柱式采空区下伏煤层在晋陕蒙等地的许多矿区广泛分布[1-3]。受上覆遗留煤柱群的影响，浅埋近距离下伏煤层开采会出现不同程度的强矿压显现现象，主要有[4-6]：① 矿压强度增大、层间岩层切落失稳、覆岩联动失稳剧烈；② 支架工作阻力瞬间增大、立柱下缩剧增、安全阀和密封圈损坏、乳化液喷射、局部压架或端面漏矸；③ 煤壁片帮与炸帮；④ 地表裂缝增多，并呈现大范围台阶下沉；⑤ 老采空区积水和有害气体下泄等。
掌握采场应力分布规律与覆岩结构演化特征是揭示柱式采空区下伏煤层开采强矿压显现机理的基本前提。国内外研究学者分析了柱式采空区下伏煤层开采的矿压显现规律[7-8]，确定了超前支承压力影响下柱式采空区遗留煤柱保持稳定的临界弹性核宽度[9]，得到了采动影响下遗留煤柱发生突变失稳的必要条件[10]，发现柱式采空区房采煤柱群的失稳次序表现为“开切眼上方房采煤柱发生朝向采空区的对角斜切破坏→工作面上方房采煤柱发生朝向采空区的对角斜切破坏→采空区中部房采煤柱出现垂向压裂破坏”的动态迁移特征[3,11]；分析了柱式采空区遗留煤柱的数量对层间岩层应力集中范围的影响[12-13]，确定了柱式采空区下伏煤层开采顶板的承载能力[14]，构建了下伏煤层开采直接顶切落的力学模型，推导出直接顶发生切冒的判据方程[15]；提出了柱式采空区下伏煤层在实体煤下开采时的“砌体梁-单回转岩块”结构、在柱采区域下开采时的“小错位砌体梁-单回转岩块”结构和过遗留煤柱时的“严重错位砌体梁-单回转岩块”结构，构建了超前支承压力与动载叠加作用下3种错位砌体梁结构的力学模型，得到了破断的临界条件[16]。
在此基础上，揭示了柱式采空区下伏煤层开采动载矿压的演变过程与机理[4-5,8-9]：① 下伏煤层开采工作面在推出遗留煤柱时，柱式采空区能够支撑覆岩载荷的煤体宽度逐渐减小；同时，下伏煤层开采形成的超前支承压力会逐渐在柱式采空区遗留煤柱中聚集，增加了未失稳区域煤体承担的载荷。在此叠加影响下，遗留煤柱逐渐发生塑性破坏，失去了支撑覆岩载荷的能力。② 柱式采空区覆岩中的原有铰接结构会发生回转失稳，引发上位关键层的持续破断、联动失稳、急剧下沉与快速冒落，产生一定程度的动载荷，并逐渐传递到层间岩层中。③ 层间岩层中的破断岩体结构在动载荷作用下会发生进一步地滑落失稳，从而诱发下伏煤层工作面动载矿压的出现[17-21]。
国内外现有研究表明：柱式采空区下伏煤层开采时，除了会诱发层间岩层的垮塌与冒落之外，还会改变上位遗留煤柱群的承载性能和稳定性，进而诱发遗留煤柱群链式失稳，使得更大范围的覆岩发生拉剪破断，向下传递更多动载荷，导致层间岩层发生全厚切落，并加剧动载矿压的强度。相关研究可以深化认知下伏煤层开采动载矿压的孕育机理，有助于保障采场动载矿压的科学防控。然而，尚未关注采动影响下遗留煤柱群链式失稳诱发的覆岩超前破坏问题，这也是下伏近距离煤层安全高效开采的重要制约之一。因此，亟需深入揭示采动影响下煤柱群链式失稳诱发覆岩超前联动破坏的机制。
笔者监测分析了山西元宝湾煤矿房式采空区下伏6107工作面开采的覆岩移动规律，发现了超前煤柱群的回弹变形现象，开展了浅埋房式采空区下伏煤层开采的相似模拟实验，研究了房采煤柱群-覆岩变形破坏特征，分析了采动影响下超前煤柱群回弹冲击失稳的动态过程，揭示了浅埋近距离煤层开采超前煤柱群的冲击失稳机制。
1 浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹变形现象
1.1 浅埋近距离煤层开采覆岩移动监测方案
