浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究

1、第30卷 第2期 岩石力学与工程学报 Vol.30 No.2 2011年2月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Feb.，2011浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究杨永康，康天合，兰 毅2，李义宝1 11(1. 太原理工大学 采矿工艺研究所，山西 太原 030024；2. 神华乌海能源有限责任公司，内蒙古 乌海 016000)摘要：根据路天煤矿16#煤层的具体条件，提出并成功实践L形巷道布置的开采方法。通过现场实测分析，研究L工作面浅埋综放开采时顶煤和顶板的垮落特征、支架的工作阻力、地表塌陷规律及填埋碾压技术等，分析L工作

2、面顶板破裂扩展及分块垮落顺序，建立浅埋综放开采的拱台阶岩梁组合力学模型，揭示浅埋综放的覆岩移动规律及破煤机制，并给出维护顶板稳定的支架阻力计算公式。研究结果表明：(1) L工作面开采方法是一种高效、安全、高回收率的采煤方法，采露头煤或者露天转井工开采时可以借鉴；(2) 在合适的煤层条件下，浅埋深放顶煤开采在技术上是可行的；(3) 周期来压步距随覆盖层厚度的增加呈增大的趋势；(4) 工作面中部周期来压显现明显；(5) 地表变形垮落可分为4个阶段，填埋碾压应分2个阶段进行；(6) 为提高端面顶板和煤壁的稳定性，应提高支架初撑力。研究结果对类似条件下的开采方法及矿压规律研究具有积极的指导意义。关键词

3、：采矿工程；浅埋深厚煤层；L形巷道布置；开采方法；综放开采；矿压特征中图分类号：TD 32 文献标识码：A 文章编号：10006915(2011)02024410STUDY OF MINING METHOD OF L-SHAPED WORKING FACE BYFULLY-MECHANIZED SUBLEVEL CAVING MINING IN SHALLOW-BURIED THICK COAL SEAM AND ITS UNDERGROUND PRESSUREFIELD OBSERVATIONYANG Yongkang1，KANG Tianhe1，LAN Yi2，LI Yibao1(1. I

4、nstitute of Mining Technology，Taiyuan University of Technology，Taiyuan，Shanxi 030024，China；2. Shenhua Wuhai Energy Co.，Ltd.，Wuhai，Inner Mongolia，016000，China)Abstract：Based on the conditions of #16 coal seam of Lutian coal mine，a new mining method adopting the roadway layout with L-shape is proposed

5、 and carried out successfully. The caving characteristics of the top coal and roof，the working resistances of the powered support，the subsidence and collapse rules of the ground surface，the backfill and the roller compaction technology and the other aspects of the fully-mechanized top coal caving fo

6、r the shallow-buried thick coal seam are studied by field observation. The evolution of the roof rupture and collapse is analyzed. The mechanical model of arch and step voussoir beam combination is established. The movement law of overlying strata and the crushing mechanism of the top coal are revea

7、led；and the powered support resistance formula for controlling roof stability is put forward. The study results show as follows：(1) The mining method of L-shaped working face is a kind of method with high efficiency，safety and high recovery；it is a meaningful reference to outcrop mining or transitio

8、n from open-pit to underground mining. (2) It is feasible in technology to use fully-mechanized sublevel caving mining for the shallow-buried thick coal seam under the appropriate mining conditions. (3) The periodic weighting step distance increases with the increasing thickness of overlying strata.

9、 (4) The periodic weighting is obvious in the middle of working face. (5) The subsidence and collapse of the ground surface can be divided into 4 stages；the backfills and the roller compaction should be divided into 2 stages. (6) In 收稿日期：20100719；修回日期：20101117基金项目：国家自然科学基金资助项目(50974093，51004075，5047

10、4057)作者简介：杨永康(1981)，男，2006年毕业于太原理工大学采矿工程专业，现为博士研究生，主要从事岩石力学、采矿工程等方面的研究工作。E-mail：yongkang8396。通讯作者：康天合(1959)，男，现任教授、博士生导师。E-mail：kangtianhe第30卷 第2期 杨永康，等. 浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究 245 order to enhance the stabilities of the roof and the coal wall，it is essential to increase the initial supporting force o

