迎采動掘進巷道圍巖應力演化規律及分段控制技術

摘" 要：為了掌握迎采動掘進巷道圍巖應力演化規律，確定合理的支護方式，提升巷道支護效果，以某礦綜采工作面相鄰運輸巷為工程背景，采用理論分析、數值模擬和工業性試驗等方法，系統分析了緩慢變形階段、超前采動影響階段、劇烈影響階段、結構調整階段及變形穩定階段影響時圍巖變形特征，提出了巷道圍巖分段控制技術。結果表明：回采工作面與相鄰掘進工作面相遇前50 m以外，巷道受掘進擾動影響，兩工作面相遇前50～20 m，巷道受采動影響逐漸增大；兩工作面相遇前20 m至相遇后10 m，巷道受采動影響大，圍巖變形劇烈，應加強應力劇烈調整過程中巷道支護；相遇后10～50 m，窄煤柱幫變形劇烈；相遇后50～100 m，掘進工作面逐漸遠離回采工作面，巷道受采動影響逐漸減小。兩工作面相遇前后100 m范圍是巷道圍巖控制的關鍵區域，采用高強度錨桿+錨索聯合支護，巷道圍巖控制效果良好。

關鍵詞：迎采動；沿空掘巷；應力演化；分段控制；巷道支護

中圖分類號：TD 353

文獻標志碼：A

文章編號：1672-9315（2024）06-1071-12

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2024.0606開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

收稿日期：

2024-05-

12

基金項目：

陜西省重點研發計劃（2023-YBGY-318）；自然資源部重點實驗室開放課題（2022-06）

通信作者：

從?？?，河南周口人，高級工程師，E-mail：13119157611@163.com

Stress evolution law and sectional control technology of surrounding

rock in heading for adjacent advancing working face

CONG Changkui1，LI Ruiwu2，SUN Yachao3，GAO Lili3

（1.China Coal Science amp; Technology Ecological Environment Technology Co.，Ltd.，Xi’an" 710054，China；

2.College" of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China；

3.Shaanxi Energy Zhaoshipan Mining Operation Co.，Ltd.

，Yulin 719100，China）

Abstract：

In order to grasp the stress evolution law of surrounding rock of heading for adjacent advancing roadway，determine reasonable support method and improve support effect of the roadway，taking the adjacent transportation roadway of fully mechanized mining face in a mine as engineering background，the deformation characteristics of surrounding rock in slow deformation stage，influence stage of advanced mining，severe influence stage，structural adjustment stage and deformation stability stage were analyzed by means of theoretical analysis，numerical simulation and industrial test，and the technology of surrounding rock subsection control is put forward.The results show that： The roadway is affected by the excavation disturbance more than 50 m before the meeting between mining face and adjacent excavation face.In the 50～20 m before the two working faces meet，the roadway is gradually affected by mining.From 20 m before the two working faces meet to 10 m after the two working faces meet，the roadway is greatly affected by mining，the surrounding rock is deformed violently，so the roadway support should be strengthened in the process of severe stress adjustment;10～50 m after the encounter，the narrow coal pillar is deformed violently;50～100 m after the meeting，the excavation face is gradually far away from the mining face，and the influence of the roadway is gradually reduced.The 100 m range before and after the meeting of the two working faces is the key area for stable control of the surrounding rock in the roadway，

the combined support of high strength bolt and anchor cable is adopted，and the control effect of roadway surrounding rock is good.

Key words：heading for adjacent advancing working face；roadway driven along next gob；stress evolution；sectional control；roadway support

0" 引" 言

煤炭的開采與利用影響我國經濟的發展與變革，隨著開采強度日益增加，礦井采掘接續緊張，迎采動工作面掘巷在單翼礦井推廣應用［1-3］。迎相鄰回采工作面掘進的巷道受回采和側向支承壓力的作用，掘進巷道的圍巖應力顯著上升，巷道變形量也增加，在迎回采工作面掘進巷時，煤柱合理寬度的留設對巷道變形量有顯著的影響［4-5］。在不同時期迎采動工作面掘進巷道，巷道圍巖應力演化規律及區段煤柱穩定性不同，所需支護強度不同，支護難度極大，需要根據不同掘進時期，制定相應的支護方式［6-7］。

