王 斌，張 杰，劉 輝，甄 澤，齊曉華，卓青松，吳建軍

(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(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054；3.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院， 陜西 西安 710054；4.陜西涌鑫礦業(yè)有限責(zé)任公司，陜西 榆林 719407；5.榆林市楊伙盤礦業(yè)有限公司，陜西 神木 719313；6.陜西煤業(yè)化工集團(tuán)孫家岔龍華礦業(yè)有限公司，陜西 神木 719314)

0 引 言

榆神府礦區(qū)淺埋近距離煤層群上煤層已開采殆盡，多數(shù)礦井已逐漸進(jìn)入下組煤層的開采。然而上煤層采空區(qū)遺留煤柱常常對下煤層工作面開采造成安全隱患[1]。淺埋煤層群上煤層采空區(qū)遺留煤柱對近距離下煤層開采覆巖失穩(wěn)誘發(fā)動(dòng)力災(zāi)害機(jī)理已成為目前淺埋煤層重復(fù)開采的研究熱點(diǎn)之一。

以往的研究中，筆者對區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度及下煤層工作面過集中煤柱動(dòng)載易發(fā)區(qū)域范圍進(jìn)行了實(shí)驗(yàn)分析[2-3]。黃慶享等分析了近淺埋煤層群下煤層開采過采空區(qū)和煤柱的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，對淺埋大采高工作面頂板破斷特征和礦壓規(guī)律進(jìn)行了實(shí)測研究[4-5]。賀廣零等對采空區(qū)煤柱-頂板系統(tǒng)失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究，得出了系統(tǒng)失穩(wěn)的突變機(jī)制[6]。許家林、朱衛(wèi)兵、鞠金峰等對淺埋煤層壓架類型[7-9]、上覆巖層關(guān)鍵層賦存特征[10-11]、結(jié)構(gòu)失穩(wěn)[12-13]進(jìn)行了研究?；舯艿妊芯苛嘶袈鍨趁旱V3-1煤層過20 m和50 m寬傾向煤柱下開采覆巖破斷特征，得出大煤柱下開采超前支承應(yīng)力較大，應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)4.44～5.0，出煤柱的動(dòng)壓現(xiàn)象是由上下煤層應(yīng)力疊加、煤柱上方倒梯形巖柱失穩(wěn)與頂板垮裂運(yùn)動(dòng)聯(lián)合作用的所致[14-15]。楊俊哲、陳蘇社、李浩蕩等結(jié)合石圪臺(tái)3-1煤綜采面過上覆房采區(qū)和集中煤柱易發(fā)生動(dòng)壓事故，對集中煤柱下動(dòng)載壓架機(jī)理及防治措施進(jìn)行研究，提出了提前采取爆破集中煤柱、縮短工作面長度等防治技術(shù)，避免了上下煤層基巖失穩(wěn)沖擊疊加，減少了覆巖運(yùn)動(dòng)影響范圍和程度[16-18]。以上學(xué)者分別從煤柱穩(wěn)定性、煤柱失穩(wěn)機(jī)理、集中煤柱下應(yīng)力分布特征等方面進(jìn)行了研究，并提出了提前爆破弱化、卸壓減災(zāi)為主的防治措施，然而對于厚松散層淺埋煤層復(fù)雜采空區(qū)下工作面礦壓規(guī)律及支架阻力變化的特征少見系統(tǒng)研究。

文中以榆神府礦區(qū)南梁煤礦30103工作面上覆2-2煤層復(fù)雜采空區(qū)為研究背景，采用相似模擬實(shí)驗(yàn)對下煤層工作面過采空區(qū)、走向煤柱以及集中煤柱弱化前、后覆巖垮落特征和支架阻力特征進(jìn)行研究，劃分淺埋近距離煤層復(fù)雜采空區(qū)下開采頂板動(dòng)壓防控的優(yōu)先次序，并結(jié)合現(xiàn)場礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)進(jìn)行實(shí)踐驗(yàn)證。

