呂兆海

(1.神華寧夏煤業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司，寧夏自治區(qū)銀川市，750004;2.西安科技大學(xué)能源學(xué)院，陜西省西安市，710054 )

工作面開采穿越斷層期間易發(fā)生漏矸和冒頂片幫等災(zāi)害，制約礦井安全生產(chǎn)，進(jìn)行煤巖體穩(wěn)定性控制研究尤為重要。王兆會、楊敬虎等構(gòu)建斷層構(gòu)造區(qū)高幫煤壁力學(xué)模型，得出煤壁片幫的破壞判據(jù)。李志華通過FLAC軟件分析了工作面推進(jìn)過程中斷層產(chǎn)狀對頂板巖體的影響程度。伍永平等研究了長壁工作面覆巖結(jié)構(gòu)與支架穩(wěn)定性關(guān)系，給出了動(dòng)力學(xué)計(jì)算方程和判斷準(zhǔn)則。鞠金峰等對大柳塔煤礦7.0 m工作面端面漏冒進(jìn)行實(shí)測，揭示了端面漏冒的機(jī)理并提出控制對策。鄭建偉等通過鉆孔探測，得出巷道臨界失穩(wěn)范圍為2.32 m。注漿加固破碎煤體是防治工作面片幫冒頂?shù)挠行侄巍６胖君埖炔捎没瘜W(xué)注漿材料加固斷層破碎區(qū)域巷道圍巖。韓繼歡等采取雙液水泥-水玻璃調(diào)配漿液對涌水區(qū)域進(jìn)行超前注漿。韓玉明等采取超前預(yù)注漿加固技術(shù)，減小巷道圍巖受開采擾動(dòng)破壞程度。綜上所述，眾多學(xué)者針對斷層區(qū)域煤巖體穩(wěn)定性控制提出并采用了相關(guān)措施，考慮到斷層區(qū)域煤巖體失穩(wěn)致災(zāi)類型較多及其內(nèi)在機(jī)理的復(fù)雜性，有必要開展煤巖體多種控制措施的控制機(jī)理研究并將其整合分類，實(shí)現(xiàn)斷層區(qū)域煤巖體穩(wěn)定性控制措施的針對性制定與實(shí)施。

1 工作面開采現(xiàn)狀

西部礦區(qū)煤層賦存環(huán)境復(fù)雜，工作面推進(jìn)頻頻穿越斷層，尤其是開采擾動(dòng)下斷層區(qū)域復(fù)雜煤巖體失穩(wěn)與卸荷易誘發(fā)工作面煤巖體大范圍冒落，嚴(yán)重制約現(xiàn)場安全開采。寧東礦區(qū)清水營煤礦主采2#煤層，工作面開采條件復(fù)雜，受斷層、裂隙、節(jié)理等因素影響，煤巖體力學(xué)性質(zhì)與強(qiáng)度劣化；在強(qiáng)載荷作用下，開采區(qū)域出現(xiàn)煤巖體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度畸變、斷層活化失穩(wěn)、大尺度片幫冒頂，甚至造成工作面潰水潰沙。同時(shí)工作面煤層屬 Ⅰ 類易自燃煤層(發(fā)火期42 d)，由于煤體松散度高、遺煤量大，容易形成良好的蓄氧(熱)條件，加之過斷層期間工作面推進(jìn)緩慢，進(jìn)而造成煤層自然發(fā)火、有害氣體超限等問題。斷層開采擾動(dòng)區(qū)煤巖體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)災(zāi)變情況如圖1所示。

圖1 斷層開采擾動(dòng)區(qū)煤巖體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)災(zāi)變

工作面與斷層全面接觸的過程，是斷層活化的高發(fā)階段，采動(dòng)壓力與頂板殘余靜壓相互疊加，使得頂板壓力急劇增大，導(dǎo)致采場內(nèi)錨桿失效、片幫冒落、倒架等災(zāi)害。斷層影響范圍風(fēng)巷揭露51 m、機(jī)巷揭露18 m，落差為1.8～4.9 m，斷層面沿走向機(jī)巷超前風(fēng)巷27.7 m。工作面過斷層區(qū)域開采空間方位如圖2所示。

