工程科学学报 Chinese Journal of Engineering 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 周超宋大钊李振雷何学秋钟涛平 Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway ZHOU Chao,SONG Da-zhao,LI Zhen-lei,HE Xue-qiu,ZHONG Tao-ping 引用本文： 周超，宋大钊，李振雷，何学秋，钟涛平.基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采J】.工程科学学报，优先发表.do: 10.13374j.issn2095-9389.2021.05.24.002 ZHOU Chao,SONG Da-zhao,LI Zhen-lei,HE Xue-qiu,ZHONG Tao-ping.Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway[J].Chinese Journal of Engineering,In press.doi:10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002 在线阅读View online::htps:/doi.org/10.13374.issn2095-9389.2021.05.24.002 您可能感兴趣的其他文章 Articles you may be interested in 网络安全等级保护下的区块链评估方法 Research on blockchain evaluation methods under the classified protection of cybersecurity 工程科学学报.2020.42(10：1267htps:1doi.org/10.13374.issn2095-9389.2019.12.17.007 煤层深孔聚能爆破有效致裂范围探讨 Effective fracture zone under deep-hole cumulative blasting in coal seam 工程科学学报.2019,41（⑤：582htps:doi.org10.13374.issn2095-9389.2019.05.004 装药结构对煤层深孔聚能爆破增透的影响 Effect of charge structure on deep-hole cumulative blasting to improve coal seam permeability 工程科学学报.2018,40(12：1488htps1doi.0rg/10.13374j.issn2095-9389.2018.12.006 综放开采顶煤与覆岩力链结构及演化光弹试验研究 Photoelastic experimental study on the force chain structure and evolution in top coal and overlaying strata under fully mechanized top coal caving mining 工程科学学报.2017,391：13htps:/1doi.org/10.13374.issn2095-9389.2017.01.002 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理 Crack propagation and coalescence mechanism of double-hole cumulative blasting in coal seam 工程科学学报.2020,42(12：1613htps:oi.org10.13374.issn2095-9389.2020.05.19.001 基于预瞄距离的地下矿用铰接车路径跟踪预测控制 Path following control of underground mining articulated vehicle based on the preview control method 工程科学学报.2019,41（⑤：662 https::/1doi.org10.13374.issn2095-9389.2019.05.013
基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 周超 宋大钊 李振雷 何学秋 钟涛平 Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway ZHOU Chao, SONG Da-zhao, LI Zhen-lei, HE Xue-qiu, ZHONG Tao-ping 引用本文: 周超, 宋大钊, 李振雷, 何学秋, 钟涛平. 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采[J]. 工程科学学报, 优先发表. doi: 10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002 ZHOU Chao, SONG Da-zhao, LI Zhen-lei, HE Xue-qiu, ZHONG Tao-ping. Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway[J]. Chinese Journal of Engineering, In press. doi: 10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002 在线阅读 View online: https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002 您可能感兴趣的其他文章 Articles you may be interested in 网络安全等级保护下的区块链评估方法 Research on blockchain evaluation methods under the classified protection of cybersecurity 工程科学学报. 2020, 42(10): 1267 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2019.12.17.007 煤层深孔聚能爆破有效致裂范围探讨 Effective fracture zone under deep-hole cumulative blasting in coal seam 工程科学学报. 2019, 41(5): 582 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2019.05.004 装药结构对煤层深孔聚能爆破增透的影响 Effect of charge structure on deep-hole cumulative blasting to improve coal seam permeability 工程科学学报. 2018, 40(12): 1488 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2018.12.006 综放开采顶煤与覆岩力链结构及演化光弹试验研究 Photoelastic experimental study on the force chain structure and evolution in top coal and overlaying strata under fully mechanized top coal caving mining 工程科学学报. 2017, 39(1): 13 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2017.01.002 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理 Crack propagation and coalescence mechanism of double-hole cumulative blasting in coal seam 工程科学学报. 2020, 42(12): 1613 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2020.05.19.001 基于预瞄距离的地下矿用铰接车路径跟踪预测控制 Path following control of underground mining articulated vehicle based on the preview control method 工程科学学报. 2019, 41(5): 662 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2019.05.013
工程科学学报.第44卷，第X期：1-12.2021年X月 Chinese Journal of Engineering,Vol.44,No.X:1-12,X 2021 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002;http://cje.ustb.edu.cn 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 周超，宋大钊，李振雷，何学秋，钟涛平 北京科技大学土木与资源工程学院，北京100083 ☒通信作者，宋大钊，E-mail:song.dz@163.com 摘要针对千米深井下伏煤层回采需保证上覆巷道稳定性的问题，通过理论分析、数值模拟和现场实测的方法，研究了下 伏煤层开采过程中上覆岩层巷道变形破坏类型、破坏机理和防治办法.通过对开采条件和开采形成的覆岩空间结构的研究， 得到了走向和倾向方向上的巷道变形破坏规律：通过研究下伏工作面不同开采阶段、不同充填率条件对上覆巷道的采动影 响，得到了巷道变形破坏的应力演化规律.结果表明：千米深井下伏煤层开采，上覆巷道潜在的变形破坏类型主要有两种，一 是巷道断面缩减型破坏，二是巷道走向阶梯下沉型破坏.上覆巷道变形破坏的根本原因是大埋深、强采动应力，特别是下伏 煤层距上覆巷道较近且距离不均等的影响，直接原因是采动造成的巷道围岩应力突增及关键岩层的破断下沉.开采过程中， 工作面走向开采范围超过400m时，巷道断面缩减型破坏和走向阶梯下沉型破坏会相互叠加，诱发更大的巷道破坏.为控制 这两种巷道的潜在破坏类型，设计了沿工作面下部巷道动态部分充填和巷道补强支护方案，通过现场实测发现上述方案能够 满足上覆巷道稳定性和下伏工作面高效高产的要求，研究结果和控制方案可为千米深井巷道下压煤的安全回采提供一定的 借鉴. 