基于裂隙发育规律的多重采空区危险范围研究.pdf

为准确划分浅埋深煤层群多重采空区煤自燃危险范围，从而采取有效防治措施，基于多孔介质渗流方程和氧气体积分数平衡方程，利用颗粒流离散元软件PFC建立数学模型，进行重复开采影响下裂隙通道发育规律研究。结果表明：采空区内侧2 0 m区域内，裂隙数量占比7 8%；采空区上方大孔隙率区域沿回采方向持续移动，细长特征得以保持，回采线、采空区后方及上方孔隙率较大。根据计算结果和工作面回采程序，12 0 3 工作面采空区危险范围划分为严重漏风危险区、一般漏风危险区、弱漏风危险区和难漏风危险区关键词：裂隙发育；数学模型；多重采空区；孔隙率；自燃危险中图分类号：TD75+2.2文献标志码：B文章编号：10 0 3-4 9 6 X(2023)08-0058-07Division method of coal spontaneous combustion zone in multi-layer goafs based onfracturedevelopment lawGU Baoze,LI Mingxing,LEI Xiaorong,QIU Shaojiel,ZHAO Qiankun?(1.Wuhai Energy Co.,Ltd.,CHN Energy Investment Group Co.,Ltd.,Wuhai 016000,China;2.China Coal Technology andEngineering Group Xian Research Institute,Xian 710077,China;3.China Coal Technology and Engineering GroupShengyang Research Institute,Fushun 113122,China)Abstract:In order to accurately divide the risk range of coal spontaneous combustion in multiple goafs of shallow buried deepcoal seam group and take effective prevention and control measures,based on the porous medium seepage equation and oxygenvolume fraction equilibrium equation,the mathematical model is established by using particle flow discrete element software PFC,and the development law of fracture channel under the influence of repeated mining is studied.The results show that 78%of thefloor cracks are distributed in the range of 20 m of the boundary of mined-out area.The porosity distribution in the upper part ofthe mining space continues to expand with the advance of the working face,and maintains a slender shape.The areas with largeporosity are still distributed above,behind and near the working face.According to the calculation results and the mining process,the danger range of the goaf area of the 1203 working surface is divided into serious air leakage danger area,general air leakagedanger area,weak air leakage danger area and difficult air leakage danger area.Key words:fracture development;mathematical model;shallow coal seam group;multi-layer goafs;porosity;spontaneous combus-tion hazard采空区自燃危险范围的精确划分是进行防灭火工作的基础，目前主要根据氧气体积分数将采空区划分为3 个区域（散热带、氧化带和室息带)1-4)。