山西元宝湾煤矿6号煤埋深约为150 m，平均厚度为3.5 m，倾角4°～8°，平均6°。6107工作面煤层采用一次采全高长壁后退式开采，推进长度为500 m，工作面长度为240 m[2,6]。6号煤上覆为3号煤和4号煤房柱式采空区。结合旧采资料与现场实际勘测结果，发现柱式采空区遗留煤柱的宽度为4～7 m，采空区的宽度为4～6 m。6107工作面煤层及顶底板综合柱状如图1所示。
图1 6107工作面顶底板综合柱状
Fig.1 Comprehensive column of roof and floor in 6107 working face
元宝湾煤矿6107工作面开采面临的2个主要问题是：① 下伏9号煤柱采区遗留煤柱群的失稳破坏会影响6107工作面局部区域蹬空安全开采，相关研究已经在文献[2]中作了详细地介绍与阐述；② 上覆3号煤和4号煤采空区中遗留煤柱群对6107工作面安全开采的威胁。在6号煤采动影响下，上覆房采煤柱群会发生大面积失稳，诱发覆岩整体联动破断运动与超前冲击，导致6107工作面发生动载矿压灾害。
为了准确掌握6107工作面开采过程中覆岩运动规律和煤柱变形失稳特征，阐释6107工作面开采强矿压显现的原因，选取地面10号钻孔为内部岩移观测孔，开展了柱式采空区下伏煤层开采覆岩运移的现场实测，如图2所示。
图2 岩移监测钻孔安装平面
Fig.2 Installation graphic of drilling hole for monitoring rock strata movement
10号钻孔内共布置了3个测点。孔内深度-125、-110、-80 m，分别对应4号煤上覆亚关键层、3号煤上覆亚关键层和主关键层，监测各关键层及其所控岩层的运动状态，如图3所示。
图3 岩移监测钻孔安装正视图
Fig.3 Front view of drilling hole for monitoring rock strata movement
1.2 浅埋近距离煤层开采覆岩移动变形规律
10号钻孔内部岩移测点在距6107工作面前方47 m时布置完毕。在此基础上，实测不同推进距离各测点覆岩的移动变形曲线，如图4所示。
图4 10号钻孔测点下沉量与时间的关系曲线
Fig.4 Relationship between measuring point subsidence and time in No.10 borehole
(1)在工作面距离10号钻孔相对位置约29 m时，各测点的下沉量未发生变化，说明对应覆岩未发生明显的相对运动。
(2)在工作面距离10号钻孔约28 m时，各测点对应的覆岩均发生了变形，下沉增量分别为780、740和700 mm。说明在下伏煤层采动影响下，3个测点对应的覆岩同步发生台阶下沉，处于覆岩运动活跃期。该期间内覆岩下沉呈现出“时间短、下沉量大、同步运动层数多”等特点。需要指出：2019-08-12T14：20：00，当工作面推进至10号钻孔前方28 m时，6107工作面动压显现强烈，支架阻力瞬间增大，并出现了局部压死和动载冲击现象。由此，可以得出：10号钻孔发生大幅度台阶下沉的时间、位置与6107工作面发生强矿压的时间及位置均吻合。10号钻孔对应覆岩大幅度台阶下沉导致载荷大量传递到工作面，造成了6107工作面超前强矿压现象的产生。
(3)在工作面距10号钻孔前方16 m至工作面推过10号钻孔11 m期间，发生了2次幅度较小的缓慢下沉运动。3个测点第1次下沉增量分别仅为40、30、30 mm，第2次下沉增量分别仅为70、60、55 mm。这2次覆岩运动对6107工作面矿压显现无较大的影响。然而，各测点岩层变形数据有缓慢增大的趋势，说明随着6107工作面回采的持续进行，各测点对应岩层均有缓慢下沉的趋势。在这2个小幅活跃期后，各测点下沉值未发生明显变化，说明覆岩运动已基本稳定。
