定了轉(zhuǎn)采割煤參數(shù)。王惠風(fēng)等[9]以三角煤實(shí)心旋轉(zhuǎn)回采技術(shù)理論，研究了三角煤回采過(guò)程中的端頭設(shè)備搭接、回采巷道布置、開(kāi)采工藝及頂板控制技術(shù)。賈連鑫[10]研究發(fā)現(xiàn)寸草塔二礦31202 綜放工作面在回采過(guò)程中的逐漸調(diào)斜以及期間液壓支架的按步回撤技術(shù)可高效提高煤炭回采率。牛欽環(huán)等[11]研究初采調(diào)斜工作面前方支承壓力分布指出，支承壓力在工作面下端小于上端，且在初次來(lái)壓時(shí)，支承壓力達(dá)到峰值。楊科等[12]指出采場(chǎng)支架反復(fù)支撐、轉(zhuǎn)采區(qū)的應(yīng)力集中是造成旋轉(zhuǎn)采場(chǎng)和巷道圍巖易失穩(wěn)的關(guān)鍵因素。針對(duì)旋轉(zhuǎn)技術(shù)的研究主要集中在旋轉(zhuǎn)工作面的回采工藝、割煤特點(diǎn)或礦壓顯現(xiàn)特征，且大都依靠經(jīng)驗(yàn)或現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法總結(jié)規(guī)律[13-14]，而對(duì)于綜放采場(chǎng)旋轉(zhuǎn)區(qū)的頂板結(jié)構(gòu)特征、采場(chǎng)壓力演化規(guī)律等內(nèi)容尚未進(jìn)行過(guò)系統(tǒng)地理論分析，故有必要對(duì)這些內(nèi)容進(jìn)行全面且深入的研究，既能為復(fù)雜條件下拓寬綜放采煤的適用范圍增加采區(qū)回采率提供思路，也有助于創(chuàng)造良好的經(jīng)濟(jì)效益和社會(huì)效應(yīng)。

1 工程概況

長(zhǎng)春興煤礦301綜放工作面主采22煤層，平均傾角3°，為近水平煤層，煤層厚度為7～12.5 m，平均為10.25 m，回采面覆巖運(yùn)動(dòng)參數(shù)見(jiàn)表1。301工作面設(shè)計(jì)總推進(jìn)長(zhǎng)度1 032 m，工作面長(zhǎng)度230 m，設(shè)計(jì)采厚3.5 m，采放比為1∶2.5，工作面埋深220～250 m，平均埋深235 m。如圖1所示，工作面設(shè)計(jì)為一進(jìn)一回二巷，沿煤層底板布置。但在301工作面末端，因礦井大巷與回采巷道不是垂直布置，若繼續(xù)按照正常推進(jìn)方向回采，會(huì)滯留部分三角煤無(wú)法采出，故為最大可能采出煤炭資源，將末采階段回風(fēng)巷道布置為弧形。

表1 頂板巖層運(yùn)動(dòng)參數(shù)

圖1 回采巷道布置Fig.1 Back-harvest roadway layout

如圖2所示，301工作面末采階段采用了以虛心O為旋轉(zhuǎn)中心的開(kāi)采方式，整個(gè)旋轉(zhuǎn)開(kāi)采過(guò)程中設(shè)置了23個(gè)調(diào)采循環(huán)，運(yùn)輸巷推進(jìn)18.4 m，回風(fēng)巷推進(jìn)195 m。每個(gè)循環(huán)內(nèi)機(jī)頭、機(jī)尾按照1∶11的比例進(jìn)行推進(jìn)，進(jìn)刀位置處支架編號(hào)分別為12、24、36、48、60、72、84、96、108、120號(hào)，總計(jì)10個(gè)進(jìn)刀點(diǎn)，每次旋轉(zhuǎn)角度為2°。

