近距离煤层工作面煤柱合理留设与巷道围岩控制技术

程 辉，赵洪宝，张 欢，徐建峰，秦逢缘

1) 煤炭开采水资源保护与利用国家重点实验室，北京 102200 2) 中国矿业大学（北京）能源与矿业学院，北京 100083 3) 太原理工大学安全与应急管理工程学院，太原 030024

近距离煤层在我国煤炭赋存中较为普遍，在我国大部分矿区中，都存在近距离煤层开采，在这其中，煤柱合理留设与回采巷道围岩控制技术一直是诸多学者研究的热点问题.针对近距离煤层开采提出合理的煤柱留设宽度并探索适用的巷道围岩控制技术，对减少煤炭资源浪费，保证煤矿的安全生产具有重要的现实意义.

针对近距离煤层开采问题，已有不少学者开展了丰富的研究.于洋等[1]以北峪煤矿工程地质条件为背景，通过数值计算研究了极近距离上位煤层采空区下底板应力分布规律及下位煤层巷道变形破坏特征，确定了巷道顶板控制原则；郝登云等[2]以孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面回风巷为工程背景，采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法，探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素；曹树刚等[3]利用有限差分法对某煤矿“三软”薄煤层群回采巷道进行了数值模拟研究，认为该类回采巷道的围岩控制应具有“定荷载”控制特征；郑百生等[4]发现近距离孤岛工作面楼上楼巷道围岩不易稳定的特征，提出了空间斜拉锚索的支护方案；彭高友等[5]通过理论分析方法得到煤层群底板破坏范围与围岩变形速度计算公式，揭示了深部近距离煤层的采动力学特征；王龙飞等[6]以平煤四矿工作面机巷为工程背景，研究分析了上煤层底板应力分布规律，并采用FLAC3D模拟了不同层间距、不同内错距离情况下巷道围岩变形情况，并最终提出分区支护、分源控制原则；方新秋等[7]对下煤层回采巷道受上煤层遗留煤柱、本煤层动压影响的工程问题进行了深入研究，探讨了巷道失稳机制，最终提出了煤柱合理留设宽度；鲁岩等[8]根据刘东矿近距离煤层的地质赋存条件，采用数值模拟优化了近距离煤层同采巷道的间距；马振乾等[9]以芦岭煤矿为工程背景，对近距离重复采动下煤层底板应力演化进行了深入分析，并得到了底板巷道围岩应力、位移分布特征，等等.

前人在近距离煤层巷道围岩变形特征、控制技术方面的研究对工程现场具有较好的指导作用，但目前针对近距离煤层开采煤柱合理留设、不同阶段煤柱破坏演化规律、煤柱底板破坏的研究还是较为少见，可借鉴的资料较少，该方向尚需进行更为深入的系统研究，因此，本文以山西焦煤回坡底煤矿为工程背景，通过理论分析、数值模拟、工程实践等方法对不同煤柱宽度条件下，在不同阶段时期煤柱破坏情况、影响因素以及底板破坏特征进行系统分析，最终确定合理的煤柱留设宽度，并对近距离回采巷道围岩控制技术进行深入探讨.

1 工程背景

回坡底煤矿可采煤层主要为10号煤层与11号煤层.10号煤层平均厚度为2.6 m，其顶板主要为泥岩，平均厚度2.4 m，底板为粉砂岩，平均厚度为2.6 m.11号煤层平均厚度3.2 m，顶底板均为平均厚度为3.8 m的泥岩.10号煤层与11号煤层平均间距6.6 m，属于近距离煤层范围.该矿首先进行10号煤层的开采，开挖布置10-102工作面运输巷与回风巷，10-102工作面巷道布置完成后便进行工作面回采，与此同时，该矿开始布置下一区段10-103工作面回采巷道，为该工作面回采进行准备，10-102工作面回风巷与10-103工作面运输巷之间留设平均宽度25 m的区段煤柱，10-102工作面在未回采结束时，10-103工作面回采巷道已布置完成.10-102工作面回采结束以后，该矿在其底板下方11号煤层布置102工作面回采巷道，该工作面采用内错式布置，内错距离为10 m，同时进行10-103工作面的回采，该工作面回采结束后，该矿立即进行11-103工作面的回采，并拟在10-103工作面下方布置11-103工作面回采巷道.图1即为巷道开挖、工作面回采与煤柱演化过程图.

