何 團(tuán),魏亞星,張學(xué)亮,孫夢(mèng)田
(1.河北工程大學(xué),河北 邯鄲 056038;2.北京天地瑪珂電液控制系統(tǒng)有限公司,北京 100013)
特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力的形成與巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)具有緊密的相關(guān)關(guān)系,巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)變化的時(shí)間效應(yīng)對(duì)應(yīng)側(cè)向支承壓力的時(shí)效特征,巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)的空間分布形態(tài)對(duì)應(yīng)側(cè)向支承壓力的分區(qū)特征[1-5]。
與中厚及厚煤層分層開(kāi)采相比,特厚煤層綜放開(kāi)采厚度大,覆巖活動(dòng)范圍增大,頂板垮落高度成倍增加,頂煤放出后短時(shí)間內(nèi)煤矸不可能充填滿(mǎn)采空區(qū),巷道沿空側(cè)覆巖長(zhǎng)期運(yùn)動(dòng),最終自下而上地形成垮落帶、裂縫帶、彎曲下沉帶。將垮落帶及裂縫帶覆巖統(tǒng)稱(chēng)為低位覆巖,彎曲下沉帶覆巖統(tǒng)稱(chēng)為高位覆巖,實(shí)際上,側(cè)向支承壓力由低位覆巖產(chǎn)生的載荷及高位未破斷覆巖產(chǎn)生的載荷共同決定。這種載荷傳遞機(jī)制的典型特征是在采空區(qū)側(cè)向煤體中產(chǎn)生內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng),即:由低位覆巖載荷所控制的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng),與高位覆巖載荷相聯(lián)系的外應(yīng)力場(chǎng)。內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)具有典型特征:內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)形成的條件為同時(shí)存在破斷及非破斷覆巖;內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)是伴生關(guān)系,二者同時(shí)存在又此消彼長(zhǎng),在同一開(kāi)采地質(zhì)條件下,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍及應(yīng)力幅值的增大,將導(dǎo)致外應(yīng)力場(chǎng)范圍及應(yīng)力幅值的降低;內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)形成過(guò)程是時(shí)間的函數(shù)。在采動(dòng)影響階段,覆巖破斷進(jìn)程啟動(dòng),此時(shí)覆巖破斷高度較低,側(cè)向支承壓力峰值位置靠近煤壁,側(cè)向支承壓力動(dòng)態(tài)調(diào)整,煤壁向里依次形成應(yīng)力松弛區(qū)(破碎區(qū))、塑性區(qū)、彈性區(qū),該階段側(cè)向支承壓力受控于煤壁的變形、屈服過(guò)程。采動(dòng)影響穩(wěn)定后,覆巖劇烈活動(dòng)期結(jié)束,內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)形成,該階段側(cè)向支承壓力受控于與巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)密切相關(guān)的垮落帶、裂縫帶及彎曲下沉帶覆巖高度、基巖移動(dòng)角、巖層破斷角等因素。
蘆子溝礦3107工作面,埋深350m左右,工作面長(zhǎng)度150m,走向長(zhǎng)度1200m,采用綜放一次開(kāi)采2號(hào)、3號(hào)、5號(hào)復(fù)合特厚煤層,煤層總厚度可達(dá)25m,采用全部垮落法管理頂板。3107工作面南部緊鄰3106采空區(qū),北側(cè)為實(shí)體煤。3107工作面總體呈南西傾向的單斜構(gòu)造,地質(zhì)構(gòu)造中等偏復(fù)雜,傾角1°~5°。工作面鉆孔巖層結(jié)構(gòu)見(jiàn)表1。