迎采動工作面開掘巷道由于在掘進過程中要經歷本工作面回采過程中的動壓影響，相較于傳統的沿采空區掘巷而言，圍巖變形更加劇烈。國內外專家學者對于迎采動掘巷的圍巖控制研究集中在提高動壓作用下的巷道支護強度，但是對于迎采動不同時期的圍巖應力演化規律系統研究較少。錢鳴高、石平五提出了“三帶五區”的總體認識［8］；侯朝炯、柏建彪提出了深部巷道圍巖控制的基本技術和控制過程［9-10］；張農、李學華等針對三河尖礦迎采動工作面留小煤柱沿空掘巷，采用預拉力鋼絞線支架系統控制頂板離層的支護方式形成預拉力組合支護技術［11］；王猛、柏建彪等研究了迎采動工作面沿空掘巷圍巖變形規律和控制技術［12］；于洋對迎采動工作面沿空掘巷上覆巖層運動和圍巖變形的時空效應進行研究，確定了各段巷道的掘進時機和支護參數［13］；黃慶享等針對神府煤田5-2煤層大斷面巷道采掘期間圍巖長時穩定性和蠕變特性進行了研究［14-15］；岳中文提出了我國煤巷臨時支護發展的關鍵核心方向，為煤巷掘支的智能化發展提供了新思路［16］；陳曉祥、王明仲、郝長勝、仇奎凱等針對迎采動工作面沿空掘巷及切頂卸壓圍巖控制進行了研究，探索了不同開采條件下的煤柱合理尺寸及優化支護參數，有效的控制了巷道大變形［17-20］；迎采動工作面開掘巷道由于在掘進過程中要經歷上個工作面的圍巖應力的重新分布及本工作面回采過程中的動壓影響［21-22］，巷道服務期要經受兩次采動作用，相較于傳統的沿采空區掘巷而言，圍巖變形更加劇烈；迎采動掘進巷道的核心問題是工作面采動應力與巷道掘進的應力場分布規律，王紅勝、張東升等系統研究了沿空留巷掘進期間窄煤柱穩定性和變形規律，提出巷道分時段分區域重點支護原則［23-25］。

由于不同地質及開采條件，迎采動掘進巷道圍巖應力演化規律及變形特征不同，巷道所需要的支護強度不同，導致采取的支護方式多種多樣。通過理論分析、數值模擬和工程實踐相結合的方法，分析某礦工作面回采時，相鄰運輸巷沿實體煤柱掘進緩慢變形階段、超前采動影響階段、劇烈影響階段、結構調整階段及變形穩定階段５個階段的圍巖應力演化規律，提出了針對性的圍巖控制技術，為巷道安全掘進提供理論依據。

1" 工程概況

工作面傾向長約157 m，走向長約475 m，埋深約300 m，位于井田西北部實體煤，東部為上一回采工作面，北部為實體煤，南部為采空區，西部為礦界。相鄰工作面傾向長為150 m，走向長為750 m，如圖1所示。采用傾斜長壁后退式一次采全高綜采，采高3.05 m，循環進度0.6 m，日推進度4.8 m，巷道斷面規格5.2 m×3.2 m（長×高）。基本頂為厚度7.15 m的石灰巖和3.15 m泥巖，直接頂為厚度3.64 m的石灰巖和1.73 m的泥巖，直接底為厚度2.41 m的泥巖和2.23 m砂質泥巖，研究區綜合鉆孔柱狀圖如圖2所示。

工作面巷道均為矩形巷道，留設煤柱寬度為20 m，頂板和兩幫采用

22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強錨桿支護，錨桿間距排距800 mm×1 000 mm，配套W220鋼帶，鋪設菱形鐵絲網；頂錨索采用21.6 mm×6 300 mm，間排距1 200 mm×2 000 mm，“3-2-3”布置形式，幫錨索采用

21.6 mm×4 300 mm，間排距1 000 mm×2 000 mm。工作面回采期間，相鄰運輸巷沿煤柱同時掘進。掘進期間，相鄰運輸巷歷經沿實體煤掘進影響、回采工作面動壓影響和沿空掘巷期間影響，巷道圍巖變形量大，支護困難。如何準確分析圍巖應力環境規律，并在疊加應力影響下有效控制圍巖變形的問題亟需解決。

2" 迎采動巷道窄煤柱合理寬度的確定

原工作面區段煤柱寬度為20 m，為了揭示沿不同寬度煤柱條件下進行掘巷時的煤柱穩定性以及煤柱變形規律，現采用極限平衡理論和彈塑性理論及數值分析確定煤柱留設的合理寬度。

