目前国内3.5～6.0 m的煤层普遍采用“大采高综采”，6 m以上埋深大、煤体软、顶底板条件差的煤层主要采用“综放开采”[1-2]，例如:阳泉、潞安、兖州等矿区;6 m以上埋深较浅、煤体中硬、顶底板条件较好的煤层主要采用大采高开采，在此称之为“超大采高综采”。神东矿区是我国典型的浅埋煤层开采矿区，具有煤层稳定、构造简单、埋藏浅等特点，尤其适于建设大型、特大型现代化矿井。近年来，随着大采高开采技术和装备水平的提高，神东公司于2006年在上湾煤矿建成了我国第1个6.3 m超大采高综采工作面，2010年在补连塔煤矿建成了我国第1个7 m超大采高综采工作面，2017年在补连塔煤矿建成了我国第1个8 m超大采高综采工作面，2018年在上湾煤矿建成了我国第1个8.8 m超大采高综采工作面。超大采高开采具有技术一次开采范围大、易于实现自动化、开采强度和开采效率高等优点，在神东矿区刷新了大采高综采技术单产和工效等多个世界记录。但随采综采装备水平的提高，工作面采高、宽度以及推进速度显著增加，覆岩结构及运动产生新的变化，浅埋采场围岩控制难度显著加大，发生十余次切顶压架及冒顶事故。如大柳塔的52304工作面，采高7 m，2013年3月工作面末采期间发生冒顶压架事故，造成38～108号支架活柱行程下降了约1.5 m，采煤机无法通过，停产数天。

国内学者围绕超大采高工作面覆岩结构及围岩控制问题开展了大量的研究工作，取得了显著的理论和实践成果。侯忠杰、张杰等[3-5]基于关键层理论提出了浅埋深条件下的组合关键层结构，分析了滑落失稳和回转失稳的关系。黄庆享等[6-9]提出了“厚等效直接顶”的概念，认为大采高工作面直接顶呈“短悬臂梁”结构，基本顶呈“高位斜台阶岩梁”结构模型，并给出了工作面合理支护阻力计算公式。李凤仪[10]建立了浅埋深采场覆岩的梯度复合板模型和关键层破断后周期来压的承压砌块模型，研究了散体载荷层活动的动载荷效应。王家臣和王兆会[11]认为载荷层厚度、采高、工作面长度的增加导致基本顶破断岩块的高长比增大，导致基本顶结构极易发生滑落失稳，并据此提出了确定支架工作阻力的动载荷法。任艳芳、齐庆新等[12-13]将浅埋煤层长壁工作面上覆岩层能否形成“承压拱”结构作为浅埋煤层的判别方法。许家林等[14]研究了浅埋工作面过沟谷地形上坡段、过上覆集中煤柱、过上覆房柱式采空区条件下关键层结构失稳机制、压架机理及防治对策。李正杰等[15-16]认为浅埋工作面顶板具有“等步”切落特征。

浅埋超大采高工作面覆岩运动规律更加复杂，矿压显现更加强烈，易于发生切顶压架事故[17-18]，开展浅埋超大采高工作面覆岩结构模型研究，为浅埋采场支架选型及围岩控制提供理论依据。

1 浅埋超大采高工作面矿压及覆岩运动规律实测

1.1 矿压规律

统计分析了神东矿区活鸡兔、补连塔、大柳塔、上湾4个矿井14个1-2煤大采高综采工作面采高和液压支架载荷的关系，如图1所示，支架载荷随着采高的增加呈指数方式增加。统计分析了石圪台、上湾、哈拉沟、榆家梁4个矿1-2，2-2，3-1，5-2煤17个大采高综采工作面埋深与支架载荷的关系，如图2所示。当埋深较小时，支架载荷随着埋深的增加而增加，当埋深达到200～250 m时支架载荷达到峰值，随着埋深的继续增加，支架载荷呈降低趋势。

如表1和图3～5所示，对比分析了上湾12401浅埋工作面、寺河矿2307普通埋深工作面以及口孜东121304深埋工作面地质开采条件和矿压规律，主要结论如下:

