淺埋極薄煤層無煤柱開采覆巖運(yùn)移與地表損傷特征研究

李 斌，陳金拴，賀炳偉，皮國強(qiáng)

(1.延安車村煤業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司，陜西 延安 717300；2.延安市禾草溝二號(hào)煤礦有限公司，陜西 延安 717300)

淺埋煤層資源開發(fā)利用過程中，極易因開采引起的覆巖運(yùn)移致使地表損傷，影響礦井生態(tài)環(huán)境及綠色礦山建設(shè)。切頂留巷無煤柱開采方式在淺埋極薄煤層中適應(yīng)性良好，該開采方式下覆巖破壞及地表損傷特征有別于傳統(tǒng)留煤柱開采。因此，為實(shí)現(xiàn)煤炭綠色高效開采，進(jìn)行淺埋極薄煤層開采覆巖破壞及地表損傷研究具有十分重要的意義。

近年來，國內(nèi)外學(xué)者在覆巖結(jié)構(gòu)破壞規(guī)律及兩帶高度發(fā)育方面進(jìn)行了諸多探索。如郭宇鳴等[1]通過建立協(xié)同開采覆巖復(fù)合巖梁滑移力學(xué)模型和物理相似模擬實(shí)驗(yàn)分析得出垮落段覆巖向協(xié)同工作面中央位置移動(dòng)；車曉陽等[2，3]針對溝谷區(qū)淺埋煤層開采，采用相似模擬實(shí)驗(yàn)方法研究了覆巖破壞規(guī)律及地表裂隙形成機(jī)理，認(rèn)為溝谷區(qū)淺埋煤層開采后地表沉降曲線呈“U”型，沉降值變化速率大的“U”型兩側(cè)區(qū)域縱向裂隙發(fā)育；王雙明等[4，5]采用離散元數(shù)值模擬與物理相似材料模擬相結(jié)合的方法，分析得出采動(dòng)導(dǎo)致覆巖破壞形成雙分層塊體結(jié)構(gòu)，并得到覆巖塊體長度與巖層距煤層底板距離的特征關(guān)系式；張廣超等[6]對巨厚松散層下軟弱覆巖破壞規(guī)律進(jìn)行研究，并基于極限拉伸應(yīng)變得到了軟弱覆巖破壞高度的計(jì)算方法；陳亮等[7，8]以關(guān)鍵層理論為基礎(chǔ)，分析了泥砂互層頂板巖層分析了綜放開采條件下覆巖運(yùn)移破壞特征，確定該地層下覆巖破壞最大高度；劉紅威等[9，10]借助于數(shù)值模擬技術(shù)并結(jié)合現(xiàn)場實(shí)測方法研究了覆巖破斷結(jié)構(gòu)特征，認(rèn)為工作面回采后基本頂周期來壓時(shí)的破斷由原來的“O-X”形轉(zhuǎn)化為近似“矩形結(jié)構(gòu)”，采空區(qū)垮落帶高度增加。來興平等[11-13]通過相似模擬方法研究了厚松散層地質(zhì)條件下三軟煤層覆巖導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育特征，并建立了導(dǎo)水裂隙帶高度計(jì)算模型；郭文兵等[14]研究了高強(qiáng)度開采下覆巖充分采動(dòng)判定依據(jù)，認(rèn)為工作面推進(jìn)距離與工作面傾向長度、深厚比成反比；周光華[15]針對寧夏地區(qū)覆沙層煤層賦存條件分析了大采高工作面覆巖運(yùn)移規(guī)律。以上研究在常規(guī)留煤柱開采條件下覆巖破斷運(yùn)移及地表損傷特征取得了豐富的研究成果，但對于切頂留巷無煤柱開采條件下覆巖破壞特征及地表損傷研究較少。因此，筆者借助于離散元數(shù)值模擬方法，結(jié)合理論分析與現(xiàn)場試驗(yàn)對淺埋極薄煤層切頂留巷無煤柱開采與常規(guī)留煤柱開采覆巖破壞規(guī)律及地表損傷進(jìn)行研究。

1 工程概況

子長縣禾草溝二號(hào)煤礦位于陜北黃土高原中部，面積12.1179 km2。主采3號(hào)煤層，煤層厚0.68～0.9 m，平均0.79 m，為極薄煤層，煤層平均埋深105.72 m，屬淺埋煤層，煤層頂板巖性以泥砂互層為主。煤層頂?shù)装鍘r性柱狀如圖1所示。礦井原采用常規(guī)留煤柱開采，相鄰工作面間留設(shè)20 m區(qū)段煤柱，為減少煤炭資源損失，礦井進(jìn)行切頂留巷無煤柱開采，該技術(shù)在礦井應(yīng)用效果良好，兩種開采方式下，工作面傾向長度均為120 m。