結(jié)合蘆子溝礦3107工作面煤層地質(zhì)賦存條件,建立3DEC數(shù)值計(jì)算模型,模型長(zhǎng)×寬×高為400m×150m×275m,模擬工作面長(zhǎng)度150m,采用本構(gòu)關(guān)系為Mohr-Coulumb模型,模型物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。模型邊界采用固定邊約束,左右、前后邊界水平方向固定,底邊界固定垂直位移,頂面為自由面,模型頂部施加130m巖層等效均布載荷,建立的數(shù)值計(jì)算模型如圖1所示。
表1 鉆孔巖層結(jié)構(gòu)
圖1 3DEC數(shù)值計(jì)算模型
巖性容重/(kN·m-3)彈性模量/GPa抗壓強(qiáng)度/MPa抗拉強(qiáng)度/MPa內(nèi)摩擦角/(°)泊松比黏聚力/MPa黏土12.50.00324.200.37 330.430.12長(zhǎng)石砂巖23.121.225.421.70430.2718.35粉砂質(zhì)泥巖24.214.3 29.342.10420.2814.14泥巖23.28.126.631.80350.258.54粉砂巖24.112.543.522.80270.3815.21砂巖23.710.939.122.30380.3112.28煤12.12.6524.710.64 340.164.32
工作面開(kāi)挖完成后,形成的巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)如圖2所示??梢钥闯?,3107特厚煤層綜放工作面開(kāi)采覆巖破斷高度較大,低位裂縫帶與高位裂縫帶間存在明顯界限,巷道沿空側(cè)覆巖整體破斷形態(tài)呈“三角形”。垮落帶破斷覆巖(距煤層頂部0~80m)形成“懸臂梁”結(jié)構(gòu),低位裂縫帶下位破斷覆巖(距煤層頂部80~100m)形成“鉸接巖梁”結(jié)構(gòu),低位裂縫帶上位破斷覆巖(距煤層頂部100~130m)形成多塊鉸接的“砌體梁”結(jié)構(gòu),高位裂縫帶破斷覆巖(距煤層頂部130~200m)形成“懸臂梁”結(jié)構(gòu),更上位為彎曲下沉帶巖層。
圖2 巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)特征
依托形成的特厚煤層綜放開(kāi)采巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu),構(gòu)建巷道沿空側(cè)覆巖載荷傳遞模型,如圖3所示,α為基巖移動(dòng)角;β為巖層破斷角;H1為垮落帶高度;H2為裂縫帶高度;H3為彎曲下沉帶高度;H為煤層埋深。特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力σ由側(cè)向煤體上覆巖層自重應(yīng)力σγ與巷道沿空側(cè)覆巖傳遞過(guò)來(lái)的附加應(yīng)力增量σ1組成,即[1-3]
σ=σγ+σ1
(1)
其中,
(2)
σ1=ΣΔσi
(3)
式中,Δσi(i=1~n)為第i層巷道沿空側(cè)覆巖在側(cè)向煤體中產(chǎn)生的附加應(yīng)力增量;n為巷道沿空側(cè)覆巖層數(shù)。將巷道沿空側(cè)覆巖在側(cè)向煤體中產(chǎn)生的附加應(yīng)力增量Δσi疊加,即可得到側(cè)向煤體附加應(yīng)力σ1。
工作面開(kāi)采過(guò)后,應(yīng)力重新分布,采空區(qū)兩側(cè)煤體上覆巖層大部分仍為彈性體,按彈性體近似計(jì)算,巷道沿空側(cè)懸臂塊體產(chǎn)生的附加載荷Δq在承載巖層表面以均布載荷形式分布,其計(jì)算結(jié)果對(duì)工程仍然具有理論指導(dǎo)意義,如圖4所示。未形成鉸接結(jié)構(gòu)的懸臂塊體,產(chǎn)生的附加載荷為Δqi=Qi/Li;形成“鉸接巖梁”結(jié)構(gòu)的懸臂塊體產(chǎn)生的附加載荷為Δqi=(P+Qi)/Li。其中,Qi為懸臂塊體在采空區(qū)懸露部分所承擔(dān)的上覆軟弱巖層重量及自重之和;Li為懸臂塊體基巖移動(dòng)線(xiàn)至采空區(qū)邊緣煤壁的水平距離;P為鉸接巖塊對(duì)懸臂塊體產(chǎn)生的作用反力。
