巨厚煤层（精选3篇）
巨厚煤层 篇1
我国是世界煤炭生产和消费大国, 煤炭在我国能源结构中作用重大。我国厚煤层 (厚度≥3.5m) 的产量和储量均占45%左右, 是我国实现高产高效开采的主力煤层[1]。新疆煤炭预测储量为1.82~2.19万亿t, 占全国总预测储量的40.5%, 居全国首位, 资源总体禀赋条件良好, 地质构造简单, 资源分布集中, 且多为整装煤田, 非常适合建设特大型矿井。巨厚煤层是新疆煤层赋存的特点之一, 在新疆新探明的资源中占到了较大比例, 例如, 沙尔湖特大型煤田中单一煤层最大厚度达217m, 平均煤层厚度在130m[2];准东煤田中东部大井矿区可采煤层总厚10m~90m, 平均48m[3]。巨厚煤层的高产高效开采是能源开发研究的热点与难点问题之一, 而相关理论研究尚不全面。
目前, 国内外众多学者在厚煤层开采技术方面做了大量的研究, 尤其是对厚煤层开采方法及工艺等方面做了大量的理论研究和工程实践, 取得了较为丰富的研究成果。巨厚煤层开采与普通厚度煤层开采相比, 其岩层结构活动环境发生了较大的变化, 随着巨厚煤层的开采, 使得采空区空间、垮落带高度、采场采动影响范围等诸多因素均大幅增加, 为工作面覆岩提供了更大的活动空间, 易造成大范围岩体结构的失稳破坏。本文通过数值模拟的方式研究巨厚煤层分层开采不同巷道布置方式下所留设的煤柱及上部覆岩应力应变的分布特性。
1 数值模型的建立及实验方案
1.1 模型的建立
本文以文献[4]中的地质资料为依据建立走向500m, 高度160m的二维矩形模型, 模型左右和底部边界设置滚动支撑条件, 同时在左右边界施加边界载荷, 取值为1.3倍的垂直应力;由于模型已经到达地表, 因此, 在上部边界不再施加边界载荷。利用COMSOL多场耦合数值模拟软件进行自由三角形网格剖分, 由于采场附近应力变化较为明显, 因此, 采用非结构网格进行加密处理, 共建立265380个单元的完整网格。
1.2 实验方案
该煤层厚度为40m, 上覆岩层厚度为80m左右。实验设计3种巷道布置方式, 第一种是内错式巷道布置, 当该煤层开采完毕后将留下正梯形煤柱 (设上底为20m, 下底为76m, 每次内错4m) ;第二种是外错式巷道布置, 当该煤层开采完毕后将留下倒梯形煤柱 (上底为76m, 下底20m) ;第三种是重叠布置, 当该煤层开采完毕后将留下矩形煤柱 (宽20m, 高40m) ;对比三种方案中煤柱及上部赋岩应力应变分布特点的不同。
2 实验结果及分析
如图1 (a) 所示, 当采用内错式巷道布置工作面长度将不断变短, 形成的煤柱成正梯形, 图中深色部分为塑性区, 煤柱核心部分为塑性区, 但左右两侧还保留部分弹性区;上部敷岩部分的塑性区高度延伸到了距煤层底板90m处, 横向成对称分布两侧各占据了大约200m的长度。
图1 (b) 为外错式巷道布置, 随着分层次数增多工作面长度也在不断增加, 所留下的煤柱成倒梯形, 由图可见煤柱基本全部为塑性区, 说明煤柱极不稳定, 但此时上敷岩层的塑性区在水平方向上分布范围相比正梯形有所缩小, 说明外错式巷道布置有利于保水。
图1 (c) 为重叠布置, 工作面长度没有变化, 煤柱成矩形, 由图可见煤柱仅在顶部有少许弹性区, 其他均为塑性区, 说明该种方案下, 煤柱亦不稳定, 同时可见其上覆岩层的塑性区分布范围较其他2种形式分布更为广泛。
图2为三种方式下顶板的位移量, 由图可见重叠布置方式位移量最大, 内错式次之, 外错式最小。
3 结论
通过对比分析巨厚煤层开采不同巷道布置方式时, 所留煤柱的稳定性和上覆岩层的破坏情况, 得到以下结论:
(1) 巨厚煤层由于煤层厚度较大, 开采后将为覆岩提供很大的活动空间, 因此, 更易产生失稳破坏。
(2) 内错式巷道布置所留煤柱最为稳定, 上覆岩层破坏范围适中, 顶板位移量在三种方式中适中, 但相比重叠式布置回采率较低。
(3) 本文未对分层开采过程中各种煤柱所能承载的极限分层数量进行讨论, 需进一步进行探讨。
参考文献
[1]孟宪锐, 等.厚煤层开采方法的选择原则与发展现状[A].中国煤炭学会开采专业委员会.煤炭开采新理论与新技术——中国煤炭学会开采专业委员会2012年学术年会论文集[C].中国煤炭学会开采专业委员会, 2012.
