Pressure relief mechanisms and effects of liberation seam mining in 1000-m-deep coal mines: A case study of the Huafeng coal mine in Tai’an, China
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摘要:
解放层开采是煤与瓦斯突出、冲击地压等煤矿动力灾害防治的重要措施，以山东泰安千米深井华丰煤矿2613、2412工作面为背景，采用物理模拟与数值模拟相结合的方法，围绕解放层开采卸压机理、卸压效果评价等工程科学问题开展研究，明晰解放层开采后上覆岩层运动规律及矿压变化特征，厘清被解放层采动过程中采场应力与岩层位移演化规律，进而对解放层开采卸压效果和被解放层开采可行性进行指标化评价。结果表明：(1)解放层开采过程中，上覆岩层逐渐垮落形成漏斗状、非对称的多固支梁状结构，解放层开采结束后，采场左右两端分别形成对被解放层起永久性卸压保护的类悬臂梁结构，左右保护角分别为54°、60°。(2)解放层上覆岩层划分为“永久性卸压保护区”和“采空触矸压实区”，两种应力分布区对应解放层顶板应力最大值约20、36 MPa，对应被解放层内最大应力值约29、24 MPa，被解放层受两种应力区的叠加影响。(3)解放层开采结束后，工作面两端出现应力积聚，其他区域上覆岩层整体处于卸压状态，“采空触矸压实区”的持续发育已影响到被解放层，被解放层50~100 m区域沉降量约等于采高。(4)被解放开采过程中，覆岩板裂指数f为0.5，小于临界值0.7，不具有发生强矿压动力灾害的倾向，上覆岩层扰动范围较开采前变化极小，同时结合覆岩破坏形态，可知，被解放层开采始终处于解放层卸压范围内，解放层卸压充分，被解放层开采具有可行性。
Abstract:Liberation seam mining serves as an important approach to the prevention of deep dynamic disasters such as coal and gas outbursts, as well as rock bursts. Based on the Nos. 2613 and 2412 mining faces of a 1000-m-depth coal mine in the Huafeng Coal Mine in Tai’an, Shandong, this study investigated the engineering scientific issues such as the pressure relief mechanisms and effect evaluation of liberation seam mining through physical and numerical simulations. As a result, it determined the movement law of overburden strata and the characteristics of underground pressure after the mining of the liberation seam and ascertained the evolutionary laws of the stope stress and stratum displacement during the mining of the liberated seam. Accordingly, it evaluated the pressure relief effect of the liberation seam mining and the feasibility of the liberation seam mining based on various indices. The results are as follows: (1) During the mining of the liberation seam, the overburden strata gradually collapsed, forming a funnel-shaped, asymmetric multi-end fixed beam structure. After the liberation seam mining, quasi-cantilever beam structures, which provided permanent pressure relief protection for the liberated seam, were formed at the left and right ends of the stope, with left and right protection angles of 54° and 66°, respectively; (2) The overburden strata of the liberation seam can be divided into the protection zone of permanent pressure relief and the compaction zone of gangue in the goaf. Corresponding to the protection zone and the compaction zone, the maximum stress on the roof the of liberated seam was about 20 MPa and 36 MPa, respectively, and the maximum stress within the liberated seam was approximately 29 MPa and 24 MPa, respectively. The liberated seam was subjected to the combined effects of the two stress zones; (3) After the mining of the liberation seam, stress accumulated at both ends of its mining face, and the overburden strata in other zones were in the pressure relief state. The continuous propagation of the compaction zone affected the liberated seam, whose subsidence at distances of 50-100 m from the liberation seam roughly equaled the mining height; (4) During the mining of the liberated seam, the overburden rock showed a palling index (f) of 0.5, which was less than the critical value 0.7, indicating that the dynamic disaster of high underground pressure was unlikely to happen in the liberated seam. Moreover, the overburden strata’s disturbance range varied slightly compared to that before mining. In combination with the failure morphology of the overburden strata, it can be concluded that the liberated seam was always within the pressure relief range during its mining. Therefore, due to the sufficient pressure relief of the liberation seam, the mining of the liberated seam is feasible.
