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第 43 卷第 10 期 煤 炭 科 学 技 术 Vol 43No 10 2015 年10 月 Coal Science and TechnologyOct2015 综采工作面沿空掘巷围岩控制技术 赵启峰1， 2 ， 杜 锋3 ， 李 强 4，钱文勇4 ， 单 耀2 1. 中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室， 江苏 徐州221008; 2. 华北科技学院 安全工程学院， 河北 三河065201; 3. 河南理工大学 能源科学与工程学院， 河南 焦作454003; 4. 淮南矿业集团有限责任公司 谢桥煤矿， 安徽 淮南232001 摘要 针对谢桥煤矿 13218 综采工作面沿空掘巷工程地质条件， 为揭示窄煤柱沿空巷道在整个服务 期内不同阶段覆岩结构运移形态的差异性， 利用掘巷期间巷道顶板岩梁承载支点形成的覆岩大结构， 能确保沿空巷道自身稳定和回采期间该覆岩结构使顶板不会失稳垮落的特点， 采用 FLAC3D模拟软 件， 对沿空巷道不同阶段覆岩应力分布、 围岩变形特征、 支护体受力进行模拟研究， 并对其支护参数进 行优化。结果表明 与原支护方案相比， 采用大延伸率高强螺纹钢锚杆和小孔径锚索顶板补强、 锚网 护帮、 底角锚杆防底鼓等支护技术， 沿空巷道围岩塑性区范围由 2. 5 m 缩至 1. 4 m， 顶板下沉量由 620 mm 减至 430 mm。优化后的支护方案使得围岩释能让压， 确保了窄煤柱沿空巷道在掘巷及回采期间 围岩变形可控。 关键词 沿空掘巷; 覆岩结构差异性; 支护参数优化; 窄煤柱 中图分类号 TD322文献标志码 A 文章编号0253 2336 2015 10 0023 06 Surrounding rock control technology of gateway driven along goaf in fully mechanized coal mining face Zhao Qifeng1， 2， Du Feng3， Li Qiang4， Qian Wenyong4， Shan Yao2 1. National Key Lab of Coal esources and Safe Mining， China University of Mining and Technology， Xuzhou221008， China; 2. School of Safety Engineering， North China Institute of Science and Technology， Sanhe065201， China; 3. School of Energy Science and Engineering， Henan Polytechnic University， Jiaozuo454003， China; 4. Xieqiao Mine， Huainan Mining Group Corporation Limited， Huainan232001， China Abstract According to the engineering geological condition of gateway driven along goaf in No 13218 fully mechanized coal mining face of Xieqiao Mine， in order to reveal the migration status and difference of overburden strata structures above gateway driven along goaf with narrow coal pillars at different stage of whole service period， during gateway driven period， the overburden large structure ed by load support point of roof rock beam above gateway could ensure the self stability of gateway along goaf During coal mining period， the overburden structure would not have stability lost and falling features The FLAC3Dsimulation software was applied to simula- tion on overburden stress distribution， surrounding rock deation features and support mass stressed at different stage of gateway along the goaf The