1 工作面概況

南梁煤礦30103工作面位于3-1煤層301盤區(qū)西側(cè)，工作面走向長度1 793 m，傾向長度300 m，煤層厚度平均2.3 m，傾角0～3°，長壁綜合機(jī)械化開采，工作面選用ZY9000/14/26D型液壓支架?；卷敒?3.4 m厚的粉砂巖，直接頂為0.5～3.7 m的粉砂巖，底板為7.1 m的粉砂巖，工作面距上部2-2煤層間基巖厚度28.7～39.2 m，2-2煤早期采用長壁間歇式采煤法，工作面對拉式布置，每回采50 m為一個(gè)開采條帶，相鄰2個(gè)開采條帶間留設(shè)6 m臨時(shí)煤柱，再回采第2個(gè)開采條帶，相鄰2個(gè)開采條帶為一個(gè)開采段，留設(shè)15 m的隔離煤柱，依此類推。經(jīng)過統(tǒng)計(jì)，20107工作面實(shí)際留設(shè)隔離煤柱尺寸最大為23.8 m，最小為6 m。開采過程中臨時(shí)煤柱隨采垮落，基本頂未垮落，地表無明顯下沉。隨著時(shí)間的推移，地表發(fā)生局部小范圍沉陷，說明部分煤柱已經(jīng)失穩(wěn)破壞。由于工作面布置方式的不同，20107工作面間遺留集中煤柱平均寬度40 m，長238 m，對應(yīng)于30103工作面1#～136#支架，20107工作面與20109工作面間留設(shè)有15 m走向煤柱，走向煤柱距下煤層輔運(yùn)順槽水平距離40 m，如圖1所示。

圖1 30103工作面煤柱分布示意Fig.1 Schematic diagram of coal pillar distribution in Working face 30103

2 實(shí)驗(yàn)方案設(shè)計(jì)

2.1 模型設(shè)計(jì)

根據(jù)30103工作面覆巖柱狀圖及采空區(qū)分布情況，設(shè)計(jì)如圖2模型，模擬下煤層開采經(jīng)過上覆不同采空區(qū)條件時(shí)覆巖垮落特征及支架阻力。3-1煤層埋深平均132 m，基巖厚度65 m，松散層厚度67 m。模型采用自主研發(fā)的類三維模型架，模型相似常數(shù)見表1，模型尺寸3 000 mm×1 200 mm×300 mm(長×高×寬)?？紤]模型架鋪設(shè)不宜過高，地表17 m厚黃土層采用等質(zhì)量鐵磚鋪設(shè)。相似材料以河沙、黃土作為骨料，石膏、碳酸鈣作為膠結(jié)材料，與水按一定比例配制而成，分層鋪設(shè)于模型架中夯實(shí)，層間以云母粉分層，模型配比見表2。

圖2 模型設(shè)計(jì)Fig.2 Diagram of model design

表1 相似常數(shù)[19]Table 1 Similarity constant[19]

表2 模型巖層厚度及配比Table 2 Thickness and ratio of model strata

2.2 試驗(yàn)步驟

步驟一：從模型左側(cè)向中間依次開采形成“間隔采空區(qū)-集中煤柱-間隔采空區(qū)”的采空區(qū)覆巖空間結(jié)構(gòu)。2-2煤層左側(cè)留設(shè)邊界煤柱10 m，然后開挖50 m，留設(shè)40 m寬的傾向集中大煤柱，再開挖25 m，形成間隔采空區(qū)，于模型中部留設(shè)10 m隔離煤柱。

步驟二：從右側(cè)向中間開采形成“走向煤柱—集中煤柱—間隔采空區(qū)”的采空區(qū)覆巖空間結(jié)構(gòu)。留設(shè)邊界煤柱10 m，然后沿模型寬度方向前后各開挖7.5 m，留設(shè)寬15 m，長50 m的走向煤柱，40 m傾向集中煤柱及25 m采空區(qū)，形成與模型左側(cè)相同的采空區(qū)條件。