圖2 旋轉(zhuǎn)開(kāi)采示意Fig.2 Diagram of recycling cycle

2 旋轉(zhuǎn)工作面頂板壓力分布特征理論分析

2.1 采場(chǎng)頂板結(jié)構(gòu)分析

根據(jù)巖層運(yùn)動(dòng)參數(shù)計(jì)算可知[15-17]，采場(chǎng)中部區(qū)域一次回采厚度大，頂煤、①和②巖層均在其直接頂冒落范圍內(nèi)，隨采隨冒，③巖層以基本頂形式存在，其頂板結(jié)構(gòu)模型如圖3所示。其中h為工作面采高，3.5 m；T為頂煤高度，5.5 m；MZ為直接頂厚度，9.6 m；ME為基本頂厚度，15.6 m；C為基本頂巖梁斷裂步距，18.1 m機(jī)尾區(qū)域不放煤，回采空間較小，下位頂煤垮落，上位頂煤受工作面煤壁和側(cè)向煤體支撐形成弧三角懸板結(jié)構(gòu)，但由于轉(zhuǎn)采期間推進(jìn)速度快，且緊鄰中部放煤區(qū)域，受采動(dòng)影響劇烈，三角弧懸板結(jié)構(gòu)容易破壞。

圖3 采場(chǎng)中部頂板結(jié)構(gòu)模型Fig.3 Roof structure model of middle stope

對(duì)于機(jī)頭區(qū)域而言，301工作面進(jìn)入轉(zhuǎn)采區(qū)前，端頭形成以煤壁和側(cè)方煤體為固支邊，采空區(qū)弧形斷裂線(xiàn)為自由邊的弧三角懸板結(jié)構(gòu)[18-19]，如圖4所示。但在轉(zhuǎn)采過(guò)程中，由于進(jìn)尺遠(yuǎn)小于機(jī)尾區(qū)域，且不再放煤，割煤方法的改變會(huì)影響上覆巖層的活動(dòng)特征。進(jìn)入轉(zhuǎn)采區(qū)后，頂煤冒落成為下位直接頂，由于下部回轉(zhuǎn)空間所限，①號(hào)巖層由正常回采階段的冒落狀態(tài)演化成以回轉(zhuǎn)或變形失穩(wěn)為特點(diǎn)的類(lèi)基本頂結(jié)構(gòu)，但因其物理強(qiáng)度有限，隨著工作面的持續(xù)推進(jìn)，最終仍以冒落方式作用在機(jī)頭區(qū)支架上，見(jiàn)表1。②號(hào)隨著①號(hào)巖層的失穩(wěn)而垮落，屬上位直接頂范疇。③巖層不在機(jī)頭區(qū)冒落范圍內(nèi)，且強(qiáng)度較大，垮落步距為18.1 m，遠(yuǎn)大于①、②巖層，見(jiàn)表1，因此以基本頂形式存在，其頂板結(jié)構(gòu)模型如圖5所示。其中，h為工作面采高，3.5 m；T為頂煤高度，5.5 m；MZ為直接頂厚度，6.8 m；ME為基本頂厚度，18 m 。

