王紅偉，焦建強，伍永平，劉寶恒，趙華濤

(1.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；2.西安科技大學(xué) 西部礦井開采及災(zāi)害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054;3.山東礦機集團(tuán)股份有限公司,山東 濰坊 261000)

0 引 言

急傾斜煤層是傾角大于45°的煤層，在俄羅斯、烏克蘭、波蘭等國家和我國西部地區(qū)與南方缺煤地區(qū)賦存較多，特別在新疆儲量豐富[1]。由于煤層傾角大，開采難度極大。開采此類煤層的小型煤礦普遍采用傳統(tǒng)的非機械化采煤法，如落垛、倉儲、臺階、巷放等，機械化程度低、勞動強度大、工藝復(fù)雜、作業(yè)環(huán)境差、管理難度大、安全事故多、產(chǎn)量效率低[2]。20世紀(jì)70年代以來，中型煤礦在急傾斜煤層開采中逐步試驗鋼絲繩鋸采煤法、偽斜柔性掩護(hù)支架采煤法、分段密集支柱采煤法、倒臺階采煤法等，但仍然存在勞動強度大、產(chǎn)量效率低等問題[3-5]。隨著20世紀(jì)80年代綜采技術(shù)的發(fā)展，大中型煤礦試驗成功了急傾斜特厚煤層(10 m以上)水平分段綜合機械化放頂煤采煤法(簡稱綜放采煤法)，勞動強度顯著降低，安全狀況和工作環(huán)境明顯改善[6-7]。但工作面長度受煤層厚度和傾角的雙重制約，忽長忽短，工作面被迫頻繁增減支架，無法正常推進(jìn)。近年來，為了提高急傾斜特厚煤層水平分段綜放工作面產(chǎn)量，試驗加大分段高度(即大段高)以加大頂煤厚度的方法，盡管產(chǎn)量效率增加幅度較大，但由于“跨層拱”的形成，分段高度增加受到制約，工作面產(chǎn)量增加依然受限[8-9]。近十多年來，大傾角中厚煤層走向長壁綜采技術(shù)日趨成熟[10-12]，取得了良好的安全與經(jīng)濟(jì)效益，傾角小于55°、厚度小于4 m的穩(wěn)定煤層，采用走向長壁(綜采、大采高、綜放)開采效果較好，但隨著煤層傾角增大和工作面加長，頂煤控制難度大，支架易失穩(wěn)倒架的問題尤為嚴(yán)重。特別是煤層松散時，頂煤漏冒加劇并沿工作面傾斜向上迅速擴(kuò)展，導(dǎo)致支架群體滑倒，工作面生產(chǎn)癱瘓，處理冒頂和倒架事故難度極大，安全隱患劇增，恢復(fù)生產(chǎn)異常困難。由于冒落頂煤滑滾并大量堆積在工作面下部采空區(qū)而無法放出，導(dǎo)致頂煤放出率極低。走向長壁工作面長度一般為80 m以上，工作面操控與管理難度極大，且隨著長度的加大，難度異常之大，經(jīng)常造成工作面無法正常生產(chǎn)。對于傾角大于70°、煤層厚度3～5 m急傾斜煤層，采用走向長壁偽俯斜柔性掩護(hù)支架后退式銑采機機械化采煤方法，實現(xiàn)了落煤方式的機械化[13]。目前，對于煤層傾角大于55°、煤層厚度4～8 m的急傾斜厚煤層，可行的采煤方法有水平分段綜采放頂煤開采方法和斜切分層綜采放頂煤開采方法，但都存在采煤效率低，安全管理復(fù)雜，經(jīng)濟(jì)效益差等問題，國內(nèi)外尚無一種合理的安全高效采煤方法開采該類煤層。

