Stress superposition characteristics and roof structure control of recovery room in close distance coal seam
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摘要:
近距离煤层群预掘回撤通道应力扰动及顶板情况复杂，回撤通道施工期间围岩破坏严重，巷道围岩控制难度大。以某矿1205工作面回撤通道为背景，构建近距离煤层群回撤通道顶板力学模型，估算上部煤层工作面底板破坏深度，模拟反演下部煤层回撤通道顶板围岩裂隙演化规律，揭示该类巷道失稳机理，提出一种围岩综合稳定控制技术并进行现场工程验证。结果表明：通过建立末采期间回撤通道顶板力学模型，确定在该矿地质条件下，工作面与回撤通道贯通后可以保证回撤通道围岩稳定的支护阻力P1≥3.05 MPa；采用多元线性与非线性回归分析优化后的经验公式估算上部煤层工作面底板破坏深度大于8.41 m，小于层间距13.3 m；利用UDEC数值计算模型反演了回撤通道顶板裂隙演化规律，确定了采空区下回撤通道顶板提前10 m采取加固措施，煤柱下回撤通道顶板提前15 m采取加固措施；提出回撤通道锚杆索+单体支柱主被动联合支护与煤柱下部通道内顶板超前预裂围岩综合稳定控制技术，应用于回撤通道不同应力影响区域。矿压监测结果表明：工作面回撤通道施工期间，围岩变形量小，锚杆锚索受力变化较小，围岩控制效果良好，保证了1205工作面安全高效回撤。
Abstract:The stress disturbance and complex roof situation of the pre excavation recovery room of the close range coal seam group result in severe damage to the surrounding rock of the tunnel during the construction of the recovery room, making it difficult to control the surrounding rock. Taking the 1205 working face recovery room of a certain mine as the background, a mechanical model of the roof of the close range coal seam group recovery room is constructed, the depth of the upper coal seam working face floor failure is estimated, the evolution law of the roof rock fractures of the lower coal seam recovery room is simulated and inverted, the instability mechanism of this type of tunnel is revealed, and a comprehensive stability control technology for surrounding rock is proposed and verified on site engineering. The results show that: By establishing a mechanical model of the roof of the recovery room during the final mining period, it is determined that under the geological conditions of the mine, the support resistance P1≥3.05 MPa in the recovery room can ensure the stability of the surrounding rock of the recovery room after the working face and recovery room are connected; Using empirical formulas optimized by multiple linear and nonlinear regression analysis, it is estimated that the depth of failure of the upper coal seam working face floor is greater than 8.41 m and less than the interlayer spacing of 13.3 m; Using the UDEC numerical calculation model, the evolution law of cracks on the roof of the recovery room was inverted, and reinforcement measures were taken 10 m in advance for the roof of the recovery room under the goaf, and 15 m in advance for the roof of the recovery room under the coal pillar; Propose a comprehensive stability control technology for the combined active and passive support of anchor cables and individual pillars in the recovery room, as well as the advanced pre cracking of the surrounding rock in the inner roof of the coal pillar lower channel, and apply it to different stress affected areas of the recovery room. The monitoring results of mine pressure indicate that during the construction of the recovery room of the working face, the deformation of the surrounding rock is small, the force changes of the anchor rods and cables are small, and the control effect of the surrounding rock is good, ensuring the safe and efficient retreat of the 1205 working face.