圖2 清水營煤礦開采擾動(dòng)區(qū)概況

2 煤巖體失穩(wěn)災(zāi)變概率分析

根據(jù)地質(zhì)勘探資料，2#煤層頂?shù)装鍘r層結(jié)構(gòu)多為互層狀，強(qiáng)度低、堅(jiān)固性差，屬軟弱類巖層；巖性以砂巖及粉砂巖為主，易風(fēng)化，抗水浸能力極差。工作面開采范圍內(nèi)斷層分布廣泛，煤巖體內(nèi)部裂隙數(shù)量多、密度大，錯(cuò)綜交織，致使煤巖體力學(xué)強(qiáng)度降低，加劇了斷層區(qū)域工作面及巷道巖層穩(wěn)定性弱化。斷層開采擾動(dòng)區(qū)圍巖強(qiáng)度低、裂隙發(fā)育度高，在高集中應(yīng)力作用下，發(fā)生冒頂、片幫、煤巖體失穩(wěn)等動(dòng)力災(zāi)害的幾率與嚴(yán)重程度劇增。斷層附近煤巖體原本處于極限平衡狀態(tài)，受采動(dòng)影響煤巖體內(nèi)應(yīng)力發(fā)生畸變的可能性加大。一是當(dāng)工作面推進(jìn)至斷層區(qū)時(shí)，原本處于完整狀態(tài)的煤巖轉(zhuǎn)變?yōu)橄鄬ζ扑榈纳Ⅲw結(jié)構(gòu)，加上斷層區(qū)附近應(yīng)力重新分布，極易在局部形成高應(yīng)力集中區(qū)，從而引起工作面頂板發(fā)生大范圍垮落運(yùn)動(dòng)；二是斷層在開采擾動(dòng)作用下發(fā)生滑動(dòng)，致使斷層整體失穩(wěn)從而發(fā)生斷層沖擊礦壓。

3 斷層區(qū)覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機(jī)制分析

3.1 鄰近斷層“支架—圍巖”結(jié)構(gòu)

開采擾動(dòng)下工作面覆巖破壞經(jīng)歷沿層理弱面離層、彎曲下沉、逐層折斷3個(gè)階段，原巖應(yīng)力及巖體轉(zhuǎn)動(dòng)所形成的水平擠壓力是破斷頂板結(jié)構(gòu)成拱的必要條件。咬合點(diǎn)位置水平擠壓力所形成的摩擦力阻礙巖塊的滑落，當(dāng)水平擠壓力所形成的摩擦力等于剪切力時(shí)，拱結(jié)構(gòu)處于極限平衡狀態(tài)，拱式平衡結(jié)構(gòu)及受力分析如圖3所示。

圖3 拱結(jié)構(gòu)力學(xué)模型

以Fs與T作用點(diǎn)為原點(diǎn)建立坐標(biāo)系，F(xiàn)s作用

在原點(diǎn)位置，力矩為0，在水平推力T的作用下，破斷頂板在水平方向保持相對靜止，文中僅考慮破斷頂板的下沉。在垂直方向上由平衡條件可得：

(1)

式中：P——支架工作阻力，kN；

T——基本頂破斷巖塊鉸接點(diǎn)水平推力，kN；

Fs——基本頂破斷巖塊鉸接點(diǎn)摩擦力，kN；

S——煤壁支撐應(yīng)力，kN；

q1——基本頂上部巖層載荷，kN；

q2——冒落矸石支承載荷，kN；

l0——基本頂破斷巖塊長度，m；

l1——冒落矸石對巖塊的有效作用長度，m；

l2——支架有效作用載荷到破斷點(diǎn)的距離，m；

l3——煤壁支承應(yīng)力到破斷點(diǎn)的距離，m；

h——基本頂厚度，m；

γ——基本頂容重，kN/m3；

Pn——斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力，kN；

Pτ——斷層對基本頂破斷巖塊切向約束力，Pτ=Pntanφ，kN；

φ——摩擦角，(°);

θ——巖層斷裂角，(°)。

則斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn可表示為：

(2)

3.2 斷層擠壓結(jié)構(gòu)失穩(wěn)

斷層擠壓冒頂力學(xué)模型見圖4。

由圖4力學(xué)模型可得：

式中：φ——內(nèi)摩擦角，(°)；

σz——法向應(yīng)力，MPa；

h0——斷層沿走向單元寬度，m；

τ——巖石抗剪強(qiáng)度，MPa；

c0——內(nèi)聚力，MPa。

將式(4)帶入式(3)可得：

(5)