图1 巷道开挖、工作面回采与煤柱演化过程.(a)预留煤柱时期; (b)区段煤柱时期; (c)保护煤柱时期; (d)孤岛煤柱时期Fig.1 Roadway excavation, working face mining, and coal pillar evolution process: (a) period of the reserved coal pillar; (b) period of the section coal pillar; (c) period of the protection coal pillar; (d) period of the isolated coal pillar

本文以该矿工程地质条件为背景，研究该矿10号煤所留煤柱在不同留设宽度以及不同阶段时期煤柱破坏、支承压力演化规律，并分析不同阶段时期煤柱在底板内引起的应力变化规律，为工作面煤柱合理留设、提高资源回采率以及下伏巷道位置合理选择提供一定的理论依据.本论文中，将煤柱的四个阶段分别命名为预留煤柱、区段煤柱、保护煤柱、孤岛煤柱，以便于论文分析.

2 煤柱破坏范围全过程演化

2.1 煤柱破坏演化过程

已知10号煤层102与103工作面之间留设了平均宽度约为25 m的煤柱，随着煤柱演化过程的进行，该煤柱宽度不仅需要对本煤层相邻工作面回采巷道10-1032巷起到维稳作用，还需减少对底板的应力集中作用，避免11号煤层回采巷道发生严重的破坏变形.因此，为探究10号煤柱留设宽度的合理值，分别对煤柱宽度为5、10、15、20、25 m五种情况进行研究分析，找到煤柱留设宽度的最优值.

煤柱宽度对本煤层回采巷道的围岩稳定性具有重要影响，不同煤柱宽度下，在四个阶段的演化过程中，煤柱会产生不同程度的破坏，煤柱破坏程度直接影响本煤层回采巷道的围岩稳定性，煤柱破坏范围越大，则对顶板的支撑作用越差，导致回采巷道破坏变形的剧烈程度也越大，因此，煤柱弹性核宽度能直接反映煤柱的稳定性，间接反映对本煤层回采巷道的维稳作用.为了能直观的反映在不同煤柱宽度条件下煤柱的稳定性情况，本文将煤柱弹性核宽度与煤柱宽度之比定义为弹性核占比，该值越大，一定程度上说明煤柱的稳定性越好.

根据该矿实际地质资料，运用FLAC3D建立了长474 m，高130 m，宽100 m的数值计算模型，探究5种煤柱宽度下，在四个阶段过程中，煤柱破坏与弹性核占比情况.几何模型如图2所示，其中σx为水平应力，σz为垂直补偿应力.

图2 数值模拟几何模型Fig.2 Geometric model of numerical simulation

该模型底部为固定边界条件，顶面施加12 MPa均布应力，模型左右与前后均施加随深度变化的渐变应力，侧压系数λ=1.5.模型采用Mohr-Coulomb模型.模型各岩层物理力学参数如表1所示.

表1 岩层物理力学参数Table 1 Rock’s physical and mechanical parameters

通过数值模拟，以图1的演化过程对模型进行开挖，从而得到不同煤柱宽度在各个阶段的破坏情况.从图1可以看出，预留煤柱与区段煤柱时期，煤柱破坏宽度与巷道围岩塑性区分布有关，两个时期煤柱破坏程度较小，因此，对于预留煤柱时期煤柱的破坏情况，不做详细分析.以15 m煤柱为例，提取煤柱塑性区结果，如图3所示.

