第36卷第7期煤 炭 学 报Vol.36　No.7 2011年7月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYJuly　2011　 文章编号:0253-9993(2011)07-1067-08不同开采条件下采动力学行为研究谢和平1,周宏伟2,刘建锋1,高　峰2,张　茹1,薛东杰2,张　勇2(1.四川大学水利水电学院,四川成都　610065;2.中国矿业大学(北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京　100083)摘　要:通过分析3种典型开采条件下(放顶煤开采㊁无煤柱开采与保护层开采)工作面支承压力分布规律,揭示了采动影响下工作面前方煤体支承压力峰值大小及位置的采动力学特征,获得工作面前方煤体所承受的采动力学应力环境条件,据此进一步开展了不同开采条件下煤体采动力学行为的实验研究㊂通过升高轴向应力的同时降低围压的方式来模拟长壁工作面前方垂直应力和水平应力,获得了3种典型开采条件下煤体破坏全过程的采动力学行为和应力集中系数,以及不同开采条件下煤体破坏时的支承压力㊁水平应力㊁变形等的差异,同时揭示了工作面前方煤体的采动力学行为与开采条件的关系㊂关键词:开采条件;采动力学;放顶煤开采;无煤柱开采;保护层开采中图分类号:TD325 文献标志码:A收稿日期:2011-06-20 责任编辑:王婉洁 基金项目:国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2011CB201201);国家科技支撑计划资助项目(2008BAB36B07);国家自然科学基金资助项目(50674092) 作者简介:谢和平(1956 ),男,湖南双峰县人,中国工程院院士㊂E-mail:xiehp@Mining⁃induced mechanical behavior in coal seamsunder different mining layoutsXIE He⁃ping 1,ZHOU Hong⁃wei 2,LIU Jian⁃feng 1,GAO Feng 2,ZHANG Ru 1,XUE Dong⁃jie 2,ZHANG Yong 2(1.College of Hydraulic and Hydroelectric Engineering ,Sichuan Univeristy ,Chengdu 610065,China ;2.State Key Laboratory of Coal Resources and Safety Mining ,China University of Mining and Technology (Beijing ),Beijing 100083,China )Abstract :By summing up a property of the abutment pressure at long⁃wall coal face under three typical mining lay⁃outs,i.e.,top⁃coal caving,non⁃pillar mining and protected coal seam mining,some general mining⁃induced mechani⁃cal characteristics such as magnitude and location of peak stress of abutment pressure were proposed.Furthermore,a stress state of coal in the front of mining face was suggested to determine the loading and unloading parameters for a la⁃boratory study subjected to different mining layouts.The vertical stress(i.e.,an abutment pressure)and the horizontal stress of coal in the front of long⁃wall mining face were simulated by increasing the axial stress and decreasing the con⁃fining pressure simultaneously in a conventional triaxial compression test.As a result,a mining⁃induced mechanical be⁃havior such as