胡家河礦回采巷道變形及超前應力分布規(guī)律

張紅衛(wèi) 余智秘 李小菲 丁自偉

摘 要：受綜放工作面開采影響，回采巷道的圍巖變形破壞規(guī)律與超前支承應力影響范圍既是巷道支護設計與優(yōu)化的重要參考，又是礦井沖擊地壓防治與預測的前提。以彬長礦區(qū)胡家河煤礦402102綜放工作面泄水巷為工程背景，采用理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測相結(jié)合的方法，分析煤層巷道受開采擾動影響造成的圍巖變形破壞情況，揭示回采巷道超前支承應力峰值影響范圍及超前支承應力影響范圍。結(jié)果表明：泄水巷超前采動影響范圍為工作面前方90 m范圍內(nèi)，且高層位巖層的位移要大于低層位巖層的位移；在一次采動影響階段，泄水巷頂?shù)装逅苄詤^(qū)范圍為1.25 m，兩幫塑性區(qū)范圍為1.0 m；泄水巷超前支承應力峰值影響范圍實測值10 m，理論值11.4 m，模擬值12 m；泄水巷超前支承應力影響整體范圍實測值100 m，理論值103.03 m，模擬值108 m。研究結(jié)果驗證了理論模型的準確性與數(shù)值模擬方法的可靠性，為礦井同等地質(zhì)條件放頂煤工作面的回采巷道支護優(yōu)化、沖擊地壓防治提供重要參考。

關鍵詞：回采巷道；力學模型；數(shù)值模擬；圍巖變形；超前支承應力

中圖分類號：TD 322文獻標志碼：A

文章編號：1672-9315（2023）03-0486-09

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2023.0305開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

Deformation and advanced stress distribution behavior of mining roadway in Hujiahe mine

ZHANG Hongwei¹，YU Zhimi¹，LI Xiaofei²，DING Ziwei²

（1.Shaanxi Binchang Hujiahe Mining Co.，Ltd.，Xianyang 713600，China；2.College of Energy Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China）

Abstract：Due to the mining of the comprehensive discharge face，the deformation and failure law of the surrounding rock and the influence range of advanced support-stress of the remining roadway are not only an important reference for the design and optimization of roadway support，but also the premise of mine impact pressure prevention and prediction.Taking the drainage alley of the Hujiahe coal mine in Binchang mining area 402102 as a research object，the methods of theoretical analysis，numerical simulation and on-site measurement were adopted to analyze the deformation and damage of surrounding rock caused by the mining disturbance of the coal seam roadway，and reveal the peak influence range of the advanced support-stress as well as the influence range of the advanced support-stress of the mining roadway.The results show that the influence range of the advanced mining of the drainage lane is within 90 m in front of the work，and the displacement of the rock layer in the upper position is greater than that of the rock layer in the lower position.In the first mining influence stage，the plastic zone of the top and bottom plates of the drainage lane was 1.25 m，and the range of the plastic zone of the two sets was 1.0 m.The measured value of the peak influence range of the advanced support stress in the drainage lane was 10 m，the theoretical value was 11.4 m，and the simulated value was 12 m.The measured value of the overall range of the influence of the advanced support stress of the drainage lane was 100 m，the theoretical value was 103.03 m，and the simulated value was 108 m.The results indicate the accuracy of the theoretical model and the reliability of the numerical simulation method，which provides an important reference for the optimization of the mining roadway support and the prevention and control of impact pressure at the topping coal face under the same geological conditions in the mine.

Key words：mining roadway；mechanical model；numerical simulation；surrounding rock deformation；advanced support-stress

0 引 言

地下采掘活動引起的煤巖體應力重分布是導致煤巖體儲能、放能，進而發(fā)生破壞的主要原因，同時也是引起沖擊動力災害顯現(xiàn)的主要因素之一^[1-3]。因此，清楚煤層巷道在經(jīng)受相鄰工作面回采造成的巷道變形破壞與應力分布規(guī)律，掌握巷道超前與側(cè)向支承應力大小與峰值位置，對避免煤巖體局部高應力集中^[4-5]、區(qū)段煤柱合理留設^[6-7]、巷道支護參數(shù)^[8-9]優(yōu)化以及礦井采掘接續(xù)等安全生產(chǎn)至關重要。

