(1.晋能控股集团有限公司大同公司，山西省大同市，037000；2.辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁省阜新市，123000)
摘 要 针对极近距离煤层渐变层间距下伏巷道层间顶板厚度较小且波动变化较大的特殊赋存条件，下伏巷道面临着单一支护方案难以适应渐变层间顶板极易破碎、围岩变形量大等难题，以泰山隆安煤矿11下309工作面回风巷的1～7 m渐变层间顶板为研究背景，采用理论分析、数值模拟手段对极近距离条件下采空区煤柱底板三维应力分布规律进行研究，对比分析下伏巷道层间顶板厚度变化对巷道围岩变形规律及破坏特征的差异性，揭示极近距离下伏巷道渐变层间顶板厚度变化与巷道围岩破坏的内在联系，提出了极近距离渐变层间距下伏煤层巷道围岩分区域支护控制技术。研究结果表明，基于极近距离采空区的遗留煤柱底板三维应力衰减演化规律，当层间距较小时下伏巷道围岩的垂直应力、水平应力扰动对巷道围岩变形影响严重；通过数值模拟研究不同错距及层间距厚度变化因素对下伏巷道围岩破坏形态及变形规律的差异性，构建了下伏巷道围岩水平应力、垂直应力、变形规律及破坏形态评价指标，对巷道围岩破坏形态进行分类，得出了极近距离渐变层间距下伏巷道围岩破坏变形的临界层间距为3 m；基于巷道顶板厚度变化提出了渐变层间顶板厚度<3 m和>3 m工况条件下的分区域支护设计，结合现场分区域支护效果得出回风巷变形较小，验证了临界层间3 m条件下的分区域方案的可行性。
关键词 极近距离煤层；渐变层间距；巷道围岩控制；底板破坏深度；支护技术
随着我国煤炭资源开采深度及产量的不断增加，极近距离煤层群开采数量及分布范围占比也逐步增大[1-2]。我国极近距煤层的开采实践表明下行开采方式是首选，但层间距较小造成下伏巷道的布置方式及围岩变形均受上伏采空区遗留煤柱的影响，为下伏巷道围岩稳定性带来严重的安全隐患，因此研究极近距离下伏煤层巷道围岩支护技术是现阶段亟待解决的难题[3-4]。
针对近距离下伏煤层巷道围岩变形大、难支护的问题，我国众多研究人员从采空区遗留煤柱底板应力集中角度研究其应力分布特征[5-6]、破坏深度[7-8]。赵洪宝等[9]对遗留煤柱应力及超前采动应力扰动下巷道非对称变形破坏的原因进行分析，并提出优化方案；冯国瑞等[10]基于自稳平衡拱理论对采空区-遗留煤柱应力场对下伏巷道围岩应力偏转的影响进行研究，得出支承压力的差异性是巷道非对称变形的主要因素；XIE S R等[11]研究了工作面底板破坏扰动范围，提出注浆锚索(锚杆)+U型钢+单体支柱联合支护技术；高士岗等[12]研究了活鸡兔矿近距离煤层回采巷道布置方式及合理错距对下伏巷道变形规律的影响；王龙飞等[13]针对深井近距离煤层层间距对巷道变形的影响，提出了“分区支护、分源控制”方案。
综上所述，通过优化合理的巷道布置及支护方案可以改善近距离下伏巷道围岩变形。但是极近距离煤层群还面临着层间顶板厚度变化对其开采的影响，当层间距较小时，单一的支护方案造成极近距离煤层下伏巷道围岩变形大、围岩破碎、支护效果较差。
本文针对极近距离煤层渐变层间距下伏巷道围岩变形及控制难题，以山西晋能控股集团泰山隆安煤矿(以下简称“泰山隆安煤矿”)309回风巷渐变层间顶板为研究背景，采用理论分析、数值模拟及现场试验手段研究309回风巷渐变顶板厚度变化对巷道围岩变形规律及破坏特征的差异性，揭示极近距离下伏巷道渐变层间顶板厚度变化与巷道围岩破坏的内在联系，基于巷道围岩破坏差异性对回风巷渐变层间顶板进行分区支护设计，通过下伏巷道分区域支护的围岩变形效果验证理论研究的合理性，为极近距离煤层渐变层间距下伏巷道围岩变形及控制技术研究提供理论指导。
泰山隆安煤矿现阶段主采11上、11下号煤层，11上、11下号煤层层间顶板为泥岩，厚度为0.5～2.3 m，平均厚度2.0 m，属于极近距离煤层。
11上309工作面开采11上号煤层，煤层厚度为1.16～1.90 m，平均厚度1.50 m。11下309工作面开采11下号煤层，煤层厚度3.8～7.7 m，平均厚度5.8 m，工作面埋深约300 m，煤层倾角2°～8°，平均倾角4°，煤层总体由东向西，由北向南逐渐变厚。
11下309工作面两巷布置在11上309采空区下方的应力降低区域。11下309回风巷赋存特征：上覆为11上309采空区和11上11采空区，北部为南翼回风大巷，南部为吴家掌村保护煤柱，西部为井田边界，东部为11下号307规划工作面实体煤。11下309回风巷道沿煤层底板掘进，巷道尺寸为5.3 m×3.6 m(宽×高)，11上309、11下309工作面空间赋存特征如图1所示。
图1 11下309工作面空间赋存特征Fig.1 Spatial occurrence characteristics of No.11 lower working face 309
11上、11下号煤层层间距厚度较小，且波动较大，以11下309工作面回风巷底板为基准，对11下号工作面回风巷的层间顶板沿掘巷方向间隔50 m进行精准钻孔探测。下伏巷道顶板渐变层间厚度的空间赋存特征如图2所示。