stress⁃strain curves and peak stresses as well as the differences of vertical stress,horizontal stress anddeformation of coal samples among three typical mining layouts are obtained.Additionally,a relation between the min⁃ing⁃induce mechanical behavior of coal in the front of coal mining face and typical mining layouts is suggested.Key words :mining layout;mining⁃induced mechanics;top⁃coal caving;non⁃pillar mining;protected coal seam mining 采动力学常指由于采动引起上覆岩层大范围移动和应力重分布,特别是工作面前方煤岩体的承载应力变化㊂长期以来,采煤工作面周围尤其是工作面前方支承压力分布规律的研究一直是采矿工程学科研究的核心内容,也是工作面顶板控制和顶板管理的基础㊂事实上,在不同开采方式下,工作面前方煤岩体经历了从原岩应力㊁轴向应力(σ1-σ3)升高而围压(σ3)递减(卸载)到破坏卸荷的完整采动力学过程㊂支承压力(strata pressure)的概念提供了开采过程中煤岩体所处的采动力学环境条件,对工作面与巷道支护阻力选择㊁防止顶板冒落等发挥了重要作用㊂但如何将支承压力概念用于对应分析工作面前方煤岩单煤 炭 学 报2011年第36卷元体的真正采动引起的受力状态㊁并进一步进行针对性的理论分析和实验研究,国内外学术界尚未涉及㊂目前有关煤岩体力学的基本理论均是根据岩石力学假三轴实验(CTC Test:Conventional Triaxial Compres⁃sion Test)获得的全应力应变曲线,来分析和描述煤岩体的基本力学行为和损伤破坏过程,这仅属于煤岩体材料层面的本征力学行为,并不能代表煤岩体在采动过程中的力学行为,即采动力学行为㊂因此要研究深部开采下的煤岩体变形破坏规律和力学行为,则必须探索深部开采导致的应力状态下煤岩体单元的受力环境和条件,以便针对性地开展煤岩体的采动力学实验,使得煤岩体的实验结果能真正对应不同开采方式条件下的采动力学行为㊂因此,在煤岩假三轴实验过程中模拟和再现工作面前方煤岩体所经历的完整支承压力变化过程,不仅可更好地揭示在开采引起的采动力学条件下煤岩体的变形破坏规律,而且可以考虑不同开采条件下工作面前方煤岩体的变形破坏引起的差异和特征,并可以使实验过程更具针对性㊁实验结果更有借鉴意义和参考价值㊂在此前提下,如何根据支承压力的共性特征,在三轴实验中模拟峰值点应力大小㊁轴向和横向应力比例,就成了必须面对的关键问题㊂本文正是在这一思路下,根据深部开采所处的应力环境,提炼出无煤柱开采㊁放顶煤开采与保护层开采3种典型开采布置条件下矿山压力的个性特征,以确定三轴实验中煤岩体的峰值应力大小㊁轴向-横向应力比例等关键参数,从而在三向等压条件下,通过升高轴向应力的同时降低围压的方式来模拟铅垂应力和水平应力的变化,进一步针对性地实现3种典型开采条件下工作面前方煤岩体的采动力学行为研究㊂1　不同开采条件下支承压力规律分析长壁工作面开采将引起上覆岩层大范围移动和岩层应力重分布㊂采动过程中上覆岩层大范围移动在有限空间制约下,形成了不同形式的结构模式,产生了各种假说,其中比较著名的假说如悬臂梁假说㊁铰接岩块假说㊁预生裂隙假说等等,无疑对认识工作面矿压显现规律起到了十分重要的作用㊂钱鸣高等[1-2]提出的砌体梁模型以及关键层理论,在国内外产生了重要影响,不仅使我国的采场矿压研究在国际上占有了重要地位,而且对20世纪80年代我国全面推广综合机械化开采产生了积极而深远的影响㊂工作面周围支承压力是上覆岩层结构及动态演化过程的综合体现,与上覆岩层的分层力学性质和几何特性有关,国内外一些学者深入探讨了某些具体条件下煤层上压力的分布规律,揭示了煤层厚度㊁强度㊁及开采深度等因素对支承压力大小及分布的影响[3-7]㊂尽管支承压力分布规律各不相同,尤其是峰值大小㊁峰值点位置随开采条件的不同而变化明显,但其共性特征也十分显著,即随着工作面开采范围的增加,作用在煤壁前方的支承压力从原始应力状态开始增大,当峰值应力超过煤体强度极限后,煤体中的支承压力逐渐减小至残余应力(图1),形成了一个完整的时空演化过程㊂更大范围内,支承压力峰值大小㊁峰值位置及其时空演化过程与工作面布置㊁开采方法密切相关㊂本文从煤炭资源安全高效绿色开采角度选取了3种工作面布置或工作面回采方式,即以无煤柱开采为代表的采煤工作面采动应力叠加状态㊁以放顶煤开采为代表的单一采煤工作面采动应力状态㊁以保护层开采为代表的卸压开采采动应力状态,以此作为高效开采㊁绿色开采和安全开采模式的典型代表,来分析其支承压力分布的共性特征㊂图1　