表1 不同埋深及采高条件下支架循环末阻力及动载 系数变化[19-21]
Table 1 Changes of support circulation resistance and dynamic load coefficient under different buried depths and mining heights[19-21]

(1)埋深560～680 m的2307工作面采高6.2 m，实测循环末阻力4 500～9 450 kN，埋深728～901 m的121304工作面采高5.8 m，实测循环末阻力4 000～13 500 kN，埋深124～244 m 的12401工作面采高8.5 m，实测循环末阻力为15 000～27 000 kN，与普通埋深及深部工作面相比，浅埋工作面支架载荷更大。

(2)浅埋、普通埋深和深埋工作面均存在显著的周期来压现象，寺河2307和口孜东121304工作面周期来压步距分别为26.4和16.8 m，上湾12401工作面来压步距13.5 m，浅埋工作面周期来压步距相对较短。

(3)上湾12401工作面不来压时支架载荷相对稳定，循环末阻力主要位于15 800 kN，来压时迅速增加至26 000～27 000 kN，动载系数高达1.7。寺河2307和口孜东121304工作面动载系数均小于1.5，浅埋煤层工作面动载系数更大。

1.2 覆岩破断及地表变形规律

在上湾矿12401工作面，从地面向工作面上方顶板钻孔，终孔位置距工作面顶板26 m，安装9只钻孔位移计监测覆岩破断及运动规律，测点位置分别距工作面顶板26,34,43,52,71,88,99,110,126 m，图6为工作面各测点覆岩运动实测曲线。随着工作面的推进，覆岩下沉量显著增加，当推进超过135 m时，覆岩下沉速度显著降低。图7为工作面推进11 m时各测点的下沉量，当工作面推过钻孔11 m时，从顶板到地面的9个测点均同时产生显著的台阶下沉，最大下沉量达241.1 mm，最小下沉量达39 mm，由此判断覆岩产生了整体切落式破断，影响范围波及地表。

以距顶板26，34,43，53 m处的6～9号测点覆岩下沉量和52号支架工作阻力为例，对比分析覆岩破断与液压支架工作阻力的对应关系，如图8所示，A点表示工作面推进11 m后，支架后上方覆岩产生整体切落现象，B点表示工作面推进22 m，之前切落的块体产生第2次显著下沉现象，C点表示工作面推进43 m，之前切落的块体产生第3次显著下沉现象，由此推测，产生切落后的块体并没有直接与采空区矸石接触，而是形成某种结构，覆岩的每次切落均会对之前块体及整体结构产生影响，导致该结构产生缓慢下沉现象。

大柳塔52303工作面采高7 m，初次来压时地表塌陷裂缝呈“O”型，中间整体下沉，裂缝较小，四周出现较大的裂缝，宽度在20～200 mm，深度0.3～0.8 m。工作面初次来压时地面塌陷情况如图9所示。

上湾12401工作面回采后地表裂隙呈“O-X”型。工作面推进129 m时地表出现宽15 cm、长10 m的裂缝，裂缝落差10 cm，地表裂隙呈“O”型分布，“O”型裂隙圈与工作面面煤壁最近水平距离约24 m;推进165 m时，“O”型裂隙圈与工作面煤壁最近水平距离约14 m,X型裂隙逐步增多。推进至296 m时，超前工作面100 m处下沉量约7 mm，超前影响角为64.5°，地面裂缝宽度为140 mm左右，裂缝高差300 mm以上，距开切眼中部80 m位置地表最大下沉量为5.89 m。地表裂隙分布及台阶下沉情况如图10，11所示。

1.3 微震事件分布规律

统计分析了上湾12401超大采高工作面从2018-03-25开始回采至2018-07-19(距开切眼865 m)发生的微震事件频次和能量，如图12所示，<100 J的小能量占比71.8%，>1 000 J的微震事件占比4%。统计分析了每天的能量频次，如图13所示，平均每天10次以上。微震事件能量水平整体较低，但频次较高，由此说明浅埋覆岩不易蓄积能量，覆岩断裂步距较短，工作面来压次数多导致微震事件频次较高。

