Evolution characteristics of overburden structure in inclined fully mechanized caving under residual coal pillars of the upper layer
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摘要:
特厚煤层分层综放开采上下分层工作面斜交布置时，下分层综放工作面间歇性过上分层遗留区段煤柱导致覆岩破断运动及矿压显现规律复杂，围岩控制困难，制约了煤矿安全生产。以甘肃华亭煤电股份有限公司砚北煤矿250203下综放工作面为工程背景，采用物理相似模拟实验、数值计算、现场实测相结合的方法，研究了上分层遗留区段煤柱下斜交工作面综放开采覆岩运移规律及应力分布演化特征，阐明了下分层综放工作面开采扰动下上分层遗留区段煤柱失稳特征及围岩支承压力变化规律，定义了斜交工作面覆岩内场和外场，揭示了下分层综放工作面过遗留区段煤柱覆岩结构演化特征。研究结果表明：① 下分层综放工作面开采诱发上分层遗留区段煤柱失稳导致覆岩大尺度空间垮落，扰动区内顶板结构渐次演化，形成“低位倒台阶组合悬臂梁+高位大结构砌体梁”组合结构。② 在工作面距区段煤柱15 m时，区段煤柱最大垂直应力达到46.7 MPa，较下分层未开采时增大了9.9%，煤柱形变现象较为明显；工作面位于区段煤柱正下方时，区段煤柱应力集中区域呈近似“月牙状”分布。③ 随着下分层综放工作面与上覆遗留区段煤柱斜交位置变化，外场覆岩破断形态呈近似对称梯形，结构动态失稳导致内场垮落形态呈“非对称双拱”、“对称双拱”、“单拱”演化过程。研究结果对特厚煤层分层综放工作面安全开采具有指导意义。
Abstract:In the stratified fully mechanized caving of ultra-thick coal seams, the inclined layout of upper and lower caving faces leads to lower fully mechanized caving face intermittently crossing residual coal pillars of the upper layer. This results in complex overburden breakage and mine pressure behavior, posing challenges to surrounding rock control and hindering safe coal production. Based on the 250203 lower fully mechanized caving face at Yanbei Coal Mine of Gansu Huating Coal Power Co., Ltd., methods of physical similarity simulation experiments, numerical modeling, and field measurements were applied to study the overburden movement and stress distribution evolution characteristics under residual coal pillars of the upper layer during inclined fully mechanized caving. The instability characteristics of residual coal pillars of the upper layer and the variation patterns of surrounding rock support pressure under the disturbance of lower fully mechanized caving were clarified. The overburden of the inclined working face was categorized into internal and external fields, and the evolution characteristics of the overburden structure when the lower fully mechanized caving face crossed the residual coal pillars were revealed. The results showed that the mining of the lower fully mechanized caving face induced instability in residual coal pillars of the upper layer, resulting in large-scale overburden collapse. The roof structure within the disturbed zone evolved progressively into a composite structure of "low-level inverted step cantilever beams and high-level large masonry beams". When the working face was 15 m from the residual coal pillar, the maximum vertical stress of the pillar reached 46.7 MPa, an increase of 9.9% compared to the pre-mining state, with significant pillar deformation observed. When the working face was directly beneath the residual coal pillar, the stress concentration zones of the pillar displayed an approximately crescent-shaped distribution. As the inclined position of the lower fully mechanized caving face relative to the residual coal pillars changed, the overburden breakage in the external field exhibited an approximately symmetrical trapezoidal shape. The dynamic instability of the structure caused the overburden collapse in the internal field to evolve through stages of "asymmetric double arches", "symmetric double arches", and "single arch". These findings provide significant guidance for the safe mining of stratified fully mechanized caving faces in ultra-thick coal seams.
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0. 引言