步驟三：3-1煤從左向右回采，模擬工作面過采空區(qū)以及集中煤柱時(shí)上覆巖層垮落規(guī)律以及礦壓顯現(xiàn)特征。

步驟四：3-1煤從右側(cè)向左回采，模擬工作面過走向煤柱、弱化后集中煤柱時(shí)覆巖垮落規(guī)律及礦壓顯現(xiàn)特征。

3 實(shí)驗(yàn)現(xiàn)象及結(jié)果分析

3.1 2-2煤開采覆巖垮落規(guī)律

依據(jù)開采步驟一、二完成2-2煤間隔式開采，為了便于描述，實(shí)驗(yàn)過程表述均轉(zhuǎn)化為實(shí)際值。模型僅綜采區(qū)以及中部間隔式采空區(qū)形成局部垮落下沉，如圖3所示。2-2煤回采前垂直應(yīng)力在2.1～3.8 MPa之間，2-2煤層回采完后，集中煤柱兩側(cè)支承壓力普遍增高，峰值應(yīng)力達(dá)到8.4 MPa，為原巖應(yīng)力的4倍。

圖3 2-2煤間隔式采空區(qū)Fig.3 Interval goaf of 2-2coal

3.2 3-1煤開采覆巖垮落規(guī)律

3.2.1 采空區(qū)下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至45 m，基本頂初次來壓，基本頂逐層破斷，與采場前后形成鉸接，覆巖懸空高度2.4 m，離層發(fā)育至覆巖上方20 m，離層跨距30 m，巖層破斷角69°，支架阻力達(dá)到8 540 kN，A測線下沉量達(dá)到1.8 m。工作面推進(jìn)至51 m時(shí)，基本頂?shù)?次周期來壓，來壓步距6 m，巖層于架前向上發(fā)生破斷，巖層破斷高度16 m，支架阻力約7 750kN。工作面推進(jìn)至57 m時(shí)，第2次周期來壓，來壓強(qiáng)度達(dá)到8 300 kN，采動(dòng)裂隙與2-2煤采空區(qū)貫通，采空區(qū)垮落跨距達(dá)37 m，兩煤層間巖層于煤壁上方產(chǎn)生拉伸裂隙，直接頂垮落步距6 m，基本頂巖層垮落步距16 m，裂隙傾角約75°。移架后巖層產(chǎn)生明顯的下沉。集中煤柱左側(cè)支承壓力增大至11.5 MPa。隨著工作面的推進(jìn)，基本頂周期性破斷，工作面形成周期來壓，來壓步距6～16 m，如圖4所示。

圖4 采空區(qū)下開采覆巖垮落特征Fig.4 Collapse characteristics of overlying strata under goaf

3.2.2 集中煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至煤柱下5 m，上覆巖層裂隙向上發(fā)育至紅土層以上8 m，地表未出現(xiàn)明顯的位移下沉，采空區(qū)呈現(xiàn)“梯形”垮落帶，巖層破斷角約為73°，說明地表黃土層內(nèi)部形成了拱狀承載結(jié)構(gòu)。支架工作阻力達(dá)到8 554 kN，直接頂巖層發(fā)生大范圍冒落，基本頂巖層發(fā)生回轉(zhuǎn)破斷，與采空區(qū)巖層形成鉸接，覆巖沿支架上方向上產(chǎn)生一條貫穿裂隙。工作面進(jìn)入煤柱下25 m，直接頂隨移架冒落，頂板巖層滑落失穩(wěn)形成較大塊度斷裂，上覆松散層隨之產(chǎn)生整體下沉，工作面支架阻力瞬間增大至12 213 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.74，沿工作面煤壁向上發(fā)育一條貫通地表的破碎裂隙，裂隙貫穿于煤柱13～18 m處，巖層巖層破斷角為75°.工作面繼續(xù)推進(jìn)至出煤柱7 m，頂板沿煤壁切落，上覆巖層產(chǎn)生整體下沉，裂隙沿工作面煤壁貫穿于煤柱邊緣采空區(qū)頂部與地表形成貫通裂隙，工作面支架阻力達(dá)到13 158 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.87，模型表面產(chǎn)生明顯的離層裂隙帶，地表形成高低不等的下沉盆地，兩側(cè)裂隙帶間距64 m，2-2煤采空區(qū)逐漸被壓實(shí)，巖層破斷角為76°，如圖5(c)所示。

圖5 集中煤柱下開采覆巖垮落特征Fig.5 Collapse characteristics of overlying strata under goaf

從表2巖層賦存條件，采用關(guān)鍵層理論[20]判別公式計(jì)算得出南梁煤礦30103工作面上方第5層和第11層巖層分別為關(guān)鍵層，再結(jié)合組合關(guān)鍵層判別條件對該兩巖層進(jìn)行判別，計(jì)算見式(1)