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0. 引 言
研究煤中微量元素的含量及其分布赋存规律，对评估潜在有害微量元素的环境效应、认识有益伴生元素的资源特性和地球化学特征均具有重要意义[1]。煤或含煤岩系中某些微量元素在特定地质条件下可高度富集，甚至达到成矿的标准和规模[2-4]。微量元素一般以有机结合态和矿物结合态2种方式存在于煤中，其中，有机结合态包括离子交换型、螯合型和有机金属型，而矿物结合态包括离散矿物和伴生/吸附元素，或者两者兼而有之[5]。煤中大多数微量元素在某种程度上与矿物质有关，例如作为主要矿物中的微量元素（如黄铁矿中的As或Hg），或者作为副矿物的主要成分（如锆石中的Zr）[6]。因此，对微量元素的了解有助于评估煤中矿物质的来源[7]。Sr通常与煤中的矿物有关[8-12]，煤中Sr的赋存状态包括有机结合态和无机结合态，前者主要出现在低阶煤中，后者包括磷铝锶石–钡磷铝石–纤磷钙铝石族矿物、天青石、菱锶矿、石膏、碳酸盐、磷酸盐、重晶石和黏土矿物等[13-14]。FINKELMAN等[15]对世界范围内20个地区煤中元素的赋存状态进行汇总，结果表明烟煤中Sr元素主要赋存在磷酸盐和碳酸盐、硅酸盐和有机物中，其中磷酸盐和碳酸盐占50%、硅酸盐占25%、有机物占25%。代世峰等[13]对青藏高原木里煤田中侏罗世富惰质煤进行了研究，通过XRD、相关性分析和扫描电镜方法得知Sr和/或Ba这2种元素有很大比例出现在磷铝锶石–钡磷铝石–纤磷钙铝石族的磷酸铝盐矿物，Sr含量的最大值是 1 211 μg/g；SHAVER等[16]研究认为Sr和P2O5的相关系数是0.95，Sr可能主要赋存在纤磷钙铝石族的次生磷酸铝盐矿物中（如钡磷铝石和磷铝锶石），其含量最大值是 947 μg/g；戚华文等[17]研究发现，Sr的富集与硫化物或者铝硅酸盐矿物有关，可能通过溶液输送到煤层中，其含量最大值为 871 μg/g。
火成岩侵入可以改变煤的地球化学性质，从而导致热变煤中某些微量元素的富集或亏损[18-19]。陈健等[18]对安徽淮南煤田潘三煤矿进行了研究，发现热变煤与未变质煤相比，显著富集Sr，在热变煤和砂岩的混合物中Sr含量高达2 085 μg/g，Sr主要由地下水引入煤中。接触变质煤中富集的微量元素有2个潜在的来源，即元素从侵入体迁出并富集在煤中，或煤中耐热组分中元素的富集。代世峰等[20]对河北峰峰–邯郸煤田煤进行了研究，发现Sr富集在热变煤中，认为火成岩侵入体是Sr元素的来源，Sr与碳酸盐矿物伴生。大同煤田塔山井田5222巷揭露一条侵入于3-5号煤层的辉绿岩墙，以往研究表明该巷道内煤层中Sr元素显著富集。然而煤中Sr的赋存特征尚不明确[21-22]。笔者综合运用主量元素、微量元素含量测定、相关性分析、扫描电镜分析和逐级化学提取等方法，基于对大同煤田塔山井田5222回风巷的火成岩、接触变质煤和正常煤的地球化学和矿物学特征分析，研究了塔山井田煤中Sr的赋存特征。
1. 地质背景
大同煤田是山西省6大煤田之一，位于山西省北部。大同煤田内赋存2个含煤岩系，上部为侏罗纪含煤岩系，下部为石炭–二叠纪含煤岩系。石炭–二叠系含煤地层包括石炭系上统–二叠系下统太原组（C2-P1t）如图1所示。太原组为一套海陆交互相的含煤地层，主要可采煤层为2、3、5、8号煤层，3号、5号煤层在西部及东部地区合并后称3-5号煤，形成复煤层，山西组为一套陆相含煤地层，山4煤层为局部可采煤层，位于山西组的底部。本文的研究区塔山井田位于大同煤田中东部。
2. 样品与方法
2.1 样品采集与处理
塔山井田5222巷开采石炭系太原组（C3t）3-5号煤层，在该巷道内揭露了一条辉绿岩岩墙，岩墙宽 3.6 m，中部较新鲜部分宽约2.6 m，呈灰绿色。岩墙两侧与煤层接触的位置均遭受严重风化，呈棕黄色，各宽 0.5 m。本次工作共采集岩墙样品3块，编号分别是10 号、11 号、12 号；按照临近岩墙处样品间隔较小，随着远离侵入体处样品间隔逐渐增大的原则，在距岩墙 17.3 m的范围内采集16块煤样，编号为T1—T16（图2）。通过镜质组反射率区分接触变质煤和正常煤，其中接触变质煤（T1—T5）的镜质体最大反射率均大于1%，正常煤（T6—T16）的镜质组反射率均小于1%[22]。将散装样品风干，密封在聚乙烯袋中以防止污染和氧化，采用四分法将样品缩分至200 g左右，使用玛瑙研钵将样品研磨至过 200 目（0.075 mm），密封装袋，用于地球化学测试。