图3 各阶段煤柱破坏情况.(a) 区段煤柱; (b)保护煤柱; (c)孤岛煤柱Fig.3 Coal pillar failure in each stage: (a) section coal pillar; (b) protective coal pillar; (b) isolated coal pillar

从图3可以看出，在区段煤柱时期，煤柱破坏范围较小，弹性核宽度较大；而在保护煤柱时期，由于10-102工作面的开挖，改变了10-1032巷道围岩应力状态，巷道围岩塑性区发生恶性扩展，煤柱破坏范围增大；在孤岛煤柱时期，由于两侧工作面采空，煤柱破坏范围继续增大，弹性核宽度减小，但相对保护煤柱时期，减小幅度不大.不同煤柱宽度条件下弹性核占比模拟结果如图4所示.

图4 不同煤柱宽度弹性核占比分布与塑性区结果Fig.4 Distribution of the elastic core proportion and results of the plastic zone in different coal pillar widths

从图4可知，无论是区段煤柱时期、保护煤柱时期还是孤岛煤柱时期，煤柱弹性核占比均随煤柱宽度的增加而增加，说明煤柱宽度越大，其稳定性越好.另外，在煤柱宽度等于5 m、10 m时，煤柱在保护煤柱时期弹性核占比较低，煤柱两侧破坏接近贯通，煤柱弹性核宽度为0 m，该种现象不利于10-1032巷的稳定性，因此，10号煤柱留设宽度至少需大于10 m.对不同煤柱宽度条件下10-1032巷在区段煤柱、保护煤柱时期的塑性区进行提取，结果如图4所示，在区段煤柱时期，10-1032巷未受10-103工作面开采的影响，巷道塑性区呈对称性分布，塑性区范围较小，而在保护煤柱时期，10-1032巷受工作面开挖影响，巷道围岩所受主应力发生偏转，最大主应力来自10-103工作面顶板岩块回转方向，且随着煤柱宽度的减小，巷道受工作面开挖影响更为显著，主应力偏转角度不断增大，应力大小也不断增大，巷道围岩塑性区范围增大，并呈非对称性分布.在煤柱宽度为25 m时，保护煤柱阶段巷道塑性区呈对称性，20 m、15 m时，巷道围岩塑性区呈非对称性分布.因此，对于不同宽度的煤柱，10-1032巷需采用针对性的支护技术，采用15 m或20 m煤柱宽度时，巷道应采用非对称性支护技术，25 m煤柱时，可采用对称性支护技术.回坡底实际生产现场煤柱留设宽度为25 m，对10-1032巷采用了图5所示的对称性支护技术，巷道围岩稳定性较好，断面未发生较强的破坏现象.在了解不同煤柱宽度时巷道围岩塑性区破坏规律后，可采用小煤柱留设，对巷道进行针对性的支护，可减少煤炭资源浪费.

图5 10-1032巷断面支护 (单位：mm)Fig.5 10-1032 roadway section support (Unit: mm)

2.2 煤柱破坏影响因素分析

煤柱两侧工作面回采后，在两侧形成应力恢复区与原岩应力区，由于应力恢复区未达到原始应力状态，假设将该区域看成Ⅰ-Ⅱ复合型裂纹，煤柱破坏问题则转化为裂纹尖端问题，采用断裂力学探究煤柱破坏的影响因素，模型建立如图6所示.

图6 煤柱破坏分析简化模型.(a)煤柱两侧应力分布; (b)应力恢复区简化模型Fig.6 Simplified model of the coal pillar failure analysis: (a) stress distribution on two sides of the coal pillar; (b) simplified model of the stress recovery zone

针对Ⅰ-Ⅱ复合型裂纹，其裂纹尖端应力场为Ⅰ型裂纹与Ⅱ型裂纹尖端应力场叠加，其公式如(1)所示[10].