圖4 端頭區(qū)弧三角板結(jié)構(gòu)Fig.4 Triangle roof plate with curve side of face end

圖5 機(jī)頭區(qū)頂板結(jié)構(gòu)模型Fig.5 Roof structure model of beneath ending

2.2 礦壓分布特征理論分析

1）全工作面頂板壓力分布特征。根據(jù)轉(zhuǎn)采技術(shù)可知，進(jìn)入轉(zhuǎn)采前，已經(jīng)將工作面上、下端頭的超前距調(diào)整為0，整個(gè)工作面在轉(zhuǎn)采線(xiàn)附近與上、下平巷垂直。為簡(jiǎn)化模型，先假定此時(shí)工作面各處的頂板運(yùn)動(dòng)情況基本一致，則隨著回采面推進(jìn)，采場(chǎng)各處懸頂面積逐漸增大，且各處懸頂面積出現(xiàn)明顯差異。機(jī)頭區(qū)域因受弧形三角板保護(hù)及采空區(qū)充填較實(shí)的影響，頂板較為穩(wěn)定。隨著工作面推進(jìn)，當(dāng)采場(chǎng)中部頂板運(yùn)動(dòng)時(shí)，由于其正下方支護(hù)能力弱，而機(jī)尾處又因推進(jìn)速度快，頂板活動(dòng)范圍大，難以形成有效支撐，又因覆巖采動(dòng)影響范圍內(nèi)存在一層較厚的頂板可起到側(cè)向傳遞力的作用，從而導(dǎo)致采動(dòng)空間較小處機(jī)頭區(qū)的頂板壓力比采動(dòng)空間較大處的頂板壓力明顯增大，促使該處頂板活動(dòng)加劇，支架載荷增加，如圖6所示。

圖6 采場(chǎng)頂板壓力轉(zhuǎn)移作用示意Fig.6 Schematic of pressure transfer of whole stope roof

如圖6所示，由于采場(chǎng)上方一定范圍內(nèi)存在強(qiáng)度較大的基本頂，當(dāng)采場(chǎng)下部已采空間分布不均勻時(shí)，中、上部頂板的礦壓作用可通過(guò)基本頂向機(jī)頭區(qū)轉(zhuǎn)移，引起機(jī)頭區(qū)載荷的集中。

2）三角弧形頂板壓力分布特征。隨著工作面的不斷推進(jìn)，當(dāng)可傳遞礦壓作用的基本頂發(fā)生破斷后，各巖塊之間已經(jīng)不能構(gòu)成一個(gè)整體，其傳遞力的作用變?nèi)?，因此由采?chǎng)中、上部向下部的礦壓轉(zhuǎn)移效應(yīng)開(kāi)始減緩，此時(shí)沿工作面傾向的采場(chǎng)全范圍頂板模型如圖7所示。

圖7 三角弧形頂板壓力轉(zhuǎn)移作用示意Fig.7 Schematic of pressure transfer of triangle roof plate with curve side

如圖7可知，機(jī)頭區(qū)上方基本頂形成弧三角懸板結(jié)構(gòu)。隨著轉(zhuǎn)采步距的增加，距離旋轉(zhuǎn)中心，即機(jī)頭區(qū)越近，推進(jìn)速度就越小，懸板面積就越小；反之，距離機(jī)頭區(qū)越遠(yuǎn)，推進(jìn)速度越快，懸板面積就越大。因此，盡管采場(chǎng)上方基本頂斷裂后，已無(wú)法繼續(xù)向機(jī)頭區(qū)傳遞中、上部的礦壓作用，但在弧三角形板的影響范圍內(nèi)，沿工作面傾向，各處的懸頂面積仍然有較大差別，故懸頂面積大的區(qū)域仍可向機(jī)頭區(qū)傳遞礦壓作用，引起該處的頂板載荷集中。

3 旋轉(zhuǎn)工作面礦壓顯現(xiàn)特征數(shù)值模擬

3.1 模型的建立

以301工作面的實(shí)際開(kāi)采條件建立模型，長(zhǎng)（X方向）為300 m，寬（Y方向）為280 m，高（Z方向）為73.8 m，沿垂直高度方向分為9層，其力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。模型上部邊界按其采深深度230 m施加載荷，工作面長(zhǎng)度230 m，沿X方向開(kāi)挖。為消除邊界效應(yīng)的影響，更加真實(shí)地模擬工作面的實(shí)際開(kāi)挖情況，工作面從20 m位置開(kāi)始開(kāi)挖直至280 m結(jié)束，其中前90 m為正?；夭呻A段，頂煤放出率按75%計(jì)算，從90 m位置開(kāi)始進(jìn)入轉(zhuǎn)采區(qū)，開(kāi)始不放煤，回采厚度為3.5 m，機(jī)頭機(jī)尾按照比例1∶11開(kāi)挖，運(yùn)輸巷依次推進(jìn)3、6、9、12、15 m，整個(gè)轉(zhuǎn)采期間機(jī)頭推進(jìn)15 m，機(jī)尾推進(jìn)165 m。運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷按照寬5 m、高4.5 m的尺寸開(kāi)挖。工作面正常和轉(zhuǎn)采階段的開(kāi)挖模型如圖8所示。