2.1" 煤柱寬度理論計算

通過運用極限平衡理論和彈塑性理論來計算最小、最合適窄煤柱寬度B［26］，如圖3所示。

最小護巷煤柱寬度B為

B=x1+x2+x3

（1）

式中" x1為窄煤柱中塑性區寬度，m；x2為巷道掘進塑性區半徑，m；x3=（0.15～0.35）（x1+x2）。

煤柱所受垂直應力σy分布如圖4所示。σy隨著x的增大而降低，由于應力影響，煤柱內部會出現塑性區、原巖應力區以及彈性區。

Ⅰ-松弛區；Ⅱ-塑性區；Ⅲ-彈性區；Ⅳ-原巖應力區

1-彈性應力分布；2-彈塑性應力分布

stress distribution of coal pillar

區段煤柱承受上覆載荷的能力往往與距離煤柱邊緣的位置呈正相關，離煤柱邊緣越遠，承載能力就相對越強。在距煤柱邊緣一定范圍內時，煤柱之中會出現極限平衡區。

運用極限平衡理論，得出支承壓力峰值與煤柱邊緣之間的距離x1，見式（2）

x1=mA2tanφ0

ln

kγHcosα2+2C0-mγsinα

2tanφ0

2C0-mγsinα

2tanφ0

+

p0A

（2）

式中" m為上區段巷道高度，m；α為煤層傾角，（°）；A為側壓系數；K為應力集中系數；取3.2，H為埋深，m，φ0為煤體內摩擦角，（°）；C0為煤體黏聚力，MPa；γ為巖層平均體積力，kN/m3；P0為上區段巷道支護結構對下幫的支護阻力，0.2 MPa。

根據實際情況，代入式（2）得到：x1=3.5 m。

通過彈塑性理論確定塑性區半徑，進一步就能確定x2，塑性區半徑見式（3）

R1=R0ST+C0·cotφ01－sinφ0Pi+C0·cotφ01－sinφ2·sinφ

（3）

ST=γHtan φ0+C0

（4）

式中" Pi為支護反力，取0.2 MPa；R0為井巷等效半徑，取2.4 m；φ0為煤體內摩擦角，取24°。

將實際數據代入式（3）得出：R1=3.03 m，x2=1.15（R1-R0）=0.72 m，因此，B=x1+x2+x3=3.5+0.72+0.15×（3.5+0.72）=4.85 m。

根據上述計算，煤柱最小寬度為4.85 m。

2.2" 數值模型的建立

采用FLAC3D數值模擬軟件分析煤柱寬度對圍巖應力的影響，以綜采工作面實際地質情況建立數值模型，長×寬×高為200 m×100 m×50 m，下部邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定，剩余上覆巖層采用等效載荷加載。研究區各煤巖層物理力學參數見表1。模擬煤柱的寬度分別為3，5，7，9 m，研究不同煤柱寬度下煤柱應力演化特征，確定合理的煤柱寬度，為后續迎采動掘進巷道圍巖應力演化研究提供支撐。

2.3" 模擬結果

巷道兩幫變形是由于垂直應力引起，根據模擬結果，原巖應力為7.50 MPa，相鄰運輸巷與綜采工作面開挖后，3，5，7，9 m煤柱垂直應力分布如圖5所示。

煤柱寬度由3 m增加到9 m，煤柱內垂直應力

峰值由5.2 MPa依次增大為8.17，11.1，11.9 MPa，

應力集中系數由0.70依次升高為1.01，1.48，1.59（原巖應力為7.50 MPa）。承載煤柱寬度大于5 m時，煤柱內垂直應力集中區范圍不斷擴展，煤柱的穩定性逐步加強，兩幫逐漸實現均勻承載。當煤柱寬度為3 m時，煤柱內垂直應力始終小于原巖應力，承載能力弱；煤柱寬度為5 m時，煤柱內垂直應力稍高于原巖應力，進入塑性硬化狀態，承載能力強；煤柱寬度為7 m時，煤柱應力集中區范圍大，容易失穩破碎；煤柱寬度為9 m時，應力集中區向采空區一側轉移，不利于煤柱穩定。綜上所述，采用5 m煤柱掘進相鄰運輸巷。

3" 迎采動掘進巷道圍巖應力變化特征

在迎采動掘進巷道期間，整個巷道的應力變化可分為5個階段，如圖6所示，具體表述如下。

第1階段：即緩慢變形階段，沿實體煤掘進，巷道變形較弱，不會影響到結構的穩定。在巷道掘進初期，巷道掘進工作面距離回采工作面較遠，未受到相鄰工作面回采動壓影響。巷道頂板上覆巖層僅受巷道本身掘進所產生的部分應力集中。此時整個巷道圍巖所處的應力環境較為穩定，在采用及時、適合的支護方式后，掘進應力的影響較不明顯。

