深部条带开采覆岩“三带”探测及量化评判

刘 震，王玉涛，刘小平,2，王晓东

深部条带开采覆岩“三带”探测及量化评判

刘 震1，王玉涛1，刘小平1,2，王晓东1

(1. 中煤科工集团西安研究院有限公司，陕西 西安 710077；2. 西安理工大学土木建筑工程学院，陕西 西安 710048)

为研究深部条带开采覆岩裂隙发育高度这一采空塌陷区治理中的关键技术问题，综合运用工程地质钻探、钻孔电视与煤田测井3种方法对济宁煤田某煤矿覆岩采动裂隙进行探测与分析。结果表明：缓倾斜(煤层平均倾角6°)、深埋(平均埋深538 m)、采留比1∶2(采50 m留100 m)的条带式采动下，覆岩“三带”特征显著，空间整体呈“波浪式”破坏形态，地下采空区无明显空洞；垮落带发育高度为8.45 m，为采高的3.0倍，断裂带发育高度为57.55 m，为采高的20.6倍；覆岩“三带”发育高度判别的8个量化指标中，钻孔电视法比工程地质钻探法、煤田测井法精确度高。探测结果较为准确可靠，为深部条带采空塌陷区治理方案的选择提供依据。

深部条带开采；工程地质钻探；钻孔电视；煤田测井；“三带”；量化评判

煤层开采后将形成岩层移动、变形与破断，并在覆岩中形成采动裂隙[1-4]。相关学者[5-8]对我国煤矿开采覆岩破坏与导水裂隙分布作了大量的实测和理论研究，针对采场上覆岩层移动破断与采动裂隙分布规律提出了“横三区”“竖三带”。覆岩“三带”发育高度对矿产资源开发及其充分利用[9]、水体下采煤与瓦斯防治[10-12]、保水采煤[13-16]、采煤沉陷区综合治理[17]具有重要意义。

我国东部大部分矿区为保护地面构筑物与环境，控制地表变形，大量采用条带采煤方法。对此，众多学者采用理论分析[18-19]、相似材料模拟[20-21]、数值计算[22-24]等手段，对条带式开采覆岩裂隙的探测和发育规律进行了研究。普遍认为，条带开采覆岩破坏机理不同于长壁开采，对此提出的假说主要有：托板理论、煤柱压缩与压入假说、岩梁假说、波浪消失假说。而深部条带开采条件下，覆岩易于形成自然平衡拱，一般表现为直接顶垮落，但基本顶垮落不充分，地下残余大量空洞，采动裂隙发育不显著，基于此认识，对条带式采空塌陷区作为建筑场地时，提出了采空塌陷区墩台式注浆治理理念。上述研究主要针对的是条带开采宏观的覆岩破坏机理，而对于条带开采覆岩采动裂隙的扩展、分布及“三带”高度量化评判方面研究较少。

墩台式注浆治理方案是否可行，需要深入研究条带开采地下残留空洞及覆岩“三带”发育特征。本文以鲁西南赋煤区济宁煤田济北某矿条带式采煤工作面为研究对象，采用工程地质钻探法、钻孔电视法和煤田测井法相互组合的方式，对覆岩采动裂隙的形成、扩展、分布进行了现场探测。旨在查明采空区的赋存状态，给出现场探测评判指标，为深部条带采空塌陷区治理方案的选择提供依据。

1 地质条件概况

济宁煤田济北矿区某矿井年产240万t，采用立井分水平开拓(主井、副井、风井)，中央并列式通风，条带短壁式综合机械化一次采全高采煤工艺，顶板自由垮落法管理。全矿井开采下二叠统山西组3上煤层，平均采高2.8 m，煤层平均埋深约538 m，平均倾角6°，矿井综合地质柱状如图1所示。本次选取该矿具有代表性的334、338工作面为研究对象，通过施工采空区和煤柱两种钻孔，对深部条带开采覆岩裂隙进行现场探测。334工作面宽度50 m，走向长度650 m，于2013年10月12日开始回采，2013年12月27日回采结束；338工作面宽度50 m，走向长度700 m，于2014年2月5日开始回采，2014年5月16日回采结束，工作面两侧煤柱宽度均为100 m。2018年12月在338工作面和334与338工作面之间的煤柱内共施工2个钻孔，两孔相距240 m，其中T1孔为探测孔，距两侧煤柱各25 m；T2孔为对照孔，距两侧工作面各50 m，终孔层位均以进入3上煤层底板不小于5 m为标准，具体钻孔布置如图2所示。