彎曲下沉帶巖層以?xún)啥恕肮讨Я骸钡男问酱嬖冢ㄟ^(guò)兩端固支點(diǎn)以集中力的形式向下覆煤巖層傳遞載荷。彎曲下沉帶范圍內(nèi)巖層在固支點(diǎn)處產(chǎn)生的集中力Fi為
Fi=(Hicotα+L/2)hiγg
(4)
式中,F(xiàn)i為彎曲下沉帶巖層在支點(diǎn)處產(chǎn)生的集中力;L為工作面長(zhǎng)度;hi為巖層厚度;Hi為巖層距煤層底板的距離;γ為煤巖層容重;g為重力加速度。
彎曲下沉帶巖層在裂縫帶頂部產(chǎn)生的撓曲變形載荷qi為[12]
qi=kmωx
(5)
其中,
(6)
(7)
式中,km為采空區(qū)側(cè)向煤體支承力系剛度,它由頂板巖層、煤層、底板巖層的厚度和彈性模量決定;ha,Ea分別為直接底板表層的厚度和彈性模量;hv,Ev分別為煤層的厚度和彈性模量;hb,Eb分別為頂板的厚度和彈性模量;Li為未破斷堅(jiān)硬巖梁的跨度;q為堅(jiān)硬巖梁承受的載荷;xi為頂板位置;E為“固支梁”的彈性模量;I為“固支梁”的慣性矩。
第i層懸臂塊體附加載荷向側(cè)向煤體M點(diǎn)處附加應(yīng)力傳遞模型如圖5所示,其中,θ為極角,H為巖層距煤層底板的垂直距離,得到第i層懸臂塊體向M點(diǎn)傳遞附加應(yīng)力Δσi/M為
(8)
建立平面問(wèn)題的極坐標(biāo)解答力學(xué)模型,計(jì)算“固支梁”固支點(diǎn)集中力在下覆煤巖層中產(chǎn)生的應(yīng)力分量,如圖6所示,得到“固支梁”固支點(diǎn)集中力在下覆煤巖層中產(chǎn)生的應(yīng)力分量式為
(9)
圖3 巷道沿空側(cè)覆巖載荷傳遞模型
圖4 巷道沿空側(cè)覆巖形成的附加載荷示意
圖5 應(yīng)力求解模型
圖6 固支點(diǎn)集中力在下覆煤巖層中產(chǎn)生的應(yīng)力增量計(jì)算模型
只要采空區(qū)有自由空間,頂板就可能冒落,垮落帶高度Mz1可通過(guò)公式計(jì)算。
(10)
式中,KA為巖層垮落后的碎脹系數(shù),取1.3;SA為未垮落巖層在觸矸處的沉降量,取3m;h為采厚,取25m。
經(jīng)計(jì)算,得到垮落帶高度為73.33m。
特厚煤層綜放開(kāi)采覆巖破壞高度隨采厚的增加快速增大,特別是中硬覆巖的破壞高度和增長(zhǎng)速率明顯大于軟弱覆巖條件,裂縫帶高度Mz2可通過(guò)公式計(jì)算:
(11)
理論計(jì)算得到裂隙帶發(fā)育高度為240.97m。
根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果,得到煤層上方巖層垮落角約為75°。按照采空區(qū)覆巖垮落角75°計(jì)算,裂縫帶發(fā)育高度達(dá)到煤層上方280m巖層附近。
綜合理論計(jì)算及數(shù)值模擬結(jié)果,得到裂縫帶平均發(fā)育高度為260.485m。由此可確定3107特厚煤層綜放工作面垮落帶高度為73.33m,裂縫帶發(fā)育范圍為73.33~260.45m,彎曲下沉帶范圍為260.45~350m,在垮落帶和裂縫帶內(nèi)覆巖活動(dòng)是劇烈的。同時(shí)經(jīng)過(guò)地表移動(dòng)觀(guān)測(cè),得到基巖移動(dòng)角為α=81°。
設(shè)定計(jì)算初始條件為:應(yīng)力集中系數(shù)K=2.5;采厚M=25m;采深H=350m;側(cè)壓系數(shù)A=0.5;摩擦系數(shù)f=0.3;煤層與巖石界面摩擦角φ0=38°,煤層與巖石界面黏聚力C0=0.693MPa。γ煤=14×103N/m3,γ巖層=25×103N/m3,巖層破斷角β=75°,基巖移動(dòng)角α=81°。理論計(jì)算得到3106采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布曲線(xiàn),如圖7所示??梢钥闯觯汗ぷ髅骈_(kāi)采動(dòng)壓影響階段,側(cè)向支承壓力峰值位置距離采空區(qū)14m,支承壓力影響范圍為34m。動(dòng)壓穩(wěn)定后,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)峰值位置距離采空區(qū)16m,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)峰值為23MPa;外應(yīng)力場(chǎng)峰值位置距離采空區(qū)44m,外應(yīng)力場(chǎng)峰值為34MPa。