浅埋深煤层群开采后，由于开采破坏和原岩应力重新分布的影响，上下煤层之间的煤和岩石会受到压力和剪切破坏，形成裂隙发育的塑性破坏带。下层煤收稿日期:2 0 2 2-0 7-2 9责任编辑：陈洋作者简介：谷保泽（19 6 6 一），男，北京人，高级工程师，学士，从事矿山生产技术及管理方面的工作。E-mail：10 7 7 19 5 1 c h n e n e r g y.c o m.c n59Safety in Coal MinesAug.20232023年8 月煤砺发全No.8Vol.54第8 期第5 4 卷在生产过程中，煤岩体的裂隙成为良好的漏风通道,增加了开采层煤自燃的风险 5 。谭允祯等 6 提出了采煤工作面上覆岩层采动裂隙分布的“0 型圈概念，打破了传统的自燃“三带”划分理论，此后不断有学者针对煤岩裂隙演化特征 7-12 、围岩应力变化规律进行研究 13-15 。然而，上述开采影响下裂隙发育的研究主要用于优化瓦斯抽采孔布置，提高瓦斯抽采效率，重复开采影响下裂隙漏风对采空区煤自燃影响的研究较少 16-19 。为此,基于多孔介质渗流方程和氧气平衡方程，以五虎山煤矿12 0 3 工作面为实验对象构建数学模型，对重复开采影响下多层采空区裂隙发育规律进行研究，并在此基础上进行采空区自燃危险范围划分，为采空区煤自燃防治提供理论依据。1模型建立及实验因五虎山煤矿大部分为近水平开采，煤层采用水平方式构建。根据五虎山煤矿矿井地质资料，12 0 3工作面顶板为砂质泥岩，底板为细粒砂岩，岩层物理力学性质参数见表1。表1岩层物理力学性质参数Table 1Technical parameters of rock mass弹性抗拉强黏聚力/内摩擦层号岩性泊松比模量度/MPaMPa角/（）J11粉砂岩0.2489.154.6611.0536.00J10风积砂0.2318.104.6611.0536.00J9沙砾石0.1417.251.366.3238.80J8中粒砂岩0.1417.251.366.3238.80J7粉砂岩0.177.383.065.7738.80J6中粒砂岩0.157.091.366.3235.40J5中粒砂岩0.276.862.584.3542.60J4砂质泥岩0.1815.362.584.3534.30J3煤层0.157.251.607.6036.40J2细粒砂岩0.1815.361.332.4235.00J1粉砂岩0.157.251.466.4235.40通过PFC3D构建12 0 3 工作面模型，模型各向长度均为2 0 0 m。颗粒大小设置为0.5 0.7 m，工作面两侧留设2 0 m煤柱，采空区每次范围变动设置为40m，待颗粒不再发生任何运动时再进行下一次采空区范围调整，实验共对采空区范围进行4 次调整。PFC3D模拟结果图如图1。2浅埋深煤层采动裂隙发育过程分析2.1煤层底板裂隙发育过程分析2.1.1裂隙变化原因当采空区范围不断变化时，围岩受力状态也随（a）工作面推进6 0 m（b）工作面推进10 0 m（c）工作面推进14 0 m（d）工作面推进18 0 m图1PFC3D模拟结果图Fig.1Simulation results of PFC3D之发生改变，围岩裂隙持续产生且在各个方向上发育，岩层离层，上部围岩逐渐下沉弯曲。此外，因煤柱受应力影响，裂隙在12 0 3 工作面底板也会发育，并且随着采空区范围的变化不断延伸，使下部围岩的完整性被破坏，致使下层煤回采时必须考虑上部采空区破坏。1203工作面直接顶垮落现象发生在采空区长度达到6 0 m时，分析认为采空区形成后，工作面四周形成的支承压力将向煤层底板进行传递，尤其工作面两侧支承压力的传递，不断破坏工作面底板，在围岩压力和集中应力的综合影响下，虽然裂隙尚未发育至底板深部，但底板表面裂隙已经发育到一定程度，统计表明此时裂隙个数为4 2 6。采空区长度增加到10 0 m时，12 0 3 工作面基本顶垮落，此时底板裂隙发育状况类似于采空区长度60m时，发育裂隙主要集中在底板上部，但下部增加了彼此互不关联的裂隙，其发育区域随采空区范围变大而扩展，统计表明此刻裂隙个数增加至119 2。1203工作面基本顶二次垮落出现在采空区长度变化为14 0 m时，虽然严重的破坏导致底板上部出现大量裂隙，但是仍未发现裂隙蔓延至下部的现象，部分裂隙出现在底板中部，其发育区域与12 0 3工作面变动区域大致相同。统计数据表明此时裂隙个数发展至2 15 8，工作面附近分布着大部分裂隙，其中个别裂隙虽然尚未联通，但已然出现继续发育至上方或下方的趋向。可以发现采空区后方联通裂隙分布的空间有限，说明其发育状况不会受到周期60Safetyin Coal MinesAug.20232023年8 月No.8煤防发全Vol.54第8 期第5 4 卷来压的过多影响。