图2 下伏巷道顶板渐变层间厚度的空间赋存特征Fig.2 Spatial occurrence characteristics of the gradient interlayer thickness of the underlying roadway roof
由图2可以看出，基于11上309工作面两巷底板钻孔探测得出11下309回风巷顶板渐变层间距分布特征为：层间泥岩顶板0.5～2.3 m，平均层间距为2.0 m，11下号煤层厚度3.8～7.7 m，平均厚度为5.8 m，其总厚度为4.3～10.0 m，巷道高度为3.6 m，11下309回风巷层间顶板厚度为0.7～6.4 m。
极近距离煤层开采时，由于层间距较小，上煤层回采后遗留煤柱造成底板应力集中现象对下伏巷道布置及围岩应力分布及变形规律存在较为严重的影响。为了研究极近距离采空区底板的应力分布，将底板岩层简化为弹性体，采空区遗留煤柱载荷包含了其上方顶板岩层和临空侧悬空顶板，假设采空区遗留煤柱所承受的上覆载荷为均布载荷，采空区遗留煤柱均布载荷q为[14]：
(1)
式中：K——载荷传递系数，取0.2；
γ——上覆岩层的平均容重，取25 kN/m3；
B——煤柱宽度，取15 m；
L——采空区宽度，取220 m；
H——采深，取300 m；
h——顶板垮落高度，取6 m；
δ——顶板垮落角，取70°。
将相关数值代入式(1)计算得出q=23.1 MPa，引入弹塑性力学中的半平面无限体理论模型，构建煤柱均布载荷条件下采空区底板应力模型，将煤岩体等效为各向同性的均匀半无限平面体，求解煤柱底板任意一点的平面应力分量表达式为：
(2)
式中：σx——煤柱底板在x方向上的水平应力，MPa；
σy——煤柱底板在y方向上的垂直应力，MPa；
τxy——煤柱底板在x-y平面的剪切应力，MPa；
x、y——平面坐标系中的坐标变量，m；
b——煤柱一半宽度，m。
为了进一步研究极近距离煤层采空区遗留煤柱的底板岩层任意一点应力分量变化规律，设定底板岩层的坐标点(x，y)范围x为-20～20 m，y为0～20 m，求解此范围内的垂直应力σy、水平应力σx及剪切应力τxy沿底板x、y方向的演化规律，并绘制三维应力分布特征如图3所示，其中x值为距煤柱中心的水平距离，y值为煤柱下方底板深度的垂直距离。
图3 极近距离条件下采空区煤柱底板的三维应力分布特征Fig.3 Three-dimensional stress distribution characteristics of residual coal pillar floor in goaf under extreme close distance conditions
由图3可知，随着x、y方向距离增大，σy、σx均呈现出减小的变化规律，这表明x方向距煤柱中心的水平距离、y方向层间距增大后下伏巷道围岩应力呈现出减小趋势，下伏巷道的层间距与巷道布置位置均对巷道应力分布状态存在影响；但σx的衰减速度远大于σy，这是因为极近距离煤层下伏巷道围岩应力与层间距较大存在的差异性，可以看出极近距离下伏巷道围岩垂直应力、水平应力会对巷道围岩变形产生严重影响。
下伏巷道位置选取时需要将其布置于遗留煤柱外侧的采空区应力降低区域内，为了简化研究，选取采空区底板三维应力中影响扰动最主要的σy因素为研究对象，通过弹性力学中的半平面力学模型，绘制采空区底板应力分布特征，如图4所示。
图4 煤柱底板垂直应力分布特征Fig.4 Vertical stress distribution characteristics of coal pillar bottom plate
由图4可知，煤柱载荷向底板岩层传递过程中，其应力边界形态呈现为由内向外逐渐降低的发散“压泡状”形态，随着深度的增加，当σy递减到0.1q区域为未扰动边界，选取均布载荷0.1q为应力影响范围边界研究应力扰动强度，与之对应的θ为应力影响角，下伏煤层巷道需要布置于边界影响角外，其相对于采空区遗留煤柱的空间位置关系为：
L0≥(l1+l2)tan θ
(3)
式中：L0——煤柱集中应力影响边界，m；
l1——层间泥岩厚度，取最大值2.3 m ；
l2——下伏煤层厚度，取最大值7.7 m；
θ——应力影响角，取30°。
将相关数值代入式(3)计算得出L0≥5.7 m。由于近距离煤层巷道布置时不仅需要考虑采空区遗留煤柱应力集中扰动，还需要考虑工作面回采的超前采动应力扰动，为了保证巷道错距选取的合理性及可靠性，将得出的错距乘以1.5倍安全系数后进行巷道布置，由此可得11下309回风巷与上煤层采空区遗留煤柱错距不能小于8.6 m。
根据泰山隆安煤矿11下309回风巷围岩赋存特征，采用FLAC数值模拟对11上309、11上311、11下309工作面进行建模，工作面埋深约为300 m，煤层底板岩层厚度16 m，顶板岩层厚度61.2 m，极近距离煤层群及层间顶板区域厚度为9.8 m，模型上表面施加6.25 MPa等效替代覆岩自重，模型尺寸为345 m×150 m×90 m(x×y×z)，模型中包含的11上309、11上311工作面长度均为150 m，采空区煤柱15 m，推进长度为120 m，11下309工作面巷道尺寸均为5.3 m×3.6 m(宽×高)，如图5所示。