长壁工作面周围支承压力分布Fig.1　Abutment pressure distributionaround long⁃wall coal mining face1.1　无煤柱开采支承压力分布规律无煤柱开采是在开采中取消隔离采空区煤柱或在巷道与采空区之间留设小煤柱的一种采区布置方式[8-9]㊂实施无煤柱开采,使得工作面与工作面之间由于取消了煤柱,则相邻采空区的支承压力将转移到工作面前方煤岩体上(图2),产生走向支承压力与倾向支承压力的叠加,导致支承压力峰值有所增加(表1,其中f为硬度系数,全文同)㊂1.2　放顶煤开采支承压力分布规律放顶煤是厚煤层高产高效开采的最有效方式之一[13-14]㊂放顶煤开采主要采取沿煤层的底板或煤层某一厚度范围内的底部布置一个采煤工作面,利用矿山压力的作用或辅以松动爆破等方法,使顶煤破碎成散体8601第7期谢和平等:不同开采条件下采动力学行为研究后,由支架后方或上方的 放煤窗口”放出(图3a)㊂与厚煤层分层开采相比,放顶煤开采对工作面采场围岩的扰动范围大,超前支承压力峰值位置前移,且应力集中系数较高(表2)㊂图2　无煤柱开采布置及支承压力分布规律Fig.2　Layout of non⁃pillar mining and its typical abutment pressure表1　无煤柱开采支承压力参数Table 1　Abutment pressure parameters for non⁃pillar mining煤矿工作面煤层赋存条件煤层厚度/m埋深/m 倾角/(°)f 支承压力特征K 值L 1/m L 2/m山西无煤柱7.0<5004~52~32.5~3.58~10王庄矿[10]分层综采安微新集二矿[11]E18043.45005~80.8~1.22.5济宁三号煤矿[12]13016.64503~51~22.2~2.830图3　放顶煤开采布置及支承压力分布特征Fig.3　Layout of top⁃coal caving and its typical abutment pressure表2　放顶煤开采支承压力参数Table 2　Abutment pressure parameters for top⁃coal caving煤矿工作面煤层赋存条件煤层厚度/m埋深/m 倾角/(°)f支承压力特征K 值L 1/mL 2/m邹城东滩煤矿[15]43036.03700近水平1.50~2.00济宁兴隆庄矿[16]53068.00397.2~479.81~102.31.77~2.0416.5~33.348.9~80.1大同忻州窑矿[17〛8914/89167.90~8.29215~396>3.51.87~2.695.7~7.114.3~32.31.3　保护层开采支承压力分布规律保护层开采(也称解放层开采)是区域性瓦斯治理最有效的手段[18],涉及保护层与被保护层两类煤层,为消除邻近煤层的突出危险而先开采的煤层或岩层称为保护层,位于突出危险煤层上方的保护层称为上保护层,位于下方的称为下保护层,而需要保护的邻近突出煤层称为被保护层(图4)㊂煤层群开采中,作为首采层的保护层开采后上覆9601煤 炭 学 报2011年第36卷煤岩经历了一个大范围变形㊁移动㊁破坏过程,因此当开采被保护层尤其是位于保护层上部的被保护层时,工作面前方的支承压力峰值明显降低,保护层开采支承压力参数见表3㊂　图4　保护层开采布置及支承压力分布规律Fig.4　Layout of protected coal seam mining and its typical abutment pressures表3　保护层开采支承压力参数Table 3　Abutment pressure parameters for protected coal seam mining煤矿工作面煤层赋存条件煤层厚度/m 埋深/m 倾角/(°)f 支承压力特征K 值L 1/m L 2/m 新峰01010梁北矿[19](放顶煤)3.8~6.4613.1~693.111.5~12.50.168~0.2401.44~1.8012~1440.35~47.60平煤24110十矿[20](放顶煤)3.0880~103915~200.24~0.371.4~2.4新汶880华丰矿[21](长壁垮落)1.1880301.57~1.892　不同开采条件下工作面前方煤岩体应力环境初探 