圖1 煤層頂?shù)装鍘r性情況Fig.1 Columnar section of the coal seam roof and floor

2 極薄煤層覆巖破壞高度計(jì)算

煤層回采后，為上覆巖層彎曲下沉斷裂提供了自由空間，同時(shí)，上覆巖層在自身及其上覆載荷作用下彎曲變形破斷。下面以關(guān)鍵層理論為基礎(chǔ)，建立覆巖破斷力學(xué)模型，分析計(jì)算極薄煤層回采下覆巖破壞高度。

2.1 覆巖受力分析

2.1.1 承載層的判別

根據(jù)關(guān)鍵層理論[16]，煤層覆巖中存在一層或多層厚硬巖層對其上覆巖層起承載作用，將相鄰厚硬巖層簡化為組合梁模型，第1層硬巖載荷為：

式中，q1(x)|m為考慮到第m層巖層對第1層堅(jiān)硬巖層形成的載荷，MPa；hi為第i巖層厚度，m；γi為第i層巖層容重，kN/m3；Ei為第i層巖層彈性模量，其中，i=1，2，…，m，MPa。

當(dāng)?shù)趍+1層為堅(jiān)硬巖層時(shí)，其撓度小于下部巖層撓度，第m+1層以上巖層載荷由第m+1層堅(jiān)硬巖層承載，其載荷不再由其下巖層承載，則有：

q1(x)|m+1

(2)

由式(2)即可自下向上依次判斷覆巖中所包含的承載層。

2.1.2 硬巖破斷的力學(xué)條件

硬巖破斷條件是其載荷q超過自身抗拉強(qiáng)度，基于簡支梁模型可得出式(3)：

式中，σmax為硬巖承受的最大拉應(yīng)力，MPa；l為硬巖破斷距，m；h為硬巖層厚度，m；σt為硬巖抗壓強(qiáng)度，MPa。

由式(3)可得硬巖破斷距l(xiāng)H[17]為：

由于巖石的碎脹性，隨著巖層的逐漸破斷垮落充填采空區(qū)，上覆巖層自由空間逐漸減小，滿足式(5)。

式中，Δi為第i層下方自由空間高度，m；M為采高，m；hj為第j層巖層厚度，m；kj為第j層巖層碎脹系數(shù)。

覆巖中第j層巖層斷裂的臨界開采長度Lj[18，19]：

式中，φa、φb分別為第i層巖層兩端破斷角，(°)。

2.2 覆巖破壞高度判斷

覆巖兩帶高度計(jì)算主要分以下步驟：

1)覆巖承載層判別：根據(jù)關(guān)鍵層理論，判別覆巖中起主要承載作用的承載層，承載層對采動(dòng)裂隙發(fā)育及擴(kuò)展具有決定性作用。

2)根據(jù)采高及各巖層碎脹系數(shù)判別各巖層下部是否存在自由空間，當(dāng)巖層下方自由空間高度小于巖層極限撓度時(shí)，巖層及其上覆巖層不發(fā)生破斷。

3)根據(jù)煤層覆巖各巖層分布情況，自下而上逐層分析，對比各巖層撓度及其下自由空間高度綜合判斷覆巖各巖層賦存狀態(tài)，當(dāng)巖層下方存在自由空間且該巖層撓度大于其極限撓度時(shí)，巖層破斷，裂隙向上發(fā)育，反之，則導(dǎo)水裂隙帶高度穩(wěn)定，此時(shí)裂隙發(fā)育最大高度即為導(dǎo)水裂隙帶發(fā)育高度。

2.3 工作面覆巖破壞高度理論分析

根據(jù)禾草溝二號(hào)煤礦地質(zhì)資料，得到工作面覆巖結(jié)構(gòu)及其力學(xué)參數(shù)，見表1。將表1中工作面覆巖各巖層物理力學(xué)參數(shù)代入式(1)、式(2)進(jìn)行關(guān)鍵層判別，覆巖關(guān)鍵層判別結(jié)果見表2。

表1 工作面覆巖結(jié)構(gòu)及其力學(xué)參數(shù)Table 1 Structure and mechanical parameters of the working face overburden

