晋城煤业赵庄煤矿大采高综采工作面顶板控制技术研究.docx

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晋城煤业赵庄煤矿大采高综采工作面顶板控制技术研究

晋城煤业赵庄煤矿大采高综采工作面顶板控制技术研究

张贵银

资源与环境工程学院采矿09-2班0901030228

【摘要】我国煤炭储量丰富，厚煤层储量在我国煤炭总储量中约占44%。

因此，厚煤层开采技术在很大程度上决定着我国整个煤炭行业技术研究水平的提高和经济效益的发挥。

近十几年来，大采高液压支架、采煤机和刮板输送机等配套设备的研制取得了重大突破，促进了大采高综采技术的进步。

由于大采高综采具有资源回收率高、采出煤炭含矸率低、工作面生产时煤尘少、瓦斯涌出量小等方面的优点，使其成为在厚煤层开采技术方面迅速发展的新工艺。

但是，许多专家和学者通过多年的现场观测和大量的理论研究发现，在类似地质条件下，大采高综采工艺随着工作面煤壁和支架高度的加大，支架－围岩系统的稳定性降低、事故率增加。

如果再受到断层、裂隙、节理、褶曲、陷落柱等复杂地质条件及煤质松软且煤层本身为节理、裂隙发育的软弱煤层等因素的影响时，极有可能会使得大采高综采工作面支架－围岩系统的稳定性更差、事故率更高，给煤矿的安全生产带来严重的隐患。

深入、系统地研究软煤层大采高综采采场围岩控制理论及技术，不仅能为类似煤层煤矿的设计、开采、安全生产的管理和决策提供科学依据，同时还能够丰富和发展矿山压力及岩层控制理论，所以，此课题的研究具有重要的理论意义和工程实际意义。

【关键词】大采高；软煤层；综采工作面；矿山压力；围岩控制

1.1论文的研究内容、研究方法

以晋城煤业集团赵庄煤矿二叠系下统山西组3号煤层及其顶底板岩层为主要研究对象，采用现场实测、理论分析、数值模拟计算和工业性试验等方法，对软煤层大采高综采工作面矿山压显现规律、顶板岩层结构及运动破坏规律、煤壁片帮机理及防治技术、底板损伤破坏、支架—围岩关系、开采技术保障体系等六个方面做了探索性研究。

具体研究内容、研究方法如下：

（1）软煤层大采高综采工作面矿山压力显现规律实测研究根据赵庄煤矿3号煤层赋存特点，选取典型区域进行顶底板钻孔取芯和煤层不同空间位置取样，进行实验室实验，明确煤层及其顶底板各岩层厚度、节理、裂隙等变化情况以及物理力学参数；运用现场实际观测的方法，揭示赵庄煤矿3号煤层大采高综采工作面矿山压力显现的基本特征和规律，为探讨软煤层大采高综采工作面上覆岩层结构形式及采场围岩控制提供可靠的现实和理论基础。

（2）软煤层大采高综采工作面顶板岩层结构及运动破坏规律研究针对赵庄煤矿3号煤层赋存及开采状况，构建适宜3号煤层大采高工作面上覆岩层的力学结构模型。

通过对顶板岩层载荷分布特征、“砌体梁”结构稳定性的理论分析，揭示出软煤层大采高综采采场上覆岩层的力学结构形态及运动特征，为探讨软煤层大采高综采上覆岩层结构形式及采场围岩控制提供可靠的现实和理论基础。

（3）软煤层大采高综采工作面煤壁片帮机理及防治技术研究针对赵庄煤矿3号煤层煤质较软、地质构造复杂，大采高综采时煤壁片帮比较严重的问题，采用理论计算和数值模拟分析的方法研究软煤层大采高综采工作面前方煤体的塑性区，确定工作面煤壁片帮的影响因素。

现场进行煤壁片帮统计，掌握煤壁片帮特征。

综合理论计算、数值模拟以及现场实测结果给出赵庄煤矿3号煤层大采高综采工作面煤壁片帮的具体防治措施。

（4）软煤层大采高综采采场底板损伤破坏理论研究根据赵庄煤矿3号煤层大采高开采的特点，建立适宜的理论分析模型，采用理论计算和现场实测相结合的研究方法，分析软煤层大采高工作面底板岩层应力分布、变形、损伤、破坏等方面的规律，明确软煤层大采高煤层开采底板损伤破坏的深度及空间分布形态。