同時(shí)，根據(jù)摩爾-庫倫準(zhǔn)則可得：

(6)

對式(6)求微分可得：

(7)

圖4 斷層擠壓冒頂力學(xué)模型

將式(5)帶入式(7)可得：

(8)

對式(8)積分可得：

(9)

式中：C——積分常數(shù)。

根據(jù)圖4所示斷層擠壓冒頂力學(xué)模型可得其對應(yīng)的邊界條件為：

σx|x=0=0

(10)

則根據(jù)邊界條件和σx和σz之間的關(guān)系，積分常數(shù)C可表示為：

(11)

將式(11)帶入式(9)可得z方向的法向應(yīng)力σz可表示為：

(12)

則臨界狀態(tài)下斷層所能承受的極限載荷Pc：

(13)

式中：β——斷裂面與垂直面所成夾角，(°)。

將式(12)帶入式(13)并積分，可得極限載荷Pc：

(14)

斷層擠壓冒頂?shù)呐袛鄺l件可表示為：

Pn>Pc。斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn大于臨界狀態(tài)下斷層所能承受的極限載荷Pc，頂板巖層處于拉應(yīng)力區(qū)，在該區(qū)域微裂隙作用加之開采擾動(dòng)，頂板巖層易發(fā)生滑落失穩(wěn)，需加強(qiáng)該區(qū)域防范控制。

4 煤巖體協(xié)同控制方法

斷層開采擾動(dòng)區(qū)的煤巖體災(zāi)變過程是以一定的物質(zhì)、能量、信息等載體形式反饋，體現(xiàn)了由量變到質(zhì)變的演化過程，具有“鏈?zhǔn)叫?yīng)”。斷層區(qū)域煤巖體災(zāi)變趨勢不可逆，但災(zāi)變過程可控。針對斷層區(qū)開采擾動(dòng)下復(fù)雜煤巖體災(zāi)變特點(diǎn)，首先必須認(rèn)識復(fù)雜煤巖體災(zāi)害鏈形成內(nèi)因、表現(xiàn)形態(tài)、演變特征，然后建立斷鏈減災(zāi)模式，確立斷鏈方式和途徑，采取有效、可行的減災(zāi)方案。

4.1 斷鏈減災(zāi)控災(zāi)方法

根據(jù)災(zāi)變階段的發(fā)育特性、構(gòu)成破壞力的程度，在災(zāi)害鏈的孕育階段(形成內(nèi)因)實(shí)施斷鏈減災(zāi)最為有效。根據(jù)斷鏈防災(zāi)控災(zāi)思路，提出以煤巖內(nèi)部控制為主、外部控制為輔的總體控制方法。煤巖內(nèi)部控制在于提高開采擾動(dòng)區(qū)域內(nèi)煤巖體承載能力，外部控制在于施加強(qiáng)約束限制開采擾動(dòng)區(qū)域內(nèi)煤巖體變形。內(nèi)外控制方法的功能性體現(xiàn)為：

σ=σ內(nèi)+σ外+Δσ

(15)

式中：σ——正常開采時(shí)的應(yīng)力值，MPa；

σ內(nèi)——采取內(nèi)部控制方法后的應(yīng)力升高值，MPa；

σ外——采取外部控制方法后的應(yīng)力升高值，MPa；

Δσ——應(yīng)力偏差值，MPa。

在工作面正常開采時(shí)，內(nèi)外控制方法的效應(yīng)概化情況如圖5所示。煤巖體應(yīng)力曲線a小幅波動(dòng)，當(dāng)遇到斷層時(shí)，應(yīng)力曲線如b所示，應(yīng)力值出現(xiàn)明顯的大幅下降，最低點(diǎn)值為σ斷，通過內(nèi)部控制提高σ內(nèi)值，內(nèi)部控制實(shí)施后煤巖體內(nèi)部的應(yīng)力曲線如c所示；通過外部控制提高σ外值，外部控制實(shí)施后的應(yīng)力曲線如d所示，通過內(nèi)外部控制方法，斷層區(qū)域的應(yīng)力曲線經(jīng)過b→c→d三個(gè)階段，不斷提高斷層開采擾動(dòng)區(qū)煤巖體的強(qiáng)度，使斷層區(qū)域煤巖體內(nèi)部應(yīng)力逐漸接近正常開采時(shí)的σ值，從而保障開采期間煤巖體內(nèi)部應(yīng)力的均勻分布，規(guī)避斷層區(qū)域應(yīng)力突降引發(fā)的煤巖體垮落失穩(wěn)等災(zāi)害。