2 工程地质钻探法

2.1 钻进过程

本次2个钻孔施工均采用回转钻进工艺，钻孔结构如图3所示。T1钻孔终孔深度为565.87 m，钻进至494.22 m，冲洗液漏失量大幅度增加，孔内水位迅速下降；钻至515.70 m浆液全孔漏失；在504.42~533.00 m岩心破碎，并发育多处近垂向裂隙；551.10~557.93 m进尺忽快忽慢，卡钻严重，加尺困难；562.35 m进入采空区底板，全程未发生明显掉钻。T2钻孔终孔深度为540.42 m，施工期间全孔正常返水，钻进平稳，在529.50~535.25 m的煤层段进尺比其他层位略快。

图1 矿井综合地质柱状

图2 钻孔与采空区平面位置关系

图3 钻孔结构示意

2.2 钻孔冲洗液漏失量

对T1、T2钻孔钻进过程中每米进尺冲洗液漏失量和每分钟漏失量进行了统计，并绘制关系曲线如图4所示。

由图4可以看出，T1钻孔494.22 m以前，冲洗液消耗变化不大，趋于平稳，局部存在轻微波动，单位进尺漏失量为101.18~570.36 L/m，平均248.40 L/m；单位时间漏失量为0.98~2.18 L/min，平均1.56 L/min，该范围受采动影响程度小。钻进至494.22 m以后，冲洗液突然大量漏失，单位进尺漏失量平均增至1 043.27 L/m，增大3.2倍；单位时间漏失量平均增加至21.16 L/min，为之前的13.6倍。在515.70 m时，冲洗液全部漏失，直至终孔，单位进尺漏失量最大达到3 875 L/m，单位时间漏失量最大达到172.83 L/min，孔内水位降至456.30 m。494.22 m至终孔范围，受采动影响程度较大，裂隙连通性逐渐增强。

T2钻孔施工过程中，单位进尺漏失量为9.55~ 232.14 L/m，平均为51.63 L/m；单位时间漏失量为0.33~1.27 L/min，平均0.54 L/min。冲洗液全程处于正常消耗状态，趋势平稳，局部出现轻微震荡。

2.3 钻进速度分析

将T1和T2钻孔的钻进速度绘制曲线(图5)。由图5可知，T1钻孔在钻至511 m前时，钻进速度为1.0~31.3 mm/min，平均10.7 mm/min，总体趋于平稳，局部存在轻微波动；在511 m后钻进速度大幅提升，为24.3~80.0 mm/min，平均41.5 mm/min；钻进至562.35 m进入采空区底板后，速度降为23.2 mm/min，逐渐恢复平稳。

图4 钻孔冲洗液漏失量与钻孔深度关系曲线

图5 钻进速度与钻孔深度关系曲线

T2钻孔总体钻进平稳，钻进速度平均为11.2 mm/min，在529.50~525.25 m煤层段，钻进速度加快，随后趋于正常。

相对于全程钻进速度平稳的T2孔，T1孔在511~559.55 m范围钻进速度大幅提升并出现较大波动现象，主要是由于离层裂隙及破碎地层所致。

2.4 取心率与岩石质量指标RQD分析

对T1和T2钻孔岩心的采取率和岩石质量指标RQD进行统计，绘制关系曲线(图6)。由图6可以看出，除个别层位由于施工条件、煤质脆且易碎等原因导致T2孔取心率与RQD异常下降外，T1孔的取心率和RQD曲线基本低于T2孔。由于地层倾角的存在，T1和T2孔相同层位的深度有所不同，现对两孔相同层位的取心率和RQD进行对比，见表1。由表1可知，490~540 m，T1孔的取心率与T2孔相同层位相差较小，RQD则相差较大，受采动影响较明显；540 m以下范围，T1孔取心率和RQD与T2孔相同层位相差明显，取心困难，岩心破碎，受采动影响程度大。

图6 取心率、RQD与钻孔深度关系曲线

表1 相同层位取心率与RQD对比

3 钻孔电视法

钻孔电视最大优点是通过影像可以直接观察孔中岩石的完整性、裂隙发育程度、采空区垮落情况等，对钻探因岩石垮落、裂隙发育等因素造成的岩心采取率不足等现象，是极其重要的补充完善。