第2階段：即超前采動影響階段，沿實體煤掘進，巷道圍巖開始受到上區段工作面超前采動影響，隨著回采工作面和掘進巷道的空間位置直線距離不斷接近，掘進巷道圍巖應力升高，巷道變形較前一階段強烈。

第3階段：即劇烈影響階段，回采工作面與掘進工作面相遇，掘進巷道周邊圍巖的應力賦存狀態發生改變，兩工作面應力場疊加，掘進巷道圍巖應力達到峰值，此階段應該加強巷道支護強度，盡量減小圍巖變形。

第4階段：即結構調整階段，“關鍵塊B”一端在采空區觸矸壓實，另一端發生破斷回轉，造成沿空掘巷頂板的不斷下沉，即為沿空掘巷上覆巖層塊體的結構性調整。此時巷道支護難度較大，必須保證在支護過程中給予足夠的初撐力，加速關鍵塊穩定過程。整個“關鍵塊B”的結構性調整過程是下工作面掘進巷道頂板劇烈下沉，部分片幫、底鼓現象發生的主要原因。

第5階段：即變形穩定階段，回采工作面與掘進工作面距離越來越遠，疊加應力相互影響在逐漸減弱，巷道圍巖逐漸趨于穩定。當回采工作面與掘進工作面背離一定距離后，回采工作面后方采空區上覆關鍵巖層逐漸垮落壓實，新掘巷道頂板巖層的空間回轉以及結構性調整趨于穩定，斷裂位置一般分布在煤柱幫上部一定范圍內，會幫助構建巷道圍巖的穩定空間，保證巷道采空區側向的穩定承載結構，整個巷道應力環境得到有效控制并趨于穩定，此階段掘進巷道是傳統的沿空掘巷階段，僅受固定支承壓力影響，巷道圍巖變形較為穩定。

4" 迎采動巷道圍巖應力演化規律

4.1" 數值模型的建立

根據回采工作面地質情況，建立如圖7所示的數值模型，模型尺寸220 m×200 m×50 m（長×寬×高），劃分486 500個單元格，采用摩爾-庫倫模型，模型底邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定。在模型上邊界施加7.5 MPa垂直應力，本次模擬煤層厚度3 m，巷道3 m×5 m（高×寬），窄煤柱寬度為5 m。

對煤巖試樣進行力學測試，所得煤巖體物理力學參數見表1。在相鄰回采工作面運輸巷掘進前，布置應力與位移監測點，開挖完成后提取應力與位移監測數據。測點布置如圖8所示。

4.2" 巷道圍巖應力演化規律

根據上一節圍巖應力變化特征，相鄰回采工作面運輸巷自掘進開始到掘進結束，巷道圍巖經歷5個階段的應力變化，即：原緩慢變形階段、超前采動影響階段、劇烈影響階段、結構調整階段和變形穩定階段，應力云圖如圖9所示。

各測站垂直應力變化規律，如圖10所示。

1）測站1：相鄰回采工作面運輸巷掘進至測站1位置時，由掘進擾動影響引起應力集中，測點1，2，3應力峰值分別為12.39，11.65，11.11 MPa，應力集中系數分別為1.65，1.55，1.48；工作面回采至測站1時，受回采動壓影響引起應力集中，測點1，2，3應力峰值分別為24.57，20.41，16.24 MPa，應力集中系數分別為

3.28，2.72，2.17。掘進時應力集中遠遠小于回采

時的應力集中，采掘工作面無相互影響。說明測站1位置未受回采影響。

2）測站2：相鄰回采工作面運輸巷掘進至測站2位置之前，開始受到超前采動影響應力升高，然后由掘進擾動應力場和超前采動應力場作用下繼續升高，當工作面回采至測站2時，測點1，2，3應力達到峰值：28.16，25.84，22.81 MPa，應力集中系數分別為：3.75，3.45，3.04。測站2垂直應力應變規律說明在掘進至50 m位置時開始受到超前采動影響，則掘進工作面與回采工作面在相遇前50 m掘進巷道開始受到回采應力影響，相遇前100～50 m未受采動影響。

