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（作者单位：七台河市茄子河区煤炭生产安全管理局）煤矿采区上山的巷道布置分析王长仁◎采区上山是采区范围内联系矿井开拓巷道和回采巷道的主要倾斜巷道，为采区运煤、通风、辅助运输、行人、排水等提供通道。
按用途的不同，采区上山可以分为运输上山、轨道上山、专用回风上山等；按照上山层位的不同，可以分为岩层上山、煤层上山以及穿层上山等；按照上山服务范围的不同，采区上山可以分为联合上山和单层上山，采区上山布置主要是确定上山的数目和位置。
一、采区上山数目一个采区至少要有两条上山，即运输上山和轨道上山。
其中，运输上山主要承担采区范围内倾斜方向的煤炭运输，一般兼作回风上山；轨道上山主要承担采区范围内倾斜方向的辅助运输，一般兼做进风、行人上山。
对高瓦斯矿井和有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险矿井的采区、开采容易自燃煤层的采区以及低瓦斯矿井开采煤层群和厚煤层分层开采采用联合布置的采区，《煤矿安全规程》规定采区内必须设置一条专用回风巷。
因此，联合布置的采区至少要设置三条上山，即运输上山、轨道上山和专用回风上山。
此外，对于生产能力大的厚煤层采区，或运输上山和轨道上山都布置在底板岩层中的采区，要设置一条煤层上山，用来提前探明煤层变化情况。
二、采区上山位置1.上山所在层位。
（1）煤层上山。
采区上山布置在煤层中，掘进容易，掘进速度快，掘进费用低，便于机械化施工。
同时，至回采巷道的联络巷道工程量少，生产系统相对简单，还可以起到补充勘探作用。
煤层上山的主要问题是维护困难，维护费用较高；为防止或减轻采煤工作面的采动影响，一般需要留设较宽的护巷煤柱，煤炭损失多；上山受煤层起伏和走向断层影响大，完全沿煤层布置时，上山起伏较大，辅助运输比较困难。
目前，随着煤巷支护技术、装备水平的提高及采区生产能力的不断加大，煤层上山的应用越来越广泛。
一般在煤层比较坚硬、顶底板比较稳定时，或采区服务年限较短时，宜选择煤层上山。
单层准备时，优先考虑把采区上山布置在煤层中。
煤柱工作面回采技术研究煤炭开采企业经过多年的发展基本都要面临一个问题，就是生产系统非常庞大，但可开采的煤炭储量却很少的困境。
因此，多数企业都从煤炭资源回收角度考虑对其进行回采，主要目的之一就是为了提高煤炭矿井的资源利用效率，试图更大幅度地延长矿井使用年限：主要方法是重新对煤柱工作面进行布置和回采。
实践证明，该种方法对进一步提高煤炭矿井利用率、煤炭储量有限情况下提高煤炭产量发挥了重要作用。
为保证煤柱工作面回采的安全，笔者就煤柱工作面回采过程的关键技术作简要的总结与探讨。
1煤柱工作面回采特征及生产作业组织1.1煤柱工作面回采生产特征煤炭工作面回采不同于首次开采，主要区别在于回采的工作面切眼较短，因此多采用中部斜切进刀技术回采，先后往返一个来回割煤一刀完成一个循环。
煤炭工作面回采过程中的前半部分割煤与后半部分放煤是分开进行的，满足一刀一放要求，并且回采过程中工作面人员作业的相互干扰大大减少。
回采过程中的循环次数要多于首次开采，一个圆班推进可以达到十二刀，最高时还可以达到十六刀。
1.2煤柱工作面回采生产组织首先，检查煤柱工作面通风系统情况，检查改进通风系统，想方设法加大工作面的通风量；其次，检查煤柱工作面空巷的漏风情况，尽量减少工作面空巷的漏风量，旨在满足煤柱工作面回采过程中的风量需要。