圖7 側(cè)向支承壓力分布曲線(xiàn)
特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力中存在內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)。中厚及厚煤層分層開(kāi)采,形成的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍較小,并且內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的應(yīng)力幅值相對(duì)較低,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)整體處于低應(yīng)力狀態(tài),沿空側(cè)巷道的布置方式可以選擇沿空留巷、小煤柱留設(shè)方式(將沿空側(cè)巷道布置在內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍內(nèi)),大煤柱留設(shè)方式(將沿空側(cè)巷道布置在原巖應(yīng)力區(qū)范圍內(nèi))。特厚煤層綜放工作面開(kāi)采厚度大,覆巖破斷高度相應(yīng)增大,形成的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍和應(yīng)力幅值相應(yīng)增大,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中也將出現(xiàn)高應(yīng)力集中區(qū)。
垮落帶高度、裂縫帶高度,彎曲下沉帶高度、基巖移動(dòng)角、巖層破斷角是內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)的主控影響因素,建立的側(cè)向支承壓力計(jì)算公式也是以該5因素為主要變量,采深和采厚都是通過(guò)改變這些因素來(lái)影響內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)。特厚煤層綜放開(kāi)采形成的垮落帶及裂縫帶高度相應(yīng)增大,其對(duì)采空區(qū)側(cè)向煤體傳遞的附加載荷增多,這是特厚煤層綜放開(kāi)采內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍及應(yīng)力幅值增大的主因?;谔J子溝礦特厚煤層(25m)綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力計(jì)算實(shí)例及理論分析,提出特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力分區(qū)特征:自采空區(qū)邊緣向里依次劃分為內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)(A)、內(nèi)應(yīng)力集中區(qū)(B)、中間穩(wěn)定區(qū)(C)、外應(yīng)力集中區(qū)(D)、原巖應(yīng)力區(qū)(E),如圖8所示,圖中1,2,3表示沿空側(cè)巷掘進(jìn)位置。
圖8 沿空側(cè)巷道的合理布置位置