关键层断裂发生在采空区长度18 0 m时，12 0 3工作面落大量覆岩，覆岩压力的转移在前方煤壁形成集中应力，主要作用在底板上部和工作面附近底板覆岩，使相应区域内产生大量裂隙。与此同时因为受到覆岩垮落和应力变化的双重影响，裂隙在底板的中部、下部产生，此前已经形成的裂隙出现联通现象，且蔓延至下层煤和工作面前方，导致出现大量漏风通道。裂隙统计数据此时更新为2 8 3 7，当前裂隙发育数量的变化最明显，联通现象在裂隙间普遍发生且广大范围内均有出现，说明浅埋深煤层开采时，漏风通道主要产生于上部煤层回采时关键层断裂时期。2.1.2裂隙分布特点1203工作面刚开始回采时围岩所受采动影响不完全，底板裂隙发育范围尚不稳定，随着工作面继续开采，围岩受到完全采动影响，底板裂隙发育范围慢慢稳定，此时对裂隙蔓延深度进行统计，结果表明深度最大为15 m，再分类统计不同区域的底板裂隙，采后底板裂隙分布特点如图2。6055535046404030192020181514101080510152025303540455055距采空区距离/m图2 买采后底板裂隙分布特点Fig.2Distribution characteristics of cracks in floorafter mining通过分类统计，底板裂隙一共3 17 个，且在采空区内侧2 0 m区域内，裂隙数量占总数的比例为78%，表明在此范围内拉伸应力对围岩的破坏更强，会产生更大程度的围岩变形；随着采空区深度的增加，相应范围的底板因为受到覆岩垮落后的挤压下沉，裂隙发育一般，且数量较少。因此，如计划开采下层煤，应当避免将巷道布置在采空区内侧2 0 m空间，防止巷道与底板裂隙发育空间交集。2.2围岩裂隙变化特征研究上层煤开采时，对底板的作用主要来源于前支承压力，故将下层煤巷道与12 0 3 工作面采空区的交错距离设置为0 4 5 m，从而对上覆采空区下层煤巷道顶板的裂隙变化特征进行研究。上覆采空区与下层煤巷道交错示意图如图3。上层煤采空区交错距离下层煤巷道图3 上覆采空区与下层煤巷道交错示意图Fig.3Schematic diagram of staggered overlying goaf andlower coal roadway首先对交错距离为0 m时裂隙变化特征进行分析，不同开采位置顶板裂隙分布图如图4。(a)边界齐平（b）边界相距15 m(c）边界相距3 0 m（d）边界相距4 5 m图4不同开采位置顶板裂隙分布图Fig.4Distribution of roof cracks indifferent mining positions由图4(a）可以发现：虽然小部分裂隙出现在顶板，且个别已经发生联通，但顶板稳定性尚没有受到显著破坏，离层、垮落也尚未出现；如后期对下层煤进行开采，相邻裂隙彼此联通，进一步蔓延则会导致顶板垮落。此时分析采空区自然发火危险，危险源除上层煤开采时残留的可燃物外，采空区浮煤、煤柱遗煤也大量存在，且上层煤采空区宽度大，产生的围岩裂隙多，下层煤采掘时产生的围岩裂隙如果与之61SafetyinCoal Mines2023年8 月Aug.2023煤砺发全Vol.54No.8第8 期第5 4 卷联通，就会改变采空区漏风强度，导致上覆采空区火灾危险增加。由图4(b)可知：交错距离调整为15 m，下层煤顶板裂隙增加且主要分布在右上位置，联通现象更加普遍，可能产生更多漏风通道。继续调整交错距离至3 0 m，与图4(a)和图4(b)相比,裂隙间相互距离变大，呈现出零散分布状况，蔓延、联通现象几乎没有出现。这种状况下回采下层煤，虽然也会因采动影响出现漏风通道，但顶板稳定性基本没有受到破坏，难以出现力学状态的显著变化。继续将交错距离调整为4 5 m，由图4(d)发现：顶板此时几乎没有受到采动破坏，裂隙发育数量远低于其他交错距离，相互之间既未聚集，也未联通，抗压能力显著提高分类统计顶板裂隙数量，以研究不同交错距离对裂隙变化的影响，不同交错距离顶板裂隙统计图如图5。60504030201000153045交错距离/m图5不同交错距离顶板裂隙统计图Fig.5Statistical diagram of roof cracks atdifferent positions通过不同交错距离裂隙统计图发现，下层煤回采巷道与上覆采空区交错距离0 4 5 m，应力都会破坏下层煤顶板，从而出现漏风通道，但交错距离达到3 0 m后，顶板仅出现少量裂隙，顶板稳定性基本没有破坏。3采空区自燃危险范围划分3.1采空区孔隙率分布规律因为采空区是1个相对独特的多孔介质空间，建立数值模型时相关参数的设置就至关重要，通过构建方程，对参数改变后的模型进行计算，从而分析采空区变化情况。