Surrounding rock control technology of 10 m super large mining height working face in Caojiatan Coal Mine
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摘要:
曹家滩煤矿10 m超大采高开采一次开采高度及开采强度为世界首创，采场围岩的有效控制为工作面能否安全高效开采的关键。基于煤层赋存条件及已采工作面矿压显现特征，明确了10 m超大采高开采围岩控制难点，提出了“主动支撑防护+区域卸压弱化+全方位监测预警”三位一体围岩控制策略，揭示了10 m超大采高工作面强矿压显现机理。研究表明：多层厚硬顶板的赋存特征致使工作面矿压显现异常强烈，初采期间大面积悬顶，正常开采期间工作面强动载来压明显，降低来压步距、弱化来压动载、防止煤壁片帮及防止工作面压架是10 m超大采高采场围岩控制的关键；液压支架“双层伸缩梁+三级护帮”结构实现了对架前空顶及超高煤壁防护的独立运行，解决了原有分体式护帮煤壁防护不全面的问题，高初撑力高工作阻力液压支架明显降低了工作面煤壁片帮冒顶几率，有效控制了来压期间顶板下沉量；井下深孔5.0 m3/min大流量定向压裂弱化技术实现了多层厚硬顶板弱化，有效降低了工作面来压强度，控制了来压期间煤壁片帮量及顶板大幅度下沉，防止工作面压架；全方位监测预警有效保障了工作面开采期间支架支撑效率，实现了顶板破断的实时跟踪及强矿压的实时分析；超大采高工作面初采期间大面积悬顶及小型飓风问题得以解决，初次来压步距49.35 m，来压持续距离5.75 m，支架立柱安全阀开启比例24.81%，周期来压期间矿压显现程度得到了明显缓解，液压支架立柱平均下缩量均值由0.48 m降至0.32 m，降幅33.3%，最大下缩量由1.88 m降至1.44 m，降幅23.4%，工作面周期来压平均动载系数大于1.5的占比由39.6%降至14%，工作面正常生产期间煤壁片帮处于可控范围内，煤壁片帮量集中于0.2～0.5 m；工作面压裂不充分区域顶板煤壁前方断裂或顶板长悬顶状态下弯曲下沉均会造成工作面强矿压显现。该研究成果对超大采高开采围岩控制具有重要的指导意义。
Abstract:The 10 m ultra-large mining height of Caojiatan Coal Mine is a world's first in terms of single mining height and mining intensity, and the effective control of surrounding rock in the stope is crucial for safe and efficient mining at the working face. Based on the coal seam occurrence conditions and the mine pressure manifestation characteristics of the mined working face, the difficulties in controlling the surrounding rock during 10m ultra-large mining height mining are clarified, and a trinity surrounding rock control strategy of “active support and protection + regional pressure relief and weakening + comprehensive monitoring and early warning” is proposed, revealing the mechanism of strong mine pressure manifestation at the 10 m ultra-large mining height working face. The research shows that: the occurrence characteristics of multi-layer thick and hard roofs cause abnormally strong mine pressure manifestation at the working face, with large-area hanging roofs during initial mining and significant strong dynamic loading pressure at the working face during normal mining. The keys to controlling the surrounding rock in the 10m ultra-large mining height stope are reducing the pressure step distance, weakening the dynamic loading pressure, preventing rib spalling, and preventing the working face from being crushed by the pressure. The “double-layer telescopic beams + three-stage rib protection” structure of the hydraulic support achieves independent operation for the protection of the empty roof in front of the support and the ultra-high coal wall, solving the problem of incomplete rib protection by the original split-type rib protection. The high initial setting force and high working resistance of the hydraulic support significantly reduce the risk of rib spalling and roof caving at the working face and effectively control the roof subsidence during the pressure period. The underground deep-hole 5.0 m3/min high-flow directional fracturing weakening technology achieves weakening of the multi-layer thick and hard roofs, effectively reducing the intensity of mine pressure at the working face, controlling the amount of rib spalling and significant roof subsidence during the pressure period, and preventing the working face from being crushed by the pressure. Comprehensive monitoring and early warning effectively ensures the support efficiency of the support during mining, realizing real-time tracking of roof fracture and real-time analysis of strong mine pressure. The problems of large-area hanging roofs and small hurricanes during the initial mining of the ultra-large mining height working face have been resolved. The initial pressure step distance is 49.35 m, the pressure duration distance is 5.75 m, and the opening ratio of the safety valve of the support column is 24.81%. The manifestation of mine pressure during the periodic pressure period has been significantly alleviated. The average shrinkage of the hydraulic support column has decreased from 0.48 m to 0.32 m, a decrease of 33.3%, and the maximum shrinkage has decreased from 1.88 m to 1.44 m, a decrease of 23.4%. The proportion of the average dynamic load coefficient of the working face periodic pressure greater than 1.5 has decreased from 39.6% to 14%. During normal production at the working face, rib spalling is within a controllable range, with the amount of rib spalling concentrated at 0.2-0.5 m. The fracture or bending subsidence of the roof in front of the coal wall in areas where the working face is not sufficiently fractured, or under the condition of a long hanging roof, will cause strong mine pressure manifestation at the working face. The research results have important guiding significance for the control of surrounding rock in ultra-large mining height mining.