optimization was conducted on different support parameters The results showed that in comparison with previous support plan， with the applications of large extension rate and high strength thread steel bolt and small diameter anchor for roof reinforcement， bolt/steel mesh sidewall protection， floor corner bolt to prevent floor heave and other support technology， the plastic zone scope of the surrounding rock in the gateway along the goaf was reduced from 2 5 m to 1 4 m and the roof subsidence value was reduced from 620 mm to 430 mm The optimized support plan could make the energy released and pressure yielded of surrounding rock and could ensure surrounding rock deation controllable during the driving of the dynamic pressure gateway with narrow coal pillars along the goaf and during the coal mining period Key words gateway driven along goaf; differences of overburden structure; optimization of support parameters; narrow coal pillar 收稿日期2015 02 15; 责任编辑 曾康生DOI 10 13199/j cnki cst201510005 基金项目 河北省矿井灾害防治重点实验室资助项目 KJZH2013S03 ; 中央高校基本科研业务费资助项目 3142013035 作者简介 赵启峰 1982 ， 男， 山东枣庄人， 讲师， 博士研究生。Tel15132665168， E mail mineqfz sina com 引用格式 赵启峰， 杜锋， 李强， 等 综采工作面沿空掘巷围岩控制技术J 煤炭科学技术， 2015， 43 10 23 28 Zhao Qifeng， Du Feng， Li Qiang， et al Surrounding rock control technology of gateway driven along goaf in fully mechanized coal mining face J Coal Science and Technology， 2015， 43 10 23 28 32 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 2015 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术 第 43 卷 0引言 窄煤柱沿空掘巷在掘巷和回采期间不同阶段巷 道覆岩结构特征存在差异性， 该差异性对沿空巷道 围岩支护参数的选择影响显著 1 。研究窄煤柱沿 空巷道覆岩结构特征， 优化动压沿空巷道支护参数， 对窄煤柱条件下沿空巷道围岩稳定性控制尤为重 要。国内外专家学者对窄煤柱沿空巷道覆岩结构特 征及控制技术的研究取得了大量成果。文献 2 3 建立了沿空掘巷基本顶三角块结构力学模型， 得 出三角块结构在巷道不同阶段的稳定系数; 王卫军 等 4在分析沿空掘巷围岩力学环境基础上， 运用能 量变分理论求解顶煤混合边界条件; 李学华等 5提 出沿空掘巷围岩大小结构的观点， 建立了覆岩大结 构力学模型; 张农等 6针对沿空掘巷采空区边缘不 稳定和动压特点， 提出预应力组合支护技术。华心 祝等 7建立沿空掘巷基本顶力学模型， 分别对试验 巷道掘进期间支护参数和回采期间加固参数进行设 计。赵国贞等 8在分析巷道覆岩结构的基础上， 建 立影响巷道围岩稳定性的各因素间相互关系的沿空 掘巷围岩结构力学模型， 揭示了沿空掘巷围岩变形 控制机理。但针对综采窄煤柱沿空巷道不同阶段 掘进及回采期间 覆岩结构特征的差异性及支护 参数优化研究关注较少， 大多沿用已有围岩控制理论 和支护方案。近年来， 淮南矿区谢桥煤矿产量逐年增 加， 每年需掘进大量回采巷道， 沿空掘巷技术成为该 矿回采巷道布置的必然趋势， 其通常做法是在采空区 侧回采巷道旁留设 5 7 m 窄煤柱护巷， 支护设计大 多根据已有经验或工程类比， 虽然新掘巷道避开了侧 向支承压力峰值区， 但由于采动应力叠加扰动影响， 沿空巷道围岩塑性区范围大， 锚固区外煤岩体离层趋 势显著， 巷道变形破坏严重， 维护困难， 支护成本高， 影响矿井安全高效生产。