岩体采动裂隙演化与突水决策模型研究-结果展示

地壳中没有受到人类工程活动影响的岩体称为原岩体，简称原岩，存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力，也称为初始应力、原岩应力或地应力，天然存在于原岩内而与人为因素无关的应力场称为原岩应力场。采动前岩体中原始应力场的特征，主要包括原岩中各点主应力的大小、方向及垂直应力与水平应力间的比值等，这些决定了采动后围岩应力的分布规律。采动后重新分布于围岩各个层面边界上的力及岩层中各点的应力将促使该部分岩体产生变形或遭到破坏，从而向已经开采空间运动。

岩层采动后，由于边界等各种条件的改变，原岩应力场中临近已采空间的一部分，各点的应力状态包括大小、方向、水平应力和垂直应力的比值等都将发生变化，这种变化称为应力的重新分布。采动后重新分布于各个岩层边界上的作用力及传递至岩层中各点的应力，是围岩运动包括变形、破坏和移动的动力。研究工作面推进即采动过程中覆岩应力的时空演化特征，掌握采动后围岩中的矿山压力分布及其发展变化规律研究矿山压力分布规律。对有效控制采动应力及岩层运动有重要的指导意义，掌握其时空演化特征，能够有效减轻开采造成的损害，并能有效降低与其相关的矿井灾害如突水溃砂、瓦斯突出等发生的危险性。针对此，国内外许多学者都对其进行了大量的研究，并提出了各种矿山压力假说和理论[25-32]。

1907年，俄国学者M.M.普罗托吉亚阔诺夫在对大量巷道顶板破坏情况观测的基础上提出来的自然平衡拱假说，可以推算出巷道支护所需的反力，被后人称之为普氏理论。该假说认为，巷道开挖后，已采空间上部岩层将逐步垮落，这个拱是自然形成的，拱的高度与岩层岩石强度和巷道宽度b的函数[25]：

式中，k为常数，R为岩石的单轴抗压强度。

实践证明，普氏理论适用于确定强度不高，开采深度不是很大的巷道支护反力。该理论没有从岩石破坏和应力重新分布的角度来解释平衡拱形成的机理，没有深入研究围岩中应力分布和稳定的条件，也不能解释回采工作面矿压显现的周期性变化规律，因此该理论推广受限制。

1916年，K.Stock提出了悬臂梁假说，后得到英国的费里德，苏联的格尔曼等人的支持。悬臂梁假说认为，在地下开采工作空间的上方，会有一条从岩体内部延伸出，处于悬伸状态的梁，而当梁与几个岩层进行组合时，则会产生悬臂梁。如图1-3所示，当悬伸长度很大时，会发生有规律的周期性折断，从而引起周期来压，悬臂梁假说还可以解释工作面前方煤体中存在支承压力，能说明煤层和顶板岩层的物理力学性质对煤体中支承压力分布范围和应力集中程度的影响以及解释老顶的二次垮落现象等。由于采场上下两端的镶嵌作用在工作面较长时，对顶板活动所起的作用是很小的，因此多视顶板为梁。该假说很好地解释了顶板初次来压以及周期来压现象，但是对采场顶板下沉量的计算比按悬臂梁或悬板公式计算出来的弯曲挠度要大几倍[29]。

图1-3　悬臂梁模型[29]

在1928年，德国学者Hack和Giuitzer等人提出压力拱理论，认为压力拱前后拱脚跨越整个工作面并坐落于煤壁前方未采动的煤体和采空区后部已冒落的矸石上，压力拱随工作面推进前移。压力拱可形成支承力承担上覆地层载荷，工作面支架仅承担拱内岩石重量，如图1-4所示。压力拱假说简明地描述了采场围岩卸载的原因，对围岩的平衡状态与范围进行了研究，也简单解释了回采工作面前后支承压力的形成及回采工作空间的卸压区情况。压力拱在巷道中并不是唯一的表现形式，支架压力主要受到围岩的性质、结构形式以及支架的特征等的影响，所以煤层顶板和底板岩性、顶板管理方法以及支架特征等的差异会形成不同的复杂的力学结构。该理论较好地解释了支架压力小于覆岩层重量的原因，但未明确压力拱与岩层运动演化间的关系[29]。