式中：L为应力恢复区长度；Lc为煤柱宽度；β为煤层倾角；θ为裂纹尖端外任意一点与水平方向夹角；λ为侧压系数； σx、σy、τxy分别为单元体受到的水平应力、垂直应力与剪应力；γH为单元体埋深处的自重应力，其中H为埋深，γ为岩层容重；r为任意一点距裂纹尖端的距离.将裂纹尖端破坏区域简化为平面应变问题，此时主应力转化公式为[11]：

式中，υ为煤层泊松比.假设煤柱破坏符合Mohr-Coulomb准则，如(3)式所示.

式中：c为煤体黏聚力；φ为煤体内摩擦角； σ1、σ3分别为最大、最小主应力.

联立 (1)、(2)、(3)式，取θ=0°，便可得到煤柱破坏宽度公式：

以(4)式为基础，代入各参数值，采用控制变量法得到煤柱破坏影响因素煤层倾角、黏聚力、煤柱宽度、内摩擦角、泊松比和埋深与煤柱破坏宽度之间的关系，基础数据取值为：λ=1.5；β=0°；c=2 MPa；L=10 m；Lc=25 m；γ=25 kN·m−3；H=560 m；φ=20°； υ=0.3.计算结果如图7所示.

图7 煤柱破坏因素分析.(a)煤层倾角; (b)黏聚力; (c)煤柱宽度; (d)内摩擦角; (e)泊松比; (f)埋深Fig.7 Analysis factors of the coal pillar failure: (a) coal seam dip angle; (b) cohesion; (c) coal pillar width; (d) internal friction angle; (e) Poisson’s ratio;(f) buried depth

从图7可以看出，煤柱破坏宽度与煤层倾角、黏聚力、煤柱宽度、内摩擦角和泊松比等因素成反比关系，只与埋深成正比关系，且煤柱破坏宽度与煤层倾角、黏聚力、内摩擦角均成二次函数关系，其中，内摩擦角大小对煤柱破坏宽度影响较大，内摩擦角越大，煤柱破坏宽度降低速率越大.煤柱宽度与煤柱破坏宽度之间成指数函数关系，煤柱宽度越大，破坏宽度越小，但破坏宽度降低速率减小，说明煤柱宽度即使很大，也会发生破坏.煤柱破坏宽度与泊松比成一次函数关系，泊松比越大，破坏宽度越小，与埋深成一次函数关系，埋深越大，破坏宽度越大.

综上可知，回坡底煤矿10号煤层若留设小煤柱，可通过注浆等工程技术提高煤柱黏聚力、内摩擦角等参数，减小破坏范围，提高煤柱对顶板的支撑效果，保证本煤层回采巷道围岩稳定性.

3 煤柱支承压力演化与底板破坏范围

3.1 煤柱支承压力变化规律

通过数值模拟，对不同宽度煤柱在区段煤柱、保护煤柱、孤岛煤柱阶段内的支承压力进行监测，从而得到支承压力曲线；同时，在数值模拟过程中，对10-1032巷右帮、10-1031巷左帮支承压力进行监测.数值模拟结果如图8所示.

图8 不同宽度煤柱支承压力演化过程.(a)5 m煤柱; (b)10 m煤柱; (c)15 m煤柱; (d)20 m煤柱; (e)25 m煤柱Fig.8 Evolution process of the abutment pressure of the coal pillar with different widths: (a) 5 m coal pillar; (b) 10 m coal pillar; (c) 15 m coal pillar; (d)20 m coal pillar; (e) 25 m coal pillar

通过图8可以看出，区段煤柱阶段当煤柱宽度为10、15、20、25 m时，煤柱支承压力呈现马鞍形，只有煤柱宽度为5 m时，支承压力才呈现近似的等腰梯形分布.且煤柱支承压力峰值随着煤柱宽度的减小而逐渐增大.当煤柱进入保护煤柱阶段时，此时煤柱一边采空，一边为巷道，从图中可以看出，该阶段煤柱支承压力整体呈现出非对称分布，靠近采空区一侧的煤柱支承压力急剧增大，而靠近巷道一侧的煤柱支承压力也在原有基础上产生一定增长，且增长幅度随着煤柱宽度减小而增大，与此同时，10-1032巷左帮支承压力相对于区段煤柱阶段支承压力有较大幅度增大，且支承压力峰值向岩体深部转移.孤岛煤柱阶段，煤柱此时两侧采空，当煤柱宽度为25、20、15 m时，煤柱支承压力呈现马鞍形分布，煤柱宽度为10 m、5 m时，煤柱支承压力呈现等腰梯形分布，该阶段煤柱支承压力峰值达最大值.