（5）软煤层大采高综采工作面支架—围岩关系根据软煤层大采高综采工作面液压支架工作阻力与顶板下沉量的关系，研究软煤层大采高综采液压支架初撑力、工作阻力的确定原则。

分析软煤层大采高综采工作面端面顶板冒、漏的机理，并提出防治措施。

从液压支架顶梁长度与直接顶自承极限垮距长度之间的关系出发，对赵庄煤矿3305软煤层大采高综采工作面液压支架的顶梁长度、支柱位置与顶板的适应性进行研究，以及对ZY12000/28/62D型液压支架掩护梁的受力进行计算，验证该型号液压支架掩护梁是否满足安全要求

（6）软煤层大采高综采辅助技术研究针对软煤层大采高综采工作面在复杂地质条件下，顶板破碎较为严重，容易造成端面顶板的漏、冒，漏风严重，上隅角瓦斯易超限等不安全隐患，结合赵庄煤矿3305软煤层大采高综采工作面的实际情况，采用现场实践的方法以确定开切眼和撤架通道顶板、两帮的加固技术、软煤层大采高综采工作面煤壁超前加固技术、预防片帮、冒顶的安全措施、工作面综合管理安全措施、上隅角防治瓦斯超限措施，形成一套较为完善的软煤层大采高综采辅助技术，为争取实现软煤层大采高综采的安全回采提供可靠的技术保障。

最后，综合上述研究成果，提交本论文研究结论。

2.1.1矿井地质条件及工作面基本概况

晋城煤业集团赵庄煤矿井田位于沁水煤田东南部，地处山西省晋城市北53公里，行政划归山西省长治县、长子县、高平市三地所辖，区内交通方便，太焦铁路和长晋省级公路纵贯全区，北经长治市、南经高平市可通往全国各地。

井田境界北与长治矿区相连，南邻王报井田，东起庄头正断层，西以12、13号点连线为界，南北长约16.65km，东西宽约14.8km，井田面积144.1336km，2、3号煤层为可采煤层，可采储量438.77Mt，其中贫煤274.36Mt，无烟煤164.41Mt。

矿井初期开采二叠系下统山西组3号煤层。

从全区看，煤层赋存稳定，结构复杂，厚度0－6.35m，平均厚度4.69m。

3305软煤层大采高工作面可采长度1757.86m，工作面长度219.75m，面积为386289.74m，煤层厚度为3.5—6.2m，平均厚度为5.5m，煤层倾角1°－15°，平均倾角为8°。

工业储量2910544.58t，可采储量2706806.46t。

3305工作面位于三盘区，三盘区主要进风巷为1105巷和西翼北胶带运输大巷，主要回风巷为1104回风大巷。

3305工作面采用“三进一回”通风方式，东南有两条进风巷为32052巷和32054巷；西北有一条进风巷32051巷和一条回风巷32053巷。

32051巷联络横川通过风桥与1104回风大巷交叉，并与1105进风大巷相通，32052巷、32054巷联络横川通过风桥与1104回风大巷交叉，并与1105进风大巷、西翼胶带大巷相通；32053巷利用联络横川与1104回风大巷相同，并通过联络横川与32051巷相通。

工作面位置图如图2-1所示。

工作面32052巷、32054巷、32053巷、32051巷均是采用留底煤沿顶板进行掘进，32052巷为运煤、进风巷；32051巷和32054巷为运料、进风巷；32053巷为回风巷。

