沿空掘巷是改善回采巷道受力环境，降低巷道维护成本，提高煤炭资源采出率的巷道布置方法[1-4]。护巷窄煤柱是沿空巷道隔离采空区、承载巷道顶板应力的重要结构。由于采空区边缘应力环境及沿空巷道上覆岩层结构的特殊性，护巷窄煤柱的留设宽度不仅影响煤柱自身稳定性，也影响由上覆岩层、护巷窄煤柱、实体煤等组成的沿空巷道承载结构的承载和力学响应特征，这对沿空巷道所处应力环境及其维护的难易程度起到了决定性的作用。因此，在一定工程地质环境和巷道掘进技术条件下，选取合理的护巷窄煤柱宽度是沿空掘巷技术成功的关键[5-6]。
地应力是地下岩体中存在的初始应力，也是地下工程中围岩变形、破坏的根本作用力，其大小和分布特征对矿井开拓布局，巷道布置方式，巷道支护参数选取等有很大影响[7-9]。构造应力使地应力对地下工程岩体的影响更加复杂，在以往工程实践中，处于构造应力区巷道往往存在围岩变形量大、冒顶事故多、巷道重复翻修等问题[10-12]。
近年来，我国学者从理论分析、现场实测、相似模拟以及数值模拟等方面对采空区边缘垂直应力分布特征，沿空巷道与窄煤柱、上覆岩层等所形成承载结构的力学承载特征，窄煤柱上垂直应力分布特征、沿空巷道围岩变形特征、煤柱内弹性核宽度等方面进行了深入的研究，提出了一些沿空巷道窄煤柱合理宽度的确定方法:张科学等运用极限平衡理论、数值模拟，研究了采空区边缘垂直应力分布特征，窄煤柱上垂直应力分布、巷道围岩变形量与煤柱宽度关系，并据此得到合理窄煤柱宽度的确定方法[13];李磊等采用理论分析方法，建立了沿空掘巷的结构力学模型，推导出“内应力场”宽度表达式，确定了合理的沿空掘巷位置[14];张炜等构建了孤岛面窄煤柱沿空掘巷围岩结构力学模型，研究了沿空掘巷顶板“小结构”的稳定性，揭示了孤岛面窄煤柱沿空掘巷围岩控制机理[15]。查文华等基于理论分析，研究了基本顶断裂线位置与关键块回转角和煤柱上覆载荷之间的关系，理论计算了基本顶断裂位置及合理的煤柱宽度[16];郑西贵等基于理论分析、数值模拟及工程实践，研究了不同宽度护巷煤柱沿空掘巷掘采全过程的应力场分布规律，分析了煤柱宽度对沿空掘巷煤柱和实体帮应力演化的影响，并指出应将本工作面的超前采动影响作为确定沿空掘巷合理煤柱的一个因素[17]。但对于构造应力区沿空巷道窄煤柱合理宽度选取，巷道围岩变形特征等方面的研究仍较少见诸报道。
由于工程地质条件的原因，在采矿工程实践中，部分沿空巷道会不可避免的通过构造应力区域。由于构造应力的复杂性，传统理论模型很难体现构造应力对沿空巷道-围岩-上覆岩层组成承载结构的影响，传统数值模拟方式也不足以还原构造应力区的应力分布、窄煤柱受力变化等情况。因此，需要采用新的方法、手段研究构造应力对沿空巷道窄煤柱上应力分布、巷道围岩变形等特征的影响，确定构造应力区沿空巷道窄煤柱合理宽度，使沿空巷道处于合理的位置，降低巷道支护的难度。
因此，本文以黄岩汇煤矿15111工作面褶曲构造应力区轨道巷为研究对象，根据该工作面附近地应力测量结果和构造应力区地质剖面图，构建了相应的三维地质模型，反演了工作面褶曲构造应力区水平应力，研究了构造应力影响下沿采空区边缘不同位置处垂直应力分布特征，煤柱宽度对构造应力区不同位置沿空巷道煤柱上垂直应力、沿空巷道顶板水平应力及围岩变形量的影响，探索了一种确定构造应力区沿空掘巷窄煤柱合理宽度的新方法。
1 工程概况
黄岩汇煤矿15111工作面所采煤层为15号煤，煤层厚4.30～6.30 m，平均5.2 m，倾角4°～17°，平均8°;直接顶为砂质泥岩，厚度5.0～8.0 m，平均7.0 m，基本顶为中砂岩或粉砂岩，厚度6.0～10.0 m，平均8.0 m;直接底为泥岩，厚度3.0 m岩性为灰色到黑色，底板为砂岩，厚度35.0 m，岩性为灰到灰白色中粒砂岩。15111工作面东部为15109工作面采空区，西部为未采区，北部为轨道运输大巷、胶带大巷等3条大巷，具体如图1所示。
15111工作面平均宽度为180 m，轨道巷长度为2 000 m，巷道断面高宽为4.0 m×5.0 m，窄煤柱段长度1 450 m，地质剖面图如图2所示。
2 地应力测量与数值模型的建立
2.1 地应力测量
根据应力解除法测量地应力原理，采用KX-81型空心包体对黄岩汇煤矿六号通道(1号测点)、15102联巷(2号测点)和2号通道(3号测点)的地应力进行了测量，测量结果见表1。