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0. 引 言
煤炭行业作为我国重要的传统能源行业，是我国国民经济的重要组成部分，尤其在当前复杂的国际环境下，煤炭在确保我国能源供应安全方面发挥了至关重要的作用。晋陕蒙新等西部矿区煤炭储量和产能约占全国80%，是保障煤炭供应安全的核心区域。据统计，截至2023年底，我国已建成千万吨级矿井81处[1]，千万吨级矿井主采煤层多为厚及特厚煤层，其中晋陕蒙新等矿区8～10 m特厚煤层储量约100亿t。一般超过8 m煤层多采用综放开采，由于这些矿区煤层硬度较大，造成煤炭回收率较低，含矸率较大。综采一次采全高工艺简单、煤质易控制，近10 a来我国大采高综采不断取得新的突破，相继实现了5.0～8.8 m的大采高综采实践，当前，金鸡滩矿8.2 m大采高综采、神东上湾矿8.8 m大采高综采面装备与开采技术[2-4]，代表了我国大采高综采技术的最高水平，如何通过创新实现更大厚度煤层一次采全高是行业的共同需求。
多年来，针对常规大采高开采工作面围岩控制，基于大采高工作面矿压显现规律，国内学者从上覆岩层结构[5-6]、支架与围岩相互作用关系[7-9]、煤壁稳定性及顶板灾害监测与防治技术[10-12]等方面开展了大量的研究工作。郝海金等[13]对大采高综采工作面上覆岩体破断位置及其平衡结构进行了研究；弓培林等[14-16]以大采高直接顶岩层结构为分类指标进行了分类，并从理论上分析了大采高支架载荷确定方法；闫少宏[17-18]、尹希文等[19]依据大采高采场直接顶及基本顶新概念及新判别公式，提出大采高采场顶板易形成“短悬臂梁−铰接岩梁”结构，给出了大采高综采支架工作阻力的计算公式，同时以中硬或坚硬煤壁发生压裂式破坏机理为指导，提出了煤壁片帮的“压杆”模型，分析了煤壁片帮失稳位置，提出了影响煤壁片帮主要因素，并给出了控制煤壁片帮的主要措施；鞠金峰，许家林等提出了大采高覆岩关键层 “悬臂梁”直接垮落式、“悬臂梁”双向回转垮落式、“悬臂梁−砌体梁”交替式的3种运动型式，揭示了关键层“悬臂梁”结构 3 种运动型式对采场矿压的不同影响规律[20-21]；黄庆享等[22-24]提出了大采高工作面“等效直接顶”的概念，研究了浅埋煤层大采高工作面“双关键层”结构及破断规律，建立了煤壁片帮的“柱条”理论模型；宁宇[25]研究了大采高综采煤壁片帮冒顶机理，并给出了对应的控制技术。
近年来，随着我国大采高开采技术的突飞猛进发展，国内学者针对7.0 m以上的大采高矿压特征及围岩控制展开了研究。许家林、鞠金峰等对我国首个7.0 m支架综采工作面开采的现场实测、模拟试验与理论分析，就神东矿区特大采高综采工作面覆岩关键层结构形态及其对矿压显现的影响规律与支架合理工作阻力的确定等问题进行了深入研究[26-27]。杨胜利等[28-29]基于山西王庄煤矿7.0 m大采高工作面，对大采高采场顶板结构稳定性及动载冲击效应产生机理进行了研究，提出了大采高采场初次来压、周期来压期间基本顶破断类似静定三铰拱结构；王国法、庞义辉等[30-34]基于金鸡滩矿8.0 m超大采高工作面开采条件，分析了超大采高工作面液压支架与围岩的强度、刚度、稳定性耦合关系及控制方法，提出了超大采高液压支架合理工作阻力确定的双因素控制法，建立脆性坚硬厚煤层煤壁片帮的“拉裂−滑移”力学模型，得出了控制煤壁片帮发生滑移失稳的液压支架临界护帮力；针对国内8.8 m超大采高开采，笔者针对超大采高开采一次开采高度及开采强度大，采场围岩控制困难的难题，基于大量现场实测数据及工作面矿压显现特征，研究了8.8 m超大采高工作面支架与围岩相互作用关系[4]；同时国内相关科研人员对8.8 m超大采高开采矿压显现规律、煤壁片帮防治等方面亦开展了大量的研究工作[35-38]。
以上研究成果有效保障了我国大采高工作面的安全开采。大采高工作面随着采高的加大，工作面围岩控制难度指数级增大，大采高核心是如何实现围岩稳定性，不发生影响生产的片帮冒顶和切顶压架。10 m超大采高工作面属世界首创，开采期间矿压规律及围岩稳定性控制是国内众多学者关注的焦点。笔者以曹家滩煤矿10 m超大采高工作面为研究对象，系统研究了开采期间矿压显现规律及围岩控制技术，以期为国内超大采高开采围岩控制提供依据。
1. 曹家滩煤矿地质条件及顶板特点
1.1 矿井基本地质条件
曹家滩煤矿位于榆神矿区西南区域，主要开采2-2煤，煤层厚度分布在7.2～12.3 m，平均10.5 m，煤层赋存较稳定，煤层结构简单，煤层倾角0°～6°，为近水平煤层。2-2煤层单轴抗压强度平均为23.9 MPa，抗拉强度平均为0.92 MPa，硬度系数f=2～3，属于中硬煤层，煤层埋藏深度分布在250～350 m。
1.2 煤层顶板特点及性质
2-2煤层上覆顶板岩性以砂岩为主，井田基岩层厚度150～230 m，松散层厚度70～170 m。图1、图2、表1为工作面上覆岩层赋存状态，可知，煤层上方赋存有多层10 m以上的厚硬顶板，顶板完整性好，致密坚硬，煤层上方20～80 m范围内顶板围岩强度集中于50～90 MPa。
1.3 已采工作面矿压显现特点
曹家滩煤矿已回采了多个综放工作面和1个7.0 m大采高综采工作面，工作面回采过程中矿压显现强烈，来压时支架活柱下缩量较大。
1.3.1 122106大采高综采工作面矿压显现特征
122106工作面为曹家滩煤矿东翼首采工作面，采用一次采全高大采高综采，工作面倾向长度350 m，采用型号为ZY20000/34/70D液压支架，支护强度1.63～1.70 MPa。
工作面来压显现强烈，初次来压步距157 m（图3），初次来压期间伴随有小型“飓风”，周期来压步距大，动载强烈，据统计，周期来压步距20 m以上占比26.19%（图4），来压期间液压支架立柱最大下缩量1.2 m，动载冲击作用下支架立柱损坏。
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图 4 122106工作面来压步距分布Figure 4. Distribution of periodic weighting step in 122106 working face1.3.2 122108大采高综放工作面矿压显现特征