2.1.2地质及水文情况

2.1.2.1盖山厚度

工作面地面标高：

965.9－1087.9m，煤层底板标高：

454－502m，工作面盖山厚度为：

463.9－633.9m。

2.1.2.2煤层特征

3305软煤层大采高工作面开采的是二叠系下统山西组3号煤层，煤层物理性质为黑色，亮煤为主，夹煤镜条带，玻璃光泽。

煤层从上往下物理力学性质为松软—较硬—松软，整体表现为质软，疏松。

宏观煤岩类型以半亮—光亮型煤为主，局部可见半暗型，宏观煤岩组分以亮煤为主，少量的暗煤或镜煤。

煤层主要为线理状、条带状、层状结构，有时可见均一状结构，块状结构。

3号煤的容重1.39t/m

2.1.2.3工作面顺槽巷道掘进过程中揭露地质构造情况工作面顺槽巷道掘进过程中揭露断层28个，均表现为正断层。

揭露陷落柱情况：

3305工作面自开切眼回采至952m处时有一陷落柱DX38，EW向长96m，NS向长47m。

三维勘探资料：

3305工作面内撤架通道往南745m处发育有一陷落柱DX38，长轴165m，短轴57m。

根据钻探和坑透结果以及揭露其它陷落柱情况分析，DX38陷落柱向西偏移8m，长轴95m，短轴50m。

2.1.2.4水文地质情况

3305工作面水文地质条件相对简单，3号煤层涌水来源主要是煤层顶板砂岩裂隙水，由于煤层顶板砂岩水赋存不均一，顺槽巷道掘进过程中均表现出不同程度、不同地段淋水，淋水点以锚索（杆）孔、顶板裂隙为主，集中出水点较少，集中出水点最大出水量实测达2—3m3/h。

大部分地段顶板淋水随着巷道的向前掘进逐渐疏干，少部分地段顶板淋水疏干时间较长。

四条顺槽掘进过程中总的正常涌水量达15—18m3/h。

3305软煤层大采高工作面为三盘区的首采工作面，四周未掘进及回采，顶板水未疏放，因此，结合该工作面顺槽在掘进过程中的实际淋水情况，开采3号煤层涌水源主要是来自煤层顶板砂岩裂隙水及k8、k9含水层的水。

该工作面的正常涌水量为45—75m3/h；随着工作面向前推进，顶板垮落沟通上覆其它含水层k8、k9，最大涌水量105m3/h。

2.1.3采煤方法

3305软煤层大采高工作面采用倾斜长壁大采高自然冒落后退式综合机械化采煤法。

采煤工艺：

割煤→拉架→移溜。

工作面采用德国艾柯夫公司生产的SL500电牵引采煤机，采用双向往返割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。

进刀方式：

采用端部斜切割三角煤进刀。

2.1.4工作面支架的布置方式及支架参数

2.1.4.1工作面支架的布置方式

根据工作面顶、底板岩性及3号煤层厚度、采高等条件，3305软煤层大采高工作面选用郑州煤机公司生产的两柱掩护式液压支架及北京煤机公司生产的与中间架相配套的端头液压支架和过渡液压支架。

从工作面机头到机尾分别布置端头架4架，过渡液压支架4架，中间架114架，过渡架3架，端头架4架，共计129架。

2.23号煤层及其顶底板岩石物理力学性质试验

2.2.1试验内容赵庄煤矿3号煤层及顶、底板各岩层岩石试样的单轴抗压强度（天然、饱和）、抗拉强度、抗切强度、内聚力和内摩擦角、弹性模量、泊松比、吸水率以及视密度。

2.2.2试验方法

所采集的煤岩样均按照原煤炭工业部标准MT38－87规定执行；煤岩样规格和加工精度均按MT44－87《煤和岩石单向抗压强度及软化系数测定方法》中的1.1－1.3和2.1－2.4条的规定执行；试验力学测定按1987－11－18中华人民共和国煤炭工业部《煤和岩石物理力学性质试验测定方法》的规定执行。

2.2.3取样

赵庄煤矿3号煤层煤样采用掏撬法从3305工作面煤壁中直接选取，按不同空间位置从煤层底板起每隔1.0m取一组，共取煤样6组。

岩芯试验样本取自3号煤层3305工作面32051辅运顺槽内。

顶、底板岩层岩样采用钻孔取芯法选取，取岩芯时现场计算顶底板各岩层的RQD值，同时根据井下巷道内顶底板钻孔钻取岩芯绘制钻孔柱状图。

1号钻孔位于32051巷与9号横川交汇点向停采线方向7m处，其中顶板钻孔取芯深度为25.0m，底板钻孔取芯深度为5.4m；2号钻孔位于32051巷与1号横川交汇点距1105巷方向30m处，其中顶板钻孔取芯深度为26.3m，底板钻孔取芯深度为4.7m。

