煤柱尺寸对巷道围岩变形和破坏状况研究
复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制研究
引言：随着煤炭资源的日益枯竭，煤矿采掘深度不断加深，煤层压力也越来越大，煤矿安全问题日益突出。
其中，小煤柱动压巷道变形是煤矿安全中的一个重要问题。
本文将从复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制研究的角度出发，探讨如何有效地控制小煤柱动压巷道变形。
一、小煤柱动压巷道变形的原因小煤柱动压巷道变形是由于煤柱受到地压力的作用，导致煤柱变形，从而引起巷道变形。
而煤柱受到地压力的作用是由于煤层压力、煤柱自重、采煤工艺等多种因素综合作用的结果。
二、小煤柱动压巷道变形的危害小煤柱动压巷道变形会导致巷道变形，从而影响煤矿的正常生产。
同时，巷道变形还会导致煤矿安全事故的发生，给煤矿生产和人员安全带来极大的威胁。
三、小煤柱动压巷道变形控制的方法1. 采用支护技术支护技术是控制小煤柱动压巷道变形的主要方法之一。
在巷道支护方面，应采用高强度、高刚度的支护材料，如钢筋混凝土、钢支撑等。
同时，还应根据巷道的实际情况，采用不同的支护方式，如锚杆支护、喷锚支护等。
2. 采用预应力技术预应力技术是一种有效的控制小煤柱动压巷道变形的方法。
通过在支护材料中施加预应力，可以提高支护材料的刚度和强度，从而有效地控制小煤柱动压巷道变形。
3. 采用数值模拟技术数值模拟技术是一种先进的研究小煤柱动压巷道变形的方法。
通过建立巷道变形的数学模型，可以模拟巷道变形的过程，从而预测巷道变形的趋势和规律。
同时，还可以通过数值模拟技术，优化支护方案，提高支护效果。
四、结论小煤柱动压巷道变形是煤矿安全中的一个重要问题。
为了有效地控制小煤柱动压巷道变形，应采用支护技术、预应力技术和数值模拟技术等多种方法综合应用。
同时，还应加强煤矿安全管理，提高煤矿安全意识，从而保障煤矿生产和人员安全。
煤柱宽度对综放回采巷道围岩破坏场影响分析
ｉ ｔ ｇ ａ ｅ ｅ ｏ ａｉ ｎ ａ ｄ ｆａ ｔ ｒ ，ｍｉ ｄ ｅ ｗｉｔ ｓｓ ｐ ￣ ｈｉ ｒ ｓ ｕ ｅ ａ ｄｅ ｒ ｓ ｎ ｌｓｉ ａ ｅ ｎ ｃ ｌ ｎ ｅ ｒ ｔｄ ｄ ｆ ｒ ｔｏ ｒ ｃ ｕ ｅ ｍ ｎ ｄ ｌ ｄ ｕ ｐｏ ｈ ｇｈ ｐ ｅ ｓ ｒ ｎｄ ｗｉ ｒｐ ｅ ｅ ｔｅ ａ ｔｃ ｌａ ａ ｉ ｏａ ｒ
ｓ ｒ ｏ ｎ ｉ ｇ ｒ ｃ ｓ１ Ｕｌ ｅ ｈ ｎ ｚ ｄ ｔ ｐ ｃ ａ ａ ｉ ｇ ｍ ｉ ｉ ｇ ｕ ｒ ｕ ｄ ｎ ｏ ｋ ｎ ｔ ｌ ｍ Ｃ ａ ｌ ｅ ｏ — ｏ ｌｃ ｖ ｎ ｎ ｎ ｙ
ＸＩ Ｇｕ ｎ ．ｉ ｎ ＹＡＮＧ ，ＣＨＡＮＧ ｕ ｃ ｉ Ｅ ａ ｇ 】ａ ｇ，’ 【 Ｉ Ｋｅ Ｊ －ａ
文章编 号 ：１０—５ ２２０ ２０７ —４ ０ ８０６ （０７０ －１３ ） ０
煤柱 宽度对综放 回采巷道 围岩破坏场影 响分析
采矿论文-沿空巷道围岩变形破坏机理及稳定性分析
第二章沿空巷道围岩变形破坏机理及稳定性分析巷道围岩变形破坏是巷道失稳的外在表现，研究沿空巷道变形破坏机理是研究巷道失稳的前提与基础。
因此，本章通过通过理论分析、数值模拟结合现场观测研究沿空巷道围岩变形破坏特征，归纳出其影响因素，为研究沿空巷道失稳机理及巷道控制技术打下基础。
2.1沿空巷道围岩应力分布规律巷道表面位移、破坏表现为巷道顶底板及两帮的变形破坏，在沿空掘巷围岩结构中小煤柱的变形失稳是整个巷道变形失稳的重点，围岩结构的应力变化引起巷道的变形，因此有必要对沿空掘巷的围岩结构的应力变化进行深入分析。
有研究表明，沿空掘巷在掘进及回采期间巷道围岩应力表现出一定的规律性[24-27]。
（1）顶板①垂直应力在巷道的掘进期间，由于破坏了巷道原来的应力平衡状态，引起应力重新分布。
垂直应力沿着顶板层面呈现非均匀状态，巷道中部的垂直应力明显较低，而在煤帮附近应力较高，这是因为由于巷道开挖形成了类似于压力拱的结构存在。
在巷道从掘进到稳定期间，垂直应力在整个层面上都有不同程度的降低，这就造成了顶板的变形主要发生在中浅部围岩，且优以顶板的中部破坏严重。
②水平应力在受到本工作面采动影响时，水平应力有明显的上升。
顶板中应力的明显上升，由于压曲作用的存在，致使巷道中垂直应力增大，顶板将在大范围内下沉和变形。
（1）小煤柱帮掘巷前靠近上工作面采空区部分为破碎区，靠近巷道部分为原来承受高压的弹性区与塑性区，掘巷后煤体应力急剧降低，发生破坏而卸载，产生向巷道方向的位移。