综上所述，浅埋煤层工作面液压支架载荷大，动载系数大，覆岩呈整体破断，采动影响范围快速波及地表，易于发生切顶压架事故，回采顺槽矿压相对缓和，微震事件能量水平整体较低。这种特殊的矿压现象表明，浅埋煤层覆岩结构有其特殊性，不同于普通埋深。初步推测在埋深浅、基载比小、采高大的情况下，工作面上覆岩层呈整体切落式破断，破断块体没有直接与采空区矸石接触，而是能够相互铰接并形成某种结构。

2 浅埋超大采高工作面覆岩运动相似模拟

2.1 相似模型的建立

以上湾矿12401超大采高工作面为例建立相似材料模型，研究覆岩破断及运动规律。该工作面是1-2煤四盘区首采工作面，倾向长度299.2 m，推进长度5 254.8 m，煤层厚度为7.56～10.79 m，平均9.16 m，设计采高8.5 m，支架型号ZY26000/40/88D。

根据工作面钻孔柱状图及覆岩物理力学性质，对覆岩类型进行了初步划分，见表2，共有2个关键层，下位关键层为12 m的粉砂岩，位于顶板上方29.8 m，主关键层为8 m中粒砂岩，位于顶板上方87.3 m，上位载荷层厚度129.1 m，模拟模型如图14所示。

2.2 模拟数据分析

随着开切眼的开挖，工作面直接顶产生弯曲变形，在岩层内部产生横向裂隙并逐渐产生离层，在煤壁侧、采空区侧及其中间位置产生纵向裂隙，随着工作面推进，裂隙逐渐扩展，当推进到75 m时，离层值达到极限且纵向裂隙贯通，直接顶初次垮落，垮落角约60°，如图15(a),(b)所示。

表2 12401工作面覆岩煤岩物理力学性质
Table 2 Physical and mechanical parameters of 12401 working face overburden

随着工作面继续推进，直接顶随采随冒，下位关键层及其上的中间载荷层弯曲变形量逐渐增加，裂隙逐渐发育，当工作面推进到105 m时，下位关键层及其上的中间载荷层沿工作面后上方产生破断，破断角度约74°，破断高度87 m，并与主关键层间产生较大的离层空间，如图15(c)所示。

随着工作面继续推进，下位关键层及其载荷层产生周期性破断，破断角度与初次破断相差不大，破断位置位于工作面后上方，且破断后的块体间能够相互铰接并形成结构，如图15(d)所示，推进至125 m时产生第1次周期性破断，推进至150 m时第2次周期性破断。

主关键层的弯曲变形量及其下方的离层空间随工作面推进度的增加而逐渐增加，主关键层内部首先产生显著的横向裂隙，然后沿离层中间的中部产生纵向裂隙并自下向上发育，当工作面推进到161 m时，纵向裂隙贯通整个主关键层，主关键层破断，导致工作面直接顶、下位关键层以及主关键层沿工作后上方同时产生整体初次切落，切落角度约74°，破坏范围迅速波及地表，导致地表产生显著下沉，如图15(e)所示。

随着工作面的继续推进，下位关键层及主关键层呈周期性、同步整体切落破断特征，切落位置位于工作面后上方，周期切落角度与初次角度相近，如图15(f)所示，当工作面推进至183 m时，覆岩产生周期性整体切落破断，相邻两个切落块体密切接触并产生相互挤压作用，形成某种结构，该结构随着覆岩整体破断而产生缓慢下沉，直至与采空区矸石完全接触，呈回转失稳运动特征。当工作面推进至216 m时，由于工作面没有采取支护措施，该结构产生整体滑落失稳，如图15(g)所示。

综合现场实测及相似模拟研究结果认为，浅埋煤层工作面液压支架载荷大，动载系数大，覆岩呈整体切落式破断，破断后的块体没有直接与采空区矸石接触，而是能够相互铰接并形成以滑落失稳为主的结构，该结构称之为“切落体”结构，示意图如图16所示。