图5 近距离煤层群开采数值模型Fig.5 Numerical model for close range coal seam mining
3.2.1 下伏巷道布置方案设计
通过理论分析得出11下309回风巷与上煤层采空区遗留煤柱错距不能小于8.6 m，由于下伏巷道布置位置优化研究需要考虑掘巷和工作面回采超前扰动2个阶段，通过设计下伏巷道与遗留煤柱距离为自变量的研究方案，研究巷道错距变化条件下巷道围岩σx、σy、位移及塑性破坏特征，得出最佳的巷道布置位置，研究方案设计是研究等间隔错距条件下巷道围岩变化特性，其间距为2.5 m，分别为：错距2.5 m(1号)、错距5.0 m(2号)、错距7.5 m(3号)、错距10.0 m(4号)、错距12.5 m(5号)、错距15.0 m(6号)。
巷道错距模拟开挖顺序为：11上309、11上311工作面→11下309回风巷、运输巷→11下309工作面。
3.2.2 错距变化对下伏巷道围岩稳定性影响研究
通过对比分析不同错距条件下11下309回风巷掘进及回采超前扰动工况下巷道围岩σx、σy、位移及塑性破坏特征的差异性，由于篇幅有限，为了突出研究重点，仅展示工作面超前扰动的不同工况条件下巷道围岩应力分布特征、塑性破坏规律及变形规律，如图6～8所示。
图6 回采阶段超前5 m处错距变化对巷道围岩应力分布特征影响Fig.6 Impact of the variation of internal displacement at a lead of 5 m in the mining stage on the stress distribution characteristics of the surrounding rock of the roadway
图7 回采阶段超前5 m处错距变化对巷道围岩塑性破坏形态Fig.7 Plastic failure mode of the surrounding rock of the roadway due to the variation of internal displacement at a lead of 5m during the mining stage
图8 错距变化对巷道围岩变形量的影响Fig.8 Influence of internal displacement variation on the deformation of surrounding rock in roadway
由图6～7可以看出，下伏巷道随着错距的增大，巷道围岩的垂直应力、水平应力、塑性破坏范围均呈现出减小的变化趋势；当错距在2.5～10.0 m范围时，巷道左帮的垂直应力、水平应力均处于较大状态，巷道顶板的水平应力分布较大；与之对应的巷道左侧煤柱及层间顶板塑性破坏贯通；错距大于10.0 m后巷道围岩的水平应力及垂直应力均处于较小状态，与之对应的巷道左侧煤柱及层间顶板塑性破坏区域未贯通，围岩稳定性较好。
由图8可以看出，下伏巷道随错距的增大，巷道顶板、左帮变形量均呈现出指数减小的变化趋势，变形量差值Δ随着错距增大而减小；由于其变形规律类似，仅选取巷道顶板变形规律进行分析，超前巷道顶板变形量差值分别为146.7、72.0、37.6、18.7、13.6 mm，掘进巷道顶板变形量差值分别为132.6、63.7、31.2、13.5、12.5 mm；巷道左帮及顶板的位移变形量差值均在10.0 m错距后趋于稳定。
综上所述，极近距离层间距较小时水平应力沿垂直方向及水平方向的应力衰减较小，巷道围岩变形受水平应力扰动较为明显；当错距>10.0 m时，下伏巷道围岩的垂直应力、水平应力、塑性破坏区域及变形量均减小，由此可得10.0 m错距为最佳位置，为渐变层间距变量研究提供基础。
3.3.1 渐变层间距方案设计
基于11下309回风巷的合理错距为10.0 m，当回风巷沿煤层底板布置时，巷道顶板随着煤层起伏波动造成层间距变化，11下309回风巷顶板渐变层间距分布特征为：层间泥岩顶板0.5～2.3 m、下伏煤层厚度3.8～7.7 m，其总厚度4.3～10.0 m，巷道高度为3.6 m，11下309回风巷层间顶板厚度为1～7 m。为了突出层间距变化的特征，将巷道顶板的泥岩及顶煤体的厚度变化特征统一进行分析，研究设计方案见表2。
表2 渐变层间距模拟实验方案Table 2 Simulation experimental plan for gradient layer spacing
编号层间距/m泥岩/m顶煤/m1号1102号3213号5234号725
3.3.2 渐变层间距对下伏巷道围岩稳定性影响研究
将渐变层间距模型1～4号方案运算结果进行汇总，对比分析不同层间距条件下11下309回风巷掘进及回采超前扰动工况的巷道围岩塑性区分布特征的差异性，为了突出研究重点，仅展示工作面超前扰动工况条件下巷道围岩塑性区分布特征，如图9所示。
图9 回采阶段超前5 m处层间距变化对巷道围岩应力分布特征影响Fig.9 Influence of interlayer spacing variation at a lead of 5 m in the mining stage on the stress distribution characteristics of the surrounding rock of the roadway