参数设置合理与否，对分析结果的科学性和可靠性尤为关键，加之漏风通道的变化主要由孔隙率改变引起，在采空区随煤层回采导致范围改变时，对孔隙率变化情况进行跟踪研究，有利于深入了解12 0 3 工作面回采时围岩破坏程度及漏风流场的分布。利用PFC3D软件特有的测量圆对模型内部孔隙率的变化情况进行动态追踪，更好地研究开采过程中孔隙率的动态演化规律。模型测量圆粒径均为5m，测量圆布置长为2 0 0 m，宽2 0 0 m，高2 0 0 m。测量圆布置4 0 层，每层布置4 0 个测量圆，共计6 4 0 0 0个，测量圆设置示意图如图6。测量圆将始终处于稳定状态，上、下、前、后、左、右6 侧边界固定不可移动。当颗粒沿垂直方向进行移动时，颗粒将会穿过每层测量圆，因此，测量圆将会根据颗粒的移动来监测模型变形情况以及孔隙率的变化规律。40m40m图6测量圆设置示意图Fig.6Schematic diagram of settingthe measurement circle从开采过程中上覆岩层垮落的情况可以看出，煤层进行开采将影响整个模型孔隙率的变化。而分段开采属于动态过程，孔隙率的变化规律也将呈动态变化，因此根据现场工作面作业规程，最终选取开采4 0 m时，对孔隙率变化规律进行分析，并对数值模型做切片处理，选取1#、2#、3#、4#、5#切面的数据，切面设置如图7，每个切面范围长2 0 0 m，高2 0 0 m，宽5 m，共16 0 0 个测量圆（4 0 行4 0 列）。采空区长度4 0 m时，因为回采距离短，直接顶尚未出现裂痕，相应的围岩孔隙率基本保持稳定，孔隙率变化图如图8。由图8（a）可以看出：孔隙率只在回采线附近出现细微改变；采空区长度变化为6 0 m后，工作面顶部孔隙率持续变大，虽然直接顶出现垮落，但因尚未大面积回采，其余位置的围岩孔隙率依然没有显著升高，回采线附近孔隙率分布情况类似倒梯形。采空区长度增加到10 0 m时，基本顶出现严重62SafetyinCoalMines2023年8 月Aug.2023No.8煤矿发全第5 4 卷Vol.54第8 期40m图7测量圆监测点示意图Fig.7Schematic diagram of monitoring points inthe measurement circle3530252015151.001010550.75510152025303551015202530350.50（a）工作面推进4 0 m（b）工作面推进10 0 m0.2535353030025252020-0.05151510105551015202530355101520253035（c）工作面推进14 0 m（d）工作面推进18 0 m图8 孔隙率变化图Fig.8Dynamic change diagrams of porosity with mining破坏甚至断裂，最大垮落高度2 5 m，在围岩支撑的叠加效果下，回采线、采空区后方及上方的孔隙率增加；二次跨落现象出现在采空区长度12 0 m时，但最大垮落高度没有增加，随着采空区范围的扩大，孔隙率较大位置仍然在采空区上方且范围不断增加，与此同时采空区深部底板继续受到破坏的程度降低，已经垮落的碎岩不断沉降，范围内的应力分布达到新的平衡，孔隙率降低，回采线附近由于时间关系始终受到围岩的支撑，相应范围内的孔隙率将与此前回采线处保持一致。关键层断裂出现在采空区长度达到14 0 m时，覆岩出现大面积垮落，最大垮落高度达到5 8 m，此时采空区孔隙率变化情况类似于直接顶垮落，即回采线、采空区后方及上方的孔隙率较大，但因为破碎围岩的支撑，采空区上方呈现出细长范围的大孔隙率分布。此外大孔隙率在采空区后方也有所分布，且分布区域在纵向上有所提升。通过图8（c)可知：回采线周边始终受到采动影响，落碎岩无法充分填充已有间隙，其周边范围孔隙率仍然较高，且呈现向后方采空区顶部蔓延的趋势采空区长度达到18 0 m时回采进程停止，通过图8(d)可知：孔隙率分布情况与此前类似，随着中后部采空区碎岩持续填充，区域内孔隙率小幅度降低，采空区上方大孔隙率区域沿回采方向持续移动，但形状基本没有变化，回采线、采空区后方及上方的孔隙率较大。3.2基于线性渗流定律的采空区危险范围划分通过线性渗流定律可知，渗流系数、流体黏度、压差是决定多孔介质流量的关键参数。kQ=Ap(1)从式中：Q为单位时间内流体通过多孔介质的流量，m/s;k为渗透率，%；Ap为压差；u为流体黏度，PaSo温度小于2 0 0 0 K时，气体黏度与温度正相关：3/2u=CxT(2)T+110.4式中：T为绝对温度,K;C为常数。高温状态下，由式(2)可知VT。将式(1)和普适气体定律p=pRT代人式(2)得：m=pV=pk(T+110.4)(3）5/2kRT式中：m为质量流量，kg/s;p为密度，kg/m；V为体积，m;p为压强,Pa;k为常数;R为普适气体恒量,J/(molK)。