笔者以谢桥煤矿 13218 综 采工作面运输平巷沿空掘巷为工程背景， 采用理论分 析、 数值模拟和现场试验相结合的综合研究方法， 开 展综采面窄煤柱沿空巷道不同阶段覆岩结构差异性 及支护参数优化研究， 为窄煤柱沿空巷道围岩稳定性 控制提供理论依据和技术支持。 1沿空巷道地质概况 谢桥煤矿位于淮南复向斜中部， 陈桥背斜的南 翼， 区内含煤地层主要为二叠系山西组及上下石盒 子组， 其中 8 号煤层为稳定可采煤层， 煤厚 1. 19 5. 87 m， 平均 3. 25 m， 倾角 7 10， 平均 8. 5。直 接顶以砂质泥岩为主， 厚 3. 5 m; 基本顶为中砂岩， 厚 5. 6 m; 底板为泥岩及砂质泥岩。8 号煤层首采面 13118 综采工作面与邻近 13218 工作面之间留设 5 m 宽煤柱护巷， 即 13218 综采工作面运输平巷采用 留窄煤柱的沿空掘巷技术 图 1 。该沿空巷道为矩 形断面， 净宽4. 2 m， 净高2. 3 m， 锚网支护。为满足 采掘接替需要， 在相邻 13118 工作面采空区并未充 分压实的情况下， 即开始掘进 13218 运输平巷， 巷道 支护设计根据常规回采巷道经验类比法进行， 在本工 作面超前支承压力和邻近工作面侧向支承压力叠加 影响下， 巷道围岩变形大， 维护困难， 局部地段出现前 掘后修的情况。 图 1 13218 综采工作面沿空掘巷位置示意 Fig. 1Position schematic of roadway driven along goaf in No. 13218 fully mechanized coal mining face 2不同阶段沿空巷道覆岩结构特征 2. 1掘巷期间 1 覆岩结构。谢桥煤矿13218 运输平巷沿邻近 采空区掘进， 处于应力降低区内， 该沿空巷道基本顶 沿倾斜方向形成的结构作为沿空掘巷围岩大结构， 基本顶存在 2 个破裂部位 煤体中的弹性应力高峰 点和采空区中的塑性应力高峰点， 是该段岩梁左右 两端的承载支点 9 10。在 13218 综采工作面回采 将煤体中承载支点破坏之前， 巷道在该结构保护下 能保持自稳。该覆岩结构应力对跨度较小的 13218 运输平巷 巷宽 4. 2 m 围岩稳定有利。 2 支护对策。沿窄煤柱掘巷时围岩因应力卸 载己演变进入塑性软化状态， 局部发生滑动、 裂隙张 开等扩容变形， 因此应确保锚固区围岩处于受压状 态， 抑制扩容变形， 缩小围岩拉伸剪切破坏范围， 使 围岩成为承载主体。 2. 2回采期间 1 覆岩结构。如图 2 所示， 掘巷时块体 A 还处 于自稳状态， 但当 13218 综采工作面回采时， 块体 A 范围内的基本顶断裂下沉， 块体 C 下方矸石受压下 沉， 块体 B 铰接结构失稳旋转下沉， 其稳定性及位 42 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 赵启峰等 综采工作面沿空掘巷围岩控制技术2015 年第 10 期 态发生改变 9 10， 导致沿空巷道围岩结构载荷加 大， 弧形三角块 B 回转下沉以一定变形作用于下部 的沿空巷道 图 2 。13218 综采工作面支承压力叠 加， 配合周期来压基本顶断裂的多重响应， 导致覆岩 大结构再次被扰动， 沿空巷道围岩处于塑性破坏状 态， 变形量急剧增大。 图 2 13218 沿空掘巷基本顶弧形三角块结构模型 Fig. 2Structure model of main roof arc shaped triangle section of No 13218 roadway driven along goaf 2 支护对策。回采时沿空巷道覆岩结构不会 失稳垮落， 但处于一定变形状态， 此时要确保整个生 产期内巷道正常使用， 应大幅提高支护系统刚度， 确 保锚固区内形成预应力承载结构， 锚固区外改善深 部围岩应力状态， 阻止锚固区内外离层， 以实现沿空 巷道围岩变形可控。 3不同阶段沿空巷道覆岩应力状态及支护 参数模拟 3. 1模型建立及步骤划分 采用 FLAC3D数值模拟软件， 根据谢桥煤矿 13218 综采工作面沿空巷道工程地质条件建立三维 模型。模型走向长 300 m， 倾斜宽 180 m， 高 96 m， 包括 8 号煤层及顶底板岩层， 取煤层倾角 8. 5 ， 煤 厚 3. 25 m， 13218 运输平巷宽 4. 2 m， 高 2. 3 m， 锚网 支护。模拟步骤如下 相邻的 13118 综采工作面 全部采空; 13218 运输平巷留 5 m 宽煤柱掘进; 13218综采工作面回采， 模拟回采推进了 120 m。 模拟研究内容包括 沿空巷道覆岩运移应力状态、 围 岩变形特征、 支护体受力， 并对不同支护参数进行 优化， 以获取窄煤柱沿空巷道最优支护参数。 3. 2不同阶段覆岩应力状态及变形特征 1 掘巷期间。