图1 15111工作面与相邻工作面位置关系
Fig.1 Position schematic diagram of 15111 workface
图2 褶曲构造剖面
Fig.2 Cross section structure of the fold
表1 各测点地应力分量计算结果
Table 1 In-situ stress measurement results different positions
表1中1号测点接近褶曲构造左侧水平段，其中σ1，σ3为最大、最小主应力;σx，σy，σz对应图3中的X，Y，Z方向;α为最大主应力方向;H为埋深。
2.2 数值模型的建立
根据黄岩汇煤矿15111工作面钻孔柱状图、构造应力区剖面图，选取褶曲背向斜交界处左右各300 m区域，采用CAD图形导入FLAC3D软件的方式，对图2方框内区域建立数值模型，如图3(a)所示，模型共308 989个节点，285 420个网格，尺寸为600 m×180 m×220 m(长×宽×高)。
图3 FLAC3D数值模型
Fig.3 FLAC3D numerical model
图3(b)为采空区、工作面、沿空巷道以及监测点分布情况及工作面推进方向，模型中采空区宽度为90 m，工作面和沿空巷道区域宽度为100 m;1～7号点标注了沿工作面推进方向，沿背斜、向斜交界处中心对称分布的7个点，两个相邻点间水平间距为100 m，其中1～3号点位于向斜右翼;4号点位于背斜、向斜交界处，5～7号点位于背斜左翼。
根据实验室和现场地质调查情况，确定各岩层力学参数，见表2。此外，为了使建模更加具体，图3(a)中相同岩层采用标号进行区分，但模拟中力学性质是相同的，如砂质泥岩1，2，3，4等对应表2中砂质泥岩。
3 煤柱宽度优化研究
3.1 理论计算
为初步确定窄煤柱宽度研究范围，根据极限平衡理论[1,18]，运用式(1)计算常规地质条件下，沿空巷道窄煤柱宽度范围。
表2 各岩层力学参数
Table 2 Mechanical parameters of the various strata
B=X1+X2+X3
(1)
式中，B为煤柱宽度，m;X1为工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度，m，其值按式(2)计算;X3为锚杆有效长度，取1.5 m;X2为考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(X1+X3)×(30%～50%)计算。
(2)
式中，m为煤层厚度，5.2 m;A为侧压系数，A=μ/(1-μ)，μ为泊松比，μ=0.25，故A取0.33;φ0为煤层界面的内摩擦角，25.0°;C0为煤层界面的黏聚力，2.0 MPa;K为应力集中系数，取1.7;γ为上覆岩层的平均容重，25 kN/m3;H为巷道埋深，根据工作面平均埋深取330.0 m;pz为锚杆对煤帮的支护阻力，在采空区侧取值为0.30 MPa。
将以上数据带入式(1)，(2)计算得X1=2.04 m， X2=1.36～2.25 m，B=4.9～5.79 m。由此确定理论计算所得合理煤柱宽度范围为4.9～5.79 m。
3.2 构造区应力场反演
褶曲主要是由岩层水平运动引起，水平应力是褶曲构造应力区的主要应力，因此褶曲构造地应力反演主要为水平应力场反演。根据康红普等[8]的研究，煤岩体内水平应力场主要由自重应力和构造运动引起的水平应力场组成，煤岩体中水平应力场可由式(3)表示:
σh=Hg+Ht
(3)
其中，Hg为由自重应力产生的水平应力场;Ht为由构造应力场产生的水平应力场。因此，构造应力区水平应力场反演过程分为自重水平应力场和构造水平应力场反演。
(1)自重应力场反演:如图3所示模型底面垂直位移固定，4个侧面法向水平位移固定，顶面施加3.75 MPa的上覆岩层自重应力，模型在自重下运算至平衡。
(2)构造水平应力场反演:根据构造应力场水平应力分量，模拟构造应力区岩层水平运动，解除模型右侧水平位移固定的边界条件，施加一个v=6.0×10-6 m/step的经验速度边界条件，运动位移及需要运算步数可由式(4)确定:
vS=εL
(4)