总结不同开采条件下沿走向支承压力分布规律发现,在采动影响下,工作面前方煤岩体经历了从原岩应力㊁轴向应力升高而围压递减(卸载)到卸载破坏的完整过程,而这才是煤岩体真正承受的采动力学应力环境和条件㊂在深部高地应力条件下,原岩处于准静水压力状态[22],因此深部工作面前方煤岩体的应力环境改变起始于准静水压力状态,随工作面的推进,煤层中的支承压力(即垂向应力)由三向等压的静水压力状态逐渐升高至峰值应力,而后伴随煤体的破坏而进入卸压状态,垂向应力逐渐降低直至煤壁处的单压残余强度状态;另一方面,水平应力则由三向等压的静水压力状态逐渐减低至0(即卸压)(图5~7)㊂目前的矿压研究大多集中在支承压力(即垂向应力)的讨论,尤其是获得了大量有关支承压力峰值点位置和大小的研究结论,对水平方向的应力探讨则相对缺乏,因此本文以近似线性的方式确定水平应力的变化规律㊂考虑到放顶煤开采对顶板扰动范围较大,相对保图5　无煤柱开采条件下工作面前方煤体应力环境Fig.5　Stress state of coal in the front of workingface for non⁃pillar mining护层开采而言,在顶板及煤层物理力学性质相似的情况下,放顶煤开采引起的支承压力分布范围大㊁峰值点位置前移,且峰值有所增加㊂而无煤柱开采由于减少了煤柱对顶板的有效支撑,导致其支承压力有所增加,其应力集中系数较放顶煤与保护层开采明显偏大㊂因此,在煤层㊁顶板属性㊁采深等条件相似的情况下,根据表1~3,将无煤柱开采的应力集中系数概化为2.5~3.0,而放顶煤布置为2.0~2.5,保护层开采为1.5~2.0,作为这3种典型开采方式导致的应力集中,即轴向应力升高的主要特征㊂图5~7分别给出了这3种开采方式下的采动力学荷载曲线㊂701第7期谢和平等:不同开采条件下采动力学行为研究图6　放顶煤开采条件下工作面前方煤体应力环境Fig.6　Stress state of coal in the front of workingface for top⁃coalcaving图7　保护层开采条件下工作面前方煤体应力环境Fig.7　Stress state of coal in the front of workingface for protected coal seam mining工作面前方煤岩体采动前为σ1=σ2=σ3=γH 的静水压力状态,假定α代表不同开采方式引起的应力集中系数,并且工作面前方煤岩体在破坏过程中的轴向应力和水平应力分别对应图5~7中括号内系数范围的最大值和最小值,从图5~7可以得到工作面前方煤岩体在破坏卸载前承受的采动力学荷载σ1=αγH(1)其中,无煤柱开采㊁放顶煤开采和保护层开采α分别取3.0㊁2.5㊁2.0;γ为容重,kN /m 3;H 为开采深度,m㊂而伴随σ1从γH 升高到αγH 的同时,σ2=σ3将对应图5~7中①点和②点采动卸荷的采动力学的水平应力可表示为①点:σ2=σ3=25σ1②点:σ2=σ3=σ15α　(α=2.0,2.5,3.0ìîíïïïï)(2) 式(1)㊁(2)表征了工作面前方煤岩体承载的采动力学应力状态,既考虑了开采方式对煤岩体发生采动力学的影响,同时也考虑开采深度对煤岩体发生的采动力学影响㊂3　不同开采条件下采动力学行为实验研究3.1　煤岩体采动力学行为的实验方案为真正模拟不同开采条件下的煤岩体采动力学行为,本实验采用假三轴(CTC 实验)加卸载方案,轴向压力模拟支承压力,而围压变化模拟水平应力,即通过升高轴向应力的同时降低围压的方式来模拟工作面煤壁前方垂直应力升高和水平应力卸载的变化㊂具体加卸载方案是根据轴向应力和围压的比值进行㊂需要说明的是,本实验仅考虑了轴压和围压的相对比值变化,并不考虑该相对比值与工作面位置的空间关系㊂根据3种典型开采条件下工作面前方煤岩体应力环境特征得到的工作面前方煤岩体破坏卸载的采动力学荷载表达式(1)㊁(2),针对3种典型不同开采方式的实验模拟过程均可分为静水压力阶段㊁第一卸载阶段和第二卸载阶段3个阶段(图8)㊂图8　CTC 实验加卸载方案示意Fig.8　Schematic view of CTC loading and unloading tests首先,假定3种典型开采方式对应煤层埋深均为1000m,以轴压和围压的相对比值为1的加载方式,模拟深部煤岩体未开采扰动前的静水压力特征,即3种不同开采方式均对应相同原岩应力状态㊂其次,针对3种不同开采方式,以轴压和围压的相对比值相同且均大于1的加载方式升高轴压和降低围压,模拟深部煤岩体受开采扰动的影响使水平应力由准静水压力状态逐渐卸载至式(2)中的①点应力值,同时开采扰动导致轴向应力升高至原岩应力的1.5倍㊂最后,针对3种不同开采方式,以轴压和围压的相对比值不同且均大于1的加载方式升高轴压和降低围压,模拟深部煤岩体受开采扰动破坏卸载的采动力学行为,当煤岩体破坏时3种不同开采方式的轴向应力和水平应力分别对应式(1)和式(2)中②点不同α对应的应力值㊂针对1000m 