特厚煤层大采高综放工作面小煤柱沿空掘巷技术应用

李化敏 王祖光

（河南理工大学能源科学与工程学院，河南焦作454000）

1 引言

大采高综放开采技术是我国特厚煤层安全高效开采的主要技术模式之一，同煤集团特厚煤层资源丰富，大采高综放开采技术代表了我国在采矿领域的最高水平。为保证巷道的稳定和隔离采空区，传统的方法是留设大煤柱护巷[1-2]，然而，随着开采深度的增加，一次开采高度的加大，推进速度的加快，采动引起的矿山压力问题愈来愈突出，38 m～45 m的大煤柱护巷常造成巷道矿压显现强烈、围岩变形严重（图1为麻家梁矿大煤柱巷道出现的底臌），甚至出现整个巷道完全闭合的情况。因此，研究采场覆岩运动规律以及采场围岩应力场特征，合理巷道布置，减少巷道围岩应力，改善巷道维护条件，迫在眉睫。

图1 巷道围岩变形特征

国内外专家学者研究了采场覆岩结构及围岩应力分布规律[3]为沿空侧巷道布置奠定了重要的理论基础。在工作面倾向方向，基本顶断裂后形成砌体梁结构，由岩块A、岩块B、岩块C相互铰接形成，见图2。岩块A为本区段基本顶岩层，岩块B为上述弧形三角块，岩块C为上区段工作面采空区垮落矸石上的断裂岩块，岩块B即弧形三角块对沿空巷道上覆岩层的稳定性有着重要的作用，对合理确定沿空巷道位置和支护参数具有重要的意义。

图2 工作面端部上覆岩体结构

根据工作面侧向岩层运动特点，柏建彪提出了综放沿空掘巷基本顶三角块结构力学模型[4]；侯朝炯[5]等建立了上覆岩体大结构的力学分析模型；姜福兴[6-7]等通过微震监测手段，得到支架上的异常压力来自于老顶断裂产生的动压；闫少宏[8]等认为大采高采场顶板易形成“短悬臂梁-铰接岩梁”结构；李化敏[9-10]等提出工作面顶板形成“上位砌体梁-下位倒台阶组合悬臂”结构，即由于开采空间的增大，低位基本顶转化成直接顶成为悬臂结构，高位基本顶形成砌体梁。

在基于将沿空掘巷布置于应力降低区理论，李学华[11]等采用理论分析和数值模拟巷道围岩稳定性，最终确定掘巷的合理位置；吴士良[12]等通过现场实测与数值模拟相结合的方法，确定煤柱的留设尺寸；李化敏[13]等通过相似模拟、理论分析等手段结合现场微震监测结果对塔山矿8206工作面煤体侧向支承压力分布特征进行研究，得到工作面端部应力降低区范围，从而确定煤柱宽度。

沿空巷道围岩控制技术随着锚杆支护技术的发展逐渐成熟[14]，在采空区上覆岩层结构、工作面端部岩层运移特征、采空区侧向支承应力分布及巷道围岩应力分布等进行详尽研究的基础上，成熟的锚杆支护技术及相关控制理论为沿空掘巷的广泛应用提供了保障。郭金刚[15]等针对特厚煤层综放工作面沿空掘巷的特点，提出以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术为顶板支护技术，以强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术为煤柱帮支护技术，以强力锚杆索支护系统为实体煤帮支护技术；范华霄、张志青、马振乾[16-20]等针对大采高综放工作面、受采动影响窄煤柱沿空掘巷、上层煤采空区及煤柱下小煤柱沿空掘巷等不同工况下沿空掘巷及煤柱的支护方式进行研究。

综上所述，小煤柱沿空留巷技术的经验和理论已有了一定的基础，然而，对于大采高综放条件下高强度开采的小煤柱沿空掘巷的端部结构、掘巷的时间空间等问题的研究尚不充分。

由于煤层赋存条件的差异性，目前对于大采高综放面端部覆岩结构、采空区稳定前、后端部覆岩运动模式以及端部应力场时空演化规律缺乏研究，致使沿空掘巷技术在大采高综放面推广应用受到限制。因此，在研究大采高综放面端部覆岩结构及移动特征及采空区稳定前后侧向支承应力分布规律基础上，分析大采高综放面下煤柱沿空掘巷的布置参数与支护原则，并通过现场对一侧采空一侧实体煤、孤岛工作面、上煤层遗留煤柱下的孤岛工作面等不同开采条件下小煤柱沿空掘巷的应用情况来证明其应用的实际意义。