圖8 不同階段工作面開(kāi)挖示意Fig.8 Model graph of working face in different mining stages

表2 各巖層力學(xué)參數(shù)

續(xù)表

3.2 轉(zhuǎn)采階段頂板壓力分析

工作面正常推進(jìn)60 m和90 m，以及運(yùn)輸巷依次推進(jìn)3、6、9、12、15 m時(shí)的工作面垂直應(yīng)力變化情況分別如圖9和圖10所示。

圖9 正常推進(jìn)階段采場(chǎng)壓力分布Fig.9 Vertical stress in normal mining stages

圖10 轉(zhuǎn)采階段采場(chǎng)壓力分布Fig.10 Vertical stress in rotating mining stages

現(xiàn)統(tǒng)計(jì)正常推進(jìn)和轉(zhuǎn)采階段的采場(chǎng)頂板壓力顯現(xiàn)特征值見(jiàn)表3，并據(jù)此繪制沿工作面推進(jìn)方向的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律變化折線(xiàn)，如圖11所示。

表3 采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)特征值

由圖9—圖11分析可知：

1）工作面未進(jìn)入轉(zhuǎn)采區(qū)前，由于兩側(cè)均為實(shí)體煤，開(kāi)采邊界條件相同，因而采場(chǎng)頂板的礦壓顯現(xiàn)及側(cè)向支承壓力分布表現(xiàn)出典型的對(duì)稱(chēng)性，中部壓力大，兩端頭壓力較小，端頭上、下端頭應(yīng)力集中區(qū)為0。

圖11 轉(zhuǎn)采階段機(jī)頭區(qū)應(yīng)力集中作用變化規(guī)律Fig.11 Law of stress concentration change in underneath expert during revolving mining

2）當(dāng)進(jìn)入轉(zhuǎn)采階段，運(yùn)輸巷推進(jìn)步距為3 m時(shí)，采場(chǎng)的礦山壓力作用開(kāi)始呈現(xiàn)不對(duì)稱(chēng)分布。沿工作面傾向，從機(jī)尾到機(jī)頭上方頂板壓力逐漸增大，整個(gè)采場(chǎng)的頂板壓力開(kāi)始表現(xiàn)出向運(yùn)輸巷端部傳遞的趨勢(shì)，但由于轉(zhuǎn)采步距較小，采場(chǎng)各處的回采空間差距還不明顯，此時(shí)應(yīng)力集中作用尚不明顯。機(jī)頭區(qū)垂直應(yīng)力3～5 MPa，最大值為7 MPa，集中區(qū)范圍為2 m，與機(jī)尾基本相同，但分布范圍略大。

3）隨著轉(zhuǎn)采推進(jìn)步距的增加，機(jī)頭區(qū)上方應(yīng)力集中現(xiàn)象越來(lái)越明顯，集中區(qū)范圍、應(yīng)力峰值及集中系數(shù)逐漸增大。同時(shí)，由于頂煤及部分直接頂?shù)氖芰σ堰_(dá)到強(qiáng)度極限而發(fā)生破壞，導(dǎo)致應(yīng)力集中區(qū)開(kāi)始向上方轉(zhuǎn)移，最終穩(wěn)定在采場(chǎng)上方約17 m的位置。