1.3煤柱工作面回采生产保证措施媒柱工作面开采多使用转载机，其桥身可利用长度一般为10.5米，简言之，就是一天缩一次皮带机尾只能满足十三个正规循环连续推进，而煤工作面正常回采可以达到十二个循环，最高可以达到十六个循环之多。
因此，为了更好地满足煤柱工作面回采生产需要，需要采取以下措施来保证生产的正常进行：第一，交叉作业方式生产；即生产作业与检修作业相互交义进行，间隔约两个小时，在完成两个生产循环进尺后由检修班进行一次的缩皮带作业。
第二，在回采割煤过程中最好机头甩刀、机尾临时多进刀二者同时进行。
2煤柱工作面回采矿压特征、围岩控制及空巷的加固2.1煤柱工作面矿压呈现特征如前所述，煤柱工作面回采具有切眼短、割煤推进速度快等特征。
近距离煤层群煤柱下巷道锚杆支护技术研究与实践道矿压显现规律的基础上，依托于山西离柳焦煤集团有限公司兑镇煤矿31102工作面运输顺槽实际情况，根据锚杆支护作用的机理，基于高预应力、强力支护理论，强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用，进行巷道支护设计，通过矿压监测数据分析与信息反馈表明，采用高预应力、强力锚杆支护系统，能够有效控制巷道围岩，特别是两帮的强烈变形，并取得良好的支护效果。
关键词：巷道支护煤柱下高预应力矿压监测1 近距离煤层群煤柱下巷道矿压显现规律近距下部煤层巷道布置形式决定着工作面在整个回采期间巷道支护的难易程度。
目前近距离煤层群巷道布置根据下部煤层巷道和上覆煤层采空区之间的位置关系，主要有三种方式：内错式、重叠式和外错式。
与普通单一煤层开采相比而言，采取不同的巷道布置方式都不可避免的要受到上覆煤层开采矿山压力的影响，但是不同巷道布置方式都有其自身的特点。
内错式布置方式即为下部煤层回采巷道布置在上部煤层采空区下方的应力降低区内，巷道压力小，易于维护，缺点为煤柱大，资源浪费严重，回采率低；重叠巷道布置方式即为上下煤层回采巷道垂直布置，围岩应力处于内错式和外错式之间。
外错式布置方式是下部煤层回采巷道布置在上部煤层的煤柱下，其优点是下部煤层煤柱尺寸减小，回采率高，煤炭损失量小。
因此本文将探讨如何在近距离煤层群巷道采取外错式这种困难条件下巷道支护的有效手段。
2 工程概况兑镇煤矿位于山西省孝义市兑镇镇，是山西离柳焦煤集团有限公司下属主力矿井，年产120万t/a。
矿井埋深在250m左右，前期没有进行相关地应力测试工作，需要在下一步的工作进行进一步补充。
矿井目前主采三采区，31102工作面两条巷道采用外错法进行布置，工作面位于上部9#煤30902工作面的正下方。
31102工作面运输巷布置在30902和30904工作面残留煤柱正下方，而材料巷布置在30902工作面与一采区边界残留煤柱正下方。
30904工作面和30902工作面间留设大约13m的净煤柱，而30902工作面与相邻采区边界留大约25m净煤柱。
浅埋深特厚煤层小煤柱沿空掘巷强力支护技术研究摘要：我们通过分析某煤矿浅埋深特厚煤层地质条件，采用了数值模式分析与工程类比的方法，得出该煤矿沿空掘巷护巷煤柱宽度为9m，并以此为依据，制定了该煤矿小煤柱沿空掘巷护巷的基本支护思路。
这种施工方案，不仅能够保证整体的安全可靠，同时还有效地对脆弱的重点部位进行了有效地防护，实现了经济效益与生态效益相结合的开采方式。