图1-4　回采工作面压力拱理论[25]

a—前拱脚；b—后拱脚；1—顶板内压力拱轴线；2—底板内压力拱轴线点

1954年，苏联学者Γ.H.库茨涅佐夫提出铰接岩块理论，指出已垮落的岩层和未垮落岩层呈铰接状态，以上岩层运动决定支架上的压力显现，已垮落岩层分为规则与不规则带，断裂带形成在规则垮落带之上，断裂带内水平挤压力作用使岩块相互咬合，随工作面的推进而沉降并彼此牵制，形成三铰拱式铰接岩块平衡结构[25]。如图1-5所示，支架上的压力显现由两部分岩层的运动所决定，已垮落的岩层在垮落后可分为无规则垮落带和有规则垮落带两部分，如图中m1～mm部分。其中m1～mn部分为不规则垮落带，由于此部分岩层垮落时，采空区有足够的空间，因此自由运动下落的岩块是杂乱无序，其岩层厚度为：

其中，mn为不规则垮落带最上部岩层的厚度，mn＋1为规则垮落带的最下部岩层的厚度，mi为垮落的各个岩层的厚度，h为开采厚度，Kn为不规则垮落带岩石的碎胀系数，b为系数，一般取2～2.5。

而规则垮落带，其厚度为：

式中，mm为规则垮落带最上部岩层的厚度，mm＋1为未垮落的最下部岩层厚度，Km为规则垮落带的岩石的碎胀系数。呈铰接状态的岩层为图1-5中mm以上的岩层，这部分岩层被裂缝分割成单独的梁或板，在水平推力作用下铰接在一起，构成一个随工作面推进而沉降的梁式结构。

此假说对支架和围岩的相互作用作了较详细的分析，简单来说就是工作面支架存在两种不同的工作状态，当规则移动带（相当于老顶）下部岩层变形小而不发生折断时，跨落带岩层（相当于直接顶）和老顶之间就可能发生离层，支架最多只承受直接顶折断岩层的全部重量，这种情况称为支架处于给定载荷状态。当直接顶受老顶影响折断时，支架所承受的载荷和变形取决于规则移动带下部岩块的相互作用，载荷和变形将随岩块的下沉不断增加，直到岩块受已垮落岩石的支撑达到平衡为止，这种情况称为支架的给定变形状态，铰接岩块间的平衡关系为三角拱式平衡。该理论未能确定出呈铰接状态的老顶岩梁的形成条件和具体范围，因而未能解决工作面顶板定量控制设计问题[25]。

图1-5　铰接岩块理论[25]

20世纪50年代初，比利时学者A.Labasse提出预成裂隙梁理论，如图1-6所示，该假说认为回采工作面是在一系列“预生裂隙梁”的覆盖之下，这些裂隙是有关岩层在煤壁前方强大的支承压力作用下预先形成的，回采工作面支架上显现的压力是裂隙梁沉降或平衡遭到破坏的结果。该假说揭示了煤层及临近回采工作面的部分岩层在支承压力作用下超前煤壁破坏的可能性，指出其破坏的原因是岩层中两个方面的应力超过岩石强度极限所致，其把采动影响的应力场分为3个区间：低应力区、高应力区和假塑性变形区。其中高应力区包围面上SE上的剪应力达到最大。假塑性变形区也称为采动影响区，该区域中的垂直应力高于原始应力，能够使岩层产生一定的弯曲变形。(www.xing528.com)

20世纪70年代以后，我国学者对开采覆岩移动规律也做了大量的研究工作，并取得了一定的学术成就。钱鸣高院士根据前人已有的研究成果及现场观测与分析提出砌体梁理论，指出地下采煤引起覆岩破裂和移动，老顶岩梁达到断裂步距之后，采场出现来压事件，随着工作面的继续推进，有一些关键层起重要作用，破碎块体形成浆梁结构，岩梁会折断，砌体梁结构的转速直接影响工作面矿山压力的强度，断裂后的岩块之间在相互回转时能形成挤压，由于岩块间的水平力及相互间摩擦力的作用，在一定条件下能够形成外表似梁实则为半拱的结构。砌体梁假说认为，在老顶岩梁达到断裂步距之后，随着工作面的继续推进，岩梁将会折断，但断裂后的岩块由于排列整齐，在相互回转时能形成挤压，由于岩块间的水平力以及相互间形成的摩擦力的作用，在一定条件下能够形成外 表似梁实则为半拱的结构，这种平衡结构形如砌体，故称之为砌体梁，滑落（slipping）及回转（rotation）为其两种失稳形式，简称“S-R”稳定条件[27-30]。

图1-6　预成裂隙假说[25]