我国煤炭资源已探明储量约1.341万亿t，厚煤层储量占总储量44%，其中，厚度8 m以上的特厚煤层储量占比50%，广泛赋存于我国神东、陕北、黄陇、宁东、新疆等大型煤炭基地。特厚煤层的产量约占全国煤炭产量的1/4[1]，对我国能源安全具有重要战略意义。对于特厚煤层，通常采用分层综放开采，但受高开采强度影响，采场矿压显现剧烈，覆岩破断运动规律复杂，影响煤矿安全高效开采。
许多学者围绕特厚煤层分层综放开采覆岩结构、矿压显现及遗留区段煤柱对下分层开采的影响等方面进行了研究。于斌等[2-4]研究了特厚煤层开采覆岩结构的失稳机理，建立了特厚煤层开采大空间采场岩层结构演化模型，提出了“大空间结构”和“远近场”的概念。窦林名等[5]、侯玮等[6-7]、史红等[8]将采场覆岩空间结构划分为“O−X”型、“F”型和“T”型3个基本类别，并系统分析了3种结构的特征和覆岩断裂运动形态。姜福兴等[9-10]将采场覆岩空间结构分为“θ”型、“O”型、“S”型和“C”型4种类型，并以此作为预计关键层运动及采场顶板压力和评价冲击地压发生可能性的理论基础。韩红凯等[11-12]建立了基于采动覆岩关键层“板−梁”结构的应力场预测模型，提出了不同层位关键层下采动应力和采场支承压力的平面分布预测方法。娄金福等[13]建立了梁拱二元结构模型，认为在开采过程中，上覆岩层破断后在垮落带形成梁结构，在裂隙带则形成应力传递拱结构。张海鹏[14]将中国神华能源股份有限公司保德煤矿大采高综放面覆岩结构分为“砌体梁”结构和“短悬臂梁”结构，指出覆岩“悬臂梁”结构是综放工作面矿压显现强烈的根本原因。杨俊哲[15]提出随着埋深增大，高位关键层的破断对特大采高工作面矿压显现的影响加大，加剧了工作面矿压显现。任永康等[16]对河南大有能源股份有限公司耿村煤矿特厚煤层综放工作面矿压显现规律进行了分析研究，认为工作面顶板中下部和下部运动剧烈，来压强度大，而上部和中上部基本顶活动相对缓和。凌志强等[17]分析了煤柱宽度变化对冲击危险性的影响规律。王高昂等[18]揭示了煤柱应力集中机制和双层叠加煤柱工作面开采应力演化规律。窦林名等[19]认为不规则煤柱区应力集中程度受采动影响较高，煤柱内高静载是影响工作面冲击危险性的主要因素。黄庆享等[20]研究了工作面过煤柱的覆岩结构、来压规律和超前支承压力演化规律，揭示了煤柱应力传递规律与支架动载机理。高瑞等[21]提出了煤柱集中应力致使下伏相邻硬厚岩层整体性的切落失稳是造成工作面强矿压显现的主要原因。杨欢等[22]提出了上覆遗留煤柱强矿压致灾机理，即工作面出煤柱时，煤柱及上覆承载体受扰动突然失稳，能量瞬间传递至采场，以动能形式释放，造成强矿压动力灾害。吴文达等[23]分析了煤柱下方应力集中区综采工作面顶板破断特征，认为工作面出煤柱期间工作面中部区域支架阻力最大、下部区域次之、上部区域最小。但上述研究鲜有针对30 m以上特厚煤层分层综放开采且上下分层工作面斜交布置这一特殊情况。该情况下，下分层综放工作面间歇性过上分层遗留区段煤柱导致覆岩破断运动及矿压显现规律复杂，围岩控制困难，制约了煤矿安全生产。
甘肃华亭煤电股份有限公司砚北煤矿5号煤采用下分层综放工作面与上分层采空区斜交布置方法，上分层工作面均已回采完成，覆岩完整性已经破坏，下分层开采随之产生了不同形式的塑性破坏和矿压显现特征。本文以砚北煤矿250203下综放工作面为工程背景，通过分析上分层遗留区段煤柱下斜交工作面综放开采覆岩运移及应力分布规律，揭示下分层综放工作面过遗留区段煤柱覆岩结构演化特征，为特厚煤层分层综放工作面安全、高效回采提供借鉴。
1. 工程背景
1.1 矿井概况
砚北煤矿位于华亭煤田的中东部，井田面积为12 km2，可采储量为3.62亿t。矿井地质构造以褶皱为主，如图1所示。主采5号煤埋深为506.7 m，平均煤厚为40.8 m，倾角为3～16°，属缓倾斜松软破碎煤层，适合大规模综放开采。顶板以粉砂质泥岩为主，坚固性系数为4.4，属不稳定至中等稳定顶板；底板主要为泥质胶结的粗砂岩，坚固性系数为2.4，稳定性较差，遇水易膨胀。煤岩物理力学参数见表1。
表 1 煤岩物理力学参数Table 1. Physical and mechanical parameters of coal and rock岩层 厚度/m 埋深/m 密度/（kg·m−3） 体积力/（kN·m−3） 弹性模量/MPa 内摩擦角/（°） 黄土 39.50 39.50 1600 16.00 10 15 泥岩、砾岩 169.30 178.85 2220 22.20 2790 38 砂质泥岩 46.25 225.00 2220 22.20 2790 35 砾岩 8.47 233.47 2220 22.20 2790 35 粉砂质泥岩 14.77 248.24 2530 25.30 1740 28 泥岩 14.52 262.76 2530 24.20 1400 31 细砂岩 16.45 279.21 2420 26.40 4130 26 泥质粉砂岩 7.68 286.89 2640 25.30 1740 25 粉砂质泥岩 19.68 306.57 2530 25.30 1740 26 泥质粉砂岩 14.35 320.92 2530 25.30 1740 36 中粒砂岩 36.98 356.90 2530 23.60 5200 32 3号煤层 0.88 357.78 1300 13.00 800 35 细砂岩 10.43 368.21 2640 26.40 4130 35 泥岩 2.76 372.42 2420 24.20 1400 36 粗砂岩 12.14 384.56 2410 24.10 2860 25 细砂岩 13.85 398.41 2640 26.40 4130 35 粉砂质泥岩 18.75 417.16 2530 25.30 1740 35 细砂岩 37.66 454.82 2640 26.40 4130 25 粉砂岩 18.28 473.10 2530 25.30 1740 32 粉砂质泥岩 4.50 477.60 2530 25.30 1400 32 5号煤层 33.48 507.60 1300 13.00 800 35 粗砂岩 9.12 516.72 2630 23.60 2860 35 矿井设计生产能力为6.0 Mt/a，采用斜井单水平上下山开拓，共划分8个采区。其中，2502采区上分层共布置8个工作面，采用走向长壁倾斜分层综采放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板。上分层工作面长200 m，区段煤柱宽度为20 m，均已回采完成。250203下工作面是2502采区下分层首个回采工作面，长度为300 m，分层高度为15 m，采高为4 m，放煤高度为11 m，采放比为1∶2.75。
受次级褶曲构造和底板隆起双重影响，250203下工作面与上分层遗留区段煤柱平行布置，工作面回采巷道将随褶曲构造变化出现负坡度，且工作面中部隆起位置出现采煤机割底板现象，造成下分层工作面采出率低。为提高工作面生产能力和采出率，下分层工作面与上分层遗留区段煤柱斜交布置，250203下工作面回采期间依次过250207上—250202上共6个上分层采空区，下分层工作面与上分层采空区位置关系如图2所示。
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图 2 250203下工作面与上分层采空区位置关系Figure 2. Positional relationship between 250203 lower caving face and upper-layer goaf1.2 遗留区段煤柱下工作面布置类型