埋深煤岩体的上述3种典型开采方式的采动力学变化过程,图8中对应具体模拟实验步骤如下:①静水压力阶段:以3MPa /min 的加载速率施加围压压力至25MPa,即图8中OA 段;②第一卸载阶段:3种典型开采条件下,煤岩体受采动应力影响均由静水压力状态逐渐变化至轴向应力集中系数等于1.5,轴向应力(σ1-σ3)增加和横向应力(σ3)卸载之比均为2.25∶1,即图8中AB 段;③第二卸载阶段:对应应力集中系数由1.5到煤岩发生卸1701煤 炭 学 报2011年第36卷载破坏,煤岩体在无煤柱开采㊁放顶煤开采㊁保护层开采3种典型开采条件下破坏时α分别等于3.0㊁2.5㊁2.0,轴向应力(σ1-σ3)增加和横向应力(σ3)卸载之比为分别为4.75∶1㊁3.5∶1㊁2.25∶1,分别对应图8中BE段㊁BD段㊁BC段㊂3.2　煤样准备煤样取自大同煤业集团塔山矿8105工作面(煤层平均厚度18m)㊂在8105工作面煤壁处选取块度较大㊁完整性较好的煤块,煤块尺寸要求长>300mm,宽㊁高>200mm,煤块用塑料膜包裹,运输至实验室,然后加工成标准试件(ϕ50mm×100mm)㊂3.3　实验设备实验设备采用MTS815Flex Test GT岩石力学实验㊂该设备最大轴向荷载4600kN,最大围压和渗透压均为140MPa,最大孔隙压差为30MPa,温度为室温到200℃,动态振动频率达5Hz以上㊂可进行常温常压与高温高压㊁静力学与动力学㊁单轴压缩与三轴压缩全过程㊁孔隙水压与渗透水压㊁间接拉伸与直接拉伸全过程㊁纵波波速与横波波速㊁声发射测试与定位㊁三点弯曲等试验测试,是目前国际国内功能最齐备㊁技术水平最高的岩石力学试验设备之一㊂3.4　实验结果与分析根据式(1)㊁(2),按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行加载,真正实现了对煤岩体3种典型开采方式采动力学行为的实验模拟,得到不同开采方式下工作面前方煤岩体的采动力学行为(图9)与传统的(未考虑开采方式)煤岩体力学行为(图10)截然不同㊂3种典型开采方式下(图9),轴向变形㊁横向变形和体积变形均在峰值应力附近现出了较大变形平台,对应体积变形不仅出现了相对初始状态的体积压缩,还出现了破坏阶段的体积膨胀㊂然而,此前研究均未能考虑开采方式的影响,更不可能按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行加载,因而得到的煤岩体破坏力学行为(图10)的轴向变形㊁横向变形和体积变形均在峰值应力时突然下跌,对应体积变形相对初始状态始终为体积压缩,整个破坏过程未出现体积膨胀㊂考虑开采方式影响,并按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行加载,实现并得到3种典型开采方式煤岩体的采动力学行为之间也存在较大差异㊂无煤柱开采对应的采动支承压力状态高于放顶煤开采对应的采动支承压力状态,保护层开采对应支承压力最低,无煤柱开采㊁放顶煤开采㊁保护层开采对应煤岩体卸荷破坏时采动力学行为的水平压力㊁纵向与横向变形均依次递减(图9和表4);然而,其体积膨胀图9　不同开采方式下工作面前方煤体的采动力学行为(变形)特征曲线Fig.9　Mining⁃induced stress⁃strain curves of coal samples in the front of working face under three typical mininglayouts图10　传统的(未考虑采动影响,更无法考虑开采方式的影响)煤体的力学行为(变形)特征曲线Fig.10　Usual stress⁃strain curves of coal samples(not taking into account of mining⁃induced effects as wellas effects of mining layouts)变形则相反,保护层开采对应的体积膨胀变形量最大,无煤柱开采对应的结果最小(图9和表4)㊂无煤柱开采破坏时对应的支承压力㊁水平压力㊁纵向应变㊁横向应变分别较放顶煤开采提高了13.41%㊁13.20%㊁29.66%㊁18.94%;放顶煤开采破坏时对应的支撑㊁水平压力㊁纵向应变㊁横向应变分别较保护层开采提高了22.76%㊁41.29%㊁32.39%㊁7.14%;保护层开采破坏时对应的体积膨胀变形量则分别较放顶煤开采和无煤柱开采提高了136.92%和631.14%㊂按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行试验加载,得到3种典型开采方式下煤岩体卸荷破坏时对应α值分别为2.8288㊁2.4944和2.0320,与式(1)中α值及图5~7中3种开采条件下支承压力集中系数取值(无煤柱开采㊁放顶煤开采㊁保护层开采分别为2.5~3.0㊁2.0~2.5㊁1.5~ 