[2]黄铁栋, 等.沙尔湖煤田巨厚煤层异地成煤分析[J].新疆地质, 2011, 03:324-326.
[3]左红兵, 等.新疆大井矿区厚煤层分层开采形成再生顶板的研究[J].山东煤炭科技, 2010, 03:143+145.
[4]许猛堂.新疆巨厚煤层开采覆岩活动规律及其控制研究[D].中国矿业大学, 2014.
巨厚煤层 篇2
在我国的地下煤层开采中, 坚硬顶板条件下进行开采较为常见如:安徽淮北矿区、山西大同矿区[1]等。由于薄煤层巨厚坚硬顶板岩石抵抗破坏的极限强度大, 因而会在煤层开采后, 在采空区形成大面积悬顶, 在短时间内不容易自然垮落。但是由于顶板悬空面积大, 一旦垮落, 那么岩层折断时产生的强烈动荷载会损坏或推倒大量工作面支架, 从而顶板常沿煤壁切断造成工作面垮落事故;同时可能形成破坏性巨大的飓风和冲击地压, 这样会对井下安全生产带来极大的威胁[2,3]。同时因为煤层厚度薄, 满足不了综采机的最小采高, 此时需要综采机钻头切割顶板或底板, 而当工作面岩石较硬时, 综采机钻头将无法切割顶板或底板岩石。因此, 控制薄煤层巨厚坚硬顶板垮落步距, 且要满足综采机的工作条件, 成为薄煤层巨厚坚硬顶板工作面安全生产急需解决的问题[4]。
1薄煤层巨厚坚硬顶板垮落数值模拟
1.1 模型参数设计
薄煤层巨厚坚硬顶板, 其煤层厚度不超过1.5 m, 顶板厚度超过20 m, 强度高、整体性强、自承能力强, 但强节理裂隙发育差, 薄煤层巨厚顶板的示意图如图1所示。
由于巨厚顶板高度一般大于20 m, 超过了薄板理论宽厚比为1/5～l/20的假设, 所以在进行薄煤层巨厚坚硬顶板的周期垮落步距数值模拟时, 不可以用岩板模型来对巨厚顶板进行计算, 只可以采用岩梁模型, 如图2所示。根据弹塑性理论和薄煤层坚硬顶板在煤层开挖时的受力特点, 决定采用Ansys静力学部分, 主要对薄煤层坚硬顶板周期垮落步距进行数值模拟分析。采用三维建模分析, 模型是由岩石和煤层组成, 整个模型分为三层, 第一层为上覆岩层模型, 中间层为顶板模型, 底层为煤层模型。岩梁模型采用三层soild45单元建创单塑性的DP模型进行模拟岩梁模型, 其三边固支, 一边悬空的悬梁。顶层和中间层的solid45单元的具体参数参考表1中的粉土夹粉砂岩和中粗砂岩物理力学性质参数, 底层的参数则使用煤层的物理力学参数。各种岩层的物理力学性质可根据实验室试验求得, 在实际施工现场应考虑裂隙系数[5]。本文取安徽淮北矿区煤岩层参数作为参考 (见表1) 。
本文取工作面高度h为5 m, 长度为100 m, 顶板厚度H为25 m, 顶板岩层为中粗砂岩, 煤层为未开采煤层, 厚度为1.3 m, 而中粗砂岩岩石的抗拉强度和抗剪强度由岩石力学参数手册查出, 抗拉强度为4～6 MPa[6], 取为5 MPa, 考虑裂隙系数后, 取裂隙系数为0.6, 则岩石的抗拉强度为3 MPa, 抗剪强度为18 MPa。
1.2 周期垮落步距计算
随着工作面的推进, 当薄煤层坚硬顶板初次垮落后, 顶板结构将发生严重变化。如将坚硬顶板视为岩梁, 则顶板结构由双支点岩梁结构转化为悬臂梁结构, 悬臂梁的固支端由工作面前方的煤壁支撑, 当坚硬顶板的上覆岩层为整体性岩层时, 一般将顶板的压力看成均布载荷, 其力学模型如图2所示。因此, 根据煤岩平均容重和地应力计算公式, 开采深度下地应力τ约为:
τ=γ′h (1)
式中, γ′为煤岩层平均容重, kN/m3;h为开采深度, m。