①垂直应力在小煤柱与巷道顶板的交界处，垂直应力呈现基本一致性，靠近采空区一侧的煤体因破坏而卸载，应力水平较低。
靠近巷道一侧煤体应力相对较高，垂直应力明显集中，受回采时影响达到最大值。
②水平应力沿小煤柱宽度方向，应力分布呈现明显的区域性，从靠近采空区侧依次分为破裂区、塑性区和弹性区。
具体见图2-1，在煤柱两侧存在破裂区，应力承载能力小。
在巷道掘进及稳定期间，水平应力沿煤柱高度方向上的分布呈现一致性，应力集中程度较低，在受本工作面采动影响时，在煤柱高度范围内水平应力均有不同程度增加的趋势。
二次动压巷道围岩变形与合理煤柱宽度留设研究
二次动压巷道围岩变形与合理煤柱宽度留设研究【摘要】在现场监测的基础上，针对城南煤矿F2103工作面受二次采动影响巷道围岩变形破坏的特征进行了研究，监测获得了巷道变形与破坏规律。
借助FLAC3D对不同煤柱尺寸下巷道围岩应力进行了数值模拟，在此分析基础上，对未采工作面提出了合理的煤柱尺寸，为类似条件下巷道围岩控制和提高煤炭回收率方面提供了借鉴和参考。
【关键词】二次动压；矿压监测；数值模拟；煤柱尺寸在煤矿巷道中，70%~80%的巷道受到采动影响[1]，表现形式复杂多样，如巷道强烈底鼓、围岩变形难以控制，在多次采动形成的动压影响下，给巷道的维护及后期工作面准备带来了困难，逐渐成为制约煤矿集约化生产的瓶颈。
1工程地质概况城南煤矿一采区辅助采区东部为F2101工作面（已采）；西部为F2105综采工作面（已采）；南部为T2209工作面（已采）；北部为F2103工作面（待采），见图1。
采区胶带顺槽、轨道顺槽均沿二2煤层掘进，煤层平均厚度为3m，以亮煤为主。
煤层顶底板岩性为：局部有伪顶，随采随冒；直接顶为细粒砂岩，平均厚度3.29m，灰白色，以石英为主，长石次之。
老顶为砂质泥岩，灰黑色，砂粒分布不均匀，中间夹杂粉砂岩条带。
直接底为砂质泥岩，平均厚度0.37m，砂质分布均匀。
老底由细粒砂岩、粉砂岩组成，平均厚度为13.65m，主要成分为石英，长石次之，斜层理发育。
采区巷道在掘进过程中并未出现异常矿压显现，顶底板及两帮收敛变形量在100mm左右，也无底鼓显现。
随着F2105综采工作面的回采结束，采区巷道两帮变形量均较大，底鼓量大，帮部锚杆出现压脱、网断裂、顶板加固锚索压脱等现象，且后期加固用的绞架发生严重变形。
2采区巷道现场监测针对一采区辅助采区巷道在掘进及采区工作面回采过程中出现的压力大、巷道维护困难等一系列情况。
为了摸清采区巷道的围岩变形特征，并保证回采巷道的正常维护及后期使用制定切实可行的方案，对采区巷道围岩变形情况进行综合监测[2,3]。
小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究
小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究摘要：强动压条件影响下沿空巷道围岩稳定性控制问题一直是制约煤矿高产高效的难题，本文结合小保当煤矿现场工程地质条件，运用理论分析、数值计算以及现场矿压数据观测相结合的方法，对强动压巷道围岩破坏机理及控制技术展开研究。
结果表明：（1）通过分析巷道强动压显现以及变形破坏特征，认为煤柱帮出现大变形主要由于经历了两次采动压力影响，顶板破断结构产生破坏叠加效应，顶板来压剧烈，从而导致帮部煤体性质差，以及支护结构锚固生根点未处于稳定煤体；（2）数值模拟结果表明：两次采动过程中巷道受非对称性压力作用，两次动压影响条件下工作面在走向方向上基本顶的破断引起超前段矿压显现剧烈，由于回风巷与工作面相邻，形成较为明显的偏向于煤柱一侧的应力分布特征；（3）提出了强动压条件下煤柱帮大位移限制补强控制技术以及竖向桁架锚索强化技术，通过煤帮深部稳定围岩的小变形控制巷道外部的大变形，解决强动压条件下大变形沿空巷道帮部变形；（4）提出了巷道补强支护方案，将方案应用于现场实践后，煤柱帮侧变形破坏得到有效控制，未再出现整体倾斜性变形，巷道断面满足工作面推进要求，工程实践取得了成功。