(1)

經(jīng)計(jì)算可知，30103工作面上覆巖層中第5，11兩層巖層滿足淺埋煤層組合關(guān)鍵層條件，并根據(jù)相關(guān)參數(shù)公式計(jì)算出組合關(guān)鍵層參數(shù)如下。

組合關(guān)鍵層厚度

hzu=44.5 m

組合關(guān)鍵層載荷

(2)

組合關(guān)鍵層周期來壓步距[21]lzu

(3)

組合關(guān)鍵層抗拉強(qiáng)度2.5 MPa，ψ為組合關(guān)鍵層層數(shù)影響系數(shù)，取0.65；q為松散層載荷，2.48 MPa。

根據(jù)相似模擬實(shí)驗(yàn)圖5(c)及上述理論計(jì)算，建立30103工作面如圖6所示組合關(guān)鍵層斷裂巖柱失穩(wěn)結(jié)構(gòu)模型，圖中B1、B2分別為工作面上方兩層堅(jiān)硬巖層關(guān)鍵巖塊，兩巖塊間及所夾的中間巖層組成組合關(guān)鍵層，在來壓時(shí)，兩關(guān)鍵巖塊同步破斷，形成巖柱式斷裂，2-2煤集中煤柱處于此組合關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)的中間夾層。在集中煤柱下開采過程中，由于組合關(guān)鍵層破斷厚度大，巖柱式斷裂控制整個(gè)上覆巖層的破斷移動(dòng)。

圖6 組合關(guān)鍵層巖柱式斷裂失穩(wěn)結(jié)構(gòu)模型Fig.6 Fracture instability structure model of rock pillar in combination key strata

根據(jù)組合關(guān)鍵層理論關(guān)鍵巖柱不發(fā)生滑落失穩(wěn)條件[22]

Ttanφ≥RA

(4)

帶入巖柱所受水平推力T，巖柱保持穩(wěn)定所需支撐力RA，巖柱周期斷裂步距l(xiāng)zu得

(5)

式中 tanφ為巖柱間摩擦系數(shù)，可取0.6；[σc]為組合關(guān)鍵層單軸抗壓強(qiáng)度；n組合關(guān)鍵層巖層抗壓強(qiáng)度和抗拉強(qiáng)度的比值，n=10。

關(guān)鍵層斷裂巖塊回轉(zhuǎn)角度實(shí)際由采高M(jìn)，直接頂厚度∑h，碎漲系數(shù)kp和斷裂巖柱長度lzu共同決定。

(6)

帶入南梁煤礦30105工作面采高M(jìn)=2.1 m，∑h=4 m，kp=1.2 m，lzu=20.9 m，帶入式(6)可計(jì)算出最終回轉(zhuǎn)角α′=35°，帶入式(5)可得

(7)

式(7)與式(2)相比可知，組合關(guān)鍵層上實(shí)際承受載荷遠(yuǎn)大于上覆巖層不發(fā)生滑落失穩(wěn)的最大載荷。因此，組合關(guān)鍵層斷裂巖塊必然發(fā)生滑落失穩(wěn)。即，組合關(guān)鍵層的巖柱式滑落失穩(wěn)是淺埋煤層集中煤柱下開采工作面支架阻力驟增的主要原因。

3.2.3 走向煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至50 m，如圖7所示，走向煤柱下35 m，基本頂初次來壓，上覆巖層垮落至2-2煤層，冒落高度38 m，走向煤柱兩側(cè)直接頂沿工作面走向，同步產(chǎn)生28 m寬的回轉(zhuǎn)破斷，中部煤柱局部產(chǎn)生壓裂破壞，上覆巖層裂隙發(fā)育高度60 m，支架工作阻力約8 768 kN，工作面繼續(xù)推進(jìn)至60 m，基本頂?shù)?次周期來壓，支架工作阻力約8 563 kN，走向煤柱破斷寬度35 m，裂隙發(fā)育高度達(dá)到65 m，上覆巖層于支架前方向采空區(qū)側(cè)產(chǎn)生一條傾角約74°的破碎帶。工作面繼續(xù)推進(jìn)至70 m時(shí)，支架工作阻力約8 356 kN，出走向煤柱3 m，裂層發(fā)育高度達(dá)到78 m，巖層破斷角約63°。