关键词千米深井：巷道保护：下伏煤层：近距离回采：部分充填 分类号TD322 Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway ZHOU Chao,SONG Da-zhao,LI Zhen-lei,HE Xue-qiu,ZHONG Tao-ping School of Civil and Resource Engineering,University of Science and Technology Beijing.Beijing 100083,China Corresponding author,SONG Da-zhao,E-mail:song.dz@163.com ABSTRACT To ensure the stability of an overlying roadway in close proximity to a 1000-m deep coal seam,this work,through theoretical analysis and numerical simulation,studies the deformation and failure mechanism,failure types,and prevention methods of the overlying roadway while mining a lower coal seam.Based on the study of mining conditions and overburdened space structures formed through mining,the deformation and failure law of the roadway in the strike and dip directions is obtained.Moreover,the stress evolution law of roadway deformation and failure is obtained by studying the influence of different mining stages and filling rates of the lower face on the mining of the overlying roadway.Results show that there are two types of potential roadway deformation and failure: (1)roadway section reduction failure and (2)roadway strike step subsidence failure.The fundamental cause of the deformation and failure of the overlying roadway is the influence of the large buried depth,strong mining stress,and unequal distance between the coal seam and roadway.The direct causes are the sudden increase in the stress of the roadway surrounding the rock and the subsidence of the key strata.In the mining process,when the mining range of the working face is more than 400 m,the roadway section reduction failure and strike ladder subsidence failure superimpose each other,inducing further roadway failure.Therefore,a scheme of partial filling and strengthening of the roadway along the working face is designed.Field measurements revealed that the above scheme can meet the stability requirements of the overlying roadway and the high efficiency and yield of the underlying working face.The results provide 收稿日期：2021-05-24 基金项目：国家自然科学基金资助项目(51904019,51634001)
基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 周 超，宋大钊苣，李振雷，何学秋，钟涛平 北京科技大学土木与资源工程学院，北京 100083 苣通信作者， 宋大钊, E-mail: song.dz@163.com 摘 要 针对千米深井下伏煤层回采需保证上覆巷道稳定性的问题，通过理论分析、数值模拟和现场实测的方法，研究了下 伏煤层开采过程中上覆岩层巷道变形破坏类型、破坏机理和防治办法. 通过对开采条件和开采形成的覆岩空间结构的研究， 得到了走向和倾向方向上的巷道变形破坏规律；通过研究下伏工作面不同开采阶段、不同充填率条件对上覆巷道的采动影 响，得到了巷道变形破坏的应力演化规律. 结果表明：千米深井下伏煤层开采，上覆巷道潜在的变形破坏类型主要有两种，一 是巷道断面缩减型破坏，二是巷道走向阶梯下沉型破坏. 上覆巷道变形破坏的根本原因是大埋深、强采动应力，特别是下伏 煤层距上覆巷道较近且距离不均等的影响，直接原因是采动造成的巷道围岩应力突增及关键岩层的破断下沉. 开采过程中， 工作面走向开采范围超过 400 m 时，巷道断面缩减型破坏和走向阶梯下沉型破坏会相互叠加，诱发更大的巷道破坏. 为控制 这两种巷道的潜在破坏类型，设计了沿工作面下部巷道动态部分充填和巷道补强支护方案，通过现场实测发现上述方案能够 满足上覆巷道稳定性和下伏工作面高效高产的要求，研究结果和控制方案可为千米深井巷道下压煤的安全回采提供一定的 借鉴. 关键词 千米深井；巷道保护；下伏煤层；近距离回采；部分充填 分类号 TD322 Mining safely under a coal seam while protecting an overlying roadway ZHOU Chao，SONG Da-zhao苣 ，LI Zhen-lei，HE Xue-qiu，ZHONG Tao-ping School of Civil and Resource Engineering, University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China 苣 Corresponding author, SONG Da-zhao, E-mail: song.dz@163.com ABSTRACT To ensure the stability of an overlying roadway in close proximity to a 1000-m deep coal seam, this work, through theoretical analysis and numerical simulation, studies the deformation and failure mechanism, failure types, and prevention methods of the overlying roadway while mining a lower coal seam. Based on the study of mining conditions and overburdened space structures formed through mining, the deformation and failure law of the roadway in the strike and dip directions is obtained. Moreover, the stress evolution law of roadway deformation and failure is obtained by studying the influence of different mining stages and filling rates of the lower face on the mining of the overlying roadway. Results show that there are two types of potential roadway deformation and failure: (1) roadway section reduction failure and (2) roadway strike step subsidence failure. The fundamental cause of the deformation and failure of the overlying roadway is the influence of the large buried depth, strong mining stress, and unequal distance between the coal seam and roadway. The direct causes are the sudden increase in the stress of the roadway surrounding the rock and the subsidence of the key strata. In the mining process, when the mining range of the working face is more than 400 m, the roadway section reduction failure and strike ladder subsidence failure superimpose each other, inducing further roadway failure. Therefore, a scheme of partial filling and strengthening of the roadway along the working face is designed. Field measurements revealed that the above scheme can meet the stability requirements of the overlying roadway and the high efficiency and yield of the underlying working face. The results provide 收稿日期: 2021−05−24 基金项目: 国家自然科学基金资助项目（51904019，51634001） 工程科学学报，第 44 卷，第 X 期：1−12，2021 年 X 月 Chinese Journal of Engineering, Vol. 44, No. X: 1−12, X 2021 https://doi.org/10.13374/j.issn2095-9389.2021.05.24.002; http://cje.ustb.edu.cn