关键词：强动压显现；破坏机理；采动应力；支护结构；围岩控制中图分类号：TD353 文献标识码：A 文章编号：Research on failure mechanism and surrounding rock control of strong dynamic pressure roadway in Xiaobaodang coal mineCHEN Zhen1, LI Pan1, SI Jianfeng1(1.Shaanxi Xiaobaodang Mining Co., Ltd., Yulin 719000, China)Abstract:The surrounding rock stability control of gob side entry under the influence of strong dynamic pressure has always been a problem restricting the high yield and high efficiency of coal mine. Combined with the engineering geological conditions of xiaobaodang coal mine, this paper studies thesurrounding rock failure mechanism and control technology of strong dynamic pressure roadway by using the methods of theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results show that: (1) through theanalysis of strong dynamic pressure behavior and deformation and failure characteristics of roadway, it is considered that the large deformation of coal pillar is mainly due to the influence of twice mining pressure, the damage superposition effect of roof fracture structure, and the severe roof pressure, which leads to the poor quality of coal body in the wall, and the anchor rooting point of support structure is not in the stable coal body; (2) The numerical simulation results show that: in the process of two mining, the roadway is under the action of asymmetric pressure, and the strike of the working face isbasically broken during two mining, which controls the mine pressure behavior in the super front section, and the roadway is close to the working face, showing obvious stress distribution characteristics of the side of the coal pillar; (3) The large displacement limit Reinforcement Control Technology of coal pillarside under strong dynamic pressure and the vertical truss anchor cable reinforcement technology are proposed. The large deformation outside the roadway is controlled by the small deformation of the deep stable surrounding rock ofthe coal side, and the deformation of the gob side roadway with largedeformation under strong dynamic pressure is solved; (4) The roadwayreinforcement support scheme is put forward. After the scheme is applied to the field practice, the