2 小煤柱沿空掘巷关键参数

2.1 大采高综放面端部覆岩结构特征

特厚煤层大采高综放工作面开采空间大导致开采扰动过程强烈，根据矿山压力与岩层控制理论、微震监测及地表下沉监测结果分析，认为开采过后工作面端部存在滑移破裂区、拉压裂隙区和压裂隙区[21]，见图4。

滑移破裂区内岩层产生明显断裂，采空区稳定后该区域向采空区滑移；拉压裂隙区是指沿移动角与边界角向上区域范围岩层，在破断岩体对其的拉力和上覆岩层产生的压力共同作用下，岩层裂隙较为发育；压裂隙区是指边界角以外的区域的岩层，在上覆岩层压力即侧向支承压力作用下产生裂隙。

图3 大采高综放面端部裂隙场分布

采空区稳定前，工作面端部可能形成的下位悬臂梁-上位砌体梁结构（见图4），工作面刚推过，采空区覆岩垮落运动尚未充分，由于厚煤层开采高度大，可能存在低位关键层形成悬臂梁结构，高位关键层形成砌体梁结构。悬臂梁结构的形成与否受未放煤长度的影响，当未放煤长度大于低位关键层破断步距时，低位关键层破断岩块在垮落线附近仍能铰接结构，当未放煤长度小于低位关键层破断步距时，低位关键岩层破断后形成悬臂梁结构。高位关键层破断特征为，裂隙发育位置滞后工作面，且在回采巷道实体煤侧即高位关键岩层裂隙发育至煤柱外侧。

图4 采空区稳定前端部悬臂梁结构

待采空区稳定后，悬臂梁破断向采空区运移，形成三角滑移区，在工作面端部水平方向由覆岩运动特点为依据，以岩层的垮落角、移动角、边界角以及侧向支承压力峰值为边界形成得垮落区、三角滑移区、拉裂隙区和压裂隙区，裂隙场分布特征见图5。三角形滑移区边界出现明显断裂，并向采空区方向回转滑移，移动角边界与裂隙角边界区域内的岩层产生的裂隙主要受岩层往采空区运动下沉产生的拉裂隙，压裂隙区裂隙或断裂的发育情况主要受侧向支承压力大小的影响。

采空区稳定后，以高位关键层B与A破断处垂直往下交于支承压力曲线的点大致在应力降低区边界点附近，原因在于B块及其以上的荷载不需要完全由其下方岩层承担。

图5 裂隙场分布特征图

2.2 确定合理掘巷位置及煤柱宽度

按留设煤柱宽度的大小，可将煤柱分为：大于大煤柱，即煤柱宽度大于25 m；中煤柱，煤柱宽度为8 m～25 m之间柱；小煤柱，煤柱宽度小于8 m；以及无煤柱。小煤柱（又称为沿空掘巷）（如图6）即是将下一个工作面的区段巷道布置在上一个工作面端部的应力降低区内，减小侧向支承压力对巷道稳定性的影响，煤柱宽度取决于应力降低区的大小，应力降低区范围大，则煤柱宽度可适当加大，相反，煤柱宽度应适当减小，但总的原则是，在满足瓦斯、水、火等安全的前提下，煤柱越小越好。

煤柱的合理留设宽度应保证“沿空巷道宽度+煤柱宽度”小于侧向应力降低区，一般根据煤层厚度的不同将小煤柱的留设宽度细化为特厚煤层小于8 m，中厚煤层小于5 m，薄煤层小于3 m。

根据极限平衡理论，煤柱的塑性区范围可以由下式计算得出[21]：

式中，xl为煤柱一侧塑性区宽度，m；M为煤层开采厚度，m；f为煤层与顶底板接触面的摩擦系数；φ为煤体的内摩擦角，°；K为应力集中系数；γ为煤层上覆岩层平均容重，N/m3；H为煤层埋藏深度，m；C为煤体的内聚力，MPa；Px为外界对煤帮的支护阻力，t/m2；ξ为三轴应力系数

由式1可以看出，煤柱的塑性区宽度受开采深度、开采厚度等因素影响，随着采深和开采煤厚的增加，高强度开采带来的高应力，使工作面端部煤岩破坏，塑性区范围增大，应力向深部转移，工作面周边应力降低区的范围扩大。

