缓倾斜煤层斜梯形巷道沿空煤柱宽度及围岩控制研究.pdf

3255(8):32-38.引用格式：般帅峰，康庆涛，郑鑫健，等缓倾斜煤层斜梯形巷道沿空煤柱宽度及围岩控制研究J.煤炭工程，2 0 2 3,Vol.55,No.8COALENGINEERING第55卷第8 期程炭煤doi:10.11799/ce202308007缓倾斜煤层斜梯形巷道沿空煤柱宽度及围岩控制研究殷帅峰，康庆涛，郑鑫健，张效铭（华北科技学院安全工程学院，北京101601)摘要：为探究缓倾斜煤层斜梯形沿空巷道煤柱留设尺寸合理值和留巷围岩控制技术，以任楼煤矿7,510 N工作面为工程背景，应用考虑煤层倾角的内外应力场理论、数值模拟和现场试验展开研究。理论计算确定7,510 N工作面内应力场的宽度为13.4 m，煤柱尺寸合理值应不大于8.4 m，结合模拟计算结果确定煤柱尺寸合理值为7 m。在分析控制缓倾斜煤层斜梯形沿空掘巷围岩变形难点的基础上，结合研究结果，提出采用非对称支护对围岩进行控制，支护方式为“高强锚杆+顶板高强长锚索+煤柱帮斜拉锚索+锚网”，并在现场进行了应用。现场试验结果表明，煤柱留设尺寸7m及采用非对称支护技术沿空巷道围岩大变形可得到有效控制，实测顶板右中、顶板左中、煤柱、实体煤和底板测点在掘进期间观测最大位移量分别为12 1，10 5，96，90，8 2 mm，回采期间观测最大位移量分别为38 9，36 3，34 6，335，32 5mm，满足了现场生产需求。关键词：缓倾斜煤层；沿空巷道；煤柱尺寸；非对称支护；现场应用中图分类号：TD322文献标识码：A文章编号：16 7 1-0 959(2 0 2 3)0 8-0 0 32-0 7Study on coal pillar width and surrounding rock control of inclinedtrapezoidal roadway in gently inclined coal seamYIN Shuaifeng,KANG Qingtao,ZHENG Xinjian,ZHANG Xiaoming(School of Safety Engineering,North China University of Science and Technology,Beijing 101601,China)Abstract:To explore the reasonable size of inclined trapezoidal gob side entry pillar in gently inclined coal seams and thecontrol technology of roadway surrounding rock,taking the 72510N working face as the engineering background,the internaland external stress field theory,numerical simulation and field test considering the coal seam dip angle are applied to carry outresearch.Through theoretical calculation,it was determined that the width of the stress field in the 72510N working face is13.4 m,and the coal pillar reasonable width should not exceed 8.4 m.Combining with the simulation calculation results,thecoal pillar