在原有支护参数条件下， 锚杆受 力特征 巷道顶板锚杆除两肩角受压外， 其他处锚杆 受拉， 实体帮肩角处的锚杆受拉力最大， 因顶板并未 打设锚索， 仅依靠锚杆对围岩锚固挤压悬吊作用。 围岩变形特征 巷道轴线处顶板下沉量225 mm， 两 帮移近量为 314 mm， 掘巷期间围岩变形量较小。 2 回采期间。在原有支护参数条件下， 锚杆受 力特征 在 13218 综采工作面正常回采期间， 该沿空 巷道实体煤帮应力显著增大， 窄煤柱侧锚杆受拉应 力为主， 且靠近下肩角处受拉应力较大， 实体煤帮锚 杆基本受压应力， 表明实体煤帮受力远大于窄煤柱 帮 11 12。围岩变形特征 该沿空巷道靠近实体煤 侧和窄煤柱侧的顶板最大下沉量分别为 410、620 mm; 两帮累计移近量达 590 mm， 比掘巷期间显著增 大， 且煤柱帮位移远大于实体煤帮， 表明回采期间沿 空巷道受叠加支承压力与工作面周期来压基本顶断 裂的多重影响， 塑性区发育， 变形量急剧增大。 3. 3沿空巷道支护参数优化 1 原有支护参数。原有支护参数见表 1， 是根 据邻近采区常规巷道的支护参数工程类比得来， 模 拟这种支护条件结果表明 锚杆受力大幅超过其屈 服力， 锚固力偏低， 强度不足， 整体失效的可能性加 大; 顶板未布置锚索， 深部围岩离层趋势明显; 底板 无支护， 也无底角锚杆， 底鼓量达 420 mm， 顶板最大 下沉量达 620 mm， 两帮累计移近量达 590 mm。表 明原有支护参数套用常规巷道支护经验， 对窄煤柱 沿空巷道围岩结构特征考虑不足， 对围岩稳定性和 工作面回采造成安全隐患。 2 支护参数优化。根据窄煤柱沿空巷道覆岩结构 特征及采动应力叠加的分析， 重点对沿空巷道顶板高 阻让压护顶、 帮锚网加密护帮、 底角锚杆防止底鼓等进 行支护参数优化 13 16。优化后的参数见表1。 表 1窄煤柱沿空巷道支护参数优化 Table 1Support parameters optimization for roadway driven along goaf with narrow coal pillar 项目顶板锚杆顶板锚索帮部锚杆 原有 支护 参数 20 mm 2 200 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆6 根， 间排距900 mm 900 mm， 垂直顶板布置， 加 长锚固 未布置锚索 18 mm 2 000 mm 圆钢锚杆， 左右两帮各 3 根， 间排距 800 mm 800 mm 优化后 支护 参数 20 mm 2400 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆 6 根， 间排距 800 mm 800 mm， 巷道两顶角处倾 斜 10， 其他锚杆垂直顶板， 加长锚固， 钢筋托 梁将锚杆沿巷道轴线方向连接 15. 24 mm 7 300 mm 锚索， 托 板为 400 mm 300 mm 10 mm 钢板， 每排 2 根， 间排距 2 000 mm 2 400 mm 20 mm 2 200 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆， 左右 两帮各4 根， 实体煤帮间排距800 mm 800 mm， 窄 煤柱帮间排距700 mm 800 mm， 靠底角锚杆与底板 水平面夹角15， 斜向下方打入底板 52 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 2015 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术 第 43 卷 根据优化后的支护参数进行沿空巷道掘巷及回 采不同阶段覆岩应力状态及变形特征数值模拟， 模 拟结果如图 3 所示， 结果表明 沿空巷道左右两顶 角处均存在应力高峰点， 是其顶板岩梁左右两端的 承载支点， 在 13218 工作面开采破坏煤体承载支点 前， 巷道在该结构保护下能保持自稳 9 10， 验证了 窄煤柱沿空巷道覆岩大结构的存在。该沿空巷道 在 13218 回采期间， 顶板锚杆受压应力为主， 仅有窄 煤柱侧顶板拐角处锚杆深部受拉; 顶板最大下沉量 430 mm， 在可控范围内， 表明大延伸率高强螺纹钢 锚杆能较好适应沿空巷道围岩大变形的需要。回 采期间顶板锚索受压应力为主， 与原支护方案中未 安装 锚 索 相 比，巷 道 围 岩 应 力 增 高 峰 值 为 27. 5 MPa， 应力集中系数达 2. 2 ， 塑性区范围缩小 顶板塑性区范围由 2. 5 m 缩至 1. 4 m ， 顶板下沉 趋势 明 显 减 弱 顶 板 下 沉 量 由 620 mm 减 至 430 mm ， 窄煤柱内塑性破坏范围明显减小 由 2. 2 m 缩至 1. 6 m 。 结果表明 采用小孔径锚索补强顶板支护后， 将 浅部锚杆组成的预应力承载结构与深部稳定岩体相 连， 防止围岩锚固区外离层和塑性区扩展， 保障顶板 及两帮稳定 17 18。 