用数值模拟方法可以得到工作面端部支承压力分布规律，以指导小煤柱宽度的确定，图7为塔山矿8204工作面釆厚15 m时数值模拟的侧向支承压力分布的分析结果。

图6 塔山矿8204工作面釆厚15 m时数值模拟的侧向支承压力分布

2.3 沿空掘巷的合理时间

工作面回采后，顶板岩层破断垮落的运动过程是从下位向上逐渐发展，直至地面，从时间上看，下位岩层先垮落，上位岩层后垮落，从直接顶垮落到地面稳定需要一定的时间，其时间长短与埋藏深度和覆岩结构有关，就大同地区而言，一般在一年以上。

采空区稳定之前，上位关键岩层中的B岩块尚未断裂，三角滑移区还未形成，侧向支承压力曲线的分布由悬臂梁控制，受低位关键层和高位关键层及其以上岩层运动的影响，如图5。采空区稳定后，三角形滑移区运动特征为整体在采空区侧回转下沉，与煤柱上方岩体存在水平力的联系，垂直荷载分解为朝向采空区的力与下方煤岩体需承担的荷载，使得煤柱上方的应力减小，但受稳定前侧向支承压力的影响，煤帮塑性区范围扩大，使稳定后侧向支承压力范围较稳定前侧向支承压力分布范围大。其分布如图8所示。

图7 采空区稳定前后侧向支承压力分布

由图7可知，相对于采空区稳定后下区段煤层的侧向应力分布情况，采空区稳定前的侧向应力峰值较大且其应力降低区范围较小。采空区稳定后，侧向应力峰值降低，应力降低区范围增大，有利于沿空巷道的布置与稳定。

3 现场应用实例

3.1 塔山煤矿

3.1.1 工作面概况

塔山煤矿8204综放工作面开采3-5#煤层，位于二盘区东部，与8202和8206采空区相邻，8202工作面于2009年11月回采结束，8206工作面于2010年8月回采结束。8204工作面倾向长162 m，走向长1 100 m，采高3.5 m，采放比为1：2.6，工作面2204进风、5204回风，8204顶抽巷为顶回风，一进两回三巷布置，5204回风巷与8206采空区间留设小煤柱，8204工作面布置情况如图8所示，其小煤柱沿空掘巷的应用地质特征为一侧临采空区，一侧为实体煤。

图8 8204工作面及沿空掘巷布置图

8204综放工作面煤层厚11.81 m～17.76 m，平均厚14.83 m，平均埋深约500 m，倾角2°～6°，平均倾角3°。煤层直接顶为炭质泥岩、泥岩，厚度为17.72 m；老顶为中粒砂岩，厚度为7.4 m，结构均一，具厚层状；直接底为炭质泥岩，厚度为2.51 m，局部赋存砂质泥岩；老底为粗砂岩、中砂岩，厚度为20.83 m。

3.1.2 沿空掘巷及巷道布置参数

8206工作面于2010年8月回采完毕，距8204工作面巷道掘进时间间隔近5年，采空区覆岩已经处于稳定状态。采用相似模拟及理论分析的方法[22]对8206工作面采空区侧向支承压力的分布特征进行研究，结果表明，8206工作面煤体侧向支承压力降低区范围为11 m，为保证巷道与煤柱均位于应力降低区内，同时保证煤柱具有良好的隔绝水、瓦斯的能力，设计区段煤柱宽度为6 m，见图9。

图9 8204工作面布置示意图

3.1.3 巷道支护参数

5204巷断面形状为矩形，宽度5.2 m，高度3.6 m，沿煤层底板掘进，顶煤11.4 m，为全煤巷。结合5204巷实际地质条件及现场施工经验，形成特厚煤层沿空掘巷联合支护方案，确定巷道两帮采用高预应力强力锚杆支护系统，顶板采用锚网索联合强力支护控制巷道变形。具体支护参数及断面支护示意图见图10。

图10 5204巷支护断面图

1）巷道顶板支护

巷道顶板采用锚杆-锚索联合支护，锚杆采用高强让压锚杆，每7根加W钢带，距巷道两帮200 mm各打一根锚杆，与水平面夹角75°，其余皆垂直顶板，锚杆加长锚固。顶部锚索皆垂直于顶板，腮部锚索与水平夹角45°，与巷道顶部锚索间隔布置，锚索采用端头锚固。支护材料及参数见表1。

表1 巷道顶板支护材料及参数表

2）巷道两帮支护

巷道两帮采用锚杆-钢带托盘-金属网联合支护，顶锚杆与水平方向夹角为10°（向上），底锚杆与水平方向夹角为20°（向下），中间2根锚杆垂直巷帮。具体支护材料及参数见表2。