roadway deformation is obviously controlled, and the overall inclined deformation does not appear again. The roadway section meets the requirements of working face advancement, and the engineering practice is successful.Key words:Strong dynamic pressure behavior;Failure mechanism；Mining stress; Supporting structure；Surrounding rock control1 引言我国煤矿每年井工开采需要大量的巷道为工作面服务，其中百分之七十以上是动压巷道[1]。
极近距离中厚煤层联合开采煤柱破坏演化规律与尺寸研究
煤
炭
工
程
２０ ０ ８年第 ２期
极近 距 离 中厚 煤 层 联 合 开采 煤柱 破 坏 演化 规 律 与尺 寸研 究
陈连 军 ，文志杰 ，李大勇
（ …东科技大学 矿山灾害预 防控制省部共建 教育部重点实验室 ，山东 青 岛 ２６ １ ） ６５ ０
本呈塑性状态；内边缘 即靠近本区段煤体部分 ，在距工作面 ４ ｍ左右开始进入 塑性破坏状态；煤
柱 宽度 在 ６～ ｍ之 间 时中部 存在 一定 范围弹性核 ，得 出适合 东大煤 矿条件 的合 理煤柱 宽度应 为 ６ ８
～
８ ｍ，对指 导类似 的工程施 工有 一定 的指导 意义 。
关 键词 ：极 近距 离；数值模 拟 ；煤柱 ；弹性 核
摘
要 ：文章采用现场煤体应力测试和有限元模拟结合的方法 ，以东大煤矿极近距 离中厚பைடு நூலகம்
层 开采条件 为依 据 ，对巷道 在工 作面开采 时巷 道 围岩 的受 力和 变形 特征 进 行 了分析 。 结果表 明 ，
煤柱 的破 坏情 况受煤 柱宽度 影响较 大 ，小煤 柱 外边缘 ，即 临近上 区段 采 空 区部分 受 回采影 响 已基
ｒ ａ ｏ ａ ｌ ｉ ｔ ｆｄｓｒ ｔｓ ｂ ｅ ｅ ｓ ｌ ｃ ａ ｐｌ ｒｓ ｉ ｂ ｅ ｆｒ Ｄ ｎ ｄ ｏ ｌ ｎ ｈ ｕ ｄ ｂ ～８ ， Ｉ ｃ ｎ ｂ ｓ ｄ ｆ ｒ ｅ ｓ ｎ ｂｅ ｗ ｄ ｈ ｏ ｉｔ ｃ ｕ ｌｖ ｌ ｍａｌ ｏ ｌ ｉ ａ ｕｔ ｌ ｏ ｏ ｇ ａ ｃ ａｍｉｅ ｓ ｏ ｌ ｅ ６ ｉ ｌ ａ ｍ ｔ ａ ｅ ｕ ｅ ｏ
中图分类号 ：Ｔ ３３ Ｄ ２
文献标 识码 ：Ａ
文 章编 号 ：１７ — ９９ ２０ ）２０ ６ － ６ １ ０５ （０ ８ ０ － ６０ ０ ４
沿空掘巷煤柱合理宽度与巷道支护技术的研究
沿空掘巷煤柱合理宽度与巷道支护技术的研究文章以山西省朔州市南阳坡矿大采高工作面为研究背景,依托“(编号：2013FSX064)煤柱优化设计与加固技术及动压影响下安全监测的研究”,运用理论分析、数值模拟和现场的监测的方法对煤柱的变形特征和巷道围岩控制技术进行系统的研究。
针对南阳坡矿的特殊情况,通过此次项目的研究,建立一套完整的煤柱留设方法和巷道的安全监测技术,为以后南阳坡煤矿的开采提供可靠的理论和技术支持。
文章研究的主要内容和研究成果如下：(1)通过对煤柱的应力状态分布的论述,分析了护巷煤柱和区段间煤柱周围的松散区、塑性区以及原岩应力区分布情况。
通过岩石单轴抗压试验,基于抗剪强度理论,得到了煤的基本物理力学参数,并结合相关理论和试验数据,分别对3“层和5“层留设煤柱宽度进行了计算。
3“层理论计算结果为13 m,5#层理论计算宽度为19m。
(2)运用MIDAS GTS 对3“层和5“层煤柱留设的稳定性进行了数值模拟,分析了巷道顶板、底板和邦部的位移。
确定3“层煤柱宽度宜为15 m,5“层煤柱宽度宜为25 m。
并分析了3“层回采对5#层巷道稳定的影响。
研究结果表明：若5“层煤柱布置在3#层煤柱正下方,5#层巷道稳定受3#层回采影响,不利于巷道的支护。
最不利位置为巷道布置在煤柱下方,巷道受力过大,维护困难且易于破坏。
宜将不同煤层的煤柱错开布置,有利于煤柱的稳定和巷道维护,煤柱中心错开距离宜为60m。
(3)使用MSC-400锚杆(索)测力计和数显式收敛计对3“层断面1和断面2进行锚杆(索)受力监测和巷道变形监测。
监测结果显示,锚杆受力约在23 d之后稳定,锚索受力约在20 d之后稳定。
巷道顶板中间的锚杆(索)受力最大。
巷道掘进过程中测站处围岩变化趋势为短期逐渐增大后增量开始减小,整个过程变形均较小。