11、f powered support. The results can be referred for further studies in similar conditions. Key words：mining engineering；shallow-buried thick coal seam；roadway layout with L-shape；mining method；fully-mechanized sublevel caving mining；underground pressure characteristics1 引 言我国西北地区赋存大量的浅埋煤层，其储量约占全国已探明煤

12、炭总储量的1/3，大部分浅埋煤田煤层上方基岩较薄，地表为松散覆盖层。实践表明，该类浅埋深工作面矿压显现剧烈，松散覆盖层随基岩层移动、垮落至地表，易发生压架、涌水溃沙事故1。为探索浅埋深回采工作面矿压显现规律，国内学者进行了大量的研究工作。黄庆享等14提出短砌体梁结构和台阶岩梁结构模型，揭示了顶板强烈来压和台阶下沉是由结构滑落失稳造成的。侯忠杰5，6用关键层判据系统地研究了浅埋煤层顶板控制理论。方新秋等7根据岩层控制理论对合理强制放顶距进行研究。王金安等8通过数值模拟分析了浅埋坚硬覆岩下开采地表塌陷机制。李新元和陈培华9根据实测分析了浅埋深松软覆岩条件下的压力拱平衡与失稳破坏规律。宋选民等10通

13、过现场实测分析了工作面长度对矿压显现规律的影响。但这些研究成果都是基于普通综采或大采高综采方面的研究，对浅埋深厚煤层综放开采方面的理论和实践研究较少。综放开采对煤层厚度适应性强、矿压显现相对缓和11。随着国家开发西部能源步伐的加大，在浅埋深厚煤层中，综放开采必将成为其主要采煤方法之一。因此，很有必要对浅埋深厚煤层条件下综放开采矿压显现规律进行研究。本文根据路天矿煤层露头的实际情况，基于防水、防火、高产、高效的理念，创造性地提出L工作面开采方法；以现场实测为基础，在地面真实观测了顶煤的冒放规律；研究了薄基岩松散覆盖层浅埋深综放工作面的矿压特征；证明在合适的煤层条件下，浅埋深厚煤层综放开采也可以获

14、得成功。2 工作面开采条件2.1 地质概况神华集团海勃湾矿业有限责任公司路天煤矿现开采16#煤层，埋深2200 m，厚度7.68.0 m，平均7.8 m，单轴抗压强度1013 MPa，倾角825，煤层结构复杂，节理裂隙发育，含硫量高，由于矿区多风少雨等原因，地表堆放46个月就可能自燃；底板为35 m的灰白色细粒砂岩；直接顶为深灰色层状泥岩或者砂质泥岩，煤层至地表基岩属第四纪沉积。 2.2 开采方法选择路天煤矿于1970年12月建成投产，原设计为露天开采，1998年12月由于剥离层厚，剥采比达101，成本高，加之煤炭市场不景气，露天煤矿被迫关井压产。1999年4月开始小井生产，采用短壁工作面炮采

15、和机动三轮车运输的巷柱式采煤，后续在南翼的工作面又采用高档普采和综采(弃采底煤)，回收率低、效率不高，现代化采煤工艺成为必然选择。若采用大采高支架(H = 5 m)，可采4.74.8 m厚的煤层，这样将会使3 m的煤层丢失，回采率仅为60%，显然资源浪费太大；若采用分层开采，不仅成本高，产量低，而且下分层巷道难维护，上分层采空区的残煤、积水和自燃火等对下分层开采造成威胁12，13。因此，采用综放开采是最佳的选择。2004年3月2005年4月在南翼进行工业试验，工作面回采率达到80%85%，效果非常好。 2.3 L工作面概况北翼采区在露天开采后，沿剥离煤壁的浅部布置过部分小井进行回采，并有巷柱式