2.0)一致,按式(1)㊁(2)实现的煤岩体采动力学行为的实验研究,可以很好地模拟煤炭工程地下开采中的无煤柱开采㊁放顶煤开采和保护层开采3种开采条件对应的煤岩体破坏全过程的采动力学行为㊂按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行加载,得到3种不同开采方式采动力学载荷条件下2701第7期谢和平等:不同开采条件下采动力学行为研究表4　不同开采方式对应应力㊁变形量和α值列表Table 4　Stress ,deformation and α⁃value for different mining layouts试件编号开采方式加载速率/(MPa㊃min -1)峰值应力σ1/MPa 峰值应力时σ3/MPa 轴向应变量/10-2横向应变量/10-2体积应变量/10-2实验对应α值1无煤柱4.7570.766.431.580.820.052.82882放顶煤3.5062.355.681.220.690.152.49443保护层2.2550.804.010.920.640.362.0320煤体的宏观破坏特征相似(图11)㊂无煤柱开采和放顶煤开采主要表现为压剪破坏特征,而保护层开采则表现为张剪破坏特征㊂图11　3种不同开采方式采动力学载荷条件下煤体破坏前后照片Fig.11　Situation of coal samples before and after tests for tree typical mining layouts考虑开采方式的影响,并按不同开采方式下的采动力学荷载对煤岩体进行加载,得到煤岩体采动力学行为与开采方式具有相关性(图12)㊂无煤柱开采㊁放顶煤开采㊁保护层开采3种不同开采方式对应的煤岩体发生破坏时的支撑应力递减,并均可用3种开采方式分别替代对应支承压力(σ1),即基于不同开采方式下的采动力学荷载实现的对煤岩体采动力学行为的实验研究,得到煤岩体破坏时对应的水平压力㊁纵向应变量㊁横向应变量及体积变形量均可由3种开采方式线性表示,对应拟合表达式的相关系数均在0.93以上(表5)㊂即:F (ε1,ε2,εV ,σ3)=kσ1+C(3)式中,ε1,ε2,εV ,σ3分别与σ1的拟合得到k ㊁C 及相关系数见表5㊂图12　3种不同开采方式采动力学荷载下煤岩体的纵横向应变㊁体积应变及围压压力与峰值应力关系Fig.12　Relations of vertical and horizontal strain,volume strain and confining pressure with peak stress of coalsamples under three typical mining layouts表5　k ㊁C 及相关性系数列表Table 5　k ,C and relativity coefficients参数k C R ε10.0327-0.76390.9891ε20.00850.19160.9352εV -0.01571.14720.9949σ30.1224-2.12430.99264　结 论(1)考虑不同开采方式下采动力学荷载的影响,3种开采条件下煤岩体的采动力学行为试验结果总体变化特征相似,但均与未考虑开采方式得到的结果截然不同㊂(2)得到3种开采方式下,煤岩体采动力学行为的差异㊂无煤柱开采㊁放顶煤开采与保护层开采对应的煤岩破坏时的支承压力依次递减;无煤柱开采对应支承压力㊁水平压力㊁纵向应变量㊁横向应变量分别较放顶煤开采提高了13.41%㊁13.20%㊁29.66%㊁18.94%,放顶煤开采则分别较保护层开采提高了22.76%㊁41.29%㊁32.39%㊁7.14%;保护层开采对应的体积膨胀变形则分别较放顶煤开采和无煤柱开采3701煤 炭 学 报2011年第36卷提高了136.92%和631.14%㊂(3)得到煤岩体采动力学行为与开采方式的关联性㊂无煤柱开采㊁放顶煤开采与保护层开采3种典型开采方式破坏时的水平压力㊁纵向应变㊁横向应变和体积应变,均可用3种开采方式线性表达,即可表示为3种开采方式对应支承压力的线性函数㊂参考文献:[1]　钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.[2]　钱鸣高,缪协兴,许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报,1996,21(3):225-230.Qian Minggao,Miao Xiexing,Xu Jialin.Theoretical study of key stra⁃tum in ground control[J].Journal of China Coal Society,1996,21(3):225-230.