渗透系数K是渗流速度计算式中的经验系数，不仅取决于孔隙介质的特性，而且也和流体的黏度有关，简单表达式：K=k/u式中为流体的动力黏度，（Ns)/cm。有效应力是导致煤样变形的重要因素，煤样变形又会改变其孔隙率，进而影响渗透率：K=Kod(1-do)(4)do(1-)式中:K。为孔隙率o时的岩层渗透率，%;为孔隙率，%;r为经验指数，一般取3。通过实验研究流量Q和Ap在不同孔隙率条件下的关联性。使用指数函数和抛物线方程对不同孔63Safety in Coal MinesAug.20232023年8 月煤矿发全No.8Vol.54第8 期第5 4 卷隙率下Q与Ap曲线进行回归分析（孔隙率小于0.45），回归方程为：K=0.016 05n=00.45(5)式中：中。为煤体孔隙率，%。使用式（5)对不同孔隙率下的岩层渗透率进行计算，不同孔隙率下的岩层渗透率见表2。表2不同孔隙率下的岩层渗透率Table 2Layer permeability at different porosity rates中0.100.200.250.300.350.40K/1030.160.641.001.441.972.57因为采空区孔隙率基本在0.4 以内，通过式（6）对渗透率进行计算：K=0.016 05(0.000 01y2-0.002 5y)+0.3 j2y50(6)式中：y为与采空区边界距离，m。采空区各位置的渗透率见表3。表3 采空区各位置的渗透率Table 3Porosity and permeability coefficients atdifferent locations in the goafy/m11020304050中0.2980.2760.2540.2340.2160.200K/1031.421.221.040.880.750.64根据表3 数据，结合煤层采动裂隙发育过程，五虎山煤矿12 0 3 工作面采空区危险范围划分如下：1)1 my10 m 时,0.2 7 6 。0.2 9 8,1.2 2 K 10-3 1.42，区域内底板裂隙占比3 3.9%，划分严重漏风危险区。2)10 my20 m 时,0.2 5 4 。0.2 7 6,1.0 4 K 10-31.22，区域内底板裂隙占比3 1.2%，一般漏风危险区。3)20 my50 m 时,0.2 0 0 。0.2 5 4,0.6 4 K 10-350m时,。0.2,K 10-3 0.6 4,区域内底板裂隙占比4.7%，难漏风危险区。4结语1)煤层开采时，受到垮落碎岩和围岩压力的综合影响，12 0 3 工作面底板裂隙持续发育和蔓延，最大发育深度15 m。采空区内侧2 0 m区域内，裂隙数量占总数的比例为7 8%，而采空区深部底板因为受到垮落碎岩的持续作用，裂隙稀少且发育不佳。2)浅埋深煤层条件下，上覆采空区均会导致下层工作面漏风裂隙产生。上覆采空区和下层工作面交错距离达到3 0 m后，顶板仅出现少量裂隙，且稳定性基本没有破坏。3)1203工作面回采时，回采线、采空区后方及上方的孔隙率较大，随着采空区范围变大，采空区后方孔隙率大的范围高度提升，上方大孔隙率区域沿回采方向持续移动，区域细长特征没有变化。4)根据计算结果和工作面回采过程，五虎山煤矿12 0 3 工作面采空区危险范围划分：1my10m，严重漏风危险区;10 my20m，一般漏风危险区;2 0my50 m,难漏风危险区。参考文献(References)：1宋博，王大鹏，李雨成，等.基于不同漏风源浅埋煤层采空区自燃“三带”分布规律研究 J.中国安全生产科学技术,2 0 2 2,18(6):3 8-4 4.SONG Bo,WANG Dapeng,LI Yucheng,et al.Study ondistribution law of spontaneous combustion“three zonesin goaf of shallow-buried coal seam based on differentair leakage sourcesJ.Journal of Safety Science andTechnolog,2022,18(6):38-44.2景长宝，沈建廷.基于TDLAS的采空区煤自燃临界氧气体积分数与“三带”测定研究J.煤矿安全，2021,52(9):178182.JING Changbao,SHEN Jianting.Investigation of criticaloxygen concentration and“three zones”of coal sponta-neous combustion in goaf based on TDLASJ.Safetyin Coal Mines,2021,52(9):178-182.3王正帅.