Ⅰ—低应力区，Ⅱ—高应力区，Ⅲ—假塑性变形区

滑落稳定条件，即S条件，其表达式为：

回转变形稳定条件，即R条件，其表达式为：

式中，h为承载层厚度，h1为承载层所承载岩层厚度，σc为承载层的抗压强度，ρg为岩体的体积力，θ1为砌体梁中悬露岩块断裂后的回转角，tanφ为岩块剪得摩擦因数，i为岩块的厚长比，l为岩块长度。

20世纪80年代，宋振骐教授提出传递岩梁理论[31-32]，其主要观点是：由于煤体被开挖，采场上覆岩层受力失稳，直接顶则变形、断裂、垮落，然而当直接顶全部垮落后，基本顶岩层就会呈现出假塑形体的特征，形成的假塑形体一侧受工作面前方煤体支撑，另一侧受采空区垮落石支撑，基本顶断裂岩块之间可以在工作面推进方向上传递水平力，同时这种传递水平力的结构会伴随着工作面的推进而不断地向前移动，此种结构被称作“传递岩梁”，将基本顶的结构简化为“二块铰接岩块”，并分析了此种结构岩块的发展变化对矿压显现的影响。由于采场不断推进，采场矿山压力及其显现总是在不断发展变化之中。因此，宋振骐教授提出研究的重点不仅是某一时刻瞬间值的大小，还是矿压的发展变化规律及其与上覆岩层运动的关系，解决了这个问题，就能通过矿压显现推测上覆岩层的运动，预测采场来压的时刻和强度，解决开采设计，生产管理等问题（1978）。此外，还有苏联学者秦巴列维奇提出的台阶下沉假说（1955），苏联学者鲁宾涅依特总结了前人有关走向长壁开采回采工作面的各种矿压假说，吸取了其中某些较合理的部分提出的楔形假说（1951）。荷兰学者伊尔切松和佐利登拉特将岩体看作松散体，其力学性质基本上可用内摩擦角表示，并提出了松散介质假说。

煤层开采引起围岩应力重新分布，作用在煤层、岩层或者矸石上的垂直压力称为支承压力，显然支撑压力的分布范围将包括高于或低于原岩应力的整个区域，在单一自重应力场的作用下，回采工作面周围岩体上的支承压力来源于上覆岩层的重量。在支承压力作用下发生的煤层压缩和破坏，相应部位的顶底板相对移动以及支架受力变形等统称为支承压力显现，支承压力显现是支承压力作用的结果，只有当煤层承受的压力值达到其强度极限时，才会发生明显的压缩和破坏。而巷道支架受力或变形，不仅取决于煤层破坏后的定底板的相对位移，而且与支架对顶底板的运动抵抗程度有关。

Whittaker根据实际观测资料和理论分析提出了煤层回采后长壁工作面周围岩体支承压力的分布规律，如图1-7所示，一般认为煤层开采前方支承压力影响范围为15～40m，应力集中峰值在12～20m位置[33]。王文学等[34]通过总结了许多现场监测结果，得出支承压力的影响范围随埋深的增加而有增大的趋势，但非线性关系，在350m以浅的范围内，支承压力的影响范围分布在20～70m范围内。

图1-7　长壁工作面周围支承压力分布[29]

从回采工作面推进开始至基本顶各岩梁初次来压结束期间，支承压力与矿山压力显现在初期具有相同的分布规律，主要发生在从回采工作面推进至煤壁支承改变之前。当从煤壁支承能力开始改变起，到基本顶岩梁开始断裂前，在弹塑性区压力显现与压力分布相一致，在塑性区两者的变化趋势却完全相反。从基本顶岩梁断裂，通过岩梁中部接触到矸石，超前巷道中的压力显现规律与压力分布变化趋势相一致，当回采工作面进入正常推进阶段后，矿山压力显现的主要特点与支承压力分布的特征相互对应，也伴随着上覆岩层的周期性运动而呈周期性变化。

Makarov等[35]采用数值模拟方法，模拟了采空区岩体的应力应变状态演化过程，包括顶板破坏的灾变阶段。在非线性动力系统理论的框架下，分析了岩体单元灾难性破坏的建模结果。固体力学方程组的解表现出非线性动态系统演化的所有特征，如动态混沌、自组织临界性和破坏最后阶段的灾难性超快速应力应变状态演化。计算的破坏事件符合Gutenberg-Richter定律。在数值计算中得到了截止效应（在大规模破坏事件区域内，递归曲线向下弯曲）。在灾难性破坏前，应力波动的概率密度函数与平均趋势有关且发生变化，破坏事件的重现曲线斜率变缓，顶板中部区域形成地震平静区。这些因素表明灾难性事件发生的概率不断增加，可以认为是灾难性事故的前兆。