工程科学学报，第44卷，第X期 some references for the safe mining of coal in the 1000-m deep coal seam. KEY WORDS a kilometer-deep mine;roadway protection:underlying coal seams;close mining:partial mine filling 随着浅部煤炭资源的逐渐枯竭，我国开始转 在已有成果中，鲜有涉及千米埋深条件下，下 向煤炭深部开采，部分矿井进入千米开采深度，据 伏煤层开采对近距离上覆岩层巷道的采动影响研 不完全统计，我国煤矿开采深度超过千米的矿井 究，为此，本文以东部某千米深井巷道下压煤开采 约为47个-矿井进入超千米开采阶段，开始面 案例为工程背景，通过理论分析、数值模拟等方 临高地应力、高地温、高渗透压、强地质构造等的 法，研究下煤层工作面不同开采阶段、不同充填率 作用，巷道煤岩体的力学性质发生显著变化，巷道 条件下上覆岩层破断运动特征、大巷围岩应力演 表现出围岩大变形、强烈底鼓等灾害现象)千 化规律以及大巷的移动变形特征，并提出动态部 米深井一般属于多煤层开采，通常采用自上而下 分充填开采方案、补强巷道支护等针对措施，以期 的开采方式.上层煤在开采的过程中通常会保留 达到下伏工作面高效开采、上覆巷道安全稳定的 一些重要的巷道，如运输大巷、通风大巷等，以供 “双赢”局面，并为类似条件下巷道下压煤的开采 下煤层或其它采区继续使用，而下煤层在准备回 提供借鉴 采的时，由于地质条件、采掘接续等因素的影响， 1工程背景 常常迫不得已把工作面布置在这些重要的巷道下 方，下煤层在开采的过程中，会造成上覆岩层的破 1.1地质开采情况 断下沉，从而对这些重要的巷道产生破坏，由此产 我国东部某矿井已进入超千米开采阶段，目 生了上覆巷道保护与下伏煤层开采的矛盾 前，拟回采4198工作面，工作面走向长约500m, 目前，国内许多学者针对这一矛盾体开展了 倾斜宽约为60m,煤厚平均为2.2m,倾角约为 大量的研究，郭文兵与李超研究了远距离多煤 30°，工作面埋深约为1040~1070m.4198工作面 层开采覆岩破坏的特点以及部分巷道受损的原 下部为未开采的实体煤，上部为已回采完毕的 因，认为受损巷道少部分是由下部工作面回采引 4197和4196工作面，4197和4196工作面的宽度 起的覆岩破坏和岩层移动变形共同造成的，而大 分别为70m和125m,4197工作面采用充填的方 部分受损巷道则仅由岩层移动变形造成.赵忠明 法进行回采，充填率约为50%，4196工作面采用顶 等啊采用现场实测的方法研究了下工作面开采对 板直接垮落法回采，工作面的相对位置关系如 上部砌碹巷道的破坏，认为采动影响下巷道砌碹 图1所示 的破坏是巷道纵向水平变形和横向水平变形共同 4198工作面斜上方有一条地下埋深为740m 作用的结果.李学华等6采用数值模拟的方法研 的西大巷（下面简称西大巷），西大巷的平均埋深 究了下伏两煤层开采引起的岩层运动规律及其对 约为990m,垂直应力约为24.75MPa.水平方向 大巷造成的影响，并就大巷支护方式、下伏煤层与 上，4198工作面距西大巷由40m逐渐缩小为0（开 大巷距离、下伏煤层开采顺序等因素对大巷围岩 切眼至停采线位置)；在垂直方向上，4198工作面 稳定性造成的采动影响进行了系统分析.涂敏等) 距西大巷由开切眼位置的50m逐渐扩大到停采线 采用力学分析的方法研究了下保护层开采对上覆 位置的82m.西大巷是矿井整个西翼采区的通风 煤层巷道围岩变形的影响，认为下保护层的开采 巷道和疏水巷道，保持其稳定对于整个西翼采区 使上覆煤层巷道处于下保护层卸压范围内，围岩 的安全回采具有重要的意义，西大巷埋深大，与 力学参数发生改变，呈现显著的“松软散”特性，巷 4198工作面距离较近，工作面开采过程中西大巷 道变形表现为明显的流变性.张王磊等1研究了 可能产生变形破坏.因此，需研究4198工作面开 下保护层开采对上覆巷道的影响，根据巷道受影 采对西大巷稳定性的潜在影响，并基于此提出针 响的不同可分为初始采动区、采动影响剧烈区黄 对性的防治方法以确保西大巷安全稳定 和采后影响区.此外，还有很多学者就巷道合理位 1.2工作面顶底板情况 置的确定、巷道的破坏机制、应力分布以及巷道 4198工作面直接顶为灰色的砂岩，平均厚度 围岩的控制等方面进行了大量的研究9-2)，取得 为11.2m;直接底为泥岩，厚度0.7m,4198工作面 了较好的成果 上覆各岩层的参数如表1所示
some references for the safe mining of coal in the 1000-m deep coal seam. KEY WORDS a kilometer-deep mine；roadway protection；underlying coal seams；close mining；partial mine filling 随着浅部煤炭资源的逐渐枯竭，我国开始转 向煤炭深部开采，部分矿井进入千米开采深度，据 不完全统计，我国煤矿开采深度超过千米的矿井 约为 47 个[1−2] . 矿井进入超千米开采阶段，开始面 临高地应力、高地温、高渗透压、强地质构造等的 作用，巷道煤岩体的力学性质发生显著变化，巷道 表现出围岩大变形、强烈底鼓等灾害现象[3−13] . 千 米深井一般属于多煤层开采，通常采用自上而下 的开采方式. 上层煤在开采的过程中通常会保留 一些重要的巷道，如运输大巷、通风大巷等，以供 下煤层或其它采区继续使用，而下煤层在准备回 采的时，由于地质条件、采掘接续等因素的影响， 常常迫不得已把工作面布置在这些重要的巷道下 方，下煤层在开采的过程中，会造成上覆岩层的破 断下沉，从而对这些重要的巷道产生破坏，由此产 生了上覆巷道保护与下伏煤层开采的矛盾. 目前，国内许多学者针对这一矛盾体开展了 大量的研究，郭文兵与李超[14] 研究了远距离多煤 层开采覆岩破坏的特点以及部分巷道受损的原 因，认为受损巷道少部分是由下部工作面回采引 起的覆岩破坏和岩层移动变形共同造成的，而大 部分受损巷道则仅由岩层移动变形造成. 赵忠明 等[15] 采用现场实测的方法研究了下工作面开采对 上部砌碹巷道的破坏，认为采动影响下巷道砌碹 的破坏是巷道纵向水平变形和横向水平变形共同 作用的结果. 李学华等[16] 采用数值模拟的方法研 究了下伏两煤层开采引起的岩层运动规律及其对 大巷造成的影响，并就大巷支护方式、下伏煤层与 大巷距离、下伏煤层开采顺序等因素对大巷围岩 稳定性造成的采动影响进行了系统分析. 涂敏等[17] 采用力学分析的方法研究了下保护层开采对上覆 煤层巷道围岩变形的影响，认为下保护层的开采 使上覆煤层巷道处于下保护层卸压范围内，围岩 力学参数发生改变，呈现显著的“松软散”特性，巷 道变形表现为明显的流变性. 张王磊等[18] 研究了 下保护层开采对上覆巷道的影响，根据巷道受影 响的不同可分为初始采动区、采动影响剧烈区黄 和采后影响区. 此外，还有很多学者就巷道合理位 置的确定、巷道的破坏机制、应力分布以及巷道 围岩的控制等方面进行了大量的研究[19−23] ，取得 了较好的成果. 在已有成果中，鲜有涉及千米埋深条件下，下 伏煤层开采对近距离上覆岩层巷道的采动影响研 究，为此，本文以东部某千米深井巷道下压煤开采 案例为工程背景，通过理论分析、数值模拟等方 法，研究下煤层工作面不同开采阶段、不同充填率 条件下上覆岩层破断运动特征、大巷围岩应力演 化规律以及大巷的移动变形特征，并提出动态部 分充填开采方案、补强巷道支护等针对措施，以期 达到下伏工作面高效开采、上覆巷道安全稳定的 “双赢”局面，并为类似条件下巷道下压煤的开采 提供借鉴. 1 工程背景 1.1 地质开采情况 我国东部某矿井已进入超千米开采阶段，目 前，拟回采 4198 工作面，工作面走向长约 500 m， 倾斜宽约为 60 m，煤厚平均为 2.2 m，倾角约为 30°，工作面埋深约为 1040～1070 m. 4198 工作面 下部为未开采的实体煤 ，上部为已回采完毕的 4197 和 4196 工作面，4197 和 4196 工作面的宽度 分别为 70 m 和 125 m，4197 工作面采用充填的方 法进行回采，充填率约为 50%，4196 工作面采用顶 板直接垮落法回采，工作面的相对位置关系如 图 1 所示. 4198 工作面斜上方有一条地下埋深为 740 m 的西大巷（下面简称西大巷），西大巷的平均埋深 约为 990 m，垂直应力约为 24.75 MPa. 水平方向 上，4198 工作面距西大巷由 40 m 逐渐缩小为 0（开 切眼至停采线位置）；在垂直方向上，4198 工作面 距西大巷由开切眼位置的 50 m 逐渐扩大到停采线 位置的 82 m. 西大巷是矿井整个西翼采区的通风 巷道和疏水巷道，保持其稳定对于整个西翼采区 的安全回采具有重要的意义，西大巷埋深大，与 4198 工作面距离较近，工作面开采过程中西大巷 可能产生变形破坏. 因此，需研究 4198 工作面开 采对西大巷稳定性的潜在影响，并基于此提出针 对性的防治方法以确保西大巷安全稳定. 1.2 工作面顶底板情况 4198 工作面直接顶为灰色的砂岩，平均厚度 为 11.2 m；直接底为泥岩，厚度 0.7 m，4198 工作面 上覆各岩层的参数如表 1 所示. · 2 · 工程科学学报，第 44 卷，第 X 期
周超等：基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 3 Roadway-740 (a) (b) 40m Coal face 4198 Coal face 4197 Coal face 4196 Coal face 419 Coal face 4197 Coal face 4198 图1工作面相对位置示意图.(a)平面图：(b)剖面图 Fig.1 Diagram of the relative position of the working face:(a)floor plan,(b)profile 表1各岩层的物理力学参数 出的第x层岩层的极限跨距，m;h为第x层坚硬 Table I Physical and mechanical parameters of each rock layer 岩层的厚度，m;R、9x分别为第x层坚硬岩层抗 Lithology Thickness/Body force/Elasticity Tensile m (MN-m)modulus/GPa strength/MPa 拉强度和所受载荷，MPa.根据表1可得h1为11.2m、 Packsand 11.69 0.026 4 4.2 h2为24.32m,Rr1为3.5MPa、R卫为4.2MPa,根据 Coal7 0.54 0.025 1.0 0.8 关键层判别理论可分别求得q1为0.28MPa,92为 Siltstone 12.1 0.024 34 2.5 1.02MPa.按固支梁和简支梁计算可得关键层一 Mudstone 2.84 0.025 1.2 2.0 的断裂步距Le和Lx分别为56m和45m,关键层 Packsand 24.32 0.026 4.2 二的断裂步距Le和Lx分别为70m和92m Coal9 0.48 0.025 1.0 0.8 根据上述计算结果，工作面在推采的过程中 Packsand 9.4 0.026 ￥ 4.2 两个关键层都将发生破断，而关键层发生破断需 Mudstone 22.6 0.025 2.5 1.9 要采空区有足够大的下沉空间，也就是说岩层能 Sandstone 11.2 0.025 6.5 3.5 够足够悬露，由于4198工作面煤层开采厚度较 Coal 19 22 0.025 1.0 0.8 小，加上直接顶断裂后岩石会发生碎涨，导致采空 Sandstone 0.7 0.025 6.5 35 区下沉空间较小，为此，需要估算上覆岩层的破断 情况 根据关键层理论可知，4198工作面上方100m 2.1.2覆岩破裂高度的估算 以内的覆岩中共存在两组关键层，关键层一是厚 根据煤层和上覆岩层的特征，结合《煤矿防治 度为11.2m的砂岩；关键层二是厚度为24.32m的 水规定》的研究，得到冒落带和裂隙带最大高度的 细砂岩.除去直接顶外，关键层二对上覆岩层的运 经验公式，见式(3)和式(4)： 动起着决定性的作用，关键层二距煤层约68m,西 Hm=(3~4)m (3) 大巷位于此岩层中 其中，Hm为冒落带的高度，m;m为工作面采煤的 2下伏工作面开采对西大巷变形破坏的影响 高度，m. 100m (4) 2.1西大巷受下伏工作面采动影响的预评价 =16m+3.8+5.6 2.1.1上覆岩层断裂步距估算 其中，H为裂隙带的高度，m;m为工作面采煤的 上覆岩层的断裂步距可以简化为两端固支梁 高度，取2.2m.通过计算可得冒落带的最大高度 或简支梁进行计算，根据固支梁和简支梁的计算 为8.8m,裂隙带的最大高度为35.6m 公式，可以求得直接顶的极限跨距： 4198工作面开采的过程中裂隙带的高度 Lex hx 2RTx (35.6m)小于煤层距关键层的距离(68m),因此， (1) qx 关键层和西大巷位于4198工作面上覆岩层的弯曲 下沉带内 Lix =2hx 2RTx (2) 综上，因西大巷埋深较大，在自重的作用下巷 道围岩拥有较大的应力，加上4198工作面的采动 其中，Lex分别为用固支梁和简支梁公式计算 影响，自重应力和采动应力的叠加应力可能超过