可以將沿空側(cè)巷道布置在內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)(A)、中間穩(wěn)定區(qū)(C)、原巖應(yīng)力區(qū)(E),特厚煤層綜放開(kāi)采動(dòng)壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈,不適宜沿空留巷,同時(shí)特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力影響范圍大(60~130m),將沿空側(cè)巷道布置在E區(qū)將浪費(fèi)大量的煤炭資源。綜合考慮特厚煤層綜放開(kāi)采煤炭資源采出率及沿空側(cè)巷道動(dòng)壓顯現(xiàn)特點(diǎn),沿空側(cè)巷道適宜布置在內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)(A)或中間穩(wěn)定區(qū)(C)范圍內(nèi),但若布置在內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)(A),沿空側(cè)巷道留設(shè)初期將經(jīng)受采空區(qū)側(cè)向煤體應(yīng)力調(diào)整期間強(qiáng)動(dòng)壓顯現(xiàn),容易導(dǎo)致沿空側(cè)巷道大變形破壞,因此應(yīng)把握合適的掘巷時(shí)機(jī)。
區(qū)段煤柱煤體多受斷層切割作用,且相鄰采空區(qū)瓦斯及有毒有害氣體富集,小煤柱留設(shè)條件下,煤柱中可能存在貫通裂隙,存在安全隱患。特厚煤層綜放開(kāi)采區(qū)段煤柱受二次采動(dòng)影響強(qiáng)烈,小煤柱留設(shè)條件下,沿空側(cè)巷道圍巖應(yīng)力水平較高,動(dòng)壓影響下小煤柱失穩(wěn)風(fēng)險(xiǎn)加劇。同時(shí)基于下山開(kāi)采防治采空區(qū)積水考慮,區(qū)段煤柱應(yīng)具有良好的隔水性能。結(jié)合3107工作面現(xiàn)場(chǎng)水文、地質(zhì)條件,以及采動(dòng)應(yīng)力特征,確定3107特厚煤層綜放工作面采用大煤柱留設(shè)方式。依據(jù)側(cè)向支承壓力理論計(jì)算結(jié)果,采空區(qū)側(cè)向25~34m范圍內(nèi)煤體應(yīng)力幅值較低,加上沿空側(cè)巷道寬度4.8m,確定3107特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱留設(shè)寬度為30m。
工作面推過(guò)之后,巷道沿空側(cè)覆巖不斷向周邊煤巖體傳遞載荷,巷道沿空側(cè)覆巖運(yùn)動(dòng)及側(cè)向支承壓力的形成皆為時(shí)間的函數(shù)。為獲取3106工作面回采過(guò)程中側(cè)向支承壓力動(dòng)態(tài)演化規(guī)律,超前于3106工作面在煤柱內(nèi)及沿空側(cè)巷道外側(cè)實(shí)體煤內(nèi)沿工作面傾向布置KJ21型鉆孔應(yīng)力監(jiān)測(cè)系統(tǒng),共計(jì)14臺(tái)KSE-Ⅱ型鉆孔應(yīng)力計(jì),在線(xiàn)監(jiān)測(cè)3106采空區(qū)傾向53m范圍內(nèi)煤層垂直應(yīng)力的動(dòng)態(tài)變化情況,KSE-Ⅱ型鉆孔應(yīng)力計(jì)布置方案如圖9所示,監(jiān)測(cè)過(guò)程中14號(hào)鉆孔應(yīng)力計(jì)損壞。
圖9 鉆孔應(yīng)力計(jì)布置方案
圖10 采空區(qū)側(cè)向煤體支承壓力動(dòng)態(tài)演化特征
提取監(jiān)測(cè)期間鉆孔應(yīng)力計(jì)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),統(tǒng)計(jì)匯總采空區(qū)側(cè)向不同位置煤體垂直應(yīng)力數(shù)據(jù),發(fā)現(xiàn)側(cè)向煤體具有階段性及區(qū)間性變化特征,如圖10所示。滯后工作面0~80m階段,不同位置煤體垂直應(yīng)力進(jìn)一步增長(zhǎng),支承壓力應(yīng)力峰值進(jìn)一步增大,支承壓力峰值位置向深部煤體緩慢轉(zhuǎn)移。滯后工作面80~164m階段,0~16m范圍內(nèi)煤體垂直應(yīng)力降低,應(yīng)力峰值向深部煤體緩慢移動(dòng),并且支承壓力峰值降低,更深處煤體應(yīng)力逐步升高。滯后工作面164~260m階段,0~14m范圍內(nèi)煤體應(yīng)力基本保持穩(wěn)定,14~20m范圍內(nèi)煤體垂直應(yīng)力降低,20~30m范圍內(nèi)煤體應(yīng)力緩慢抬升,更深處煤體應(yīng)力明顯增高。滯后工作面260~360m階段,0~20m范圍內(nèi)煤體垂直應(yīng)力基本保持穩(wěn)定,20~30m范圍內(nèi)煤體應(yīng)力略有增加。33~53m范圍內(nèi)煤體增高,但垂直應(yīng)力增速逐漸降低。滯后工作面360m之后,側(cè)向煤體支承壓力逐漸趨于穩(wěn)定。
