0.   引言

煤炭资源作为全球能源结构的重要组成部分，其安全、高效开采一直是矿业工程领域的重点^[1-4]。但近距离煤层的采空区对下覆煤层的开采环境和工程稳定性带来了严峻挑战，特别是综放工作面巷道的布置，直接关系到工作面的开采效率、安全性及矿工的生命安全。因此，对近距离煤层采空区下综放工作面巷道的合理位置进行研究，具有重要的理论意义和实际应用价值。

近年来，许多学者针对近距离煤层开采巷道布置问题进行了大量的理论和实践研究，例如底板应力状态解析式及多因素影响下底板应力增高区定量关系的构建等，并基于底板应力分布特征，提出了确定下煤层回采巷道与遗留煤柱之间合理错距的方法，为巷道的合理布局提供了科学依据^[5-10]。张宝优^[11]针对极近距离煤层群分层开采支护难度大、危险性高的问题，探索了错层位巷道布置采煤法及区段间相邻巷道联合支护技术的应用前景。戴文祥等^[12-13]采用理论分析、数值模拟和现场实测等方法，研究了上覆煤柱集中应力在底板的传递特征，优化了煤柱及巷道布置方式和围岩支护参数。郑俊林等^[14]从理论和数值模拟的角度出发，研究了近距离煤层群开采下位煤层回采巷道的合理布置，分析了上位煤层开采后底板破坏深度、残留煤柱在底板中的应力分布等因素。张杰等^[15]构建了上煤层遗留煤柱与铰接岩块的协同承载结构模型和底板应力传递计算模型，研究了上煤层遗留煤柱下底板应力及影响因素。王志强等^[16-17]针对近距离煤层上行开采中上煤层台阶状下沉问题，采用数值和相似模拟模型，模拟了留煤柱和错层位巷道布置开采，分析了上行开采煤层垮落形式和卸压效果。刘超等^[18]通过对比内错布置与外错布置的优缺点，提出了一种内外错相结合的回采巷道布置方式，并分析了煤柱宽度和巷道偏移距离对煤柱下巷道围岩变形的影响。刘洪涛等^[19-20]对下层煤巷道非对称变形破坏机理进行了深入探究，结果表明，上覆煤层开采改变了巷道所处位置的主应力大小、主应力比值及应力偏转角，导致巷道非对称破坏。

上述研究分析了上煤层开采底板应力分布规律与破坏特征，为近距离煤层巷道合理位置的选择及围岩控制研究奠定了基础，但对于下煤层自身的采动活动造成的影响考虑不足。下煤层的区段煤柱面临上煤层煤柱在底板区域引起的应力集中问题，同时也承受着由于本煤层自身的采动活动而造成的影响。此外，厚煤层综放工作面开采空间大，采动强度高，极易导致巷道围岩破坏范围大而难以控制，故厚煤层综放工作面巷道合理位置的选取对后期支护控制起到关键性作用。因此，本文以内蒙古平庄煤业西露天煤矿作为研究背景，考虑下煤层自身的采动活动造成的影响，通过理论分析、数值模拟、现场监测等综合方法开展下综放工作面巷道合理位置研究。

1.   工程背景

西露天煤矿主要可采煤层为1煤层和2煤层，煤层倾角为0～15°，平均倾角为7°，煤层平均间距为11.5 m，属于近距离煤层。1煤层总厚度为30.14 m，分为3个分层，厚度分别为11.55，11.2，7.39 m，煤层顶板以砂岩为主，次为泥岩，底板多为砂岩、泥岩，平均埋深为201.32 m；2煤层厚度为7.16 m，煤层顶板以泥岩为主，底板一般为泥岩、砂岩。开采021N₂综放工作面时，根据现场实际需求，需在1煤层1分层布置011N₁⁻¹接续工作面，由于煤层间距较小、厚度大，上部的2煤层开采过程中，位于其下方的1煤层1分层将受到严重的采动影响，应力重分布，存在应力集中区和应力降低区，因此，1煤层1分层011N₁⁻¹综放工作面巷道面临合理位置布置及支护问题有待解决。021N₂工作面与1煤层1分层层位关系及各层岩性如图1所示。