由图9可以看出，当层间距<3 m时，顶板岩层完全塑性破坏，巷道左侧与煤柱底板破坏贯通，底板破坏最大深度1.5 m，右帮破坏最大深度4 m；当层间距>3 m时，巷道顶板破坏最大深度2 m，巷道左侧破坏最大深度4.0 m，底板破坏最大深度1.5 m，右帮破坏最大深度6.0 m。
由此可得出，当层间距<3 m时，巷道顶板岩层塑性破坏较为严重，常见的巷道锚杆、锚索支护理论难以有效支护，需要采用多种手段对巷道围岩进行支护；当层间距>3 m时，巷道顶板塑性破坏未贯通，巷道顶板稳定性较好。
将巷道掘进及回采超前扰动工况下巷道围岩的变形量进行提取汇总，得出层间距变化对巷道围岩变形量的影响如图10所示，分析掘巷及回采超前扰动巷道围岩变化规律的差异性，得出不同工况条件下层间距变化对围岩变形量的影响。
图10 层间距变化对巷道围岩变形量的影响Fig.10 Effect of interlayer spacing variation on deformation of surrounding rock in roadway
由图10可以看出，巷道围岩变形量均随着层间距增大而增大的变化趋势，当层间距<3 m时，掘巷及超前扰动5 m处的巷道围岩变形量基本完全重叠，工作面超前扰动应力对巷道围岩变形无明显影响，表明此范围内的层间顶板在掘巷期间已经完全塑性破坏，层间顶板受上煤层及巷道掘进扰动破坏贯通；当层间距>3 m时，层间顶板受上煤层及巷道掘进扰动后塑性破坏未贯通，超前扰动围岩的变化量较之掘巷阶段明显增大。
由上述可得，层间距变化对层间顶板破坏及巷道围岩影响较为严重，当层间距>3 m时，从巷道围岩塑性区分布特征及其变形规律表明层间顶板岩层稳定性较好，顶板锚固性较好，由此可得11下309回风巷的临界层间距为3 m，为现场极近距离下煤层巷道层间距变化条件下的精细化、分区域巷道支护方案的选取提供了指导依据。
基于极近距离渐变层间距下巷道围岩应力及变形规律及破坏形态模拟研究得出：下伏巷道错距为10.0 m，当层间距<3 m时，层间顶板距离小，层间顶板受上煤层及巷道掘进扰动形成贯通，顶板破碎程度较为严重；当层间距>3 m时，巷道顶板塑性破坏未贯通，层间顶板稳定性较好。
为了验证渐变层间距巷道顶板不同厚度区域的破坏特征及裂隙发育程度，选取回风巷不同工况区域(层间距<3 m和>3 m区域)顶板进行钻孔窥视如图11所示。
图11 11下309回风巷不同层间距巷道顶板钻孔窥视Fig.11 Borehole peeping view of roadway roof with different layer spacing in 309 return roadway under No.11 coal seam
由图11可以看出，通过对比不同工况条件下的巷道顶板破坏特征及裂隙发育规律可以得出：当层间距<3 m时，巷道顶板钻孔表面呈现出松散破坏状态，裂隙极其发育，表明此区域顶板力学特性较差，顶板锚固性较差，需采用工字钢棚支护等手段对围岩进行强化，提高稳定性；当层间距>3 m时，巷道顶板钻孔表面光滑完整，裂隙不发育，表明此区域顶板力学特性较好，锚网索支护效果较好。
综上所述，针对11下309回风巷层间距的变化特征，结合顶板岩层的破坏程度，最终将11下309回风巷划分为2个区域，如图12所示。
图12 11下309回风巷顶板不同工况区域分布特征Fig.12 Distribution characteristics of different working conditions of the roof of No.11 lower 309 return air roadway
针对11下309回风巷层间距的变化特征，结合本矿井巷道实际条件，以锚杆、锚索、金属网联合支护为基础，提出适应11下309回风巷渐变层间距条件下的精细化、分区域支护措施见表3，其主要作用是针对地质正常段及异常段区域进行差异性巷道支护设计。
表3 精细化分区域支护设计方案Table 3 Refined regional support design scheme
层间距层间顶板特征支护特性基本支护<3 m顶板破碎顶板锚固性较差锚网索+工字钢棚>3 m顶板稳定性好顶板锚固性较好锚网索支护
(1)层间距<3 m支护方案设计。当11下309回风巷层间距<3 m时，该区域采用锚网索+工字钢棚复合支护，支护方式及参数如图13所示。由图13可以看出，由于层间距较小，巷道支护过程中仅采用锚网支护会面临着稳定性较差的问题，需要对巷道进行适当的加强支护，结合巷道的工况特性及现有的加强支护方案，选取工字钢棚加强支护最为合适，可以提高下伏巷道顶板的稳定性。
图13 锚网索+工字钢棚复合支护Fig.13 Composite support of anchor mesh cable and I-beam shed
(2)层间距>3 m支护方案设计。当11下309回风巷层间距>3 m时，该区域采用锚网索支护，支护方式及参数如图14所示。由图14可以看出，伴随着层间距的增大，巷道的层间顶板稳定性增强，巷道支护过程中锚网索支护效果较好，因此选取锚网索支护设计方案可以达到现场的支护要求。