坚硬顶板的自重q为:
q=γh (2)
式中, γ为顶板岩层平均容重, kN/m3;H为顶板厚度, m。
由材料力学可知, 悬臂梁的最大弯矩Mmax位于工作面处:
undefined (3)
式中, q为顶板受到的均布荷载, kN/m2;L为坚硬顶板悬臂梁的极限跨距, m。
此时悬臂梁的最大拉应力σmax位于工作面上方与煤层的交点处:
undefined (4)
当最大拉应力大于许用应力即σmax≥[σ]时, 岩层发生冒落, 此时的极限跨距L:
undefined (5)
在顶板岩层结构不发生突变的情况下, 悬臂梁的极限跨距L可以看做顶板的周期垮落步距。
由 (1) 式, 取煤岩层平均容重为20 kN/m3, 则500 m深处地应力为τ=γ′h=10 MPa;同时由式 (2) 可以得到上覆岩层对坚硬顶板的均布载荷即:
q=γH=24.6×103×35=0.861 MPa。
跨距L采用岩梁的周期垮落步距公式 (5) 进行计算, 代入相关数据:即
undefined
求得极限跨距L=37.72m。
1.3 数值模拟分析
根据前面计算结果, 同时建立周期跨距为35 m和40 m的两种模型, 计算模型尺寸如图3所示, 数值模拟时建立的周期垮落时的岩梁立体模型如图4所示[7,8], 其中A点为岩梁所受应力最大处。
因此, 根据相关参数, 模拟分析后得到周期垮落步距分别为40m和35m时薄煤层巨厚坚硬顶板的X和Y向的质点应力, 如图5～6所示。由图5可知, 当周期垮落步距为40 m时, 顶板上部A点处水平拉应力大约为3.0 MPa, 根据前面计算, 己经达到岩石的抗拉强度, 顶板岩石将被拉断, 工作面处产生周期垮落;而当周期垮落步距为35 m时, 顶板上部A点处水平拉应力只有只有2.5 MPa左右, 未超过岩石抗拉强度, 因此岩石不会被拉断, 也就是工作面悬顶还没有达到最大垮落步距, 分析结果与式 (3) 计算出最大垮落步距为37.32 m相一致。
由图6可知, 当周期垮落步距等于跨距为40 m时, 工作面沿线上方最大垂直压应力为14.4 MPa;而当取周期垮落步距为35 m时的最大垂直压应力为16.1 MPa, 均没有达到岩石的抗剪强度18 MPa, 所以不会造成岩石剪切破坏。
结合图5～6可知, 周期垮落步距为35m时巨厚顶板尚未垮落, 即并没有达到垮落条件, 而40 m时岩石的拉应力刚好达到考虑裂隙系数的岩石的抗拉强度, 形成垮落。因此, 可以得到薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落的判定依据为:当采掘工作面沿线顶板上部的拉应力超过岩石的抗拉强度时, 此时将会达到最大周期垮落步距, 即图3中A点处拉应力大于岩石抗拉强度, 使得顶板垮落。因此, 如何控制顶板岩石最大周期垮落步距是防止薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落的有效途径。
2防止垮落方法
根据数值模拟分析结果, 如何解决综采工作面周期垮落的问题, 其关键就是如何尽快填充采空区, 进而缩短综采面的周期来压的步距, 减少采空区悬顶面积, 保证支架不被压死或采空区顶板不突然大面冒落。由于薄煤层巨厚坚硬顶板工作面主要以高硬度岩性为主并且胶结程度很高, 其周期垮落步距较长, 所以要实现随工作面推进, 使得顶板自然垮落, 以此消除大面积悬顶、瓦斯浓度风暴及瓦斯囤积一起自然火灾等重大安全隐患就必须采用一种人工强制放顶技术以解决问题。