表2 覆巖關(guān)鍵層判別結(jié)果Table 2 Identification results of key layers of the overburden

工作面覆巖關(guān)鍵層位于煤層上覆第4層厚度6.55 m的細(xì)粒砂巖與第7層厚度6.55 m的細(xì)粒砂巖。將兩關(guān)鍵層物理力學(xué)參數(shù)代入式(4)計(jì)算得關(guān)鍵層1破斷距為27.84 m，關(guān)鍵層2破斷距為10 m。

考慮到煤層埋深及覆巖巖性結(jié)構(gòu)，對各巖層破斷后其上覆巖層下部自由空間高度進(jìn)行計(jì)算，取泥質(zhì)粉砂巖、炭質(zhì)泥巖、煤層、細(xì)粒砂巖、中粒砂巖碎脹系數(shù)分別為1.01、1.06、1.07、1.09、1.05，代入式(5)進(jìn)行計(jì)算，計(jì)算得各巖層下部自由空間高度，結(jié)果見表3。

表3 各巖層下部自由空間高度Table 3 Height of the free space under each rock formation

根據(jù)表3可知，在煤層上覆第6層巖層時(shí)，下方自由空間小于0 m，此巖層距煤層頂板距離24.60 m，而關(guān)鍵層2上覆第7層細(xì)粒砂巖下部自由空間為0，該關(guān)鍵層不發(fā)生破斷。因此，工作面回采過程中，最大覆巖破壞高度為第6層中粒砂巖距煤層頂板高度，即24.6 m。

取巖層破斷角范圍為50°～65°，代入式(6)計(jì)算得，當(dāng)工作面推進(jìn)至35.81～42.19 m時(shí)關(guān)鍵層1發(fā)生破斷，由此可認(rèn)為工作面推進(jìn)至35.81～42.19 m時(shí)，基本達(dá)到充分采動(dòng)，覆巖破壞至最大高度。

3 極薄煤層開采覆巖破壞規(guī)律模擬分析

為探究淺埋極薄煤層開采覆巖破壞特征及地表損傷特征，通過3DEC數(shù)值計(jì)算方法，對常規(guī)留煤柱開采方式及切頂留巷無煤柱開采方式下煤層回采后覆巖運(yùn)移及地表損傷進(jìn)行模擬計(jì)算，并著重對比兩種開采方式下覆巖裂隙發(fā)育及地表損傷特征。

3.1 數(shù)值模型建立與模擬方案

根據(jù)禾草溝二號(hào)煤礦綜合地質(zhì)柱狀圖及生產(chǎn)地質(zhì)條件，分別建立走向與傾向平面離散元數(shù)值模型，走向模型X方向長290 m，傾向模型X方向長350 m，兩模型Z方向高均為93 m，其中，模擬底板高度21.5 m，煤層厚度0.8 m。模型底部固支，四周采用位移約束，上部為自由邊界。上部松散層按照γH轉(zhuǎn)化為外載荷2.5 MPa施加在模型頂部。數(shù)值計(jì)算模型如圖2所示。

圖2 數(shù)值計(jì)算模型Fig.2 Numerical calculation models

巖層節(jié)理簡化為水平與垂直節(jié)理，節(jié)理采用面接觸庫倫滑移模型，模型塊體采用Mohr-Coulomb強(qiáng)度準(zhǔn)則，將物理性質(zhì)相近的巖層合并簡化處理，根據(jù)禾草溝二號(hào)煤礦煤層賦存條件，巖層物理力學(xué)參數(shù)見表4。

表4 巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 4 Mechanical parameters of the rock formations

為對比淺埋極薄煤層常規(guī)留煤柱開采與切頂留巷無煤柱開采下覆巖運(yùn)移破斷及地表損傷特征，設(shè)置三種模擬計(jì)算方案，分別為沿工作面走向推進(jìn)模擬方案、沿傾向留20 m煤柱開采模擬方案及沿傾向回采切頂留巷無煤柱開采模擬方案：走向推進(jìn)模擬方案工作面傾向長度120 m，按照1.5倍傾向長度，走向推進(jìn)模擬推進(jìn)長度180 m，模擬計(jì)算過程為：數(shù)值模型建立→初始地應(yīng)力計(jì)算平衡→工作面回采(采高0.8 m，開挖步距10 m)→開挖計(jì)算平衡→工作面回采結(jié)束；傾向留20 m煤柱與切頂留巷無煤柱兩種模擬計(jì)算方案采用同一模型，模型建立及初始地應(yīng)力計(jì)算平衡后，分別在初始地應(yīng)力平衡模型基礎(chǔ)上進(jìn)行留煤柱回采與無煤柱回采；留煤柱開采方案為：上采面回采巷道開挖→上工作面開挖→下工作面回采巷道開挖→下工作面開挖；無煤柱開采方案為：上工作面回采巷道開挖→上工作面開挖(切頂留下工作面回風(fēng)巷)→下工作面運(yùn)輸巷開挖→下工作面開挖。