针对长壁开采引起采场周围应力重分布，Rezaei建立了基于应变能平衡的长壁采煤工作面矿压应力分析模型[36]。在该模型中，确定了计算采空区上方的卸压区高度、总诱导应力、支承角、诱导应力垂直分量等的模型。同时，通过现场测量以及相同边界条件下的数值和解析模型，验证了该模型的有效性。验证结果表明，Rezaei所提出的模型与现场测量和数值模型相一致，但与现有的分析模型有差异[36]。

GuoWenbing[37]分析了高强度开采覆岩破坏转移的过程，将其分为传递发展和传递中止两个阶段，采用岩石破坏准则理论计算了“悬吊”和“悬臂”岩层的最大长度，并建立了相应的岩层力学模型，结合覆岩破坏转移过程特征，提出了导水裂隙带高度综合性的预测方法。Xu Dongjing[38]研究了垮落法开采覆岩裂隙路径参数的计算方法，通过合并体积膨胀系数的变化，确立了巷道、裂隙角、工作面宽度和高度之间的关系，建立了梯形破碎模型，最终确定梯形破碎模型的最终演化形态，以解决煤层开采引起的裂隙空间计算的矛盾，有效防止突水溃砂事故的发生。Sainsbury[39]开发了一种基于垮落进程的传递模型的数值算法，并通过大规模的失稳屈服行为验证了该算法的优越性。Zhang Hualei[40]以松散含水层砂岩直接顶板下煤层开采为背景，建立了基于离散元UDEC和支撑载荷的数学力学模型，得出当砂岩直接顶破碎后，不能形成拱的结构支撑悬臂，只有垮落至关键层后才会形成砌体结构，此时支架承受上覆砂岩断裂层至下边界的荷载，支架工作阻力随着直接顶砂岩厚度、破断长度的增加而增大，当顶板断裂长度达到一定极值后，就会发生支架压溃事故。Yu Bin[41]监测了长壁综放开采覆岩层的微震事件，根据微震事件分布可将上覆岩层分为3个区域，微震事件的分布与密度随着煤层和裂隙带向上和向下逐渐减少。Xia Binwei[42]结合薄厚板理论，采用理论分析、相似试验、数值模拟和现场试验综合研究了硬岩下煤层开采残留煤柱与采空区的耦合效应，结果证明该耦合效应增强了矿山压力，当层间亚关键层破裂时，顶板压力明显加剧，支护阻力增大；当层间主关键层破断时，采场裂缝贯通，残余煤柱失稳。

Liu Chuang[43]综合分析了我国内蒙古布尔台煤矿顶板岩层条件、盾构压力和地表沉降，建立了相应的三维地质模型和二维数值模拟来分析不同地层条件下顶板岩层结构模型，得到直接顶较薄时形成悬臂梁，直接顶较厚时则形成砌体结构。Wang Feng[44]建立了未固结层内拱结构的力学模型，推导了未固结层内拱结构的形成条件，并采用二维物理模型模拟了开采过程中拱结构的演化，结果表明松散层可以形成拱结构，减小荷载对地层的压力，关键层的断裂间隔增加，减少了梁的滑动和旋转失效的概率，该理论计算在长壁工作面得到了较好的验证。Li Peng[45]调查了王家岭煤矿钻孔成像特征，测得导电断裂带的高度与经验预测结果显著不同，分析了关键层破裂所需的空间关系及其对导电断裂带高度的影响，认为高层位的关键层位置满足一定要求时，相邻关键层将允许低层位关键层中产生导电性裂缝，并传播至高层位来控制地层移动，从而增加上覆导电断裂带的高度。Li Zhaohua[46]针对长壁采煤工作面，采用切顶卸荷的方法来释放岩层压力，缓解矿上压力对锚固巷道顶板的影响，从而形成稳定的巷道空间，并通过监测地面压力与顶板压力验证了该方法的有效性。Li Zhenlei[47]针对复杂的采矿地质条件，基于砌体梁理论，建立了断层-柱模型，估算了静应力及其主要影响参数的变化，影响参数应预先控制以尽可能减少静应力，使岩石爆炸风险随之降低。