3 切落体结构模型分析及应用

3.1 切落体结构稳定性分析

针对图16中的切落体A进行受力分析，如图17所示。

“切落体”结构能够稳定的前提条件是在铰接面上达到力的平衡，针对切落体关键块A与B的铰接面AC求力的平衡，得到

f(Gd|cos α|-T)=Gdsin α(0°<α<180°)

(1)

式中,f为块体间摩擦因数;Gd为切落体重力，kN;α为切落角度，(°);T为切落体间水平力。

切落体结构稳定的前提条件为

设λ为切落体不稳定系数，得到

假设水平挤压力与切落体重量呈正比例关系，ε为水平挤压因子，T=εGd。

切落体结构稳定条件简化为

当ε不变时，分析当f,λ与α的关系，如图18所示，实线为不稳定系数曲线，虚线为摩擦因数曲线，两条曲线有2个交叉点A,B。当切落角<90°时，随着切落角度的增加，不稳定系数随着增加，当增加至A点下方时，摩擦因数大于不稳定系数，此时切落体产生回转失稳;当增加至A点上方时，不稳定系数大于摩擦因数，此时切落体将产生滑落失稳。当切落角>90°时，随着角度的增加，不稳定因数逐渐降低，当降低至B点上方时，切落体将产生滑落失稳，当降低至B点下方时，切落体将产生回转失稳。综上所述，根据摩擦因数的大小不同，切落体可分为两种失稳类型:滑落失稳和回转失稳，当不稳定因数大于摩擦因数时，切落体将产生滑落失稳，当不稳定因数小于摩擦因数时，产生回转失稳。当切落角=90°时，不稳定因数达到峰值，此时摩擦因数取任何值，切落体都将产生滑落失稳。据文献[22-23]表明，覆岩切落角一般>60°，铰接岩块间摩擦因数一般<1，因此，切落体结构主要以滑落失稳为主。

从理论上讲，覆岩切落角度α的范围为0°～180°，切落体可划分为3种类型(图19)，当切落角<90°时呈“滞后切落体”，当切落角=90°时呈“垂直切落体”，当切落角>90°时呈“超前切落体”。神东矿区覆岩属于中硬岩层，开采过程中末发现覆岩超前切落而产生的特殊矿压现象，切落角一般小于90°，主要形成“滞后切落体”，但当覆岩局部破碎或存在遗留煤柱等异常区域时，切落角可能接近90°，形成垂直切落体，此时覆岩极易产生滑落失稳，进而引发工作面切顶压架事故。如2013-12-16，神东石圪台矿31201工作面过上覆2-2煤集中煤柱时，发生严重的切落角接近90°切顶压架事故，工作面支架从22～142架整体下沉，活柱行程由原来1.3～1.5 m左右下沉到0～0.2 m，压死支架121架。

3.2 合理支架工作阻力解析计算

根据图17的切落体结构受力分析图，利用力矩平衡原理计算基于切落体结构的合理支架工作阻力。

(1)计算水平挤压力T的力矩:

Ty=Tcos α,Tx=Tsin α

(7)

联合式(5),(6),(7)可求得

式中，H为切落高度或切落岩层厚度。

(2)对O点求力矩平衡：

设Gz为直接顶载荷，Gd为切落体载荷，L为切落步距，l为直接顶冒落步距，x为支架合力作用点与煤壁距离，P为支架载荷，则根据力矩平衡关系有

其中，F=μT，T=εGd，μ为切落面摩擦因数。

联合式(8)和(9)，得出

P=[Gzl+Gd(L+Hcot α)-2εμGdLsin α-

εGd(Hsin α+2Lcos α+Hcos αcot α)]/(2x)

(12)

3.3 支架载荷验算

以上湾煤矿12401超大采高工作面为例计算液压支架合理支架工作阻力。该工作面宽度299.2 m，走向长度为5254.8 m，煤层厚度7.56～10.79 m，埋深124～244 m,设计采高8.5 m，综采支架型号为ZY26000/40/88D，支架中心距达2.4 m,支护强度1.71～1.83 MPa，共安装128台。