目前, 人工强制放顶的方法主要有三种:沿切顶边缘向顶板钻孔爆破、顶板水压致裂弱化法和超前深孔松动爆破法[9]。沿切顶边缘向顶板钻孔爆破软化顶板, 主要用于综采面初次强制放顶, 对于周期放顶, 影响矿井产煤;水压致裂主要用于研究煤层致裂增透和岩层主应力, 很少用于顶板致裂软化的研究;超前深孔松动爆破方法适用于周期放顶, 对煤岩层的地质和技术条件适应性强, 钻眼与回采可进行平行作业, 对工作面正常回采影响较小。
深孔松动爆破强制放顶技术工作原理是:在半无限介质中爆破, 炸药在炮孔内爆炸后, 产生大量高温高压爆生气体和超强应力波。综采面巨厚坚硬顶板超前深孔松动爆破的目的, 就是利用炸药爆炸在炮孔周围产生的裂隙带, 使整体性完好的巨厚坚硬顶板, 形成一定距离的人工条状裂隙带, 当回采面推进到条状裂隙带时, 顶板及时冒落, 消除顶板周期来压对支架的影响[10], 将减少初次来压后顶板周期垮落的可能性。因此, 采用超前深孔松动爆破的人工强制放顶技术, 使得薄煤层厚硬顶板破碎, 不会形成完整连续的顶板, 从而缩短周期垮落布距, 减小悬顶面积, 即可达到减少冲击地压, 实现防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落。
3结论
笔者利用大型有限元软件ANSYS建立了薄煤层巨厚坚硬顶板计算机模拟模型, 对薄煤层巨厚坚硬顶板进行了周期垮落步距分别为40 m和35 m的数值模拟分析, 得出经过数值模拟后得到的数据符合理论计算的周期垮落步距, 揭示出薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落与其周期垮落步距之间的关系, 为了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落即得控制周期垮落步距。同时根据分析结果得出薄煤层巨厚顶板具有垮落步距长, 悬顶面积大, 工作面沿线剪切应力大, 来压强烈的特点。
随着工作面的继续推进, 假如巨厚坚硬顶板抗拉强度很大, 超过5 MPa, 那么当顶板上部达不到到最大拉应力时, 巨厚顶板将不会垮落。但是此时工作面沿线的垂直压应力不断增大, 一旦工作面沿线的垂直压应力超过岩石的抗剪强度, 就会形成剪切破坏, 造成沿工作面的垂直垮落, 由于巨厚顶板的自重大, 悬顶面积大, 产生的破坏也比普通顶板要严重, 形成的冲击地压必定造成严重事故。
最后根据薄煤层巨厚坚硬顶板周期垮落特征, 提出了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落的方法, 即采用超前深孔松动爆破技术对工作面前方顶板进行深孔松动爆破, 使之成为不完整、不连续的顶板, 从而缩短来压步距, 防止周期跨落。
参考文献
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[6]水利水电科学研究院, 等.岩石力学参数手册[M].北京:水利水电力出版社, 1991.
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[9]Jin Zhongming, Xu Linsheng.Hard coal mine roof control[M].Beijing:Coal Industry Press, 1994.