3.2 煤柱底板破坏范围理论计算

不同宽度煤柱在图8的高支承压力作用下，会导致煤柱下方产生一定程度破坏，因此，11号煤层回采巷道应避免布置于底板破坏区范围内，减小围岩控制难度.

1.2.1 对照组护理措施 对于对照组24例患者,采用常规护理措施,内容包括用药护理、基础护理、子宫护理等内容。

假设煤柱下方底板破坏满足Mohr-Coulomb准则，若知道底板任意一点应力状态，便可确定其莫尔圆，假设 τmax为该单元的最大剪应力，τr为单元实际的抗剪强度.若 τmax< τr，则认为单元不发生破坏；反之，则发生破坏.因此，定义底板破坏准则为：

(5)式中，若F(x,y)＞0，则说明单元未发生破坏；F(x,y)≤0，则单元发生破坏.

为求得底板下方任意一点应力状态，可采用弹性力学中半无限平面体理论求解煤柱下方底板应力，其力学模型如图9所示[11]，图中 dξ为载荷微单元宽度，df为微单元载荷大小，q(ξ)为载荷函数，ξ为微单元水平坐标.

图9 煤柱下方底板应力求解力学模型Fig.9 Mechanical model of the floor under the coal pillar

基于上述数值模拟得到的煤柱与巷道帮部不同阶段的支承压力分布形态，可对煤柱与巷道帮部支承压力进行分段拟合，得到不同阶段煤柱与巷道帮部支承压力的分段拟合函数，取支承压力增量计算底板应力增量，叠加原岩应力，便可得到煤柱下方底板任意一点应力状态[12−15]，公式如(6)式所示[16−18].

式中： Δσx为水平应力增量； Δσy为垂直应力增量；Δτxy为切应力增量.

在煤柱支承压力变化的4个阶段里，孤岛煤柱阶段支承应力最大，此时底板破坏程度最为严重，同时，由2.1已知5 m、10 m煤柱不利于本煤层回采巷道围岩稳定，因此，只计算15、20、25 m煤柱在孤岛煤柱时期底板破坏情况，计算结果如图10所示.

图10 煤柱下方底板破坏区域分布.(a)15 m煤柱; (b)20 m煤柱; (c)25 m煤柱Fig.10 Distribution of the floor failure area under the coal pillar: (a) 15 m coal pillar; (b) 20 m coal pillar; (c) 25 m coal pillar

通过图10可以看出，煤柱下方底板破坏集中在煤柱边缘侧，而煤柱正下方底板破坏区域较小，笔者猜测其原因在于煤柱正下方底板单元受煤柱水平应力与垂直应力影响较大，单元处于双向受压的高应力状态，主应力差较小，导致莫尔圆较小，因此不易发生破坏；而位于煤柱边缘侧底板单元，既受到煤柱应力集中作用，同时又受到采空区的卸压作用，因此主应力差较大，易发生破坏.随着煤柱宽度增大，煤柱下方底板破坏宽度与深度均随之发生一定程度的变化，当煤柱宽度为25 m时，底板破坏宽度达到5 m，破坏深度达到7 m，大于10号煤层与11号煤层平均间距6.6 m，因此，11号煤层工作面回采巷道距离10号煤层煤柱边缘距离应至少大于5 m，避免巷道处于底板破坏区.