在急傾斜煤層開采中，頂板破斷形式、垮落高度、底板破壞滑移等都會發(fā)生變化，傳統(tǒng)礦壓理論不能很好解釋以上礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，國內(nèi)外學(xué)者對此進(jìn)行了研究，取得了一些有益結(jié)論。急傾斜特厚煤層水平分段開采，頂板在傾斜方向形成懸臂梁結(jié)構(gòu)、“不等高卸載拱”大結(jié)構(gòu)與“鉸接巖梁”等，揭示了覆巖“傾倒-滑移”破斷模式和來壓過程，發(fā)現(xiàn)急傾斜工作面頂板結(jié)構(gòu)較穩(wěn)定，易控制結(jié)構(gòu)滑落失穩(wěn)造成的沖擊作用[14-15]。隨著急傾斜煤層分段高度的加大，上分段開采對下分段的影響逐漸減弱，下分段較大厚度的煤體起到了緩沖作用[16]。頂煤與上覆殘留煤矸復(fù)合形成非對稱拱結(jié)構(gòu)，并演化為典型傾斜橢球體結(jié)構(gòu)，易發(fā)生滑落失穩(wěn)造成工作面局部壓力畸變，并誘發(fā)動力學(xué)災(zāi)害[17-18]。底板破壞滑移是一個時空發(fā)展過程，受地質(zhì)和開采量大因素影響，給出底板破壞的力學(xué)臨界條件[19]。綜合以上研究結(jié)果，對急傾斜特厚煤層不同頂板條件的頂板結(jié)構(gòu)形式、來壓特征、底板破壞滑移特征等有較全面的認(rèn)識，但對采場圍巖災(zāi)害過程中頂板、煤柱、底板相互關(guān)聯(lián)作用機制有待進(jìn)一步研究。

因此，基于以上難題，以新疆龍泉煤礦3-3c急傾斜厚煤層為工程背景，創(chuàng)新性提出水平分段短壁綜放開采方法，形成了具備“采掘合一”“Z”形通風(fēng)等特點的工作面巷道系統(tǒng)，并研究揭示了此方法開采過程中采場承載結(jié)構(gòu)泛化及鏈?zhǔn)街聻?zāi)機理，為該類煤層安全高效開采奠定了基礎(chǔ)。

1 工程概況

龍泉煤礦位于新疆托克遜縣城北西65 km克爾堿向斜北翼，地層走向近東西向。井田東西長2.09 km，南北寬1.36 km，面積約2.85 km2，開采標(biāo)高+750 m—+900 m，全區(qū)可采煤層7層，其中，3-3c煤層煤厚1.22～8.50 m、平均3.83 m，煤層傾角67°，單軸抗壓強度為30 MPa，普氏系數(shù)f約為3，屬于中硬煤層，頂板以粉砂巖為主，飽和狀態(tài)下抗壓強度為4.27 MPa，軟化系數(shù)0.097，為易軟化的極軟巖。底板為粉砂巖、細(xì)砂巖、中砂巖為主，飽和狀態(tài)下抗壓強度為16.70 MPa，軟化系數(shù)0.24，為易軟化的巖層。

礦井采用單水平斜井開拓方式(圖1)。主斜井井口標(biāo)高+942 m，傾角16°，至井底斜長918 m，井筒凈寬5.0 m，凈斷面18.3 m2，擔(dān)負(fù)全礦井的煤炭及人員提升任務(wù)，兼作進(jìn)風(fēng)井和安全出口。副斜井沿3-3b煤層傾斜布置，井口標(biāo)高+942 m，傾角18°，至井底斜長637 m，井筒凈寬3.6 m，凈斷面10.8 m2，擔(dān)負(fù)全礦井的設(shè)備、材料及矸石等提升任務(wù)，兼作進(jìn)風(fēng)井和安全出口。斜風(fēng)井井口標(biāo)高+945.4 m，傾角18°，至井底斜長631 m，井筒凈寬3.8 m，凈斷面14.1 m2，擔(dān)負(fù)全礦井的回風(fēng)任務(wù)，兼安全出口。礦井主斜井、副斜井及斜風(fēng)井分別承擔(dān)采區(qū)上山功能，分別擔(dān)負(fù)采區(qū)的煤炭運輸、輔助提升及通風(fēng)任務(wù)。采區(qū)采用聯(lián)合布置開采，在采區(qū)各區(qū)段運輸、回風(fēng)水平從副斜井布置甩車場及石門揭露各煤層。