根据上分层遗留区段煤柱与下分层工作面的俯视投影关系，将二者间的位置关系划分为平行、垂直和斜交3类布置方式，如图3所示。平行布置为最常见的工作面布置方式，对下分层工作面生产影响较小，一般不会引起工作面的强矿压显现问题，但会在下煤层形成应力异常集中区，导致回采巷道维护困难。垂直布置时，下分层工作面全长同时进入上分层遗留区段煤柱影响范围，造成工作面矿压显现剧烈，但持续时间较短。斜交布置时，随着下分层工作面沿走向推进，工作面经过区段煤柱时上方区段煤柱会从工作面一端逐步地过渡到另一端，造成工作面局部且非固定的来压，影响时间较长。
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图 3 遗留区段煤柱与下分层工作面的位置关系Figure 3. Positional relationship between residual coal pillars and lower stratified caving face为尽量避免褶曲构造和底板隆起的影响，增加工作面宽度和走向推进长度，提升工作面单面生产能力，250203下工作面与上分层采空区及遗留区段煤柱采用斜交布置，斜交角度为20°。
2. 遗留区段煤柱下斜交工作面采动应力分布特征
2.1 数值计算模型
采用有限元计算软件FLAC3D建立数值计算模型（图4），分析250203下工作面过上分层3个采空区及2个区段煤柱时的围岩破坏特征。选用Mohr−Coulomb本构模型，使用大变形模式。模型尺寸（长×宽×高）为800 m×900 m×500 m。
采用施加载荷的方式补足模型周围未建模的围岩，对模型顶部边界施加3.0 MPa的垂直载荷，对模型四周施加1.5 MPa的水平载荷。为消除边界效应，工作面周围保留了150 m宽的边界煤柱，模型底部及四周采用位移约束以限制垂直和水平移动。上分层工作面沿Y轴正方向推进，下分层推进方向与Y轴斜交20°。
上分层工作面开采过程中，因FLAC3D软件自身局限性，顶板无法直接垮落压实并填充采空区。下分层工作面开采时，为使顶板为连续介质，当上分层工作面每一次推进时在后方采空区填入弱性材料模拟采空区矸石，为下分层工作面回采建立现场模拟条件。
2.2 采空区上方覆岩应力演化特征
下分层工作面开采过程中围岩垂直应力变化特征如图5所示。可看出下分层开采前，工作面上方形成3个应力释放区，区段煤柱上方出现应力集中现象，平均垂直应力为12.87 MPa。下分层工作面推进期间，下分层工作面经过2号区段煤柱下方，区段煤柱失稳后应力重新分布。煤柱上方基本顶应力释放，原250205上、250204上采空区位置2个应力释放区域贯通。工作面推进至250～300 m处时，工作面顶板同时存在1号、2号2个区段煤柱，煤柱失稳后上方基本顶应力释放，此时原有的3个应力释放区域互相贯通。工作面推进至400 m之后，逐渐离开2号区段煤柱，工作面内只存在1号区段煤柱，此时煤柱失稳造成顶板应力释放区相连接的区域转变成原250204上、250203上采空区位置。
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图 5 下分层工作面推进期间围岩垂直应力特征Figure 5. Vertical stress characteristics of surrounding rock during advancement of lower stratified caving face2.3 下分层工作面进出遗留区段煤柱应力演化特征
为研究下分层工作面进出区段煤柱时的垂直应力变化，分别在工作面进2号区段煤柱、出1号区段煤柱处作如图4（b）所示的平行于工作面开采走向的切面1、切面2。
下分层工作面进区段煤柱时围岩垂直应力变化特征如图6所示。可看出下分层未开采时，区段煤柱垂直应力集中范围呈上下近似对称形状，此时最大垂直应力为39.2 MPa。随着工作面距煤柱中心距离减小，区段煤柱最大垂直应力增加，在距煤柱中心45 m时达到最大值45.3 MPa，较下分层未开采时增大了13.7%。位于煤柱正下方时，区段煤柱最大垂直应力降至20.0 MPa，应力集中区域呈“月牙状”分布。随着工作面继续推进，“月牙状”应力集中现象逐渐消失。
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图 6 下分层工作面进遗留区段煤柱时垂直应力云图Figure 6. Vertical stress cloud map when lower stratified caving face crossing residual coal pillars下分层工作面出区段煤柱时围岩垂直应力变化特征如图7所示。
从图7可看出，下分层未开采时，区段煤柱垂直应力集中范围呈上下近似对称形状，此时最大垂直应力为42.5 MPa。随着工作面距煤柱中心距离减小，最大垂直应力增加，在工作面距离煤柱中心15 m时，区段煤柱最大垂直应力达46.7 MPa，较下分层未开采时增大了9.9%，煤柱形变现象较为明显。位于煤柱正下方时，区段煤柱最大垂直应力减小为39.0 MPa，应力集中区域呈近似“月牙状”分布。随着工作面继续推进，“月牙状”应力集中现象逐渐消失，在工作面过煤柱中心30 m时，区段煤柱已发生破坏，“月牙状”应力集中现象消失。
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图 7 下分层工作面出遗留区段煤柱时垂直应力云图Figure 7. Vertical stress cloud map when lower stratified caving face exiting residual coal pillars根据数值计算结果，分别导出如图4（b）所示的测线1、测线2的垂直应力数据，得到下分层工作面进出区段煤柱时巷道垂直应力特征，如图8所示。可看出运输巷在距区段煤柱15 m时垂直应力达到最大值，为47.1 MPa；回风巷在距区段煤柱45 m时垂直应力达到最大值，为44.5 MPa。
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图 8 下分层工作面进出遗留区段煤柱时巷道垂直应力特征Figure 8. Vertical stress characteristics in roadway when lower stratified caving face crossing and exiting residual coal pillars根据数值计算的下分层开采应力释放区域变化情况推断围岩破坏范围，如图9所示。在250203下工作面回采期间，周期性经过上分层遗留区段煤柱时，以下分层工作面完整进入同一个区段煤柱到出该区段煤柱为一个周期。下分层工作面顶板破坏影响范围经历了由3个上分层采空区转变为2个上分层采空区，再到3个上分层采空区的周期性变化，共经历了2次进区段煤柱和2次出区段煤柱过程，随后进入下一次周期循环。下分层工作面顶板破坏影响范围为3个上分层采空区时，下分层工作面沿走向共计回采约303 m，顶板破坏范围为长285 m、宽640 m（即上分层3个采空区宽度）的矩形区域。顶板破坏影响范围为2个上分层采空区时，下分层工作面沿走向共计回采约319 m，顶板破坏范围为长285 m、宽420 m（即上分层2个采空区宽度）的矩形区域。
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图 9 下分层工作面回采期间顶板破坏范围Figure 9. Roof failure range during mining of lower stratified caving face3. 斜交工作面覆岩破断及运移特征
3.1 物理相似实验设计
为揭示下分层工作面过上分层遗留区段煤柱时的覆岩破断及运移特征，根据250203下工作面煤岩层参数，按照几何相似比1∶300建立了物理相似模型，如图10所示。