其中，v为水平速度;S为运算时步;ε为构造应力产生的水平应变量;L为模型长度，600 m。由表1可知，该矿埋深330 m处自重应力为9.92 MPa，沿X方向水平应力为19.62 MPa，自重应力产生水平应力为3.27 MPa(μ=0.25)，由式(3)可得构造应力产生的水平应力为16.35 MPa;因而，构造应力产生的水平应变量为3.50×10-3(弹性模量E=4.67 GPa)。此外，由模型长度为600 m及式(4)可知S=350 000，即需运算350 000步。
3.3 煤柱宽度优化研究
煤柱宽度优化的数值模拟研究过程分本工作面相邻采空区开挖和沿空巷道开挖两个阶段:
(1)相邻采空区开挖阶段:在本区段上方(图3(b)白色部分)开挖宽度为80 m的上区段采空区，计算至模型内部应力平衡，研究1～7号测点在垂直采空区边缘100 m内煤层上垂直应力分布特征。
(2)沿空巷道开挖阶段:根据理论计算结果，窄煤柱合理宽度在4.90～5.79 m，由于理论计算过程中未考虑构造应力、煤层倾角等因素的影响，因而本研究将采空区侧留设煤柱宽度范围扩大为4.0～16.0 m，宽度间隔为1.0 m，以保证护巷煤柱宽度在合理的宽度范围内，并研究护巷煤柱上垂直应力、巷道顶板拉应力、围岩变形随煤柱宽度不同而变化的规律，从而确定合理的煤柱宽度。
4 模拟结果和现场实测分析
4.1 构造应力区水平应力反演情况
由于篇幅限制，图4仅展示了地应力反演得到的X方向水平应力云图，图中煤层最左端位置，即埋深约330 m位置水平应力在1.92～20.2 MPa，地应力实测水平应力为19.62 MPa，表明该反演基本还原了原地应力场。
图4 X方向的水平应力云图
Fig.4 Contour of horizontal stress in X direction
4.2 采空区边缘煤层上垂直应力变化特征
图5展示了位于褶曲1～7号位置，垂直采空区边缘到100 m内煤层上方垂直应力分布情况。显然，采空区边缘垂直应力峰值随着工作面埋深增加而增加，应力集中系数随着埋深增加而减少，1～7号点采空区边缘垂直应力峰值依次为20.70，20.59，20.11，18.32，15.95，14.83和14.20 MPa;而应力集中系数则为1.66，1.74，1.97，2.15，2.23，2.51，2.62;构造应力对垂直应力集中系数减少量的影响在背斜、向斜交界两翼中部较为明显且呈中心对称分布，2～3号、5～6号点之间应力集中系数分别为0.23，0.28，大于其他两个相邻点之间的减少量。
图5 不同位置采空区边缘煤层上垂直应力分布
Fig.5 Vertical stress distribution along the gob-side on various positions
对比1～7号位置垂直应力分布曲线可知，应力降低区在采空区边缘6.0～7.0 m的范围内;构造应力对采空区边缘煤层上垂直应力分布特征也有影响，背斜左翼(4～7号点位置内)垂直应力内应力场比较明显，表现出明显的抛物线特征，而向斜右翼(1～3号点位置)却不明显。
4.3 构造应力区煤柱上垂直应力变化特征
煤柱上垂直应力分布情况能直观的反映煤柱内状态。本研究对护巷煤柱宽度分别为4.0～16.0 m时煤柱上垂直应力分布特征进行了研究，但限于篇幅，仅列出了处于临界宽度(5.0，6.0，7.0和16.0 m)1～7号位置煤柱上垂直应力分布特征，如图6所示。
图6 不同煤柱上垂直应力分布特征
Fig.6 Vertical stress distribution in different width pillar
由图6可知，构造应力区沿空巷道窄煤柱上垂直应力峰值偏向于巷道一侧;随着埋深和煤柱宽度增加，煤柱上垂直应力分布特征也相应变化。
(1)煤柱宽度为5.0 m时，煤柱上的垂直应力分布曲线呈单峰值状态，其垂直应力峰值在11.5～14.50 MPa，略高于图5中原岩应力的5.33～12.50 MPa，表明煤柱内部开始出现弹性核。
(2)煤柱宽度为6.0 m时，煤柱上垂直应力分布特征开始明显变化:向斜右翼1～3号位置煤柱上的垂直应力开始呈“马鞍形”，背斜左翼4～6号位置煤柱上垂直应力仍近似呈“抛物线”形，但峰值已经变的扁平。处于褶曲以背、向斜交界处为中心对称位置的2～3号、5～6号处煤柱上垂直应力分布曲线呈“分别相似特征”，即向斜右翼2～3号位置煤柱上垂直应力曲线的值和变化趋势相近，5～6号位置煤柱上垂直应力曲线的值和变化趋势也相近但与2～3号位置不同;褶曲背、向斜交界处(4号位置)煤柱上垂直应力曲线处于褶曲背、向斜位置煤柱垂直应力曲线中间，且与二者峰值差值较大。