3.1 覆岩采动裂隙可视化探测

本次采用GD3Q-GA 4D超高清全智能钻孔电视对T1钻孔进行孔内窥视，孔壁图像横向按照N-E-S-W-N方向顺序展开，竖向按深度自动拼接，精度至毫米。探测自280 m开始，至553.3 m结束，由于塌孔原因，探头并未到底，实际探测273.3 m，钻孔电视部分超高清照片如图7所示。

图7 T1孔钻孔电视照片

根据钻孔电视探测结果分析，493.55 m处存在横向裂隙，宽度达35 mm；493.55~526.70 m，裂隙发育数量较少，以斜裂隙为主，偶见有横向裂隙；526.70~551.10 m，裂隙发育数量明显增加，以横向离层裂隙为主，偶见高角度垂直与水平组合裂隙；551.10 m以下，岩体呈松散块状堆积，形状不一，纵横向裂隙均有发育，无法辨认单一裂隙产状。

3.2 采动裂隙统计分析

对T1孔钻孔电视照片进行分析，统计450 m以下的139条裂隙，结果见表2，并绘制节理裂隙倾向玫瑰图(图8)。由表2可知，450~493.55 m范围以原生微小裂隙为主，裂缝宽度很小，内部为原生充填物，连通性差，对地层后续变形无明显影响；> 493.55~526.70 m范围裂缝宽度较小，内部多充填钻探岩屑，钻进过程冲洗液全漏失，裂缝连通性较好，对地层后续变形影响较小；>526.70~551.10 m范围多发育横向离层裂隙，偶见高角度垂直与水平组合裂隙，裂缝宽度可达25 mm，是采动裂隙集中发育的范围，对后续地层变形有一定影响；>551.10~ 559.55 m范围岩体呈松散堆积状，大型裂缝、高角度裂隙发育，钻进过程中塌孔严重，经常埋钻，对后续地层变形影响最大。由图8可知，节理裂隙主要向NEE方向倾斜。由于地层由东北向西南倾斜，倾向233°，且工作面走向布置为北东向西南方向，与地层夹角约15°。工作面采用俯采，先开采的位置，覆岩最先发生破断，由此造成采动裂缝主要发育方向为NEE。

表2 节理裂隙统计

图8 节理裂隙倾向玫瑰图

4 煤田测井法

对T1孔和T2孔进行了煤田测井，并统计了自然伽马、体密度、井径扩大倍数3个参数，见表3。

由表3可以看出，煤层开采对T1孔525 m以上覆岩的3个参数影响较小；525~550 m受到一定程度影响；550 m至终孔范围受影响最大，与对照孔T2相同层位相比，具体表现为自然伽马降低19%，体密度降低23%，井径扩大100%，这是煤层开采后，覆岩破断形成采动裂隙与空洞所导致。T1孔490 m以上范围以原生微小裂隙为主，测井参数几乎没有变化；490~525 m范围以原生裂隙与采动小型裂缝并存，测井参数变化不明显；525~550 m范围竖向采动裂隙与离层裂隙发育，导致覆岩的3个测井参数发生一定程度变化；550 m至终孔范围岩体松散堆积，大型裂缝发育，导致该范围的自然伽马及体密度介于正常覆岩与煤层之间，而井径在该范围达到最大，覆岩受采动影响最为严重。

5 覆岩破坏规律及“三带”发育高度量化评判

5.1 覆岩破坏规律

通过工程地质钻探、钻孔电视和煤田测井3种方法的探测，结果表明，缓倾斜(煤层平均倾角6°)、深部(平均埋深538 m)、采留比1∶2(采50 m留100 m)的条带式采动下，覆岩“三带”发育特征显著，空间整体呈“波浪式”破坏形态，工程地质剖面如图9所示。弯曲下沉带以原生裂隙为主，受采动影响程度小；弱断裂带以斜裂隙为主，偶见横向裂隙，强断裂带以横向离层裂隙为主，偶见高角度垂直与水平组合裂隙；垮落带岩体呈松散块状堆积，形状不一，纵横向裂隙均有发育，无法辨认单一裂隙的产状，无明显空洞，因此，墩台式注浆治理方案不适用于该采空区。