[3]　宋振骐,刘义学,陈孟伯,等.岩梁裂断前后的支承压力显现及其应用的探讨[J].山东矿业学院学报,1984(1):27-39.Song Zhenqi,Liu Yixue,Chen Mengbo,et al.Discussion on the man⁃ifestation of abutment pressure before and after rock beam fracture and its application[J].Shandong Mining Institute Journal,1984(1):27-39.[4]　宋振骐.实用矿山压力理论[M].徐州:中国矿业大学出版社,1988.[5]　Korpach P.Stress changes near the face of underground excavations[A].Proceedings of the International Symposium on Rock Stressand Rock Ress Measurements[C].1986:635-645.[6]　Lemon A M,Jones N L.Building solid models from boreholes anduser⁃defined cross⁃sections[J].Computers&Geosciences,2003,29(5):547-555.[7]　John G H,Hani S M.Numerical modeling of ore dilution in blastholestoping[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2007,44(5):692-703.[8]　周宏伟,刘听成.我国无煤柱护巷技术的应用[J].矿山压力与顶板管理,1993(3-4):165-169.Zhou Hongwei,Liu Tingcheng.Application of pillarless technique for protecting the roadway in China[J].Ground Pressure and Strata Control,1993(3-4):165-169.[9]　周宏伟,刘听成.煤体边缘带应力重分布研究[J].井巷地压与支护,1996(1):22-29.Zhou Hongwei,Liu Tingcheng.Study on stress redistribution in coal seam[J].Tunnel Pressure and Strata Control,1996(1):22-29.[10]　霍灵军,周荣章.王庄煤矿沿空掘巷的可行性初探[J].煤,1995,4(3):50-51.Huo Lingjun,Zhou Rongzhang.Preliminary study on feasibility ofgob⁃side entry for Wangzhuang mining[J].Coal,1995,4(3):50-51.[11]　王振军,孟　辉.中厚煤层综采工作面无煤柱回采实践[J].煤炭技术,2001,20(9):19-20.Wang Zhenjun,Meng Hui.Practice on no pillar actual mining at thecombined mining face of the middle and thick seam[J].Coal Tech⁃nology,2001,20(9):19-20.[12]　石永奎,宋振骐,王崇革.软煤层综放工作面沿空掘巷支护设计[J].岩土力学,2001,22(4):509-512.Shi Yongkui,Song Zhenqi,Wang Chongge.The supporting design ofroad driving along next goaf in soft with fully mechanized top⁃caving[J].Rock and Soil Mechanics,2001,22(4):509-512. [13]　Xie H,Zhou H W.Application of fractal theory to top coal caving[J].Chaos,Solitons and Fractals,2008,36(4):797-807. [14]　Xie H,Chen Z H,Wang J C.Three⁃dimensional numerical analysisof deformation and failure during top coal caving[J].Intional Jour⁃nal Rock Mechanics and Mining Science,1999,36(5):651-658.