(3)煤柱宽度为7.0 m时，各位置煤柱上垂直应力值较煤柱宽度为6.0 m时大，煤柱上垂直应力曲线均呈“马鞍形”，煤柱上垂直应力峰值在16.0～20.0 MPa，已接近采空区边缘垂直应力峰值，表明煤柱位置已经开始向应力增高区移动。垂直应力曲线的“分别相似”特征比煤柱宽度为6.0 m时明显，影响范围也由2～3号和5～6号位置扩大到1～3号和5～7号位置，表明构造应力对背、向斜中心对称位置煤柱上垂直应力分布特征的影响范围随着煤柱宽度增加而增加。
(4)煤柱为16.0 m时，处于褶曲背、向斜中心对称位置煤柱上的垂直应力分布曲线呈较为对称的“马鞍形”，垂直应力峰值在23.62～18.64 MPa;靠近采空区一侧煤柱上部垂直应力出现峰值在12.90～13.60 MPa的明显“内应力场”;褶曲背、向斜各位置煤柱上垂直应力曲线集中程度大于煤柱宽度为7.0 m时，其背、向斜对称位置垂直应力曲线的“分别相似”特征也更加明显。
以上研究表明，巷道处于6.0～7.0 m时煤柱内具有弹性核，且煤柱上垂直应力较低。
4.4 巷道顶板水平应力分布特征
煤矿巷道顶板对水平应力较为敏感。图7为不同宽度煤柱条件下，1～7号位置巷道顶板中点水平应力的分布特征。
图7 不同宽度煤柱条件下巷道顶板水平应力变化特征
Fig.7 Horizontal stress change characteristics of roadway with various coal pillar width
褶曲不同位置巷道顶板水平应力呈以下特征:褶曲向斜右部巷道顶板中点水平应力大于背斜左部，褶曲背、向斜中心对称位置的1～3号、5～7号巷道顶板中点水平应力也呈“分别相似性”特征;以褶曲背、向斜分界为中线，即4号位置，煤柱宽度为4.0～8.0 m时，巷道顶板水平应力向褶曲背、向斜轴部方向呈递减趋势;煤柱宽度为9.0～16.0 m时，其向褶曲背、向斜轴部方向呈递增趋势。
随着煤柱宽度增加，各位置巷道顶板中点水平应力呈先减少后增加而后再减少趋势:煤柱宽度为6.0 m时，1～2号位置巷道顶板中点水平应力下降到极小值，在2.79～3.85 MPa，其他在煤柱宽度为7.0 m左右下降到极小值，在2.77～3.43 MPa;煤柱宽度为14 m时，上升到极大值，在4.22～5.14 MPa。因此，从巷道顶板水平应力最小值方面考虑，煤柱合理宽度应为6.0～7.0 m。
4.5 巷道围岩变形量变化特征
巷道围岩变形量是评价巷道支护效果和煤柱宽度合理性的重要指标。图8为不同煤柱宽度条件下，1～7号位置巷道围岩变形量，曲线1～7代表1～7号位置，曲线8为1～7号位置围岩变形量均值曲线。
图8 不同煤柱宽度煤柱条件下巷道围岩变形量
Fig.8 Roadway deformation with different coal pillar width
由图8可知，煤柱宽度4.0～10.0 m时，褶曲对其背、向斜中心对称位置巷道围岩变形量明显不同，即也存在“分别相似”特征:1～4号位置巷道围岩变形量随煤柱宽度增加呈先减少后增加的趋势，且其达到极小值的煤柱宽度随埋深增加而减少;5～7号位置巷道围岩变形量呈逐渐增加趋势。当煤柱宽度>10.0 m后，不同位置巷道围岩变形量变化趋势趋于一致，随煤柱宽度增加先增加后减少，并在煤柱宽度为14.0 m时达到极大值。
随着煤柱宽度增加，巷道平均围岩变形量呈先减少后增加的趋势，并煤柱宽度为6.0～7.0 m时基本保持不变，在476～477.4 mm。由此确定，煤柱宽度在6.0～7.0 m时，巷道围岩变形量均值较小，煤柱宽度较为合理。
综合模拟中得到的构造应力区采空区边缘煤层上垂直应力，不同宽度护巷窄煤柱上垂直应力分布、巷道顶板拉应力、巷道围岩变形量变化特征，可知煤柱宽度在6.0～7.0 m时，巷道、护巷煤柱所处力学环境对巷道维护和煤柱承载较为有利，因此，确定构造应力区煤柱宽度为6.5 m。
4.6 现场巷道围岩变形监测
