《工程科学学报》：基于上覆巷道保护的下伏煤层安全回采

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