122108大采高综放工作面是122106工作面接续工作面，工作面倾向长度280 m，设计割煤高度6.0 m，放煤高度约2.47～5.60 m，工作面基本支架采用ZFY21000/34/63D两柱掩护式液压支架，支护强度1.63～1.68 MPa。
表 1 距终采线5 100 m处煤层上覆100 m范围内岩层赋存Table 1. Rock strata within 100 m range of overlying coal seam at 5 100 m层序号 岩性 煤岩层厚度/m 取心率/% 岩性描述 13 中粒砂岩 19.4 92 白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，分选性中等，厚层状，钙质胶结，局部泥质胶结，顶部以中细砂为主，致密、坚硬，强度非常强，岩心以长柱状为主 12 细粒砂岩 13.2 62 灰白色，成分以石英、长石为主，块状层理，局部水平层理，层理面见白云母碎片，致密、坚硬，泥质胶结，强度强，局部夹粉砂岩薄层，岩心以扁柱状为主 11 粉砂质泥岩 2.4 33 深灰色，泥质结构，水平层理 10 泥岩 7.4 64 深灰色，泥质结构，水平层理，层理面见植物茎叶化石，局部夹粉砂岩薄层，岩心以扁柱状为主 9 泥质粉砂岩 2.6 81 灰色，泥质结构，水平层理，致密 8 粉砂岩 4.8 84 浅灰色，水平层理，致密坚硬，强度强，与薄层泥岩互层，岩心以扁柱状为主 7 泥岩 2.6 40 深灰色，泥质结构，岩心呈碎块状，强度弱−中等 6 细粒砂岩 5.0 62 灰白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，水平层理，分选中等，致密、坚硬 5 中粒砂岩 5.1 76 灰白色，成分以石英、长石为主，块状层理，泥质胶结，偶见炭化纹理，岩心以扁柱状为主 4 细粒砂岩 9.8 78 灰白色，成分以石英、长石为主，厚层状，块状层理，泥质胶结，距煤层32.5～35.0 m为钙质胶结，强度强，夹中粒砂岩 3 中粒砂岩 12.7 86 灰白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，块状层理，厚层状，致密坚硬，钙质胶结，分选性中等，次棱角状，偶见炭屑纹理，强度非常强，岩心以扁柱状为主 2 粉砂岩 12.2 75 浅灰色，泥质胶结，水平层理，层理面见白云母碎片，植物茎叶化石，强度强，局部夹粉砂岩质泥岩薄层 1 2-2煤 10.5 32 厚度10.5 m 122108综放工作面初次来压步距152.4 m，初次来压期间同样伴随小型“飓风”现象。正常回采期间，工作面矿压显现强烈，表现为来压步距大、持续时间长、动载系数高、安全阀开启率高、支架大幅下缩的特点。统计周期来压期间动载系数及支架下缩量如图5所示，可知，来压期间平均动载系数以1.4～1.6范围为主，占比80.62%，支架最大下缩量聚集于0.4～1.0 m，1.0 m以上占比22.64%；支架平均下缩量集中于0.2～0.6 m。
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图 5 周期来压期间动载系数及下缩量统计分布Figure 5. Statistical distribution of dynamic load coefficient and reduction during periodic weighting period工作面存在周期性强动载来压，强动载来压期间支架立柱急剧下缩，最大下缩量高达1.88 m，安全阀开启率60%以上，强动载冲击下工作面液压支架立柱和平衡千斤顶损坏严重，工作面局部呈现压架现象，如图6所示。
1.4 曹家滩煤矿10 m超大采高围岩控制问题
曹家滩煤矿多层厚硬顶板的赋存特征致使工作面矿压显现异常强烈，已采工作面开采实践表明，
开采初期顶板大面积悬顶，初次来压步距150 m以上，周期来压强烈，来压步距大、持续时间长、动载系数高，周期性强动载来压，立柱急剧下缩。
已有开采表明，大采高综采工作面随采高增大矿压显现程度呈明显增大趋势，采场围岩控制难度急速攀升。10 m超大采高高强度开采下，采空区巨大空间短时高速腾空，采场覆岩活动更加剧烈，工作面围岩控制尺度效应愈加突出，工作面强动载矿压、煤壁片帮漏顶的控制成为能否成功开采的关键。
2. 10 m超大采高工作面围岩控制技术
根据上述分析，要实现10 m超大采高工作面安全回采，采场围岩的有效控制需满足以下2个条件，一是实现工作面矿压显现强度的有效控制，避免出现强动载和持续强矿压造成的大面积切顶压架；二是实现工作面上方顶板和煤壁完整性，避免煤壁大面积片帮冒顶。
为解决10 m超大采高采场围岩控制难题，项目团队从支撑装备、卸压技术、监测预警方面提出了10 m超大采高围岩控制思路，技术路线如图7所示。
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图 7 10 m超大采高工作面围岩控制技术路线Figure 7. Surrounding rock control technology route of 10 m super large mining height working face在装备设计方面，采用高初撑力和高工作阻力液压支架，提高支架支护能力，降低工作面顶板早期下沉，采用三级护帮和双层伸缩梁结构，实现及时最大范围护帮护顶，避免片帮冒顶快速扩大；在技术研发方面，采用大流量井下深孔压裂技术对工作面硬厚顶板进行多层全覆盖预弱化，降低工作面来压步距和动载系数，减弱矿压显现强度；在监测方面，对支架工况和顶板活动状态实现全方位实时监测，通过掌握支架工况指导工作面生产管理，通过分析矿压显现和顶板活动数据，对强矿压进行超前预警。
2.1 高初撑力高工作阻力支护装备
2.1.1 支架支护强度和工作阻力
合理确定工作面支架支护强度和工作阻力是实现工作面围岩控制的重要技术途径。为确定10 m超大采高工作面支护强度，详细分析了曹家滩煤矿122106、122108大采高综放工作面矿压显现和工作面支架工作阻力及增阻分布情况，见表2。