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长期大规模开采导致浅部煤炭资源逐渐枯竭，深部开采已然成为我国煤炭资源开发的现状和未来趋势[1-3]，其所面临的煤与瓦斯突出、冲击地压等诱发的复合动力灾害更加严重与复杂，我国山西、陕西、河南、山东等先进煤炭产能基地现均已出现了此类困扰[4-6]。
目前，针对深部矿井复合动力灾害的防治思路及措施有2种，一种是以卸压爆破法[7-8]、煤层注水法[9-10]、大直径钻孔卸压法[11-12]、顶板定向水力致裂法[13-14]、高压水射流煤层割缝法[15-16]、液态CO2致裂防治法[17-18]等为代表的主动解危防治措施，由于只能对采场空间进行局部改造，强矿压问题的解决在时间空间上具有局限性[19]。另一种是以解放层开采为代表的源头防治措施，可实现采场强矿压的大范围卸压，具有区域性、超前性和主动性的优点[20-21]，已在深部矿井强矿压治理中得到了广泛应用[22]。
为实现对深部矿井强矿压的科学防控，前人对解放层开采的卸压机理和效果进行了一系列研究，如，解放层开采影响因素[23]、有效卸压范围的界定[24-27]、被解放层内应力与变形的分布规律[28-32]等，这为强矿压煤层的安全开采提供了有效的技术指导。事实上，解放层的提前开采，可释放高位岩层弹性能，改善被解放层开采中能量积聚与释放的空间分布状况[33]。因此，有学者提出在无合适解放层可选取时，可将软岩作为解放层开采的强矿压治理方案[34]。
然而在实际工程中，解放层开采后上覆岩层并非完全处于卸压状态，根据采场应力变形分布特征科学合理布置被解放层工作面，对被解放层的全卸压开采至关重要。为此，部分学者基于解放层开采机理，对被解放层内的应力分区[26-27,35-36]、变形分区[37]等进行了具体研究，准确划定了被解放层内的卸压区、应力集中区及原岩应力区等区域的分布范围。以此为基础，结合现场实测得到的卸压区域范围，进一步对工作面长度和推进速度等进行优化设计，实现被解放煤层的全卸压开采[38]。
以上问题的研究已经非常丰富，但千米采深煤岩层倾斜赋存条件下的解放层开采卸压机理却鲜有提及。笔者以千米深井华丰煤矿2613工作面(解放层)、2412工作面(被解放层)为研究对象，采用物理模拟与数值模拟相结合的方法，先后探索了解放层开采卸压机理、被解放层应力场分布演化特征，进而对被解放层的开采可行性进行了定量分析与评价。研究成果可为类似条件矿井的安全高效开采提供科学指导。
1 工程概况
华丰煤矿主采的4号、6号煤层，埋深超1 100 m，平均厚度分别为6.4、1.5 m，两煤层平均法向距离40 m，相对层间距达26.67 m；煤岩层为单一倾伏向斜构造，倾角32°~38°，采用上行开采。受强矿压影响，该矿自建井生产，巷道累计破坏超过2 km，断面收缩率达到了75%，累计工作面破坏长度约400 m，单体液压支柱共破坏超过500根，铰接顶梁600余根。
由于4号煤层鉴定具有弱冲击倾向性，冲击危险性等级为中等；6号煤层鉴定具有弱冲击倾向性，冲击危险性等级为弱级；6号煤层顶板属于无冲击倾向岩层。为有效防治强矿压，同时提高煤炭资源采出率，该矿自2001年起应用“采六保四”的解放层开采技术。随着煤层工作面不断向深部延伸，强矿压显现也越来越突出，为更加科学合理地防治矿井强矿压，有必要对解放层开采时上覆煤岩层的结构及矿压演化规律进行深入分析研究。
本文研究对象2613、2412工作面位于矿井−1 100 m水平二采下山区，其中2613工作面走向长度1 740 m，倾斜长度150 m，倾角33°~36°(平均34°)；2412工作面走向长度1 800 m，倾斜长度160 m，倾角30°~34°(平均32°)。两煤层间存在多层坚硬砂岩，工作面综合柱状图如图1所示。
2 解放层开采覆岩运动规律物理模拟
2.1 试验方法
为揭示解放层开采扰动下上覆岩层的运动规律及裂隙发育特征，首先开展物理模拟试验。试验采用KD-01平面应变模拟实验台，该实验台可在外部施加垂直方向载荷。模型尺寸长×宽×高为2.50 m×0.30 m×1.86 m，共由16个煤岩层组成(表1)，模型几何比为100∶1，应力比为170∶1，模型上部施加的载荷约0.145 MPa，相似材料由砂子、碳酸钙、石膏按一定比例配比制作[39]。岩层力学参数及模拟参数见表1，试验模型如图2a、图2b所示。