岩层模拟材料选取河砂作骨料，石膏和大白粉作胶结材料，水作混合剂，云母粉作分层材料；用粉煤灰配制材料模拟煤层。物理相似模型配比见表2。在5号煤底板铺设CL−YB−114型压力传感器，测量支承压力，在模型表面布置测点监测围岩变形量。
表 2 物理相似模型配比Table 2. Material ratios for physical similarity model岩性 配比 单位煤岩层高度所需材料质量/（kg·cm−1） 河砂 石膏 大白粉 粉煤灰 泥岩、砾岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 砂质泥岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 砾岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 泥岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 泥质粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 泥质粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 中粒砂岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 3号煤 21∶1∶2∶21 2.69 0.13 0.26 2.69 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 泥岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 粗砂岩 40∶1∶4 8.53 0.21 0.85 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 5号煤 21∶1∶2∶21 2.69 0.13 0.26 2.69 粗砂岩 35∶2∶3 8.40 0.48 0.72 — 3.2 分层开采覆岩破断及运移特征
上分层3个工作面回采结束后覆岩倾向垮落特征及覆岩位移特征分别如图11、图12所示。上分层3个工作面开采后垮落形态具有一定的相似性，均形成一个上窄下宽的梯形采空区。250205上工作面、250204上工作面、250203上工作面垮落高度分别为72，75，75 m，高度近似相同。相邻工作面间的2个区段煤柱，在覆岩垮落后区段煤柱上方存在一个高度分别为72 m和75 m、上底分别为150 m和135 m的倒梯形柱体区域。
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图 11 上分层工作面开采完成覆岩垮落特征Figure 11. Overburden collapse characteristics after mining of upper stratified caving face![]()
图 12 上分层工作面开采完成覆岩位移特征Figure 12. Overburden displacement characteristics after mining of upper stratified caving face当250203下工作面推进到不同切面（图13绿色平面）时，上方煤柱数量及其位于工作面的位置呈动态变化特征，区段煤柱位置的不同将造成下分层开采期间覆岩垮落呈现显著性差异。下分层斜交工作面与上分层遗留区段煤柱的位置关系存在以下3种情况：单区段煤柱位于工作面一侧、单区段煤柱位于工作面中部和双区段煤柱位于工作面两侧。
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图 13 下分层工作面与遗留区段煤柱的位置关系Figure 13. Positional relationship between lower stratified caving face and residual coal pillars单区段煤柱位于下分层工作面中部失稳破断情况如图14（a）所示。区段煤柱失稳后导致上覆岩层发生大面积回转下沉，两侧各发育1条纵向裂隙，从250203上、250204上采空区上方向上延伸至模型顶部。250203上、250204上采空区已垮落覆岩被重新压实，堆砌高度从72 m被压实至约60 m。
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图 14 遗留区段煤柱失稳时覆岩破断特征Figure 14. Overburden breakage characteristics during instability of residual coal pillars单区段煤柱位于下分层工作面一侧失稳破断情况如图14（b）所示。该类情况下，区段煤柱失稳影响范围及主要的纵向裂隙分布与单区段煤柱位于工作面中部时较类似。250203上、250204上采空区覆岩二次破断并垮落，分别在失稳煤柱两侧形成一个高135 m和15 m的垮落区，下分层工作面中部和上部的垮落高度超过了原上分层采空区高度。
双区段煤柱位于下分层工作面两侧失稳破断情况如图14（c）所示。该类情况下，双区段煤柱失稳的影响范围为上分层250205上、250204上和250203上共3个采空区。2个区段煤柱失稳后，覆岩垮落呈现分区现象，即高位关键层岩块破断，回转下沉后形成“砌体梁”结构，低位岩层破断则形成“悬臂梁+砌体梁”组合结构。
遗留区段煤柱失稳时覆岩位移特征如图15所示。下分层工作面开采导致区段煤柱失稳后，若单区段煤柱位于工作面中部，则在失稳煤柱两侧形成1个高60 m的“对称双拱”型垮落区，垂直位移为12.5～30 m。单区段煤柱位于工作面一侧时，下分层工作面在失稳煤柱两侧形成2个“非对称双拱”型垮落区，垂直位移为10.5～30 m。双区段煤柱位于工作面两侧时，下分层工作面在2个已失稳的区段煤柱之间形成1个“单拱”型垮落区，该区域垂直位移为15.0～30 m。
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图 15 遗留区段煤柱失稳时覆岩位移特征Figure 15. Overburden displacement characteristics during instability of residual coal pillars遗留区段煤柱失稳时工作面支承压力变化特征如图16所示。可看出工作面单区段煤柱失稳时，原支承压力峰值于区段煤柱处消失，区段煤柱两侧的支承压力升高，原区段煤柱压力向区段煤柱两侧承载区转移，工作面内底板支承压力分布呈中间低、两端高的特征；工作面双区段煤柱失稳时，原支承压力峰值在位于工作面两端头的区段煤柱处消失，原区段煤柱压力向区段煤柱两侧承载区转移，区段煤柱两侧的支承压力增大，工作面内底板支承压力分布呈中间高、两端低的特征。
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图 16 遗留区段煤柱失稳时工作面支承压力特征Figure 16. Support pressure characteristics during instability of residual coal pillars4. 斜交工作面覆岩结构演化规律
4.1 覆岩内外场划分及结构特征
为进一步分析上分层采空区遗留区段煤柱下斜交工作面覆岩结构演化规律，将下分层工作面开采空间增大而发生二次破断区域定义为内场区，因区段煤柱失稳导致高位上覆岩层破断区域定义为外场区。但工作面与区段煤柱相对位置不同时，内外场覆岩垮落形态及范围有所差异。