图 3掘进期与回采期沿空巷道围岩应力和位移 Fig. 3Stress and displacement of roadway surrounding rock driven along goaf during driving and coal mining peroid 4窄煤柱沿空巷道支护参数确定及支护效果 4. 1支护参数确定 在前述理论分析和数值模拟基础上， 依据谢 桥煤矿实际开采条件， 确定 13218 沿空运输平巷 具体支护参数， 支护结构如图 4 所示。顶板。 采用 20 mm 2 400 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚 杆， 6 根， 间排距800 mm 800 mm， 靠巷道两顶 角处倾斜 10， 其他锚杆垂直顶板， 加长锚固， 铺 设钢带托梁配合菱形金属网， 钢带托梁长 4. 2 m， 菱形金属网长度 5. 0m， 宽度 0. 9 m。两帮。采 用 20 mm 2 200 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆， 左右两帮各 4 根， 实体煤帮间排距800 mm 800 mm， 窄煤柱帮间排距 700 mm 800 mm， 铺设高 强塑料网， 塑料网长度 3. 0 m， 宽度 1. 3 m， 网与 网之间顺茬搭接， 压茬 100 mm， 压茬处每隔 0. 4 m 用 10 号铁丝扎紧。底角锚杆。靠近底角的 锚杆与底板水平面夹角 15， 斜向下方打入底板， 发挥底角锚杆在沿空掘巷底鼓控制中的作用。 顶板锚索 15. 24 mm 7 300 mm 锚索， 每排 2 根， 间排距 2 000 mm 2 400 mm， 锚索托板为 400 mm 300 mm 10 mm 的钢板， 根据巷道不 同位置顶板实际岩性调整锚索长度。 图 4优化后的沿空巷道支护方案 Fig. 4Optimized support scheme of roadway driven along goaf 4. 2支护效果检验 为检验优化后的沿空巷道围岩变形控制效果， 在 13218 运输平巷掘进及工作面回采期间进行了跟 踪观测， 观测内容包括围岩变形、 锚杆受力状况 等 19 20。 1 围岩变形如图 5 所示。该沿空巷道顶底板 最大移近量由掘巷期间的 172 mm 增加至回采期间 的 495 mm， 两帮累计移近量由掘巷期间的 160 mm 增加至回采期间的 440 mm。回采期间， 直至测点围 岩破坏， 顶底板最大移近速度为 51 mm/d， 两帮最大 移近速度为 43 mm/d， 表明掘巷期间巷道顶底板移 近逐渐平缓， 趋于稳定， 沿空巷道能在覆岩大结构保 62 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 赵启峰等 综采工作面沿空掘巷围岩控制技术2015 年第 10 期 护下保持自稳， 这与理论分析吻合， 但回采期间围岩 移近量、 移近速度均明显增大， 巷道在覆岩大结构应 力环境下处于一定变形状态， 需加强支护以确保围 岩稳定。 图 5掘巷期间与回采期间巷道围岩变形特征曲线 Fig. 5Deation characteristics curves of roadway surrounding rock driven along goaf during periods of roadway driving and coal mining 2 锚杆受力结果如图 6 所示 锚杆沿轴向受力 不均匀， 锚固段内受力较大， 达 188 kN 距孔口 1. 75 m 处 ， 超过了杆体的屈服极限， 但所占比例较小; 随工作面回采， 顶锚杆受力增大趋势显著， 最大轴向 力由 120 kN 增大到 188 kN 距工作面60 m 到 20 m 。锚索初张力为 80 100 kN， 随工作面推进， 锚 索受力也显著增强， 局部地段出现个别锚索孔口处 托板内陷、 表层围岩随网连带压紧现象， 表明 窄煤 柱沿空巷道顶板采用小孔径高强锚索支护后， 虽无 力改变覆岩大结构决定的给定变形实测顶底板移近 量达 495 mm， 但可有效控制顶板离层， 防止沿空巷 道冒顶事故的发生。支承压力叠加影响下， 支护体 受力显著增大， 连同支护体系中“护表构件 锚杆的 钢筋托梁， 锚索托板、 金属网 ” 协同发挥作用， 将预 应力扩散至更深围岩中。 图 6沿空留巷顶板锚杆载荷测试曲线 Fig. 6Load testing curves of roof bolts for roadway driven along goaf 5结论 1 窄煤柱沿空巷道在整个服务期内不同阶段 覆岩结构运动形态存在差异性， 具体体现方面 掘巷 期间巷道顶板岩梁承载支点形成的覆岩大结构能确 保沿空巷道自身稳定， 回采期间覆岩大结构虽不会 失稳垮落， 但处于一定变形状态， 故需采取综合支护 技术， 确保整个服务期间内沿空巷道围岩变形可控。 2 数值模拟及现场实践表明， 大延伸率高强锚 杆与小孔径锚索组成的高阻让压支护体系具备较高 阻力的同时确保了较大的变形性能， 围岩释能让压 的同时， 又有效控制顶板离层， 克服沿空巷道围岩变 形无控失稳， 为完善窄煤柱沿空巷道锚网索最优支 护参数提供参考。 