煤巖體內(nèi)外控制方法實(shí)施后應(yīng)力無法完全恢復(fù)到原有應(yīng)力σ的水平狀態(tài)，也就是說σ內(nèi)+σ外與σ存在一定的偏差，偏差值用Δσ表示。內(nèi)外控制方法功能實(shí)現(xiàn)基本判據(jù)是：σ內(nèi)+σ外≥σc。內(nèi)外控制方法實(shí)施后只需保障該區(qū)域開采期間的穩(wěn)定即可，即σ內(nèi)+σ外能夠滿足保障該區(qū)域煤巖體穩(wěn)定所允許的最小應(yīng)力(正常區(qū)域煤巖體的粘聚力σc)。

圖5 內(nèi)外控制方法的效應(yīng)概化

4.2 煤巖體內(nèi)部耦合調(diào)控

煤巖體內(nèi)部控制方法采取錨桿+注漿共同提高煤巖體承載能力。在錨桿和漿液的協(xié)同控制下，錨注加固圈內(nèi)的圍巖結(jié)構(gòu)形成了一個(gè)彈性環(huán)狀承載結(jié)構(gòu)。錨桿施工適用于頂板及煤壁失穩(wěn)煤巖體，可用金屬錨桿將易冒落巖體懸吊在深部穩(wěn)定的巖層上，控制頂板的下沉和離層；當(dāng)工作面或巷道煤壁片幫嚴(yán)重，可在煤幫側(cè)打設(shè)錨桿，提高錨固體整體強(qiáng)度，減少圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)的進(jìn)一步發(fā)展。注漿可快速充填圍巖裂隙、固結(jié)松散體，能夠改善斷層開采擾動(dòng)區(qū)煤巖體力學(xué)性能，提高煤巖體結(jié)構(gòu)承載能力。

4.2.1 注漿控制

以煤巖內(nèi)部控制為主導(dǎo)，其中內(nèi)部控制又以注漿加固為決定性手段。采用鉆機(jī)設(shè)備施工鉆孔，孔徑為?42 mm，孔深3.2 m(滲透半徑)，鉆孔作業(yè)結(jié)束后，沿鉆孔布置6#注漿管，用注漿材料充填加固工作面頂板及煤幫松散煤巖體。

4.2.2 施工錨桿+錨索控制

錨桿(索)能夠很好地加固圍巖，提供給斷層區(qū)破碎煤巖體一定的內(nèi)部“約束”，錨桿可有效控制淺部松散煤巖的離層和擴(kuò)散，錨索將破碎煤巖體與深部穩(wěn)定巖層結(jié)構(gòu)固定為一個(gè)承載整體。針對工作面開采擾動(dòng)區(qū)范圍，采用屈服強(qiáng)度≥400 MPa的高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，強(qiáng)化煤巖弱結(jié)構(gòu)面，形成有效的內(nèi)承載結(jié)構(gòu)；采用桁架錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，通過大直徑、大長度錨索錨固在深層穩(wěn)定圍巖中，對外承載結(jié)構(gòu)施加較大徑向支承力，進(jìn)而保障外承載結(jié)構(gòu)穩(wěn)定堅(jiān)固。

工作面開采擾動(dòng)區(qū)的錨桿、錨索施工如圖6所示。支架頂梁上的錨索、錨桿間排距為1.7 m×3 m，間隔布置；支架頂板位置超前施工?20 mm×2500 mm螺紋鋼錨桿，間排距為0.8 m×0.8 m，錨桿錨固力≥50 kN、預(yù)緊力距≥150 N·m；同時(shí)施工?15.24 mm×7300 mm鋼絞線錨索，間排距為1.7 m×3 m，錨索破斷力≥260 kN。煤幫施工?18 mm×2100 mm圓鋼錨桿，間排距為0.8 m×0.8 m，錨桿錨固力≥50 kN、預(yù)緊力距≥120 N·m。