表2 巷道两帮支护材料金参数表

3.1.4 应用效果分析

8216工作面的2214巷与5204巷同期掘进，其与上工作面采空区之间留设宽煤柱，煤柱宽度38 m，8216工作面布置平面图如图11所示。对5204巷和2214巷掘进和回采期间的巷道变形进行连续观测，对大、小煤柱巷道围岩变形进行分析。

图11 8216工作面布置平面图

1）掘进期间巷道变形量分析

图14为采用大煤柱护巷和小煤柱护巷两种方式时，掘进期间巷道变形量变化曲线。

图12 大小保护煤柱尺寸时巷道移近量

通过图12比较可以看出，掘进期间留设大煤柱与小煤柱护巷巷道变形量有较大差异，大煤柱巷道两帮变形量是小煤柱变形量的3倍，顶底板移近量是小煤柱巷道顶底板移近量的2.5倍。留小煤柱时巷道掘进影响期为10～15天，留大煤柱时掘进影响期为20～25天，留小煤柱比留大煤柱掘进影响期短，围岩稳定所需时间较短。

2）回采期间巷道变形量分析

为充分展现超前支承压力对巷道变形量的影响，在距工作面前方超前支承压力影响范围之外布置测点，小煤柱工作面选取距切眼410 m处布置测点（C1测点），大煤柱工作面选取在距切眼880 m（距工作面300 m）处布置测点，巷道变形量结果如图15所示。

图13 小煤柱与大煤柱巷道变形量变化曲线

由图13（a）、（b）中看出，小煤柱巷道两帮和顶底板移近量和移近速率随着工作面的推进都在增大，两帮最大移近量为214 mm，顶底板最大移近量为132 mm，两帮最大移近速率为57 mm/d，顶底板最大移近速率为29 mm/d，巷道超前支承压力峰值在工作面前方30 m左右，超前支承压力影响范围在80 m～100 m。

大煤柱巷道两帮和顶底板移近量和移近速率同样随着工作面的推进都在增大，回采期间巷道两帮最大移近量为1 050 mm，顶底板最大移近量为600 mm，两帮移近量大于顶底板移近量，超前工作面60 m～120 m范围内，顶底板移近量大于两帮移近量，底鼓较为严重，使得整体顶底板已经量大于两帮移近量，巷道超前支承压力峰值在工作面前方40 m～60 m，超前支承压力影响范围在300 m。

对比大小煤柱巷道掘进和回采期间围岩控制效果可知，留大煤柱时巷道两帮和顶底板移近量明显大于留设小煤柱巷道。回采期间留大煤柱时的两帮移近量约为留小煤柱时的5倍，顶底板移近量约为留小煤柱的4.5倍，且无论是超前支承压力影响范围还是超前支承压力峰值所在位置，留大煤柱都要大于留小煤柱，证明大煤柱巷道处于应力增高区，由于承受较大的超前支撑应力，使得巷道稳定性较差；而小煤柱巷道处于相对较低的应力区，巷道必须变形量较小，同时小煤柱巷道也减少了后期巷道维护的工程及费用。上述结果表明，大采高综放面留设小煤柱是可行且有利的，留设小煤柱配合合理的支护方式可以取得较好的围岩控制效果。

3.2 麻家梁煤矿

3.2.1 工作面概况

麻家梁矿初期以山西组4#煤层为主采煤层，设置一采区和二采区两个生产采区。14203-1工作面位于矿井二采区的中东部，工作面倾向长182 m，走向长度2 870 m。14203-1工作面是14205回采工作面的接替面，两侧均为采空区，为孤岛工作面，西侧为14204综放工作面（2016年8月回采结束），东侧为14202综放工作面（2015年11月回采结束），在14203-1工作面巷道掘进期间两侧采空区已经稳定。14203-1辅助运输顺槽于2013年11月掘成，与14202综放工作面区段煤柱宽度为19.5 m，为控制巷道变形在14203-1辅助运输顺槽一侧开卸压巷，14203-1辅助运输顺槽与卸压巷（14203辅助运输顺槽）间的煤柱宽度为5 m，14203-1胶带运输顺槽与14204综放工作面间留设区段煤柱为7 m。采用一进一回两巷布置，其中14203-1胶带运输顺槽和14203-1辅助运输顺槽均沿煤层底板掘进。具体工作面布置情况如图14所示，其小煤柱沿空掘巷的应用地质特征为孤岛工作面。