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2.2 化学分析
微量元素含量测定由核工业北京地质研究院分析测试研究中心完成。利用电感耦合等离子体质谱（ICP-MS）测定29种微量元素的含量（Li、Be、Sc、V、Cr、Co、Ni、Cu、Zn、Ga、Rb、Sr、Mo、Cd、In、Sb、Cs、Ba、W、Tl、Pb、Bi、Th、U、Nb、Ta、Zr、Hf、B）。利用原子荧光光谱法（AFS）测定煤中Se、As、Hg的含量。微量元素采用低压密闭溶样法进行预处理，即先准确称取 50 mg样品放入 25 mL TFM消解罐中；加入 1 mL氢氟酸，3 mL硝酸，1 mL高氯酸；加盖在低温电热板上于125 ℃加热消解 24 h；用 1%硝酸提取至50 mL容量瓶中，稀释适当倍数后利用ICP-MS（Finnigan MAT 公司，ELEMENT 型）进行微量元素测定。主量元素含量的测试委托中国科学院山西煤炭化学研究所完成，利用X射线荧光光谱法（XRF）测定11种主量元素氧化物（SiO2、Al2O3、Fe2O3、MgO、CaO、Na2O、K2O、MnO、TiO2、P2O5、FeO）（表1），测试方法严格依照无机元素的测定、波长色散XRF和熔融玻璃片法进行。先去除煤中的有机质干扰，具体操作步骤为：准确称取 1 g 于铂金坩埚（95% Pt+5% Au）中，置于马弗炉中，温度设定为 650 ℃，升温 1 h，保持 0.5 ～ 1 h，得到烧失量，再用X射线荧光光谱仪（PW2404）测定煤灰中的常量元素，并换算成煤中的常量元素含量。
表 1 塔山井田微量元素Sr含量与主量元素含量Table 1. Sr concentration and major element content from Tashan coal mine样品 Sr含量/（μg·g−1） 含量/% SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO Na2O K2O MnO TiO2 P2O5 FeO T1 1 649 9.61 6.56 1.27 2.41 5.86 0.14 0.13 0.022 0.15 0.332 0.57 T2 1 452 6.73 6.40 0.48 0.63 1.63 0.07 0.16 0.009 0.11 0.297 0.2 T3 2 318 6.44 6.07 0.33 0.43 1.35 0.07 0.07 0.006 0.13 0.425 0.25 T4 3 067 6.86 7.17 0.03 0.05 0.18 0.05 0.02 bdl 0.07 0.484 0 T5 85 6.66 6.13 0.53 0.24 0.61 0.03 0.05 0.008 0.12 0.027 0.35 T6 1 839 4.59 4.86 0.04 0.05 0.21 0.03 0.02 bdl 0.03 0.335 bdl T7 2 618 5.43 5.26 0.04 0.05 0.27 0.04 0.04 bdl 0.04 0.430 bdl T8 108 3.47 3.22 0.13 0.10 0.58 0.02 0.03 0.004 0.10 0.030 0.1 T9 57 2.80 3.09 0.49 0.29 1.22 0.02 0.02 0.010 0.04 0.191 0.4 T10 24 2.85 2.74 1.84 0.27 1.74 0.01 0.02 0.020 0.06 0.009 0.94 T11 2 110 4.72 4.83 bdl 0.04 0.22 0.04 0.02 bdl 0.04 0.373 bdl T12 36 5.11 4.53 0.04 0.07 1.15 0.01 0.03 bdl 0.03 0.016 bdl T13 36 4.16 3.85 2.08 0.19 1.25 0.02 0.04 0.015 0.07 0.012 0.7 T14 30 6.97 6.20 0.06 0.06 1.00 0.02 0.03 0.004 0.06 0.013 bdl T15 2 729 8.20 8.24 0.08 0.07 0.29 0.03 0.03 bdl 0.34 0.455 bdl T16 485 3.44 4.31 0.59 0.13 2.48 0.02 0.03 0.007 0.04 0.080 0.36 10 号 612 — — — — — — — — — — — 11 号 712 — — — — — — — — — — — 12 号 619 — — — — — — — — — — — 注：bdl表示低于检测下限，数据引自文献[21]。 2.3 逐级化学提取试验