1、2号钻孔位置分别如图2-3，2-4所示。

2.2.4试验设备

试验设备主要包括：

磨石机，钻芯机，切割机，WE-300型液压材料试验机和WE-100型液压万能试验机等。

2.2.5试验测试

本次试验主要采用液压材料试验机测试试件的天然、饱和抗压强度、抗切、抗拉、抗剪强度、弹性模量、泊松比、密度等。

具体测试及计算方法如下：

（1）密度岩石密度是指单位体积岩石的重量，主要测试方法有：

称重法和蜡封法。

本次采用蜡封法。

其计算方法如下：

（2）抗压强度

本试验采用WE-300型液压材料试验机测定抗压破环载荷P，计算公式如下：

（3）抗拉强度

采用巴西劈裂法测定试件抗拉破环载荷P，采用材料试验机测定。

（4）内聚力和内摩擦角

采用材料试验机和变角剪切夹具测定。

计算方法如下：

2.2.6试验结果

根据现场取芯和实验室物理力学试验，对赵庄煤矿3305软煤层大采高工作面煤层及其顶、底板岩石岩性分析评价如下：

（1）3号煤呈黑色，条痕黑色，金属光泽。

试验煤样抗压强度平均为10.3MPa，软化系数平均为0.55，抗拉强度平均为0.10MPa，抗压强度与抗拉强度的比值平均为103，明显脆性，弹性模量平均为2.97GPa，泊松比平均为0.32，内摩擦角平均为35°26′，内聚力平均为2.05MPa。

通过现场观测取样及煤样加工和试验过程中可以明显看出，3号煤层属软弱煤层，煤层节理裂隙发育，煤层不同空间层位强度变化趋势为：

顶部和下部煤相对较软，中上部强度略大。

（2）3号煤层顶板岩层结构复杂，随3305工作面的推进，通过对垮落顶板的全程现场观测，结合实验室煤岩层物理力学参数试验，得出顶板主要由炭质泥岩、砂质泥岩及砂岩组成，局部含煤线。

泥岩层层理发育、破碎，岩石强度较弱，砂岩层裂隙发育。

其中：

1）顶板炭质泥岩层，平均RQD指标为41.5%。

试验岩样平均抗压强度为14.0MPa，平均抗拉强度为2.97MPa，平均弹性模量为8.67GPa，泊松比为0.23，平均内摩擦角为18°41′，平均内聚力为3.07MPa；

2）顶板砂质泥岩层，平均RQD指标为49.2%。

试验岩样平均抗压强度为23.2MPa，平均抗拉强度为2.20MPa，平均弹性模量为9.78GPa，泊松比为0.30，平均内摩擦角为35°24′，平均内聚力为11.07MPa；

3）顶板砂岩岩层，平均RQD指标为51.2%。

试验岩样平均抗压强度为43.6MPa，平均抗拉强度为3.85MPa，平均弹性模量为26.6GPa，泊松比为0.275，平均内摩擦角为28°，平均内聚力为16.8MPa。

4）3号煤层底板以砂质泥岩为主，层理发育，破碎严重，平均RQD指标为32%。

试验岩样平均抗压强度为10.8MPa，平均抗拉强度为0.73MPa，平均弹性模量为10.7GPa，泊松比为0.265，平均内摩擦角为23°54′，平均内聚力为4.12MPa。

结合《赵庄煤矿地质报告》中3号煤层综合柱状图以及32051、32052等顺槽实际揭露的3号煤层厚度情况，3号煤层厚度从工作面开切眼向停采线方向逐渐变薄，开切眼处煤层厚度为6.2m左右，而到停采线附近处的煤层厚度仅为3.7m左右。