4）當(dāng)轉(zhuǎn)采步距為15 m時(shí)，回風(fēng)巷推進(jìn)至165 m時(shí)，機(jī)頭上方的應(yīng)力集中現(xiàn)象達(dá)到最大，應(yīng)力集中區(qū)范圍超過(guò)30 m，應(yīng)力達(dá)19 MPa。根據(jù)模型所確定的煤層實(shí)際埋深計(jì)算，原巖應(yīng)力為5.8 MPa，則此時(shí)應(yīng)力集中系數(shù)已超過(guò)3。按照應(yīng)力集中的相關(guān)標(biāo)準(zhǔn)[20-21]，此時(shí)機(jī)頭區(qū)屬于“非常集中”，因此在實(shí)際開(kāi)采中，需格外加強(qiáng)機(jī)頭區(qū)的支護(hù)工作。

5）在應(yīng)力集中區(qū)外，對(duì)工作面傾向的頂板壓力進(jìn)行分析可知，整個(gè)轉(zhuǎn)采階段，距離旋轉(zhuǎn)端，即機(jī)頭位置，越近頂板壓力越大；距離機(jī)頭區(qū)越遠(yuǎn)，頂板壓力越小，且隨著機(jī)頭區(qū)應(yīng)力集中的加劇，該現(xiàn)象愈加明顯。機(jī)尾區(qū)應(yīng)力范圍穩(wěn)定在2～5 MPa，低于原巖應(yīng)力水平，說(shuō)明自進(jìn)入轉(zhuǎn)采階段就一直處于應(yīng)力降低區(qū)。

4 轉(zhuǎn)采區(qū)礦壓顯現(xiàn)特征實(shí)測(cè)分析

為便于研究采場(chǎng)頂板的運(yùn)動(dòng)規(guī)律，在301工作面布置了12條測(cè)線(xiàn)，分別為機(jī)頭區(qū)（5、10、15號(hào)），機(jī)頭鄰區(qū)（30、46、62號(hào)），機(jī)尾鄰區(qū)（70、82、90號(hào)），機(jī)尾區(qū)（110、115、125號(hào)）4個(gè)部分。統(tǒng)計(jì)了轉(zhuǎn)采起始線(xiàn)以里約220 m處開(kāi)始，直至工作面轉(zhuǎn)采結(jié)束全范圍內(nèi)的支架工作阻力數(shù)據(jù)，其中機(jī)頭（運(yùn)輸平巷）推進(jìn)652～890.4 m，機(jī)尾（回風(fēng)平巷）推進(jìn)652～1 073.6 m，共折合276～519個(gè)割煤循環(huán)。由于轉(zhuǎn)采期間割煤特點(diǎn)，各測(cè)線(xiàn)處推進(jìn)度不盡相同，按照實(shí)際割煤循環(huán)劃分來(lái)壓步距分析頂板運(yùn)動(dòng)情況，現(xiàn)統(tǒng)計(jì)各測(cè)線(xiàn)處頂板運(yùn)動(dòng)特征見(jiàn)表4，各測(cè)區(qū)代表性測(cè)線(xiàn)整架循環(huán)末阻力和初撐力變化曲線(xiàn)如圖12所示。

表4 工作面不同階段來(lái)壓特征值

由表4及圖12分析可知：

1）正常回采階段，沿301工作面長(zhǎng)方向各測(cè)線(xiàn)處礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度不同，各處來(lái)壓位置也不一致。大致表現(xiàn)為，機(jī)頭和機(jī)尾區(qū)頂板活動(dòng)較弱，支架工作阻力變化穩(wěn)定，頂板來(lái)壓的周期性不顯著，步距大但顯現(xiàn)強(qiáng)度小；機(jī)頭鄰區(qū)和機(jī)尾鄰區(qū)處于工作面中部，頂板活動(dòng)劇烈，壓力變化大，來(lái)壓的周期性特征顯著，步距小但顯現(xiàn)強(qiáng)度大。距設(shè)計(jì)轉(zhuǎn)采位置77～120 m，存在一條全長(zhǎng)空巷和一條半長(zhǎng)空巷，受此影響，各測(cè)線(xiàn)推進(jìn)至空巷時(shí)，支架工作阻力均有不同程度地上升。