1.3 浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹变形现象
根据2019-08-12T14：20：00左右10号钻孔监测到的覆岩变形数据，绘制成如图5(a)所示的曲线，可以进一步看出：
(1)在14：20：10—14：20：15短短6 s内，3个测点对应的覆岩均发生了“先短暂回弹后剧烈下沉”的变化，如图5(b)所示。
图5 10号钻孔测点2019年8月12日变形
Fig.5 Deformation of No.10 drilling borehole on August 12，2019
(2)在测点回弹阶段，测点1对应的覆岩由初始1.68 mm回弹至13.99 mm，回弹量达到了12.31 mm；然后迅速下沉，变形量巨大且剧烈，下沉至-724.95 mm，下沉量达到738.94 mm。测点2位于测点1上方的关键层中，伴随着测点1的下沉，表现了类似的沉降规律，即在1 s内，测点2由初始值0.22 mm回弹至18.24 mm，回弹量为18.02 mm；接着持续了5 s不变，然后又在1 s内出现剧烈变形，下沉量为-683.79 mm，总变形量达到702.03 mm。测点3从2.2 mm回弹至24.1 mm，回弹量为21.9 mm，持续了5 s；接着快速下沉，达到了-657.5 mm，总下沉量为681.6 mm。
由此，归纳出3个测点所在关键层的回弹变形量，见表1。
表1 测点信息和回弹变形量
Table 1 Measuring points information and springback value
测点所在关键层层位埋深/m回弹变形量/mm下沉量/mm3主关键层8021.90681.6023煤上覆亚关键层11018.02702.0314煤上覆亚关键层12512.31738.94
覆岩轻微回弹现象是极难被监测到的特殊现象，这是本研究亟需探究与解释的关键问题。然而，由于地面岩移测量仪器与测点相连且固定于地面，所以实测的变形数据可以反映覆岩不同层位测点间的相对运动关系，却不能直接反映煤柱的回弹量。也就是说，煤柱回弹量仍需要通过进一步计算才能获得。
具体地，测点3的位移回弹量为21.9 mm。假设测点2与测点3层间岩层未发生变形，则测点2的位移变化量也应当为21.9 mm；然而，测点2的回弹量实测值约为18.0 mm。由此可以推断：测点2和测点3层间岩层产生了回弹效应，回弹变形量为3.9 mm，即测点2和测点3层间泥岩和砂岩(不含煤层)的综合回弹率为1.3×10-4。
根据“埋深越大，原岩应力线性增加”的原理进行估算[22]，得到测点1和测点2层间岩层的回弹率约为1.6×10-4；测点1和6号煤工作面顶板之间岩层回弹率约为2.02×10-4。由于测点 1和测点2 层间岩层(不包括3号煤层)厚度为 15 m，可使其回弹2.4 mm。由此，可以推断出3号煤房采煤柱的回弹量约3.3 mm。
需要指出：测点1回弹量(12.31 mm)的产生是由于断裂面从6号煤顶板开始，贯穿到4号煤顶板以上，所以该位移包含了6号煤顶板岩层和4号煤房采煤柱的回弹量。6号煤顶板岩层厚度为16.5 m，4号煤房采煤柱高度为6.2 m。根据前文回弹计算逻辑可知，6号煤顶板岩层的回弹量约为3.333 mm，4号煤房采煤柱的回弹量约为8.977 mm。由此，总结出采动影响下房采煤柱纵向变形量和回弹应变，见表2。
表2 煤柱信息及回弹量
Table 2 Coal pillar information and springback value
煤柱层位煤柱高度/m煤柱平均变形量/mm煤柱回弹应变/10-43号煤煤柱4.363.3007.574号煤煤柱6.208.97714.50
2 浅埋近距离煤层开采煤柱群-覆岩变形破坏特征