3 在沿空巷道覆岩整体下沉较大的背景下， 采 用高强度锚网索联合支护， 辅以护表构件的集合效 应， 使围岩锚固区外离层和塑性区扩展得到有效控 制， 减少不稳定覆岩结构回转下沉， 较好适应巷道覆 岩结构形态的差异性运移， 是沿空巷道较为合适的 支护形式。 参考文献 1张炜， 张东升， 陈建本， 等 孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩 变形控制J 中国矿业大学学报， 2014， 43 1 36 44 Zhang Wei， Zhang Dongsheng， Chen Jianben， et al Control of sur- rounding rock deation for gob side entry driving in narrow coal pillar of island coalfaceJ Journal of China University of Mining Technology， 2014， 43 1 36 44 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， 2000， 25 5 478 481 Bai Jianbiao， Wang Weijun， Hou Chaojiong， et al Control mecha- nism and support technique about gateway driven along goaf in full- y mechanized top coal caving faceJ Journal of China Coal Socie- ty， 2000， 25 5 478 481 3王猛， 柏建彪， 王襄禹， 等 迎采动面沿空掘巷围岩变形规律 及控制技术J 采矿与安全工程学报， 2012， 29 2 197 202 Wang Meng， Bai Jianbiao， Wang Xiangyu， et al Surrounding rock deation rule and control technique of roadway driven along goaf and heading for adjacent advancing coal faceJ Journal of Mining Safety Engineering， 2012， 29 2 197 202 72 中国煤炭期刊网 w w w . c h in a c a j . n et 2015 年第 10 期煤 炭 科 学 技 术 第 43 卷 4王卫军， 冯涛， 侯朝炯， 等 沿空掘巷实体煤帮应力分布与围 岩损伤关系分析J 岩石力学与工程学报， 2002， 21 11 1590 1593 Wang Weijun， Feng Tao， Hou Chaojiong， et al Analysis on the re- lationship between stress distribution on intergated coal beside roadway driving along next goaf and damage of surrounding rocks J Chinese Journal of ock Mechanics and Engineering， 2002， 21 11 1590 1593 5李学华， 张农， 侯朝炯 综采放顶煤面沿空巷道合理位置确 定J 中国矿业大学学报， 2000， 29 2 186 189 Li Xuehua， Zhang Nong， Hou Chaojiong ational position determi- nation of roadway driving along next goaf for fully mechanized topcoal caving mining J Journal of China University of Mining Technology， 2000， 29 2 186 189 6张农， 李学华， 高明仕 迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护 及工程应用J 岩石力学与工程学报， 2004， 23 12 2100 2105 Zhang Nong， Li Xuehua， Gao Mingshi Pretension support of road- way driven along next gob and heading adjacent advancing coal face and its applicationJ Chinese Journal of ock Mechanics and Engineering， 2004， 23 12 2100 2105 7华心祝， 刘淑， 刘增辉， 等 孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研 究及工程应用J 岩石力学与工程学报， 2011， 30 8 