选取Sr含量大于100 μg/g的样品T1、T2、T3、T4、T5、T6、T7、T8、T9、T11、T15和T16，参考并改进FINKELMAN等[15]建立的逐级化学提取流程，完成原煤样品逐级化学提取（图3）。具体步骤如下：
1）准确称取 5 g原煤样品置于 50 mL离心管中进行连续提取，加入 35 mL去离子水，于室温充分振荡 18 h，于离心机中
3500 r/min离心 20 min，将上清液进行抽滤，测滤液中的微量元素，滤液中所含元素即煤中的水溶态元素，离心后和抽滤后滤纸上的固体残留物于 40 ℃烘干 24 h，确认固体残留物质量恒定后进行记录，固体残留物用于下一步操作。2）固体残留物中加入 35 mL醋酸铵（1 mol/L），重复第1步中的振荡、离心、抽滤和烘干操作，测滤液中的微量元素，滤液中所含元素即煤中的离子交换态元素，固体残留物用于下一步操作。
3）向固体残留物中加入 35 mL盐酸（3 mol/L），重复第1步中的振荡、离心、抽滤和烘干操作，测滤液中的微量元素，滤液中所含元素即煤中的碳酸盐结合态元素，固体残留物用于下一步操作。
4）向固体残留物中加入体积分数为48%的氢氟酸，重复第1步中的振荡、离心、抽滤和烘干操作，测滤液中的微量元素，滤液中所含元素即煤中的硅酸盐结合态元素，固体残留物用于下一步操作。
5）向固体残留物中加入 35 mL硝酸（0.2 mol/L），重复第1步中的振荡、离心、抽滤和烘干操作，测滤液中的微量元素，滤液中所含元素即煤中的黄铁矿结合态元素，固体残留物用于下一步操作。
6）剩余样品中的元素为有机结合态（残渣态）元素。
2.4 扫描电镜分析
制备粉煤光片的过程是称取10 g煤样倒入冷胶模具槽内，将不饱和聚酯树脂倒入每个煤样槽内7 g，边倒边搅拌，使煤、胶均匀混合，搅拌至胶变稠到可以阻止煤粒下沉时停止搅拌，放置约2 h。使用扫描电子显微镜（Hitachi SU8010，1 kV和20 kV加速电压）和能量色散X射线光谱仪（SEM-EDS）对粉煤光片进行显微观测，默认成像模式为背散射电子探头模式。利用美国FEI Quanta FEG 450 带能谱的扫描电子显微镜（SEM-EDS）对所采集的样品进行显微观测。每个样品均选取 1 cm3大小的立方块进行SEM观察，以保证微观尺度上代表该类煤样结构的特征。试验前，挑选抛光之后的粉煤光片和样品相对平整的自然断面作观察面，用洗耳球吹去表面附着物，放置于真空器中对样品表面镀金导电层。将置备好的样品置于仪器内真空脱除20 min后由低倍至高倍逐步进行SEM观察。
3. 结果与讨论
3.1 元素相关性分析
利用SPSS软件根据元素间的皮尔逊相关性，使用双变量相关分析法对塔山井田5222回风巷16个煤样中的主量、微量元素的相关性进行了分析研究，并使用相关系数r值表征。
综合表2、图4和图5来看，无论是在接触变质煤还是正常煤中，Sr都与P2O5显著相关，相关系数分别是0.982和0.961，表明其可能主要赋存于含磷矿物（如磷灰石）中。同时在接触变质煤和正常煤中，Sr与Al2O3的相关系数分别是0.650和0.652，判断其可能和黏土矿物有关。
表 2 煤中主量元素与Sr相关系数（ r 值）Table 2. Correlation coefficients between major elements and Sr in coal samples变量 正常煤中Sr 接触变质煤中Sr SiO2 0.538 −0.012 Al2O3 0.652 0.650 Fe2O3 −0.472 −0.414 MgO −0.581 −0.090 CaO −0.683 −0.074 Na2O 0.890 0.182 K2O 0.119 −0.211 MnO −0.622 0.421 TiO2 0.434 −0.503 P2O5 0.961 0.982 FeO −0.533 −0.536 3.2 煤的矿物学分析