width was determined to be 7 m.On the basis of analyzing the difficulties in controlling the deformation ofsurrounding rock of inclined trapezoidal gob side entry in gently inclined coal seams,combining with the research results,asymmetric support was used to control the surrounding rock.The support mode of“high-strength anchor bolt+roof high-strength long anchor cable+pillar side inclined anchor cable+anchor mesh was applied,and the field test results showed thatthe large deformation of surrounding rock of roadway along goaf was controlled by setting a 7 m coal pillar and using asymmetricsupporting.The maximum displacements of the right middle roof,the left middle roof,the coal pillar,the solid coal and thefloor measuring points during tunneling were 121,105,96,90 and 82 mm,respectively,and the maximum displacementsobserved during mining were 389,363,346,335 and 325 mm,respectively,meeting the on-site production needs.Keywords:gently inclined coal seam;gob-side roadway;coal pillar width;asymmetric support;field application煤炭在我国是非常重要的一次能源，充分提高矿井煤炭采出率对我国煤炭行业的可持续发展具有重要意义。传统的邻近工作面2 0 30 m宽煤柱造成了大量的资源浪费，而沿空掘巷技术的出现很好地解决了收稿日期：2 0 2 3-0 1-2 4基金项目：国家自然科学基金面上项目（52 2 7 4 0 8 1）；河北省自然科学基金面上项目（E2021508011）；河北省科学技术研究“青年拔尖人才”项目（BJ2020208）作者简介：殷帅峰（198 5一），男，河南汝州人，博士，教授，从事矿山压力及其控制、采场生产保障系统等方面的研究，E-mail:yinshuaifeng 。332023年第8 期程炭煤二技术施工资源浪费问题，逐渐在各个矿区得到应用2-4 在沿空掘巷煤柱宽度留设及其围岩控制方面，我国学者从理论计算、数值模拟、工程试验等角度进行了研究，取得了一系列成果。但是在研究过程中多将煤层简化为水平煤层，如郭相平5 为了探究沿空巷道围岩应力分布特征与不同煤柱留设宽度之间的关系，采用理论分析和数值模拟相结合的方式对其展开了研究。柏建彪等6 采用数值模拟研究法，确定了不同硬度煤层沿空巷道煤柱合理留设尺寸值。查文华等7 探讨了基本顶断裂位置对窄煤柱稳定性的影响，并依据研究结果给出了煤柱留设尺寸的选择标准。贾川等8 依据全尺寸数值计算分析了厚煤层沿空采动期间围岩失稳机理。