1646 1651 Hua Xinzhu， Liu Shu， Liu Zenghui， et al esearch on strata pres- sure characteristic of gob side entry driving in island mining face and its engineering applicationJ Chinese Journal of ock Me- chanics and Engineering， 2011， 30 8 1646 1651 8赵国贞， 马占国， 孙凯， 等 小煤柱沿空掘巷围岩变形控制机 理研究J 采矿与安全工程学报， 2010， 27 4 517 521 Zhao Guozhen， Ma Zhanguo， Sun Kai， et al esearch on dea- tion controlling mechanism of the narrow pillar of roadway driving along next goafJ Journal of Mining Safety Engineering， 2010， 27 4 517 521 9王红胜， 李树刚， 张新志， 等 沿空巷道基本顶断裂结构影 响窄煤柱稳定性分析J 煤炭科学技术， 2014， 42 2 19 22 Wang Hongsheng， Li Shugang， Zhang Xinzhi， et al Analysis on sta- bility of narrow coal pillar influenced by main roof fracture struc- ture of gob side roadwayJ Coal Science and Technology， 2014， 42 2 19 22 10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， 2012， 37 9 1564 1569 Li Lei， Bai Jianbiao， Wang Xiangyu ational position and control technique of roadway driving along next goaf in fully mechanized top coal caving faceJ Journal of China Coal Society， 2012， 37 9 1564 1569 11刘增辉， 高谦， 华心祝， 等 沿空掘巷围岩控制的时效特征 J 采矿与安全工程学报， 2009， 26 4 465 469 Liu Zenghui， Gao Qian， Hua Xinzhu， et al Aging characteristics of wall rock control in roadway driving along goafJ Journal of Mining Safety Engineering， 2009， 26 4 465 469 12侯圣权， 靖洪文， 杨大林 动压沿空双巷围岩破坏演化规律的 试验研究J 岩土工程学报， 2011， 33 2 265 268 Hou Shengquan， Jing Hongwen， Yang Dalin Physical model for de- ation failure evolution of double gob side entryJ Chinese Journal of Geotechnical Engineering， 2011， 33 2 265 268 13牛心刚， 鲁德超 留小煤柱沿空巷道支护机理分析及优化技 术研究J 煤炭技术， 2014， 33 9 143 145 Niu Xingang， Lu Dechao Support mechanism analysis and optimi- zation technology research of small coal pillar along goaf roadway J Coal Technology， 2014， 33 9 143 145 14惠功领， 牛双建， 靖洪文， 等 动压沿空巷道围岩变形演化规 律的物理模拟J 采矿与安全工程学报， 2010， 27 1 77 81， 86 Hui Gongling， Niu Shuangjian， Jing Hongwen， et al Physical sim- ulation on deation rules of god side roadway subjected to dynamic pressureJ Journal of Mining Safety Engineering， 2010， 27 1 77 81， 86 15柏建彪 沿空掘巷围岩控制M 徐州 中国矿业大学出版 社， 2006 13 20 16马德鹏， 王同旭， 刘阳 综采动压区沿空掘巷 “时 空” 关系 分析J 采矿与安全工程学报， 2015， 32 3 465 470 Ma Depeng， Wang Tongxu， Liu