图14 14203-1工作面回采巷道布置方式图

14203-1工作面平均煤厚9.5 m左右。倾角1°～6°，平均3°，煤质稳定，硬度中硬，普氏硬度为3，平均密度为1.44 t/m3，埋深560 m～602 m。以暗煤为主，次为亮煤，含镜煤条带，沥青光泽。煤层结构复杂，煤层中含1～4层夹矸，夹矸厚0.02 m～0.60 m，夹矸的岩性主要以黑色高岭岩、褐灰色高岭质泥岩、灰黑色炭质泥岩为主。

3.2.2 巷道支护方式

14203-1胶带运输顺槽设计为矩形断面，掘进宽度5.5 m，高度3.8 m，掘进断面18.72 m2，结合14203-1工作面生产地质条件和所处的力学环境，巷道支护形式为锚杆-锚索-W型钢带-JW型高强度钢带-组合锚索-金属网联合支护。

1）巷道顶板支护

巷道顶板选用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，距巷帮500 mm处各打一根锚杆，与水平夹角为75°，中间锚杆均垂直顶板，每六根锚杆加W型钢带。锚索选择两种不同型号交替布置6根，均与顶板垂直，锚索吊JW型高强度钢带及金属网，腮部锚索悬吊短节工字钢，每两排锚杆中部加一套组合锚索。

2）巷道两帮支护

帮部锚杆选用左旋无纵筋螺纹钢锚杆，顶锚杆与水平方向夹角为10°（向上），底锚杆与水平方向夹角为20°（向下），中间锚杆垂直煤帮（煤柱侧锚杆交替换成中间锚索），锚杆悬吊W型钢护板及金属网护表。在煤柱侧顶部增加一组锚索，悬吊JW型钢带及金属网护表。

3.2.3 应用效果分析

14203-1胶带运输顺槽掘进期间，在掘进头位置布置测站，对布置测站的巷道表面位移和顶板离层进行不间断的观测，监测数据变化曲线如图15。

图15 14203-1胶带运输顺槽围岩变形参数及顶板离层监测曲线

由图15可知，顺槽从掘进扰动到稳定两帮最大移近量为530 mm，其中煤柱帮移近317 mm，采煤帮移近213 mm，两帮最大移近速率32 mm/d；顶底板最大移近量为351 mm，其中顶板下沉220 mm，底鼓131 mm，顶底板最大移近速率54 mm/d。巷道围岩变形在开挖初期较快，后逐渐减小，19 d后巷道变形速率缓慢。

顺槽顶板离层深基点离层值最大为72 mm，浅基点离层值最大为22 mm，浅基点—深基点之间离层值最大为50 mm，且离层量小，均在可控范围内。

通过分析监测数据表明，14203-1胶带运输顺槽位于应力降低区内，顶板离层主要发生在锚杆锚固端与锚索锚固端之间，采用的锚网索耦合支护能有效地控制了掘巷期间围岩变形，巷道围岩变形能满足本工作面回采的要求。

3.3 同忻煤矿

3.3.1 工作面概况

同忻矿井8102工作面位于3-5#煤层北一盘区，东部为实煤区，北部为8103采空区（2015年回采完毕），西部为盘区大巷，南部为8101采空区（2010年回采完毕），8102工作面为孤岛工作面，在8120工作面巷道掘进期间两侧采空区已经稳定。8102工作面距上覆14#煤层约为180 m，14#煤层采空区位置与8102工作面斜交，其中上覆盘区巷遗留保护煤柱与采空区之间留设的15 m～30 m区段煤柱对8102工作面的巷道压力以及工作面压力产生影响，8102工作面及其上覆煤层遗留煤柱位置图如图16所示，其小煤柱沿空掘巷的应用地质特征为孤岛工作面且上层煤存在遗留煤柱。

图16 8102工作面及上煤层遗留煤柱位置图

8102工作面倾向长度240.25 m，2102顺槽长1 822.66 m，5102顺槽长1 831.05 m，2102巷和5102巷与两侧采空区间均留设6m小煤柱。8102工作面平均厚度为16.7 m，煤层倾角平均为1°，为半暗型煤层，中夹半亮型煤，性脆易碎，煤层中夹矸5～10层，岩性一般为高岭岩、沙质泥岩和炭质泥岩。