王恩等9,10 研究了双通道沿空留巷围岩偏应力分布，并提出了相应的控制技术。马其华等11 针对沿空巷道的支护问题，提出采用“三强”联合支护方式来提高巷道围岩的稳定性。岳帅帅等12 采用理论计算和现场观测相结合的方式确定了特厚煤层综放开采沿空掘巷煤柱宽度。张杨等13 提出采用“让压锚杆+让压锚索”的非对称支护方式来应对沿空巷道两帮的不对称变形。田春阳等14 研究了深部大采高沿空巷道煤柱留设的合理宽度，并提出了锚杆索喷联合控制巷道围岩支护技术。李斌等15 基于关键层理论，结合Bieniawski提出的煤柱强度线性计算方法确定了沿空掘巷小煤柱宽度。王卫军等16 通过研究得出了基本顶给定变形条件下综放沿空巷道煤柱合理宽度的计算公式。陆士良等17 在分析研究多条沿空巷道之后，给出了巷道围岩变形与煤柱尺寸的一般关系式。丰安详等18 通过UDEC数值模拟及现场试验，研究了临空活动段沿空掘巷煤柱的应力分布及围岩稳定控制技术。实际生产过程中煤层多存在一定倾角，将煤层简化为水平煤层研究时会不可避免产生误差，因此在研究沿空巷道时有必要考虑煤层倾角。本文以任楼煤矿7,510 N工作面风巷为工程背景，考虑煤层倾角的影响，开展了缓倾斜煤层条件下沿空巷道煤柱尺寸合理值与围岩控制研究，并在现场进行了工业性试验。1工程概况7,510N工作面位于矿井二水平的北翼，属于中五采区。工作面平均走向长为6 12 m，平均倾斜宽为14 9m，主采7 2、7，合并煤，煤层平均厚4.5m，中间夹厚度约为0.2 m，平均倾角为11。工作面岩层柱状如图1所示。该工作面对应地表地势平坦，预掘进的7,510 N工作面风巷临近7,14 工作面，为沿空巷道，埋深约6 90 m，采用沿煤跟顶掘进方法掘进，巷道断面为斜梯形，宽度为5m，低帮高度为3 m、高帮高度4 m。岩石厚度岩层柱状岩性描述名称/m深灰色，含植物化石碎片，块状，偶见泥岩4.00黄铁矿晶体浅灰白色，成分以石英为主，含长石，细砂岩5.00楔形交错层理深灰色，具滑面及裂隙，偶见黄铁矿晶粉砂岩7.80体，缓波状水平层理，含植物化石碎片7273黑色，玻璃光泽，内生裂隙发育，性脆4.50煤易碎，碎块状为主，半亮型泥岩4.00深灰色，块状，含植物化石浅灰色，成分以石英为主，含菱铁云母细砂岩2.00片，块状深灰色，致密，均一，块状，具滑面，泥岩3.30断口平坦粉砂岩2.70深灰色，层状，夹浅灰色细砂岩条带图1岩层柱状2缓倾斜煤层窄煤柱宽度留设理论计算研究表明，随着上一个工作面的回采，基本顶将发生破断、相互咬合从而形成稳定的铰接结构，以破断线为界，可以将支承压力分布分为两个部分，即内应力场S,和外应力场S【19，依据“内外应力场”理论，沿空掘巷时巷道的位置应布置在稳定的内应力场范围内2 0.1。大多数学者在对内外应力场进行研究时，将模型简化为如图2 所示的不考虑煤层倾角的模型，并给出了内应力场宽度表达式。该模型对于内应力场的研究具有一定的参考价值，但是不可否认，煤层倾角对于内应力场的范围有一定的影响。关键块C关键块B关键块A外应力场内应力场上区段采空区SS图2不考虑煤层倾角的内外应力场模型在前人研究的基础上，刘垚鑫等2 2 将煤层倾角考虑了模型里面，建立了如图3所示的模型。根据该模型，可以得出考虑煤层倾角的内应力场范围关342023年第8 期二技术施工程炭煤系式为：12Lyabm(1+v)cos(-0)2S,=(1)EM-h(K。-1)式中，S为内应力场宽度，m；E 为试验工作面煤弹性模量，MPa；L为铰接岩梁跨度，m；为上覆平均岩层容重，kN/m；M 为采高，m；为试验工作面长度，m；b 为初次来压步距，m；h 为上覆直接顶厚度，m；m为上覆基本顶厚度，m；u 为泊松比；为裂纹系数；为关键块回转角度，（）；为煤层倾角，（）；K。为碎胀系数。