圖1 龍泉煤礦開拓巷道布置Fig.1 Layout of main development roadways in Longquan Coal Mine

2 水平分段短壁綜放開采方法

2.1 工作面巷道布置

龍泉煤礦3-3c煤層采用水平分段短壁綜放開采方法，在國內(nèi)外尚屬首次出現(xiàn)，其回采工藝、支護(hù)形式、通風(fēng)路線等方面都有別于現(xiàn)有采煤方法，現(xiàn)有采煤方法的巷道布置不再適用，需要對工作面的巷道布置進(jìn)行重新設(shè)計。

煤層以一定標(biāo)高劃分成階段，階段內(nèi)按一定標(biāo)高劃分成若干個水平分段，沿煤層底板布置分段回采巷道，寬度4.8 m、高度2.6 m?；夭上锏劳ㄟ^溜煤眼、行人進(jìn)風(fēng)斜巷與階段運輸石門相連，分別與主斜井、副斜井相連，形成煤炭運輸系統(tǒng)、進(jìn)風(fēng)系統(tǒng)?；夭上锏谰蜻M(jìn)至分段邊界布置回采工作面，通過回風(fēng)斜巷與階段回風(fēng)石門相連，聯(lián)接回風(fēng)斜巷，形成回風(fēng)系統(tǒng)(圖2)。工作面后退回收巷旁煤柱和頂煤，在采空區(qū)頂板側(cè)采用“錨桿+工字鋼+輕質(zhì)菱鎂混凝土板”構(gòu)筑沿空回風(fēng)巷道，即沿空回風(fēng)成巷，巷高2.0 m、底寬2.0 m，在工作面形成“Z”形通風(fēng)(圖3)。

圖2 巷道系統(tǒng)布置Fig.2 Layout of roadways

圖3 工作面回采巷道布置及設(shè)備配備平面Fig.3 Plan graph of roadway layout and equipment arrangement of working face

2.2 回采工藝

采用單一回采巷道形成工作面，實現(xiàn)采掘合一，后退式回收巷旁煤柱和放頂煤，采空區(qū)頂板側(cè)沿空成巷形成“Z”形通風(fēng)。工作面生產(chǎn)主要工序與流程如下。

1)采用配有轉(zhuǎn)載機和可伸縮帶式輸送機的煤巷綜掘機進(jìn)行落煤，落下的煤通過轉(zhuǎn)載機和帶式輸送機依次經(jīng)溜煤眼、階段運輸石門和主斜井運出。

2)沿推進(jìn)方向布置2臺ZZ4800/17/35H型支撐式液壓牽引支架，垂直于2臺牽引支架，橫向布置2臺ZF3800/17/32型液壓放煤支架，放煤口均位于煤層底板側(cè)，液壓支架取消了前梁、縮短了頂梁長度，同時2臺支架底座相連，在放煤口下方布置1臺刮板輸送機，其機頭通過轉(zhuǎn)載機與帶式輸送機機尾搭接。

3)回采巷道沿底板布置，當(dāng)煤層厚度較大時，頂板側(cè)形成巷旁煤柱，超前采用螺旋鉆機回收巷旁煤柱，并采用液壓支柱進(jìn)行超前支護(hù)，同時在超前支護(hù)段對頂煤進(jìn)行深孔爆破預(yù)裂，提高頂煤的冒放性，同時回收部分分段煤柱及上分段頂板三角煤，提高煤炭資源采出率；煤柱強度減弱有利于弱化煤柱與頂?shù)装逯g的連接作用，能有效防止采場圍巖大面積失穩(wěn)造成的沖擊災(zāi)害。