监测结果说明：结合相关理论采用“锚—网—带”的支护形式对巷道的支护非常有效,煤柱留设宽度合理。
煤矿深部开采巷道围岩变形破坏特征试验研究及其控制技术
一、深部巷道围岩力学特征
1、高应力环境：在深部巷道中，由于埋深较大，围岩承受的地应力远大于 浅部巷道。高应力环境下，围岩的变形、破裂等可能性增加，对支护结构的要求 也更高。
2、复杂的岩体结构：深部巷道穿越的地质环境复杂多变，会遇到各种不同 特性的岩体。包括硬岩、软岩、断层、节理等，这使得围岩的力学行为更加复杂。
然而，本次演示的研究仅为初步探讨，仍存在不足之处，例如未能全面考虑 复杂的矿山地质条件、未能涵盖所有可能的控制方法等。在今后的研究中，将进 一步完善相关内容，为煤矿安全生产提供更有针对性的指导。
参考内容
引言
随着煤炭资源的不断开采，矿井向深部延伸已成为必然趋势。然而，深部开 采过程中面临着复杂的应力环境和高风险的地质条件，给巷道围岩控制带来巨大 挑战。因此，深入了解深部煤矿应力分布特征和巷道围岩控制技术对于提高矿井 安全性和开采效率具有重要意义。
3、影响因素分析表明，围岩稳定性受多种因素影响，如地层厚度、地层岩 性、采煤机工作参数、巷道断面形状及支护方式等。在采煤工作面及巷道掘进过 程中，应综合考虑各种因素，以制定有效的稳定性控制措施。
4、稳定性控制方法主要包括加强支护设计、优化巷道断面形状、采用高强 度材料等。通过这些措施的实施，可以有效地提高深部巷道围岩的稳定性，降低 围岩变形破坏的风险，提高矿山安全生产水平。
本研究采用数值模拟和物理模拟相结合的方法，对深部巷道围岩变形破坏机 理和稳定性控制原理进行深入研究。首先，利用数值模拟软件对采煤工作面及巷 道围岩的应力分布特征进行模拟分析，并利用物理模拟实验对数值模拟结果的准 确性进行验证。其次，结合现场监测数据，对围岩变形破坏规律进行研究，并分 析影响因素。最后，提出稳定性控制方法，并对控制效果进行验证。
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煤柱尺寸对巷道围岩变形和破坏状况研究摘要：该文对矿区煤柱及围岩现场应力测试，分析了不同地质情况下不同的煤柱尺寸内应力受采动影响的变化趋势，提出如何进行煤柱尺寸的优化设计，从而保证在具体的地质情况及支护方式下煤柱的尺寸满足巷道的正常使用要求。
关键词：煤柱围岩应力；尺寸优化；巷道支护
abstract: in this paper the coal pillar mining area and surrounding rock stress test, analyze the different geological conditions of different internal stress pillar size by mining the change trend of influence, and puts forward how to carry on the pillar size optimization design, so as to ensure the geological conditions in specific ways and the support of the size of the coal pillar meet the normal use of the requirements.
keywords: pillar surrounding rock stress; size optimization; of support
中图分类号： p614 文献标识码：a 文章编号：
0 前言
采准巷道[1]大多布置在煤层中，煤柱尺寸不仅对巷道围岩的稳定性有很大影响，而且影响煤炭资源回收率。
煤柱尺寸偏小，不能承受采动时矿山压力的影响，容易发生危险事故；煤柱尺寸偏大时，
虽然对巷道维护有利，但会造成煤炭资源的巨大浪费，所以煤柱尺寸应有合理的取值。
巷道围岩的稳定性也离不开巷道支护。
随着支护技术的发展，锚杆对煤柱的加固作用逐渐被人们所认知。
当锚杆安设之后由于提高了煤柱的整体稳定性进而使煤柱的宽度可以大幅度减小，提高了煤炭资源的回收率。
一、井下煤柱应力测试方案
井下煤柱应力测量是了解煤柱受力状况最直接、最可靠的方法。
通过现场测量，可以比较全面地掌握煤柱应力分布特点、回采工作面对巷道和煤柱的采动影响范围，为煤柱优化设计提供可靠的实测数据。
1、煤柱应力测试仪器与方法
采用zyj-25型钻孔应力计对煤柱应力进行测量。