关键块B：关键块A关键块外应力场内应力场上区段采空区S,S,图3考虑煤层倾角的内外应力场模型依据7,510 N工作面地质生产条件和现场实测结果可知，试验工作面煤弹性模量E=760MPa，煤层采高M=4.5m，倾角=11，工作面长度a=149m，平均岩层容重=2 5kN/m，初次来压步距b=40m，直接顶厚度h=7.8m，基本顶厚度m=5m，碎胀系数K。=1.2，铰接岩梁跨度L=39m，关键块回转角度=20,裂纹系数=0.8,泊松比u=0.3。代入式（1)计算可得考虑煤层倾角的内应力场宽度为13.4 m。7,510N工作面风巷宽度设计为5m，依据“内外应力场”理论和计算结果，煤柱尺寸应不超过8.4 m。3缓倾斜煤层煤柱合理宽度数值分析3.1数值模型建立与模拟方案根据试验工作面条件，建立的数值模型尺寸为：长宽高=14 0 m200m90m。模型四周和底部均为固定位移边界条件、顶部为应力边界条件，为了模拟上覆岩层重量从而在顶部边界施加均匀分布的竖向载荷。侧压系数取1.2，煤岩体的破坏服从摩尔-库伦破坏准则。沿着煤岩层排列方向为乙轴，工作面推进方向为Y轴，沿着煤层倾向为X轴。为了探究合理煤柱留设尺寸值，分别模拟计算留设3，5，7，9，11m煤柱尺寸时沿空掘巷围岩应力及塑性分布特征。上覆岩层细砂岩泥岩粉砂岩下茯岩层煤图4数值模型3.2模拟结果分析3.2.1应力分布特征及转移规律各煤柱尺寸条件下应力分布如图5所示。应力/Pa应力/Pa应力/Pa-2.0106-2.0106-2.0106-1.4107-1.4107-1.4x107-2.6107-2.6107-2.6107-3.8107-3.8107-3.8107-5.0107-5.0107(a)3 m(b)5 m(c)7 m应力/Pa应力/Pa应力/Pa-2.0106-2.0106-2.0106-1.4107-1.4107-1.4107-2.6107-2.6107-2.6107-3.8107-3.8107-3.8107-5.0107-5.0107-5.0107(d)9m(e)1lm(f)13m图5不同煤柱尺寸下的应力分布对图5进行分析可以看出，无论煤柱尺寸大小，实体煤与煤柱存在应力集中现象，并且随着煤柱尺寸的增加，应力集中程度在实体煤逐渐衰减、在煤柱帮一侧逐渐增加。说明随着煤柱尺寸增加煤柱帮受力也逐步增加，实体煤帮一部分应力逐渐由煤柱分担。煤柱尺寸宽度在3 5m区间范围时，巷道变形严重，主要表现为两帮向巷道空间挤压严重。此时，352023年第8 期程炭煤施工二技术支承压力主要集中在实体煤帮，煤柱帮受力被极大弱化，导致煤柱的承载能力差，巷道维护十分困难。煤柱尺寸宽度在7 9m区间范围时，应力集中逐渐向煤柱帮转移，煤柱帮分担了一部分支承压力。在此煤柱宽度范围布置巷道时，煤柱受力得到增强，承载能力也大幅提高，同时也缓解了实体煤帮的部分支承压力集度，确保巷道围岩稳定。煤柱尺寸宽度大于11m时，煤柱帮一侧支承压力集中程度进一步增加，应力峰值和应力升高部分大幅增加，说明煤柱帮存在明显的应力集中。此时，煤柱帮内积聚有较高的应力，不利于巷道围岩控制。将不同煤柱尺寸下的煤柱帮应力和实体煤帮应力绘制成曲线，如图6 所示。6013m11m50-9m40-5m-7m303m2010001020304050水平距离/m图6不同煤柱尺寸垂直应力分布曲线从图6 中可以看出，随着与巷道表面距离的增加，实体煤帮浅部煤体内支承压力快速增加至峰值，曲线上升路径基本一致。且随着煤柱宽度的增加，巷帮应力峰值逐渐减小。煤柱帮垂直应力分布规律为：当煤柱宽度为3 11m时，随着与巷道距离的增大，应力值迅速增大至峰值而后衰减，总体呈“单峰型”。其中煤柱尺寸宽度在3 5m区间范围时，煤柱帮内应力较低，表明煤柱整体发生大范围破坏已失去承载能力；煤柱尺寸宽度在7 11m区间范围时，煤柱帮内应力值逐渐增大，承载能力大幅提高。