目前，已有大量學者針對回采巷道變形機理、破壞機制與應力場分布演化規(guī)律取得了諸多富有價值的研究成果。蔡金龍等通過實驗測定、現(xiàn)場調(diào)研與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對弱膠結(jié)軟巖回采巷道開挖出現(xiàn)的冒頂片幫等問題展開研究，得到了開挖擾動在巷道頂板產(chǎn)生的較大拉應力是導致錨固區(qū)松脫冒頂?shù)闹饕?sup>[10]。MO等對澳大利亞煤礦的巷道底鼓問題開展了數(shù)值模擬研究，發(fā)現(xiàn)底板下方的巖層在底鼓機理研究起到了重要的影響作用^[11]。焦彪等對回采巷道圍巖變形破壞規(guī)律進行了數(shù)值模擬，得到巷道圍巖變形受回采擾動會急劇增長，距離工作面越近，變形變化趨勢越大^[12]。秦洪巖等通過理論分析與現(xiàn)場實測對河林煤礦綜放工作面回采巷道圍巖變形階段進行了確定，定義了工作面前方巷道3個變形階段^[13]。COLWELL等研究煤礦回采巷道頂板巖梁與柱體的結(jié)構(gòu)特性、歐拉屈曲數(shù)學關系，認為該結(jié)構(gòu)是控制巷道變形與破壞的主要結(jié)構(gòu)^[14]。張自政等對海石灣煤礦穿斷層的回采巷道圍巖變形機理進行了研究并確定了穩(wěn)定控制方案^[15]。徐向陽對特厚煤層綜放強采動回采巷道圍巖變形進行了深入研究，明確了綜放面強采動回采巷道圍巖-支護結(jié)構(gòu)體破壞機理，確定了特厚煤層綜放面開采支承應力分布特征與影響因素，得到了特厚煤層綜放面回采巷道圍巖穩(wěn)定-失穩(wěn)演化規(guī)律^[16]。陳慶港等采用Reissner厚板理論構(gòu)建了巷道互層頂板力學模型，得到了不同條件下互層頂板應力分布^[17]。王宇等采用彈塑性力學理論建立的側(cè)向采動應力力學模型與數(shù)學推導得到了煤巖體側(cè)向采動應力方程和破壞深度方程^[18]。蔣威等基于彈性地基梁理論、內(nèi)外應力場理論計算分析了沿空巷道覆巖結(jié)構(gòu)特征及其內(nèi)應力場分布，配合離散元數(shù)值模擬分析了巷道圍巖變形特征^[19]。劉正和等采用相似材料模擬與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，深入研究了回采巷道應力分布特征，得到煤柱垂直應力峰值、垂直應力峰值位置距回采巷道煤壁距離和距離工作面后方的距離與切縫深度成對數(shù)關系^[20]。高士崗等針對神東礦區(qū)近距離煤層群開采的回采巷道布置位置確定開展了回采巷道變形規(guī)律的研究^[21]。李季等揭示了深部巷道主應力差分布規(guī)律及塑性區(qū)蝶葉方向性形成機制^[22-23]。SONG等通過現(xiàn)場測量與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法探究矩形巷道在開采應力影響下的圍巖發(fā)育破壞特征，并提出了一種預測長壁開采過程中開挖破壞區(qū)發(fā)育的方法^[24]。

針對胡家河礦井綜放工作面回采巷道應力分布演化規(guī)律，目前多采用理論分析與數(shù)值模擬方法，數(shù)據(jù)結(jié)果與應力分布規(guī)律的真實性對回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制及其支護優(yōu)化起到?jīng)Q定性作用。因此，文中采用現(xiàn)場實測、理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，分析回采巷道變形破壞規(guī)律，揭示受采掘擾動造成的超前與側(cè)向支承應力分布演化規(guī)律，對礦井災害防治以及巷道圍巖穩(wěn)定性控制提供重要依據(jù)。

1 工作面概況

胡家河礦井主要可采煤層為4號煤層，平均埋深690 m，平均厚度20 m，直接頂以粉砂巖、砂質(zhì)泥巖為主，厚度1.7～8.5 m，強度0.4～25.8 MPa，基本頂以中粒砂巖、粗粒砂巖為主，厚度10.2～20 m，強度6.7～17.2 MPa，直接底以鋁質(zhì)泥巖為主，厚度約3～5 m，強度16.1～20.7 MPa。