1号钻孔和2号钻孔附近现场实测的煤层厚度分别为4.3m和3.6m。

通过1号钻孔和2号钻孔取芯和实验室煤岩层物理力学参数实验，得出的3号煤层及其顶、底板岩层物理力学综合柱状图如图2-5和图2-6所示。

由于赵庄煤矿地质条件复杂，3号煤层顶板岩层岩性的变化较大，但是从实际揭露的情况来看，1号钻孔所揭露的顶板岩层岩性基本上能反映出实际揭露的情况。

2.33305软煤层大采高综采工作面矿压观测内容及方法

2.3.1工作面液压支架支护阻力观测

2.3.1.1观测仪器及其布置

在整个3305工作面从机头到机尾划分5个测区，共13条测线，如图2-7所示。

机头4、5号架，工作面中间30、31、32、66、67、68、95、96、97号架，机尾126、127号架。

在以上各支架上分别安装尤洛卡综采支架压力监测仪，同时以支架压力表、EEP等设备辅助配合监测支架工作阻力变化情况。

2.3.2工作面宏观观测

主要在无工序影响时进行观测，每班观测一次。

包括：

端面距、顶板冒落高度、工作面煤壁片帮情况（包括工作面煤帮塌落的最大深度、宽度、长度、位置等）、顶板台阶下沉、采空区悬顶、液压支架安全阀开启、支柱破损情况等。

2.43305软煤层大采高综采工作面矿山压力观测结果

2.4.13305软煤层大采高综采工作面矿山压力观测分析

3305软煤层大采高综采工作面于2008年12月4日开始回采，观测从工作面推进开始（KBJ-60-Ⅲ型综采压力记录仪观测从12月4日开始记录），数据统计到2009年6月28日时，工作面机头推进376.9m，机尾推进360.35m，平均推进368.625m。

2.4.1.1判据准则的确定

（1）顶板来压步距判定

以观测循环（N）至开切眼距离（L）为横坐标，以各循环实测工作阻力P为纵坐标，绘出支护阻力沿工作面推进方向的分布曲线。

以实测阻力平均值（p）加其一至二倍均方差（pσ）作为顶板来压的判据（p′），并以实测曲线中支架阻力大于p′为主，确定顶板的来压性质、位置和顺序。

即：

（2）顶板来压强度判定

以动载系数K作为衡量老顶来压强度的指标。

动载系数是指历次来压时和来压前支护阻力平均值的比值，动载系数反映了老顶来压的强弱，动载系数可表示为：

2.4.1.2支架工作阻力随工作面推进距离变化关系

通过现场观测和对3305软煤层大采高综采工作面液压支架工作阻力随工作面推进距离关系曲线（如机头4号支架、中间32、66、97号支架和机尾126号支架分别如图2-9、2-10、2-11、2-12和2-13所示）的分析，得出直接顶初次垮落情况和老顶初次来压及5次周期来压的情况分别见表2-1.-2。

2.4.2液压支架工作阻力分析

工作面采用ZY12000/28/62D型液压支架，额定工作阻力12000kN，设计初撑力7916kN。

实测工作面各测线支架阻力数据统计见表2-8。

实测工作面液压支架平均初撑力2211.133kN，为额定初撑力的27.9%；实测工作阻力平均值为4947.55kN，为额定工作阻力12000kN的41.2%；其中最大工作阻力14961.39kN，为额定工作阻力的124.7%；最小工作阻力117.8kN，为额定工作阻力的0.98%。

工作阻力分布在0－5000kN范围的，占统计循环数的52.2%；分布在5000—8500kN范围，占统计循环数的33.94%，超出额定工作阻力的占统计循环数的2.07%。

总体上，液压支架的工作阻力较小。

3.1软煤层大采高综采一次采出的煤层厚度与分层开采相比成倍（n≥2）地增加，采空区需要充填的空间范围也随之增大。

分层开采时煤层上覆的某些较稳定的基本顶在大采高开采时，随工作面的推进，这部分基本顶也可能会垮落。

软煤层大采高综采采场的基本顶岩层将会在一定的层位上形成平衡结构，但与厚煤层分层开采情况不同，这种平衡结构将会出现在上覆岩层更高的层位中，如图3-1所示，（a）图为考虑了基本顶超前断裂的影响，（b）图为没有考虑基本顶超前断裂的影响。

软煤层大采高综采能否顺利进行的关键技术之一就是能否实现对工作面顶板岩层的控制，大采高综采采场上覆岩层的结构形态、运动破坏规律和直接顶的受力变形等方面的内容，得出的主要结论如下：

（1）构建了软煤层大采高综采采场基本顶岩层的平衡结构模型，通过对该结构模型的分析，得出了基本顶岩层的受力和变形主要取决于工作面的开采高度、工作面资源回收率、基本顶岩层的力学特性以及垮落的直接顶岩块对采空区的充填程度。

（2）基于“砌体梁”理论关于关键块的分析，建立了软煤层大采高综采采场基本顶的“砌体梁”结构关键块模型，并对“砌体梁”结构中关键块进行了受力分析，同时提出了软煤层大采高条件下，基本顶“砌体梁”结构也具有回转变形失稳和滑落失稳两种失稳的可能性，结合赵庄煤矿煤岩层物理力学参数，经计算，得出了该矿“砌体梁”结构发生回转变形失稳的条件是：