根据关键层理论可知，4198 工作面上方 100 m 以内的覆岩中共存在两组关键层，关键层一是厚 度为 11.2 m 的砂岩；关键层二是厚度为 24.32 m 的 细砂岩. 除去直接顶外，关键层二对上覆岩层的运 动起着决定性的作用，关键层二距煤层约 68 m，西 大巷位于此岩层中. 2 下伏工作面开采对西大巷变形破坏的影响 2.1 西大巷受下伏工作面采动影响的预评价 2.1.1 上覆岩层断裂步距估算 上覆岩层的断裂步距可以简化为两端固支梁 或简支梁进行计算，根据固支梁和简支梁的计算 公式[24] ，可以求得直接顶的极限跨距： Lgx = hx √ 2RTx qx （1） Ljx = 2hx √ 2RTx 3qx （2） 其中，Lgx、Ljx 分别为用固支梁和简支梁公式计算 出的第 x 层岩层的极限跨距，m；hx 为第 x 层坚硬 岩层的厚度，m；RTx、qx 分别为第 x 层坚硬岩层抗 拉强度和所受载荷，MPa. 根据表 1 可得 h1 为 11.2 m、 h2 为 24.32 m，RT1 为 3.5 MPa、RT2 为 4.2 MPa，根据 关键层判别理论可分别求得 q1 为 0.28 MPa, q2 为 1.02 MPa. 按固支梁和简支梁计算可得关键层一 的断裂步距 Lgx 和 Ljx 分别为 56 m 和 45 m，关键层 二的断裂步距 Lgx 和 Ljx 分别为 70 m 和 92 m. 根据上述计算结果，工作面在推采的过程中 两个关键层都将发生破断，而关键层发生破断需 要采空区有足够大的下沉空间，也就是说岩层能 够足够悬露，由于 4198 工作面煤层开采厚度较 小，加上直接顶断裂后岩石会发生碎涨，导致采空 区下沉空间较小，为此，需要估算上覆岩层的破断 情况. 2.1.2 覆岩破裂高度的估算 根据煤层和上覆岩层的特征，结合《煤矿防治 水规定》的研究，得到冒落带和裂隙带最大高度的 经验公式[25] ，见式（3）和式（4）： Hm = (3 ∼ 4)m （3） 其中，Hm 为冒落带的高度，m；m 为工作面采煤的 高度，m. Hf = 100m 1.6m+3.8 +5.6 （4） 其中，Hf 为裂隙带的高度，m；m 为工作面采煤的 高度，取 2.2 m. 通过计算可得冒落带的最大高度 为 8.8 m，裂隙带的最大高度为 35.6 m. 4198 工作面开采的过程中裂隙带的高度 （35.6 m）小于煤层距关键层的距离（68 m），因此， 关键层和西大巷位于 4198 工作面上覆岩层的弯曲 下沉带内. 综上，因西大巷埋深较大，在自重的作用下巷 道围岩拥有较大的应力，加上 4198 工作面的采动 影响，自重应力和采动应力的叠加应力可能超过 表 1 各岩层的物理力学参数 Table 1 Physical and mechanical parameters of each rock layer Lithology Thickness/ m Body force/ (MN·m−3) Elasticity modulus/GPa Tensile strength/MPa Packsand 11.69 0.026 4 4.2 Coal 7 0.54 0.025 1.0 0.8 Siltstone 12.1 0.024 3.4 2.5 Mudstone 2.84 0.025 1.2 2.0 Packsand 24.32 0.026 4 4.2 Coal 9 0.48 0.025 1.0 0.8 Packsand 9.4 0.026 4 4.2 Mudstone 22.6 0.025 2.5 1.9 Sandstone 11.2 0.025 6.5 3.5 Coal 19 2.2 0.025 1.0 0.8 Sandstone 0.7 0.025 6.5 3.5 Coal face 4197 Coal face 4196 (b) Roadway-740 Coal face 4198 (a) 40 m Roadway-740 Coal face 4197 Coal face 4196 Coal face 4198 图 1 工作面相对位置示意图. （a）平面图；（b）剖面图 Fig.1 Diagram of the relative position of the working face: (a) floor plan; (b) profile 周 超等： 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 · 3 ·
工程科学学报，第44卷，第X期 巷道的支护强度，巷道发生破坏.同时，由于下部 角记为B,tan=Hr,其值多在1.3~2.5之间，本次 4198工作面开采导致上覆岩层发生弯曲下沉，进 取值为2；m为煤层开采厚度，即采高，m. 而导致位于上覆岩层中的西大巷发生变形、下沉 依据等价采高的概念，可研究不同的充填率 等破坏，因此，需要进一步研究煤层的开采导致巷 开采对大巷的影响.当充填率分别为0、70%、75%、 道变形的规律，其包括工作面走向主断面和倾向 80%和90%时，可认为煤层（煤厚取2.2m)等价采 主断面的移动和变形 高分别为2.2、0.66、0.55、0.44和0.22m,此时，巷 2.2工作面走向主断面西大巷的移动和变形 道距煤层的距离取66m.将以上各参数代入上式， 假设沿工作面推进方向煤层已被开采，且达 可求得最大下沉量Wma,最大倾斜率imax和最大 到充分采动，建立如图2所示的煤层开采走向主 水平变形量为cmax,如表2所示 断面地表下沉、移动和变形示意图. 表2不同充填率最大下沉量、倾斜和水平变形值 Table 2 Maximum subsidence,gradient,and horizontal deformation Surface values at different filling rates W(x) Filling ratio/% Wmanx /m imav/(mm'm） Emax/(mm'm) 0 0.476 14.4 6.6 Coal seam 70 0.142 4.3 2 0 75 0.119 3.6 1.65 图2煤层开采走向主断面地表下沉、移动和变形示意 80 0.095 2.88 1.31 Fig.2 Diagram of the surface subsidence,movement,and deformation 90 0.476 1.44 0.66 on the main section of the coal seam mining strike 2.2.1走向主断面上巷道变形的估算 类比建筑物下压煤开采允许的地表变形值， 根据概率积分法的可以得到走向主断面上岩 若西大巷的变形值也满足建筑物允许的变形值， 层的移动和变形，走向主断面上岩层的下沉、倾 则理论上西大巷也能保持稳定.根据《建筑物、水 斜、水平移动和水平变形的计算公式分别如下： 体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范 W(x)= Wmax 2r (2017)》规定（下面简称《开采规范(2017）》)，建筑 e-PdA+1 (5) 物压煤允许的地表变形临界值：倾斜临界值，为 3mmm,水平变形临界值&为2mmm.对比表2 i(x)= dW(x) dx 发现，充填率为0%~75%的倾斜i不满足《开采规 Wmax d 2 Wme 范》的允许变形值，充填率为80%的倾斜率i则满 (6) 2d元J0 *e-2da+1 足开采规范的允许变形值：而在水平变形中，小于 70%的充填率没有满足开采规范的要求，大于 U(=bWmae号 (7) 70%的充填率则满足开采规范的要求 保证巷道的稳定既要满足水平变形的要求， (8) 也要满足倾斜的要求.为此，取倾斜i的允许变形 其中，Wmax为地表最大下沉值，mm;r为主要影响 量的临界点(3mmm)和水平变形ε的允许变形 半径，m;b为水平移动系数，一般在0.2~0.4，本次 量的临界点(2mmm)进行反演，得出满足巷道 b取0.3；W(x)为地表x处的下沉量，m;i(x)为地 稳定性要求的倾斜变形值对应的充填率约为 表x处的倾斜率，mmm;U(x)为地表x处的水平 79%:满足巷道的稳定性要求的水平变形值对应的 移动量，m;(x)为地表x处的水平变形量， 充填率约为70%，取二者的大值，即满足巷道稳定 mmm;1为(x-s)/r,x为常量，表示任意一点出的 性要求的充填率需大于79%. 横坐标，s为单元位置变量. 2.2.2走向主断面上大巷变形的数值模拟研究 假设走向断面的各变形参数在开采的过程中能 根据4198工作面的实际地质条件，建立尺寸 够达到最大，则可得Wmax为qmcosa,imax为Wmaxr; 为680m×420m×445m(长×宽×高)的模型，模型共 Umax为bWmaxi;Emax为士l.52 bWmaxr.其中，q为地表 197701个单元，194047个节点.在煤层上覆岩层 下沉系数，取2.5；a为煤层倾角，取30°.将地表点 的66m处，布置一个尺寸为4m×4m(宽×高)的巷 与工作面开采边界点相连，其与水平线形成的锐 道，即为西大巷，西大巷围岩单元尺寸设置为2m×
巷道的支护强度，巷道发生破坏. 同时，由于下部 4198 工作面开采导致上覆岩层发生弯曲下沉，进 而导致位于上覆岩层中的西大巷发生变形、下沉 等破坏，因此，需要进一步研究煤层的开采导致巷 道变形的规律，其包括工作面走向主断面和倾向 主断面的移动和变形. 2.2 工作面走向主断面西大巷的移动和变形 假设沿工作面推进方向煤层已被开采，且达 到充分采动，建立如图 2 所示的煤层开采走向主 断面地表下沉、移动和变形示意图. β O x z H r Coal seam Surface W(x) Wmax 图 2 煤层开采走向主断面地表下沉、移动和变形示意 Fig.2 Diagram of the surface subsidence, movement, and deformation on the main section of the coal seam mining strike 2.2.1 走向主断面上巷道变形的估算 根据概率积分法[25] 可以得到走向主断面上岩 层的移动和变形，走向主断面上岩层的下沉、倾 斜、水平移动和水平变形的计算公式分别如下： W(x) = Wmax 2 2 √ π w √ π r x 0 e −λ 2 dλ+1 （5） i(x) = dW(x) dx = Wmax 2 d dx 2 √ π w √ π r x 0 e −λ 2 dλ+1 = Wmax r e −π x 2 r 2 （6） U(x) = bWmaxe −π x 2 r 2 （7） ε(x) = ∂U(x) ∂x = −2π b Wmax r 2 xe −π x 2 r 2 （8） 其中，Wmax 为地表最大下沉值，mm；r 为主要影响 半径，m；b 为水平移动系数，一般在 0.2～0.4，本次 b 取 0.3；W（x）为地表 x 处的下沉量，m；i（x）为地 表 x 处的倾斜率, mm·m−1 ；U（x）为地表 x 处的水平 移 动 量 ， m； ε（ x） 为 地 表 x 处 的 水 平 变 形 量 , mm·m−1 ；λ 为 (x-s)/r，x 为常量，表示任意一点出的 横坐标，s 为单元位置变量. 假设走向断面的各变形参数在开采的过程中能 够达到最大，则可得 Wmax 为 qmcosα; imax 为 Wmax/r； Umax 为 bWmax；εmax 为±1.52bWmax/r. 其中，q 为地表 下沉系数，取 2.5；α 为煤层倾角，取 30°. 将地表点 与工作面开采边界点相连，其与水平线形成的锐 角记为 β，tanβ=H/r，其值多在 1.3～2.5 之间，本次 取值为 2；m 为煤层开采厚度，即采高，m. 依据等价采高的概念，可研究不同的充填率 开采对大巷的影响. 当充填率分别为 0、70%、75%、 80% 和 90% 时，可认为煤层（煤厚取 2.2 m）等价采 高分别为 2.2、0.66、0.55、0.44 和 0.22m，此时，巷 道距煤层的距离取 66 m. 将以上各参数代入上式， 可求得最大下沉量 Wmax，最大倾斜率 imax 和最大 水平变形量为 εmax，如表 2 所示. 表 2 不同充填率最大下沉量、倾斜和水平变形值 Table 2 Maximum subsidence, gradient, and horizontal deformation values at different filling rates Filling ratio/% Wmax /m imax/(mm·m−1) εmax/(mm·m−1) 0 0.476 14.4 6.6 70 0.142 4.3 2 75 0.119 3.6 1.65 80 0.095 2.88 1.31 90 0.476 1.44 0.66 类比建筑物下压煤开采允许的地表变形值， 若西大巷的变形值也满足建筑物允许的变形值， 则理论上西大巷也能保持稳定. 