3）測站3：相鄰回采工作面運輸巷與回采工作面相遇，回采工作面的采動應力影響達到最大，測點1，2，3應力達到峰值38.72，32.84，28.24 MPa，應力集中系數分別為5.16，4.38，3.77。在相遇前20 m應力開始發生升高，相遇后10 m應力快速釋放，相遇后50 m應力趨于平衡，且在相遇前20 m到相遇后50 m受采動應力影響大，應提高應力調整過程中的巷道支護強度。測站3說明相遇前20m至相遇后10m為劇烈影響階段，相遇前50～20 m為超前采動影響階段。

4）測站4：相鄰回采工作面運輸巷掘進至測站4位置時，測點1，2，3應力峰值分別為18.38，16.33，14.36 MPa，應力集中系數分別為2.45，2.18，1.91；當工作面回采至測站4位置時，測點1，2，3應力峰值分別為25.45，23.40，19.45 MPa，應力集中系數分別為3.39，3.12，2.59。測站4先受到回采影響應力發生應力集中，當工作面與回采面相遇后，相鄰回采工作面運輸巷進入沿空掘巷階段，回采應力持續影響50 m。在回采應力滯后影響時，煤柱兩側由于破碎引起應力釋放，此時在加強支護后應及時噴漿、注漿。測站4說明相遇后10～50 m為結構調整階段。

5）測站5：測站5僅經歷兩次應力升高，當相鄰回采工作面運輸巷掘進至測站5位置時，測點1，2，3應力達到峰值15.45，13.73，11.64 MPa，應力集中系數分別為2.06，1.83，1.55；工作面回采至測站5位置時，測點1，2，3應力達到峰值24.73，23.64，18.91 MPa，應力集中系數分別為3.30，3.15，2.52。測站5垂直應力規律說明此位置在回采應力影響范圍之外。說明掘進工作面與回采工作面相遇之后50～100 m，掘進巷道不受回采應力影響。

迎采動巷道掘進整個過程煤柱垂直應力應變規律，如圖11所示。圍巖應力演化規律為：①在相遇前50 m范圍外，相鄰回采工作面運輸巷未受采動影響，僅受掘進擾動影響，為緩慢變形階段；②相遇前50 m到20 m范圍內，開始受到回采工作面動壓影響，為超前采動影響階段；③在相遇前20 m到相遇后10 m范圍內，應力達到峰值，為劇烈影響階段，應加強應力調整時的支護強度；④相遇后10～50 m掘進巷道上覆巖層結構調整階段，窄煤柱幫變形劇烈，采用噴、注漿封堵裂隙和提高煤柱強度；⑤回采工作面和掘進工作面相遇之后50 m范圍外，掘進巷道僅受固定支承壓力影響，圍巖趨于平衡，為變形穩定階段。

4.3" 巷道圍巖變形規律

提取位移監測點數據后繪成如圖12所示的曲線，分析迎采期間巷道圍巖變形規律。具體表現為：①緩慢變形階段：巷道沿實體煤掘進，在掘進擾動影響下，巷道變形緩慢；

②超前采動影響階段：掘進巷道開始受到回采影響，巷道圍巖變形不斷增大；

③劇烈影響階段：回采面與掘進面相遇階段，掘進巷道在掘進應力和回采動壓影響下圍巖變形劇烈，此階段巷道維護困難；

④結構調整階段：隨著采、掘工作面相遇后，上覆巖層結構劇烈調整，巷道圍巖變形強烈，窄煤柱幫變形強烈；

⑤變形穩定階段：掘進巷道經過結構調整之后圍巖應力分布趨于穩定，但受固定支承壓力影響，仍保持緩慢增長。掘進巷道在相鄰工作面整個回采影響下，兩幫移進量為276 mm，頂底板移進量為100 m；在相遇前20 m時，圍巖變形速率加快。

結合現場實測，掘進巷道在相鄰工作面整個回采影響下，兩幫移進量為276 mm，頂底板移進量為100 m；頂底板移近量為100 mm；在相遇前20 m時，圍巖變形速率加快。在掘進工作面與回采工作面相背離50 m后圍巖趨于穩定。

5" 工程應用

5.1" 分段控制技術

1）永久支護：頂板和兩幫采用22 mm×2 200 mm左旋無縱筋高強錨桿支護，錨桿間距排距800 mm×1 000 mm，配套W220鋼帶，鋪設菱形鐵絲網；頂錨索采用21.6 mm×6 300 mm，間排距1 200 mm×2 000 mm，“3-2-3”布置形式，幫錨索采用21.6 mm×4 300 mm，間排距