图  1  层位关系及岩性

Figure  1.  Stratigraphic relationship and lithology

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2.   下煤层巷道合理位置理论分析

当1煤层1分层采用内错式巷道布置时，1煤层的区段煤柱在左侧面临2煤层煤柱在底板区域引起的应力集中问题，并且应力从左到右逐渐降低，降低区一直延伸到残留煤柱的边缘，距离为S_m；同时，1煤层区段煤柱的右侧也承受着由于本煤层自身的采动活动而造成的破坏，这种破坏所影响的区域宽度为X₀，如图2所示。进一步深入分析，当1煤层回采巷道距2煤层煤柱距离超过两侧影响距离总和时，1煤层区段煤柱不仅能自稳，而且还能沿着走向形成一个弹性承载区域。该弹性区域对于巷道的稳定性至关重要，因为它能够有效承载来自上覆岩层的大部分载荷，使得巷道所处的区域受到的上覆岩层载荷相对较小，这为巷道提供了更高的稳定性和安全性。因此，若区段煤柱的长度设计得当，采用内错式布置巷道的方法不仅能够有效分散和承载来自上覆岩层的载荷，而且还能显著提高巷道的稳定性。因此，在工程实践中，这种布置方式被认为是一种更为稳妥和可靠的选择，尤其是在地质条件复杂、需要确保巷道长期稳定性的场合。

图  2  巷道分布垂直剖面

Figure  2.  Vertical profile of roadway distribution

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1煤层应力降低区距2煤层采空区残留煤柱边缘的水平距离S_m为^[21]

式中：h_τ为岩层间距，取12.07 m；M_b 为1煤层1分层厚度，取11.55 m；α为煤层倾角，取7°；δ为煤柱支承压力影响传播角，取45°。

1煤层1分层区段煤柱右侧受1煤层采动影响形成塑性区破坏，1煤层区段煤柱支承压力峰值与煤体（柱）边缘之间的距离X₀为^[21]

式中：m为1煤层1分层采高，取 11.55 m；$ \xi $为三轴应力系数，$ \xi = {{\left( {1 + \sin \;\varphi } \right)} \mathord{\left/ {\vphantom {{\left( {1 + \sin\; \varphi } \right)} {(1 - \sin \;\varphi )}}} \right. } {(1 - \sin \;\varphi )}} $，φ为煤体的内摩擦角，取30°；f为煤层与顶底板接触面的摩擦因数，取0.1；K为应力集中系数，取1.5；γ为上覆岩层平均容重，取25 kN/m³；H为巷道埋深，取201.32 m；C为煤体的黏聚力，取 0.6 MPa；p₁为支架对煤帮的阻力，取0.1 MPa。

巷道合理内错距L为

3.   采空区下综放工作面巷道合理位置分析

为了进一步确定1煤层1分层011N₁⁻¹综放工作面轨道巷最佳位置，需要充分考虑其所在区域应力环境、巷道掘进后围岩破坏及变形情况，因此采用数值模拟的研究方式，分析上煤层021N₂综放工作面开采后底板应力分布规律，同时研究021N₂综放工作面开采后1煤层1分层011N₁⁻¹综放工作面轨道巷围岩破坏及变形特征，以便确定巷道最佳位置，确保巷道所处位置应力相对较小，巷道掘进后变形破坏最小。

3.1   数值模型建立

数值模型根据工作面综合地质柱状图构建，共划分为14层，采用1∶1局部建模的方式建立尺寸为215 m×10 m×86 m（长×宽×高）的数值模型。将巷道所在的关键位置进行网格细分，在上表面施加边界为5.0 MPa载荷代替省略的部分岩层。设置模型侧面为滚支，限制其侧向水平移动；底部采用固支，限制水平位移和垂直位移。在巷道覆岩上方3 m处设置监测线，监测不同外错巷道开挖后巷道上方垂直位移及垂直应力的演化规律。采用Mohr−Coulomb弹塑性屈服准则，结合室内岩石力学试验所获得煤体力学参数进行数值计算，各岩层物理力学参数见表1，数值模型如图3所示。

表  1  各岩层物理力学参数

Table  1.  Physical and mechanical parameters of each rock layer

序号	名称	密度/ （kg·m−3）	体积模 量/GPa	剪切模 量/GPa	黏聚力/ MPa	抗拉强 度/MPa	内摩擦 角/（°）
1	中砂岩	2 640	14.8	9.7	11.8	8.9	46
2	细砂岩	2 500	10.8	7.5	8.4	6.1	42
3	煤	1 560	1.8	1.2	1.69	1.24	34
4	泥岩	2 640	3.2	2.6	2.8	0.9	38
5	辉绿岩	2 500	28.8	22.5	10.4	6.1	40
6	砾岩	2 653	16.5	13.4	6.5	3.4	36