[15]　秦忠诚,王同旭.深井孤岛综放面支承压力分布及其在底板中的传递规律[J].岩石力学与工程学报,2004,23(7):1127-1131.Qin Zhongcheng,Wang Tongxu.Abutment pressure distribution andits transfer law in floor of deep isolated fully⁃mechanized miningfaces using sublevel caving[J].Chinese Journal Rock Mechanicsand Engineering,2004,23(7):1127-1131.[16]　黄炳香,刘长友,郑百生,等.超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究[J].岩土工程学报,2007,29(6):932-937.Huang Bingxiang,Liu Changyou,Zheng Baisheng,et al.Distribu⁃tion abutment pressures on laneway pillars for superwide isolatedfully mechanized top coal caving face[J].Chinese Journal ofGeotechnical Engineering,2007,29(6):932-937. [17]　靳钟铭,魏锦平,靳文学.放顶煤采场前支承压力分布特征[J].太原理工大学学报,2001,32(3):216-218.Jin Zhongming,Wei Jinping,Jin Wenxue.Distributive characterisicof front abutment pressure in top⁃coal caving face[J].Journal ofTaiyuan University of Technology,2001,32(3):216-218. [18]　国家安全生产监督管理总局.保护层开采技术规范[S].北京:煤炭工业出版社,2009.[19]　钟新春,刘长友,黄炳香.极软厚煤层综采面超前支撑压力的分布规律[J].黑龙江科技学院学报,2007,17(2):160-165.Zhong Xinchun,Liu Changyou,Huang Bingxiang.Abutment pres⁃sure distribution law of fully⁃mechanized face in soft,thick coalseam[J].Journal of Heilongjiang Institute of Science and technolo⁃gy,2007,17(2):160-165.[20]　王　振,胡千庭,文光才,等.采动应力场分布特征及其对煤岩瓦斯动力灾害的控制作用分析[J].煤炭学报,2011,36(4):623-627.Wang Zhen,Hu Qianting,Wen Guangcai,et al.Study on the distri⁃bution laws of mining pressure field and its control action on dy⁃namic disasters in coal mines[J].Journal of China Coal Society,2011,36(4):623-627.[21]　李希勇,陈尚本,张修峰.保护层开采防治冲击地压的应用研究[J].煤矿开采,1997(2):18-20.Li Xiyong,Chen Shangben,Zhang Xiufeng.Application study onthe prevention of mine pressure bumping for protected coal seammining[J].Coal Mining Technology,1997(2):18-20. [22]　周宏伟,谢和平,左建平.深部高地应力下岩石力学行为研究进展[J].力学进展,2005,35(1):91-99.Zhou Hongwei,Xie Heping,Zuo Jianping.Developments in resear⁃ches on mechanical behaviors of rocks under the condition of highground pressure in the depths[J].Advances in Mechanical,2005,35(1):91-99.4701。