为了进一步阐释房式采空区下伏6107工作面开采强矿压致灾的原因，开展了二维相似模拟试验，进而为揭示浅埋近距离煤层开采超前煤柱群冲击失稳机制提供支撑。
2.1 相似模拟实验设计
结合试验矿井地质资料和煤岩赋存情况，选取长×宽×高=1.2 m×0.12 m×0.58 m的二维模型架来开展相似模拟实验。根据相似模拟理论[23]，确定该模型的几何相似比为1∶100，泊松比相似比为1∶1，密度相似比为1∶1.6，应力相似比为1∶160。具体地，试验矿井6107工作面的煤岩力学参数信息见表3。
表3 煤岩力学参数
Table 3 Coal rock mechanics parameter
岩性抗压强度/MPa弹性模量/GPa黏聚力/MPa摩擦角/(°)密度/(kg·m-3)泥岩16.81.51.3352 500粉砂岩32.02.02.5432 520细砂岩43.64.61.6432 450中砂岩40.74.01.6422 400粗砂岩34.83.41.5402 300煤15.83.01.0251 400
选取4号煤房柱式采空区和6号煤工作面为研究对象，重点关注房式采空区下伏煤层开采强矿压发生时覆岩的联动垮塌过程。相似模拟的铺设如图6所示。
图6 相似模拟模型铺设示意
Fig.6 Similar model construction and laying diagram
为了实时监测6107工作面开采过程中的覆岩下沉，在亚关键层KS1、KS2上分别布置了2条测线，分别沿工作面走向长度且居中横向贯穿整个关键层布置。每条测线各有10个测点，等距布置，间隔为10.9 cm。
相似模拟模型首先对4号煤采用间隔式方法来开挖。采空区宽度为8 cm，房式煤柱宽度为2 cm，边界煤柱宽度为10 cm，如图7所示。4号煤开挖结束以后，开始对6号煤进行开挖。6号煤边界煤柱留设宽度也为10 cm，开采步距为5 cm。每次开挖5 cm之后，停止开采30 min，待覆岩应力充分传递、裂隙发育稳定和应变达到稳定时，再进行下一步的开采。6号煤开采期间，采用高速摄像机来记录煤柱群-覆岩失稳破坏的动态过程。
图7 4号煤采空区开挖效果
Fig.7 No.4 coal seam goaf excavation diagram
2.2 煤柱群-覆岩破坏特征
当工作面推进距离小于50 m时，基本顶下沉量较小，裂隙发育不明显，直接顶未出现明显垮落现象。因此，选取工作面推进距离为50、60、70 m时，来详细分析6号煤开采过程中煤柱群-覆岩的破坏演化过程。
2.2.1 开采距离为50 m时破坏特征
工作面推进至50 m时煤柱群-覆岩的破坏情况如图8所示。6号煤工作面直接顶弯曲下沉接触到底板，且在挠曲张拉作用下出现拉断现象。基本顶的弯曲程度持续增大，亚关键层KS1中测点1～5产生了明显的下沉，且随着与工作面距离的增大逐渐减小。亚关键层KS1中还形成了铰接结构，却并未垮塌到直接顶之上，产生了典型的离层现象。
图8 工作面推进距为50 m时煤柱群-覆岩破坏状况
Fig.8 Failure diagram of coal pillar system and overburden strata when the working face advancing distance is 50 m
4号煤采空区房采煤柱出现了倾斜现象。随着与工作面水平距离的增大，房采煤柱的倾斜程度也逐渐增强。由于6号煤采动卸压的影响，4号煤直接顶与亚关键层KS2之间出现了大范围的离层，在剪力影响下裂隙发育明显，且扩展贯穿至整个覆岩。此时，亚关键层KS2底部裂隙的宽度显著增大；随着推进距离的增长，新发育的裂隙宽度会在弯矩作用下继续增大。在此过程中，工作面前方覆岩中出现了极少裂纹萌生的迹象。