图14 锚网索支护设计Fig.14 Anchor mesh cable support design
基于上述的支护设计方案，结合现场的实际情况，分别选取层间距<3 m和>3 m支护区域进行现场变形量观测，如图15所示，锚网索+工字钢棚支护(<3 m)与锚网索支护(>3 m)分别为1号测点和2号测点。
图15 现场支护效果Fig.15 Field support effect
由图15可以看出，测点1与测点2的顶底板与两帮移近量均呈现出前36 d快速增长，回风巷顶底板移近量迅速增加至270～280 mm，回风巷两帮移近量迅速增加至190～200 mm，36 d以后变形量增量较小趋于稳定，54 d以后变形量均达到峰值，回风巷顶底板移近量迅速增加至280～290 mm，回风巷两帮移近量迅速增加至200～230 mm。
综上所述，由层间距>3 m(锚网索)和<3 m(锚网索+工字钢棚)的分区域支护现场实践效果得出回风巷顶底板、两帮移近量变化趋势及变化量基本一致，巷道变形量均较小，由此可得出巷道分区域支护方案设计效果达到预期，现场支护效果较好。
(1)构建极近距离条件下遗留煤柱采空区底板应力传递模型，分析极近距离条件下的巷道围岩应力分布的差异性，得出极近距离下伏巷道围岩垂直应力、水平应力对巷道围岩变形影响严重。
(2)通过模拟研究不同错距及层间距厚度变化因素对下伏巷道围岩破坏形态及变形规律的差异性，构建了巷道围岩的水平应力、垂直应力、变形规律及破坏特征评价指标，对巷道围岩破坏形态进行分类，得出了极近距离渐变层间距下伏巷道围岩破坏变形的临界层间距为3 m。
(3)按临界层间距提出了极近距离渐变层间顶板分区域支护设计：层间距>3 m(锚网索)和<3 m(锚网索+工字钢棚)区域，从巷道围岩变形规律、钻孔窥视等手段对巷道分区域支护效果进行验证，得出回风巷变形量较小，验证了极近距离渐变层间距下巷道分区域支护技术的可行性。
参考文献(References)：
[5] ZHOU W L, ZHANG P S, WU R X, et al. Dynamic monitoring the deformation and failure of extra-thick coal seam floor in deep mining[J]. Journal of Applied Geophysics, 2019, 163: 132-138.
[8] LIU H Q, WANG L, HAN L C, et al. Study on the instability mechanism and control measures of a roadway in a mine with retained coal pillars and close coal seams[J]. Shock and Vibration, 2021, 2021(1): 8871807.
[11] XIE S R, WU X Y, CHEN D D, et al. Failure mechanism and control technology of thick and soft coal fully mechanized caving roadway under double gobs in close coal seams[J]. Shock and Vibration, 2020, 2020(1): 8846014.
ZHANG Gangju1,2, LIANG Bing2
Abstract In view of the special occurrence condition of extreme close distance coal seams with gradient layer spacing, where the interlayer roof thickness above underlying roadways exhibits significant fluctuations and minimal dimensions, underlying roadways face engineering challenges where conventional single support schemes prove inadequate to address gradient interlayer roof thickness variations, frequently resulting in roof fragmentation and excessive surrounding rock deformation. Focusing on the 1-7 m gradient interlayer roof of the air return roadway in working face 309 of the lower No. 11 coal seam at Taishan Long'an Coal Mine, this study