确定沿空巷道窄煤柱宽度为6.5 m后，对15111工作面巷道进行现场工业实验，同时在褶曲背、向斜交界处，背斜左翼、向斜右翼轴部附近分别布置监测点，对巷道实体煤帮、煤柱帮和巷道顶板下沉量进行监测，得到巷道掘进140 d内围岩变形量情况，如图9所示。
图9 不同位置巷道围岩变形量
Fig.9 Roadway deformation in different positions
由图9可知，巷道掘进稳定期在85 d左右;巷道围岩变形量随埋深增加而增加:背斜左翼监测点巷道围岩变形量为430 mm，背、向斜交界处为466 mm，向斜右翼为530 mm，表明煤柱宽度为6.5 m时，巷道维护效果较好。由图8可知，煤柱宽度为6，7 m时，1号、4号、7号位置巷道围岩变形量范围分别为508～560，449～476和417～431 mm，基本涵盖了各位置实测巷道围岩变形值，证明了三维建模技术、地应力反演、理论计算方法确定沿空巷道窄煤柱合理宽度的可行性。
5 结 论
(1)受构造应力影响，褶曲构造应力区采空区边缘应力集中系数随着埋深增加而减少，其减少量在背斜左翼、向斜右翼中部较为明显。
(2)构造应力区沿空巷道窄煤柱上垂直应力峰值偏向于巷道一侧。处于褶曲背、向斜中心对称位置煤柱上垂直应力分布情况呈“分别相似”特征，且该特征随着煤柱宽度增加而增加;煤柱宽度增加到16.0 m时，煤柱上垂直应力出现明显的内、外应力场。
(3)随着煤柱宽度增加，同一位置巷道顶板中点水平应力值呈先减少后增加而后再减少的趋势。受构造应力影响，煤柱宽度为4.0～8.0 m时，巷道顶板中点水平应力值自褶曲背、向斜交界处向背、向斜轴部方向递减;煤柱宽度为9.0～16.0 m时，其向两方向表现出递增的趋势。
(4)构造应力对巷道围岩变形影响在煤柱宽度较窄时比较明显，煤柱宽度4.0～10.0 m时巷道围岩变形量变化特征在背斜左翼、向斜右翼呈“分别相似”特征;煤柱宽度>10.0 m时，两翼巷道围岩变形量变化特征趋于一致;巷道平均围岩变形量随着煤柱宽度增加呈先减少后增加的趋势，并在煤柱宽度为6.0～7.0 m时达到极小值。综合考虑数值模拟结果，确定护巷煤柱宽度为6.5 m。
参考文献(References):
[1] 柏建彪，侯朝炯，黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究[J].岩石力学与工程学报，2004，23(20):3475-3479.
BAI Jianbiao，HOU Chaojiong，HUANG Hanfu.Numerical simulation study on stability of narrow coal pillar of roadway driving along goaf[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2004，23(20):3475-3479.
[2] 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.Rational position determination of roadway driving along next goaf for fully-mechanized top coal caving mining[J].Journal of China University of Mining & Technology，2000，29(2):186-189.
[3] 华心祝，刘淑，刘增辉.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.Research on strata pressure characteristic of gob-side entry driving in island mining face and its engineering application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2011，30(8):1646-1651.
[4] 谢广祥，杨科，刘全明.综放面倾向煤柱支撑压力分布规律研究[J].岩石力学与工程学报，2006，25(3):545-549.