1 000 mm×2 000 mm。巷道支護如圖13所示。

2）分段控制具體各個時段的支護方式分述如

下。一階段即變形穩定階段，沿實體煤掘巷約300 m

未受采動影響，僅受巷道掘進擾動影響，由于該礦其他巷道支護效果良好，故采用圖13（a）所示原巷道基本支護參數即可滿足；根據數值模擬結果，二、三、四階段即在回采工作面面距離相鄰回采工作面運輸巷掘進頭前50 m開始及面相遇后50 m范圍，為迎采動圍巖變形關鍵時期，應采用單體液壓支柱加強支護，按“一梁四柱”布置，排距1 000 mm；四階段即結構調整階段，在加強支護以后要求煤柱幫及巷道頂角處噴漿，噴漿厚度≥50 mm，噴漿之后進行注漿，使破碎的煤柱膠結；五階段即變形穩定階段，即沿空掘巷后期巷道圍巖穩定階段采用該礦巷道原有的基本支護方式。

5.2" 應用效果

迎采動工作面掘進巷道長約750 m，經歷了相鄰工作面回采動壓影響、掘進擾動影響。在相鄰回采工作面運輸巷距離回采工作面端頭60 m和200 m處布置2個測站，巷道表面位移量如圖14所示。巷道圍巖變形規律為：在超前支護范圍內

頂底板移近量最大為80 mm，兩幫移近量為240 mm；超前支護范圍外頂底板移近量為73 mm，兩幫移近量為177 mm；超前支護范圍內，圍巖變形量較大；回采工作面與測站相距25 m和相遇時，兩幫移近量顯著增加；相鄰工作面與掘進工作面相遇后，每隔20 m，巷道變形量會發生一次突變。

相鄰工作面運輸巷應力監測測站布置如圖15所示，從運輸巷掘進至185 m開始，每隔100 m布置一個測站。在相鄰掘進工作面與回采工作面相遇之前的測站1、2，和相遇之后的測站4，5，6的錨桿應力基本不變，與初始預應力基本一致。

現場圍巖應力變化，如圖16所示。距離工作面500～400 m范圍內，錨桿應力基本不變；當距離工作面100～20 m范圍內，錨桿應力呈緩慢增長的趨勢；當距工作面20 m到相背離50 m時，錨桿應力急劇增加，實體煤幫上部和下部、窄煤柱幫上部和下部、頂板實體煤側以及頂板窄煤柱側錨桿峰值應力分別為38，36，64，64，76，78 kN；與工作面背離50～100 m范圍內，錨桿應力雖然有下降的趨勢，但是仍然高于初始預緊力；與工作面背

離100～500 m范圍內，錨桿應力比較穩定，變化幅度不大。通過上述結論得出，在掘進巷道與工作面距離100 m開始，巷道開始受到回采動壓影響；

當距離為10 m時，受回采工作面采動影響最為強烈。

現場效果如圖17所示。巷道經歷了掘進、相鄰工作面采動影響后，巷道頂板、兩幫控制效果較

好，兩幫移進量主要發生在窄煤柱變形，且在回采后期圍巖變形基本上趨于穩定，達到安全生產的要求。

6" 結" 論

1）迎采動掘進巷道在掘巷初期受掘進擾動影響，隨著掘進工作面與回采工作面距離不斷減小，圍巖應力逐漸達到峰值；相遇之后還有一段應力影響范圍，隨著距離越遠，相互影響越弱，圍巖應力趨于穩定。

2）迎采動掘進巷道在與工作面相遇前20 m到相遇后50 m發生劇烈變形，之后相對穩定。控制掘進工作面與回采工作面相遇前后100 m是整個迎采動工作面掘進巷道圍巖穩定控制的關鍵。

3）提出了高強度錨桿+錨索聯合支護，在相遇前后100 m內“一梁四柱”分段圍巖控制技術。在相鄰工作面二次采動現場試驗，巷道頂底板移進量最大80 mm，兩幫最大移進量240 mm，工作面安全回采。

參考文獻（References）：

［1］" 錢鳴高，許家林．煤炭開采與巖層運動［J］．煤炭學報，2019，44（4）：973-984.

QIAN Minggao，XU Jialin.Behaviors of strata movement in coal mining［J］.Journal of China Coal Society，2019，44（4）：973-984.

［2］胡振琪，肖武．關于煤炭工業綠色發展戰略的若干思考—基于生態修復視角［J］．煤炭科學技術，2020，48（4）：35-42．

HU Zhenqi，XIAO Wu.Some thoughts on green development strategy of coal industry：From aspects of ecological restoration［J］.Coal Science and Technology，2020，48（4）：35-42.