根据《建筑物、水 体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范 （2017）》规定（下面简称《开采规范（2017）》），建筑 物压煤允许的地表变形临界值：倾斜临界值 i l 为 3 mm·m−1，水平变形临界值 εl 为 2 mm·m−1 . 对比表 2 发现，充填率为 0%～75% 的倾斜 i 不满足《开采规 范》的允许变形值，充填率为 80% 的倾斜率 i 则满 足开采规范的允许变形值；而在水平变形中，小于 70% 的充填率没有满足开采规范的要求 ，大于 70% 的充填率则满足开采规范的要求. 保证巷道的稳定既要满足水平变形的要求， 也要满足倾斜的要求. 为此，取倾斜 i 的允许变形 量的临界点（3 mm·m−1）和水平变形 ε 的允许变形 量的临界点（2 mm·m−1）进行反演，得出满足巷道 稳定性要求的倾斜变形值对应的充填率约 为 79%；满足巷道的稳定性要求的水平变形值对应的 充填率约为 70%，取二者的大值，即满足巷道稳定 性要求的充填率需大于 79%. 2.2.2 走向主断面上大巷变形的数值模拟研究 根据 4198 工作面的实际地质条件，建立尺寸 为 680 m×420 m×445 m（长×宽×高）的模型，模型共 197701 个单元，194047 个节点. 在煤层上覆岩层 的 66 m 处，布置一个尺寸为 4 m×4 m（宽×高）的巷 道，即为西大巷，西大巷围岩单元尺寸设置为 2 m× · 4 · 工程科学学报，第 44 卷，第 X 期
周超等：基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 5 2m.模型上部边界垂直应力按深度600m、容重 不充填（方案a)、充填50%（方案b)、充填70%（方 0.025kNm3取值，约为15MPa,四周施加水平应 案c)、充填79%（方案d,验证方案），充填90%（方 力，水平应力依照地应力的变化增加，随模型埋深 案e),一次性开挖完毕，观察各充填条件下西大巷 增大而增大，水平应力变化梯度为0.025MPam: 变形情况，其主要指数为下沉量和水平移动变形 煤层的倾角约为30°，块体采用摩尔库伦模型，将 值等.不同充填率下西大巷附近Z方向位移的变 模型四周约束其水平方向的位移，底座约束其竖 化云图如图4所示，从图中可以看出随着充填率 直方向的位移，为消除边界条件的影响四周至少 的提高，-740西大巷的位移变化越来越小且趋于 留有50m的煤柱，如图3所示 平缓. 图5为不同充填率下巷道下沉量、水平位移 的变化曲线（观测线的位置分别在巷道底部和巷 道的右侧，距巷道壁2m),从图中可以看出随着充 填率的提高，巷道的下沉量及水平位移均减小，二 Roof 者成反比的关系.同时，也可以看出在充填率较小 strata 时，下沉量和水平位移随充填率的增加变化明显， Coal seam 但充填率增加到一定数值时，下沉量和水平位移 Floor 随充填率的增加变化较小 strata 图6是充填率为79%时巷道的水平变形和倾 680m 斜变形值，从图中可以看出巷道的倾斜呈前期小 420m 范围增大随后减小然后再增大，随后又减小并在 图3整体模型 最后出现了增大的趋势，而水平变形值则呈现先 Fig.3 Overall model 减小后增大的趋势，倾斜和水平变形均在开采的 本次数值模拟方案如下：首先，开挖4196工作 后半段达到最大值，但二者的最大值均小于水平 面，一次性开挖完成；其次，开挖4197工作面，并 变形临界值2mmm',满足巷道稳定性的需求，与 充填50%：最后，开挖4198工作面，采空区分别为 理论计算值能够较好的对应 Z-displace/mm 2 30×10 1.00×10 -1.25×10 50×10- Roadw -1.75×10- -2.00×10-1 25×10- 50x10-1 2.54×10- 图4不同充填率下Z方向位移变化云图 Fig.4 Cloud map of the displacement change in the Z-direction at different filling rates -0.04 0.07 -0.06 (a) .(b) -0.08 100%fill rate S06/ 90%fill rate 三0.05 0.10 79%fill rate 70%fill rate -0.12 %filrate 哥0.03 -0.14 79%fill rate -0.16 0.02 70%fill rate -50%fill rate -0.18 -0.20 0 0100200300400500600700 0100200300400500600700 The position of the working face/m The position of the working face/m 图5不同充填率下巷道下沉量和水平位移的变化曲线.(a)巷道下沉量：(b)巷道的水平位移 Fig.5 Change curve of the roadway subsidence and horizontal displacement under different filling rates:(a)amount of roadway subsidence;(b) horizontal displacement deformation of the roadway
2 m. 模型上部边界垂直应力按深度 600 m、容重 0.025 kN·m−3 取值，约为 15 MPa，四周施加水平应 力，水平应力依照地应力的变化增加，随模型埋深 增大而增大，水平应力变化梯度为 0.025 MPa·m−1 ； 煤层的倾角约为 30°，块体采用摩尔库伦模型，将 模型四周约束其水平方向的位移，底座约束其竖 直方向的位移，为消除边界条件的影响四周至少 留有 50 m 的煤柱，如图 3 所示. Roof strata Floor strata Coal seam 445 m 420 m 680 m 图 3 整体模型 Fig.3 Overall model 本次数值模拟方案如下：首先，开挖 4196 工作 面，一次性开挖完成；其次，开挖 4197 工作面，并 充填 50%；最后，开挖 4198 工作面，采空区分别为 不充填（方案 a）、充填 50%（方案 b）、充填 70%（方 案 c）、充填 79%（方案 d，验证方案），充填 90%（方 案 e），一次性开挖完毕，观察各充填条件下西大巷 变形情况，其主要指数为下沉量和水平移动变形 值等. 不同充填率下西大巷附近 Z 方向位移的变 化云图如图 4 所示，从图中可以看出随着充填率 的提高，-740 西大巷的位移变化越来越小且趋于 平缓. 图 5 为不同充填率下巷道下沉量、水平位移 的变化曲线（观测线的位置分别在巷道底部和巷 道的右侧，距巷道壁 2 m），从图中可以看出随着充 填率的提高，巷道的下沉量及水平位移均减小，二 者成反比的关系. 同时，也可以看出在充填率较小 时，下沉量和水平位移随充填率的增加变化明显， 但充填率增加到一定数值时，下沉量和水平位移 随充填率的增加变化较小. 图 6 是充填率为 79% 时巷道的水平变形和倾 斜变形值，从图中可以看出巷道的倾斜呈前期小 范围增大随后减小然后再增大，随后又减小并在 最后出现了增大的趋势，而水平变形值则呈现先 减小后增大的趋势，倾斜和水平变形均在开采的 后半段达到最大值，但二者的最大值均小于水平 变形临界值 2 mm·m−1，满足巷道稳定性的需求，与 理论计算值能够较好的对应. Roadway-740 a b c e Z-displace/mm 0 −0.25×10−2 −5.00×10−2 −7.50×10−2 −1.00×10−1 −1.25×10−1 −1.50×10−1 −1.75×10−1 −2.00×10−1 −2.25×10−1 −2.50×10−1 −2.54×10−1 图 4 不同充填率下 Z 方向位移变化云图 Fig.4 Cloud map of the displacement change in the Z-direction at different filling rates −0.04 (a) (b) 0.07 0.06 0.05 0.04 0.03 0.02 0.01 0 Roadway subsidence/m The position of the working face/m Horizontal displacement/m −0.06 −0.08 −0.10 −0.12 −0.14 −0.16 −0.18 −0.20 0 100 200 300 400 500 600 700 The position of the working face/m 0 100 200 300 400 500 600 700 100% fill rate 90% fill rate 79% fill rate 70% fill rate 50% fill rate 100% fill rate 90% fill rate 79% fill rate 70% fill rate 50% fill rate 图 5 不同充填率下巷道下沉量和水平位移的变化曲线. （a）巷道下沉量；（b）巷道的水平位移 Fig.5 Change curve of the roadway subsidence and horizontal displacement under different filling rates: (a) amount of roadway subsidence; (b) horizontal displacement deformation of the roadway 周 超等： 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 · 5 ·
工程科学学报，第44卷，第X期 0.6 -Slant 表3倾向主断面上水平变形值 0.4 Horizontal strain Table 3 Horizontal deformation values on the dipping main section 0.2 Distance from open cutting/Horizontal displacement deformation/ m (mm-m) 0 0-50 0 0.2 100 13×105 3×10 s-0.4 150 200 0.01 -0.6 0100200300400500600700 250 0.03 The position of the working face/m 300 0.12 图6充填率为79%时巷道的水平变形和倾斜变形 350 0.4 Fig.6 Horizontal strain and slant deformation of the roadway when the filling rate is 79% 400 1 450 2.06 2.3工作面倾向主断面西大巷的移动和变形 500 4.0 由于4198工作面下方为实体煤，工作面开采 的宽度仅为60m,因此，在倾向方向上认为4198 5 -Allowable deformation value 工作面的开采对西大巷的影响是在非充分采动的 -Horizontal displacement deformation 4 条件下，根据文献[26]的研究，倾向主断面的下 沉、倾斜和曲率等计算公式与走向主断面上的基 2 本相同，仅是在计算倾向主断面上山一侧移动变 形值时，以2代替xr,在计算倾向主断面下山一 侧移动变形值时，以代替xr,由4198工作面 0 与西大巷的位置情况可知，西大巷位于4198工作 0 100 200300400 面的下山方向（实体煤方向），即在计算倾向主断 500 The position of the working face/m 面下山一侧移动变形值时，以yr代替xr,可得倾 图7倾斜主断面水平移动变形图 向主断面水平变形的计算公式： Fig.7 Horizontal movement and deformation diagram of the inclined 60-00-2nb0e-÷-0cosh（9)） main section dy nn 在400~450m之间时，倾斜方向上水平移动的变 其中，”为倾向主断面下山边界的主要影响半径， 形值超过允许值(2mmm),巷道有发生失稳的 m;为开采影响传播角，°，可粗略估计0=90°- 可能性 (0.5~1)a:a为煤层的倾角，°. 