圖6 煤巖結(jié)構(gòu)內(nèi)部錨桿+錨索強(qiáng)約束示意圖

4.3 煤巖體外部限變與約束控制

工作面回采過程中，前方煤壁位于壓力升高區(qū)，容易造成片幫，進(jìn)而誘發(fā)頂板下挫式破壞，產(chǎn)生作用于下覆空間的下滑力，在不采取治理措施的情況下將演化為局部(大范圍)冒頂；高應(yīng)力作用下巷幫支承強(qiáng)度弱化，必須施加強(qiáng)約束遏制斷層擾動(dòng)區(qū)域內(nèi)煤巖變形的趨勢。煤巖體外部控制策略采取架棚、鉸頂、采煤裝備的升級等提高結(jié)構(gòu)的整體性，同時(shí)進(jìn)行采煤工藝相關(guān)參數(shù)的調(diào)整，實(shí)現(xiàn)斷層區(qū)域煤巖體的內(nèi)外兼治。

4.3.1 頂板冒落控制

針對過斷層期間工作面兩巷頂板維護(hù)，施工單體支柱時(shí)必須嚴(yán)格按照“先支后回”的原則，嚴(yán)禁提前卸除單體支柱。斷層區(qū)破碎巷道頂板冒空區(qū)架棚、絞頂作業(yè)如圖7所示，待頂板冒空區(qū)絞頂作業(yè)完成后，由巷道外側(cè)向里側(cè)方向施工25#U鋼支架結(jié)構(gòu)，棚梁間距控制在0.6 m，棚梁之間的鏈接桿必須安裝齊全，并在棚梁、棚腿和肩窩處分別施工錨桿固定(每架4處)；棚梁上方空間用背板和木楔填充，背板間距控制在0.6 m。針對應(yīng)力集中區(qū)域額外施工單體支柱，間排距為0.6 m×1.2 m，支柱初撐力≥6 MPa。

圖7 斷層頂板冒空區(qū)架棚、絞頂加固示意圖

4.3.2 工作面片幫與架前冒落控制

工作面架前煤巖體穩(wěn)定性控制極為重要，現(xiàn)場實(shí)測顯示，在工作面頂板條件較差時(shí)，60%的頂板冒落災(zāi)變發(fā)生在支架頂梁端面區(qū)段內(nèi)，40%的災(zāi)變發(fā)生在移架過程中。當(dāng)遇到煤壁出現(xiàn)嚴(yán)重片幫、頂板大面積懸露時(shí)，必須采取措施提前將支架推移到位，進(jìn)行頂板控制；若遇頂板破碎時(shí)，進(jìn)行帶壓推移支架作業(yè)，確保支架頂梁接頂嚴(yán)密；當(dāng)遇到大縱深片幫冒頂時(shí)，采取穿板梁(鋼梁)、絞頂?shù)阮A(yù)控措施。

4.3.3 單體支柱與護(hù)幫板約束

支架設(shè)計(jì)選型時(shí)，支架側(cè)護(hù)板應(yīng)加寬，頂梁、掩護(hù)梁裝配可伸縮側(cè)護(hù)機(jī)構(gòu)。增大護(hù)幫千斤頂護(hù)幫力，利用支架伸縮前探梁及護(hù)幫裝置，控制煤壁大面積片幫失穩(wěn)。支架伸縮梁行程與采煤機(jī)截割深度協(xié)調(diào)同步動(dòng)作，采煤機(jī)割煤后及時(shí)伸出護(hù)幫機(jī)構(gòu)，實(shí)現(xiàn)煤幫與頂板的協(xié)同控制。工作面設(shè)備停止運(yùn)轉(zhuǎn)后，在刮板輸送機(jī)機(jī)頭、機(jī)尾空頂區(qū)域施工單體支柱進(jìn)行外部控制約束，待下個(gè)班組作業(yè)人員就位，再解除外部約束。

4.3.4 支架載荷調(diào)控

液壓支架選型優(yōu)先考慮支架的結(jié)構(gòu)及荷載，滿足復(fù)雜地質(zhì)條件下的適用性和荷載富余系數(shù)。工作面過斷層期間，提高液壓支架的工作阻力以減少工作面支架端面的應(yīng)力集中，最大工作阻力不僅要能夠平衡直接頂?shù)淖灾?，同時(shí)能滿足較為強(qiáng)烈的頂板來壓時(shí)的變形壓力；加強(qiáng)工作面支架檢修，保證乳化液泵站供液壓力達(dá)到32～35 MPa，保證支架足夠的初撐力。