3.2 覆巖破壞形態(tài)特征

不同推進(jìn)距離下覆巖破壞演化如圖3所示。由圖可知，當(dāng)工作面推進(jìn)10 m時(shí)，由于覆巖泥質(zhì)粉砂巖強(qiáng)度較低，煤層開采后直接頂發(fā)生垮落，垮落巖體呈三角形形態(tài)，破壞高度約為2.5 m，隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn)至20 m時(shí)，覆巖繼續(xù)垮落，此時(shí)覆巖最大破壞高度無擴(kuò)展，依然為2.5 m，但在覆巖間開始產(chǎn)生縱向裂隙；當(dāng)工作面繼續(xù)向前推進(jìn)至40 m時(shí)，煤層直接頂巖層泥質(zhì)粉砂巖整體發(fā)生破壞，其間產(chǎn)生較多縱向裂隙及層間離層，此時(shí)，裂隙帶發(fā)育高度為11.2 m，至上覆巖層第一層亞關(guān)鍵層細(xì)粒砂巖處，而垮落帶高度不變，為2.5 m；當(dāng)工作面繼續(xù)向前推進(jìn)至60 m時(shí)，距煤層頂板8.7 m的第一層亞關(guān)鍵層細(xì)粒砂巖破斷，此時(shí)裂隙帶發(fā)育高度向上發(fā)育，由11.2 m增大至25.2 m，覆巖破壞形態(tài)呈正梯形；當(dāng)工作面繼續(xù)回采至100 m時(shí)，覆巖破壞高度相比于工作面推進(jìn)60 m時(shí)無變化，依然為25.2 m，但在工作面后方采空區(qū)中部區(qū)域破斷巖層重新被壓實(shí)，此時(shí)裂隙主要在采空區(qū)兩側(cè)發(fā)育，其中兩側(cè)裂隙較發(fā)育區(qū)寬度為18 m；隨著工作面繼續(xù)回采，至工作面回采180 m時(shí)，相比于工作面回采100 m時(shí)，覆巖垮落帶與裂隙帶高度不變，依然為2.5 m與25.2 m，且裂隙主要在采空區(qū)兩側(cè)發(fā)育，發(fā)育寬度與工作面回采100 m時(shí)相當(dāng)，區(qū)別為采空區(qū)中部裂隙重新壓實(shí)區(qū)范圍隨工作面回采距離增大而增加。由上分析可知，覆巖兩帶發(fā)育在工作面回采60 m時(shí)基本穩(wěn)定，垮落帶與裂隙帶最終發(fā)育高度分別為2.5 m、25.2 m。

圖3 不同推進(jìn)距離下覆巖破壞演化Fig.3 Failure evolution of overburden at different advancing distances

4 覆巖破壞及地表損傷特征對比

為探究常規(guī)留煤柱開采與無煤柱開采覆巖破壞及地表損傷特征，根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果及現(xiàn)場工業(yè)試驗(yàn)對兩種開采方式下覆巖破壞、位移變化及地表形態(tài)進(jìn)行對比分析。