表3 煤田测井参数统计

5.2 “三带”发育高度量化评判

针对“三带”发育高度，通过综合探测分析，提出了每米进尺漏失量、钻进速度、取心率、RQD、自然伽马、体密度、井径扩大倍数、采动裂隙可视化观测等8个量化评判指标。工程地质钻探法作为“三带”探测的传统方法，其漏失量、钻进速度、取心率、岩石质量指标RQD等参数仅能大致判断“三带”范围，精度一般；煤田测井法作为“三带”探测的重要补充，其自然伽马、体密度、井径扩大倍数等参数对垮落带范围的识别较为准确可靠，对弯曲下沉带和断裂带的识别精度一般；钻孔电视法作为“三带”探测的可靠方法，可以直观精确地观测“三带”特征，判断发育高度。

根据3种方法对“三带”发育高度进行综合量化分析：493.55 m以上范围为弯曲下沉带，高度493.55 m；493.55~526.70 m为弱断裂带，高度33.15 m；526.70~551.10 m为强断裂带，高度24.40 m，断裂带高度57.55 m，为采高的20.6倍；551.10~559.55 m为垮落带，高度8.45 m，为采高的3.0倍。

对于“三带”发育高度的探测，以上3种方法均有一定作用，通过对比，钻孔电视法更为直观，且能准确定位、定量描述，比工程地质钻探法、煤田测井法精确度高。

6 结论

a. 缓倾斜(6°)、深埋(538 m)、采留比1∶2(采50 m留100 m)的条带式采动下，覆岩“三带”发育特征显著，呈“波浪式”破坏形态。弯曲带以原生裂隙为主，弱断裂带以斜裂隙为主，强断裂带以离层裂隙为主，垮落带岩块堆积松散，无明显空洞。

图9 覆岩“三带”工程地质剖面示意

b. 提出“三带”发育高度的8个量化评判指标，综合钻孔电视、工程地质钻探和煤田测井3种方法，得出弯曲下沉带高度493.55 m；断裂带高度57.55 m，为采高的20.6倍；垮落带高度8.45 m，为采高的3.0倍。

c. “三带”发育高度的3种探测方法中，钻孔电视法比工程地质钻探法、煤田测井法精确度高。探测结果较为准确可靠，可为深部条带采空塌陷区治理方案的选择提供依据。

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[1] 钱鸣高，许家林，缪协兴. 煤矿绿色开采技术[J]. 中国矿业大学学报，2003，32(4)：343–348. QIAN Minggao，XU Jialin，MIAO Xiexing. Green technique in coal mining[J]. Journal of China University of Mining & Technology，2003，32(4)：343–348.

[2] 张宝安，李佳音，卢洋，等. 采空区覆岩导水裂隙带高度预计方法对比分析[J]. 中国地质灾害与防治学报，2016，27(2)：132–136. ZHANG Bao’an，LI Jiayin，LU Yang，et al. Comparison and analysis of the prediction method of water flowing fractured zone height[J]. The Chinese Journal of Geological Hazard and Control，2016，27(2)：132–136.

[3] 石磊. 特厚深埋煤层覆岩裂隙动态演化特征研究[J]. 煤炭技术，2015，34(8)：86–89. SHI Lei. Dynamic development characteristics of fissure development evolution of deep buried extra thick coal seam and fully mechanized Caving Mining[J]. Coal Technology，2015，34(8)：86–89.

[4] 曹丁涛，李文平. 煤矿导水裂隙带高度计算方法研究[J]. 中国地质灾害与防治学报，2014，25(1)：63–69. CAO Dingtao，LI Wenping. Estimation method for height of fractured zone with water flow in coal mining area[J]. The Chinese Journal of Geological Hazard and Control，2014，25(1)：63–69.

[5] 煤炭科学院北京开采所. 煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用[M]. 北京：煤炭工业出版社，1981. Beijing Mining Research Institute，China Coal Research Institute. The law and application of surface movement and overburden rock breaking in coal mine[M]. Beijing：China Coal Industry Publishing House，1981.

[6] 刘天泉. 矿山岩体采动影响与控制工程学及其应用[J]. 煤炭学报，1995，20(1)：1–5. LIU Tianquan. Influence of mining activities on mine rock mass and control engineering[J]. Journal of China Coal Society，1995，20(1)：1–5.