Zhou Zilong[48]采用数字散斑和声发射技术相结合的信息采集手段，结合PFC2D数值模拟技术，通过记录煤层开采过程中多柱支撑系统变形破坏过程的信息，分析了多柱支撑系统在外部荷载下的机械相响应，得到具有较高弹性模量或较低强度的支柱会首先损坏并失去承载能力，荷载会在支柱中重新分配的结论。当支柱强度更高且足够坚固，支撑系统承受的载荷再次增加。结果表明，弹性模量和支柱的载荷状态影响支柱系统的支撑能力，在地下空间工程中，适当地选择支柱尺寸和布局，尽可能减小支撑系统失稳的可能。Liu Chuang[49]调研了58个地质钻孔和长壁采煤工作面周围压力监测结果，研究了长壁采煤过程中直接顶板厚度的变化对坚硬顶板地层运动和破坏规律的影响，采用砌体梁模型来解释坚硬顶板的运动特征。结果表明，当直接顶板相对较厚时，煤层上覆坚硬顶板与已破损岩梁往往会形成稳定的拱结构，以减少对液压支架和工作面的压力；当直接顶相对较薄时，上覆破损的坚硬顶板岩层表现为悬臂梁的特征，从而增加液压支架和工作面的压力。Bai Jinwen[50]研究了上行开采残余煤层上覆岩层稳定性，残余煤层下方留设夹层保证开采的稳定，首先建立了夹层的力学模型，分析了夹层的垂直应力以及破坏条件。结果表明，残余煤层上覆岩层应力明显低于初始应力，早期开采降低了采场的压力。但是残余煤柱上方的垂直应力大于初始应力，产生了应力集中效应，这说明上覆岩层可能经历两个破坏阶段，首先夹层中心区域出现初始苏醒破坏，之后破坏向周围地区传播发展，导致整体破坏。现场监测也表明最初的破坏发生在中部地区，较好地验证了理论分析结果。煤层开采诱发高应力集中区，导致煤岩柱失稳、顶板垮落、片帮、底板隆起甚至煤爆等严重的煤矿灾害，Kang Hongpu等[51]针对这种极端情况采用水力压裂技术来缓解长壁采煤引起的高应力，结果表明主要顶板的水力压裂会大大减轻支撑应力。数值模拟得到支撑压力的释放是通过剪切滑动来实现的，如果设计合理，水力压裂顶板可以大大减少支撑压力而不是将其转移到更深的位置。Liang Yunpei[52]综合采用理论分析、数值模拟和现场试验研究了大采高综放工作面第一个主关键层的运动类型及其对岩层移动的影响。结果表明，大采高综放开采第一主关键层有2种构造形式和6种运动类型，另外提出了有利于形成这些运动类型的条件。Gao Fuqiang[53]针对地下采矿巷道挤压变形引起高应力的现象，采用UDEC数值模拟技术分析了长壁开采采动应力的演化过程及分布特征，采动高应力引起裂缝明显扩张和巷道挤压变形。

Konicek[54]监测了长壁采煤工作面应力变化和地震活动，采矿引起地震事件与应力场分布之间相互联系，岩体局部应力的变化释放有利于降低岩爆事件的发生。在采矿和地下高岩爆风险区，减压爆破技术是防止岩爆的非常有用的主动措施，作为预处理技术，还可应用于高应力条件下的地下建筑和隧道设计施工当中。Zhang Kai[55]研究了煤矿巷道开挖岩石应力的变化，数值模拟结果表明锚杆长度和间距影响巷道和顶板的稳定性，塑性区应力对锚杆的响应表现为锚杆轴向应力在开挖后方20m和前方30m区域分布特征不同，最大轴向力达到设计极限，保证支撑力在有效范围内，以此有效改善锚杆的响应和巷道应力的稳定。针对分层充填开采，Deng Xuejie[56]研究得出，随着分层开采的增加，顶板垂直应力减小，但是减小的趋势逐渐变弱；顶板拉应力随着开采增大，但最大拉应力不超过允许拉应力。工作面的前方垂直应力大于后方，且两者均随开采呈现下降趋势。开采第一分层时矿山应力大于原始地应力，但是随着开采分层的增加，垂直应力远小于原始应力。Li Cong[57]建立长壁放顶煤开采的离散元模型，探索得到工作面前方应力与裂隙的分形维数存在二次关系，开采扰动范围为10～25m，岩层越完整，裂隙分布越少。为了研究坚硬顶板条件下采矿引起的应力分布规律，建立了一种先进的桥台压力分布模型。通过监测支撑压力，提出了一种计算强度因子的新方法，进而获得了压力分布特征；并且对采矿引起的应力增量进行了创新的原位测试，提出了工作面应力演化的理论模型。使用原位单轴压缩试验，研究了控制前进支撑压力变化的规律，得到峰值强度为36MPa，与推进支撑压力一致。放顶煤过程中采矿引起的应力剧烈波动；工作面中间的K值及其增长率显然高于两端的K值。为此建立了K的高斯分布模型，获得的结果为在相似地质条件下安全有效开采提供了第一手数据[58]。Zhang Yongjiang[59]基于弹性力学理论，建立了煤层开采底板应力的计算模型，得到了底板任意点处应力分布，随着工作面煤层开采的推进，岩层的垂直应力经历了快速增大、突然应力松弛和逐渐恢复到原始地应力三个阶段。工作面后方的采空区底板的水平和垂直应力均得以缓解，工作面前方的采空区底板水平和垂直应力集中程度急剧减小。采空区下方产生高剪切应力，呈气泡状分布，并倾斜于采空区。Wang Hongwei[60]通过物理和数值模拟研究了河南省义马矿区煤矿开采引起的逆断层周围的应力演化，断层表面的正应力比剪切应力大，靠近煤层的断层表面的正应力和切应力要比远离煤层的正应力大。较大的水平应力会引起正应力和剪应力的相反变化，可看作断层滑动的先兆信息。水平应力是煤层开采引起的断层滑动的主要驱动力。高水平应力环境下，超厚砾岩和逆断层的存在可能导致顶板运动的大面积发生，成为矿区煤爆的动压源。