磷灰石是煤中最常见的含磷矿物之一[13]，一般和黏土矿物紧密共生，充填在有机质的孔隙中或者有机显微组分的胞腔中[23]。王佳美通过扫描电镜发现山西高阳9-10-11号煤中的磷灰石，大多为氟磷灰石，充填于胞腔之中[24]。康健研究发现乌海煤中的绝大部分磷灰石，单独或者与高岭石一起充填在有机质的孔隙中或者有机显微组分的胞腔中[25]。在样品T3中观测到含Sr高岭石球粒填充在丝质体孔隙中（图6a）和含Sr高岭石填充在显微组分的胞腔中（图6d），图6b和6e中的黑点代表Sr的位置，图6c和6f分别是图6a和6d中所选区域的特写镜头。在样品T2中观测到呈六方柱形的矿物被黏土矿物包围（图7a），从扫描电镜能谱图中的Ca、P、Sr、F（图7e）可判断该矿物是氟磷灰石，氟磷灰石是常见的钙氟磷酸盐矿物，其化学式是Ca5(PO4)3F，常呈六方柱形或六方锥状，不易吸附。在样品T4和T16中观测到呈细小分散粒状的矿物嵌入在黏土矿物中（图7b、7c、7d），从扫描电镜能谱图中的Sr、P、Ca（图7f、7g、7h、7j）可判断该矿物是羟基磷灰石，羟基磷灰石的化学式是Ca10(PO4)6(OH)2，由于Sr2+和Ca2+是同主族元素，化学性质与电荷排列相似，所以Sr2+很容易取代了羟基磷灰石中的Ca2+（Sr2+置换磷灰石中的Ca2+），从而对羟基磷灰石进行了掺杂改性。从图7c中D点的能谱图中的Si、Al、O可以判断其为黏土矿物（图7h），黏土矿物是吸附性强的多孔介质，这也是磷灰石嵌入在黏土矿物中的原因。由此可见，扫描电镜的结果与相关分析的结果相吻合，微量元素Sr赋存在磷酸盐（氟磷灰石、羟基磷灰石）矿物中。
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3.3 煤中Sr元素的化学形态
逐级化学提取试验是间接研究煤中微量元素赋存状态的方法之一，在一定程度上可以反映元素的共生组合、相互关系。一种微量元素可以以多种赋存状态存在，而多种微量元素又可以以同一种赋存状态存在。以往研究表明，对于大多数元素而言，即使在单个煤层内，其赋存状态也存在显著差异[15]。用不同溶蚀或交换强度的化学试剂按从弱到强的顺序依次去溶蚀或交换样品，将固体样品中的微量元素特别是金属元素选择性地提取到待定溶液中，然后测定溶液中该金属元素的含量，从而确定其在样品中的赋存状态，使赋存状态的研究定量化。
逐级化学提取结果如图8和表3所示，可以发现在接触变质煤T1—T5中，硅酸盐结合态(46.28%) >有机结合态(29.23%) >黄铁矿结合态(16.99%) >碳酸盐结合态(6.28%) >离子结合态(0.93%) >水溶态(0.39%)，Sr主要赋存在硅酸盐结合态中，有机结合态和黄铁矿结合态也有少量分布；在正常煤中，硅酸盐结合态(65.36%) >有机结合态(22.04%) >黄铁矿结合态(8.81%) >碳酸盐结合态(2.69%) >离子结合态(0.87%) >水溶态(0.23%)，Sr主要赋存在硅酸盐结合态中，其次赋存在有机结合态中。
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图 8 元素Sr逐级化学提取试验结果Figure 8. Experimental results of step chemical extraction of element Sr表 3 煤样中不同赋存状态Sr的占比Table 3. Proportion of Sr with different occurrence states in coal samples% 样品编号 水溶态 离子交换态 碳酸盐结合态 硅酸盐结合态 黄铁矿结合态 有机结合态 T1 0.19 1.30 13.04 41.30 14.80 29.37 T2 0.23 0.98 5.62 56.57 8.11 28.49 T3 0.47 0.55 5.77 34.83 14.05 44.33 T4 0.08 0.08 2.31 32.21 40.86 24.46 T5 1.01 1.72 4.65 66.51 6.62 19.49 T6 0.09 0.08 1.83 65.59 15.00 17.41 T7 0.03 0.03 0.40 81.00 8.17 10.37 T8 0.87 4.36 1.69 44.59 3.56 44.93 T9 0.18 0.27 2.07 74.50 5.90 17.08 T11 0.05 0.04 1.32 85.21 4.18 9.20 T15 0.13 0.17 5.00 36.00 23.02 35.68 T16 0.25 1.16 6.50 70.63 1.82 19.64 接触变质煤均值 0.39 0.93 6.28 46.28 16.99 29.23 正常煤均值 0.23 0.87 2.69 65.36 8.81 22.04 对8个固体残留物进行主量元素氧化物含量的测定，结果见表4，在T4-1、T4-2、T4-3、T15-1、T15-2、T15-3中，SiO2、P2O5和Al2O3的含量无明显变化，但是T4-4的SiO2的质量分数从6.1%减少到1.0%，P2O5的质量分数从3.0%减少到0.36%，Al2O3的质量分数从4.6%减少到0.25%。