16、开采的煤柱。露天转井工开采的传统方法是在露头处留设保安煤柱，然后布置正规的回采工作面，同时要考虑井工开采对露天边坡及地表的影响1417。浅埋综放采空区易与地表贯通，透风漏气严重，露头与采空区均有水火隐患，保安煤柱防水作用不明显，密实封闭露头与采空区是安全生产的保障。为了提高资源回收率，防止煤层露头自燃发火18，19，路天矿提出L工作面开采方法，巷道布置如图1所示。沿原露天开采剥离掌子面开采，工作面仅一条顺槽担负通风与运输，通风方式采用压入式，工作面机尾和设备列车布置在地面，如图2所示。工作面走向推进长度640 m，倾斜长度160222 m，即工作面在开切眼处长160 m，停采线处长 246 岩

17、石力学与工程学报 2011年图1 L工作面巷道布置图Fig.1 Roadway layout of L-shaped working face (a) 机尾(b) 设备列车 图2 机尾和设备列车置于地面Fig.2 Tail of belt conveyor and the equipment train on ground222 m，随工作面的推进，在工作面东部煤层露头侧增加支架，如图3所示。图3 工作面变长时增加的液压支架Fig.3 Powered support added when working face islengthenedL工作面16#煤层埋深为275 m，平均45 m，是目前

18、全世界埋深最浅的放顶煤工作面。底层机采高度2.5 m，放煤高度5.3 m，采用多轮顺序分段放煤，两采一放，放煤步距1.2 m。选用旧综采支架改装的ZF5600/17/33型支撑掩护式综放液压支架，设计工作阻力5 600 kN，初撑力5 232 kN，选用MG475型采煤机，SZZ730/160型转载机，SG764/400型刮板机。3 矿压监测仪器及测站布置3.1 监测目的浅埋深厚煤层综放开采没有成熟的经验可以借鉴，在L工作面进行液压支架工作载荷监测的目的是为埋深在100 m以内浅埋深工作面放顶煤开采的可行性研究、合理工艺参数选择和支架选型提供依据，揭示浅埋深条件下放顶煤开采的矿压规律。 3.2

19、 监测仪器选用KBJ60III1矿用数字压力计和KBJ60III2矿用压力数据采集器。该产品是用于监测支架压力参数的智能化仪表，采用红外无线数据通讯和改进的电池供电系统，可长期在井下使用，无需维护。设置压力分机记录数据的时间间隔为20 min，连续记录并自动存储，工作人员每2 d下井采集一次数据。 3.3 测站布置开始进行矿压观测时L工作面已推进248 m，工作面倾斜长度为222 m，布置液压支架148架。由机头至机尾依次为支架1，2，148，压力分机分别布置在支架10，37，69，101和133上，即沿工作面倾斜方向布置5个测站，分别距机头15.0，55.5，103.5，151.5和199.

20、5 m，对应埋深分别为70，57，42，27和11 m。4 煤层开采引起的矿压显现规律4.1 顶煤的断裂与垮落特征(1) 顶煤的初次垮落当工作面推进6.2 m时，顶煤全厚初次垮落(见图4(a)。(2) 顶煤的垮落角顶煤垮落角的最大值为90，最小值为73.6，平均值为82。顶板断裂或来压影响期间，垮落角第30卷 第2期 杨永康，等. 浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究 247 (a) 顶煤初次垮落(b) 顶煤在煤壁上方断裂(c) 顶煤在顶梁前端断裂(d) 顶煤在支架顶梁前部断裂，在后部垮落(e) 顶煤在支架顶梁中部断裂(f) 顶煤在支架上方多处断裂图4 顶煤顶板垮落情况Fig.4 Coll

21、apse of top coal and roof的平均值为86.8。(3) 顶煤的超前垮落基本顶周期来压时，基本顶结构前支撑点失稳，结构超前断裂、下落旋转，导致顶煤在煤壁上或顶梁前端断裂(见图4(b)，(c)；当支架向上顶推时，导致顶煤在支架上方不同位置断裂(见图4(d)(f)。 4.2 顶板活动特点(1) 顶板初次来压在L工作面上部，由于埋深浅，仅有直接顶而无基本顶。在L工作面下部，有直接顶和基本顶，直接顶厚10.2 m，放顶煤开采煤厚7.8 m，则基本顶分级指标N = 1.31。由于矿压监测开始较晚，没能获得初次来压前后的矿压特征。预测直接顶初次垮落步距l = 13 m，基本顶初次来压步