[7] 钱鸣高，石平五，许家林. 矿山压力与岩层控制[M]. 北京：中国矿业大学出版社，2010. QIAN Minggao，SHI Pingwu，XU Jialin. Mine pressure and rock control[M]. Beijing：China University of Mining and Technology Press，2010.

[8] 国家安全监管总局，国家煤矿安监局，国家能源局，等. 建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[S]. 北京：煤炭工业出版社，2017. State Administration of Work Safety，State Administration of Coal Mine Safety，National Energy Administration，et al. Buildings，water，railway and main shaft and this coal pillar and press coal mining regulations[S]. Beijing：China Coal Industry Publishing House，2017.

[9] 谭毅，郭文兵，杨达明，等. 非充分采动下浅埋坚硬顶板“两带”高度分析[J]. 采矿与安全工程学报，2017，34(5)：845–851. TAN Yi，GUO Wenbing，YANG Daming，et al. Analysis on height of “two zones” under subcritical mining in shallow coal seam with hard roof[J]. Journal of Mining & Safety Engineering，2017，34(5)：845–851.

[10] 赵忠理，张明，胡川，等. 高头窑煤矿河流下浅埋煤层综放开采安全限采研究[J]. 中国安全生产科学技术，2011，7(5)：21–25. ZHAO Zhongli，ZHANG Ming，HU Chuan，et al. Study on safe mining height of top coal caving for shallow buried coal seam under rivers in Gaotouyao coal mine[J]. Journal of Safety Science and Technology，2011，7(5)：21–25.

[11] 詹鸣，王超伟. 芦沟煤矿32采区水体下采煤的可行性[J]. 煤田地质与勘探，2012，40(3)：44–47.ZHAN Ming，WANG Chaowei. Feasibility study of coal mining under water in Lugou coal mine[J]. Coal Geology & Exploration，2012，40(3)：44–47.

[12] 张红鸽，张钊，张伟. 上覆岩层瓦斯卸压范围及流动规律的应用研究[J]. 中国安全生产科学技术，2012，8(1)：32–36. ZHANG Hongge，ZHANG Zhao，ZHANG Wei. Researches on gas discharging pressure range and flow rules in overlying rock of coal seams[J]. Journal of Safety Science and Technology，2012，8(1)：32–36.

[13] 范立民. 论保水采煤问题[J]. 煤田地质与勘探，2005，33(5)：50–53. FAN Limin. Discussing on coal mining under water-containing condition[J]. Coal Geology & Exploration，2005，33(5)：50–53.

[14] 王双明，黄庆享，范立民，等. 生态脆弱矿区含(隔)水层特征及保水开采分区研究[J]. 煤炭学报，2010，35(1)：7–14. WANG Shuangming，HUANG Qingxiang，FAN Limin，et al. Study on overburden aquiclude and water protection mining regionalization in the ecological fragile mining area[J]. Journal of China Coal Society，2010，35(1)：7–14.

[15] 范立民，蒋泽泉. 榆神矿区保水采煤的工程地质背景[J].煤田地质与勘探，2004，32(5)：32–35.FAN Limin，JIANG Zequan. Engineering geological background of coal mining under water-containing condittion in Yushen mining area[J]. Coal Geology & Exploration，2004，32(5)：32–35.

[16] 范立民. 保水采煤的科学内涵[J]. 煤炭学报，2017，42(1)：27–35. FAN Limin. Scientific connotation of water-preserved mining[J]. Journal of China Coal Society，2017，42(1)：27–35.

[17] 王忠昶，张文泉，赵德深. 离层注浆条件下覆岩变形破坏特征的连续探测[J]. 岩土工程学报，2008，30(7)：1094–1098. WANG Zhongchang，ZHANG Wenquan，ZHAO Deshen. Continuous exploration for deformation and failure of overburdens under injecting grouts in separate layers[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering，2008，30(7)：1094–1098.

[18] 陈绍杰，郭惟嘉，周辉，等. 条带煤柱膏体充填开采覆岩结构模型及运动规律[J]. 煤炭学报，2011，36(7)：1081–1086. CHEN Shaojie，GUO Weijia，ZHOU Hui，et al. Structure model and movement law of overburden during strip pillar mining backfill with cream-body[J]. Journal of China Coal Society，2011，36(7)：1081–1086.