圖7 走向煤柱下開采覆巖垮落特征Fig.7 Collapse characteristics of overlying strata under coal pillar along strike

3.2.4 弱化后集中煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

為了模擬工作面過弱化后集中煤柱時(shí)礦壓顯現(xiàn)特征，在進(jìn)入集中煤柱前進(jìn)行弱化處理，釋放煤柱內(nèi)部所承載的集中應(yīng)力。弱化后煤柱上方直接頂產(chǎn)生高1 m的離層。工作面推進(jìn)至弱化后煤柱14 m，支架上方至走向煤柱左邊界發(fā)育一條67°左右的破碎帶，支架阻力達(dá)到8 743 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.25。繼續(xù)推進(jìn)至煤柱下19 m，巖層破斷角約72°，來壓時(shí)支架阻力達(dá)到8 550 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.22，上覆巖層破斷后與采空區(qū)垮落巖層形成鉸接，礦壓顯現(xiàn)緩和。繼續(xù)推進(jìn)至出煤柱階段，巖層破斷角約66°～77°，來壓時(shí)支架阻力達(dá)到8 537 kN，上覆巖層破斷后與采空區(qū)垮落巖層形成鉸接，礦壓顯現(xiàn)緩和，下位直接頂形成無規(guī)則冒落。工作面推進(jìn)至出弱化后煤柱2 m，支架工作阻力達(dá)到8 852 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.26，直接頂巖層隨著支架的前移架后冒落。工作面通過弱化后煤柱，無明顯的動(dòng)載現(xiàn)象發(fā)生，如圖8所示。

圖8 弱化后集中煤柱下開采覆巖垮落特征Fig.8 Collapse characteristics of overlying strata under concentrated coal pillar after weakening

3.3 不同采空區(qū)下開采支架阻力分析

結(jié)合相似模擬實(shí)驗(yàn)結(jié)果，對比下煤層工作面經(jīng)過上覆采空區(qū)、走向煤柱、集中煤柱弱化前、后工作面開采礦壓顯現(xiàn)特征。采空區(qū)下支架阻力較小，但來壓時(shí)支架阻力波動(dòng)較大。分析原因?yàn)樯厦簩右褦嗔鸦卷斊茢辔恢门c下煤層基本頂斷裂位置有關(guān)。上下基本頂斷裂位置對齊時(shí)，下煤層基本頂斷裂時(shí)誘發(fā)上煤層基本頂已斷裂巖塊二次失穩(wěn)，覆巖載荷能夠直接傳遞至工作面支架上，造成工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，支架阻力值在8 540 kN，上下基本頂斷裂位置不對齊時(shí)，上下基本頂?shù)姆峭絽f(xié)調(diào)破壞能夠?qū)⒉糠指矌r載荷轉(zhuǎn)移至工作面支架前后煤體及矸石上，采場前后形成動(dòng)態(tài)的小范圍承載應(yīng)力拱，使得來壓時(shí)支架上載荷減小，礦壓顯現(xiàn)緩和，支架阻力值在7 750 kN。走向煤柱下開采，來壓時(shí)支架阻力平均8 560 kN，非來壓期間支架阻力平均7 000 kN，支架工作阻力較采空區(qū)下增大18%～24%，上覆巖層沿煤柱兩側(cè)形成走向破斷，煤柱壁產(chǎn)生片幫。分析認(rèn)為15 m寬走向煤柱其內(nèi)部存在較為富裕的彈性核區(qū)，在未受下煤層開采影響下能夠保持長久穩(wěn)定。由于走向煤柱與工作面推進(jìn)方向平行，采場前后端均存在軸向約束作用，故走向煤柱難以形成沿工作面煤壁的切落下沉。走向煤柱集中應(yīng)力主要作用在煤柱下方約9臺(tái)(架寬按1.65 m計(jì))液壓支架上，其礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度對工作面整體安全生產(chǎn)影響較小。過集中煤柱時(shí)，支架阻力普遍較大，煤柱下25 m和出煤柱7 m時(shí)發(fā)生2次動(dòng)壓，支架阻力最大值達(dá)到13 158 kN，超過額定工作阻力，造成移架困難。對集中煤柱采取弱化措施后，釋放了集中煤柱內(nèi)部集聚的應(yīng)變能，使得來壓時(shí)上覆巖層形成非同步破壞，避免了覆巖整體失穩(wěn)時(shí)發(fā)生能量瞬時(shí)釋放，對工作面支架產(chǎn)生沖擊，從而使得來壓時(shí)礦壓顯現(xiàn)緩和，支架阻力達(dá)到8 743 kN，現(xiàn)有支架能夠滿足生產(chǎn)需求。因此，現(xiàn)場實(shí)際生產(chǎn)中，工作面過集中煤柱時(shí)，應(yīng)作為動(dòng)載預(yù)防的主要區(qū)域，應(yīng)在工作面回采前對煤柱進(jìn)行弱化處理，釋放煤柱集中應(yīng)力，同時(shí)在過煤柱期間加強(qiáng)工作面支護(hù)管理，保證支護(hù)質(zhì)量，控制采高，避免動(dòng)載壓架事故的發(fā)生。