investigates the three-dimensional stress distribution characteristics of residual coal pillar floors in goaf areas under extreme close distance conditions through theoretical analysis and numerical simulation. A comparative analysis was conducted to evaluate the differential impacts of interlayer roof thickness variations of underlying roadway on deformation patterns and failure characteristics of roadway surrounding rocks. The intrinsic relationship between gradient interlayer roof thickness and surrounding rock failure mechanisms in extreme close distance underlying roadways was revealed, leading to the proposal of a zonal support control technology tailored to gradient layer spacing conditions. The research results indicate that based on the stress attenuation evolution law of three-dimensional distribution characteristics of residual coal pillar floors in goaf areas under extreme close distance conditions, reduced layer spacing exacerbates vertical and horizontal stress disturbances, significantly aggravating roadway deformation; through numerical simulation of factors including different staggered distances and layer spacing thickness variations, this study investigates their differential impacts on failure patterns and deformation characteristics of underlying roadway surrounding rocks. Evaluation indices for horizontal stress, vertical stress, deformation patterns, and failure morphology are established to classify surrounding rock damage, identifying 3 m as the critical layer spacing threshold for failure deformation in extreme close distance roadways with gradient layer spacing. Based on the variation of the thickness of the roadway roof, a zoning support design is proposed for the gradient interlayer roof under different thickness conditions of less than 3 m and more than 3 m. Combined with the on-site zoning support effect, it is found that the deformation of the return roadway is relatively small, verifying the feasibility of the zoning scheme under the critical interlayer 3 m condition.
Keywords extreme close distance coal seam; gradient layer spacing; underlying roadway; roadway surrounding rock control; floor failure depth; support technology