2.3.2倾向主断面上大巷变形量的数值模拟 2.3.1倾向主断面上大巷变形量的估算 本次的数值模拟方案如下：首先，开挖4196工 在水平方向上，自开切眼位置开始，西大巷距 作面，一次开挖完成；然后，开挖4197工作面，并 工作面下巷的距离由40m逐渐缩小到0m,在垂 充填50%：最后，4198工作面每次开挖50m,然后 直方向距离煤层由50m逐渐扩大到82m,假设水 做各方向的切片，观察西大巷的水平移动和下沉， 平方向和垂直方向的距离变化是均匀的，以工作 如图8~图11所示. 面走向方向上50m为一个单位进行分段开采研 通过图8和图9可以发现，随着工作面的开 究，其中，0=90°-30°=60°.把以上各参数和2.1节 采，巷道的水平移动和水平变形值都发生变化，巷 的参数代入到公式(5)~(9)中，可得到倾向主断 道的水平移动随开采距离的增大而增大.巷道的 面上水平移动变形值，如表3所示 水平变形值随工作面的开采先上升后下降然后再 根据《开采规范(2017)》的允许水平变形值 上升（图中水平变形值的正负仅代表方向，不代表 (e≤2mmm)和表3绘制出倾向主断面上水平移 大小)，具体表现为工作面推采至0~60m阶段， 动变形值的变化情况，如图7所示.由图7和表3， 巷道的水平变形值逐步上升，特别在50~60m阶 结合《开采规范(2017)》的允许水平变形值， 段达到正向的水平变形最大值；工作面推采至 4198工作面在无充填的情况下，工作面推进距离 60~130m阶段，巷道的水平变形值维持在一个相
2.3 工作面倾向主断面西大巷的移动和变形 由于 4198 工作面下方为实体煤，工作面开采 的宽度仅为 60 m，因此，在倾向方向上认为 4198 工作面的开采对西大巷的影响是在非充分采动的 条件下，根据文献 [26] 的研究，倾向主断面的下 沉、倾斜和曲率等计算公式与走向主断面上的基 本相同，仅是在计算倾向主断面上山一侧移动变 形值时，以 y/r2 代替 x/r，在计算倾向主断面下山一 侧移动变形值时，以 y/r1 代替 x/r，由 4198 工作面 与西大巷的位置情况可知，西大巷位于 4198 工作 面的下山方向（实体煤方向），即在计算倾向主断 面下山一侧移动变形值时，以 y/r1 代替 x/r，可得倾 向主断面水平变形的计算公式： ε(y) = ∂U(y) ∂y = −2π bW0 r1 y r1 e −π y 2 r1 2 −i(y) cos θ0 （9） 其中，r1 为倾向主断面下山边界的主要影响半径， m； θ0 为开采影响传播角， °，可粗略估计 θ0=90°− （0.5～1）α；α 为煤层的倾角，°. 2.3.1 倾向主断面上大巷变形量的估算 在水平方向上，自开切眼位置开始，西大巷距 工作面下巷的距离由 40 m 逐渐缩小到 0 m，在垂 直方向距离煤层由 50 m 逐渐扩大到 82 m，假设水 平方向和垂直方向的距离变化是均匀的，以工作 面走向方向上 50 m 为一个单位进行分段开采研 究，其中，θ0=90°−30°=60°. 把以上各参数和 2.1 节 的参数代入到公式（5）～（9）中，可得到倾向主断 面上水平移动变形值，如表 3 所示. 根据《开采规范（ 2017）》的允许水平变形值 （ε≤2 mm·m−1）和表 3 绘制出倾向主断面上水平移 动变形值的变化情况，如图 7 所示. 由图 7 和表 3， 结 合 《 开 采 规 范 （ 2017） 》 的 允 许 水 平 变 形 值 ， 4198 工作面在无充填的情况下，工作面推进距离 在 400～450 m 之间时，倾斜方向上水平移动的变 形值超过允许值（2 mm·m−1），巷道有发生失稳的 可能性. 2.3.2 倾向主断面上大巷变形量的数值模拟 本次的数值模拟方案如下：首先，开挖 4196 工 作面，一次开挖完成；然后，开挖 4197 工作面，并 充填 50%；最后，4198 工作面每次开挖 50 m，然后 做各方向的切片，观察西大巷的水平移动和下沉， 如图 8～图 11 所示. 通过图 8 和图 9 可以发现，随着工作面的开 采，巷道的水平移动和水平变形值都发生变化，巷 道的水平移动随开采距离的增大而增大. 巷道的 水平变形值随工作面的开采先上升后下降然后再 上升（图中水平变形值的正负仅代表方向，不代表 大小），具体表现为工作面推采至 0～60 m 阶段， 巷道的水平变形值逐步上升，特别在 50～60 m 阶 段达到正向的水平变形最大值 ；工作面推采至 60～130 m 阶段，巷道的水平变形值维持在一个相 表 3 倾向主断面上水平变形值 Table 3 Horizontal deformation values on the dipping main section Distance from open cutting / m Horizontal displacement deformation / (mm·m−1) 0−50 0 100 1.3×10−5 150 3×10−4 200 0.01 250 0.03 300 0.12 350 0.4 400 1 450 2.06 500 4.0 0.6 0.4 0.2 0 −0.2 −0.4 −0.6 The position of the working face/m 0 100 200 300 400 500 600 700 Slant Horizontal strain Horizontal strain (slant)/(mm·m−1 ) 图 6 充填率为 79% 时巷道的水平变形和倾斜变形 Fig.6 Horizontal strain and slant deformation of the roadway when the filling rate is 79% 5 Allowable deformation value Horizontal displacement deformation 4 3 2 1 0 −1 0 The position of the working face/m 100 200 300 400 500 Horizontal displacement deformation/(mm·m−1 ) 图 7 倾斜主断面水平移动变形图 Fig.7 Horizontal movement and deformation diagram of the inclined main section · 6 · 工程科学学报，第 44 卷，第 X 期
周超等：基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 7 0.06 0.002 0.05 450m 0.04 0.001 0.03 0.02 0.01 -0.001 0 0.002 -0.01 Slow descent stage Ascending stage -0.00 Positive -0.02 0 100200300400500600700 0 100200300400500600 The position of the working face/m The position of the working face/m 图8 工作面不同推采阶段的水平位移 图11工作面推采过程中倾斜的变化 Fig.8 Horizontal displacement of the working face at different stages of Fig.11 Inclination change of the working face in the mining process mining 道的下沉量随工作面的推采不断加大，而倾斜可 0.0006 以划分三个阶段，第一阶段为0~130m的倾斜增 长阶段，在这一阶段达到西大巷负向倾斜的最大 0.0004 值：第二阶段为130~400m的倾斜缓慢减小阶段， u) 0.0002 在这一阶段倾斜缓慢减小，并逐渐趋向于0：第三 0/ 阶段为400m以后的倾斜快速增加阶段，特别在 400~500m阶段达到西大巷正向倾斜的最大值 -0.0002 从上述分析可得，当4198工作面推采至0~130m -0.0004 和400~500m阶段时，西大巷出现倾斜的最大值， Slow descent stage Ascending stag Positive Negative 巷道存在变形破坏的危险，与巷道水平变形出现 -0.0006 0 100 200300400500 600 破坏的范围能够较好的对应 The position of the working face/m 综上所述，在倾向主断面上4198工作面的开 图9工作面推采过程中的水平变形 采会对西大巷的稳定性产生影响，开采的范围越 Fig.9 Horizontal deformation diagram of the working face in the mining process 大，西大巷的水平变形、倾斜和下沉量波动的越 大.通过理论计算可知，当4198工作面开采至 -0.08 400~450m时，巷道的水平变形值超过了《开采规 E400m -0.10 -Exeavat山ans00m 范(2017)》规定的允许变形值，上覆巷道可能发生 0.12 -0.14 失稳：通过数值模拟可知，当4198工作面推采至 -0.16 0~130m和超过400m两阶段时，西大巷均出现 -0.18 倾斜和水平变形的正、负向最大值，巷道存在变形 -0.20 20.22 破坏的危险.因此，通过理论分析和数值模拟可知 0.24 西大巷在0~130m和超过400m两个阶段存在破 -0.26 0 100200300400500600700 坏的可能.上述巷道变形的主要原因是工作面推 The position of the working face/m 采初期(0~130m)虽水平距离相距较远，但垂直 图10工作面不同推采阶段巷道的下沉量 距离较近，此时垂直距离占主要影响因素，巷道变 Fig.10 Subsidence of the roadway at different mining stages in the 形较大；随着工作面的推采(130~400m),水平距 working face 离逐渐变小，垂直距离逐渐增大，但二者处于同等 对稳定的较高状态；工作面推采至130~440m阶 的变化中，水平距离和垂直距离影响的比重同等， 段，巷道的水平变形值缓慢下降，并趋于0：工作面 巷道的变形相对较小；工作面推采后期（超过400m), 推采至440m以后，巷道的水平变形值又开始逐步 水平距离最小，垂直距离最大，水平距离占主要影 上升，并达到负向的水平变形最大值 响因素，巷道变形较大.因此，煤层距巷道较近且 从图10和图11可以看出（图中的正负号仅表 距离不均等（水平距离占主导或垂直距离占主导） 示方向不表示大小)，工作面在推采的过程中，巷 是巷道变形破坏的主要原因之一