基于国内煤矿实测应力数据，Guo Hongjun[61]分析了应力场的类型，应力大小，应力值与埋藏深度之间的关系。通过对侧压力系数和侧压力比的变化趋势与埋深进行回归分析，并将其与Hoek-Brown曲线进行比较，确定了我国煤矿井下应力场的分布特征和变化规律。通常，地应力随埋藏深度而增加，但地质构造和岩性使水平应力相当大。在被认为是典型构造应力场的应力场中，有87.72%的应力水平较高：其中，高应力区约占64%，低应力和超高应力区分别约占18%。水平主应力之比在1.0的范围内分布，与2.5相似，并且受埋藏深度的影响很小。然而，随着埋深的增加，这种差异不断增加，导致煤岩的剪切破坏明显增加。侧压力系数主要分布在0.9～2.0之间，并且随着埋深的增加而减小，并逐渐接近1.32。多数侧压力比在0.5左右，与1.6相似。当埋深小于750m时，水平主应力低于世界上的水平主应力。相反，在较深的区域，水平主应力的大小更为明显，但它始终在现场应力场中起主导作用。地震带对煤田应力场影响很大，在不影响应力场的情况下，最大主应力方向大致平行于或垂直于我国大陆板块的主应力轨迹。但是，在地质构造的综合作用下，方向明显改变，两者之间没有明显的关系，也没有遵循的标准。地应力统计是理解我国煤矿应力分布的重要参考值，对于安全有效地开采地下矿具有实际指导意义。

Zhao Wusheng[62]提出了一种基于光纤布拉格光栅（FBGs）的煤矿岩体长期应力监测井眼变形传感器。通过实验室和现场测试，验证传感器的准确性和长期性能，表明该传感器能够准确测量岩石中的应力，并且在煤矿中长期运行良好。研发的传感器为长期监测煤矿岩石应力变化提供了一种方法。Xiong Xianyu[63]采用数值模拟、室内试验和现场验证相结合的方法，系统研究了石滩井二矿区直角梯形巷道围岩的垂直应力、水平应力和巷道破坏特征的分布规律。结果表明，巷道的两壁，顶板和尖角显示出明显的不对称应力集中。下侧（右壁）的应力集中峰值明显大于上侧（左壁）的应力集中，并且从巷道的高低侧到巷道两壁的距离明显不同。沿煤层倾角相同方向对称的两个尖角显示明显的压应力，而相反方向在两个尖角显示明显的拉应力区域。此外，压应力和拉应力的最大值出现在巷道顶板的两个拐角处，并且其大小随倾斜度和地面应力的变化而变化。综上所述可知，经过长期的研究发展，国内外众多学者针对采场覆岩运动规律以及由此导致的矿山压力显现和支承压力分布与演化特征，研究提出了各种各样经典的理论和假说，后人在前人研究的基础上对原来的理论进行了改进与补充，并且指导了工程实践，对煤矿的安全高效开采提供了理论基础。