巨厚煤层 篇3
关键词：巨厚煤层,区段煤柱,合理宽度,数值模拟
在以综采长壁放顶煤作为采煤工艺进行煤炭开采的过程中, 为了保证回采工作的正常进行, 需要留设合理的区段煤柱[1]。尤其是在对准格尔煤田的薄基岩巨厚煤层进行开采时, 考虑厚煤层的资源利用、煤柱尺寸的合理优化就更加重要。当留设的煤柱尺寸过小时, 采动影响对工作面造成的矿压显现现象十分剧烈, 煤柱煤壁发生片帮, 巷道维护难度极高, 对工作面正常回采造成不利影响。如果仅仅加大煤柱尺寸, 虽然能很好地维护巷道, 保证工作面安全开采, 但是留设的煤柱尺寸过大就浪费了宝贵的资源, 也增加了煤层自然发火的危险性, 浪费资源的代价甚至超过巷道维护的费用, 得不偿失[1,2]。
国内外采矿工作者对合理确定区段煤柱尺寸方面进行过很多尝试: (1) 根据矿压规律与经验公式, 对区段煤柱的尺寸进行合理估算; (2) 运用统计分析学原理, 以大量的结果为支撑, 对区段煤柱的尺寸进行类比归纳; (3) 以数值模拟软件作为技术手段, 对煤柱受力以及破坏情况进行模拟, 进而分析推导最合适的煤柱尺寸; (4) 通过现场实测侧向支承压力, 粗略得出侧向支承压力分区, 估算支承压力稳定区, 以此为依据估算合理的区段煤柱尺寸[3,4,5,6,7,8,9,10]。但是对于巨厚煤层区段煤柱的留设问题的研究, 国内外学者涉及较少。本文以不连沟煤矿F6201工作面巨厚煤层为研究对象, 通过使用数值模拟软件FLAC模拟了留设不同尺寸的煤柱时的应力分布及煤柱与巷道的变形情况, 并结合钻孔应力计对工作面侧向支承压力的监测, 对数值模拟的结果进行验证, 得出了F6201工作面最为合适的区段煤柱宽度。
1 工作面基本情况
F6201综放工作面走向长766 m, 倾斜长250m。煤层埋深为336~388 m, 平均为355 m。该工作面主要开采6#煤, 平均煤厚15.2 m, 煤层产状较为平缓, 倾角0°~8°, 平均倾角4°, 工作面布置如图1所示。
2 数值模拟
结合F6201工作面的布置情况, 以煤岩物理力学实验结果为依据, 选用合理的边界条件与软化模型, 运用FLAC软件对F6201护巷煤柱尺寸进行数值模拟, 分别得出留设煤柱宽度分别为10.0, 15.0, 17.5, 20.0, 22.5, 25.0, 30.0, 35.0 m时巷道围岩变形和支承压力的分布。
边界加载条件的确定:模型的底部设为固定边界, 上边界设为应力边界, 4个侧面为水平移动边界, 载荷为上覆360 m的岩层, 岩层受力约为9MPa, 其模型边界条件如图2所示。
煤与岩石主要采用应变软化模型和胡克—布朗屈服准则, 因为其与摩尔—库仑屈服准则相比, 能模拟材料发生屈服破坏后, 按照三维应力路径进行软化处理的情况, 可较好地反映材料破断后的情形。同时, 在拉应力超出材料自身抗拉强度时, 材料会按拉应力破坏处理。
3 数值模拟结果分析
3.1 煤柱受力情况分析
随着掘进 (回采) 工作面的推进, 区段煤柱内分布有支承压力。在一定的煤柱深度, 支承压力达到峰值, 从而导致煤壁一定深度内煤体遭到破坏。峰值处的支承压力与原岩应力之比被称为应力集中系数。合理留设区段煤柱中应同时包括塑性区与弹性核区 (图3) , 弹性核区的存在, 可发挥煤柱的承载作用, 保证煤柱稳定。煤柱受力分区情况如图3所示[11,12,13]。
煤柱保持稳定即煤柱可承受上覆岩层所受重力。煤柱对上覆岩层的直接承载体是煤柱的弹性核区, 煤柱实际承受的载荷必须小于煤柱的极限载荷即P≤Pmax, 这是煤柱稳定的先决条件。
3.2 留设不同宽度煤柱时应力分布及变形量分析
运用上述理论, 根据数值模拟的结果, 得出留设不同煤柱尺寸时的应力集中系数与变形量曲线 (图4) , 分析其稳定性。