2.2.2 开采距离为60 m时破坏特征
工作面推进至60 m时煤柱群-覆岩的破坏情况如图9所示。由于采空区范围的扩大和覆岩的持续下沉，6号煤顶板先期产生的离层会逐渐消失，使得基本顶与直接顶紧密贴合，直接顶接触底板的距离也继续增加。此时，亚关键层KS1中测点1～6的下沉量较为明显。
图9 工作面推进距为60 m时煤柱群-覆岩破坏状况
Fig.9 Failure diagram of coal pillar system and overburden strata when the working face advancing distance is 60 m
随着6号煤接触底板的顶板范围增大，层间岩层得到了6号煤底板的支撑，弯曲程度趋于稳定，最初倾斜的房采煤柱会逐渐恢复之前的竖直状态。此时，4号煤上覆测点1～2的下沉量达到最大，测点3～5下沉量持续增大，测点6也产生了微弱的下沉。4号煤上覆基本顶中裂隙发育的数量也持续增加，甚至形成了多条贯穿至地表的宏观裂缝。
2.2.3 开采距离为70 m时破坏特征
工作面推进至70 m时煤柱群-覆岩的破坏情况如图10所示。6号煤采空区上方的直接顶悬空距离继续增加，覆岩破断及运动范围持续增大。由于4号煤采空区房采煤柱群已濒临破坏，其对顶板的支撑力非常小，所以覆岩自重传递至超前煤柱群。这种情况下，超前煤柱群承受的压应力相较于之前大幅增加。同时，受下伏采动影响，超前支承压力在工作面前方会逐渐聚集，也会强化超前煤柱群的应力集中程度。当压应力值超过煤柱自身承受的强度极限时，第1个房采煤柱就会发生斜切破坏，将其称为关键柱[2,24-25]。之后，关键柱所承受的载荷会转移到邻近房采煤柱中，导致周围几个邻近煤柱的压应力超出自身抗压强度极限，产生链动效应，造成横向空间内煤柱群的链式失稳。
图10 工作面推进距为70 m时煤柱群-覆岩破坏状况
Fig.10 Failure diagram of coal pillar system and overburden strata when the working face advancing distance is 70 m
上述房采煤柱群的失稳破坏，会使得4号煤采空区顶板岩层逐渐完全下沉，呈现出“两端小-中间大-左侧大于右侧”的下沉趋势，导致测点1～5的变形量从左往右逐渐增加，且测点6～9的变形量从左往右逐渐减小。上述变形会促使顶板岩层中之前产生的拉裂隙继续加宽且不断延伸，形成了较大的剪应力；当剪应力增加到达一定程度，会完全切断了整个覆岩，诱发关键层破断块体产生回转运动，形成动载并产生冲击效应，对超前煤柱群产生压裂影响，进一步诱发房采煤柱的失稳。
4号煤采空区房采煤柱群及其顶板岩层的大面积垮塌会将载荷向下传递，产生巨大的冲击作用，导致层间岩层发生剪切破坏，最后完全垮落在6号煤底板。在此过程中，4号煤采空区破断岩块会产生左侧回转，形成由上向下发育的裂隙，并出现明显的拉伸断裂面。当覆岩破断块体逆时针回转后，会进一步导致4号煤采空区房采煤柱的失稳破坏，诱发层间岩层的持续垮塌，重叠堆积在已垮落的破裂岩体中。由此使得：6号煤基本顶测点1～6基本持平，且下沉量均达到最大值。
2.3 覆岩沉降运动规律
本节将选取4号煤上覆KS2亚关键层和6号煤上覆KS1亚关键层，定量化研究房式采空区下伏煤层开采的覆岩运动规律，如图11所示，可以看出：
(1)6号煤顶板测点1～6会随着煤体采出逐渐下沉，即工作面后方测点会依次沉降。测点1～3的下沉速率会逐渐减缓，测点4～6的下沉速率表现出“先缓慢减小，后迅速增大”的变化趋势；当推进距离由60 m增大到70 m时，3个测点的下沉量增幅最大。测点7～10受推进距离的影响较小，沉降量全程基本不变，几乎接近于0，如图11(a)所示。