由表2可知，工作面下位关键层下方岩层厚度为29.8 m，切落体厚度为194.7 m，容重25 kN/m3，周期来压步距平均13.5 m，支架控顶距为6.8 m，支架合力作用点距煤壁距离取4.5 m，岩块摩擦因数取0.78，水平挤压因子0.295，切落角取74°，采用式(10)估算支架合理延米工作阻力，得到P=1 093 kN，支架宽度取2.4 m,得到合理支架载荷为25 721 kN，工作面矿压实测曲线如图3所示，来压时支架循环末阻力为23 790～26 112 kN，理论计算与现场实测结果基本一致。

4 结 论

(1)浅埋超大采高工作面矿压显现较回采巷道更加强烈，周期来压步距短、动载大，覆岩呈整体同时破断且破断范围快速波及地表。

(2)提出了浅埋煤层超大采高工作面覆岩“切落体”结构模型，认为覆岩呈整体切落式破断，破断后相互铰接并形成以滑落失稳为主的“切落体”结构。

(3)研究得到了“切落体”结构条件下的液压支架合理工作阻力计算公式，并以上湾矿12401工作面为例进行了验算，理论分析与现场实测结果基本一致。

(4)“切落体”结构模型解释了浅埋煤层工作面周期来压显著、来压步距短、动载大、易发生切顶压架事故的特殊矿压现象，为浅埋煤层工作面液压支架设计选型理论了理论依据，丰富了长壁开采矿压及岩层控制理论。

致谢 感谢恩师闫少宏研究员，神东煤炭集团杨俊哲研究员、周海丰高级工程师，天地科技开采设计事业部于海湧研究员、徐刚研究员、李正杰工程师、刘前进工程师给予本论文大量的数据支持和宝贵建议。

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Cutting block structure model of overburden with shallow buried coal seam and ultra-large mining height working face

YIN Xiwen

(1.Coal Mining and Design Department,Tiandi Science and Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China; 2.Coal Mining and Design Branch,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China)

Abstract:Based on the data of shallow buried workface measured at 30 working faces in seven collieries,the characteristics of ground pressure of workface were obtained,i.e.the intensive pressure phenomenon in workface is more serious than that in entries,the periodical pressure step is relatively shorter,the dynamic load coefficient is larger,the curve of hydraulic support resistance is monotonic rising and falling,the collapse of overburden strata extends to surface directly,the maximum subsidence of the distance to roof 26 m is 227 mm after the workface advancement 11 m,the maximum subsidence of surface is 5.89 m after the workface advancement 296 m,which is quite different from normal geotechnical condition that the ground pressure of workface is proportional to the depth of coal seams.Several observations and measurements about ground pressure were carried out in the super-high 12401 mining workface with 8.8 m mining height in Shangwan colliery.A new model which described the broken structure of overburden in workface was proposed as a “cutting block” model which could explain the reasons why hydraulic supports were often pressured into end-limited status in shallow buried geotechnical condition and obvious terraces were easily found on the surface where workface was below.In order to understand well for this new model,some physical simulations were built based on the 12401 workface practical strata in the experiment laboratory.A formula to calculate hydraulic powered supports working resistance was also derived from this model.The results were finally proved in Shangwan colliery.

Key words:shallow buried workface;ground pressure;cutting block;overburden structure model;powered supports

尹希文.浅埋超大采高工作面覆岩“切落体”结构模型及应用[J].煤炭学报,2019,44(7):1961-1970.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0375

YIN Xiwen.Cutting block structure model of overburden with shallow buried coal seam and ultra-large mining height working face[J].Journal of China Coal Society,2019,44(7):1961-1970.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2019.0375

中图分类号:TD323

文献标志码:A

文章编号:0253-9993(2019)07-1961-10

收稿日期:2019-03-27

修回日期:2019-05-21

责任编辑:常 琛

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2017YFC0603000,2017YFC0804300);天地科技开采设计事业部面上基金资助项目(KJ-2018-TDKCZL-07)

作者简介:尹希文(1981—)，男，江苏涟水人，副研究员，博士研究生。Tel:010-64468760，E-mail:coolyxw2000@163.com