22、距L0= 21.56 m。根据原煤炭部顶板分类方案，确定L工作面直接顶为2类中等稳定顶板，老顶为来压明显的II级顶板20。(2) 周期来压步距各测站顶板周期来压步距如表1所示，其中，支架37数据丢失。可以看出，在矿压监测期间，工作面长度方向周期来压出现不同步现象。第10支架处(埋深70 m)共经历7次周期来压，其中最小步距6.60 m，最大步距18.60 m，平均14.10 m，变化范表1 各测站顶板周期来压步距Table 1 Periodic weighting step distances of roof in different observational stations来压来压步距/

23、m 步次支架10 支架69 支架101 支架133 1 2 18.60 7.20 12.60 6.60 3 15.60 8.40 9.00 6.00 418.60 7.20 5.40 4.20 5 6.60 7.80 6.00 9.00 6 12.00 8.40 7.20 8.40 7 13.20 10.80 6.00 3.00 8 7.20 3.60 3.00 9 3.60 8.40 3.60 10 6.007.804.8011 11.40 6.60 13.20 12 7.80 10.206.0013 2.40 14 6.60 15 6.00 平均14.107.807.535.91 248

24、岩石力学与工程学报 2011年围比较大；支架69处(埋深42 m)共经历12次周期来压，其中最小步距3.60 m，最大步距11.40 m，平均7.80 m；支架101处(埋深27 m)共经历12次周期来压，其中最小步距3.60 m，最大步距12.60 m，平均 7.52 m；支架133处(埋深11 m)共经历16次周期来压，其中最小步距2.40 m，最大步距13.20 m，平均5.91 m。整个工作面周期来压步距最大18.60 m，最小2.40 m，平均8.80 m。在试验工作面埋深275 m条件下，随着埋深增加，顶板岩层厚度增大，周期来压步距有增大趋势。 4.3 顶板周期来压强度表2为各测站

25、部位周期来压支架载荷特征。由表2可知，工作面中部周期来压显现明显，工作面下部随着覆岩厚度的增加，支架载荷有增大趋势。表2 各测站部位周期来压支架载荷特征Table 2 Load characteristics of powered support in differentobservational stations支架 来压峰值载荷/MPa 动载系数 编号 实测值 平均值 实测值平均值10 2 4924 901 3 690 1.201.63 1.48 692 6583 2393 086 1.152.98 1.76 101 3 2394 984 4 305 1.242.99 1.81 133 2

26、 0773 9042 6751.172.03 1.614.4 支架的支护阻力图5为液压支架平均初撑力分布直方图。可见，4个支架整架平均初撑力在5003 000 kN/架主要分布区间内呈偏正态分布。在01 500 kN/架区间内，频率与液压支架平均初撑力呈y=14.115x9.013 3(R2=0.984 6)的线性规律上升；在1 000 5 000 kN/架区间内，频率与液压支架平均初撑力呈y=17.236lnx+32.382(R2=0.963 6)的对数规律下降。支架的初撑力最小为83 kN，最大为4 651 kN，40%/ 率频20平均初撑力/(kN架1)图5 液压支架平均初撑力分布直方图

27、Fig.5 Histogram of average initial supporting force distribution of powered support平均为1 535 kN，初撑力在5002 500 kN之间的循环占84%以上，实测支架初撑力仅为设计额定初撑力(5 232 kN)的1.59%88.90%，平均为29.34%，因此支架的实际初撑力远远低于设计初撑力。一方面顶板覆岩厚度小，导致初撑力损失；另一方面是由泵站压力低和操作不到位所致。图6为液压支架平均工作阻力分布直方图。可见，4个支架循环末整架工作阻力在5003 500 kN/架主要分布区间内呈近似正态分布。在02 50