4 围岩控制技术

联立(6)、(7)两式可以计算得到煤柱下方底板最大主应力大小，同时，最大主应力方向与水平方向夹角公式为：

因此，联立(6)、(7)、(8)三式便可得到煤柱底板最大主应力大小与方向矢量图.由于不同煤柱宽度下底板最大主应力方向矢量图基本相似，因此，此处只列举煤柱宽度为20 m时，煤柱底板最大主应力方向矢量图，如图11所示.

图11 煤柱下方底板最大主应力方向矢量图Fig.11 Vector diagram of the maximum principal stress direction of the floor under the coal pillar

回坡底煤矿10号与11号煤层在未开采条件下，最大主应力方向为水平方向，但由于孤岛煤柱作用，导致煤柱底板下方最大主应力发生偏转，偏转角约为90°，随着与煤柱中心线的距离越大，最大主应力偏转角度逐渐减小，但最大主应力方向总是来自孤岛煤柱方向.最大主应力偏转会直接影响巷道围岩塑性区的分布[19]，已知双向不等压条件下，巷道围岩任意一点应力状态为[20−25]：

式中： σr为巷道围岩任意单元的径向应力； σθ为巷道围岩任意单元的切向应力； τrθ为巷道围岩任意单元的切应力；R为巷道当量半径；rd为围岩单元与巷道中心点处的距离.

联立(3)、(8)、(9)三式(极坐标下主应力转化公式与(8)式相同)，便可计算得到双向不等压条件下巷道围岩塑性区边界隐性方程，如(10)式所示[24,26].

(10)式中，R取巷道外接圆半径，λ=σ1/σ3.基于图12，分别计算巷道距离煤柱边缘4、6、8、10、12、14、16、18 m时，巷道围岩塑性区分布形态.联立(6)、(7)、(8)三式求得巷道所受最小主应力大小，令 σ3=σx，代入(10)式中，得到围岩塑性区分布形态，结果如图12所示.

图12 距煤柱边缘不同距离下巷道围岩塑性区分布形态.(a)4 m; (b)6 m; (c)8 m; (d)10 m; (e)12 m; (f)14 m; (g)16 m; (h)18 m; (i)30 mFig.12 Plastic zone distribution of the roadway surrounding rock in different distances from the coal pillar edge: (a) 4 m; (b) 6 m; (c) 8 m; (d) 10 m;(e) 12 m; (f) 14 m; (g) 16 m; (h) 18 m; (i) 30 m

从图12可以看出，巷道与煤柱边缘距离较近时，巷道围岩塑性区呈现倾斜的“X”形分布，因此，根据该塑性区分布特征可以推断，巷道围岩破坏将会呈现出非对称性，对于顶板而言，靠近煤柱一侧塑性区范围较大，远离煤柱一侧塑性区范围较小，巷道底板情况则与顶板情况相反；对于靠近煤柱一侧巷帮，下部塑性区范围较大，上部塑性区范围较小，远离煤柱一侧巷帮则与之相反.随着巷道与煤柱边缘距离的增大，巷道围岩塑性区由倾斜的“X”形分布转变为倾斜的“8”字形分布(如图12(b)所示)，再转化为倾斜的“O”形分布，当巷道与煤柱边缘距离为30 m时，塑性区为椭圆形，整个过程中，巷道由非对称性破坏逐渐转变为对称性破坏，且破坏范围逐渐减小，因此，11号煤层回采巷道距离煤柱边缘不同的距离时，需采用不同的支护技术.

回坡底11-1021巷距离煤柱边缘10 m，其塑性区形态应与图12(b)相似，从图中可以明显看出，巷道将会呈现出非对称性破坏，但回坡底煤矿针对该巷的支护方案，仍采用图5的对称性支护技术，从而导致巷道出现顶板破碎、底臌，两帮内缩等破坏现象，如图13所示[22,27−28].