［3］蔡美峰．深部開采圍巖穩定性與巖層控制關鍵理論和技術［J］．采礦與巖層控制工程學報，2020，2（3）：033037．

CAI Meifeng.Key theories and technologies for surrounding rock stability and ground control in deep mining［J］.Journal of Mining and Strata Control Engineering，2020，2（3）：033037.

［4］付書俊，吳樂，何杰．近距離煤層迎采動工作面沿空掘巷支護技術［J］．煤炭工程，2019，51（6）：81-85．

FU Shujun，WU Le，HE Jie.Gob-side entry driving heading adjacent advancing coal face in the close coal seam［J］.Coal Engineering，2019，51（6）：81-85.

［5］宗保東，陳立虎.迎采動寬煤柱承載特性及礦壓顯現規律研究［J］.煤炭工程，2024，56（4）：1-7.

ZONG Baodong，CHEN Lihu.Bearing characteristics and mine pressure behavior of wide coal pillars facing mining.［J］.Coal Engineering，2024，56（4）：1-7.

［6］王潔.肖家洼煤礦迎采對掘巷道圍巖控制技術［J］.煤炭技術，2020，39（10）：41-43.

WANG Jie.Control technology of surrounding rock of driving roadway in Xiaojiawa coal mine［J］.Coal Technology，2020，39（10）：41-43.

［7］華照來，程利興，任建超，等.堅硬頂板回采巷道礦壓顯現規律及煤柱優化［J］.西安科技大學學報，2023，43（6）：1063-1070.

HUA Zhaolai，CHENG Lixing，REN Jianchao，et al.Mine pressure behavior law and coal pillar optimization in hard roof mining roadway［J］.Journal of Xi’an University of Science and Technology，2023，43（6）：1063-1070.

［8］錢鳴高，石平五，礦山壓力與巖層控制［M］．徐州：中國礦業大學出版社，2003．

［9］侯朝炯，李學華．綜放沿空掘巷圍巖大、小結構的穩定性原理［J］．煤炭學報，2001，26（1）：1-7．

HOU Chaojiong，LI Xuehua．Stability principle of big and small structures of rock surrounding roadway driven along goaf in fully mechanized top coal caving face［J］．Journal of China Coal Society，2001，26（1）：1-7．

［10］柏建彪，侯朝炯，黃漢富．沿空掘巷窄煤柱穩定性數值模擬研究［J］．巖石力學與工程學報，2004，23（20）：3475-3479．

BAI Jianbiao，HOU Chaojiong，HUANG Hanfu.Numerical simulation study on stability of narrow coal pillar of roadway driving along goaf［J］.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2004，23（20）：3475-3479.

［11］張農，李學華，高明仕．迎采動工作面沿空掘巷預拉力支護及工程應用［J］．巖石力學與工程學報，2004，23（12）：2100-2105.

ZHANG Nong，LI Xuehua，GAO Mingshi.Pretension support of roadway driven along next gob and heading adajacent advancing coal face and its application［J］.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2004，23（12）：2100-2105.

［12］王猛，柏建彪，王襄禹，等．迎采動面沿空掘巷圍巖變形規律及控制技術［J］．采礦與安全工程學報，2012，29（2）：197-202．

WANG Meng，BAI Jianbiao，WANG Xiangyu，et al.The Surrounding rock deformation rule and control technique of the roadway driven along goaf and heading for adjacent advancing coal face［J］.Journal of Mining amp; Safety Engineering，2012，29（2）：197-202.

［13］于洋，王襄禹，薛廣哲，等．迎采動工作面沿空掘巷動態分段圍巖控制技術［J］．煤炭科學技術，2013，41（7）：43-46，50．

YU Yang，WANG Xiangyu，XUE Guangzhe，et al.Dynamic sectional control technology of surrounding rock in gateway driving along goaf forward to mining face［J］.Coal science and Technology，2013，41（7）：43-46，50.

［14］黃慶享，趙燦，杜君武，等.淺埋煤層快速掘進巷幫蠕變效應及滯后支護［J］.西安科技大學學報，2023，43（2）：219-227．

HUANG Qingxiang，ZHAO Can，DU Junwu，et al．Creep effect and lag support of laneway’s side in rapid excavation of shallow seam［J］.Journal of Xi’an University of Science and Technology，2023，43（2）：219-227．

［15］羅文，黃慶享，范東林，等.淺埋綜采工作面運輸巷主動式超前支護研究［J］.采礦與巖層控制工程學報，2024，6（1）：013037.