28、0 kN/架区间内，频率与液压支架工作阻力呈y=14.004lnx+1.319 2(R2=0.958 6)的对数规律上升；在 2 0005 000 kN/架区间内，频率与液压支架工作阻力呈y=13.527lnx+23.308(R2=0.944 2)的对数规律下降，在4 5005 000 kN/架区间存在的来压动载频率为2.55%。液压支架各循环末最小工作阻力为0，为系统漏液所致，最大为4 984 kN/架，平均为2 088 kN/架，工作阻力为5003 500 kN的循环占91.67%，实测循环末支架工作阻力为支架设计额定工作阻力(5 600 kN)的0%89%，平均37.29%，说明支架的实

29、际工作阻力低于设计工作阻力。按照来压期间统计的支架最大阻力确定的工作面的合理工作阻力为5 0945 345 kN，因此选用ZF5600/17/33型支架的额定工作阻力为5 600 kN是合理的。25 20%15 /率频 10 2 000平均工作阻力/(kN架1)图6 液压支架平均工作阻力分布直方图Fig.6 Histogram of average working resistance distribution ofpowered support在所监测的147个循环中，4个支架前、后柱循环末工作阻力的平均值统计结果见表3，前柱平均值为623 kN，后柱平均值为415 kN，表现为循环末工作阻

30、力前柱大于后柱的特征。这是由于循环中顶煤不断放出，出现超前冒落，冒落角达到90110，致使后柱上方顶煤传力不佳。另外，L工作面的监测结果也表明，支架循环末工作阻力Pm与初撑力P0之间表现为线性关系(见图7)。第30卷 第2期 杨永康，等. 浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究 249 表3 支架循环末工作阻力Table 3 Values of working resistance of powered support支架编号前柱10 69 101 133 平均循环末工作阻力/(kN架1)表4 地表观测点距煤层的垂直深度Table 4 Vertical depths from surface

31、 measuring point to coalseam整架测点编号垂直深度/m测点编号垂直深度/m后柱908 192 2 200 860 70 1 917 312 928 2 480 410 468 1 756 623 415 2 0881# 7# 57.2 2# 8# 59.5 3# 9# 62.9 4#10# 65.6 5#11# 69.4)1架 Nk(/ 力阻 作工末1 900 环 循1 3001 5001 7001 900初撑力/(kN架1)图7 实测支架初撑力与循环末工作阻力关系 Fig.7 Relationship between initial supporting force

32、 andworking resistance4.5 地表塌陷规律及填埋碾压技术浅埋综放工作面采空区地面塌陷严重，采空区宽大裂缝直通地表。在浅埋综放工作面采空区地面实施填埋碾压或浇水封闭采空区时，需要了解采空区上方地表的变形、断裂、垮落和沉陷。2005年9月24日10月22日，使用尼康DTM531E型全站仪在L工作面对此进行了系统的观测。(1) 观测点布置在地面超前回采工作面煤壁一定距离设观测点，观测点的布置如图8所示，地表观测点距煤层的垂直深度见表4。界边部上图8 测点布置(单位：m)Fig.8 Layout of measuring points(unit：m)(2) 地表塌陷规律6#12#

33、 73.9各测点测得的回采工作面煤壁前后地表塌陷测定结果如图9所示(图中，横坐标正值表示煤壁前方，负值表示煤壁后方)。可见，距工作面越近，越早进入位移变化区；工作面中部垂直下沉量较大且速率较快，位于下端头的12#测点垂直下沉量最小且变化速率也最慢。工作面煤壁前后地表塌陷垮落可分为4个阶段： 在工作面煤壁前方，地表略有隆起； 在支架控顶区范围内，地表有微小的下沉； 在煤壁后方525 m，甚至30 m内为地表急剧塌陷范围，该数值随覆岩厚度的增加而增加； 在煤壁后方2530 m以外为缓慢沉降、塌实阶段，该阶段或范围随覆岩厚度的增加而增加，现场观测发现一般在100 m以上。1 000mm /量沉 下直