图13 11-1021巷围岩破坏情况.(a)靠近煤柱侧巷帮; (b)巷道顶板; (c)远离煤柱侧巷帮; (d)靠近煤柱侧顶板; (e)远离煤柱侧顶板; (f)靠近煤柱侧底板钻孔; (g)远离煤柱侧底板钻孔Fig.13 Surrounding rock failure of 11-1021 roadway: (a) roadway side near the coal pillar; (b) roadway roof; (c) roadway side far away from coal pillar;(d) roof near the coal pillar side; (e) roof far away from the coal pillar; (f) floor drilling hole near the coal pillar side; (g) floor drilling hole away from pillar side

图13说明回坡底煤矿11-1021巷围岩实际破坏情况与理论分析结果保持一致，一定程度上验证了理论的正确性.基于现场实际情况与理论分析结果，结合回坡底实际情况，针对11-1021巷提出了非对称支护技术[27−28]，如图14所示.

图14 11-1021巷围岩支护优化(单位：mm)Fig.14 11-1021 roadway surrounding support optimization (Unit: mm)

该支护方案相比于图5支护方案，对巷道破坏范围较大区域进行了重点支护，该方案最终在回坡底煤矿局部区域进行了工业性实验，调整了支护参数，巷道表面位移监测结果显示巷道在15 d内围岩变形剧烈，之后逐渐平稳，巷道两帮最终移近量约为105 mm，底鼓量为90 mm，顶板下沉量为52 mm，巷道围岩稳定性较好，未出现较大程度的围岩破坏现象[27].

5 讨论分析

从1～4章节研究内容来看，近距离开采条件下煤柱留设与围岩控制技术是一个较为复杂且矛盾的工程问题，从煤柱破坏宽度、弹性核占比以及本煤层回采巷道围岩稳定性的角度来看，回坡底煤矿10号煤层留设宽度越大越好；相反，从11号煤层回采巷道围岩控制角度而言，若巷道位置不变，10号煤层煤柱留设宽度越小越好.煤柱留设问题与回采巷道围岩控制问题需要同时考虑，综上分析，回坡底煤矿10号煤柱留设宽度可以在15～20 m之间，在该宽度范围内，煤柱破坏宽度较小，弹性核占比较高，有利于本煤层10-1032巷围岩的稳定性维护，但巷道支护方案需要进行调整，由对称性支护技术调整为非对称性支护技术；11号煤层回采巷道11-1021巷可以布置在距离煤柱边缘8～10 m处，此时巷道围岩呈非对称性破坏，采用图14的支护方案可以合理控制巷道变形.回坡底还会在11-102工作面相邻位置布置11-103工作面回采巷道，该回采巷道可与11-1021巷一样布置在距离煤柱边缘8～10 m处，巷道支护方案参考11-1021巷.减小10号煤层孤岛煤柱宽度，在一定程度上也就减小了11号煤层留设煤柱的宽度，两层煤总共可以减少20 m煤柱，提高了矿井经济效益，同时也减少了煤炭资源浪费.

6 结 论

(1)区段煤柱时期、保护煤柱时期和孤岛煤柱时期，煤柱弹性核占比均随煤柱宽度的增加而增加，煤柱宽度越大，稳定性越好.

(2)煤柱破坏宽度与煤层倾角、黏聚力、内摩擦角均成二次函数反比关系；煤柱破坏宽度与泊松比成一次函数反比关系，与埋深成一次函数正比关系，与煤柱宽度之间成指数函数关系.

(3)煤柱下方底板破坏集中在煤柱边缘侧，煤柱正下方底板破坏区域较小；随着煤柱宽度增大，煤柱边缘下方底板破坏宽度与深度均会发生改变.

(4)煤柱应力集中作用导致煤柱下方底板最大主应力方向总是来自煤柱方向；巷道与煤柱边缘距离增大，巷道围岩塑性区由倾斜的“X”形分布转变为倾斜的“8”形分布，再转化为倾斜的“O”形分布，最终转变为椭圆形分布.