表 2 122106和122108工作面支架工作阻力分布及增阻率Table 2. Distribution of working resistance and increasing resistance rate of 122106 and 122108 face supports支架 区间/kN 工作阻力占比/% 支架增阻率/（kN·min−1） 动载系数 7.0 m综采 6.0 m综放 7.0 m综采 6.0 m综放 7.0 m综采 6.0 m综放 51号 14000 ～16000 7.70 10.65 150.5 190.2 1.51 1.77 16000 ～18000 3.58 5.28 138.0 152.1 1.76 1.46 18000 ～20000 1.45 2.10 128.3 150.9 1.51 1.71 > 20000 0 1.91 123.4 150.5 1.59 1.49 71号 14000 ～16000 8.80 9.92 121.3 125.5 1.64 1.58 16000 ～18000 4.70 5.69 106.8 120.7 1.63 1.36 18000 ～20000 4.61 7.64 101.6 114.1 1.64 1.58 > 20000 0.01 2.59 94.1 91.0 1.53 1.65 122106和122108工作面支架额定工作阻力为20 000 kN。可知，122106工作面支架工作阻力低于14 000 kN的占比为87.27%（51号支架）和81.88%（71号支架），122108工作面支架工作阻力低于14 000 kN的占比为80.06%（51号支架）和74.16%（71号支架），2个工作面支架工作阻力超出18 000 kN的比例较低，表明额定工作阻力为20 000 kN可以满足工作面支护要求。10 m超大采高工作面从采出厚度看，比7 m超大采高工作面（122106工作面）多采3 m，增加42%，122108综放工作面采出厚度约为10 m，基本相当。10 m超大采高工作面支架额定工作阻力为28 400 kN。
另外，122108工作面支架工作阻力增阻速率最快，平均为160 kN/min，考虑循环作业时间为70 min，则一刀煤支架增阻为11 200 kN，若额定初撑力为23 000 kN，则支架工作阻力为29 600 kN。综合支架制造能力、搬运能力、巷道断面大小方面考虑，支架额定工作阻力确定为29 000 kN。
2.1.2 支架架型及护帮护顶机构
大采高支架一般为两柱式掩护支架，该型支架优点是操作方便、前端支架支护力大、支撑效率高。
对于超大采高工作面，护帮和护顶效果好坏是能否成功关键因素之一。一般情况下，支架高度大于7 m时，护帮护顶采用“伸缩梁+三级护帮”机构。护帮板直接安装在顶梁前端，为分体式布置，缩梁与护帮板能分别动作，有利于裸露围岩的及时支护，但同时会在煤壁上方形成支护空白，如图8所示；护帮板安装在伸缩梁上，为整体式布置，能更完整地贴合煤壁，但其动作须在伸缩梁伸出后实现支护，支护时效性相对滞后，如图9所示。
为了解决分体式和整体式存在的问题，提出了“双层伸缩梁”形式，实现了对架前空顶及超高煤壁的防护功能独立运行，减少了液压支架支护动作时的用液压力波动，解决了由原有分体式护帮的煤壁防护不全面问题，且明显改善了原整体式护帮机构护顶护帮关联产生的时效滞后及护帮板与煤壁贴合不紧密问题，实现架前围岩控制的双保险防护，“双层伸缩梁+三级协同护帮”结构如图10所示。
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图 10 双层伸缩梁+三级协同护帮Figure 10. Double-layer telescopic beam + three-level collaborative protection2.1.3 液压支架型号和参数
确定支架额定工作阻力为29 000 kN，支护强度1.8～1.9 MPa，立柱缸径630 mm，支架型号为ZY29000/45/100D型两柱掩护式支架，为保证初撑效果，支架带有增压系统（表3）。
表 3 ZY29000/45/100D支架技术参数Table 3. Technical parameters of ZY29000 / 45 / 100D hydraulic support参数 数值 支架高度/mm 4 500～1 000 支架中心距/mm 2 400 支护强度（f=0.2）/MPa 1.88～1.95 初撑力（P=37.5 MPa）/kN 23 368（带增压系统） 工作阻力（P=46.5 MPa）/kN 29 000 适应采高/m 7.0～9.8 立柱缸径/mm 630 操作方式 电液控制 质量/t 约120 2.2 井下深孔大流量定向压裂顶板弱化技术
10 m超大采高工作面（122104工作面）存在多层特厚坚硬岩层，从已回采的工作面可知，工作面回采时悬顶长度和来压步距较大，来压时对支架有冲击现象。采用深孔压裂预先弱化硬厚顶板产生裂纹，减小来压步距和动载系数进而实现强矿压防控目标，顶板弱化原理如图11所示。
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图 11 井下区域深孔压裂弱化顶板示意图Figure 11. Schematic diagram of deep hole fracturing weakening roof in underground area2.2.1 压裂层位
为保证压裂效果，需掌握工作面顶板结构及岩性，以实现有效压裂。工作面回采前，采用钻孔窥视、原位强度测试和物探等多种手段在122104工作面两顺槽沿走向方向对顶板进行探测（深度100 m），结合已有地质钻孔，形成工作面顶板赋存分布图，如图12所示。
由图可知，工作面硬厚顶板随工作面走向方向变化较大，在工作面推进400～1 000 m位置处硬厚顶板厚度较大，其它位置硬厚顶板呈分叉状态。基于“钻孔取心+柱状图+微震+矿压”等手段综合确定压裂层位为煤层上方15、35、55 m，每300 m左右布置一个压裂钻场，根据压裂效果实行一钻场一方案动态调整层位和参数。