样品T15和T4一致，T15-4的SiO2的质量分数从7.2%减少到0.82%，P2O5的质量分数从4.3%减少到0.21%，Al2O3的质量分数从6.2%减少到0.22%，可以看出其含量显著减少，表明HF的加入造成残留物中SiO2、P2O5和Al2O3的含量下降，其原因主要为HF溶解了残留物中的磷灰石（$\text{PO}_{4}^{3-} $）[26-27]和黏土矿物。逐级化学提取试验的结果显示，大量的Sr在加入HF后被释放至溶液中，证明Sr的赋存状态主要与硅酸盐矿物和磷灰石有关。由于SEM-EDS结果表明，Sr赋存在磷灰石中，磷灰石被黏土矿物包围，且煤中最常见的矿物是黏土矿物，这也是逐级化学提取结果Sr主要赋存在硅酸盐结合态的原因。综合相关分析和SEM-EDS结果，Sr主要赋存在磷灰石中，磷灰石与黏土矿物紧密交互共生。
表 4 T4、T15中主量元素含量Table 4. Content of major elements in T4 and T15% 样品编号 SiO2 Al2O3 Fe2O3 MgO CaO Na2O K2O MnO2 TiO2 P2O5 T4-1 6.0 4.6 0.53 0.21 1.5 0.05 0.04 138 0.11 3.2 T4-2 6.0 4.5 0.48 0.19 1.0 0.06 0.04 116 0.11 3.0 T4-3 6.1 4.6 0.18 bdl 0.15 0.04 0.04 39 0.11 3.0 T4-4 1.0 0.25 0.06 bdl 0.17 0.02 bdl 13 0.05 0.36 T15-1 7.2 6.2 0.17 bdl 0.19 0.01 0.02 30 0.14 4.4 T15-2 7.3 6.4 0.17 bdl 0.13 0.03 0.03 10 0.14 4.4 T15-3 7.2 6.2 0.17 bdl 0.10 0.05 0.02 22 0.13 4.3 T15-4 0.82 0.22 0.12 bdl 0.11 0.04 bdl 18 0.06 0.21 注：bdl表示低于检测下限。 3.4 岩墙中Sr元素分析
Sr是低场强的大离子亲石元素（大半径且低电价阳离子的元素），不相容元素，岩墙10 号、11 号、12 号中Sr含量分别是612、712、619 μg/g，约分别为原始地幔中的Sr含量（21.1 μg/g）[28]的29、34、29倍。图9是微量元素原始地幔标准化蜘网图，可以看出在岩墙10、11、12 号中Sr元素并不富集，Sr的赋存成因与岩墙是否有关有待进一步研究。
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图 9 火成岩微量元素原始地幔标准化配分曲线Figure 9. Original mantle normalized partition curve of trace elements in igneous rocks4. 结 论
1）煤中氟磷灰石呈六方柱状被黏土矿物包围，羟基磷灰石细小分散，嵌入在黏土矿物中，微量元素Sr赋存在磷酸盐矿物（氟磷灰石、羟基磷灰石）中。
2）在接触变质煤和正常煤中，Sr与P2O5显著相关，即Sr主要赋存于含磷矿物中；Sr与Al2O3中度相关，即Sr可能和黏土矿物有关。Sr主要以硅酸盐结合态、少量有机结合态的形式存在于煤中，Sr的赋存状态主要与硅酸盐矿物和磷灰石有关。
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图 6 贯通后回撤通道顶板应力分布
Figure 6. Stress distribution of roof of recovery room after penetration
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图 7 采空区下回撤通道顶板裂隙演化规律