该仪器采用充液膨胀的钻孔应力枕特殊结构形式，专用于煤、岩体内相对应力的测量。
经过详细调研，确定对某矿7508回采工作面运输巷进行煤柱应力量测。
2、煤柱应力测试与测点布置
分别在7508回风巷、运输巷各设一个测站，位置在距停采线100m 处。
回风巷测站共安装5个zyj-25型应力计，安装位置分别在距巷道煤墙2m(1#)、4m(2#)、6m(3#)、8m(4#)、10m(5#)处。
运巷测站共安装4个zyj-25型应力计，安装位置分别在距巷道煤墙
1m(1#)、2m(2#)、3m(3#)、4m(4#)处。
3、煤柱应力测试结果分析
7508回风巷煤柱实测应力曲线如图1。
zyj-25型钻孔应力计安装好后，由测得数据分析得除2m深处的应力较小（平均5.2mpa）外，其余测点应力值比较接近，在5.5-6mpa 之间。
随着回采工作面的推近，在4m和6m处测点的煤柱应力值增加幅度比较大，在距回采工作面10-20m处应力值增加到最大
12.4mpa；2m处的测点在距工作面25-37m范围内应力值增加到最大值，为7.7mpa。
8m和10m处的应力值增加幅度较为平缓。
具体变化曲线如下图：
图17508回风巷煤柱应力曲线
diagram 1the breeze returning lane of 7508 work space coal pillar stress curves
当工作面推进距测站25m左右时，2m深处的应力计读数开始减小，表明此时此处的煤体已经进入屈服状态，煤柱应力开始向深部转移。
4m和6m处应力计应力在距回采工作面10m时开始出现下降趋势，并且趋势平缓；而8m和10m处的应力在回采工作面推进到测站时也没有明显的下降趋势，而是一直保持缓慢增加的趋势。
二、煤柱尺寸确定与区段巷道变形观测
1、煤柱尺寸确定与变形观测
1.1煤柱尺寸的确定
根据现场煤柱应力实测结果，考虑到7510回采工作面巷道采用
的是工字钢棚支护，在该面回采结束后围岩有一定深度的破坏，最终将7512工作面与7510工作面间煤柱尺寸定为中对中8m。
1.2巷道支护
巷道断面呈矩形，宽3.8m，高3.2m，断面积为12.16m2。
采用高强锚杆支护系统，顶板锚杆长2.4m，帮锚杆长2.0m，直径20mm，间排距0.85×0.8m。
1.3巷道变形观测
（1）巷道表面位移
回风巷和运输巷在回采期间巷道表面位移如图2。
在回采影响期间受超前压力影响，回风巷在回采期间顶板下沉量增加110mm，两帮移近量增加700mm。
运输巷顶板下沉量增加110mm ，两帮总移近量增加685mm，其中采空区侧煤帮移近量增加304mm。
可见，巷道顶板总下沉量不大，但巷道两帮的移近量却很大。
同时工作面侧煤帮的变形量要大于小煤柱侧。
可见，小煤柱护巷，巷道变形以煤帮变形为主，采空区侧煤帮的变形要小于工作面侧。
图2 7512回风巷表面位移曲线（回采期间）
diagram2the surface of the breeze returning lane of 7508 work space displacement displacement curves
(while excavating coal)
图37512运输巷表面位移曲线（回采期间）
（2）顶板离层
7512运输巷在掘进期间顶板离层监测结果如图3。
最大离层值为31mm，在锚杆锚固范围内，顶板离层值为28mm，深部离层仅为3mm，巷道顶板在向前掘进50m后趋于稳定。
这种趋势和巷道表面位移的变形趋势基本一致，充分说明了巷道一侧采空区在巷道掘进时并没有稳定，巷道变形的总趋势受采空区运动规律的影响。
图3 运输巷顶板离层观测曲线
diagram 3top of the transporting tunnel absciss layer curve
三、结论
煤柱尺寸对巷道围岩变形和破坏有明显影响。
随着煤柱宽度减小，巷道围岩变形量和破坏范围逐渐增加。
当煤柱宽度在10m左右时，围岩变形量达到最大值，之后，随着煤柱宽度减小，围岩变形量不断降低，巷道受力状况得到明显改善。
参考文献
[1]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制（修订本）[m].北京：煤炭工业出版社，1991
[2] 刘长友，曹胜根，方新秋.采场支架围岩关系及其监测控制[m].徐州：中国矿业大学,2003
[3]吴健,陆明心,张勇等.综放工作面围岩应力分布的实验研究[j].岩石力学与工程学报,2002,(1).
注：文章内所有公式及图表请以pdf形式查看。