XIE Guangxiang，YANG Ke，LIU Quanming.Study on distribution laws of stress in inclined coal pillar for fully mechanized top-coal caving face[J].China Journal of Rock Mechanics and Engineering，2006，25(3):545-549.
[5] 李学华，鞠明和，贾尚昆，等.沿空掘巷窄煤柱稳定性影响因素及工程应用研究[J].采矿与安全工程学报，2016，33(5):761-769.
LI Xuehua，JU Minghe，JIA Shangkun,et al.Study of influential factors on the stability of narrow coal pillar in gob-side entry driving and its engineering application[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2016，33(5):761-769.
[6] 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.Research on deformation controlling mechanism of the narrow pillar of roadway driving along next goaf[J].Journal of Mining & Safety Engineering，2010，27(4):517-521.
[7] 康红普，司林坡，张晓.浅部煤矿井下地应力分布特征研究及应用[J].煤炭学报，2016，41(6):1332-1340.
KANG Hongpu，SI Linpo，ZHANG Xiao.Characteristics of underground in-situ stress distribution in shallow coal mines and its applications[J].Journal of China Coal Society，2016，41(6):1332-1340.
[8] 康红普，吴志刚，高富强，等.煤矿井下地质构造对地应力分布的影响[J].岩石力学与工程学报，2012，31(S1):2674-2680.
KANG Hongpu，WU Zhigang，GAO Fuqiang，et al.Effect of geological structures on in-situ stress distribution in underground coal mines[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2012，31(S1):2674-2680.
[9] 王金安，李飞.复杂地应力场反演优化算法及研究新进展[J].中国矿业大学学报，2015，44(2):189-205.
WANG Jin’an,LI Fei.Review of inverse optimal algorithm of in-situ stress filed and new achievement[J].Journal of China University of Mining & Technology，2015，44(2):189-205.
[10] 汪占领，康红普，林健.褶皱区构造应力对巷道支护影响研究[J].煤炭科学技术，2011，39(5):25-28.
WANG Zhanling,KANG Hongpu,LIN Jian.Study on structural stress of fold zone affected to mine roadway support[J].Coal Science and Technology，2011，39(5):25-28.
[11] 赵毅鑫，焦振华，刘华博，等.基于GIS建模的大采高工作面矿压显现规律模拟研究[J].中国矿业大学学报，2017，46(1):33-40.
ZHAO Yixin,JIAO Zhenhua,LIU Huabo,et al.Simulation of ground pressure distribution at large mining height face based on GIS techniques[J].Journal of China University of Mining & Technology，2017，46(1):33-40.
[12] 赵毅鑫，姜耀东，张科学，等.基于扰动状态理论的回采巷道稳定性分析[J].中国矿业大学学报，2014，43(2):233-240.
ZHAO Yixin,JIANG Yaodong,ZHANG Kexue,et al.Analysis of gateroad stability in underground coal mining based on disturbed state theory[J].Journal of China University of Mining & Technology，2014，43(2):233-240.
[13] 张科学，张永杰，马振乾，等.沿空掘巷窄煤柱宽度确定[J].采矿与安全工程学，2015，32(3):446-452.
ZHANG Kexue，ZHANG Yongjie，MA Zhenqian，et al.Determination of the narrow pillar width of gob-side entry driving[J].Journal of Mining & Safety Engineering，2015，32(3):446-452.
[14] 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.Rational position and control technique of roadway driving along next goaf in fully mechanized top coal caving face[J].Journal of China Coal Society，2012，37(9):1564-1569.
[15] 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):36-42,55.
ZHANG Wei,ZHANG Dongsheng,CHEN Jianben,et al.Control of surrounding rock deformation for gob-side entry driving in narrow coal pillar of island[J].Journal of China University of Mining & Technology，2014,43(1):36-42,55.
[16] 查文华，李雪，华心祝，等.基本顶断裂位置对窄煤柱护巷的影响及应用[J].煤炭学报，2014，39(S2):332-338.
ZHA Wenhua，LI Xue，HUA Xinzhu，et al.Impact and application on narrow coal pillar for roadway protecting from fracture position of upper roof[J].Journal of China Coal Society，2014，39(S2):332-338.
[17] 郑西贵，姚志刚，张农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报，2012，29(4):459-465.
ZHENG Xigui，YAO Zhigang，ZHANG Nong.Stress distribution of coal pillar with gob-side entry driving in the process of excavation & mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering，2012，29(4):459-465.
[18] 柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社，2006.
BAI Jianbiao.Surrounding rock control goaf-side entry[M].Xuzhou:China University of Mining and Technology Press，2006.
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