Figure 7. Roof fracture evolution law of recovery room under goaf
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图 8 煤柱下回撤通道顶板裂隙演化规律
Figure 8. Roof fracture evolution law of recovery room under coal pillar
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图 11 煤柱下方和强剪切区下方回撤通道支护示意
Figure 11. Support schematic diagram of recovery room under pillar or shear zone
表 1 煤岩层赋存特征
Table 1 Occurrence characteristics of coal and rock strata
岩性 厚度/m 埋深/m 岩性描述 细、中、粉砂
岩互层— 413 厚层状，细粒砂状结构，具水平层理 中粒砂岩 3.5 417 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 砂质泥岩 2.1 420 层理发育，性脆，具水平微波状层理 煤1 1.8 422 黑色，块状及沫状，半亮煤，镜煤 砂质泥岩 5.9 430 巨厚层状，性脆，具水平微波状层理 中粒砂岩 3.2 433 中粒砂状结构，裂隙较发育，坚硬 煤2上 4.2 437 黑色，镜煤，含4～6层夹矸 煤2下 2.4 440 黑色，块状及沫状，半亮型，镜煤 铝质泥岩 5.3 445 薄层状，泥质结构，致密性脆，松软 粉砂岩 — 450 巨厚层状，性脆，裂隙发育，松软 
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表 2 煤岩层物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of coal strata
岩层 层厚/m 容重/（kg·m−3） 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 内摩擦角/（°） 黏聚力/MPa 抗拉强度/MPa 上覆岩层 — 2 500 10.9 8.1 32 3.75 1.99 中粒砂岩 3.5 2 380 3.3 2.5 35 3.15 0.85 砂质泥岩 2.1 2 461 6.1 3.5 29 1.51 0.65 煤1 1.8 1 380 4.9 2.1 20 1.25 0.15 砂质泥岩 5.9 2 461 6.1 3.5 24 1.51 0.65 中粒砂岩 3.2 2 620 3.3 2.5 28 2.95 0.68 煤2上 4.2 1 210 3.9 1.0 19 0.65 0.15 煤2下 2.4 1 380 4.9 2.1 18 1.25 0.15 铝质泥岩 5.3 2 361 6.2 3.6 30 1.85 1.65 下伏岩层 — 2 500 9.8 7.8 30 2.95 2.90
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表 3 节理物理力学参数
Table 3 Physical and mechanical parameters of joint
岩层 法向刚度/
GPa切向刚度/
GPa黏聚力/
MPa内摩擦角/
（°）抗拉强度/
MPa上覆岩层 6.77 5.71 2.86 23.60 1.20 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 煤1 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 砂质泥岩 4.35 2.98 1.32 19.12 0.95 中粒砂岩 5.76 3.56 2.12 20.20 1.02 煤2上 1.25 0.50 0.67 17.56 0.18 煤2下 1.76 0.70 0.75 18.24 0.24 铝质泥岩 9.12 5.86 2.45 20.40 2.15 下伏岩层 10.25 3.65 2.64 24.14 2.02
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