工作面中部单区段煤柱失稳时，下分层垮落区域高度为60～62 m，内场区由区段煤柱两侧垮落区域组成，呈“对称双拱”形态。下分层斜交工作面开采导致上分层采空区覆岩发生二次破断，顶板岩层自下而上渐次断裂、垮落失稳，形成“悬臂梁+砌体梁”组合结构，破断高度刚好为原上分层采空区垮落区高度。外场区范围呈梯形，底部宽度为上分层2个采空区宽度，纵向裂隙向上发育至模型顶部，在外场区域两侧形成高位“砌体梁”结构，如图17（a）所示。
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图 17 遗留区段煤柱下斜交工作面开采内外场划分Figure 17. Division of internal and external fields in inclined longwall mining under residual coal pillars工作面一侧单区段煤柱失稳时，内场区下分层垮落区分为2个区域，高度分别为135，15 m，垮落高度较工作面中部单区段煤柱失稳阶段增高了75 m，呈“非对称双拱”形态。由于采动空间的增大，上方“砌体梁”结构发生二次破断，垮落范围继续向上发育，破断高度到达关键层下方。外场区宽度为上分层2个采空区宽度，纵向裂隙向上发育至模型顶部，在外场区域两侧形成高位“砌体梁”结构，如图17（b）所示。
工作面两侧双区段煤柱失稳时，内场区下分层垮落区域高度为162 m，较工作面中部单区段煤柱失稳阶段增高了102 m，呈“单拱”形态，“单拱”两侧为2个已破坏的区段煤柱。上分层采空区覆岩发生二次破断，形成“悬臂梁+砌体梁”组合结构，破断高度超过了原上分层垮落区，超过区域因采动空间增大，上方关键层发生破断，导致垮落范围继续向上扩大。外场区宽度为上分层3个采空区宽度，纵向裂隙向上发育至模型顶部，在外场区域两侧形成高位“砌体梁”结构，如图17（c）所示。
4.2 覆岩内外场结构演化规律
下分层斜交工作面与遗留区段煤柱之间位置关系呈动态变化特征，根据下分层斜交工作面与遗留区段煤柱的不同位置关系，针对下分层开采垮落特征进行分析。
遗留区段煤柱位于工作面不同位置时内场覆岩垮落形态特征变化如图18所示。当区段煤柱位于下分层工作面上部区域时，垮落形态呈“非对称双拱”型，且下部区域垮落拱高于上部。当区段煤柱向工作面下部区域转移，位于工作面中部时，垮落形态呈“对称双拱”型，两拱高基本相等。当区段煤柱位于下分层工作面下部区域时，垮落形态呈“非对称双拱”型，其中上部区域垮落拱高于下部。当下分层工作面存在2个区段煤柱时，垮落形态呈“单拱”型，且垮落拱高于上述单区段煤柱垮落拱。
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图 18 煤柱位于工作面不同位置时内场覆岩垮落形态特征Figure 18. Overburden collapse characteristics of internal field with coal pillars at different positions in the working face由上分析，特厚煤层开采形成了大空间采场，扰动区内顶板结构渐次演化，形成“低位倒台阶组合悬臂梁+高位大结构砌体梁”组合结构。在单区段煤柱失稳阶段，外场宽度最大为2个采空区宽度，内场随着区段煤柱位置不同在外场梯形范围内移动，且在“双拱”和“单拱”形态之间转变；在双区段煤柱失稳阶段，外场宽度最大为3个采空区宽度，内场处于外场梯形中部，呈“单拱”形态。
覆岩结构演化过程如图19所示。在上分层开采过程中，工作面顶板结构以“悬臂梁+砌体梁”组合结构为主。在下分层斜交工作面开采过程中，区段煤柱失稳引起覆岩下沉，造成已破断的基本顶岩块回转，“砌体梁”结构在采空区内紧密排列。基本顶岩块发生二次破断后，工作面顶板“砌体梁”结构因下位空间释放垮落形成呈倒台阶形的“悬臂梁”结构，多个“悬臂梁”组合形成起主要承载作用的“拱式”结构。随着工作面不断推进，基本顶已破断岩块回转下沉，倒台阶形“悬臂梁”结构从下至上逐渐失稳，形成松散块体并垮落，最外侧“悬臂梁”结构形成更大的“拱式”结构，如图20所示。
5. 现场实测
砚北煤矿250303下工作面总共布置167台ZFY14500/25/42D型两柱掩护式放顶煤液压支架（图21），工作面下部为1—56号支架，中部为57—112号支架，上部为113—167号支架，支架中心距为1.75 m。每隔5架液压支架在立柱上安装1个KJ653−F2型矿用本安型顶板压力无线监测分站。同时，每架支架上安装1个YN60SZ型机械矿压观测表。在工作面推进期间，对监测站位置及支架工作阻力进行分析，以动态监测工作面矿压显现特征。
通过对砚北煤矿250303下工作面进行现场实测，得到2022年6月—2023年6月工作面过1个完整区段煤柱时的工作面支架工作阻力，工作面上部、中部及下部支架工作阻力平均值如图22所示。
当工作面上部、下部和中部任何一处顶板存在区段煤柱时，煤柱失稳时原煤柱内的支承压力向工作面两侧转移，且区段煤柱上方岩层为首次破断，顶板破断垮落层位较低，下方工作面支架工作阻力处于30～34 MPa之间；当顶板为采空区时，发生大量垮落顶板堆积充填现象，造成下方工作面支架工作阻力较大，处于38～42 MPa之间，现场工作面液压支架工作阻力监测结果进一步验证了液压支架工作阻力随遗留区段煤柱位置变化而变化的现象。对比物理相似模拟实验结果和2022年6月—2023年6月250303下工作面液压支架工作阻力分布特征，二者基本吻合。
6. 结论
1） 在下分层工作面推进期间，周期性经过上分层遗留区段煤柱时，以下分层工作面完整进入同一个区段煤柱到出该区段煤柱为1个周期，下分层工作面顶板破坏影响范围经历了由2个上分层采空区转变为3个上分层采空区，再到2个上分层采空区的周期性变化，共经历了2次进区段煤柱和2次出区段煤柱过程，随后进入下一次周期循环。
2） 下分层未开采时，区段煤柱垂直应力集中范围呈上下近似对称形状。工作面进出区段煤柱时煤柱垂直应力分别达45.3，46.7 MPa，较下分层未开采时分别增大了13.7%和9.9%。下分层工作面位于区段煤柱正下方时，煤柱顶板应力释放区域呈近似“月牙状”分布。
3） 上分层遗留区段煤柱下斜交工作面过煤柱开采过程中，覆岩垮落区域按破断形式和垮落高度划分为内外场区域。内场覆岩的垮落形态特征表现为“拱式”结构，即随着工作面与上覆遗留区段煤柱斜交位置变化，结构动态失稳导致内场垮落形态分别呈“非对称双拱”、“对称双拱”和“单拱”演化过程，外场覆岩垮落形态为一个近似对称的梯形结构。
4） 上分层遗留区段煤柱下斜交工作面过煤柱开采过程中，引起区段煤柱失稳及覆岩大尺度空间垮落，远距离的高位岩层破断后形成砌体梁结构，近距离的低位岩层经历了二次破断，形成“低位倒台阶组合悬臂梁+高位大结构砌体梁”组合结构，组合结构渐次演化，最后形成一个支撑上覆岩层载荷的“拱式”结构。
5） 现场监测结果表明：区段煤柱失稳时支承压力向工作面两侧转移，区段煤柱上方岩层为首次破断，下方工作面支架工作阻力处于30～34 MPa之间；当顶板为采空区时，发生大量垮落顶板堆积充填现象，造成下方工作面支架工作阻力较大，处于38～42 MPa之间。
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图 2 250203下工作面与上分层采空区位置关系
Figure 2. Positional relationship between 250203 lower caving face and upper-layer goaf
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图 3 遗留区段煤柱与下分层工作面的位置关系
Figure 3. Positional relationship between residual coal pillars and lower stratified caving face