对稳定的较高状态；工作面推采至 130～440 m 阶 段，巷道的水平变形值缓慢下降，并趋于 0；工作面 推采至 440 m 以后，巷道的水平变形值又开始逐步 上升，并达到负向的水平变形最大值. 从图 10 和图 11 可以看出（图中的正负号仅表 示方向不表示大小），工作面在推采的过程中，巷 道的下沉量随工作面的推采不断加大，而倾斜可 以划分三个阶段，第一阶段为 0～130 m 的倾斜增 长阶段，在这一阶段达到西大巷负向倾斜的最大 值；第二阶段为 130～400 m 的倾斜缓慢减小阶段， 在这一阶段倾斜缓慢减小，并逐渐趋向于 0；第三 阶段为 400 m 以后的倾斜快速增加阶段，特别在 400～500 m 阶段达到西大巷正向倾斜的最大值. 从上述分析可得，当 4198 工作面推采至 0～130 m 和 400～500 m 阶段时，西大巷出现倾斜的最大值， 巷道存在变形破坏的危险，与巷道水平变形出现 破坏的范围能够较好的对应. 综上所述，在倾向主断面上 4198 工作面的开 采会对西大巷的稳定性产生影响，开采的范围越 大，西大巷的水平变形、倾斜和下沉量波动的越 大. 通过理论计算可知 ，当 4198 工作面开采至 400～450 m 时，巷道的水平变形值超过了《开采规 范（2017）》规定的允许变形值，上覆巷道可能发生 失稳；通过数值模拟可知，当 4198 工作面推采至 0～130 m 和超过 400 m 两阶段时，西大巷均出现 倾斜和水平变形的正、负向最大值，巷道存在变形 破坏的危险. 因此，通过理论分析和数值模拟可知 西大巷在 0～130 m 和超过 400 m 两个阶段存在破 坏的可能. 上述巷道变形的主要原因是工作面推 采初期（0～130 m）虽水平距离相距较远，但垂直 距离较近，此时垂直距离占主要影响因素，巷道变 形较大；随着工作面的推采（130～400 m），水平距 离逐渐变小，垂直距离逐渐增大，但二者处于同等 的变化中，水平距离和垂直距离影响的比重同等， 巷道的变形相对较小；工作面推采后期（超过 400 m）， 水平距离最小，垂直距离最大，水平距离占主要影 响因素，巷道变形较大. 因此，煤层距巷道较近且 距离不均等（水平距离占主导或垂直距离占主导） 是巷道变形破坏的主要原因之一. 0.06 0.05 0.04 0.03 0.02 0.01 0 −0.01 −0.02 0 100 200 Excavation 0 m Excavation 50 m Excavation 100 m Excavation 150 m Excavation 200 m Excavation 250 m Excavation 300 m Excavation 350 m Excavation 400 m Excavation 450 m Excavation 500 m 300 400 500 600 700 The position of the working face/m Horizontal displacement/m 图 8 工作面不同推采阶段的水平位移 Fig.8 Horizontal displacement of the working face at different stages of mining 0.0006 Positive Slow descent stage Ascending stage Negative Ascending stage 0.0004 0.0002 0 −0.0002 −0.0004 −0.00060 100 200 300 400 500 600 The position of the working face/m Horizontal strain/(mm·m−1 ) 图 9 工作面推采过程中的水平变形 Fig.9 Horizontal deformation diagram of the working face in the mining process −0.08 −0.10 −0.12 −0.14 −0.16 −0.18 −0.20 −0.22 −0.24 −0.26 0 100 200 300 400 500 600 700 The position of the working face/m Roadway subsidence/m Excavation 0 m Excavation 50 m Excavation 100 m Excavation 150 m Excavation 200 m Excavation 250 m Excavation 300 m Excavation 350 m Excavation 400 m Excavation 450 m Excavation 500 m 图 10 工作面不同推采阶段巷道的下沉量 Fig.10 Subsidence of the roadway at different mining stages in the working face The position of the working face/m Slant/(mm·m−1) 0.002 0.001 0 −0.001 −0.002 −0.003 0 100 200 300 400 500 600 Positive Slow descent stage Ascending stage Negative Ascending stage 图 11 工作面推采过程中倾斜的变化 Fig.11 Inclination change of the working face in the mining process 周 超等： 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 · 7 ·
工程科学学报，第44卷，第X期 2.4工作面回采西大巷围岩应力分布规律 的变化情况.由于巷道围岩应力的变化趋势是一 为研究工作面开采过程中，巷道围岩应力的演 样的，本次仅选取具有代表性的结果进行展示，如 化规律，设计如下模拟方案，首先，开挖4196工作和 图12和图13所示.通过图12和13可以看出，随着 4197工作面（充填50%），然后每间隔50m开挖4198 工作面的推进，巷道下方应力集中区的大小和范围 工作面，在巷道周围取观测线观察巷道周围应力 不断增加，在某一阶段应力开始贯通并达到最大值 Z-stress/Pa (a) (b) (c) d ■1.07×106 1.75×107 -2.25×107 -2.75×107 Roadway-740 -3.25×107 -375×107 -4.25×107 475×10 4.87×107 Stress concentration Stress concentration Stress concentration Stress concentration 图12工作面推进不同阶段时Z方向的应力变化图（垂直于巷道）.()工作面推进50m时应力分布情况：(b)工作面推进100m时应力分布情 况：(c)工作面推进300m时应力分布情况：(d)工作面推进500m时应力分布情况. Fig.12 Stress variation diagram in the Z-direction at different stages of the working face (perpendicular to the roadway):(a)stress distribution in Z direction when mining 50 m working face;(b)stress distribution in Z direction when mining 100 m working face;(c)stress distribution in Z direction when mining 300 m working face;(d)stress distribution in Z direction when mining 500 m working face Z-stress/Pa (d) ■2.07×105 (a) (c) -1.00×10 _300 -5.00×10 10× Stress concentration Stress concentration Stress concentratior Stress concentration -1.44×108 (the stress began to close to) (the stress convergence (the stress close to the max) 图13工作面推进不同阶段时Z方向的应力变化图（垂直于工作面）.()工作面推进50m时应力分布情况：(b)工作面推进100m时应力分布情 况：(c)工作面推进300m时应力分布情况：(d)工作面推进500m时应力分布情况 Fig.13 Stress variation diagram in the Z-direction at different stages of the working face(perpendicular to the working face):(a)stress distribution in Z direction when mining 50 m working face;(b)stress distribution in Z direction when mining 100 m working face;(c)stress distribution in Z direction when mining 300 m working face;(d)stress distribution in Z direction when mining 500 m working face. 在巷道周边取一条观测线（观测线的位置在 4.8×107 -Excavation coal face4197 巷道右侧，距离巷道2m,如图13(a)中A点所示)， 4.6×107 4.4×10 Excavation 400m 观察巷道围岩应力随工作面开采的变化，观测结 果如图14所示.通过图14可以看出，巷道围岩的 应力随着工作面推进开始升高，且开采的范围越 元3.8×107 大应力的增加值和影响范围也越大，当工作面回 3.6x10 采完毕时，工作面的围岩趋于原始应力.上述巷道 3.4×107 围岩应力变化的主要原因是西大巷埋深较大、煤 3.2×107 3.0×107 层和巷道相距较近，下伏工作面开采时，高自重应 2.8×10 力与采动应力叠加产生的高围岩应力作用在西大 0 100200300400500600 700 The position of the working face/m 巷附近，造成西大巷围岩应力集中，巷道发生底 图14巷道右侧岩层应力变化图 鼓、两帮移近等巷道断面缩减型破坏：同时，下伏 Fig.14 Stress variation diagram of the rock strata on the right side of 工作面开采的范围足够大时，上覆岩层充分的断 the roadway 裂和垮落，将会造成位于上覆岩层的巷道也随之 合22节可知，这种阶梯型下沉破坏的位置发生在 起下沉垮落，巷道可能发生阶梯型下沉破坏，结 400~500m的范围内的可能性最大