碎软煤层坚硬顶板综采工作面自燃“三带”分布与注氮参数研究 J.煤矿安全，2 0 2 1,5 2（1)：16 7-172.WANG Zhengshuai.Study on spontaneous combustion“three zonesdistribution and N2 injection parameters inhard roof of broken soft coal seam fully mechanized min-ing faceJ.Safety in Coal Mines,2021,52(1):167-172.4王耀强.浅埋深倾斜工作面采空区自燃“三带”分布研究 J.煤炭技术，2 0 2 1,4 0（11：110-114.WANG Yaoqiang.Study on distribution of“three zonesof spontaneous combustion in goaf of shallow buried andinclined working faceJ.Coal Technology,2021,40(11):110-114.5贺增源.近距离煤层回采巷道布置及其矿压显现规律的研究 D.淮南：安徽理工大学,2 0 17.6谭允祯，张东俭，杨东岳，等.综采放顶煤工作面采空64SafetyinCoalMinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤防发全第8 期第5 4 卷区自燃区的划分 J.山东科技大学学报（自然科学版),2 0 0 2,2 1(1):6 9-7 1.TAN Yunzhen,ZHANG Dongjian,YANG Dongyue,etal.The division of spontaneous combustion areas in thegoaf of fully mechanized caving face J.Journal of Shan-dong University of Science and Technology(NaturalScience),2002,21(1):69-71.7王志刚，郭晓菲.双河煤矿采动巷道顶板裂隙的分形研究 J.岩土力学，2 0 17,3 8（8)：2 3 7 7-2 3 8 4.WANG Zhigang,GUO Xiaofei.Study of roof fissures ofmining induced roadway in Shuanghe Coal Mine basedon fractal theoryJ.Rock and Soil Mechanics,2017,38(8):2377-2384.8李江华，薛成洲，韩强.不同热破裂温度下煤岩的孔裂隙演化特征研究 J.煤矿安全，2 0 2 0,5 1(1)：2 2-2 5.LI Jianghua,XUE Chengzhou,HAN Qiang.Study onfracture evolution characteristics of coal rock at differentthermal fracture temperaturesJ.Safety in Coal Mines,2020,51(1):22-25.9李树清，何学秋，李绍泉，等.煤层群双重卸压开采覆岩移动及裂隙动态演化的实验研究 J.煤炭学报，2013,38(12):2146-2152.LI Shuqing,HE Xueqiu,LI Shaoquan,et al.Experi-mental research on strata movement and fracture dy-namic evolution of double pressure-relief mining in coalseams groupJ.Journal of China Coal Society,2013,38(12):2146-2152.10胡宝林，陈，张影，等.中厚岩浆岩顶板煤层采动裂隙发育特征分析 J.煤炭科学技术，2 0 11,3 9（7）：17-20.HU Baolin,CHEN Geng,ZHANG Ying,et al.Analy-sis on mining-induced crack development features ofseam with medium thick magmatic rock roof J.CoalScience and Technology,2011,39(7):17-20.11林海飞，李树刚，成连华，等.覆岩采动裂隙带动态演化模型的实验分析 J.