4.1 覆巖裂隙發(fā)育特征

傳統(tǒng)留煤柱與無煤柱開采覆巖破壞特征如圖4所示。由圖4(a)、(b)可知，留20 m煤柱單工作面回采下，覆巖沿工作面兩側(cè)煤體按一定垮落角破斷，在該區(qū)域內(nèi)裂隙發(fā)育，整體裂隙區(qū)呈梯形分布，且自工作面兩側(cè)向中部裂隙逐漸減少，其原因?yàn)殡S著向工作面中部接近，破斷垮落巖層被逐漸壓實(shí)，裂隙經(jīng)歷由發(fā)育至閉合；當(dāng)相鄰工作面回采后，上工作面臨煤柱側(cè)覆巖裂隙因受下工作面回采覆巖破斷運(yùn)移影響逐漸閉合減少，但由于區(qū)段煤柱存在，該區(qū)域仍然存在大量裂隙。對比圖4(c)、(d)可知，無煤柱單工作面回采下，覆巖裂隙發(fā)育與常規(guī)留煤柱開采基本一致，工作面回采后覆巖自工作面兩側(cè)沿一定垮落角破斷，在工作面兩側(cè)區(qū)域裂隙發(fā)育，中部則由于覆巖破斷運(yùn)移壓實(shí)，裂隙明顯少于工作面兩側(cè)，當(dāng)下工作面回采后，兩工作面相鄰處覆巖受下工作面覆巖破斷運(yùn)移影響，原裂隙發(fā)育區(qū)因覆巖運(yùn)移逐漸閉合，逐漸減少。對比圖4(b)、(d)可知，常規(guī)留煤柱開采下，相鄰工作面均回采下除工作面近實(shí)體煤側(cè)存在裂隙區(qū)外，煤柱兩側(cè)裂隙區(qū)雖因回采影響裂隙減少但仍存在明顯裂隙區(qū)，而切頂留巷無煤柱開采方式下，則相鄰工作面回采后，僅在工作面實(shí)體煤側(cè)存在明顯裂隙區(qū)，兩工作面相鄰處覆巖因覆巖垮落裂隙逐漸閉合，無明顯大量裂隙發(fā)育。

圖4 傳統(tǒng)留煤柱與無煤柱開采覆巖破壞特征Fig.4 Failure characteristics of overburden in traditional coal pillar and non-pillar mining

由以上分析可知，相比于常規(guī)留煤柱開采，切頂留巷無煤柱開采下覆巖垮落較為充分，因不受相鄰工作面間區(qū)段煤柱影響，覆巖垮落較為連續(xù)，在相鄰工作面間因覆巖破斷產(chǎn)生裂隙會(huì)隨下工作面回采覆巖運(yùn)移而逐漸壓實(shí)閉合。

4.2 覆巖位移演化特征

為進(jìn)一步分析工作面回采過程中覆巖運(yùn)移狀態(tài)，提取常規(guī)留煤柱與切頂留巷無煤柱兩種開采方式下單工作面回采與兩工作面回采后覆巖位移云圖。不同工作面回采下覆巖位移演化特征如圖5所示。由圖5(a)、(b)可知，單工作面回采下，覆巖位移沿工作面中部呈對稱分布，自工作面中部向兩側(cè)逐漸減小，在工作面中部位移最大，最大為750 mm；當(dāng)相鄰工作面回采后，下工作面覆巖位移分布與上工作面回采后覆巖位移分布基本相當(dāng)，兩工作面位移沿區(qū)段煤柱中線呈近對稱分布，受下工作面回采影響后上工作面采空區(qū)覆巖位移變化較小，主要在工作面中部深部覆巖部分區(qū)域增大，其余部分與其回采后位移分布基本一致。兩工作面回采后，覆巖位移整體呈沿煤柱中線對稱分布，煤柱覆巖位移自下而上呈增大趨勢，但整體位移較小。

圖5 不同工作面回采下覆巖位移演化特征Fig.5 Displacement evolution characteristics of overburden under mining in different working faces

由圖5(c)、(d)可知，切頂留巷無煤柱回采方式下，單工作面回采后與20 m煤柱回采下基本無區(qū)別，覆巖位移自采空區(qū)兩側(cè)向中部逐漸增大，在工作面中部達(dá)到最大值750 mm左右，當(dāng)相鄰工作面回采后，靠近相鄰工作面端覆巖進(jìn)一步彎曲下沉，垂直位移增大，上工作面采空區(qū)覆巖最大垂直位移增大至900 mm左右，且原采空區(qū)鄰近下工作面端位移漸變區(qū)被重新壓實(shí)，該區(qū)域覆巖位移與兩工作面中部區(qū)域位移基本呈連續(xù)分布。

結(jié)合圖4覆巖裂隙發(fā)育特征可知，不同回采方式不同工作面回采下裂隙發(fā)育區(qū)表現(xiàn)為位移漸變，在無煤柱開采下，當(dāng)下工作面回采后，鄰近下工作面?zhèn)雀矌r裂隙被重新壓實(shí)，對應(yīng)區(qū)域內(nèi)位移達(dá)到最大值，原單工作面回采下位移漸變區(qū)域消失，與采空區(qū)中部覆巖位移一致，由以上分析可知工作面回采后覆巖不均勻下沉是裂隙產(chǎn)生主要原因。