煤柱尺寸宽度为13m时，垂直应力先增大至第一极值，而后降低、升高至第二极值，最终呈巷道侧低、采空区侧高的非对称“双峰型”布置。3.2.2不同煤柱宽度塑性区分布特点各煤柱尺寸条件下塑性区分布特点如图7 所示。由图7 可知，煤柱尺寸宽度在3 5m区间范围时，工作面回采巷道开挖使得巷道围岩处于大范围的塑性破坏区，锚杆索将全部处于塑性区中，锚固基础十分脆弱，不利于巷道围岩控制。煤柱尺寸宽度在79m区间范围时，沿空巷道周围的塑性破坏区域逐渐减小，主要体现为实体煤帮塑性区减小，巷道顶板开始出现无破坏的弹性区，在此条件下施工巷道顶板锚索时，锚索锚固端将位于稳定的无破坏弹性区岩体中，锚索锚固基础良好，有利于巷道围岩控制。煤柱尺寸宽度大于11m时，巷道周围的塑性破坏区域进一步缩小，但若将煤柱宽度尺寸留设到此范围内会浪费大量煤炭资源。无破坏无破坏无破坏剪切-剪切-P剪切-n剪切-P剪切-剪切-P剪切-啦伸-n剪切-啦拉伸-n剪切-啦伸一n拉一拉伸-n拉伸-拉伸-n(a)3 m(b)5m(c)7 m无破坏无破坏无破坏切一剪切一P剪切-剪切-P剪切一剪切一剪切拉伸-n剪切-啦伸-n剪切-啦伸-n拉伸一粒伸一拉伸一拉伸-n拉伸-n(d)9m(e)1lm(f)13 m图7不同煤柱宽度围岩塑性破坏状况3.3窄煤柱合理宽度的确定依据考虑煤层倾角的内外应力场理论计算结果，并分析考虑留设煤柱尺寸与围岩应力和塑性破坏关系，同时兼顾矿井经济效益，确定煤柱宽度为7 m。362023年第8 期程施工炭二技术煤4巷道围岩控制技术及实践4.1围岩控制对策缓倾斜煤层斜梯形沿空巷道围岩控制主要有以下难点：留设小煤柱同时受地应力场影响和回采面采动过程的影响。受煤层倾角的影响，沿空巷道两帮支承应力分布不均衡，易引起顶板不均匀下沉、煤柱出现大变形破坏等情况。煤柱是基本顶砌体梁结构承受回转载荷的一个支撑点，煤柱的塑性破坏主要集中在顶板中上部，该区域易与巷道顶板塑性破坏区域贯通，从而诱发顶板的台阶下沉、煤柱的破坏等2 0 。基于数值模拟结果和以上分析，提出缓倾斜煤层斜梯形沿空巷道围岩非对称支护的对策，即“高强锚杆+顶板高强长锚索+煤柱帮斜拉锚索+锚网”，支护空间如图8 所示。其中，高强锚杆能够使巷道围岩由二向应力状态转化为三向应力状态，提高围岩的承载能力，以更好地应对地应力和回采的影响；顶板高强长锚索可以锚固在稳定的岩层，对顶板起悬吊作用，可以有效防止顶板下沉；煤柱帮斜拉锚索可以有效提高煤柱的承载能力，特别是中上部的承载能力，防止顶板下沉和煤柱破坏；锚网能够起到挡研作用。基本顶直接顶采空区煤层直接底基本底图：支护空间布置4.2巷道具体支护参数以上研究确定了7 510 N工作面沿空留巷的煤柱宽度，并分析了支护难点和支护对策，最终确定的支护参数如图9所示，具体支护参数如下：菱形金属网锚杆托板5400100016016010101X091x091顶锚索左视图021.8x625010帮锚索顶锚杆800021.8x6250022x220010菱形金属网锚杆托板009154001000160160103Y右左视图1060045帮锚杆60202600150800800俯视图(a)左视图、右视图和俯视图(b)剖面图图9支护方案(mm)1）顶板支护方式为“高强锚杆、长锚索+锚网”。锚杆为等强螺纹钢锚杆，型号为2 2 mm2200mm，布置方式为矩形，8 0 0 mm800mm间排距，一排7 根锚杆，角锚杆与顶板的夹角为10，其余锚杆布置方式均垂直顶板。锚杆托盘参数为160mm160mm10mm，配套使用GTW170钢带。长锚索为钢绞线制成，型号为2 1.8 mm6250mm，布置方式为正中矩形，12 0 0 mm1600mm间排距，一排3根，均垂直顶板，配套的托盘参数为2 50 mm250mmx16mm。锚网采用菱形金属网，网片大小为 54 0 0 mmx1000 mm。