4)轉(zhuǎn)載機拉移1個步距后，依次拉移2臺牽引支架，之后以牽引支架為支撐同時向前拉移2臺放煤支架，完成1個步距的拉移。

5)沿煤層頂板側(cè)在放煤支架后采用“錨桿+工字鋼+輕質(zhì)菱鎂混凝土板”形成沿空回風(fēng)巷道。

6)先打開第1臺放煤支架的放煤機構(gòu)進(jìn)行放煤，放1/3煤后關(guān)閉放煤機構(gòu)，再打開第2臺放煤支架的放煤機構(gòu)進(jìn)行放煤，放1/3煤后關(guān)閉放煤機構(gòu)，如此交替反復(fù)，當(dāng)矸石占到放煤量1/2時，停止放煤。放出的頂煤由刮板輸送機通過轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)入帶式輸送機運出。

2.3 主要參數(shù)確定

1)分段高度確定。分段高度選擇對急傾斜煤層水平分段短壁綜放工作面頂煤放出率有直接影響。工作面頂煤破碎程度主要受回采巷道掘出后形成的支承壓力及上分段采空區(qū)邊緣的支承壓力影響，因此，分段頂煤理論長度即為兩段支承壓力帶的寬度相加?；夭上锏篱_挖后，原巖應(yīng)力狀態(tài)被打破，巷道周邊圍巖應(yīng)力重新分布，頂煤受力如圖4所示。

σx—煤體上正應(yīng)力；τxy—頂?shù)装寤泼嫔霞魬?yīng)力圖4 頂煤受力分析Fig.4 Stress analysis of top coal

頂煤極限平衡區(qū)高度x1和上分段采空區(qū)邊緣極限平衡區(qū)寬度x2[20]分別為

(1)

(2)

其中：M為煤層厚度，m；A為側(cè)壓系數(shù)；α為煤層傾角，(°)；H為采深，m；φ0為煤層界面內(nèi)摩擦角，(°)；c0為煤層界面黏聚力，MPa；k、k′分別為平衡區(qū)x1和x2應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3；γ0為煤層容重，kN/m3；Px為支護(hù)阻力；P1為上分段回采巷道支護(hù)阻力，kPa；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面摩擦因數(shù)；ε為三軸壓力系數(shù)；c為黏聚力，MPa。

當(dāng)整個頂煤處于極限平衡狀態(tài)時，2個應(yīng)力峰值之間的距離為煤層厚度的2倍。頂煤處于應(yīng)力極限平衡狀態(tài)的最大高度L為

L=x1+2M+x2

(3)

計算得出頂煤平均厚度3.58 m，x1、x2分別為4.49、8.78 m，則分段高度最大20 m，運用FLAC3D有限差分?jǐn)?shù)值模擬軟件分別對10、15、20 m三種分段高度條件下頂煤的冒放特性進(jìn)行分析，模擬結(jié)果如圖5所示。當(dāng)分段高度為10 m時，分段內(nèi)大部分煤體都處于剪切或拉伸破壞狀態(tài)，頂煤處于應(yīng)力極限平衡狀態(tài)。當(dāng)階段高度為15 m時，頂板上方4 m左右頂煤發(fā)生塑性破壞，而頂煤中部厚度5 m左右煤層比較完整，未發(fā)生塑性破壞，對頂煤冒放性影響較大。當(dāng)階段高度達(dá)到20 m時，只有頂板以上3 m頂煤發(fā)生破壞。階段高度越小，巷道掘進(jìn)工程量越大，成本越高，加大采放比可顯著降低礦井生產(chǎn)成本。因此，為保證頂煤有條件自由破碎松散的空間，采用分段高度為10 m，滿足采用低位放煤插板式放煤支架的水平分段高度應(yīng)為≤19.5 m。