可以看出,滯后工作面階段,一定時(shí)間范圍內(nèi),覆巖持續(xù)運(yùn)動(dòng),巖層破斷高度逐漸增大,內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)范圍及應(yīng)力幅值都處于動(dòng)態(tài)調(diào)整中,內(nèi)、外應(yīng)力場(chǎng)逐步形成。中厚及厚煤層分層開(kāi)采,裂縫帶發(fā)育高度低,與外應(yīng)力場(chǎng)相比,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)影響程度及影響范圍相應(yīng)較低。隨著煤層開(kāi)采厚度增大,裂縫帶發(fā)育高度逐步增大,特別是針對(duì)3107特厚煤層(25m)綜放工作面煤層地質(zhì)賦存條件,裂縫帶發(fā)育范圍甚至大于彎曲下沉帶范圍,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的影響程度及影響范圍相應(yīng)大幅增大。
二次采動(dòng)期間沿空側(cè)巷道表面位移實(shí)測(cè)結(jié)果如圖11所示。從觀(guān)測(cè)結(jié)果可以看出,二次采動(dòng)期間沿空側(cè)巷道圍巖變形量較大。兩幫最大移近量為1020mm,煤柱側(cè)幫最大移近量為810mm,實(shí)體煤幫最大移近量為210mm,頂板最大移近量為230mm,底板已經(jīng)進(jìn)行拉底。二次采動(dòng)期間沿空側(cè)巷道圍巖變形量較大,局部需要拉底,補(bǔ)打頂、幫錨桿加強(qiáng)支護(hù),但沿空側(cè)巷道圍巖變形總體可控,通風(fēng)斷面滿(mǎn)足要求。
圖11 二次采動(dòng)期間沿空側(cè)巷道圍巖變形實(shí)測(cè)
以蘆子溝礦特厚煤層綜放工作面開(kāi)采為研究背景,在分析特厚煤層綜放開(kāi)采巷道沿空側(cè)覆巖結(jié)構(gòu)特征的基礎(chǔ)上,闡述了特厚煤層綜放開(kāi)采巷道沿空側(cè)覆巖載荷傳遞機(jī)制,構(gòu)建了側(cè)向支承壓力計(jì)算模型及計(jì)算公式,提出了特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力的分區(qū)特征,為特厚煤層綜放開(kāi)采沿空側(cè)巷道布置方式的選擇及煤柱寬度的確定提供了依據(jù),得到以下結(jié)論:
(1)特厚煤層綜放工作面煤層開(kāi)采厚度大,覆巖破斷高度相應(yīng)增大,形成的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍和應(yīng)力幅值相應(yīng)增大,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)中也將出現(xiàn)高應(yīng)力集中區(qū),內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的應(yīng)力分布特征同樣成為沿空側(cè)巷道布置方式選擇及煤柱寬度確定的重要依據(jù)。
(2)特厚煤層綜放開(kāi)采側(cè)向支承壓力具有典型的分區(qū)特征,自采空區(qū)邊緣向里依次劃分為:內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)、內(nèi)應(yīng)力集中區(qū)、中間穩(wěn)定區(qū)、外應(yīng)力集中區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)。沿空側(cè)巷道適宜布置在內(nèi)應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)或中間穩(wěn)定區(qū)范圍內(nèi)。