表 1 岩层力学参数及模拟参数Table 1. Mechanical parameters and simulation parameter of the strata岩性 埋深/m 厚度/m 模拟厚度/cm 抗压强度/MPa 模拟强度/kPa 备注 中砂岩 1014.45 30.00 30 66.00 388.24 粉砂岩 1024.45 10.00 10 37.76 222.12 1号煤层 1025.45 1.00 1 15.80 93.00 粉砂岩 1039.45 14.00 14 37.76 222.12 中砂岩 1050.45 11.00 11 66.00 388.24 细砂岩 1059.95 9.50 9.5 73.40 431.76 细(粉)砂岩 粉砂岩 1062.45 2.50 2.5 37.76 222.12 4号煤层 1068.45 6.00 6 15.80 93.00 粉砂岩 1070.45 2.00 2 37.76 222.12 中(粉)砂岩 中砂岩 1092.45 22.00 22 66.00 388.24 粉砂岩 1105.45 13.00 13 37.76 222.12 粉(中)砂岩 中砂岩 1106.95 1.50 1.5 66.00 388.24 粉砂岩 1108.85 1.90 1.9 37.76 222.12 6号煤层 1110.00 1.15 1.15 15.80 93.00 粉砂岩 1127.00 17.00 17 37.76 222.12 底基岩 粉砂岩 1157.00 30.00 30 37.76 222.12 物理模拟试验模型6号煤层的开挖高度为1.5 m，试验开采速度为20 cm/h，即每15 min开挖1次，开挖长度5 cm。6号煤层两边各留25 cm的保护煤柱，从模型左侧开始对6号煤层模拟开挖200 m。为准确测得各岩层真实位移数据，采用高清数码相机实时捕捉煤层开采后的岩层运动状态，后续采用VIC-2D软件分析得到各岩层位移信息(图2c)。
为准确测量岩层应力分布状况，在模型内部6号煤层顶板和4号煤各布置1组(5个)压力盒(图2a)，编号为1—5、6—10。试验采用振弦式压力盒，其灵敏度为0.004%，工作温度区间为−20~70℃，使用TS2890测量仪通过半桥连接法采集信息(图2d)。
2.2 试验结果
1) 解放层开采覆岩裂隙发育规律
随着6号煤层工作面的开采推进，上覆各岩层裂隙持续发育分别经历了：直接顶悬顶离层(图3a)、直接顶弯曲下沉(图3b)、直接顶垮落触矸(图3c)、覆岩非对称结构形成(图3d)、低位裂隙闭合及高位离层(图3e)、被解放层弯曲下沉(图3f)，具体如下。
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图 3 解放层开采覆岩结构演化Figure 3. Evolution of overburden strata’ structure during the liberation seam mining如图3a、图3b所示，在采位55~60 m区域，工作面直接顶裂隙发育并逐渐开始出现离层，采位到达60 m时，直接顶弯曲下沉触矸，形成一个长约60 m两端固支约束的梁结构。如图3b、图3c所示，在采位60~85 m区域，上覆低位岩层离层并形成裂隙带，采位到达85 m时，基本顶离层达到最大值，高约1 m，长约70 m。如图3c、图3d所示，在采位85~125 m区域，上覆低位岩层裂隙带持续发育并发生群体离层，离层带逐渐向高位岩层扩张，整体岩层垮落形成一个漏斗状、非对称、中间位移最大的多固支梁状结构。如图3d、图3e所示，在采位125~160 m区域，上覆岩层裂隙带持续向高位岩层发育，4号煤层底板出现长约55 m裂隙，而低位岩层间的离层量逐渐减小并趋于闭合，6号煤层直接顶与采空区触矸压实，且范围逐步扩大。如图3e、图3f所示，在采位160~200 m区域，低位岩层裂隙带趋于完全闭合，受6号煤层直接顶与采空区触矸压实范围扩大影响，工作面临近开采完毕时直接顶破断形成砌体梁结构，出现了一条贯穿直接顶、基本顶的长约10 m的纵向裂隙。如图3f所示，工作面开采完毕后，4号煤层中部有明显弯曲沉降现象，6号煤层左右两端分别形成一个裂隙带未完全闭合的类悬臂梁结构，保护角分别为54°(左)和60°(右)，该保护角分布规律与矿井类似相关试验研究的结果相吻合[40]。
2) 解放层开采覆岩位移变化规律
