近年来，随着安全高效开采技术的飞速发展与开采强度的不断增大，特厚煤层一次采全厚综放开采与近距离煤层采空区下开采得到广泛的应用和推广，但随之而来的采场覆岩控制问题也更加复杂[1-3]。特厚煤层一次性全部采出会增大覆岩活动空间、带来工作面覆岩承载结构不稳定、来压显现剧烈、煤壁片帮严重等问题[4-5]；近距离煤层开采时，上部采空区对下部煤层开采的顶板结构、应力环境等都会产生显著影响，造成工作面顶板漏冒事故[6-7]。

为了确保采场覆岩空间结构的稳定，掌握此类开采条件下顶板应力的演化规律，许多学者进行了大量研究。于斌[10]建立了特厚煤层开采大空间采场岩层结构演化模型，通过分析表明覆岩近场关键层为“竖O-X”破断的“悬臂梁+砌体梁”结构，远场关键层为“横O-X”破断的“砌体梁”结构模型；白庆升、屠世浩[9]提出了描述特厚煤层综放开采垮落带压实特征的采空区压实理论，揭示了特厚煤层大采高综放面围岩大范围、长时间、强扰动的影响机理；冯宇峰[10]研究了特厚煤层大采高综放开采条件下的覆岩结构含近距离亚关键层的失稳机制及矿压显现规律。总体来看，现有文献主要针对特厚煤层综放开采与近距离煤层采空区下普通综采其各自的工作面覆岩运动机理进行了分析，而对于近距离采空区下特厚煤层综放工作面的覆岩空间结构失稳方式及其对工作面矿压显现和巷道布置的影响机制研究较少。

笔者在前人研究的基础上，以西部某现代化特大型矿井3-5号特厚煤层30501首采综放工作面为工程背景，运用理论分析、数值模拟、相似试验和现场实测的方法，对近距离特厚煤层采空区下综放采场覆岩稳定性及矿压显现特征进行了深入研究。

1 近距离特厚煤层覆岩失稳分析

西部某矿上部2号煤层厚度3 m，下部为平均厚度达18 m的特厚煤层，层间距平均5 m。层间岩层为高岭岩，2号煤层直接顶、3-5号煤层直接底为砂质泥岩；基本顶、关键层为粉砂岩，岩性坚硬；煤层硬度较大，平均单轴抗压强度为27.609 MPa。由于两层煤的间距较小，受上部煤层采空区和下部特厚煤层综放工作面采动范围较大的影响，层间岩层极为破碎，且垮落充分，如图1所示。

下部特厚煤层回采致使上部煤层形成的基本顶“岩梁”不能继续保持稳定状态，上煤层层位的岩块间没有水平力的传递，随下部特厚煤层的开采发生失稳，并转变为块度较大的直接顶而垮落。基于此，下部特厚煤层综放面一般受静压的影响。对于此类基本顶结构，下部特厚煤层开采过程中将出现低位基本顶和高位基本顶2种形式，下部特厚煤层工作面矿压显现强度将会因上煤层关键层层位分布及稳定状态、下煤层采高等因素而变化[11-12]。

在上部煤层开采过程中，高位基本顶岩层只发生弯曲下沉而不破断，低位岩层形成砌体梁结构，形成上煤层工作面周期来压。

根据该矿煤层实际赋存条件建立覆岩运动模型如图2所示。下部特厚煤层(3-5号煤层)开采过程中，工作面直接顶随采随冒，上煤层(2号煤层)己破断的下位基本顶形成的平衡“砌体梁”结构失去了下部垮落岩体支撑力的作用，发生再垮落、再断裂， 发生周期性的回转变形和滑落失稳，造成下煤层工作面小周期来压。随着下部综放工作面继续推进，由于煤层采出厚度大，导致覆岩垮落空间大，上位基本顶悬露长度增加，达到极限强度后发生周期性破断，造成下煤层工作面大周期来压。因此，近距离煤层开采时，对下部特厚煤层工作面来压起主要作用的是上煤层完整上位基本顶破断和己破断的下位基本顶失稳。