不仅如此，还通过了实践施工的方式，检验了小煤柱沿空掘巷护巷强力支护技术方案并进行了现场实践的可行性，充分地实现了巷道挖掘工作与工作面回采期间运输巷围岩的稳定与安全。
关键词：浅埋深；特厚煤层；小煤柱；沿空掘巷；支护技术引言：随着我国社会的不断发展，人耳目对矿压的认识也越来越深入，并且结合矿压力的实际实际情况，有效地采取了小煤柱沿空掘巷技术。
这种施工技术有效地减少了煤柱的尺寸，同时也节约的资源的使用，同时也创造了更多的经济效益。
在实际的开采过程中，由于煤柱的尺寸不断缩小，对于巷道围护问题也随之出现，围岩变形量加大，进而出现较大的破坏情况，如果在实际开采过程中不规范或者是操作不当的情况，就会对正常的开采生产产生严重的影响。
基于此，我国结合小煤柱沿空掘巷围岩控制技术，组织了相关的技术人员进行深入的研究和分析，并且取得了理想的研究成果。
我们通过对研究成果进行分析，得出小煤柱沿空掘巷围岩控制技术的主要核心在于提高支护体系强度，进而提高了巷道围岩的承载能力，有效地提高了挖掘的精度，同时也保证了挖掘的安全性，对于我国煤矿的开采有着重要的意义和作用。
一、工程概况通过调查我们发现，某煤矿一号井的煤层的厚度为9.85—12.22m，煤层的埋深大约在249m，煤矿的抗压强度大约为25Mpa，结构的缝隙发育不显著，但是，完整性比较好。
直接顶以粉砂质泥岩为主，厚度大约在0.69—15.26m，平均厚度大约是在3.5m。
该地的岩石主要是以细砂岩为主，地层主要则是以泥岩为主要结构，厚度为1.27—3.45m平均的厚度大约是在2.01m左右。
5101采面下分层回采巷道布置方案编制人:刘家宏时间：2014年2月15日一、概述 (3)二、开采技术条件 (4)三、回采巷道布置方案分析 (7)四、回采巷道布置方案选择 (9)五、巷道断面与支护形式 (11)六、安全技术措施 (11)5101采面下分层回采巷道布置方案一、概述倾斜分层长壁采煤法是我国长期应用的一种厚煤层采煤方法。
通常把近水平、缓（倾）斜及中斜厚煤层用平行于煤层层面的斜面划分为若干个2.0~3.0m左右的分层，然后逐层开采。
根据煤层倾角不同，可以采用走向长壁或倾斜长壁采煤法。
分层间一般采用下行开采顺序，垮落法处理采空区，上分层开采后，以下的各分层在已经垮落的顶板下开采。
为确保下分层开采安全，上分层一般要铺设人工假顶或形成再生顶板。
在同一个区段范围内，上、下两个分层同时开采时，称为“分层同采”，反之称为“分层分采”。
分层分采可以进一步分为两种形式，一种是在同一区段内，待上分层全部采完后，再掘进下分层的回采巷道，而后回采；另一种是在同一采区内，待各区段上分层全部采完后，再掘进下分层的回采巷道和回采，俗称“大剥皮”。
根据西安中煤设计有限责任公司设计确定的5-2煤层采用长壁式综采工作面分层铺底网采煤法，全部垮落法管理顶板。
5101采面的回采的初步方案定为分层分采，待各区段上分层全部采完后，掘进下分层的回采巷道和回采。
现需对5101采面下分层回采时回采巷道布置方案进行选择。
二、开采技术条件5-2煤层为本区主采煤层分布稳定，结构简单，厚度 6.39m～9.18m，平均厚度约8.09m。
一般含1层厚度0.10~0.49m的粉砂岩夹矸，为全区可采的稳定型厚~特厚煤层。