(2)4号煤顶板测点1～6也会随着6号煤采出逐渐下沉，测点1～2的下沉速率会逐渐减缓，测点3～6的下沉速率表现出“先缓慢减小，后迅速增大”的变化趋势。当推进距离由60 m增大到70 m时，测点3～9下沉量瞬时达到最大，如图11(b)所示。结合前文破坏特征，认为这与超前煤柱群的冲击失稳密切相关，其会诱发覆岩的联动破坏与层间岩层的切落失稳，并导致上述变形与运动规律的出现。
图11 6号煤顶板和4号煤顶板下沉量
Fig.11 Subsidence value of No.6 and No.4 coal seam roof
上述研究表明：4号煤上覆KS2亚关键层和6号煤上覆KS1亚关键层中测点5的运动既能反映4号煤顶板上覆岩层整个垮落过程，又能反映6号煤顶板岩层整个运动状态。因此，分别提取出两条测线中测点5的数据，进一步研究房式采空区下伏煤层开采的覆岩运动特征，如图12所示。
从图12可以看出：
图12 5号测点下沉量与工作面距离关系
Fig.12 Relationship between No.5 measuring point subsidence and its distance from working face
(1)当6号煤工作面尚未推进至5号测点且二者相距10 m以上时，工作面前方岩体并未受到采动影响，沉降量几乎为0。
(2)当6号煤工作面推进至5号测点下方或二者相距10 m左右时，4号煤顶板岩层和6号煤顶板岩层都发生了沉降。值得注意的是，4号煤顶板测点5的下沉量大于6号煤顶板测点5的下沉量。这与采空区的高度密切相关——6号煤采空区高度远小于4号煤采空区高度，所以6号煤顶板下沉量是悬臂梁在采空区上方产生的挠度，而4号煤顶板产生的下沉量为6号煤顶板产生的挠度再加上4号煤采空区受到顶板下沉影响所产生的压缩量。
(3)当6号煤工作面推过5号测点20 m时，4号煤顶板发生了剧烈运动，导致大范围垮落，并引起6号煤顶板切落运动，两者几乎同步发生于工作面推进距离为70 m时。此时，4号煤顶板5号测点的下沉量达到4 mm，位于4号煤上覆亚关键层拉破坏的断裂面位置。受4号煤煤柱群链式失稳及覆岩联动破坏的影响，6号煤顶板5号测点发生了切落式剪切破坏，使得下沉量达到2 mm。
3 浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹冲击失稳过程
根据关键柱失稳诱发煤柱群链式破坏和覆岩联动垮塌的失稳特征，后文对“煤柱群-覆岩”的破坏过程进行了概化(图13)，来描述浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹冲击失稳的动态过程。具体地，该过程可以细分为四大阶段：
3.1 关键柱斜切破坏阶段
6号煤工作面推进到一定距离时，4号煤采空区一个房采煤柱由于层间岩层沉降和超前支承压力的叠加影响，承担了相别于其他邻近煤柱更高的压应力值，更容易发生早期失稳，将其视为关键柱。一旦外部载荷超过自身的抗压强度，关键柱就会最早出现对角裂纹，发生斜切破坏，如图13(a)所示。因此，称该阶段为关键柱斜切破坏阶段，这是4号煤采空区超前煤柱群冲击失稳的“导火索”。
3.2 关键柱邻近部分煤柱群破坏阶段
关键柱斜切破坏会逐渐丧失承载能力，原本由其承担的覆岩应力发生了转移，再加上超前支承压力的影响，邻近几个煤柱群承担的载荷会远高于各自的承载能力，使得邻近部分煤柱群也发生了斜切破坏，并进一步降低整体承载能力。此时，载荷会重新分配，引发超前煤柱群载荷增大，逐渐产生垂向裂纹，如图13(b)所示。由于关键柱及邻近部分煤柱群的斜切破坏，导致4号煤顶板缺乏支撑，缓慢向下运动，产生了一定的挠度，形成新生裂纹，并发生拉破坏。同时，根据力的相互作用原理，4号煤底板也承担了与覆岩荷载大小相同的反向作用力，使得底板与6号煤工作面煤壁连接处产生剪切破坏的趋势，萌生了自下向上发育的裂纹，但并未贯穿整个层间岩层。因此，称该阶段为关键柱邻近部分煤柱群破坏阶段。