圖5 不同分段高度頂煤塑性破壞Fig.5 Plastic failure of top-coal at different sectional heights

2)采放比確定。工作面出煤量由采煤和放煤2部分組成，采高增大，回采巷道斷面增大，掘進(jìn)工程量與支護(hù)難度增大，生產(chǎn)成本提高，因此，確定合理的采放比是放頂煤開采實現(xiàn)高產(chǎn)高效的重要前提條件。根據(jù)對國內(nèi)急傾斜水平分段綜放工作面的統(tǒng)計資料分析，合理的采高應(yīng)為2.5 m左右。根據(jù)工作面通風(fēng)要求，采煤高度Hg≥Qf/(BzVf，maxφ)，放頂煤工作面最大風(fēng)速Vf，max應(yīng)控制在2.5～3.0 m/s，工作面供風(fēng)量Qf為21 m3/s，液壓支架最小長度Bz為4.5 m，過風(fēng)斷面系數(shù)φ一般為0.5～0.7，考慮到液壓支架后放頂煤存在一定的空間漏風(fēng)，設(shè)計取0.6估算。則工作面割煤高度應(yīng)為2.6～3.1 m。綜合考慮，確定回采巷道高度2.6 m，放煤高度7.4 m，采放比為1∶2.85。

3 采場圍巖承載結(jié)構(gòu)泛化特征

3.1 圍巖變形破壞演化過程

根據(jù)龍泉煤礦的生產(chǎn)技術(shù)條件及煤巖層物理力學(xué)性質(zhì)，采用可變角度平面物理相似模擬實驗平臺(外形尺寸2 150 mm×200 mm×1 800 mm)，按照相似理論以河沙、煤灰作為骨料，石膏、大白粉(碳酸鈣)為粘結(jié)材料，云母粉為分層材料，制作幾何相似比1∶100 的物理相似模型，模型中3-3c煤層采用水平分段短壁綜放開采方法進(jìn)行開挖。自上而下分7個分段進(jìn)行回采，分段高度10 m，首先沿分段布置回采巷道(寬4.8 cm×高2.6 cm)，然后分3輪進(jìn)行放頂煤，具體開采布置方案如圖6所示。

由圖6可得各分段破壞特征：①一分段開采后，直接頂中下部(0.4L)位置斷裂、垮落，垮落高度1.2 cm，斷裂位置下巖梁以下端點為中心發(fā)生順傾向旋轉(zhuǎn)滑落，斷裂位置上巖梁以上端點為中心發(fā)生逆傾向旋轉(zhuǎn)滑落，裂隙發(fā)展高度2 cm?？迓鋷r塊對底板中下部區(qū)域沖擊擾動，底板裂隙發(fā)展深度0.7 cm(圖7a)。②二分段開采后，二分段頂板運移特征與一分段開采時相似，由于二分段開采擾動，一分段頂板裂隙進(jìn)一步縱向延伸至6.1 cm高度、橫向延伸但未貫通二分段頂板(圖7b)。③三分段開采后，三分段直接頂垮落1.2 cm，受三分段開采擾動影響，頂板第2次垮落，一、二分段頂板垮落高度分別為6.1、4.0 cm，一、二分段頂板裂隙橫向延伸貫通、縱向延伸高度發(fā)展分別達(dá)到12.2、6.2 cm，一、二分段底板出現(xiàn)滑移失穩(wěn)(圖7c)。④四分段開采后，受開采擾動影響，一、二分段煤柱失穩(wěn)，一、二、三分段貫通，頂板第3次垮落，一、二分段頂板垮落高度分別為6.3、4.0 cm(圖7d)。⑤五分段開采后，三分段煤柱失穩(wěn)，一至四分段貫通，頂板第4次垮落，一分段頂板垮落高度大8.1 m，裂隙縱向發(fā)展高度達(dá)15.6 cm，二、三、四分段受垮落矸石充填支撐作用，未發(fā)生進(jìn)一步垮落，但裂隙進(jìn)一步縱橫向發(fā)展(圖7e)。⑥六分段開采后，四分段煤柱失穩(wěn)，五分段與上部采空區(qū)貫通，頂板發(fā)生第5次垮落，一、二、三分段頂板垮落高度10.8 cm、裂隙高度20.6 cm，四分段頂板垮落高度6.1 cm、裂隙高度15.6 cm，五分段頂板裂隙縱橫向進(jìn)一步延伸(圖7f)。⑦七分段開采后，頂板發(fā)生第6次垮落，垮落高度達(dá)到21.7 cm，裂隙發(fā)展高度33.1 cm(圖7g)。上垮落角為47°，下部垮落角為33°。