402102工作面走向長度1 956 m，傾向長度180 m，設計運輸巷、回風巷、高抽巷和泄水巷4條巷道，運輸巷、回風巷和泄水巷布置在4號煤層，而高抽巷布置在4號煤頂板以上6～8 m穩(wěn)定巖層中，運輸巷與泄水巷之間留設有19.6 m凈煤柱。工作面采用走向長壁分層綜合機械化放頂煤開采，全部垮落法管理頂板?；夭擅簩雍穸?4.0 m，割煤設計高度3.5 m，放頂煤高度10.5 m。

2 煤體力學模型構(gòu)建

由于采空區(qū)處煤體的開挖，其在工作面處煤壁形成自由面，在超前支承應力作用下，由工作面處煤壁向深部煤體發(fā)生塑性破壞。超前支承應力自工作面煤壁向遠離采空區(qū)處先增大后減小，逐漸恢復至原巖應力。

塑性區(qū)與彈性區(qū)交界面處即為超前支承應力峰值位置。假設煤體為各向同性的均質(zhì)體，分析煤體內(nèi)塑性區(qū)的微元體受力情況如圖1所示。

分析塑性區(qū)煤體受力情況^[25-26]，如圖1（a）所示。在水平方向上，當煤體受力平衡時，即

∑F_x=0時，構(gòu)建平衡方程

m（σ_x+dσ_x）-mσ_x-2σ_yfdx=0（1）

式中 m為采高，m；σ_x為水平應力，MPa；σ_y為垂直應力，MPa；f為層間摩擦系數(shù)。

根據(jù)極限平衡區(qū)條件有

式中 R_c為煤體單軸抗壓強度，MPa；φ為煤體內(nèi)摩擦角，（°）。

聯(lián)立公式（1）、（2），得

式中 x₀為極限平衡區(qū)任一點至煤壁距離，m；N₀為煤體殘余支承強度，MPa。

其中

N₀=τ₀cotφ（4）

式中 τ₀為煤體殘余剪切強度，MPa。

令

σ_y=KγH（5）

式中 K為應力集中系數(shù)；γ為頂板巖層容重，kN/m³；H為埋深，m。

分析彈性區(qū)^[27]煤體受力情況，如圖1（b）所示。當煤體受力平衡時，在水平方向上，即∑F_x=0時，構(gòu)建平衡方程

m（σ_x+dσ_x）-mσ_x+2fσ_ydx=0（6）

在彈性區(qū)內(nèi)，水平應力與垂直應力為

σ_x=λσ_y

dσ_x=λdσ_y（7）

式中 λ為側(cè)壓系數(shù)。

聯(lián)立公式（6）、（7）得

σ_y=KγHe^-2fλ（x₁^-x₀^）/h（8）

式中 x₁為工作面超前支承應力影響范圍，m。

此時，σ_y按照原巖應力計算，即

σ_y=γH（9）

將公式（9）代入（8）得

式中 m取值14 m；f取值0.35；φ取值35 °；τ₀取值3.73 MPa；K取值2.5；γ取值25.3 kN/m³；H取值690 m；λ取值0.2。

代入數(shù)據(jù)得到工作面超前支承應力峰值影響范圍為11.4 m，即x₀=11.4 m，因此，工作面超前支承應力影響整體范圍為103.03 m，即x₁=103.03 m。

3 巷道變形及支承應力數(shù)值模擬

3.1 巷道圍巖變形規(guī)律

根據(jù)胡家河煤礦402102工作面綜合柱狀圖構(gòu)建FLAC^3D的數(shù)值計算模型，模型尺寸為610 m×1500 m×138 m，在巷道附近對網(wǎng)格進行加密，X方向每格代表1 m，Y方向每格代表5 m。在模型豎直方向加載在模型上表面的應力主要體現(xiàn)上覆巖層的自重應力，按照γH，埋深取600 m，垂直應力15 MPa，由于胡家河煤礦未進行過地應力測試，因此水平應力取1.2倍垂直應力，水平應力為18 MPa。限制模型前、后、左、右和下等5個表面的位移和初速度，同時底面為固定約束，模擬的模型采用基于彈塑性理論的摩爾-庫倫強度準則。模擬計算采用的巖體力學參數(shù)，見表1。