据此，建立近距离采空区下特厚煤层综放工作面上覆岩层结构及特厚煤层开采前后覆岩结构，如图3所示。

由图3可知，下部特厚煤层(3-5号煤层)综放面的直接顶为上煤层(2号煤层)底板，平均厚度只有5 m，2号煤层开采后覆岩垮落的岩块为散体结构，承载能力较低，具有一定的弹黏性，刚度几乎为零。下部煤层基本顶为上煤层开采断裂的碎屑岩基本顶，根据前文分析，该层基本顶在上煤层开采时发生断裂，形成的岩块长度较大，且强度较高、厚度较大，能够形成具有较强承载能力的“砌体梁”结构，在下部特厚煤层开采后，由于一次性出煤厚度大，下方垮落空间充足，该“砌体梁”结构发生失稳，以直接顶的形式垮落至下部特厚煤层采空区。根据现场地质资料，基本顶上方为厚度达50 m的粉砂岩关键层，由于其厚度大强度高，故其具有极强承载能力，关键层的破断垮落是影响30501工作面矿压显现的重要因素。

2 覆岩运动规律数值模拟分析

采用UDEC离散元软件对极近距离煤层采空区下特厚煤层综放工作面顶板破断规律进行了分析。模型中块体采用摩尔- 库伦模型，节理为面接触库伦滑移模型，按水平煤层建模。模型底部和两边限制位移边界，上部按埋深430 m岩层容重加载静载荷。为了消除边界效应，模型左右各留设50 m保护煤柱，模型走向长度为300 m，模拟工作面推进长度200 m，竖直高度为140 m，由13层煤岩组成。极近距离煤层开采期间顶板垮落结果如图4所示。

由图4、图5可知，2号煤层回采期间，由于开采高度只有3 m，直接顶厚度大，能够充满采空区，下位基本顶能形成稳定的砌体梁结构，覆岩关键层未发生破断，基本顶岩层最大下沉量为2.2 m，垂直应力峰值为20 MPa，应力集中系数为1.83。3-5号特厚煤层回采期间，直接顶无法充满采空区，下位基本顶无法形成砌体梁承载结构，其最大下沉量达18 m，覆岩关键层破断，下位基本顶垂直应力峰值达42 MPa，应力集中系数达3.85，工作面发生大面积来压。

3 巷道布置优化

上述分析表明，下部特厚煤层回采时，受上部极近距离煤层采空区扰动影响极大，2号煤层回采后，覆岩形成稳定的承载结构，但3-5号煤层回采后，可能诱发工作面大面积来压，特别是30501工作面两端头区段遗留煤柱易形成应力集中，因此下部3-5号煤层回采巷道应采用内错布置。为进一步分析近距离煤层采空区下特厚煤层综放采场围岩应力和塑性区分布规律，得出下部3-5号煤层工作面回采巷道的内错距离，以该矿30501工作面现场实际开采条件为基础，建立FLAC3D数值模型，如图6所示。

按时间顺序分别模拟上覆2号煤层开采后、下部3-5号煤层两巷掘进期间(两巷间距分别为180 m和150 m)、下部30501工作面回采期间(工作面长度分别为180 m和150 m)5种工况条件下，覆岩的应力分布及塑性区分布情况，结果如图7所示。

(1)2号煤层开采后，应力集中区主要分布在采空区边缘，即2号煤层区段煤柱及其上覆岩层内，应力峰值为37.33 MPa，应力集中系数为3.43；塑性区呈标准的“马鞍型”分布。

(2)3-5号煤层30501两巷掘进期间采场整体围岩应力变化较小。当两巷间距为150 m时，巷道位于应力降低区内；当两巷间距为180 m时，巷道围岩应力变化幅度极大，容易引起动压现象，巷道位于塑性区内，巷道围岩稳定性差。

(3)3-5号煤层30501工作面回采后，当工作面长度为150 m时，应力集中区主要分布在2号煤层采空区边缘区段遗留煤柱内及其覆岩上方，应力峰值达38.4 MPa，两巷位于应力降低区内；巷道围岩以剪切破坏为主、塑性区分布范围相对较小。当工作面长度为180 m时，应力峰值有所减小，为36.2 MPa，但应力集中区范围明显增大，主要分布于2号煤层采空区边缘区段遗留煤柱内及其覆岩上方、工作面采空区中部及上覆岩层内；围岩塑性区范围显著扩大，巷道围岩破坏方式也由单一破坏变为多重破坏。