煤层埋深43.72～185.23m，底板标高变化在+995.0～+1035.0m之间。
煤层赋存近似水平，总体上自东南向西北倾斜，煤质较坚硬，节理裂隙不发育。
煤层顶板以直接顶为主，初次跨落步距为25.60m，属3类，即稳定性顶板，岩性以砂质泥岩、粉砂岩为主，饱和抗压强度8.7～25.8Mpa，平均值为20.14Mpa；基本顶全区属Ⅲ~Ⅳ级，即基本顶来压力显示强烈~非常强烈，岩性以粉砂岩为主；伪顶岩性为泥岩、炭质泥岩，厚度不足0.50m；直接底板以泥岩、炭质泥岩和粉砂岩为主，饱和抗压强度15.0~45.6Mpa；老底以细粒砂岩、中粒砂岩为主，底板属Ⅲb类。
近距离下煤层回采巷道布置方式及支护技术研究煤炭工业的快速发展反映了煤炭在资源结构中的关键地位,而埋藏条件较好的煤炭资源已接近枯竭,所以煤层赋存条件相对差的的近距离煤层开采,渐渐受到人们的重视。
近距离煤层分布范围较广,在我国很多井田都有近距离煤层分布,近距离煤层对于传统单一煤层开采而言,其存在一定的差异性,其差异因素包括选择合理的开采顺序、上下煤层遗留煤柱应力分布特征、回采巷道合理布置方式及巷道支护等方面。
尤其是近距离煤层下行开采,上煤层开采后采空区遗留煤柱及巷道围岩应力重新分布会给下煤层回采巷道的稳定性带来消极影响,且下煤层开采时,顶板已经受到上煤层开采损伤破坏影响,从而增加了下煤层回采巷道围岩控制的难度。
下煤层回采巷道围岩控制的关键是回采巷道合理布置方式及近距离煤层支护体系的构建,因此,下煤层回采巷道合理布置方式和巷道支护系统是近距离煤层安全高效开采的重难点研究内容。
本文以神州煤业一采区南翼近距离煤层（8#、10#煤）开采为研究背景,通过模糊数学综合分析、理论分析计算与数值模拟相结合的方法,针对神州煤业近距离煤层（8#、10#）下层10#煤回采巷道合理布置方式与支护体系的构建展开详细深入的分析研究,并得到以下研究结论:（1）结合矿井地质条件、煤（岩）物理力学参数测试及围岩窥视对煤层顶底板岩性、节理和裂隙发育进行初步分析。
（2）收集类似地质条件的煤巷围岩稳定性分类指标数据,采用模糊数学的方法进行模糊聚类分析,运用Matlab进行迭代计算,进而得到神州煤业下组煤回采巷道围岩稳定性级别,为巷道合理布置及支护系统的构建提供理论支撑。
（3）分析煤柱下应力分布规律,通过滑移线场理论进行理论分析,由数学方法化简求得上煤层采空区遗留煤柱对底板的最大破坏深度理论计算公式,结合地质资料及围岩力学参数测试数据,得到上煤层开采对底板的最大损伤深度理论计算值为1.45m;理论计算过程中,运用极限平衡理论求得煤柱一侧采空时塑性区宽度计算公式。
锚梁网支护作为一种主动支护形式，不仅能及时加固围岩，提高围岩的强度和承载能力，而且还能显著提高巷道支护效果，降低支护成本，减轻工人的劳动强度，加快巷道的成巷速度，提高巷道断面利用率及简化采煤工作面上下出口维护［１－３］。
近年来，顾北矿１３槽煤巷锚梁网支护技术已经取得了成功。
然而由于１２４２（１）工作面开采的是１１－２煤层，布置在开采１３－１煤层的１２３２（３）工作面正下方，平均间距大约６８ｍ。
目前矿井对于多煤层缺乏开采经验，因此，开展回采巷道的矿压显现规律和支护对策研究，可以为淮南矿业集团顾北煤矿多煤层开采方法选择、生产系统布置、岩层控制方法、工作面合理开采顺序及区段煤柱留设等提供理论依据。