发生滑落失稳的条件是：

（3）基于支架—围岩整体力学模型，在基本顶给定变形条件下，结合赵庄煤矿软煤层大采高综采的实际情况，分析了直接顶岩层的受力、变形和破坏状况。

采用弹性力学变分问题方法对直接顶力学模型进行了求解，得出了直接顶岩层下沉量Δh与基本顶回转角β、其自身弹性模量E以及工作面液压支架工作阻力P的关系。

3.2.1数值计算方法

计算采用FLAC3D（FastLagrangianAnalysisofContinuain3Dimensions）方法，FLAC3D是为岩土工程而开发的，程序建立在拉格朗日算法的基础上，主要适应计算岩土类工程地质材料的力学行为，特别适应于模拟材料的大变形、弯曲和扭曲。

模型运用Coulomb-Mohr屈服准则判断岩体的破坏，即：

4.2.2模型的建立

采用平面模型，模型尺寸为推进方向长度×模型高度=400m×95m，左右方和下部均采用固定边界条件，上部采用应力边界条件，煤层埋深按500m计算。

煤层及顶底板地质条件及各岩层物理力学参数见3305工作面煤岩综合柱状图2-1、2-2和表4-3。

考虑到实际顶底板岩性分布的不同性，故按两种情况建立模型：

（1）按赵庄煤矿3305工作面地质条件，煤层上部赋存3.8m厚的炭质泥岩、3.6m厚的砂质泥岩、1.0m厚的煤层及1.0m厚的炭质泥岩为直接顶，3.4m厚的粉砂岩为老顶；

（2）煤层上部赋存一层8.1m厚粉砂岩和0.4m的泥岩为直接顶，4.45m厚的粉砂岩为基本顶。

4.2.3模拟结果分析

4.2.3.1第一种情况模拟结果分析

从图4-1至4-5中可以得出：

离工作面煤壁前方的煤体边缘一定宽度范围内出现了塑性区，由于煤体中出现了塑性区，工作面煤壁边缘处的最大支承压力已转移到煤体深部，最大支承压力作用的位置为煤体弹塑性分界面，从分界面至工作面煤壁的距离即为塑性区宽度。

当工作面推进10m时，塑性区的宽度大约为1.0m；当工作面推进20m时，塑性区的宽度大约为1.0m；当工作面推进30m时，塑性区的宽度大约为1.0m；当工作面推进40m时，塑性区的宽度大约为1.0—2.0m，且在煤层的中下部塑性区宽度为2.0m；当工作面推进50m时，塑性区的宽度大约为1.0—2.0m，且在煤层的中下部塑性区宽度为2.0m。

图4-1工作面推进40m时煤壁塑性区分布

图4-2工作面推进50m时煤壁塑性区分布

从图4-1至4-2中可以得出：

当工作面推进10m时，塑性区的宽度大约为1.0m；当工作面推进20m时，塑性区的宽度大约为1.0m；当工作面推进30m时，塑性区的宽度大约为1.0m，且在煤层的中部塑性区宽度为2.0m；当工作面推进40m时，塑性区的宽度大约为1.0—2.0m，且在煤层的中部塑性区宽度为2.0m；当工作面推进50m时，塑性区的宽度大约为1.0—2.0m，且在煤层的中下部塑性区宽度为2.0m。

通过采用FLAC3D数值分析计算软件，运用Coulomb-Mohr屈服准则理论，对赵庄煤矿3305软煤层大采高综采工作面前方煤体塑性区宽度进行了数值分析和理论计算，得出了软煤层大采高综采工作面煤壁的塑性区宽度。

分析了软煤层大采高综采工作面煤壁片帮的主要影响因素，并提出了防治煤壁片帮的措施。

本章得出的主要结论

如下：

（1）根据赵庄煤矿3305软煤层大采高综采工作面的地质条件，考虑到实际顶底板岩性分布的不均匀性，按两种情况建立了数值分析计算模型，并分别对这两种情况进行了分析，得出了煤壁片帮的塑性区宽度。

（2）理论计算和通过现场观测到的工作面煤壁片帮情况基本上与采用FLAC3D数值分析软件计算出的煤壁片帮结果一致。

（3）对软煤层大采高综采工作面煤壁片