图13 煤柱群失稳及覆岩运动状态示意
Fig.13 Diagram of coal pillar group collapse process and strata movement state
3.3 超前煤柱群回弹冲击失稳阶段
关键柱及邻近部分煤柱群的斜切破坏会诱发覆岩裂隙持续发育、扩展与贯通，使得断裂面左右岩块之间的接触面积逐渐减小，剪应力进一步增大，导致岩层破断。在此过程中，覆岩应力随着断裂发生了释放，使得断裂面右侧岩块破断后受到的左侧约束力较小，逐渐失衡并发生回转运动。此时，远离工作面的部分覆岩(右侧块体)发生向上运动，促使超前煤柱群发生显著的反弹，形成了典型的回弹区；而在靠近工作面的部分覆岩会发生逆时针回转，逐渐脱离右侧岩块，失去连接与约束，回转到左侧覆岩块体之上，形成新的咬合铰接岩体结构，导致应力重新聚集，迅速传递至超前煤柱群中，产生持续加压效应，形成典型的高应力压缩区，并导致超前煤柱群的冲击失稳，如图13(c)所示。因此，称该阶段为超前煤柱群回弹冲击失稳阶段。
3.4 覆岩垮塌与层间岩层切落致灾阶段
超前煤柱群的回弹变形与冲击失稳会加速覆岩联动破坏的持续发展。先期破断的覆岩块体发生垮塌，形成巨大的冲击载荷作用于4号煤底板岩层中，导致层间岩层与6号煤工作面煤壁连接处之前形成的裂隙快速向上发育，贯穿整个层间岩层，也发生了彻底断裂，带动4号煤破断岩块的整体切落，诱发周边更大范围房采煤柱群的链式失稳，并形成了工作面的动压灾害，影响安全高效开采，如图13(d)所示。因此，称该阶段为覆岩垮塌与层间岩层切落致灾阶段。
4 浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹冲击失稳机制
浅埋近距离煤层开采超前煤柱群冲击失稳经历了“煤柱群回弹变形”与“覆岩联动垮塌”共同作用且互馈影响的动态过程。
最初，“关键柱”斜切破坏启动后，局部区域部分房采煤柱群会在“覆岩自重载荷+转移分配载荷+超前支承压力”叠加作用下发生斜切破坏。此时，上位采空区覆岩基本顶逐渐演变为“悬臂梁/板”，应力集中程度显著增强，使得超前煤柱群处于高应力压缩状态。
随着工作面的推进，基本顶“悬臂梁/板”结构断裂，覆岩高应力会急剧释放，发生回转运动，形成反弹现象，导致处于“反弹区”的超前煤柱群回弹变形。
当覆岩基本顶断裂回转运动结束后，会形成新的咬合铰接结构，使得垂向载荷再次增加，形成新的“压缩区”。此时，“压缩区”的超前煤柱群应力集中程度显著强化，过载而发生冲击失稳。最终，超前煤柱群的回弹冲击失稳会带动覆岩的持续失稳与层间岩层的切落破坏，并造成下伏工作面动载矿压现象的发生。
综上，采动影响下关键柱斜切破坏是诱发“煤柱群-覆岩”体系失稳破坏的源头，可以视为超前煤柱群失稳致灾的诱因。关键柱早期失稳后，会带动覆岩载荷转移，使得邻近部分煤柱群过载而发生斜切破坏。在此基础上，覆岩会逐渐发生超前破断与回转运动，进一步促进超前煤柱群的回弹变形与冲击失稳，并诱发覆岩的整体垮塌与层间岩层的切落破坏。
浅埋近距离煤层开采超前煤柱群回弹变形与冲击失稳的机制可以归纳为：关键柱及周边部分房采煤柱群斜切破坏导致老采空区覆岩成为“悬臂梁/板”结构；随着工作面的继续推进，覆岩“悬臂梁/板”结构发生破断，使得断裂面右侧岩块超前破断后受到的左侧约束力较小，逐渐失衡回转——块体右侧向上回弹运动，左侧逆时针回转压缩，带动超前煤柱群的回弹变形与冲击失稳，并诱发覆岩的瞬时垮塌和层间岩层的切落失稳。