2）進(jìn)入轉(zhuǎn)采階段，各測(cè)區(qū)的頂板壓力分布特征與正?；夭善陂g均有顯著差異。①沿工作面傾向來(lái)看，整個(gè)采場(chǎng)各測(cè)點(diǎn)的支架工作阻力表現(xiàn)出如下規(guī)律：距機(jī)頭區(qū)越近，支架工作阻力越大。距機(jī)頭區(qū)越遠(yuǎn)，支架工作阻力就越小，沿工作面傾向各處頂板來(lái)壓強(qiáng)度明顯呈不對(duì)稱(chēng)分布。②機(jī)頭區(qū)支架工作阻力相比轉(zhuǎn)采前顯著增大。以機(jī)頭區(qū)5號(hào)和10號(hào)測(cè)線(xiàn)為例，轉(zhuǎn)采階段2條測(cè)線(xiàn)來(lái)壓時(shí)的均值阻力均超過(guò)12 000 kN，相比正常推進(jìn)階段分別增大了102%和68%，非來(lái)壓期間的均值阻力也分別增大了41.3%和

33.9%，應(yīng)力集中現(xiàn)象明顯。針對(duì)機(jī)頭區(qū)5號(hào)和10號(hào)測(cè)線(xiàn)的來(lái)壓特點(diǎn)來(lái)看，沒(méi)有表現(xiàn)出周期性特征，而是先增加，后降低，最后趨于穩(wěn)定，但沿推進(jìn)方向卻出現(xiàn)了2個(gè)峰值。分析認(rèn)為，轉(zhuǎn)采初期由于頂煤與直接頂之間冒落的矸石并未壓實(shí)，導(dǎo)致集中的載荷并不能及時(shí)全部傳遞到采場(chǎng)支架上，因此支架工作阻力增長(zhǎng)緩慢；隨著頂煤上方的三角弧懸頂開(kāi)始發(fā)生破斷，機(jī)頭區(qū)迎來(lái)第一次峰值。由于機(jī)頭上方頂煤與頂板充分壓實(shí)，礦壓傳遞作用及推進(jìn)速度對(duì)支架工作阻力的影響逐漸發(fā)揮出來(lái)，導(dǎo)致機(jī)頭區(qū)支架工作阻力再一次升高。③機(jī)頭鄰區(qū)各測(cè)線(xiàn)位置來(lái)壓周期性明顯，同正?；夭呻A段相比均值阻力整體呈下降趨勢(shì)，但來(lái)壓步距變大。30號(hào)測(cè)線(xiàn)由于距機(jī)頭區(qū)較近，一定程度上受壓力傳遞作用的影響而承擔(dān)了部分傳遞的壓力，頂板壓力共經(jīng)歷了2次周期性變化，來(lái)壓時(shí)均值強(qiáng)度相比正?；夭呻A段增大了2.3%，略大于正常回采階段。62號(hào)測(cè)線(xiàn)距機(jī)頭區(qū)較遠(yuǎn)，其頂板壓力部分轉(zhuǎn)移至機(jī)頭區(qū)，導(dǎo)致頂板運(yùn)動(dòng)減緩，來(lái)壓時(shí)和來(lái)壓前的均值阻力分別下降8.3%和8.1%。④機(jī)尾鄰區(qū)支架工作阻力變化與機(jī)頭鄰區(qū)相似，其來(lái)壓前及來(lái)壓期間均值阻力小于正常回采期間。以70號(hào)和90號(hào)為例，進(jìn)入轉(zhuǎn)采區(qū)后，2個(gè)測(cè)點(diǎn)均經(jīng)歷了數(shù)次周期來(lái)壓。相比正常推進(jìn)階段，穩(wěn)定階段均值阻力分別下降7.8%和4.1%，來(lái)壓時(shí)均值阻力分別下降11%和8.9%，來(lái)壓步距變大。⑤機(jī)尾區(qū)由于處在非旋轉(zhuǎn)中心的最外側(cè)，在轉(zhuǎn)采期間短刀斜切數(shù)量最多，推進(jìn)速度最快，來(lái)壓步距較大，故其采場(chǎng)支架工作阻力受推進(jìn)速度的影響，變化較大。以110號(hào)和125號(hào)測(cè)線(xiàn)為例，正?；夭呻A段來(lái)壓前均值阻力分別為6 261 kN和5 251 kN，來(lái)壓時(shí)均值阻力分別為11 259 kN和6 529 kN；進(jìn)入轉(zhuǎn)采后，來(lái)壓前均值阻力分別下降7.2%和6.2%，來(lái)壓時(shí)均值阻力分別下降13.7%和10.1%，則旋轉(zhuǎn)開(kāi)采對(duì)來(lái)壓期間的工作阻力影響較非來(lái)壓期間更加明顯。