34、垂# 4030201010至煤壁距离/m图9 测点垂直下沉量与至煤壁距离的关系曲线 Fig.9 Relation curves of measuring point subsidence anddistance from measuring point to coal wall距煤壁后方20 m时，工作面长度方向各点的垂直下沉量分布如图10所示。可见，距上部边界0142 m范围内，垂直下沉量随埋深增加而增大；距上部边界142190 m范围内，垂直下沉量随埋深增加而减小。说明L工作面存在塌陷盆地，长度方向的盆地中心距上部边界约142 m。工作面长度方向深浅部裂隙存在明显的差异。浅部顶板随采随垮，

35、松散覆盖层整体下沉，积砂区呈现台阶状地表崩塌(见图11(a)；11#测点附近出现 250 岩石力学与工程学报 2011年距上部边界距离 /mmm/量沉下直垂图10 工作面长度方向各点的垂直下沉量分布 Fig.10 Distribution of subsidence of measuring points alonglength direction of working face(a) 2#测点附近(b) 11#测点附近图11 地表塌陷Fig.11 Collapse of ground surface一条张开度达250 mm的张拉裂缝，主裂缝周围衍生部分裂隙(见图11(b)；3#，6#测点附近

36、均出现类似于11#测点的张拉裂缝，最大张开度分别为114和183 mm；其他位置变形、垮落后出现裂缝，随着时间延长，裂缝迅速扩大后又缓慢闭合，同时衍生出更多的裂隙，裂隙持续发育，纵横交错。工作面长度方向距煤壁20 m、距上部边界0158 m范围内，工作面长度方向的裂隙数目随埋深增加而增多；距上部边界158190 m范围内，11#测点附近裂隙最多。(3) 填埋碾压位置及阶段划分根据地表塌陷规律，确定填埋碾压分2次、2个阶段进行：滞后工作面煤壁3050 m进行第1次填埋碾压(见图12)，填平由于塌陷产生的沟槽、裂缝和孔洞。(a) 推土机填埋碾压(b) 采后露头填埋图12 填埋碾压情况Fig.12

37、Backfill and roller compaction滞后工作面煤壁100120 m进行第2次填埋碾压，填平由于缓慢沉陷形成的二次裂缝和由于雨水浇灌形成的塌陷坑，以及由于塌陷产生的沟槽、裂缝和孔洞(见图13)。(a) 二次沉陷裂缝(9#测点附近)(b) 二次塌陷坑(6#测点附近)图13 填埋碾压后二次塌陷情况Fig.13 Secondary collapse after first backfill and rollercompaction5 L工作面顶板结构及稳定性分析浅埋综放L工作面在开采过程中，顶板结构运动与深埋条件下基本顶悬露后的离层运动不同，但顶板结构也产生周期性破断，破断后的

38、岩块也相互铰接呈现新的形态。 5.1 L工作面顶板破裂发展根据观测，推测L工作面顶板破裂扩展及分块垮落顺序如图14所示。分析认为：(1) 在埋深很浅的条件下，上覆严重风化的软弱破碎岩层很难自稳，第30卷 第2期 杨永康，等. 浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究 251 运输顺槽上部边界图14 顶板破裂发展的形状和垮落顺序示意图 Fig.14 Sketch of shape of evolution of roof rupture andcollapse sequence随着埋深的增加，上覆岩层受风化影响减小，岩体质量有所改善，岩体的稳定性增强，周期来压步距会有所增加；(2) 工作面上部直

39、接与地表贯通，没有煤柱对顶板产生支撑作用，顶板会随工作面的推进随采随垮，有利于顶煤的冒放，下顺槽煤柱对顶板的支撑形成三角区域，有利于增大周期来压步距。这也是工作面长度方向上的塌陷盆地中心偏离工作面中部的原因。5.2 拱台阶岩梁组合力学模型根据L工作面现场实测和相似模拟试验，开采过程中顶煤为半拱式冒落，滑移体放出，直接顶分层分次垮落，基本顶为台阶岩梁结构。没有基本顶时，顶煤上方的风化层、松散层在支架控顶区作较重的载荷层运动，表现为重载荷作用下的整体下沉运动，支架一直处于给定载荷状态。有基本顶时，浅埋煤层由于覆盖层作用也很难形成稳定的砌体结构，只能形成暂时的平衡结构，各层基本顶变形破坏不能协调同步