圖7 各分段開采圍巖破壞演化特征Fig.7 Surrounding rock change in process of mining

各分段開采后頂板最大垮落與裂隙高度如圖8所示，由圖8可以看出，開采一分段至三分段時，頂板最大垮落高度從1.2 cm增至6.1 cm，增長速率緩慢，垮落矸石對底板沖擊性較小、分段間煤柱沒有發(fā)生破壞，最大裂隙高度由2.0 cm增至12.2 cm，應(yīng)力拱高度較低，圍巖破壞平緩，頂板相對穩(wěn)定。從四分段開采至七分段時，頂板最大垮落高度從6.3 cm增至21.7 cm，垮落高度曲線斜率增大，分段煤柱失穩(wěn)，頂板大范圍垮落，“頂板-煤柱”系統(tǒng)破壞，各分段裂隙逐漸貫通，最大裂隙高度增至33.1 cm，應(yīng)力拱高度隨之增加，上覆巖層破壞面積加劇，沿傾向頂板結(jié)構(gòu)遷移轉(zhuǎn)化形成“跨層多梯階砌體結(jié)構(gòu)”，該結(jié)構(gòu)失穩(wěn)造成頂板大面積垮落，對采場形成沖擊作用，進(jìn)一步影響分段煤柱及底板的穩(wěn)定性。

圖8 各分段開采后頂板最大垮落與裂隙高度Fig.8 The maximum collapse and crack height after each segment of mining

由開采過程中圍巖破壞演化特征可以看出，急傾斜煤層水平分段綜放開采，頂板、煤柱、底板相互關(guān)聯(lián)，煤柱失穩(wěn)導(dǎo)致頂板大范圍垮落，一至三分段開采，圍巖破壞相對緩和，四分段回采后，“頂板-煤柱-底板”發(fā)生鏈?zhǔn)绞Х€(wěn)，易造成沖擊災(zāi)害。因此，3個分段組成階段高度為30～45 m。

底板破壞滑移是急傾斜煤層開采的一種圍巖破壞災(zāi)害現(xiàn)象，有一個隨時間和空間發(fā)展的過程。造成底板破壞的主要因素眾多，開采應(yīng)力環(huán)境是主要原因。研究表明，地下煤層處于原巖應(yīng)力場中的應(yīng)力環(huán)境比地面自重應(yīng)力高幾個量級，急傾斜分段煤層采出使底板在原巖應(yīng)力環(huán)境下產(chǎn)生向采空區(qū)鼓起卸載運動，當(dāng)鼓起到峰值后，選擇性產(chǎn)生結(jié)構(gòu)破壞而形成不同形狀的滑移體，處于相對平衡狀態(tài)，受開采擾動影響，相對平衡狀態(tài)破壞且具有滑移空間時，底板巖層會出現(xiàn)“擠出-平移”“擠出-下壓”“擠出-上推”等3種破壞滑移模式(圖9)。