據(jù)工作面回采至一次見方處（工作面推進180 m）模擬結(jié)果，提取距工作面不同位置處泄水巷圍巖塑性區(qū)分布情況，如圖2所示。

由圖2可知，泄水巷圍巖塑性區(qū)分布范圍受工作面回采距離影響較小，且頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布范圍＞泄水巷兩幫塑性區(qū)分布范圍，泄水巷頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布最大范圍為1.25 m，兩幫塑性區(qū)分布最大范圍為1.0 m。當泄水巷距離工作面前方超過50 m時，巷道圍巖塑性區(qū)不再發(fā)生變化，表明超前支承應力對泄水巷圍巖塑性區(qū)的影響不超過50 m。

從圖2可以看出，隨著工作面的不斷向前推進，在超前支承應力的影響下，巷道圍巖塑性區(qū)分布范圍變化較小，但塑性區(qū)內(nèi)部進一步出現(xiàn)剪切破壞和拉伸破壞，而根據(jù)塑性區(qū)范圍內(nèi)顏色分布，可以確定工作面超前支承應力對巷道的影響主要為剪切破壞。從圖3可以看出，巷道圍巖的破壞主要是由于剪切破壞造成的，而巷道底板和兩幫圍巖處存在一定范圍的拉伸破壞。

3.2 巷道超前支承應力

通過建立數(shù)值模型，按照工作面實際回采情況模擬巷道開挖、402102工作面回采，分析工作面回采至一次見方期間泄水巷圍巖應力分布特征，泄水巷煤柱側(cè)超前支承應力分布如圖3所示。

由圖3可知，5，10，15，20 m和25 m的支承應力分布規(guī)律是相同的，曲線斜率基本都是以14 m為分界點，先增大后減小，這5個測點的應力分布為：5 m＞10 m＞15 m＞20 m＞25 m。在距離工作面約108 m位置時，應力曲線斜率進一步減小并逐漸趨向于0。從圖中可以看出超前支承應力影響范圍內(nèi)垂直應力最大值為29 MPa，0 m和30 m測點的超前支承應力曲線與5，10，15，20 m和25 m測點的超前支承應力曲線存在明顯差異。

隨著工作面的不斷向前推進，當工作面推進到一次見方時，工作面的超前支承應力影響達到最大。此時工作面頂板垮落高度已經(jīng)達到高層位頂板巖層，因此此時最大支承應力位于工作面超前位置。從圖中可以看出工作面超前應力峰值位于工作面前方約12 m位置，此時超前工作面煤體受采空區(qū)上覆巖層垮落影響，煤體所受支承應力增大，發(fā)生彈塑性變形，而超前支承應力隨著與工作面距離的增大不斷衰減，當?shù)竭_工作面前方約108 m位置時，應力曲線斜率基本趨近于0，表明此時煤體已處于原巖應力范圍內(nèi)，不再受超前支承應力影響。

4 巷道圍巖變形及應力實測規(guī)律

4.1 現(xiàn)場監(jiān)測方案

402102工作面巷道頂板錨索長度為7.1 m，幫部錨索長度為3.5 m，頂板錨桿長度為2.5 m。由于泄水巷位于運輸巷外側(cè)，能夠完整地監(jiān)測到402102工作面回采過程，因此在泄水巷布置測點，由此確定。

4.1.1 深基點位移監(jiān)測

泄水巷頂板測點深度為8，4，2.5，1 m；幫部測點深度為3.5 m，淺部測點深度為2.5 m。泄水巷工作面前方150 m處開始布置測站，3組測站間距30 m，每組測站在泄水巷煤柱幫及頂板各布置一個測點，共計6個測點。幫部安裝深基點位移計，頂板安裝頂板離層儀。

4.1.2 錨桿（索）應力監(jiān)測

泄水巷工作面前方150 m處開始布置測站，兩測站間距50 m，每條巷道布置2組測站，每測站有4個測點，共布置8個測點。每測站處，在巷道頂板及煤柱幫中心位置布置錨索、錨桿鉆孔，安裝錨桿及錨索應力計。綜合考慮402102工作面回采巷道現(xiàn)場地質(zhì)條件及現(xiàn)有影響因素，現(xiàn)場測站布置方案如圖4所示。