40、，工作面来压强度较没有基本顶时小，但失稳运动表现为架后基岩整体台阶切落。架后切落前基本顶关键块的前铰点位于架后，上位基本顶受上覆载荷作用整体下沉，下位基本顶可能产生离层，其组合模型如图15所示。基本顶架后切落后形成的结构如图16所示。岩块E随工作面推进回转受到岩块F在点C的支撑，此时岩块F基本处于压实状态，则岩块F的下沉量S为S=MMd(1K2)KP(KP1)h (1)图15 拱台阶岩梁组合力学模型Fig.15 Mechanical model of arch and step voussoir beamcombination图16 架后切落结构形态Fig.16 Structure form

41、of roof rupture behind powered support岩块E回转角1满足：sin1=S/L (2)控制台阶岩梁结构滑落失稳的支护力R1t为Rsin1max+sin10.5tii2isinP1 (3)1max+sin1式(1)(3)中：M为煤层厚度，Md为顶煤厚度，K2为顶煤放出率，KP为顶煤碎涨系数，KP为直接顶碎涨系数，h为直接顶厚度，i=H/h为基本顶岩块块度，P1为载荷层自重，1max为岩块E最大回转角。5.3 合理支护阻力的确定(1) 没有基本顶时，支架支撑顶煤及覆岩自重，周期来压时的合理支护阻力P为PMdd+h+P1 (4)式中：d为顶煤的容重，为直接顶的容重。

42、 252 岩石力学与工程学报 2011年(2) 有基本顶时，支架除支撑顶煤和直接顶板的岩重外，还应满足台阶岩梁的平衡条件，由此估算周期来压时支架的合理支护阻力P为PMisin1max+sin10.5dd+h+i2isinP1 (5)1max+sin15.4 浅埋综放破煤机制研究传统的放顶煤理论认为，放顶煤开采是利用工作面前方支承压力对顶煤的压裂作用，使之在冒放区能破碎成理想的块度，即在工作面前方就已经出现变形区和压裂区11。拱台阶岩梁的支撑点位于控顶区上方或后方，结构滑落失稳后的力只能传递给控顶区上方的直接顶和顶煤，因此浅埋深放顶煤工作面前方没有明显支承压力，顶煤也不会超前破裂。由煤体向采空区

43、方向，顶煤只存在松动破碎区和冒放区2个区域。松动区位于支架控顶区上方，支架反复支撑卸载前移作用下，顶煤逐渐破碎松动，由下而上位移减小；冒放区位于支架顶梁尾部和放煤口上方，打开放煤口下位松散顶煤首先放出，上位顶煤往往挤压成拱，摆动尾梁或破碎杆等破坏拱脚，可使顶煤进一步松动而放出。结合图4及相似模拟试验可发现：当工作面来压时，顶煤在上覆重载荷作用下以剪切破断为主；当无主动支护或主动支护较小时，在煤壁线附近发生切落；当主动支护达到一定值时，在支架上方产生拉断裂隙，在自重载荷作用下从架后二次切落。因此，增加支架对顶煤的反复支撑，可对顶煤冒放性产生明显影响。在矿压观测期间，当周期来压时，在工作面下部发生

44、过较为明显的漏顶现象，冒落高度达0.31.0 m，长度达512 m。分析认为，进行带压移架，移架到位后应打足支架的初撑力以减少端面处顶煤所受的剪应力作用，从而保证端面的稳定。6 讨论与结论采用L工作面布置，社会效益和经济效益非常显著。主要表现为：(1) 提高资源回收率。露头部分已被小井巷柱式回采，留有大量煤柱，布置L工作面后，对原小井煤柱全部回收，回采率达到90%以上。(2) 有利于安全生产。露头部分煤炭资源全部回收，防止煤炭自燃现象发生；解决了小井空巷积水对大井开采的危害。(3) 采区布置更加简单。不掘回风顺槽，简化了作业程序，设备可直接从上出口撤上地面，材料可直接进入工作面，省时、省工、省