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图 5 下分层工作面推进期间围岩垂直应力特征
Figure 5. Vertical stress characteristics of surrounding rock during advancement of lower stratified caving face
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图 6 下分层工作面进遗留区段煤柱时垂直应力云图
Figure 6. Vertical stress cloud map when lower stratified caving face crossing residual coal pillars
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图 7 下分层工作面出遗留区段煤柱时垂直应力云图
Figure 7. Vertical stress cloud map when lower stratified caving face exiting residual coal pillars
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图 8 下分层工作面进出遗留区段煤柱时巷道垂直应力特征
Figure 8. Vertical stress characteristics in roadway when lower stratified caving face crossing and exiting residual coal pillars
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图 9 下分层工作面回采期间顶板破坏范围
Figure 9. Roof failure range during mining of lower stratified caving face
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图 11 上分层工作面开采完成覆岩垮落特征
Figure 11. Overburden collapse characteristics after mining of upper stratified caving face
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图 12 上分层工作面开采完成覆岩位移特征
Figure 12. Overburden displacement characteristics after mining of upper stratified caving face
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图 13 下分层工作面与遗留区段煤柱的位置关系
Figure 13. Positional relationship between lower stratified caving face and residual coal pillars
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图 14 遗留区段煤柱失稳时覆岩破断特征
Figure 14. Overburden breakage characteristics during instability of residual coal pillars
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图 15 遗留区段煤柱失稳时覆岩位移特征
Figure 15. Overburden displacement characteristics during instability of residual coal pillars
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图 16 遗留区段煤柱失稳时工作面支承压力特征
Figure 16. Support pressure characteristics during instability of residual coal pillars
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图 17 遗留区段煤柱下斜交工作面开采内外场划分
Figure 17. Division of internal and external fields in inclined longwall mining under residual coal pillars
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图 18 煤柱位于工作面不同位置时内场覆岩垮落形态特征
Figure 18. Overburden collapse characteristics of internal field with coal pillars at different positions in the working face
表 1 煤岩物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock
岩层 厚度/m 埋深/m 密度/（kg·m−3） 体积力/（kN·m−3） 弹性模量/MPa 内摩擦角/（°） 黄土 39.50 39.50 1600 16.00 10 15 泥岩、砾岩 169.30 178.85 2220 22.20 2790 38 砂质泥岩 46.25 225.00 2220 22.20 2790 35 砾岩 8.47 233.47 2220 22.20 2790 35 粉砂质泥岩 14.77 248.24 2530 25.30 1740 28 泥岩 14.52 262.76 2530 24.20 1400 31 细砂岩 16.45 279.21 2420 26.40 4130 26 泥质粉砂岩 7.68 286.89 2640 25.30 1740 25 粉砂质泥岩 19.68 306.57 2530 25.30 1740 26 泥质粉砂岩 14.35 320.92 2530 25.30 1740 36 中粒砂岩 36.98 356.90 2530 23.60 5200 32 3号煤层 0.88 357.78 1300 13.00 800 35 细砂岩 10.43 368.21 2640 26.40 4130 35 泥岩 2.76 372.42 2420 24.20 1400 36 粗砂岩 12.14 384.56 2410 24.10 2860 25 细砂岩 13.85 398.41 2640 26.40 4130 35 粉砂质泥岩 18.75 417.16 2530 25.30 1740 35 细砂岩 37.66 454.82 2640 26.40 4130 25 粉砂岩 18.28 473.10 2530 25.30 1740 32 粉砂质泥岩 4.50 477.60 2530 25.30 1400 32 5号煤层 33.48 507.60 1300 13.00 800 35 粗砂岩 9.12 516.72 2630 23.60 2860 35 
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表 2 物理相似模型配比