綜上分析，受轉(zhuǎn)采影響，各測(cè)區(qū)支架工作阻力均出現(xiàn)不同程度的變化，特別是機(jī)頭區(qū)應(yīng)力集中現(xiàn)象明顯，而機(jī)頭區(qū)以外支架工作阻力出現(xiàn)了一定程度的降低。機(jī)頭區(qū)支架工作阻力增大的主要原因是受采場(chǎng)基本頂和機(jī)頭區(qū)上方三角弧懸頂結(jié)構(gòu)的影響，轉(zhuǎn)采期間沿工作面傾向一定范圍內(nèi)，總能出現(xiàn)回采空間或懸頂面積的差異，共同導(dǎo)致機(jī)尾和采場(chǎng)中部的礦山壓力向機(jī)頭區(qū)傳遞，引起該處基本頂載荷的增加。如圖5所示，此時(shí)機(jī)頭區(qū)頂煤因受轉(zhuǎn)采期間割煤方法的影響形成了一種既可以向采場(chǎng)支架充分傳遞覆巖的頂板運(yùn)動(dòng)作用，又因煤體自身強(qiáng)度所限，在支架上部提前開(kāi)裂，從而不使該作用力向工作面前方傳遞的結(jié)構(gòu)，最終導(dǎo)致機(jī)頭區(qū)支架工作阻力增加。另外，對(duì)于采場(chǎng)中下部區(qū)域來(lái)說(shuō)，其推進(jìn)速度與正?；夭苫鞠嗤?，而且?guī)r梁周期斷裂步距相對(duì)正?；夭善陂g增大，但其采場(chǎng)支架工作阻力反而出現(xiàn)了一定程度的減小，說(shuō)明推進(jìn)速度對(duì)采場(chǎng)支承壓力的影響作用較小，故可證明上覆巖層基本頂沿傾向方向的壓力傳遞作用，特別是機(jī)頭區(qū)弧三角懸板結(jié)構(gòu)沿傾向方向的壓力傳遞作用是造成機(jī)頭區(qū)應(yīng)力集中的最主要因素。

5 結(jié) 語(yǔ)

1）長(zhǎng)春興煤礦301綜放工作面在旋轉(zhuǎn)過(guò)程中，由于機(jī)頭推進(jìn)速度遠(yuǎn)大于機(jī)尾，導(dǎo)致同一時(shí)期內(nèi)沿工作面走向和傾向上各處的回采空間體積及采動(dòng)影響范圍差別較大。

2）在機(jī)頭區(qū)的三角弧形頂板影響范圍內(nèi)，隨著轉(zhuǎn)采步距的增加，距旋轉(zhuǎn)中心越遠(yuǎn)的區(qū)域，弧形板懸頂面積就越大。

3）結(jié)合以上兩種因素，再加上覆巖采動(dòng)影響范圍內(nèi)存在一層較厚的頂板可起到側(cè)向傳遞力的作用，這3個(gè)條件共同作用的結(jié)果是采動(dòng)空間較小處機(jī)頭區(qū)的頂板壓力比采動(dòng)空間較大處的頂板壓力明顯增大，引起機(jī)頭區(qū)的應(yīng)力集中。