LUO Wen，HUANG Qingxiang，FAN Donglin，et al.Active forepoling of transportation roadway in shallow buried fully-mechanized mining face［J］.Journal of Mining and Strata Control Engineering，2024，6（1）：013037.

［16］岳中文，王大樂，王貫東，等.煤巷掘進臨時支護技術與裝備研究進展及發展路徑［J］.采礦與巖層控制工程報，2023，5（5）：053047.

YUE Zhongwen，WANG Dale，WANG Guandong，et al.Research progress and development path of temporary support technology and equipment for coal mine roadway excavation［J］.Journal of Mining and Strata Control Engineering，2023，5（5）：053047.

［17］陳曉祥，王逸良，張天.迎采動面沿空掘巷圍巖變形規律及控制技術［J］.煤礦安全，2020，51（6）：66-71，76.

CHEN Xiaoxiang，WANG Yiliang，ZHANG Tian.Deformation rules and control technology of surrounding rock during gob excavation along the mining face［J］.

Safety in Coal Mines，2020，51（6）：66-71，76.

［18］王明仲，馮小磊.迎采半煤巖巷切頂卸壓圍巖控制技術研究［J］.當代化工研究，2023（5）：176-178.

WANG Mingzhong，FENG Xiaolei.Study on control technology of roof cutting and pressure relief surrounding rock in face mining half coal rock roadway［J］.Contemporary Chemical Engineering Research，2023（5）：176-178.

［19］郝長勝，趙冉，朱欣鵬.迎采動面沿空掘巷窄煤柱合理寬度研究［J］.煤炭技術，2018，37（7）：1-3.

HAO Changsheng，ZHAO Ran，ZHU Xinpeng.Research on reasonable coal pillar width of roadway driving along goaf of heading adjacent advancing working face［J］.Coal Technology，2018，37（7）：1-3.

［20］仇奎凱，劉景飛，何欣．迎采動掘進巷道留設合理煤柱寬度研究［J］．煤炭技術，2019，38（4）：44-47．

QIU Kuikai，LIU Jingfei，HE Xin.Study on reasonable coal pillar width for excavation roadway of facing heading mining［J］.Coal Technology，2019，38（4）：44-47.

［21］楊家琦.迎采沿空巷道區段煤柱留設及圍巖控制技術研究［D］.包頭：內蒙古科技大學，2023.

YANG Jiaqi.Study on coal pillar retention and surrounding rock control technology in mining roadway［D］.Baotou：Inner Mongolia University of Science and Technology，2023.

［22］杜鵬榮.迎采動巷道動態分段支護技術研究［J］.煤炭技術，2020，39（12）：23-25.

DU Pengrong.Research of dynamic segmental support technology of roadway facing mining［J］.Coal Technology，2020，39（12）：23-25.

［23］王紅勝，張東升，李樹剛，等.基于基本頂關鍵巖塊B斷裂線位置的窄煤柱合理寬度的確定［J］.采礦與安全工程學報，2014，31（1）：10-16．

WANG Hongsheng，ZHANG Dongsheng，LI Shugang，et al.Rational width of narrow coal pillar based on the fracture line location of key rock B in main roof［J］.Journal of Mining amp; Safety Engineering，2014，31（1）：10-16.

［24］張煒，張東升，陳建本，等.孤島工作面窄煤柱沿空掘巷圍巖變形控制［J］.中國礦業大學學報，2014，43（1）：36-42，55．

ZHANG Wei，ZHANG Dongsheng，CHEN Jianben，et al.Control of surrounding rock deformation for gob-side entry driving in narrow coal pillar of island coalface［J］.Journal of China University of Mining and Technology，2014，43（1）：36-42，55.

［25］

陳政文，吳士良，姜南．動載作用下巷道超前支護區域劃分［J］．工礦自動化，2023，49（12）：139-146．

CHEN Zhengwen，WU Shiliang，JIANG Nan．Division of" advanced support areas in roadways under dynamic loads［J］．Journal of Mine Automation，2023，49（12）：139-146．

［26］侯朝炯，馬念杰.煤層巷道兩幫煤體應力和極限平衡區的探討［J］.煤炭學報，1989，14（4）：21-29．

HOU Chaojiong，MA Nianjie.

Stress in in-seam roadway sides and limit equilibrium zone［J］.Journal of China Coal Society，1989，14（4）：21-29.

（責任編輯：劉潔）