Table 2 Material ratios for physical similarity model
岩性 配比 单位煤岩层高度所需材料质量/（kg·cm−1） 河砂 石膏 大白粉 粉煤灰 泥岩、砾岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 砂质泥岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 砾岩 80∶3∶7 8.53 0.32 0.75 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 泥岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 泥质粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 泥质粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 中粒砂岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 3号煤 21∶1∶2∶21 2.69 0.13 0.26 2.69 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 泥岩 45∶1∶4 8.64 0.19 0.77 — 粗砂岩 40∶1∶4 8.53 0.21 0.85 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 细砂岩 70∶3∶7 8.40 0.36 0.84 — 粉砂岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 粉砂质泥岩 40∶2∶3 8.53 0.43 0.64 — 5号煤 21∶1∶2∶21 2.69 0.13 0.26 2.69 粗砂岩 35∶2∶3 8.40 0.48 0.72 —
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[1] 马莲净,赵宝峰,曹海东. 特厚煤层分层综放开采软弱覆岩破坏规律研究[J]. 安全与环境学报,2019,19(2):474-481. MA Lianjing,ZHAO Baofeng,CAO Haidong. Probe into the failure trend of the loosely overlying strata with the fully-mechanized sub-level caving in the ultra-thick coal seam[J]. Journal of Safety and Environment,2019,19(2):474-481.
[2] 于斌,杨敬轩,刘长友,等. 大空间采场覆岩结构特征及其矿压作用机理[J]. 煤炭学报,2019,44(11):3295-3307. YU Bin,YANG Jingxuan,LIU Changyou,et al. Overburden structure and mechanism of rock pressure in large space stope[J]. Journal of China Coal Society,2019,44(11):3295-3307.
[3] 于斌,匡铁军,杨敬轩,等. 特厚煤层开采坚硬顶板覆岩结构及其演化特征分析[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):95-104. YU Bin,KUANG Tiejun,YANG Jingxuan,et al. Analysis of overburden structure and evolution characteristics of hard roof mining in extremely thick coal seam[J]. Coal Science and Technology,2023,51(1):95-104.
[4] 于斌,朱卫兵,李竹,等. 特厚煤层开采远场覆岩结构失稳机理[J]. 煤炭学报,2018,43(9):2398-2407. YU Bin,ZHU Weibing,LI Zhu,et al. Mechanism of the instability of strata structure in far field for super-thick coal seam mining[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(9):2398-2407.
[5] 窦林名,贺虎. 煤矿覆岩空间结构OX−F−T演化规律研究[J]. 岩石力学与工程学报,2012,31(3):453-460. DOI: 10.3969/j.issn.1000-6915.2012.03.003 DOU Linming,HE Hu. Study of OX-F-T spatial structure evolution of overlying strata in coal mines[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(3):453-460. DOI: 10.3969/j.issn.1000-6915.2012.03.003
[6] 侯玮,霍海鹰. “C” 型覆岩空间结构采场岩层运动规律及动压致灾机理[J]. 煤炭学报,2012,37(增刊2):269-274. HOU Wei,HUO Haiying. Stope rock movement rule of C-shaped of overlying strata spatial structure and disaster-causing mechanism of dynamic pressure[J]. Journal of China Coal Society,2012,37(S2):269-274.
[7] 侯玮,姜福兴,王存文,等. 三面采空综放采场“C” 型覆岩空间结构及其矿压控制[J]. 煤炭学报,2009,34(3):310-314. DOI: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.03.005 HOU Wei,JIANG Fuxing,WANG Cunwen,et al. Pressure control in sub-level long face surrounded by three sides mined areas of C-shaped strata spatial structure[J]. Journal of China Coal Society,2009,34(3):310-314. DOI: 10.3321/j.issn:0253-9993.2009.03.005
[8] 史红,王存文,孔令海,等. “S” 型覆岩空间结构煤柱导致冲击失稳的力学机制探讨[J]. 岩石力学与工程学报,2012,31(增刊2):3508-3513. SHI Hong,WANG Cunwen,KONG Linghai,et al. Mechanism discussion on rock bursting caused by coal pillar of S-shaped overlying multi-strata spatial structure[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2012,31(S2):3508-3513.