2.2.2 压裂参数
根据目标周期来压步距要求（小于20 m）和裂缝宽度，压裂段距为15～25 m，钻孔间距为60～100 m。采用多台并联泵站实现额定排量5 m3/min，实现压裂裂缝半径70～90 m。
122104工作面压裂分为初采压裂和常规周期压裂，压裂钻孔布置如图13和图14所示。初次压裂是为了减少工作面初采期间初次来压强度和来压步距，防止出现顶板大面积突然垮落形成飓风，周期压裂是为了减少工作面正常回采期间的来压步距和强度。
2.2.3 裂纹扩展情况
为掌握每个钻场钻孔压裂裂纹扩展情况，在地面布置微震探头对其进行监测。122104工作面宽300 m，煤层埋深340 m左右，部署了100台UGL-3C三分量检波器，埋深0.3 m，如图15所示。随着压裂钻场移动，采用滚动式监测方式。该观测系统可保证采集数据的全方位、全覆盖且保障检测效果与定位精度。
从微震监测数据分析可知，裂缝半径可达70 m以上，单层孔缝高为10 m左右，3层孔合计缝高为27～30 m。
2.3 矿压监测预警系统
工作面顶板活动及矿压显现是调整工作面回采工艺和压裂参数的重要依据，同时，通过监测支架工况可了解支架支撑效率、掌握工人操作是否规范和支架是否存在损坏等。
利用ARP2000P井下微震和ARAMIS-M/E井下微震联合监测工作面顶板活动规律。在122104工作面井下两顺槽拱布置10个微震传感器，地面布置3个ARP传感器。
通过监测数据分析得出，122104超大采高工作面顶板破断层位主要位于煤层上方0～100 m，其中40～60 m层位微震大能量相对聚集，如图17所示。大周期强来压时岩层断裂位置呈现“低—高—低” 位波浪形发展，如图18所示。
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图 18 大周期来压时顶板断裂层位Figure 18. Distribution of roof fracture layer under large periodic weighting采用中煤科工开采院有限公司研发的KJ21顶板灾害监测平台实时分析工作面矿压显现和支架工况，如图19所示。122104工作面每个支架立柱、平衡千斤顶、护帮板千斤顶安装了压力传感器，支架顶梁、四连杆和底座安装了倾角传感器间接测量计算支架高度和立缩下缩量。
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图 19 KJ21顶板灾害监测预警平台Figure 19. KJ21 roof disaster monitoring and early warning platform为保证支架支撑效率，严格控制支架立柱初撑力不小于35 MPa，支架初撑力合格率达标率不低于95%，支架立柱完好率为100%。根据立柱下缩量确定工作面推进速度，根据工作面矿压显现分析结果和支架是否有动载冲击调整压裂方案和参数。
3. 工作面围岩控制效果
3.1 工作面矿压显现规律
统计分析工作面初采60 m范围及走向方向
5230 ～3217 m内所有矿压数据（2024年2月1日至2024年7月16日），共计分析周期来压114次。3.1.1 初次来压显现情况
2023−10−24T08：00：00—2023−10−25T23：00：00，122104工作面推进到49.35～55.1 m，机头侧30～80架发生首次较大范围的来压，来压持续距离5.75 m，来压期间工作面支架立柱安全阀开启比例24.81%，由于采用水力压裂弱化顶板，初次来压显现强度较缓和，未发生飓风现象，工作面初次来压时支架压力云图及支架压力曲线如图20、图21所示。
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图 20 工作面初采期间支架压力云图Figure 20. Support pressure cloud diagram during initial mining of working face3.1.2 正常开采期间周期来压显现情况
1）立柱下沉量。
图22为工作面正常高度开采期间立柱下缩量对比图，可知，超大采高开采期间支架下缩量差异性较大，其中支架来压期间工作面支架平均下缩量分布在0.091～0.790 m，集中于0.1～0.4 m，平均0.32 m，较122108工作面（平均0.46 m）和122110工作面（平均0.48 m）非压裂区域分别降幅30.4%和33.3%。
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图 21 122104工作面初次来压支架工作阻力曲线Figure 21. Working resistance curve of first weighting hydraulic support in 122104 working face![]()
图 22 工作面周期来压期间立柱下缩量对比Figure 22. Comparison of shrinkage of column during periodic weighting period of working face来压期间支架最大下缩量分布范围0.16～1.44 m，聚集于0.4～1.0 m，1.0 m以上范围占比12.4%，平均0.63 m。其中超大采高液压支架最大下缩量较122108工作面（最大值1.88 m）和122110工作面（最大值1.75 m）非压裂区域分别降幅23.4%和17.7%。
2）工作面动载系数。
统计分析工作面周期来压动载系数分布情况，如图23所示。分析数据表明，工作面周期来压平均动载系数分布范围1.19～1.56，平均1.42，以1.4～1.5为主，占比51.8%，动载系数大于1.5的占比14%，而122108和122110工作面非压裂区域周期来压平均动载系数大于1.5的占比分别为37.3%、39.6%，对比而言，降幅分别为23.3%、25.6%。