4.2 圍巖變形規(guī)律

通過對現(xiàn)場數(shù)據(jù)的采集、處理與繪制，整理泄水巷在402102工作面回采過程中的煤柱側(cè)以及頂板的位移變化情況，結(jié)果如圖5，6所示。

圖5為工作面回采過程中泄水巷煤柱側(cè)的圍巖位移變化曲線，由圖5可知，深基點3.5 m處的圍巖位移變化率與淺基點2.5 m處的圍巖位移變化率基本同步，深基點的最大位移變化率約為4.25，淺基點的最大位移變化率約為2.25。工作面的推進使得采空區(qū)面積的增大，以及采空區(qū)上覆巖層作用在煤柱上的載荷也在不斷增大，導致煤柱應力集中程度不斷增大，而煤柱兩幫向巷道的不斷擴容是煤柱在回采至距工作面0 m前，位移不斷增大的主要原因。而在回采至工作面0 m后，煤柱受采空區(qū)側(cè)向支承應力和采空區(qū)高層位厚硬頂板破斷影響導致兩幫位移進一步增大。

從圖5可以看出，工作面回采在超前90 m范圍內(nèi)煤柱幫圍巖位移發(fā)生變化。

圖6為工作面回采過程中泄水巷頂板圍巖位移變化曲線，由圖6可知，8 m測點處的位移變化率最大，位移變化率最大值約為13。8 m和4 m測點處頂板巖層位移要稍滯后于1 m和2.5 m測點處頂板巖層位移，且頂板巖層的位移變化率隨著頂板巖層層位的降低而減小。

隨著工作面的不斷向前推進，工作面的懸頂面積不斷增大，當工作面回采達到低層位巖層的破斷距時，低層位的巖層先發(fā)生破斷，而后隨著工作面繼續(xù)向前推進，達到高層位厚硬巖層的破斷距后，高層位厚硬頂板巖層發(fā)生破斷，因此高層位厚硬巖層的位移要滯后于低層位巖層的位移，即8 m和4 m處頂板巖層位移要滯后于1 m和2.5 m處頂板巖層位移。當工作面回采至距離測點約50 m位置時，工作面頂板巖層破斷導致工作面超前約50 m位置處的頂板巖層受超前采動應力的影響而發(fā)生位移，而后隨著工作面的繼續(xù)向前推進，測點處頂板巖層在超前采動應力的影響下位移進一步增大。由于高層位的頂板巖層的垮落步距較大，而低層位的巖層垮落步距較小，因此高層位的頂板巖層垮落造成的擾動影響要明顯大于低層位的頂板巖層垮落造成的擾動影響，故測點在受超前支承應力影響下高層位的頂板巖層位移變化要明顯大于低層位頂板巖層的位移變化。而工作面回采過后，低層位的頂板先發(fā)生破斷，高層位的頂板巖層發(fā)生彎曲變形，因此高低位巖層的位移增大，而后隨著高層位厚硬巖層發(fā)生破斷，從而導致高位巖層位移進一步增大。

對比圖5和圖6可以發(fā)現(xiàn)，頂板巖層的位移變化受超前采動應力的影響范圍要明顯小于巷道幫部煤體所受超前采動應力的影響范圍。分析原因，是由于煤柱兩側(cè)都存在自由空間，且煤柱受尺寸影響，因此煤柱淺部煤體更容易發(fā)生塑性破壞。由于工作面頂板本身具有一定的自承載能力，因此測點處頂板在超前支承應力影響下不會立即發(fā)生位移，而巷道幫部煤體的超前支承應力轉(zhuǎn)變拉應力，因此幫部煤體更容易發(fā)生位移。

綜上可知，受超前采動影響泄水巷圍巖變形規(guī)律如下：頂板位移超前影響范圍為50 m，幫部位移超前影響范圍為90 m。受高、低層位頂板巖層破斷距不同的影響，頂板不同層位的巖層位移不同，且高層位的巖層的位移要大于低層位巖層的位移。