2.4 工作面回采西大巷围岩应力分布规律 为研究工作面开采过程中，巷道围岩应力的演 化规律，设计如下模拟方案，首先，开挖 4196 工作和 4197 工作面（充填 50%），然后每间隔 50 m 开挖 4198 工作面，在巷道周围取观测线观察巷道周围应力 的变化情况. 由于巷道围岩应力的变化趋势是一 样的，本次仅选取具有代表性的结果进行展示，如 图 12 和图 13 所示. 通过图 12 和 13 可以看出，随着 工作面的推进，巷道下方应力集中区的大小和范围 不断增加，在某一阶段应力开始贯通并达到最大值. Z-stress/Pa −7.50×106 −1.25×107 −1.75×107 −2.25×107 −2.75×107 −3.25×107 −3.75×107 −4.25×107 −4.75×107 −4.87×107 Roadway-740 Stress concentration Stress concentration Stress concentration Stress concentration (a) (b) (c) (d) 1.07×106 图 12 工作面推进不同阶段时 Z 方向的应力变化图（垂直于巷道）. （a）工作面推进 50 m 时应力分布情况；（b）工作面推进 100 m 时应力分布情 况；（c）工作面推进 300 m 时应力分布情况；（d）工作面推进 500 m 时应力分布情况. Fig.12 Stress variation diagram in the Z-direction at different stages of the working face (perpendicular to the roadway): (a) stress distribution in Z direction when mining 50 m working face; (b) stress distribution in Z direction when mining 100 m working face; (c) stress distribution in Z direction when mining 300 m working face; (d) stress distribution in Z direction when mining 500 m working face. Z-stress/Pa 2.07×106 0 −1.00×107 −2.00×107 −3.00×107 −4.00×107 −5.00×107 −6.00×107 −7.00×107 −8.00×107 −9.00×107 −1.00×108 −1.10×108 −1.20×108 −1.30×108 −1.40×108 −1.44×108 Coal face 4196 Coal face 4197 Coal face 4198 Stress concentration Stress concentration (the stress began to close to) Stress concentration (the stress convergence) Stress concentration (the stress close to the max) Roadway A (a) (b) (c) (d) 图 13 工作面推进不同阶段时 Z 方向的应力变化图（垂直于工作面）. （a）工作面推进 50 m 时应力分布情况；（b）工作面推进 100 m 时应力分布情 况；（c）工作面推进 300 m 时应力分布情况；（d）工作面推进 500 m 时应力分布情况. Fig.13 Stress variation diagram in the Z-direction at different stages of the working face (perpendicular to the working face): (a) stress distribution in Z direction when mining 50 m working face; (b) stress distribution in Z direction when mining 100 m working face; (c) stress distribution in Z direction when mining 300 m working face; (d) stress distribution in Z direction when mining 500 m working face. 在巷道周边取一条观测线（观测线的位置在 巷道右侧，距离巷道 2 m，如图 13（a）中 A 点所示）， 观察巷道围岩应力随工作面开采的变化，观测结 果如图 14 所示. 通过图 14 可以看出，巷道围岩的 应力随着工作面推进开始升高，且开采的范围越 大应力的增加值和影响范围也越大，当工作面回 采完毕时，工作面的围岩趋于原始应力. 上述巷道 围岩应力变化的主要原因是西大巷埋深较大、煤 层和巷道相距较近，下伏工作面开采时，高自重应 力与采动应力叠加产生的高围岩应力作用在西大 巷附近，造成西大巷围岩应力集中，巷道发生底 鼓、两帮移近等巷道断面缩减型破坏；同时，下伏 工作面开采的范围足够大时，上覆岩层充分的断 裂和垮落，将会造成位于上覆岩层的巷道也随之 一起下沉垮落，巷道可能发生阶梯型下沉破坏，结 合 2.2 节可知，这种阶梯型下沉破坏的位置发生在 400～500 m 的范围内的可能性最大. 4.8×107 Excavation coal face 4196 Excavation coal face 4197 Excavation 50 m Excavation 200 m Excavation 350 m Excavation 100 m Excavation 250 m Excavation 400 m Excavation 150 m Excavation 300 m Excavation 450 m Excavation 500 m 4.6×107 4.4×107 4.2×107 4.0×107 3.8×107 3.6×107 3.4×107 3.2×107 3.0×107 2.8×107 0 100 200 The position of the working face/m Vertical stress/Pa 300 400 500 600 700 图 14 巷道右侧岩层应力变化图 Fig.14 Stress variation diagram of the rock strata on the right side of the roadway · 8 · 工程科学学报，第 44 卷，第 X 期
周超等：基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 9 2.5西大巷变形破坏预测 坏)的危险，特别是4198工作面推进超过400m 根据2.2节、2.3节工作面走向和倾向主断面 时，巷道走向有发生阶梯型下沉破坏（巷道阶梯下 上巷道的变形和移动研究，以及2.4节巷道围岩应 沉型破坏)的风险.为此，根据理论计算和数值模 力的分析可知，当4198工作面推采至0~130m 拟的结果预测4198工作面回采过程中，西大巷的 和400~500m阶段时，西大巷出现水平变形的最 变形和移动过程，绘制出如图15所示巷道变化趋 大值，巷道断面存在变形破坏（巷道断面缩减型破 势图，图中尺寸仅代表趋势，不代表大小 Destruction of roadway shape Destruction of roadway shape B-B D+D +B Roadway-740 B Strike failure of roadway-740 Coal face 4198 图15工作面回采过程中巷道变化趋势图 Fig.15 Variation trend diagram of the roadway in the working face mining process 从图中可以看出工作面推采的过程中，西大 面缩减型破坏设计了加固西大巷自身治理方案， 巷的变化可以分为三个阶段：第一阶段，在开切眼 针对巷道走向阶梯型下沉型破坏设计了充填开采 附近，由于西大巷距煤层垂直距离较近，巷道受采 下伏4198工作面治理方案. 动影响相对较大，巷道的变形较大，但由于采动的 3.1下伏工作面充填开采方案设计 范围较小，巷道不会发生大范围的阶梯型下沉，这 4198工作面采用动态部分充填方案，从开切 一阶段巷道变形主要体现为由开切眼的大变形逐 眼位置开始，随着4198工作面的开采，充填工作 渐变为小变形，如剖面A一A至B一B段；第二阶 面下端头处于采空区的巷道，即充填4198工作面 段，随着工作面的不断推进（上覆岩层还未发生大 的下巷.动态部分充填方案中的动态是指在工作 范围的破断)，巷道的围岩应力和变形开始增大， 面开采前期只充填工作面下巷，工作面开采的过 但这一阶段仅是巷道的断面发生底鼓、两帮移近 程中，根据西大巷的监测结果，动态调整充填区 等破坏，未发生巷道走向的明显下沉，如剖面 域，增加充填范围，以确保西大巷的稳定.充填材 B一B至D一D段；第三阶段，随着工作面开采范围 料以井下矸石为主，水、粉煤灰、矸石按照4：1：28 达到足够大（上覆岩层已达到发生大范围破断的 的质量比例进行混合和搅拌，搅拌好的充填材料 条件)，上覆岩层下沉明显，巷道围岩应力超过支 通过充填泵运送至充填区域（充填率要大于79%）， 护强度，巷道出现明显的断面破坏，并且巷道走向 充填方案如图16所示 发生严重的阶梯型下沉破坏，如剖面D一D段至 3.2西大巷加固方案 E一E段 西大巷断面为拱形断面：净宽×净高=4.2m× 3西大巷稳定性控制 3.6m,墙高2.0m.巷道原支护方案采用锚网喷支护 方式，喷层厚度为0.15m.锚杆采用22mm×2200mm 根据第2节的分析可知，4198工作面回采的 (直径×长度)的左旋高强锚杆，间排距为800mm× 过程中，西大巷会出现巷道断面缩减型与巷道走 800mm,巷道顶板布置5根锚杆，巷道两帮各布置 向阶梯下沉型两种类型的破坏，为此，针对巷道断 3根锚杆，每排布置11根锚杆
2.5 西大巷变形破坏预测 根据 2.2 节、2.3 节工作面走向和倾向主断面 上巷道的变形和移动研究，以及 2.4 节巷道围岩应 力的分析可知，当 4198 工作面推采至 0～130 m 和 400～500 m 阶段时，西大巷出现水平变形的最 大值，巷道断面存在变形破坏（巷道断面缩减型破 坏）的危险，特别是 4198 工作面推进超过 400 m 时，巷道走向有发生阶梯型下沉破坏（巷道阶梯下 沉型破坏）的风险. 为此，根据理论计算和数值模 拟的结果预测 4198 工作面回采过程中，西大巷的 变形和移动过程，绘制出如图 15 所示巷道变化趋 势图，图中尺寸仅代表趋势，不代表大小. Destruction of roadway shape Destruction of roadway shape Roadway-740 Strike failure of roadway-740 Coal face 4198 A A A B B C C D D E E E E D D C C B A B 图 15 工作面回采过程中巷道变化趋势图 Fig.15 Variation trend diagram of the roadway in the working face mining process 从图中可以看出工作面推采的过程中，西大 巷的变化可以分为三个阶段：第一阶段，在开切眼 附近，由于西大巷距煤层垂直距离较近，巷道受采 动影响相对较大，巷道的变形较大，但由于采动的 范围较小，巷道不会发生大范围的阶梯型下沉，这 一阶段巷道变形主要体现为由开切眼的大变形逐 渐变为小变形，如剖面 A—A 至 B—B 段；第二阶 段，随着工作面的不断推进（上覆岩层还未发生大 范围的破断），巷道的围岩应力和变形开始增大， 但这一阶段仅是巷道的断面发生底鼓、两帮移近 等破坏 ，未发生巷道走向的明显下沉 ，如剖 面 B—B 至 D—D 段；第三阶段，随着工作面开采范围 达到足够大（上覆岩层已达到发生大范围破断的 条件），上覆岩层下沉明显，巷道围岩应力超过支 护强度，巷道出现明显的断面破坏，并且巷道走向 发生严重的阶梯型下沉破坏，如剖面 D—D 段至 E—E 段. 3 西大巷稳定性控制 根据第 2 节的分析可知，4198 工作面回采的 过程中，西大巷会出现巷道断面缩减型与巷道走 向阶梯下沉型两种类型的破坏，为此，针对巷道断 面缩减型破坏设计了加固西大巷自身治理方案， 针对巷道走向阶梯型下沉型破坏设计了充填开采 下伏 4198 工作面治理方案. 3.1 下伏工作面充填开采方案设计 4198 工作面采用动态部分充填方案，从开切 眼位置开始，随着 4198 工作面的开采，充填工作 面下端头处于采空区的巷道，即充填 4198 工作面 的下巷. 动态部分充填方案中的动态是指在工作 面开采前期只充填工作面下巷，工作面开采的过 程中，根据西大巷的监测结果，动态调整充填区 域，增加充填范围，以确保西大巷的稳定. 充填材 料以井下矸石为主，水、粉煤灰、矸石按照 4∶1∶28 的质量比例进行混合和搅拌，搅拌好的充填材料 通过充填泵运送至充填区域（充填率要大于 79%）， 充填方案如图 16 所示. 3.2 西大巷加固方案 西大巷断面为拱形断面：净宽×净高=4.2 m× 3.6 m，墙高 2.0 m. 巷道原支护方案采用锚网喷支护 方式，喷层厚度为 0.15 m. 锚杆采用 22 mm×2200 mm （直径×长度）的左旋高强锚杆，间排距为 800 mm× 800 mm，巷道顶板布置 5 根锚杆，巷道两帮各布置 3 根锚杆，每排布置 11 根锚杆. 周 超等： 基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采 · 9 ·