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图  3  数值模型

Figure  3.  Numerical model

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3.2   模拟方案

基于理论计算结果，下煤层巷道的合理位置应在距离实体煤柱内错22.79 m以上的区域。为了进一步检验这一结果的精确性，设计了9种不同内距模拟方案，这些方案的外错距范围为0～40 m，每5 m作为1个梯度。其中，有5个方案的内错距不足22.79 m，另外4个方案的内错距超过22.79 m。具体的内错式巷道布置模拟方案见表2。

表  2  内错式巷道布置模拟方案

Table  2.  Simulation scheme for internal offset roadway layout

方案	内错距/m		方案	内错距/m		方案	内错距/m
1	0		4	15		7	30
2	5		5	20		8	35
3	10		6	25		9	40

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3.3   模拟结果分析

1） 上煤层工作面开采底板应力演化分析。上煤层021N₂综放工作面开采后，其采场围岩应力重分布，煤柱前方形成应力集中区，而采空区则形成卸压区，尤其是采空区两侧尤为明显，而采空区中部由于垮落矸石堆积及覆岩下沉，从而逐渐被压实，形成压实区，该区域应力逐渐恢复，其应力值要高于采空区两侧，但又明显低于煤柱前方。采空区底板应力分布如图4所示。

图  4  采空区底板应力分布

Figure  4.  Stress distribution in the floor of mine-out area

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由图4可以看出，021N₂综放工作面开采后，其底板应力分布及其应力集中系数呈现明显分区特性，煤柱前方出现明显的应力集中，最大应力集中系数为2.0，而采空区两侧明显卸压，最小应力集中系数为0.37。距离采空区底板越近，应力最大值与最小值相差越明显，即应力集中系数差异性越大，随着距采空区底板距离逐渐增加，这种差异性明显降低，因此，煤层间距越大，上煤层开采后对下煤层的影响越小。

巷道最佳位置的选取首先要考虑其应力环境，其基本原则为避开应力集中区，布置于应力降低区，确保巷道围岩破坏范围降到最小。根据现场生产需求，1煤层1分层011N₁⁻¹综放工作面轨道巷位于021N₂采空区下方20～25 m，为获取巷道与煤柱最佳内错距，沿采空区侧分别提取距离煤柱0～60 m且距离采空区底板20，25 m的应力数据，绘制应力曲线，如图5所示。可看出随着距煤柱距离不断增大，其应力和应力集中系数呈现先急剧降低再逐渐缓慢增大后趋于稳定，在距离煤柱20～25 m处应力及应力集中系数相对较小，从应力环境角度来看，距离煤柱20～25 m为巷道的最佳位置，即011N₁⁻¹综放工作面轨道巷最佳内错距为20～25 m。

图  5  距煤柱不同距离处应力曲线

Figure  5.  Stress curves at different distances from the coal pillar

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2） 不同方案下巷道围岩塑性分布特征分析。不同内错距下巷道围岩塑性特征如图6所示。可看出不同内错距方案下巷道围岩塑性区的形态和范围存在明显差异，随着内错距逐渐增大，巷道围岩塑性区范围呈现先减小后增大的趋势，主要是由于其所处的应力环境所导致。当内错距从0增加至20 m时，塑性区范围逐渐缩小，且塑性区形态发生明显变化。当内错距为0时，巷道围岩发生非对称破坏，巷道左下角和右上角破坏明显大于其左上角和右下角，但随着内错距的增加，这种非对称破坏逐渐转变为对称破坏，其主要原因是应力发生偏转，导致其破坏形态也相应偏转。当内错距从25 m增加至40 m时，其塑性区范围略有增加，但塑性区形态基本一致，主要是由于其应力逐渐增大所导致的。从塑性区变化可以发现，当巷道处于内错20 m和25 m时巷道围岩破坏最小。

图  6  不同外错距下巷道围岩塑性特征

Figure  6.  Plastic characteristics of roadway surrounding rock under different external offset distances