基于DIC软件VIC-2D分析，可以得到上覆各岩层位移变化规律。图4展示了解放层开采各阶段采场覆岩位移变化趋势，红色代表该区域的位移变化较小，紫色则代表该区域的位移变化较大，结合覆岩裂隙发育与运移规律(图3)，可以看到，工作面开采初期，顶板位移量变化较小；开采到60 m时，顶板开始出现离层现象；开采到125 m时，上覆岩层整体下沉，呈现非对称、中间位移最大的分布状态；开采到125~160 m时，4号煤层乃至4号煤层上方岩层下沉明显，同时6号煤层上部低位岩层层间距逐渐减小并趋于闭合；开采结束时，工作面上覆岩层整体出现下沉，这表明6号煤层采空触矸区形成，而两端形成位移相对较小的卸压保护区域。上覆岩层位移变化规律，与宏观裂隙发育观测结果基本吻合。
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图 4 解放层开采覆岩位移变化趋势Figure 4. Displacement of overburden strata during the mining of the liberation seam3) 覆岩应力分布
图5为解放层开采过程中6号煤层工作面顶板应力变化曲线，可以看到，工作面推进前120 m，6号煤层顶板内应力约等于原岩应力(20 MPa)，变化幅度较小。开采推进到120~200 m时，6号煤层顶板内的应力变化较大，压实区域应力最大值约36 MPa，卸压区域应力减小到约4 MPa，工作面左边区域比右边区域的卸压效果更明显。
图6为对应的被解放层4号煤层顶板应力变化曲线，受采动影响，上覆岩层裂隙带持续向高位岩层扩展，这导致4号煤层顶板内的应力开始逐渐出现变化，应力分布先减小后增大再减小，其中压实区域应力最大值约24 MPa，最小值约13 MPa，而卸压区域应力则增大到29 MPa，这表明被解放层同时受解放层顶板“永久性卸压保护区”和“采空触矸压实区”的叠加影响。
图7为解放层6号煤层顶板应力集中系数条形图，图8为被解放层4号煤层应力集中系数条形图。可以看出，随着工作面的持续开挖，解放层顶板应力集中系数与被解放层应力集中系数的变化越明显，其中解放层开采结束后在工作面中部的顶板应力集中系数最大，约1.8；而被解放层的应力集中系数从左到右呈现先减小后增大再减小的变化趋势，但总体小于1.5，这也从侧面说明了解放层开采卸压的有效性。
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图 7 解放层6号煤层顶板应力集中系数Figure 7. Stress concentration coefficient of the roof of the liberation seam No.6![]()
图 8 被解放层4号煤层应力集中系数Figure 8. Stress concentration coefficient of the liberated seam No.4根据解放层与被解放层的顶板应力分布变化状况，将解放层顶板划分为“永久性卸压保护区(低应力区)”和“采空触矸压实区(高应力区)”，分布区间分别为65~105 m、105~180 m。应力分布区间的准确划定，可为后期4号煤层工作面布置的确定提供重要依据，从而降低4号煤层开采期间的强矿压显现。
3 解放层倾向布置开采卸压效果
物理模拟研究了煤层工作面沿走向开采过程中，上覆岩层的结构及矿压演化规律，探索了卸压保护区、采空触矸压实区、保护角等关键问题。另一方面，华丰矿区煤层赋存倾角约30°，因此，分析煤层倾斜布置开采时的岩层移动与矿压演化规律是系统揭示千米强矿压深井解放层开采卸压机理必须研究的问题，这里采用数值计算方法，对煤岩层倾斜布置时的解放层开采卸压效果进行分析。
3.1 模型建立
如图9所示，模型设计6号煤层倾斜布置，对6号煤层的各个工作面依次进行顺序开挖。根据井田实际工况，先布置两个切眼作为上、下平巷，以地表为x轴，以下平巷与地表垂线为y轴，可得下平巷坐标(0，−1250)，上平巷坐标(265，−1095)，设置6个开挖步骤：50、100、150、200、250、300 m。该数值模拟采用的是边界元计算方法。该方法以定义在边界上的边界积分方程为控制方程，通过对边界分元插值离散，且利用微分算子的解析基本解作为边界积分方程的核函数，有解析与数值相结合的特点，具有较高的精度，本文根据煤岩层埋深条件设置模型应力条件，通过模型内的开挖面控制边界条件，进而获得以开挖面为核心的域内解。图9中，4号煤层代表2412工作面所在煤岩层，6号煤层代表2613工作面所在煤岩层。
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图 9 倾向布置开采数值计算模型Figure 9. Numerical calculation model of mining of inclined coal seams3.2 结果分析
1) 覆岩应力场演化规律