3.3.2 巷道支护方案

2012顺槽与5102顺槽均为矩形断面，2102顺槽断面尺寸为5.5 m×3.7 m，5102顺槽断面尺寸为5.2 m×3.95 m，由于8102工作面存在上覆煤层遗留煤柱的应力集中影响，在对沿空留巷进行支护设计时要充分考虑上煤层煤柱影响区和非煤柱影响区的区别，在上层煤柱影响范围以及上层实体煤与采空区交界处前后50m范围内进行加强支护。以2102巷为例，支护参数如下。

3.3.2.1 非上层煤柱影响区域支护

1）巷道顶板支护

锚杆采用φ22×3 100 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每排7根加W型钢带，距巷道两帮350 mm各打一根锚杆，锚杆与水平面夹角75°，其与锚杆皆垂直顶板，锚杆排间距900 mm×800 mm，悬吊W型钢带及金属网护表，金属网为100 mm×100 mm的φ6圆钢金属网。锚索选用φ21.8mm×8 300 mm钢绞线，每2排锚杆打一排锚索，锚索排间距为2 700 mm×800 mm，均垂直顶板，锚索吊JW型高强度钢带及金属网护表。巷道腮部锚索选用φ21.8 mm×5 000 mm钢绞线，与水平成75°夹角，排距900 mm，锚索吊600 mm短节工字钢。每两排锚杆之间加一套组合锚索，组合锚索排间距2 700 mm×3 050 mm。

2）巷道两帮支护

锚杆选用φ22×3 100 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚索选用φ21.8×5 300 mm钢绞线（采煤侧）和φ21.8×4 300 mm钢绞线（煤柱侧）。距巷道顶300 mm打1根锚索与水平方向夹角为15°（向上偏），距巷道底400 mm打1根锚杆与水平方向夹角为10°（向下偏），第2排锚杆与锚索交替布置，第3排为锚杆，支护体间排间距为900 mm×1 000 mm，悬挂W型钢护板及金属网护表。另外，在采煤帮距巷道底2 900 mm布置一排锚索，间距900 mm，悬挂JW型钢带及金属网护表。

3.3.2.2 上层煤柱影响区域支护

与非上层煤柱影响区巷道支护方式相比，为加强巷道在上层煤煤柱影响下的稳定性，主要在之前的支护方式上做出如下强化措施：

1）在巷道顶板支护方面，在非上层煤柱影响区巷道支护基础上，将两排锚杆间的组合锚索数由2套改为3套，组合锚索排间距为2 700 mm×2 000 mm；

2）在巷道两帮支护方面，将采煤帮锚索由φ21.8-1×19-5 300 mm钢绞线改为φ21.8-1×19-6 500 mm钢绞线，将第2排由锚杆与锚索交替布置改为全锚索布置，即巷道帮部为上部2根锚索，下部2根锚杆。

3.3.3应用效果分析

直至2018年11月1日，2012巷和5012巷分别掘进515 m和443 m，以2102巷为例，在掘进巷道中心线每隔50 m设一组观测站，观测内容包括巷道表面位移和顶板离层。

1）巷道变形观测结果，两帮最大变形量为410 mm，顶底板最大变形量为250 mm，巷道整体性良好。

2）顶板离层监测结果，顶板最大离层发生距交叉点50 m处，深基点读数为28 mm，浅基点读数为0，相对位移28 mm，巷道距掘进期间巷道顶板完整性良好，没有锚杆支护失效现象发生。

4 结论

（1）特厚煤层大采高综放工作面采空区稳定前其端部下位悬臂梁-上位砌体梁结构，采空区稳定后悬臂梁结构断裂形成三角滑移区，形成稳定的侧向应力降低区，为小煤柱巷道布置提供了时间空间；“小煤柱+沿空掘巷”的合理位置应位于采空区稳定后端部侧向应力降低区范围内，从巷道维护角度，小煤柱宽度越小越好。

（2）特厚煤层大采高综放工作面采空区稳定前后覆岩结构不同，侧向应力场分布特征不同，采空区稳定后较稳定前的侧向应力分布范围增大、应力峰值降低，有利于小煤柱沿空掘巷的布置和小煤柱巷道的稳定，巷道合理掘进的时机应该在上区段工作面开采后一年左右为宜。

（3）在一侧采空一侧实体煤（塔山矿）、孤岛工作面（麻家梁矿）、上煤层遗留煤柱下的孤岛工作面（同忻矿）等不同开采条件下的特厚煤层大采高综放工作面应用小煤柱沿空掘巷技术，结果表明，与同等条件下的大煤柱相比，小煤柱沿空掘巷的巷道变形量大大减小、巷道维护状况得到明显改善，工作面煤炭回采率提高15%左右，技术经济效益明显。