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图 23 工作面周期来压期间动载系数对比Figure 23. Comparison of dynamic load coefficients during periodic weighting of working face工作面周期来压最大动载系数分布范围1.44～1.68，平均1.60，以1.5～1.7范围为主，占比97.4%，1.7以上比例占比为0，而122108和122110工作面非压裂区域周期来压最大动载系数大于1.7的占比分别为28.7%、84.9%。
3）工作面煤壁片帮情况。
统计工作面不同阶段煤壁片帮情况如图24所示，可知，周期来压期间煤壁平均片帮深度为0.41 m，最大片帮深度平均为1.53 m；工作面非来压期间煤壁平均片帮深度为0.27 m，最大片帮深度平均1.1 m。
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图 24 来压与非来压时期不同区域平均片帮深度对比Figure 24. Comparison of average rib spalling depth in different regions during pressure and non-pressure periods统计工作面不同区域片帮深度如图25所示，可知，工作面片帮以0.2～0.5 m的轻微片帮居多，片帮最大深度1.0 m以下的比例累计占91.8%。片帮最大深度大于1.5 m的比例仅占0.91%，可见，工作面正常生产期间煤壁片帮处于可防可控的范畴。
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图 25 工作面不同区域煤壁工作面不同区域片帮深度统计散点图Figure 25. Statistical scatter diagram of coal wall spalling depth in different regions of working face4. 工作面强矿压显现原因及类型
10 m超大采高采场围岩控制技术有效保障了工作面安全高效开采，截至2024年6月底，工作面安全推采
2595 m，开采期间平均推进速度约12.6 m/d。开采过程中，虽然10 m超大采高工作面采场围岩得到了有效控制，但是开采过程中部分区域由于煤层厚度变薄致使支架低支撑效率等原因，仍存在强动载来压现象。工作面矿压显现是由于工作面回采后上覆岩层发生变形、断裂和失稳所导致，变形、断裂和失稳位置和程度影响矿压显现强度。通过分析122104超大采高工作面强矿压显现来压步距、微震数据和现场顶板垮落情况，认为造成工作面强矿压显现的顶板破断存在以下两种情况，一是顶板在工作面前方发生超前断裂后破断回转引起强矿压，二是顶板长悬顶状态下弯曲下沉造成强矿压显现。4.1 顶板悬顶长度大
目前支架工作阻力增阻速度和循环末阻力大小以及支架下缩量是评价工作面矿压显现强度最重要指标，支架工作阻力增阻及支架下缩量与顶板下沉量成正比关系，具体关系如下：
$$ \Delta F=K{S}_{{ \mathrm{z}}} $$ (1) $$ {S}_{{ \mathrm{z}}}={\delta S}_{{ \mathrm{d}}} $$ (2) 式中：$ \Delta F $为支架工作阻力增阻量，kN；$ K $为支架刚度系数，kN/mm；$ {S}_{{ \mathrm{z}}} $为支架高度下缩量，mm；$ {S}_{{ \mathrm{d}}} $为工作面控顶区顶底板收敛量，mm；$ \delta $为系数，根据顶板性质系数0.5～0.9，顶板硬度越大系数越大。
由式（1）可知，工作面控顶区顶底板收敛量越大，支架高度下缩量越大，支架工作阻力增阻量越大。顶板厚度和硬度较大，工作面回采后不能及时断裂垮落，在采空区悬顶较长，顶板在采空区和控顶区持续弯曲下沉，控顶区顶底板收敛量随推进增大，尤其是采空区顶板没有矸石支撑。
图26为2024年3月11日工作面发生相对较强矿压，来压步距为24 m，其中2次周期来压间隔为16.8 m，持续距离8 m。工作面在位置①处时，恰好上次来压结束，如图27a所示；随工作面推进到②区域范围内，工作面有一定的悬顶，但由于工作面悬顶长度有限及采空区矸石对顶板支撑作用，顶板下沉量有限，支架工作阻力增阻较为缓慢，如图27b所示；当悬顶达到一定程度，处于位置③时，顶板下沉量开始加速增加，支架工作阻力增阻加快，开始来压，如图27c所示；工作面再向前推进，处于位置④时，顶板在在采空区（支架后方）断裂，此时来压结束，如图27d所示。来压过程如图26、图27所示。
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图 26 悬顶长导致的周期来压云图Figure 26. Periodic pressure cloud diagram caused by suspended roof length![]()
图 27 悬顶长导致的周期来压过程分解Figure 27. Decomposition of periodic weighting process caused by long hanging roof4.2 顶板超前断裂
图28为2024年1月29日工作面发生强矿压，来压步距为24 m，其中两次周期来压间隔为16 m，来压持续距离8 m，工作面在位置①处时，恰好上次来压结束，如图29a所示；随着工作面推进，顶板悬顶加长，进入②区域范围内，在这个位置顶板下沉量较小，支架工作阻力增阻缓慢，矿压显现不大，如图29b所示；工作面再向前推进到位置③时，工作面顶板在煤壁前方发生断裂，断裂后的顶板由于后方悬顶的影响加速发生旋转下沉，支架工作阻力急速增加，工作面发生来压，如图29c所示；随着工作面的推进，煤壁与断裂线越来越近，顶板持续旋转下沉，工作面持续来压，发生切顶压架的可能性越大，在位置④时（图29d）切顶线在煤壁附近风险最大，切落的顶板可能发生冒顶，尤其是当工作面支架支护能力或初撑力较小时，顶板向右旋转下沉。具体来压过程如图28和图29所示。