4.3.5 開采高度限制調(diào)控

由煤壁片幫機(jī)理分析，工作面采高增加，煤壁片幫失穩(wěn)概率隨之增大。針對斷層開采區(qū)頂板破碎，將工作面采高由4.2 m調(diào)整為3.2 m，過斷層期間嚴(yán)格控制割煤高度、采煤機(jī)速度及縱向截割深度，以減少開采擾動(dòng)影響。嚴(yán)格執(zhí)行帶壓移動(dòng)支架、超前推移支架的措施，減少支架立柱收縮行程。

5 內(nèi)外部協(xié)同控災(zāi)效果評估

為反映煤巖體內(nèi)外部協(xié)同控制效果，采用圍巖松動(dòng)范圍測試和可視化圍巖損傷鉆孔窺視系統(tǒng)，對實(shí)施效果進(jìn)行評價(jià)。

5.1 煤巖體松動(dòng)范圍測試分析及評估

聲波在不同介質(zhì)中傳播時(shí)速度存在差異性。未采取控制措施前，煤巖體松散破碎，裂隙分布廣泛，聲波的傳播速度較慢。采取煤巖體內(nèi)部控制方案后，煤巖體應(yīng)力得到提高，裂隙減少，聲波的傳播速度較快。根據(jù)孔深—波速(l-vp)曲線得出松動(dòng)圈范圍，如圖8所示。

由圖中可看出，內(nèi)外部控制方案實(shí)施后圍巖松動(dòng)、松弛范圍在不同部位變化相對較小，這說明煤巖體較完整，在0～1.2 m范圍內(nèi)出現(xiàn)了較明顯的波速降低，調(diào)出1.2 m、1.5 m 處的聲時(shí)圖，波形整體平滑連續(xù)，沒有較大起伏波動(dòng)，松動(dòng)范圍可確定在1.2 m以下。

5.2 煤巖體內(nèi)部變形觀測及評估

在工作面風(fēng)巷煤幫施工?42 mm鉆孔，孔深2.8 m，采用鉆孔窺視儀觀測煤巖體裂隙分布情況，如圖 9所示。由圖9可以看出，孔深0.7～1.1 m范圍出現(xiàn)2處微小裂隙，孔深1.5～2.8 m范圍結(jié)構(gòu)較為完整。未采取措施前，斷層開采擾動(dòng)區(qū)煤巖體破碎、裂隙孔隙發(fā)育，煤巖體抵抗圍巖深部變形的能力顯著降低；在內(nèi)外部控制方案實(shí)施后，圍巖環(huán)境達(dá)到改善，煤巖體破壞變形趨勢得到控制，鉆孔窺視反饋結(jié)果與圍巖松動(dòng)圈測試結(jié)果相一致。

圖9 不同深度煤巖裂隙分布情況

6 結(jié)論

(1)通過斷層區(qū)域煤巖體災(zāi)變源與特征分析，揭示斷層區(qū)域煤巖體失穩(wěn)機(jī)制，提出了“內(nèi)部耦合+外部約束”協(xié)同控制方法。

(2)煤巖體內(nèi)部耦合控制包括施工錨桿、錨索與注漿控制結(jié)構(gòu)，提高支護(hù)結(jié)構(gòu)與煤巖體相互作用和適應(yīng)能力。煤巖體外部限變與約束控制包括巷道冒落控制、工作面片幫與架前冒落控制、單體支柱與護(hù)幫板支護(hù)、支架載荷和開采高度調(diào)控等。

(3)實(shí)踐表明，斷層區(qū)煤巖體內(nèi)外部控制方案在提高煤巖體自身強(qiáng)度的基礎(chǔ)上加強(qiáng)了煤巖體抵抗變形的外部約束，減少了煤巖體災(zāi)變概率，實(shí)現(xiàn)了斷層區(qū)冒落煤層的壓縮與支撐協(xié)同、煤巖體下沉變形、破壞、失穩(wěn)致災(zāi)過程受限與過程可控，從源頭上實(shí)現(xiàn)了斷鏈減災(zāi)與安全開采。

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