在实际工程中，第一主应力是矿山压力中最为关键的指标，故本文重点分析6号煤层开采过程中采场第一主应力变化情况。
如图10所示，6号煤层未开采前，采场只在切眼处有应力集中现象，其余位置处于原岩应力状态。开采50 m时，切眼和工作面前方出现应力积聚，此时低位岩层形成裂隙带，裂隙带局部压力有所减小。6号煤层开采到100~200 m区域，工作面前方应力持续积聚，随着直接顶下沉形成触矸压实区，顶板上方应力有所增大。6号煤层开采到200~300 m区域，触矸压实区进一步增大，整个工作面受卸压区与压实区共同影响，沿开采方向顶板的应力变化规律为：减小—增大—减小。对比6号煤层开采前后应力场可知，除切眼及顶板上方触矸压实区，整体覆岩处于卸压状态。
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图 10 解放层开采覆岩第一主应力云图Figure 10. The first principal stress nephogram during the mining of the liberation seam2) 被解放层内应力及位移变化规律
根据物理模拟试验得到的6号煤层开采保护角、卸压区影响范围以及6号煤层与4号煤层之间的法向距离，确定4号煤层工作面位于6号煤层上方中部位置，模拟开挖长度为150 m，对4号煤层内的位移和应力分别进行分析。由图11可知，随着6号煤层的开采，4号煤层沉降量逐步增大，这与物理模型试验几乎一致。6号煤层开采完毕后，4号煤层内50~100 m区域，位移持续保持在最大值附近，沉降量约等于采高。这说明“采空触矸压实区”的持续发育已影响到4号煤层，故，若在此处布置4号煤层上平巷需加强支护强度。由图12可知，在6号煤层开采前100 m，4号煤层内的应力变化很小，远场应力约等于地应力，4号煤层基本不受6号煤层影响。随着6号煤层持续推进，4号煤层受解放层开采的影响持续扩大，4号煤层内与6号煤层开采位置所对应的区域存在应力积聚。6号煤层开采完毕后，整个4号煤层60~100 m区域处于卸压状态，该区域内第一主应力值约10 MPa。
4 被解放层安全开采可行性评价
为研究6号煤层开采卸压效果，在第3章解放层开采数值模型开挖的基础上，对被解放层进行模拟开挖。分析4号煤层开采过程中的采场应力与位移变化规律，评价其安全开采可行性。4号煤层开挖总长度为150 m，布置在6号煤层上方中部位置，分6个开挖步骤完成，分别是25、50、75、100、125、150 m。
4.1 采场应力演化
对4号煤层开采过程中的采场第一主应力进行分析，如图13所示。结果表明，4号煤层开采时切眼处和采场前方均有应力集中现象，但均远小于解放层开采时相同位置处的应力值，即被解放层开采范围处于卸压区域内。
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图 13 被解放层开采第一主应力云图Figure 13. The first principal stress nephogram of the liberated seam通过覆岩应力场，计算采场板裂程度，从而得出解放层开采发生强矿压动力灾害的可能性，采场板裂准则(Spalling Criterion)计算公式[41-42]如下：
$$ f = \frac{{{\sigma _1} - {\sigma _3}}}{\sigma_{\rm{c}} } $$ (1) 式中：σ1为第一主应力；σ3为第三主应力；
$\sigma_{\rm{c}} $ 为单轴抗压强度；f为板裂指数，大于0.4意味着煤岩体内部开始发生破裂损伤，大于0.7意味着具有强矿压动力灾害倾向[41-42]。图14为被解放层开采Spalling Criterion云图，由图可知，被解放层模拟开采0到125 m过程中，下平巷处的f值要略大于周围岩层，但是仍然比0.7要小，说明解放层开采完成后采场卸压效果较好，被解放层处于永久性卸压区内，周围岩层发生强矿压动力灾害可能性很小。被解放层开采完毕后(图14f)，随着岩层与岩层之间相对运动趋于稳定，f在上平巷、下平巷的积聚效应消失，被解放层上覆岩层的f值小于0.5，发生强矿压动力灾害的可能性较小。
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图 14 被解放层开采过程中覆岩板裂指数变化云图Figure 14. Nephogram of overburden rocks’ spalling index during the mining of the liberated seam4.2 扰动范围