4 現(xiàn)場實(shí)測

30103工作面開采前對工作面上方集中煤柱進(jìn)行了超前預(yù)裂爆破，釋放煤柱集中應(yīng)力。選取工作面過集中煤柱弱化后、走向煤柱下及采空區(qū)下支架阻力實(shí)測數(shù)據(jù)，繪制不同采動(dòng)區(qū)下開采支架阻力曲線如圖9所示。采空區(qū)下基本頂周期來壓步距15 m，來壓期間支架阻力最大8 340 kN，非來壓期間支架阻力平均6 817 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.22；走向煤柱下基本頂周期來壓步距13 m，來壓期間支架阻力最大8 752 kN，非來壓期間支架阻力平均7 532 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.16；集中煤柱弱化后基本頂周期來壓步距14 m，來壓期間支架阻力最大8350 kN，非來壓期間支架阻力平均7 124 kN，動(dòng)載系數(shù)為1.17?，F(xiàn)場實(shí)測不同采空區(qū)下支架阻力數(shù)據(jù)與相似模擬實(shí)驗(yàn)結(jié)果相似，說明模擬實(shí)驗(yàn)?zāi)M現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)特征的可靠性，驗(yàn)證了對集中煤柱超前預(yù)裂措施能夠有效地釋放煤柱集中應(yīng)力，降低煤柱下開采動(dòng)載壓架的風(fēng)險(xiǎn)。

圖9 不同采動(dòng)區(qū)下支架阻力Fig.9 Resistance of support in different mining areas

5 結(jié) 論

1)采空區(qū)下開采時(shí)，支架阻力較小，基本頂初次來壓步距45 m，周期來壓步距6～16 m，來壓期間支架阻力最大達(dá)8 540 kN，非來壓期間支架阻力7 000 kN。

2)走向煤柱下開采，基本頂初次來壓步距50 m，周期來壓步距10～14 m，煤柱在支承壓力的作用下煤柱提前發(fā)生破壞，支架阻力較間采空區(qū)下開采時(shí)增大，來壓期間支架阻力最大達(dá)8 768 kN，非來壓期間支架阻力達(dá)7 300 kN。

3)工作面過集中煤柱時(shí)，在煤柱下25 m、出煤柱7 m覆巖產(chǎn)生整體垮落，易引發(fā)工作面動(dòng)載礦壓，來壓期間支架最大阻力達(dá)到13 158 kN，超過額定阻力。而煤柱弱化后，支架工作阻力最大達(dá)到8 743 kN，未發(fā)生劇烈礦壓顯現(xiàn)。

4)對比不同采動(dòng)條件下模擬開采與實(shí)際開采時(shí)覆巖垮落特，提出了復(fù)雜采空區(qū)下開采頂板動(dòng)壓防控的優(yōu)先次序?yàn)榧忻褐?走向煤柱>采空區(qū)。因此，現(xiàn)場開采過程中應(yīng)結(jié)合實(shí)際生產(chǎn)條件對集中煤柱采取弱化預(yù)裂措施，同時(shí)加強(qiáng)過煤柱期間的工作面支護(hù)質(zhì)量管理。