由图4 (a) 可知, 当工作面与巷道之间留设宽度为10 m的煤柱时, 巷道与工作面之间的煤柱处的应力集中系数略小, 约1.6, 巷道与工作面的应力峰值只有1个, 约在煤柱中间;10.0 m宽的煤柱大部分发生塑性破坏, 巷道左右两侧的塑性区范围均比较大;10.0 m宽煤柱内变形量为220~230 mm;巷道左侧处于减压区, 应力集中系数较小, 右侧明显出现应力集中区, 应力集中系数较大, 左右应力存在不均匀性, 煤柱稳定性比较差。当工作面与回风巷道之间留设宽度为15 m的煤柱时, 煤柱内变形量达200mm。由图4 (b) 可知, 巷道右侧应力集中系数约1.9, 巷道与工作面之间的煤柱处应力集中系数略大, 约2.3, 左右应力存在不均匀性, 但差值较小。与10.0 m煤柱相比, 煤柱内应力集中系数增加, 煤柱的变形量却有所减少, 巷道稳定性相对提高。
由图4 (c) —图4 (e) 可知, 当工作面与回风巷道间留设宽17.5~22.5 m的煤柱时, 巷道右侧的应力集中系数为1.5~1.8, 巷道与工作面间煤柱处的应力集中系数较大 (2.7~3.0) , 巷道与工作面间有1个应力峰值, 约位于煤柱中间。17.5 m煤柱内变形量均匀, 达130 mm;20.0 m煤柱内变形量均匀, 且有所降低, 约100 mm, 22.5 m煤柱内变形量随着远离工作面而迅速下降, 下降至130~80 mm。与10.0 m以及15.0 m煤柱相比, 巷道左右应力的不均匀性正在进一步减小, 巷道及煤柱具有较好稳定性。
由图4 (f) —图4 (h) 可知, 当工作面与回风巷道之间煤柱留设宽度超过22.5 m后, 巷道左侧应力集中系数基本稳定在3, 应力约为原岩应力的3倍, 巷道与工作面间的应力峰值位置位于煤柱中间偏左位置。随着煤柱宽度的增加, 煤柱超过应力集中范围, 煤柱的变形量也越来越小, 最后减少到20 mm左右。此时煤柱稳定性是最好的, 然而大煤柱却大大浪费了煤炭资源。
数值模拟的结果与图3中不同, 在巷道与工作面之间仅仅出现一个应力峰值, 经分析:针对厚煤层进行研究, 工作面的高度约15 m, 而巷道高度仅为2m, 二者相差较大, 故数值模拟的结果在巷道与工作面之间没有出现2个应力峰值, 该结果与一般厚度煤层的情况不同, 符合厚煤层区段煤柱留设的实际情况。经分析, 工作面与回风巷之间留设煤柱宽度过小时, 整个煤柱完全塑性破坏, 煤柱强度急剧下降, 对支护工作提出了很高的要求;工作面与回风巷之间留设煤柱宽度过大时, 虽然煤柱中塑性破坏范围减小, 煤柱强度下降不明显, 对支护工作的要求不高, 但是过大宽度煤柱的留设造成了煤炭资源的严重浪费, 影响矿井的产量和效益。因此, 结合矿井实际的支护方式和支护效果, 确定工作面与回风巷道之间留设的煤柱宽度为17.5~22.5 m。
4 工程应用
(1) 工作面侧向支承压力监测方案。煤体应力监测所使用的ZYJ-25型钻孔应力计布置在F6201工作面前方70 m处。布置分为5个测点, 共安装5台钻孔应力计, F6202主运巷侧布置5个50 mm钻孔, 深度分别为3, 5, 7, 12, 17 m, 钻孔间距5 m。测点布置与工作面煤壁相对位置关系如图5所示。
(2) 观测结果分析。根据监测到的数据, 利用线性插值法, 得出距工作面辅运巷副帮不同距离的侧向支承应力变化值。以测点距辅运巷副帮的距离为横坐标, 以钻孔应力值为纵坐标, 得出如图6所示的巷道侧向超前支承压力曲线。
工作面侧向支承压力峰值为12.9 MPa, 应力集中系数为1.46, 可以看出侧向支承压力应力集中系数比工作面超前支承压力低, 影响范围亦较之小。
进一步分析图6, 可得出工作面侧向支承压力分布特点。 (1) 支承压力上升区:0~6.5 m; (2) 支承压力峰值区:6.5~10.5 m; (3) 支承压力下降区:10.5~17.0m; (4) 支承压力稳定区:17.0 m外。进行巷道布置时, 必须充分考虑工作面侧向支承压力的分布特征。若将巷道布置在6.5~10.0 m处, 会使巷道长期处于高支承压力的影响范围内, 巷道极易遭受破坏, 维护费用也会成倍增长。最合理的布置是将巷道布置在原岩应力区内外, 实际上根据不连沟煤矿巷道支护形式, 留设17m (支承压力稳定区) 的煤柱亦能满足顶板来压强度的要求, 因此, 目前留设20 m护巷煤柱是合理的, 煤柱可适当减小尺寸。该结果验证了数值模拟的结论。
5 结论