１工作面概况１２４２（１）工作面标高－６４５～－５３６．４ｍ，地面标高＋２４．２ｍ，属于北一（１１－２）下采区，上侧（西侧）为１２３２（１）工作面，右侧（北侧）为１１－２煤层露头、煤层风氧化带及１１－２煤防水煤柱线，下侧（东侧）为顾桥顾北井田边界，工作面下顺槽与井田边界保留煤柱３０ｍ，左侧（南侧）为北一（１１－２）下采区１１－２煤胶带机上山及回风上山。
１２４２（１）工作面开采１１－２煤层，１１－２煤层为黑色，弱油脂～油脂光泽，夹少量镜煤条带，普氏硬度０．７～１．５，煤层厚度１．５～３．８ｍ，平均厚度３．１ｍ，煤层倾角２～１２°，平均５°。
１２４２（１）工作面六线以北直接顶为泥岩～砂质泥岩，且向北有增厚趋势，厚度０～４．０ｍ，平均厚度１．１ｍ，六线以南直接顶以中细砂岩为主。
老顶为中砂岩，厚度９．９７ｍ，直接底为泥岩，厚度５．２４ｍ，老底为泥岩，厚度５．９６ｍ。
２回采巷道支护参数优化设计２．１ 两巷支护载荷分析对于层状顶板实体煤巷道，巷道支护载荷按照岩层形变压力破坏假说确定［４］。
岩层形变压力破坏假说认为：能够承受上位岩层形变压力而不破坏的顶板岩层称为承载岩层，承载岩层下面的岩层的重量被确定为巷道支护的载荷。
所以，确定巷道支护载荷的关键就是要确定巷道支护的承载层。
设第ｎ层岩层所能承受的最大载荷为ｑｎｍａｘ，第ｎ层所释放的形变压力为σ放ｎ，第ｎ＋１层所释放的形变压力为σ放ｎ＋１，顶板岩层形变压力为Ｐ，若则第ｎ＋１层的变形释放被阻止，第ｎ层岩层即为承载层。
以１２４２（１）两巷为设计对象，以六１３钻孔资料为设计计算依据，１１－２煤层顶板物理力学性质参数见表１所示。
表１ １２４２（１）两巷顶板岩层物理力学性质巷道地层压力Ｐ＝ｒｈ＝６７９×２．５×１０－２＝１７ＭＰａ，巷道设计宽度４．８ｍ， 考虑到１１槽煤质松软，巷道掘进后煤帮松动，因此岩梁的计算尺寸Ｌ＝６ｍ（巷道两帮松动范围按０．６ｍ考虑）。
因第１层直接面临巷道空间，可认为其形变全部释放，故第１层没有剩余形变压力，第１层所能承受的最大均布载荷：按照上述方法依次计算，第５层是承载层，故１２４２（１）两巷支护的载荷为第１～第４层岩层重量，岩层高度ｈ＝０．４７＋０．上层煤柱下回采巷道布置位置及支护技术研究刘乐枝１，２１． 安徽理工大学能源与安全学院 ２３２００１２． 淮浙煤电公司顾北煤矿 ２３２１５１ＤＯＩ：１０．３９６９／ｊ．ｉｓｓｎ．１００１－８９７２．２０１０．１９．０２６２＋０．５＋３．１＝４．２７ｍ，岩层压力ｑ＝ｒｈ＝４．２７×２５＝１０７Ｋｐａ，每米巷道锚梁网支护的载荷ｐ＝ｑ×Ｌ＝１０７×６＝６４２ＫＮ。
２．２ 两巷锚梁网支护参数设计由上节分析可知，１２４２（１）两巷支护的载荷岩层高度ｈ＝４．２７ｍ，由于锚索锚固段必须位于顶板深部４．２７ｍ范围以外，且锚固段范围要达到１．５ｍ左右，因此在此次方案设计中锚索长度设计为６．３ｍ。
根据上述分析并借鉴临近的顾桥矿１１槽煤巷锚梁网支护实践，如果１２４２（３）两巷锚杆排距初步设计为８００ｍｍ，则每排锚杆与锚索的支护力应不小于５１３．６ＫＮ，按照锚梁网支护的组合岩梁理论计算，顶板岩层的压力主要由锚杆和锚索共同承担，如果锚杆间排距设计为８６０ｍｍ×８００ｍｍ，则顶板支护的安全系数：Ｎ＝ａτ（１．４４７２ｄ）２／ｑｂｓｒ ＋ ｎＱＳ／Ｑ式中：ＱＳ－锚索额定承载力，选用直径１８ｍｍ锚索，则ＱＳ＝２５０ＫＮ；Ｑ－顶板载荷，Ｑ＝５１３．６ＫＮ；ａ－锚杆有效长度，ａ＝２．４ｍ；τ－锚杆杆体材料的抗剪强度，τ＝２８０Ｍｐａ；ｄ－锚杆直径，ｄ＝２０ｍｍ；ｂ－巷道计算宽度，ｂ＝６ｍ；ｓ－顶板锚杆间距，ｓ＝８６０ｍｍ；ｒ－顶板锚杆排距，ｒ＝８００ｍｍ；ｎ－每排锚索数目，ｎ１＝３（动压影响区段）；ｎ２＝２（无动压影响泥岩顶板区段）；ｎ３＝１（无动压影响砂岩顶板区段）。