[9] 姜福兴. 采场覆岩空间结构观点及其应用研究[J]. 采矿与安全工程学报,2006,23(1):30-33. DOI: 10.3969/j.issn.1673-3363.2006.01.006 JIANG Fuxing. Viewpoint of spatial structures of overlying strata and its application in coal mine[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2006,23(1):30-33. DOI: 10.3969/j.issn.1673-3363.2006.01.006
[10] 姜福兴,杨淑华. 微地震监测揭示的采场围岩空间破裂形态[J]. 煤炭学报,2003,28(4):357-360. DOI: 10.3321/j.issn:0253-9993.2003.04.005 JIANG Fuxing,YANG Shuhua. Spatial fracturing progresses of surrounding rock masses in longwall face monitored by microseismic monitoring techniques[J]. Journal of China Coal Society,2003,28(4):357-360. DOI: 10.3321/j.issn:0253-9993.2003.04.005
[11] 韩红凯,史灿,许家林,等. 基于采动覆岩关键层“板−梁”结构的应力场预测模型研究[J]. 采矿与安全工程学报,2024,41(6):1190-1201. HAN Hongkai,SHI Can,XU Jialin,et al. Mining-induced stress field prediction model based on the "slab-beam" structure of overburden key strata[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2024,41(6):1190-1201.
[12] 韩红凯,王晓振,许家林,等. 覆岩关键层结构失稳后的运动特征与“再稳定” 条件研究[J]. 采矿与安全工程学报,2018,35(4):734-741. HAN Hongkai,WANG Xiaozhen,XU Jialin,et al. Study on the movement characteristics and "re-stabilization" conditions of overlying key stratum structure after losing stability[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(4):734-741.
[13] 娄金福. 采场覆岩破断与应力演化的梁拱二元结构及岩层特性影响机制[J]. 采矿与安全工程学报,2021,38(4):678-686. LOU Jinfu. Influence mechanism of beam-arch binary structure and strata characteristics on fracture and stress evolution of overlying strata in stope[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2021,38(4):678-686.
[14] 张海鹏. 综放开采覆岩结构稳定性及支架支护阻力分析——以保德煤矿为例[J]. 煤炭科学技术,2022,50(增刊1):48-53. ZHANG Haipeng. Analysis on stability of overburden structure and support resistance in fully mechanized top coal caving mining:taking Baode Coal Mine as an example[J]. Coal Science and Technology,2022,50(S1):48-53.
[15] 杨俊哲. 7.0 m大采高工作面覆岩破断及矿压显现规律研究[J]. 煤炭科学技术,2017,45(8):1-7. YANG Junzhe. Study on overlying strata breakage and strata behaviors law of 7.0 m mining height working face[J]. Coal Science and Technology,2017,45(8):1-7.
[16] 任永康,李宝富,王富林. 特厚煤层综放工作面矿压显现规律分析[J]. 工矿自动化,2011,37(4):70-73. REN Yongkang,LI Baofu,WANG Fulin. Analysis of ground behavior regularity of fully mechanized face with extra thick coal seam[J]. Industry and Mine Automation,2011,37(4):70-73.
[17] 凌志强,赵森,顿长健. 特厚煤层区段煤柱宽度变化区冲击危险性分析及防治实践[J]. 矿业安全与环保,2021,48(6):118-122. LING Zhiqiang,ZHAO Sen,DUN Changjian. The impact risk analysis and prevention practice of the coal pillar width variation area in the extra-thick coal seam[J]. Mining Safety & Environmental Protection,2021,48(6):118-122.
[18] 王高昂,朱斯陶,姜福兴,等. 倾斜综放工作面双层叠加煤柱诱冲机理及安全开采技术[J]. 采矿与安全工程学报,2023,40(1):36-47. WANG Gao'ang,ZHU Sitao,JIANG Fuxing,et al. Mechanism and safety mining technology of rock burst induced by double layer superposition coal pillar in inclined fully mechanized caving face[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2023,40(1):36-47.
[19] 窦林名,卢安良,曹晋荣,等. 双煤层不规则煤柱应力−能量演化规律及防冲技术研究[J]. 煤炭科技,2021,42(2):1-9. DOU Linming,LU Anliang,CAO Jinrong,et al. Study on stress-energy evolution law of irregular coal pillar in double coal seams and anti-scouring technology[J]. Coal Science & Technology Magazine,2021,42(2):1-9.
[20] 黄庆享,高翔宇,贺雁鹏,等. 浅埋近距离煤层工作面过末采煤柱覆岩结构及动载传递规律研究[J]. 采矿与安全工程学报,2023,40(3):517-524. HUANG Qingxiang,GAO Xiangyu,HE Yanpeng,et al. Research on strata structure and dynamic load transfer of under coal pillars of last mining section in shallow and close coal seams[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2023,40(3):517-524.
[21] 高瑞,于斌,孟祥斌. 工作面过煤柱强矿压显现机理及地面压裂控制研究[J]. 采矿与安全工程学报,2018,35(2):324-331. GAO Rui,YU Bin,MENG Xiangbin. Study on the mechanism of strong strata behavior influenced by overlying coal pillar and control technology of ground fracturing[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(2):324-331.
[22] 杨欢,郑凯歌,李彬刚,等. 工作面过上覆遗留煤柱致灾机理及超前区域防治技术研究[J]. 煤炭科学技术,2023,51(9):46-54. DOI: 10.12438/cst.2022-1373 YANG Huan,ZHENG Kaige,LI Bingang,et al. Disaster mechanism during passing of working face under overlying remnant coal pillar and advanced regional prevention technology[J]. Coal Science and Technology,2023,51(9):46-54. DOI: 10.12438/cst.2022-1373
[23] 吴文达,王天辰,柏建彪. 煤柱下综采工作面矿压特征及水力压裂切顶控制[J]. 太原理工大学学报,2023,54(4):684-691. WU Wenda,WANG Tianchen,BAI Jianbiao. Mine pressure characteristics in fully mechanized working face while mining under residual coal pillar and hydraulic fracturing roof cutting control[J]. Journal of Taiyuan University of Technology,2023,54(4):684-691.
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