圖9 底板破壞滑移模式Fig.9 Failure and slip modes of floor

1)“擠出-平移”模式。在分段開采初始階段，底板應(yīng)力場發(fā)生變化，形成應(yīng)力的“二次分布”，導(dǎo)致局部區(qū)域的應(yīng)力升高或降低，在底板一定范圍形成卸壓區(qū)，靠近煤層的底板由三維原巖應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)殡p向應(yīng)力狀態(tài)，底板出現(xiàn)卸荷鼓起變形，隨著鼓起變形量達(dá)到峰值，底板選擇弱結(jié)構(gòu)面發(fā)生破壞形成結(jié)構(gòu)體，隨著底板進(jìn)一步運動，結(jié)構(gòu)面和結(jié)構(gòu)體演變成滑移面和滑移體，當(dāng)滑移體受沿傾斜層面的上下推力平衡，且存在滑移空間時，產(chǎn)生“擠出-平移”破壞失穩(wěn)。一般發(fā)生在分段底板中部位置，且分段開采未受相鄰分段采空區(qū)垮落影響條件下。

2)“擠出-下壓”模式。當(dāng)滑移體受沿傾斜層面向下推力大于向上推力時，滑移體發(fā)生下移，同時以與下部結(jié)構(gòu)體鉸接點為支點向采空區(qū)旋轉(zhuǎn)，形成“擠出-下壓”失穩(wěn)，當(dāng)滑移體運動受頂板垮落巖塊約束形成二次平衡。一般發(fā)生在分段上部區(qū)域，且分段受上部分段采空區(qū)垮落沖擊作用。

3)“擠出-上推”模式。當(dāng)滑移體受沿傾斜層面向下推力小于向上推力時，滑移體發(fā)生上移，同時以與上部結(jié)構(gòu)體鉸接點為支點向采空區(qū)旋轉(zhuǎn)，形成“擠出-上推”失穩(wěn)，當(dāng)滑移體運動受頂板垮落巖塊約束形成二次平衡。一般發(fā)生在分段下部區(qū)域，且受段內(nèi)頂板垮落沖擊作用。

3.2 圍巖承載結(jié)構(gòu)鏈?zhǔn)绞Х€(wěn)

急傾斜煤層開采過程中，頂板結(jié)構(gòu)區(qū)域遷移轉(zhuǎn)化形成“跨層多梯階砌體結(jié)構(gòu)”，底板沿潛在滑移面破壞滑移，分段煤柱受頂?shù)装鍔A持效應(yīng)影響形成局部-整體破壞，破裂煤柱與冒落矸石、頂?shù)装宓仍诔叨壬洗嬖跁r空關(guān)聯(lián)性，整體形成采場圍巖承載結(jié)構(gòu)。相對于近水平或緩傾斜煤層開采采場圍巖承載結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性主要受“關(guān)鍵層”控制，急傾斜煤層開采采場圍巖承載結(jié)構(gòu)要素多樣，主要由頂板跨層多梯階砌體結(jié)構(gòu)、底板破壞滑移、分段煤柱等構(gòu)成，頂板結(jié)構(gòu)、底板破壞滑移沿傾向分布范圍廣泛，起控制作用的關(guān)鍵巖塊所處巖層多變，形成該類煤層圍巖承載結(jié)構(gòu)泛化特征，如圖10所示。該承載結(jié)構(gòu)的構(gòu)成元素頂板、分段煤柱、底板等通過應(yīng)力/載荷傳遞相互關(guān)聯(lián)，形成“頂板-煤柱-底板(roof-pillar-floor，R-P-F)”鏈?zhǔn)浇Y(jié)構(gòu)。一分段開采時，頂板(R1)、底板(F1)通過分段煤柱(P1、P2)間應(yīng)力傳遞形成鏈?zhǔn)浇Y(jié)構(gòu)；多分段開采時，頂板(R1、R2,…,Rn)、底板(F1、F2,…,Fn)通過分段煤柱(P1、P3,…,Pn+1)間應(yīng)力傳遞形成強弱鏈結(jié)構(gòu)?！癛-P-F”鏈?zhǔn)浇Y(jié)構(gòu)的穩(wěn)定是一個非線性動力學(xué)問題，鏈?zhǔn)浇Y(jié)構(gòu)與外部開采環(huán)境相互作用，內(nèi)部結(jié)構(gòu)單元間通過強弱鏈相互關(guān)聯(lián)，強鏈控制圍巖空間大面積動力失穩(wěn)、弱鏈控制圍巖局部破壞，采動過程中結(jié)構(gòu)單元間強弱鏈相互轉(zhuǎn)換，形成急傾斜煤層開采圍巖災(zāi)害孕育、發(fā)展、演變動態(tài)過程。