将计算参数代入上式得：Ｎ１＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ ３×２５０／５１３．６＝２．７３；Ｎ２＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ ２×２５０／５１３．６＝２．２４；Ｎ３＝２．４×２８０×１０３×１．４４７２２×０．０２２／（１０７×６×０．８６×０．８） ＋ １×２５０／５１３．６＝１．７５。
２．３ 两巷锚梁网支护技术方案由于１２４２（１）运输顺槽和回风顺槽巷道断面完全一样，因此此次锚梁网支护设计中两巷方案基本相同。
而锚索布置则根据顶板岩性结构及巷道是否受动压影响采用分区段方法设计。
２．３．１ 顶板支护顶板支护结构包括３部分：第一部分由锚杆和Ｍ５钢带组成。
Ｍ５钢带安装在巷道中部，每根Ｍ５钢带上安装６根锚杆，锚杆穿过Ｍ５钢带垂直锚入巷道顶板。
第二部分由１４＃槽钢和锚索组成。
动压影响区段：锚索按“３－３”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。
槽钢梁长２．６ｍ，每根槽钢梁上安装３根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
无动压影响直接顶为泥岩区段：锚索按“３－０”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。
槽钢长２．６ｍ，每根槽钢梁上安装３根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
无动压影响砂岩老顶直覆区段：锚索按“２－０”布置，槽钢安装在巷道中部，并位于两根钢带之间。
槽钢长１．９ｍ，每根槽钢梁上安装２根锚索，槽钢梁上所有锚索均垂直顶板布置。
第三部分是１２＃金属网。
金属网紧贴顶板铺设，并沿纵向搭接，搭接长度１００～１５０ｍｍ。
搭接处除用铁丝（１４＃）扎结外，还必须用钢带压茬。
２．３．２ 巷帮支护巷帮支护包括２部分：第一部分由Ｍ５钢带和锚杆组成。
Ｍ５钢带沿巷道竖直方向铺设，高帮Ｍ５钢带长２．９ｍ，低帮Ｍ５钢带长２．７５ｍ，其中，动压影响区段巷帮锚杆规格：Φ２２×２２００ｍｍ；无动压影响区段巷帮锚杆规格：Φ２０×２０００ｍｍ。
两帮每排均布置４根锚杆，为避免巷帮锚杆受巷帮Ｍ５钢带的剪切，巷帮钢带上锚杆均垂直巷帮锚入巷帮煤体。
第二部分是１２＃金属网。
金属网沿煤帮竖直铺设，并沿纵向搭接，搭接处用铁丝扎牢，并用钢带压茬。
在地质构造带区域调整锚梁网支护参数或采用Ｕ型钢架棚支护。
１２４２（１）两巷锚梁网支护设计见图１所示。
３回采巷道合理位置选择为减少上覆煤层开采后对下煤层工作面的影响，需解决好下煤层回采巷道的合理布置等问题，以实现下部煤层安全、高效开采［５－６］。