综上分析，上覆2号煤层回采后，下方近距离3-5号特厚煤层回采工作面巷道内错布置时，工作面长度为150 m时可有效避开上覆2号煤层遗留煤柱影响范围，减少动压显现。

4 工程实践

该矿3-5号煤层30501综放工作面倾向长度最初设计为180 m，回风巷距上覆2号煤层遗留煤柱水平距离仅10 m，受集中应力影响，掘进期间矿压现象强烈，煤炮频发，掘进前1000 m内共计发生24次动力显现，致使巷道顶板多处冒顶，巷帮煤体鼓出，锚索多次拉断，重型设备受震弹跳，对矿井安全生产造成严重威胁。

根据上述分析，对30501工作面回风巷优化布置设计如图8所示，在1000 m处将回风巷向内侧偏移25.4 m，实际工作面长度为154.6 m，巷道布置优化后，掘进期间动压显现明显减少。

此外，根据近距离煤层覆岩空间结构失稳及其运动规律的分析结果，现场对3-5号特厚煤层综放工作面采放工艺进行了优化，对工作面三机配套及液压支架可靠性进行了评价，设计提出了端头及超前支护方案。30501工作面回采过程中，尽管煤炮不可避免地频繁发生，但在本研究成果的指导下，及时采取了有效防治措施，工作面实现了安全高效开采。

5 结论

(1)理论分析表明，在极近距离下部特厚煤层回采过程中，上煤层回采形成的下位基本顶“砌体梁”结构会发生再垮落、再断裂，造成下煤层工作面小周期来压；综放工作面继续推进，上位基本顶发生周期性破断，造成下煤层工作面大周期来压。

(2)数值模拟表明，上部2号煤层回采时，覆岩可形成稳定的承载结构，但下部3-5号特厚煤层回采时，覆岩大范围垮落，上位基本顶(关键层)发生破断，造成工作面大面积来压。

(3)为有效避开上煤层遗留区段煤柱集中应力的影响，下煤层工作面回采巷道应采用内错布置。研究表明，试验矿井30501工作面长度为150 m(内错40 m)时，回采巷道位于应力降低区内，巷道围岩稳定；工作面长度为180 m(内错10 m)时，回采巷道在掘进期间应力变化剧烈，在回采期间位于应力集中区内，巷道围岩塑性区范围较大，围岩发生多种形式破坏，动压现显明显。

(4)根据分析结果，现场将30501工作面回风巷在掘进1000 m处向内侧偏移25.4 m，内错距离由10 m增加至35.4 m，动压显现明显减少，有效应对了近距离特厚煤层综放采场覆岩失稳带来的动压影响，保证了矿井安全开采。

参考文献：

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Analysis of overburden stability and optimization of roadway layout in fully mechanized caving face in close-distance coal seams

Huang Hailong1, Feng Yufeng2

(1. National Coal Mine Safety Administration, Dongcheng, Beijing 100013, China;2. Information Institute of Ministry of Emergency Management of the PRC, Chaoyang, Beijing 100029, China)

Abstract In order to ensure the safe mining of extra-thick coal seam under the close-distance mined out area, taking the actual mining conditions of a mine in western China as the engineering background, numerical simulation and practical test analysis methods were used to analyze the stability of overburden space structure of fully mechanized top coal caving face in close-distance coal seam, and on the basis of the analysis results, the roadway layout was optimized. The results showed that the mining process of fully mechanized top coal caving face in No. 3-5 extra-thick coal seam could lead to the failure of 50 m thick overlying key strata，which caused large area weighting of working face. In order to effectively avoid the influence of stress concentration of left section coal pillar of upper coal seam, the mining roadway in the lower coal seam needed to be staggered. Field practice indicated that when the offset from the above pillar was 35.4 m, the dynamic pressure behaviors decreased obviously, the safe mining was ensured.

Key words close-distance coal seams, fully mechanized caving face, stability of overburden, roadway layout, extra-thick coal seam,dynamic pressure behavior, safe mining

中图分类号 TD323 TD263

文献标识码 A

引用格式：黄海龙，冯宇峰. 近距离煤层综放工作面覆岩稳定性分析及巷道布置优化[J]. 中国煤炭，2020，46(10)：96-101. doi:10.19880/j.cnki.ccm.2020.10.016.

Huang Hailong, Feng Yufeng. Analysis of overburden stability and optimization of roadway layout in fully mechanized caving face in close-distance coal seams[J]. China Coal, 2020, 46(10): 96-101. doi: 10.19880/j.cnki.ccm.2020.10.016.

作者简介：黄海龙(1988-)，男，山东枣庄人，工程师，主要从事煤矿安全管理和技术方面的研究。E-mail: huanghl@chinasafety.gov.cn。

(责任编辑 郭东芝)