2）火煤柱帮支护方式为“高强锚杆+斜拉锚索+锚网”。锚杆为全螺纹锚杆，型号为2 0 mm2600mm，布置方式为矩形，8 0 0 mm800mm间排距，一排布置5根锚杆，其中顶部1根锚杆与水平线呈10 夹角，底锚杆与水平线夹角为15，其余与巷帮垂直，锚杆托盘尺寸为16 0 mm160mm10mm，配套使用GTW170型钢带。锚索为钢绞线锚索，型号为2 1.8 mmx6250mm，一排布置1根，距顶板2 30 0 mm，排间距16 0 0 mm，与水平线夹角45，锚索配套托盘尺寸为2 50 mm250mm16mm。锚网采用菱形金属网，网片大小为54 0 0 mm1000 mm。3）实体煤帮支护方式为“高强锚杆+锚网”。3720233年第8 期程炭煤施工技术锚杆为全螺纹锚杆，型号为2 0 mm2600mm，800mmx800mm间排距，布置方式为矩形，一排布置4 根，每排顶部1根锚杆与水平线夹角呈10 夹角，底锚杆与水平线夹角为15，其余与巷帮垂直，锚杆托盘尺寸为16 0 mm160mm10mm，配套使用CTW170钢带。锚网采用菱形金属网，网片大小为5400 mmx1000 mm。4.3工程监测为了对支护效果进行分析，在7,510 N工作面进行工业试验，并对巷道掘进和本工作面回采时期巷道围岩变形进行持续性监测，各测点布置位置分别为：顶板右中测点距煤柱帮1.2 5m，顶板左中测点距实体煤帮1.2 5m，底板测点位于巷道中心，实体煤测点距顶板2.0 m，煤柱测点距顶板1.5m。巷道掘进时期巷道围岩收敛观测结果如图10 所示。140r1201008060顶板右中测点顶板左中测点40煤柱帮测点20底板测点实体煤帮测点0010203040506070观测时间/d图10掘进期间巷道围岩收敛变化情况从图10 可知，7,510 N工作面风巷围岩变形趋于稳定是在35d左右，围岩变形稳定后的位移量大小排序分别为顶板、煤柱、实体煤和底板，顶板右中、顶板左中、煤柱、实体煤和底板测点位移量最大分别为12 1，10 5，96，90，8 2 mm，整体围岩位移量处在可控范围内。7,510N工作面回采期间巷道围岩收敛观测结果如图11所示。400一顶板右中测点360顶板左中测点320煤柱帮测点280底板测点240一实体煤帮测点20016012001020 30 40506070距工作面距离/m图117,510N工作面回采期间围岩收敛量从图10 可以看出，7,510 N工作面回采时期，距工作面距离越远，围岩位移量越小。距工作面4070m范围内围岩位移量相对平稳，变化量较小；距工作面2 0 4 0 m范围内围岩位移变化量开始逐渐增加，在进人2 0 m范围内时，巷道围岩位移量增加幅度迅速增加。工作面回采时期，顶板右中、顶板左中、煤柱、实体煤和底板测点位移量最大分别为389，36 3，34 6，335，32 5m m，整体巷道变形量处于正常可控制范围内，保障了工作面的正常回采，说明该支护系统可实现对沿空掘巷围岩变形的有效控制。5结论1）依据考虑煤层倾角的“内外应力场”理论，结合矿井地质生产条件，理论确定了7,510 N工作面的内应力场宽度为13.4 m，煤柱尺寸应不超过8.4 m。2）采用数值建立了缓倾斜煤层斜梯形沿空模型，模拟研究了不同煤柱宽度下巷道围岩应力分布和塑性区响应规律，综合确定了煤柱留设合理宽度值为7 m。3）在分析控制缓倾斜煤层斜梯形沿空掘巷围岩变形难点的基础上，结合研究结果，提出采用“高强锚杆+顶板高强长锚索+煤柱帮斜拉锚索+锚网”的非对称支护方式对巷道围岩进行控制。4）试验巷道现场应用结果表明，顶板右中、顶板左中、煤柱、实体煤和底板测点掘进时期位移量最大分别为12 1，10 5，96，90，8 2 mm，回采时期位移量最大分别为38 9，36 3，34 6，335，32 5mm，有效控制了巷道围岩的变形。