被解放层的开采，会在解放层开采的基础上造成覆岩的“二次扰动”，其范围可以在一定程度反映解放层开采的卸压效果。即，如果被解放层开采的“二次扰动”范围较解放层开采扰动没有较大变化，则说明解放层开采卸压效果较为充分，反之亦然。基于此，本文引入强度因子(Strength Factor)对采场扰动范围进行分析。Strength Factor是采场内各点岩层强度与扰动应力的比值。当Strength Factor大于1时，说明岩层受扰程度较小；当Strength Factor小于1时，说明岩层受扰程度较大。
如图15所示，通过Strength Factor云图可以看出，解放层开采结束后，距解放层法向130.8 m(被解放层法向90.8 m)范围内的岩层，Strength Factor值小于1，受扰动程度较大；被解放层开采结束后，受扰动影响较大的岩层距解放层法向140.3 m(被解放层法向93.9 m)。被解放层开采对上覆岩层影响范围较解放层开采仅增加了约9.5 m。
结合上述得出的解放层与被解放层开采扰动岩层范围，选取分析上覆距解放层法向150 m处岩层的位移变化。如图16所示，被解放层开采过程中，上覆距解放层150 m处岩层的最大沉降量仅仅不到0.6 m。由此可见，被解放层开采过程中的“二次扰动”范围和扰动程度均不显著，解放层开采卸压充分。
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图 16 被解放层开采过程中上覆岩层位移Figure 16. The displacement of the overburden strata during the mining of the liberated seam4.3 采场破坏形态
覆岩破坏形态反映了采场应力的重新分布，可用于解放层开采卸压机理解释与卸压效果评价。为分析采场覆岩破坏形态，引入了Angelier应力比指标[43-44]如下式：
$$ \phi = \frac{{{\sigma _2} - {\sigma _3}}}{{{\sigma _1} - {\sigma _3}}} $$ (2) 式中：
$\phi $ 为应力比指标；σ2为第二主应力。Angelier应力比介于0~1，可用于描述主应力值分布的对称性。对于任何给定的平面，该指标控制剪应力方向，可用于判定岩层破断的失效模式。
如图17所示，解放层开采结束后，其两端的永久性卸压保护区发生的是剪切破坏(X)，中间顶板压实区域发生的是拉压破坏(I)。被解放层开采的前50 m，只受解放层卸压区域影响，周围岩层发生剪切破坏；随着被解放层持续推进，在50~125 m进入解放层触矸压实区域，周围岩层开始出现拉压破坏；在开采将近结束时，被解放层受到右端解放层卸压区域影响，又出现了新的剪切破坏。这一结果与本文第2、第3章得出的解放层开采卸压机理及采场应力分布情况一致，更为重要的是，被解放的开采始终处于解放层开采扰动造成的破坏区域内，这也意味着被解放层的开采，始终处于解放层开采的卸压范围内，再次验证了解放层开采卸压效果良好，被解放层开采具有较高可行性。
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图 17 被解放层开采过程中覆岩Angelier应力比云图Figure 17. The Angelier stress ratio nephograms of the overburden rocks during the mining of the liberated seam5 结 论
a. 厘清了千米深井解放层开采卸压机理。随解放层开采，岩层裂隙与离层从低位岩层向高位岩层发育，上覆岩层垮落后形成漏斗状、非对称的多固支梁状结构；解放层开采结束后，左右两端形成裂隙带未完全闭合的类悬臂梁结构，该结构对被解放层起永久性卸压保护。
b. 揭示了被解放层内的应力场演化特征。根据解放层开采顶板应力变化特征，将解放层顶板划分为2个区域，即“永久性卸压保护区”和“采空触矸压实区”，通过应力场分析，可以推断，被解放层内应力受上述2个区域的叠加影响。
c. 评价了被解放层开采的可行性。解放层开采后，除工作面两端，其他区域上覆岩层卸压充分；被解放开采过程中，无发生强矿压灾害倾向，上覆岩层受扰动范围较解放层开采结束几乎无变化；由覆岩破坏形态可知，被解放层开采过程中始终处于解放层卸压范围内。