5 讨 论
(1)超前煤柱群回弹变形现象与钱鸣高院士主编的《矿山压力与岩层控制》教材(第三版)第三章第七节和第五章第六节中所述的基本顶“反弹区-压缩区”原理有类似之处[26]。超前煤柱群回弹变形现象的发生是瞬间的，非常迅速且持续时间较短。
(2)“超前煤柱群冲击失稳”现象主要发生于浅埋柱式老采空区下伏近距离煤层开采条件。当下伏煤层开采层间岩层沉降和超前支承压力聚集叠加作用导致“关键柱斜切破坏”后，“超前煤柱群冲击失稳”才可能被活化。换而言之，“超前煤柱群冲击失稳”出现时，“关键柱斜切破坏”必然已经发生。因此，上述现象适用于“下伏煤层开采层间岩层沉降和超前支承压力聚集叠加作用能够诱发关键柱发生斜切破坏”所对应的层间距情形。除了层间距之外，“超前煤柱群冲击失稳”现象的发生与上位采空区遗留煤柱的宽度/高度/强度、层间岩层结构(是否存在关键层结构)、下部煤层采高、埋深等因素密切相关。后续研究需要定量化建立上述因素与“超前煤柱群冲击失稳”现象之间的关系。
(3)从载荷传递与结构演化的角度，论述了浅埋近距离煤层开采超前煤柱群冲击失稳过程及其机制，尚未从能量的角度来解释“超前冲击失稳”与“释放和传递到开采区域的能量”之间的联系。后续研究拟结合数值模拟试验和现场微震监测的试验结果，来具体阐述上述条件下超前煤柱群冲击失稳的能量积聚与释放规律。
(4)受现场监测范围及相似模拟试验条件的限制，仅呈现出超前煤柱群冲击失稳的一个周期。事实上，浅埋近距离煤层开采影响下，“关键柱斜切破坏阶段→关键柱邻近部分煤柱群破坏阶段→超前煤柱群回弹冲击失稳阶段→覆岩垮塌与层间岩层切落致灾阶段”的失稳垮塌会随着回采工作面的推进不断反复，会经历一个“稳定—失稳—再稳定”周而复始的过程，形成显著的周期性冲击现象。也就是说，上述失稳垮塌过程结束以后，随着工作面的推进，超前支承压力作用下会出现新的“关键柱”，再次诱发上述冲击失稳与垮塌。后续尚需进一步系统研究浅埋近距离煤层开采超前煤柱群周期性冲击失稳的矿压显现规律。
(5)为了预防采动影响下“煤柱群-覆岩”体系的失稳破坏，需要从源头出发采取分区“柱旁充填-覆岩卸压”等措施来动态控制关键柱的初始破坏[19,27]。一旦“区域关键柱”的初始致灾效应能够得以控制，邻近煤柱群的斜切破坏及超前煤柱群的回弹冲击失稳就不会发生，覆岩的联动垮塌与层间岩层的切落破坏也不会出现，采场空间的整体稳定性就能维护好，且不会引发下伏煤层工作面动压灾害的发生。
6 结 论
(1)浅埋柱采区近距离下伏煤层开采过程中，工作面前方覆岩呈现出“先短暂回弹后剧烈下沉”的运动特征，即首先存在极短时间的覆岩回弹变形现象，之后出现了部分覆岩的整体破断与垮塌。由此，反推出采动影响下超前煤柱群发生了回弹变形。
(2)柱式采空区下伏煤层开采过程中关键柱在覆岩沉降和超前支承压力的作用下最早出现斜切破坏，引起载荷的迁移，加剧邻近部分房采煤柱群的应力集中程度，进而发生链式斜切破坏。在此过程中，覆岩持续沉降，裂隙也不断发育，形成剪切贯通断裂面，发生破断回转，促使超前煤柱群回弹变形与冲击失稳，引发层间岩层的全厚切落，带动更大规模房采煤柱群的链式失稳，并造成下伏工作面动压灾害的发生。
(3)浅埋近距离下伏煤层开采“煤柱群-覆岩”的失稳垮塌过程可以细分为：关键柱斜切破坏阶段、关键柱邻近部分煤柱群破坏阶段、超前煤柱群回弹冲击失稳阶段、覆岩垮塌与层间岩层切落致灾阶段。
(4)浅埋近距离煤层开采超前煤柱群冲击失稳是“煤柱群回弹变形”与“覆岩联动垮塌”共同作用且互馈影响的动态结果。
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