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3） 不同方案下巷道围岩变形特征分析。不同内错距下巷道围岩变形如图7所示。可看出巷道最大移进量位于顶底板中部及帮部中部位置，随着内错距逐渐增加，巷道顶底板及帮部移进量逐渐减小，当内错距增加至25 m时，巷道围岩移进量基本保持不变，此时巷道顶底板最大移进量为69 mm，两帮最大移进量为63 mm。故巷道内错距大于25 m时，巷道围岩变形处于相对较小值，有利于巷道维护。

图  7  不同内错距下巷道围岩变形

Figure  7.  Surrounding rock deformation of the roadway under different internal offsetdistances

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综合应力环境、巷道围岩破坏及移进量分析结果，1煤层1分层011N₁⁻¹综放工作面轨道巷与上工作面煤柱内错距为20～25 m时最有利，这进一步验证了理论计算结果的合理性。

4.   工程实践应用效果

为验证西露天煤矿1煤层回采巷道最佳方案，以011N₁⁻¹轨道巷为试验巷道，并设置内错距为24 m，为检验其工程应用效果，开展了巷道围岩松动范围测试及巷道围岩变形监测。

4.1   围岩破坏范围实测分析

采用ZTR12本安型防爆地质雷达系统对011N₁⁻¹轨道巷进行顶底板及两帮破坏范围测试，测试范围为011N₁⁻¹工作面超前20～170 m，共布置3个测点，每个测点沿着巷道轴向覆盖长度50 m，测点布置及覆盖范围如图8所示，测试结果如图9所示。

图  8  测点布置

Figure  8.  Measurement points layout

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从图9可看出，随着测试区逐渐远离工作面，其巷道围岩破坏影响深度逐渐降低，当距离工作面100 m时趋于稳定，距离工作面20～100 m时主要是受本工作面采动影响，巷道围岩破坏范围相对较大，其中顶板破坏范围为3.0～3.6 m，底板破坏范围为1.6～2.2 m，左帮破坏范围为1.4～2.1 m，右帮破坏范围为1.3～1.9 m；在远离工作面100 m之外的巷道围岩破坏范围较小，基本不受本工作面采动影响，其中顶板、底板及帮部平均破坏深度分别为3.2，2.0，1.6 m，巷道围岩破坏范围相对较小，其破坏范围与数值模拟结果具有较好的吻合性。

图  9  测试结果

Figure  9.  Test results

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4.2   围岩变形实测分析

对011N₁⁻¹轨道巷在回采期间的围岩变形进行监测，结果如图10所示。工作面采动影响期间，巷道顶底板移进量为16～128 mm，两帮移进量为12～84 mm，巷道整体变形较小。结合现场测试确认011N₁⁻¹工作面轨道巷采用内错距24 m的方式布置时，围岩可保持较高的稳定性，进一步验证了1煤层1分层回采巷道布置采用内错距24 m方式为合理布置方案。

图  10  巷道围岩位移曲线

Figure  10.  Displacement curves of surrounding rock in the roadway

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5.   结论

1） 通过理论分析，综合考虑了上煤层开采时底板应力降低区域和下煤层开采时的极限平衡区域，得出上煤层采动引起的底板应力降低区域距离采空区残留煤柱边缘的水平距离为21.19 m，同时，下煤层开采时煤柱右侧受到采动影响而形成塑性区的破坏距离为1.6 m，确定了下煤层巷道的合理错置距离为22.79 m。

2） 通过数值模拟，获得了上煤开采后底板应力分布规律，距离采空区底板越近，应力最大值与最小值相差越明显；随着距煤柱距离不断增大，其应力和应力集中系数先急剧降低再逐渐缓慢增大后趋于稳定，在距离煤柱20～25 m内其应力及应力集中系数相对较小；此外，随着内错距逐渐增大，巷道围岩塑性区范围呈现先减小后增大的趋势，当巷道处于内错距20，25 m时巷道围岩破坏最小，而巷道顶底板及帮部移进量逐渐减小，当内错距增加至25 m时，巷道围岩移进量基本保持不变。综合确定了巷道合理内错距为20～25 m。

3） 设置011N₁⁻¹轨道巷内错距为24 m进行试验，通过地质雷达进行巷道围岩松动范围测试及巷道围岩变形监测，得到巷道围岩松动破坏深度及变形量均在可控范围内，进一步证明了该内错距的合理性。