d. 根据实际工程，讨论了千米深井解放层开采的卸压机理、效果及卸压分区等，评价了被解放层开采的可行性。考虑大规模采场，分析多工作面采动下矿压显现规律，确定多工作面协同开采方案，是接续研究重点，可为强矿压防控和煤炭资源高效回收提供科技支撑。
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图 3 解放层开采覆岩结构演化
Fig. 3 Evolution of overburden strata’ structure during the liberation seam mining
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图 4 解放层开采覆岩位移变化趋势
Fig. 4 Displacement of overburden strata during the mining of the liberation seam
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图 7 解放层6号煤层顶板应力集中系数
Fig. 7 Stress concentration coefficient of the roof of the liberation seam No.6
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图 10 解放层开采覆岩第一主应力云图
Fig. 10 The first principal stress nephogram during the mining of the liberation seam
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图 14 被解放层开采过程中覆岩板裂指数变化云图
Fig. 14 Nephogram of overburden rocks’ spalling index during the mining of the liberated seam
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图 16 被解放层开采过程中上覆岩层位移
Fig. 16 The displacement of the overburden strata during the mining of the liberated seam
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图 17 被解放层开采过程中覆岩Angelier应力比云图
Fig. 17 The Angelier stress ratio nephograms of the overburden rocks during the mining of the liberated seam
表 1 岩层力学参数及模拟参数
Table 1 Mechanical parameters and simulation parameter of the strata
岩性 埋深/m 厚度/m 模拟厚度/cm 抗压强度/MPa 模拟强度/kPa 备注 中砂岩 1014.45 30.00 30 66.00 388.24 粉砂岩 1024.45 10.00 10 37.76 222.12 1号煤层 1025.45 1.00 1 15.80 93.00 粉砂岩 1039.45 14.00 14 37.76 222.12 中砂岩 1050.45 11.00 11 66.00 388.24 细砂岩 1059.95 9.50 9.5 73.40 431.76 细(粉)砂岩 粉砂岩 1062.45 2.50 2.5 37.76 222.12 4号煤层 1068.45 6.00 6 15.80 93.00 粉砂岩 1070.45 2.00 2 37.76 222.12 中(粉)砂岩 中砂岩 1092.45 22.00 22 66.00 388.24 粉砂岩 1105.45 13.00 13 37.76 222.12 粉(中)砂岩 中砂岩 1106.95 1.50 1.5 66.00 388.24 粉砂岩 1108.85 1.90 1.9 37.76 222.12 6号煤层 1110.00 1.15 1.15 15.80 93.00 粉砂岩 1127.00 17.00 17 37.76 222.12 底基岩 粉砂岩 1157.00 30.00 30 37.76 222.12 
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