綜上所述，相比于常規(guī)留煤柱開采，切頂留巷無煤柱開采下相鄰工作面間覆巖垮落較充分，上工作面回采后兩側(cè)不充分垮落區(qū)會(huì)再次運(yùn)移下沉，使得上工作面回采后兩段因覆巖破斷結(jié)構(gòu)產(chǎn)生的裂隙重新被壓實(shí)。

4.3 地表損傷特征

地表損傷裂縫的產(chǎn)生是采動(dòng)影響下地表非連續(xù)移動(dòng)變形的主要體現(xiàn)[20]。不同開采方式下地表沉陷曲線如圖6所示。由圖可知，常規(guī)留煤柱開采方式下由于相鄰工作面間區(qū)段煤柱的存在，地表下沉曲線呈“W”型分布，煤層回采后地表沉陷呈非連續(xù)移動(dòng)變形，而切頂留巷無煤柱開采方式下，地表下沉曲線呈“U”型分布，在采空區(qū)中部呈連續(xù)變形。兩種開采方式下相比較，可看出常規(guī)留煤柱回采方式下地表最大下沉量為750 mm左右，主要在工作面中部位置處，而切頂留巷無煤柱開采方式下地表最大下沉量達(dá)到850 mm左右，由此說明相比于常規(guī)留煤柱開采，切頂留巷無煤柱開采方式下覆巖活動(dòng)更為充分。

圖6 不同開采方式下地表沉陷曲線Fig.6 Surface subsidence curves under different mining methods

結(jié)合圖5常規(guī)留煤柱開采與切頂留巷無煤柱開采方式下覆巖位移演化特征可知，切頂留巷無煤柱開采方式下，上工作面回采后在工作面兩側(cè)因覆巖非連續(xù)移動(dòng)變形導(dǎo)致產(chǎn)生的裂隙發(fā)育區(qū)及地表損傷裂縫在下工作面回采后會(huì)因覆巖的進(jìn)一步運(yùn)移從而快速修復(fù)上工作面回采產(chǎn)生的覆巖裂隙及地表裂縫，而常規(guī)留煤柱開采下因區(qū)段煤柱的存在使得下工作面回采對上工作面采空區(qū)覆巖下部影響較小，其覆巖位移呈非連續(xù)移動(dòng)變形，在兩工作面間區(qū)段煤柱覆巖呈非充分采動(dòng)，致使覆巖裂隙及地表損傷裂縫發(fā)育。

禾草溝二號(hào)煤礦開采地表損傷狀況如圖7所示。礦井原留20 m煤柱開采，工作面回采后地表損傷如圖7(a)所示，現(xiàn)采用切頂留巷無煤柱開采方式，采用切頂留巷無煤柱開采方式后地表損傷如圖7(b)所示，對比圖7(a)、(b)可發(fā)現(xiàn)，采用無煤柱開采后地表較為完整，無明顯地表損傷裂隙發(fā)育，進(jìn)一步驗(yàn)證了切頂留巷無煤柱開采方式可以有效修復(fù)煤層開采覆巖非連續(xù)移動(dòng)變形導(dǎo)致的地表損傷。

圖7 煤層開采后地表損傷狀況Fig.7 Surface damage induced by mining

5 結(jié) 論

1)通過理論分析與3DEC數(shù)值模擬方法，分析了淺埋極薄煤層覆巖運(yùn)移破壞特征，工作面回采至60 m時(shí)覆巖兩帶高度發(fā)育至最大值24.6 m，此后工作面回采下工作面后方裂隙區(qū)逐漸閉合修復(fù)，裂隙區(qū)隨工作面回采向前方移動(dòng)。

2)相比于常規(guī)留煤柱開采，切頂留巷無煤柱開采方式覆巖及地表運(yùn)移呈連續(xù)移動(dòng)變形，該開采方式下覆巖運(yùn)移更為充分，可有效修復(fù)工作面回采后兩側(cè)因非充分采動(dòng)導(dǎo)致的覆巖裂隙及地表損傷裂縫。

3)通過現(xiàn)場實(shí)測，有效驗(yàn)證了切頂留巷無煤柱開采可有效修復(fù)工作面回采非充分采動(dòng)致使地表產(chǎn)生的損傷裂縫，減輕煤層回采對地表損傷，對礦區(qū)生態(tài)環(huán)境具有重要的現(xiàn)實(shí)意義。