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图 29 顶板超前断裂导致的周期来压过程分解Figure 29. Decomposition of periodic weighting process caused by advanced roof fracture5. 结 论
1）多层厚硬顶板的赋存特征致使工作面矿压显现异常强烈，初采期间大面积悬顶，正常开采期间工作面强动载来压明显。降低来压步距、弱化来压动载、防止煤壁片帮及防止工作面压架是10 m超大采高采场围岩控制的关键。
2）液压支架“双层伸缩梁+三级护帮”结构及“高初撑力高工作阻力”设计，实现了架前空顶及超高煤壁防护的独立运行，降低了工作面煤壁片帮冒顶几率，抑制了来压期间顶板下沉。
3）井下深孔大流量定向压裂弱化技术实现了多层厚硬顶板弱化，降低了工作面来压强度，有效减缓了来压期间煤壁片帮量及顶板大幅度下沉；全方位监测预警有效保障了工作面开采期间支架支撑效率，实现了顶板破断的实时跟踪及强矿压的实时预警分析。
4）超大采高工作面初采期间大面积悬顶及小型飓风问题得以解决，初次来压步距49.35 m，支架立柱安全阀开启比例24.81%；周期来压期间矿压显现程度得到了明显缓解，液压支架立柱平均下缩量及最大下缩量分别降幅33.3%和23.4%，平均动载系数大于1.5的占比降幅25.6%；煤壁片帮量集中于0.2～0.5 m，处于可控范围内。
5）工作面压裂不充分区域顶板煤壁前方断裂或顶板长悬顶状态下弯曲下沉均会造成工作面强矿压显现。
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图 4 122106工作面来压步距分布
Figure 4. Distribution of periodic weighting step in 122106 working face
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图 5 周期来压期间动载系数及下缩量统计分布
Figure 5. Statistical distribution of dynamic load coefficient and reduction during periodic weighting period
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图 7 10 m超大采高工作面围岩控制技术路线
Figure 7. Surrounding rock control technology route of 10 m super large mining height working face
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图 10 双层伸缩梁+三级协同护帮
Figure 10. Double-layer telescopic beam + three-level collaborative protection
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图 11 井下区域深孔压裂弱化顶板示意图
Figure 11. Schematic diagram of deep hole fracturing weakening roof in underground area
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图 18 大周期来压时顶板断裂层位
Figure 18. Distribution of roof fracture layer under large periodic weighting
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图 19 KJ21顶板灾害监测预警平台
Figure 19. KJ21 roof disaster monitoring and early warning platform
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图 20 工作面初采期间支架压力云图
Figure 20. Support pressure cloud diagram during initial mining of working face
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图 21 122104工作面初次来压支架工作阻力曲线
Figure 21. Working resistance curve of first weighting hydraulic support in 122104 working face
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图 22 工作面周期来压期间立柱下缩量对比
Figure 22. Comparison of shrinkage of column during periodic weighting period of working face
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图 23 工作面周期来压期间动载系数对比
Figure 23. Comparison of dynamic load coefficients during periodic weighting of working face
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图 24 来压与非来压时期不同区域平均片帮深度对比
Figure 24. Comparison of average rib spalling depth in different regions during pressure and non-pressure periods