4.3 錨桿（索）實測結(jié)果

整理泄水巷在402102工作面回采過程中的頂板以及煤柱側(cè)錨桿（索）應力實測結(jié)果如圖7，圖8所示。

圖7為工作面回采過程中1號測站和2號測站頂板錨桿（索）的應力變化曲線，從圖7可以看出，在工作面回采過程中，頂板錨索所受超前支承應力要大于頂板錨桿所受超前支承應力，當工作面回采至距離1號測點90 m處時，頂板錨索所受應力開始逐漸增大，而當工作面回采至距離1號測點約15m處時，頂板錨索應力達到最大，之后隨著回采工作面與測點距離的不斷減小，頂板錨索應力快速減小，之后頂板錨索應力呈現(xiàn)不規(guī)則變化。

由圖7可知，當工作面回采至距離1號測點95 m處時，頂板錨桿所受應力開始逐漸增大，而當工作面回采至距離1號測站約20 m處時，頂板錨桿應力達到最大。2號測站的布置點要滯后于1號測站，因此2號測站頂板錨桿（索）的受力要滯后于1號測站，但應力趨勢保持不變。從圖中可以看出，在工作面超前采動影響范圍內(nèi)，頂板錨桿的受力要早于頂板錨索的受力，但錨桿的受力影響范圍要小于錨索的受力影響范圍。分析原因，受巖層高低層位分布影響，高層位巖層受力范圍要大于低層位巖層受力范圍，低層位頂板巖層首先發(fā)生離層，因此低層位巖層應力要小于高層位巖層應力。

圖8為工作面回采過程中1號測站和2號測站煤柱幫錨桿（索）的應力變化曲線，從圖8可以看出，在工作面回采過程中，幫部錨桿（索）在距離工作面100 m位置時就已經(jīng)處于超前應力影響范圍內(nèi)，且煤柱幫錨桿（索）應力曲線呈單峰分布。煤柱幫錨桿與錨索的應力最大值基本相同，而錨索的應力升高速率明顯要低于錨桿的應力升高速率，但錨索的應力變化范圍要大于錨桿的應力變化范圍。分析原因，由于煤柱寬度較小，且采用放頂煤開采，因此泄水巷煤柱受工作面回采影響較大，由于錨桿長度小于錨索長度，因此錨桿最先受到采動應力的影響，且應力增速較大，而隨著回采工作面與測站1距離不斷減小，錨索受采動影響，錨索應力不斷增大。在工作面回采過程中，泄水巷煤柱所受應力不斷增大，煤柱中心位置受力不斷增大，彈性內(nèi)核逐漸減小，而煤柱淺部位置較早受力，彈塑性轉(zhuǎn)化更容易，因此錨索的受力范圍要大于錨桿的受力范圍。

綜上所述，煤柱幫錨桿（索）超前應力影響范圍為工作面前方100 m，峰值應力位于工作面前方18 m位置，而頂板錨桿（索）超前應力影響范圍為工作面前方90～95 m，峰值應力位于工作面前方約10 m位置。頂板錨索受力最大值大于頂板錨桿受力最大值，煤柱幫錨桿（索）受力最大值基本相同。錨索的受力影響范圍整體上要大于錨桿的受力影響范圍，但錨桿的應力變化先于錨索的應力變化。

5 結(jié) 論

1）由于放頂煤開采的劇烈擾動導致應力重新分布，并向超前的深部煤體轉(zhuǎn)移，因此聚集在巷道頂?shù)装宓膽κ沟庙數(shù)装逅苄詤^(qū)范圍遠大于巷道幫部，且頂?shù)装逅苄詤^(qū)在工作面超前影響范圍內(nèi)，隨距工作面距離的增大幾乎不發(fā)生變化，幫部塑性區(qū)范圍隨距工作面距離的增大逐漸減小。

2）基于極限平衡區(qū)理論構(gòu)建的煤體內(nèi)塑性區(qū)與彈性區(qū)力學模型，確定了工作面超前支承峰值應力影響范圍為工作面前方11.4 m，超前支承應力影響范圍為工作面前方103.03 m。

3）通過理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測結(jié)果比對發(fā)現(xiàn)，2種方法得到的泄水巷超前峰值應力影響范圍與超前支承應力整體影響范圍和實測結(jié)果基本一致，超前支承應力影響范圍的理論值與超前峰值應力影響范圍模擬值具有一定安全儲備。

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（責任編輯：劉潔）