利用ＦＬＡＣ３Ｄ数值分析软件，分两类情况（一类情况为上覆煤层开采时留设２０ｍ煤柱，另一类情况为上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱）分别讨论了下煤层巷道采用外错式、重叠式、内错５ｍ、内错２０ｍ几种布置方式时巷道的围岩变形破坏特征。
限于篇幅限制，本文仅列出了留设２０ｍ煤柱，下层煤回采巷道采用外错式布置时的围岩变形破坏特征。
１２３２（３）工作面回采后，在１２４２（１）工作面回采时回采巷道支承压力分布云图如图２所示，支承压力分布如图３所示。
从图２可见，在１２４２（１）工作面回采时，上覆煤层中所留煤柱内的支承压力将通过煤层底板传递到１２４２（１）回采工作面，使得１２４２（１）工作面回采巷道处于支承压力集中区。
从图３可以看出，在工作面距离测点大约８０多米处测点应力开始缓慢增加，在工作面推进到距测点５０ｍ时，支承压力增加明显，在工作面距测点大约１５ｍ处支承压力达到峰值３９．６ＭＰａ，峰值应力集中系数达到２．５８。
回采巷道垂直位移分布云图如图４所示，巷道变形特征如图５所示。
从图中可以看出，顶板下沉量和两帮移近量均随工作面的推进逐渐增大，当测点距离工作面煤壁大约５０ｍ时，随工作面继续推进，巷道顶底板位移和两帮位移变化加剧，受上覆煤层开采后所留煤柱上的支承压力向下传递的影响，回采巷道的变形量很大，顶底板累计位移量达到３７２ｍｍ，两帮累计位移量达到４１０ｍｍ，并且在１２４２（１）回采工作面推进工程中，巷道两帮位移大于顶底板位移。
通过对回采巷道不同布置位置的数值模拟分析，可以得到：（１）上覆煤层开采时留设２０ｍ煤柱，采用外错式布置时支承压力峰值、应力集中系数、顶底板移进量、两帮移进量最大，采用重叠式和内错距５ｍ时次之；采用内错距为２０ｍ时最小。
即，采用外错式布置巷道时，矿压显现最剧烈，采用重叠式和内错距为５ｍ的巷道布置方式，矿压显现较剧烈，而采用内错距为２０ｍ的布置方式时，矿压显现较小。
（２）上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱，采用外错式、重叠式、内错距５ｍ和内错距２０ｍ的巷道布置方式时，支承压力峰值和应力集中系数，以及回采巷道顶底板和两帮累计位移量基本接近，变化不大。
（３）上覆煤层开采时留设４ｍ煤柱与留设２０ｍ煤柱相比较，下方煤层中采用的四种巷道布置方式，当下煤层开采时在回采巷道内造成的支承压力，巷道顶底板位移和两帮位移都要小得多。
（４）在上覆煤层开采后，要根据上下煤层开采的时空关系来合理布置下部煤层的回采巷道，并尽量避免在煤柱正下方布置巷道和进行回采工作。
在上覆煤层开始时采用留小煤柱和无煤柱开采，或者采用内错距大于２０ｍ的方式布置巷道，以利于下煤层开采时巷道的布置和维护，减少煤柱损失，提高回采率，实现安全高效开采。
４ 回采巷道支护效果监测为了监测锚梁网支护效果，研究支护参数的合理性，观测内容应围绕锚杆的受力状态和顶板离层开展，监测的核心是判断顶板锚固区内、外是否发生离层，除直接采用顶板离层仪观测外，一般应结合巷道表面收敛值的变化情况综合判定。
顶底板与两帮相对移近量监测结果表明：由于１２４２（１）回采巷道锚杆支护系统有效地控制住了巷道顶板离层及扩容现象，因此在整个巷道服务期间内，无论是泥岩顶板区段还是完整砂岩顶板区段，无论是动压影响区段还是无动压影响区段，巷道围岩的变形量均较小，说明该巷道锚杆支护设计方案合理，锚杆支护系统有效控制了巷道围岩变形。