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图 25 工作面不同区域煤壁工作面不同区域片帮深度统计散点图
Figure 25. Statistical scatter diagram of coal wall spalling depth in different regions of working face
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图 26 悬顶长导致的周期来压云图
Figure 26. Periodic pressure cloud diagram caused by suspended roof length
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图 27 悬顶长导致的周期来压过程分解
Figure 27. Decomposition of periodic weighting process caused by long hanging roof
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图 29 顶板超前断裂导致的周期来压过程分解
Figure 29. Decomposition of periodic weighting process caused by advanced roof fracture
表 1 距终采线5 100 m处煤层上覆100 m范围内岩层赋存
Table 1 Rock strata within 100 m range of overlying coal seam at 5 100 m
层序号 岩性 煤岩层厚度/m 取心率/% 岩性描述 13 中粒砂岩 19.4 92 白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，分选性中等，厚层状，钙质胶结，局部泥质胶结，顶部以中细砂为主，致密、坚硬，强度非常强，岩心以长柱状为主 12 细粒砂岩 13.2 62 灰白色，成分以石英、长石为主，块状层理，局部水平层理，层理面见白云母碎片，致密、坚硬，泥质胶结，强度强，局部夹粉砂岩薄层，岩心以扁柱状为主 11 粉砂质泥岩 2.4 33 深灰色，泥质结构，水平层理 10 泥岩 7.4 64 深灰色，泥质结构，水平层理，层理面见植物茎叶化石，局部夹粉砂岩薄层，岩心以扁柱状为主 9 泥质粉砂岩 2.6 81 灰色，泥质结构，水平层理，致密 8 粉砂岩 4.8 84 浅灰色，水平层理，致密坚硬，强度强，与薄层泥岩互层，岩心以扁柱状为主 7 泥岩 2.6 40 深灰色，泥质结构，岩心呈碎块状，强度弱−中等 6 细粒砂岩 5.0 62 灰白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，水平层理，分选中等，致密、坚硬 5 中粒砂岩 5.1 76 灰白色，成分以石英、长石为主，块状层理，泥质胶结，偶见炭化纹理，岩心以扁柱状为主 4 细粒砂岩 9.8 78 灰白色，成分以石英、长石为主，厚层状，块状层理，泥质胶结，距煤层32.5～35.0 m为钙质胶结，强度强，夹中粒砂岩 3 中粒砂岩 12.7 86 灰白色，成分以石英、长石为主，岩性均一，块状层理，厚层状，致密坚硬，钙质胶结，分选性中等，次棱角状，偶见炭屑纹理，强度非常强，岩心以扁柱状为主 2 粉砂岩 12.2 75 浅灰色，泥质胶结，水平层理，层理面见白云母碎片，植物茎叶化石，强度强，局部夹粉砂岩质泥岩薄层 1 2-2煤 10.5 32 厚度10.5 m 
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表 2 122106和122108工作面支架工作阻力分布及增阻率
Table 2 Distribution of working resistance and increasing resistance rate of 122106 and 122108 face supports
支架 区间/kN 工作阻力占比/% 支架增阻率/（kN·min−1） 动载系数 7.0 m综采 6.0 m综放 7.0 m综采 6.0 m综放 7.0 m综采 6.0 m综放 51号 14000 ～16000 7.70 10.65 150.5 190.2 1.51 1.77 16000 ～18000 3.58 5.28 138.0 152.1 1.76 1.46 18000 ～20000 1.45 2.10 128.3 150.9 1.51 1.71 > 20000 0 1.91 123.4 150.5 1.59 1.49 71号 14000 ～16000 8.80 9.92 121.3 125.5 1.64 1.58 16000 ～18000 4.70 5.69 106.8 120.7 1.63 1.36 18000 ～20000 4.61 7.64 101.6 114.1 1.64 1.58 > 20000 0.01 2.59 94.1 91.0 1.53 1.65
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表 3 ZY29000/45/100D支架技术参数
Table 3 Technical parameters of ZY29000 / 45 / 100D hydraulic support
参数 数值 支架高度/mm 4 500～1 000 支架中心距/mm 2 400 支护强度（f=0.2）/MPa 1.88～1.95 初撑力（P=37.5 MPa）/kN 23 368（带增压系统） 工作阻力（P=46.5 MPa）/kN 29 000 适应采高/m 7.0～9.8 立柱缸径/mm 630 操作方式 电液控制 质量/t 约120
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