[19] 刘义新，戴华阳，郭文兵. 巨厚松散层下深部宽条带开采地表移动规律[J]. 采矿与安全工程学报，2009，26(3)：336– 340.LIU Yixin，DAI Huayang，GUO Wenbing. Surface movement laws of deep wide strip-pillar mining under thick alluvium[J]. Journal of Mining & Safety Engineering，2009，26(3)：336–340.

[20] 乔小龙. 大采高综放开采覆岩破坏特征和裂隙演化规律[J]. 工程地质学报，2017，25(3)：858–866. QIAO Xiaolong. Failure characteristic and fracture evolution law of overburden of thick coal in fully mechanized sub-level caving mining[J]. Journal of Engineering Geology，2017，25(3)：858–866.

[21] 黄炳香，刘长友，许家林. 采动覆岩破断裂隙的贯通度研究[J]. 中国矿业大学学报，2010，39(1)：45–49. HUANG Bingxiang，LIU Changyou，XU Jialin. Research on through degree of overlying strata fracture fissure induced by mining[J]. Journal of China University of Mining & Technology，2010，39(1)：45–49.

[22] 杨伟峰，隋旺华. 薄基岩条带开采覆岩与地表移动数值模拟研究[J]. 煤田地质与勘探，2004，32(3)：18–21.YANG Weifeng，SUI Wanghua. Numerical simulation of over-­lying strata and ground movement value induced by strip mining below thin bedrock[J]. Coal Geology & Exploration，2004，32(3)：18–21.

[23] 车晓阳，侯恩科，谢晓深，等. 煤层开采导水裂隙带发育高度分析[J]. 中国科技论文，2016，11(3)：270–273. CHE Xiaoyang，HOU Enke，XIE Xiaoshen，et al. Analysis on development height of water flowing fractured zone in coal seam mining[J]. China Science Paper，2016，11(3)：270–273.

[24] 杨逾，于洁瑜，王宇. 条带开采采空区覆岩移动规律数值模拟分析[J]. 中国地质灾害与防治学报，2017，28(1)：96–101. YANG Yu，YU Jieyu，WANG Yu. Numerical simulation study on movement law of overlying strata of goaf in strip mining[J]. The Chinese Journal of Geological Hazard and Control，2017，28(1)：96–101.

Exploration and quantitative evaluation of overburden strata “three zones” in deep strip mining

LIU Zhen1, WANG Yutao1, LIU Xiaoping1,2, WANG Xiaodong1

(1. Xi’an Research Institute Co. Ltd., China Coal Technology and Engineering Group Corp., Xi’an 710077, China;2. School of Civil Engineering & Architecture, Xi’an University of Technology, Xi’an 710048, China)

In order to study the height of overburden fractures in deep strip mining, engineering geological drilling, borehole television and coalfield well logging have been applied to detect and analyze the overburden fractures in a coal mine in Jining coalfield. The results indicate that, under the strip mining with gentle dip(6°), deep depth(538 m) and 1:2 mining-retention ratio(mining –50 m and remaining –100 m), the “three zones” develop prominently, presenting “wavy” destruction in space, and the goaf has no obvious cavity. The height of caving zone is 8.45 m which is 3.0 times of the mining height, and the fault zone is 57.55 m, 20.6 times of the mining height. Among the eight quantitative indicators for judging the development height of “three zones”, borehole television is more accurate than the other two methods. The results of detection are more accurate and reliable, which can provide a basis for the selection of management plan in deep strip mining subsidence area.

deep strip mining; engineering geological drilling; borehole television; coalfield well logging; “three zones”; quantitative evaluation

TD823.6

A

10.3969/j.issn.1001-1986.2020.03.003

1001-1986(2020)03-0017-07

2019-11-26；

2020-02-21

中煤科工集团西安研究院有限公司科技创新基金项目(2019XAYZD05)

Science and Technology Innovation Fund of Xi’an Research Institute of CCTEG(2019XAYZD05)

刘震，1992年生，男，陕西渭南人，硕士，助理工程师，从事采空塌陷防治技术方面的研究工作. E-mail：lz_zhenliu@163.com

刘震，王玉涛，刘小平，等. 深部条带开采覆岩“三带”探测及量化评判[J]. 煤田地质与勘探，2020，48(3)：17–23.

LIU Zhen，WANG Yutao，LIU Xiaoping，et al. Exploration and quantitative evaluation of overburden strata “three zones” in deep strip mining[J]. Coal Geology & Exploration，2020，48(3)：17–23.

(责任编辑 周建军)