采矿与安全工程学报，2011,28(2):298-303.LIN Haifei,LI Shugang,CHENG Lianhua,et al.Ex-perimental analysis of dynamic evolution model of min-ing-induced fissure zone in overlying strata J.Jour-nal of Mining&Safety Engineering,2011,28(2):298-303.12宋金旺，刘依婷，高明忠，等.不同加卸载条件煤岩裂隙面形貌分形各向异性特征研究 J.煤矿安全，2021,52(11):176-185.SONG Jinwang,LIU Yiting,GAO Mingzhong,et al.Study on fractal anisotropy characteristics of fracturesurface topography of coal and rock under differentloading and unloading conditions J.Safety in CoalMines,2021,52(11):176-185.13 程志恒，齐庆新，李宏艳，等.近距离煤层群叠加开采采动应力-裂隙动态演化特征实验研究 J.煤炭学报,2 0 16,4 1(2):3 6 7-3 7 5.CHENG Zhiheng,QI Qingxin,LI Hongyan,et al.Evo-lution of the superimposed mining induced stress-fis-sure field under extracting of close distance coal seamgroupJJ.Journal of China Coal Society,2016,41(2):367-375.14李宏艳，王维华，齐庆新，等.煤与瓦斯共采覆岩应力及渗透耦合特性实验研究 J.煤炭学报，2 0 13，3 8(6):942-947.LI Hongyan,WANG Weihua,QI Qingxin,et al.Ex-perimental study on coupling of stress and permeabilityin overlying strata at longwall panel for efficient coaland methane co-extractionJ.Journal of China CoalSociety,2013,38(6):942-947.15张振全.深部巷道围岩应力壳时空演化特征与支护机理研究 D.北京：中国矿业大学（北京），2 0 18.16皮希宇.煤层群采动卸压煤与覆岩裂隙演化特征及其对瓦斯抽采的影响 D.北京：北京科技大学，2021.17刘超，孙宝强，李树刚，等.厚煤层双重卸压采动覆岩裂隙分布特征及卸压瓦斯抽采技术 J.煤矿安全，2021,52(12):89-96.LIU Chao,SUN Baoqiang,LI Shugang,et al.Distribu-tion characteristics of fractured rock in overburden in-duced by double unpressurized mining of thick coalseam and of gas extraction technologyJ.Safety inCoal Mines,2021,52(12):89-96.18徐刚，王云龙，张天军，等.厚煤层采动覆岩裂隙分布特征及卸压瓦斯抽采技术 J.煤矿安全，2 0 2 0 5 1(2):150-155.XU Gang,WANG Yunlong,ZHANG Tianjun,et al.Fracture distribution characteristics of mining-inducedoverburden in thick coal seam and pressure relief gasextraction technologyJ.Safety in Coal Mines,2020,51(2):150-155.19尹光志，李星，韩佩博，等.三维采动应力条件下覆岩裂隙演化规律试验研究 J.煤炭学报，2 0 16,4 1（2）：406-413.YIN Guangzhi,LI Xing,HAN Peibo,et al.Experi-mental study on overburden strata fracture evolutionlaw in three dimensional mine-induced stress condi-tionsJ.Journal of China Coal Society,2016,41(2):406-413.