45、电；通风线路短，工作面污风直接排出地面，不存在瓦斯集聚。但现场施工要注意以下3点：(1) 工作面机尾设备防冻问题，部分设备列车在地面，需解决防晒、防雨问题。(2) 只适用于靠近露头的第一个工作面，可适当加大工作面的长度。(3) 回采过空巷时，必须对原空巷进行支护。本文针对路天煤矿16#煤层的具体条件，提出并成功实践了L形巷道布置的浅埋综放开采方法，通过现场实测，分析了L工作面顶板破裂扩展及分块垮落顺序，建立了浅埋综放开采的拱台阶岩梁组合力学模型，揭示了浅埋深放顶煤回采时不同覆岩移动规律及浅埋综放破煤机制，给出了维护顶板稳定的支架阻力确定方法，并得出以下结论：(1) L工作面能把原小井巷柱式开采

46、留下的煤柱全部回收，大大地提高了煤炭资源回收率，而且防止了煤炭自燃现象的发生。回采浅埋深、易自燃的露头煤及露天煤矿转井工开采时可以借鉴。(2) 在合适的煤层条件下，100 m以内浅埋深工作面放顶煤开采在技术上是可行的。(3) 随顶板岩层厚度增大，工作面下部周期来压步距有增大的趋势。(4) 工作面中部周期来压显现明显，随着覆岩厚度的增加，工作面下部支架载荷有增大趋势。(5) 浅埋深综放工作面煤壁前后地表塌陷垮落可分为4个阶段；为了密实封闭采空区，填埋碾压分2个阶段进行。参考文献(References)：1 黄庆享. 浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究M. 徐州：中国矿业大学出版社，2000.

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48、g in longwall faceJ. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，1998，17(5)：521526. (in Chinese)第30卷 第2期 杨永康，等. 浅埋综放L工作面开采方法及其矿压实测研究 253 3 黄庆享，钱鸣高，石平五. 浅埋煤层采场老顶周期来压的结构分析J. 煤炭学报，1999，24(6)：581585.(HUANG Qingxiang，QIAN Minggao，SHI Pingwu. Structural analysis of main roof stability during periodi

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50、006，34(6)：1821.(in Chinese)5 侯忠杰. 浅埋煤层关键层研究J. 煤炭学报，1999，24(4)：359363.(HOU Zhongjie. Study on key stratum in shallow seamJ. Journal of China Coal Society，1999，24(4)：359363.(in Chinese) 6 侯忠杰. 地表厚松散层浅埋煤层组合关键层的稳定性分析J.煤炭学报，2000，25(2)：127131.(HOU Zhongjie. Analysis of combinatorial key strata stability i

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52、 bedrockJ. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2010，29(2)：1 1741 177.(in Chinese)8 王金安，赵志宏，侯志鹰. 浅埋坚硬覆岩下开采地表塌陷机制研究J. 煤炭学报，2007，32(10)：1 0511 056.(WANG Jinan，ZHAO Zhihong，HOU Zhiying. Study on the catastrophic collapse of surface land induced by mining under a shallow and hard strataJ. J

53、ournal of China Coal Society，2007，32(10)：1 0511 056.(in Chinese) 9 李新元，陈培华. 浅埋深极松软顶板采场矿压显现规律研究J. 岩石力学与工程学报，2004，23(19)：3 3053 309.(LI Xinyuan，CHEN Peihua. Study on regularity of structural behaviors around coal face under the shallow-buried loose roofJ. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineer

54、ing，2004，23(19)：3 3053 309.(in Chinese) 10 宋选民，顾铁凤，闫志海. 浅埋煤层大采高工作面长度增加对矿压显现的影响规律研究J. 岩石力学与工程学报，2007，26(增2)：4 0074 012.(SONG Xuanmin，GU Tiefeng，YAN Zhihai. Effects of increasing working faces length on underground pressure behaviors of mining super-high faces under shallow coal seamJ. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2007，26(Supp.2)：4 0074 012.(in Chinese)11 靳钟铭. 放顶煤开采理论与技术M. 北京：煤炭工业出版社，2001.(JIN Zhongming. Theory and technology of top coal caving miningM. Beijing：China Coal Industry Publishing House，2001.(in Chinese)12 张顶立. 特厚