参考文献：1王家臣，刘峰，王蕾。煤炭科学开采与开采科学J.煤炭学报，2 0 16，4 1(11)：2 6 51-2 6 6 0.2柏建彪，王卫军，侯朝炯，等综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究J煤炭学报，2 0 0 0，2 5（5）：4 7 8-4 8 1.3侯朝炯，李学华综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理J煤炭学报，2 0 0 1，2 6(1)：1-7.4屠世浩，白庆升，屠洪盛浅埋煤层综采面护巷煤柱尺寸和布置方案优化J采矿与安全工程学报，2 0 11，2 8（4）：505-510.5郭相平：采动影响沿空掘巷小煤柱合理宽度与围岩控制技术J.煤矿开采，2 0 14，19(6：54-59，16.6柏建彪，侯朝炯，黄汉富沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究J岩石力学与工程报，2 0 0 4，2 3(2 0）：34 7 5-34 7 9.7查文华，李雪，华心祝，等。基本顶断裂位置对窄煤柱护巷的影响及应用J煤炭学报，2 0 14，39(S2)：332-338.8贾川，胡成成厚煤层沿空掘巷围岩失稳机制及控制技术38苏责任编辑越）2023年第8 期程炭二技术施二煤J采矿与岩层控制工程学报，2 0 2 0，2(4)：3535-354 2.9王恩，陈冬冬，谢生荣，等双通道沿空留巷围岩偏应力分布及控制技术研究J。采矿与安全工程学报，2 0 2 2，39(3):557-566.10谢生荣，王恩，陈冬冬，等深部强采动大断面煤巷围岩外锚-内卸协同控制技术J煤炭学报，2 0 2 2，4 7（5）：1946-1957.11马其华，王宜泰深井沿空巷道小煤柱护巷机理及支护技术J采矿与安全工程学报，2 0 0 9，2 6（4）：52 0-52 3.12岳帅帅，谢生荣，陈冬冬，等15m特厚煤层综放高强度开采窄煤柱围岩控制研究J采矿与安全工程学报，2017,34(5):905-913.13 张杨，诸葛长华深井窄煤柱沿空掘巷非对称支护技术应用研究J矿业安全与环保，2 0 2 1，4 8（1)：6 4-6 8.14田春阳，常云博，朱涛，等6 m大采高工作面沿空掘巷窄煤柱宽度及围岩控制技术研究J煤炭工程，2 0 2 1，53(12):39-44.15 李斌，李刚，汪北方南阳坡煤矿8 8 0 0 综放工作面临空小煤柱尺寸研究J煤炭工程，2 0 2 0，52（7：6 3-6 7.16 王卫军，侯朝炯，李学华基本顶给定变形下综放沿空掘巷合理定位分析J湘潭矿业学院学报，2 0 0 1，16（2）：1-4.17陆士良，郭育光护巷煤柱宽度与巷道围岩变形的关系J中国矿业大学学报，1991，2 0（4)：1-7.18丰安详，史文豹顾北矿沿空掘巷临空活动段围岩变形控制技术研究J煤炭工程，2 0 19，51(8）：31-34.19李磊，柏建彪，王襄禹。综放沿空掘巷合理位置及控制技术J煤炭学报，2 0 12，37(9)：156 4-156 9.20 彭林军，张东峰，郭志飚，等。特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用J岩土力学，2 0 13，34(12)：36 0 9-36 17.21祁方坤，周跃进，曹正正，等综放沿空掘巷护巷窄煤柱留设宽度优化设计研究J采矿与安全工程学报，2 0 16，33(3):475-480.22刘鑫，高明仕，贺永亮，等。倾斜特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性研究J中国矿业大学学报，2 0 2 1，50（6）：1051-1059.