圖10 泛化承載結(jié)構(gòu)Fig.10 Generalized bearing structure

龍泉煤礦3-3c煤層水平分段短壁綜放開采過程中，一至三分段開采過程中，分段間煤柱未發(fā)生整體失穩(wěn)，頂板懸露面積不大，底板破壞滑移區(qū)域小，“R-P-F”結(jié)構(gòu)鏈完整，采場圍巖穩(wěn)定。開采四至七分段過程中，本分段“R-P-F”鏈?zhǔn)浇Y(jié)構(gòu)穩(wěn)定，但上分段煤柱發(fā)生整體失穩(wěn)，R1,2,3-P1,2,3(一至三分段的頂板一分段煤柱結(jié)構(gòu)鏈?zhǔn)Х€(wěn))結(jié)構(gòu)鏈發(fā)生斷裂，頂板垮落縱向高度延伸、橫向裂隙貫通，頂板垮落對本分段煤柱造成沖擊作用，并使得底板破壞滑移區(qū)域增大，采場圍巖破壞加劇。

4 結(jié) 論

1)為打破厚度4～8 m的急傾斜煤層綜采技術(shù)禁區(qū)，創(chuàng)新性提出了水平分段短壁綜放開采方法，通過布置采掘合一“單一巷道”工作面，螺旋鉆機超前回收巷旁煤柱，縱橫自移式支架回收頂煤，“錨桿+工字鋼+輕質(zhì)菱鎂混凝土板”沿空成巷形成工作面“Z”形通風(fēng)，有效解決了該類煤層的安全高效生產(chǎn)難題。

2)分段合理高度10 m，回采巷道高度2.6 m，放煤高度7.4 m，頂煤放出效果較好，分段開采過程中，一至三分段開采，圍巖破壞相對緩和，分段煤柱未發(fā)生整體失穩(wěn)，分段間未貫通，四分段回采后，分段煤柱發(fā)生整體失穩(wěn)，導(dǎo)致“頂板-煤柱-底板”結(jié)構(gòu)發(fā)生鏈?zhǔn)绞Х€(wěn)，頂板大面積垮落，易造成沖擊災(zāi)害，因此，確定3個分段組成階段高度為30～45 m。

3)急傾斜厚煤層水平分段短壁綜放采場頂板結(jié)構(gòu)區(qū)域遷移轉(zhuǎn)化形成“跨層多梯階砌體結(jié)構(gòu)”，不同區(qū)域底板沿潛在滑移面發(fā)生“擠出-平移”“擠出-下壓”“擠出-上推”破壞滑移，分段煤柱受頂?shù)装鍔A持效應(yīng)影響形成局部-整體破壞，頂板、煤柱、底板相互關(guān)聯(lián)，形成采場“頂板-煤柱-底板”鏈?zhǔn)匠休d結(jié)構(gòu)。該結(jié)構(gòu)具有泛化特征，表現(xiàn)構(gòu)成要素多樣、分布范圍廣泛、控制位置多變，采動過程中鏈?zhǔn)匠休d結(jié)構(gòu)單元間強弱鏈相互轉(zhuǎn)換，形成圍巖災(zāi)害孕育、發(fā)展、演變動態(tài)過程。