留窄煤柱综放沿空掘巷技术已在我国众多矿区使用，其中，煤柱的稳定性是该技术成功实施的关键[1-4]。综放工作面端头区域是集采、运、通风、行人为一体的重要出口，为保证该区域的安全，我国很多综放工作面采用两端头区不放煤或少放煤的方式[5]。但是，随着工作面的推进，端头支架及过渡支架前移，架后端头区未放顶煤及巷道顶板将失去支撑，并在矿山压力作用下垮落至巷道。这些垮落堆积的煤岩体会对下区段工作面窄煤柱的稳定性产生影响[6]。因此，研究工作面端头区煤岩体垮落状态及注浆加固对窄煤柱的维护效果具有重要意义。
长期以来，对端头区煤岩体的研究大都集中在端头顶煤开采方面，进行了端头区支护、放煤试验、放煤支架研制及改造等研究[7-11]。在窄煤柱稳定性控制方面，主要是通过理论分析、现场观测来揭示煤柱变形机理[12-14]，并通过改变煤柱宽度及支护参数等对其稳定性进行控制[15-20]。容易忽视的是，窄煤柱沿空巷道一侧的支护结构极易失效，导致煤柱沿空侧约束弱化，进而引发失稳，这就需要研究窄煤柱侧向约束力的恢复方法。
在受力状态上，窄煤柱留设前，处于该位置的煤体为单面临空状态;沿空掘巷后，窄煤柱处于双面邻空状态。如果上一区段废弃巷道被垮落的煤岩体充填并辅以注浆胶结，则该充填体能为窄煤柱提供一定的侧向约束力，窄煤柱也将由双面临空再次转变为单面临空，从而提高煤柱的承载能力。同时，上区段端头区垮落的煤岩体是窄煤柱巷旁充填难得的骨料[6]，也是巷旁注浆过程中防跑浆的阻挡体，这为有效注浆加固提供了条件。但是，目前对上区段端头垮落煤岩体的形态以及巷旁注浆加固对窄煤柱承载力的恢复的可行性和效果鲜有研究。
笔者结合鲍店煤矿放顶煤开采技术条件，现场观测了工作面端头区的顶煤垮落堆积形态;基于端头垮落煤岩体注浆加固建立了双面侧限力学模型和注浆加固后的三面侧限力学模型，并开展了实验探究，分析了注浆加固体对煤柱残余承载能力提升的影响机制及效果。最后，提出了基于端头垮落煤岩体注浆加固的窄煤柱稳定性的控制方法，并进行了现场验证。
1 工作面端头区域放煤情况
选取山东济宁鲍店煤矿6302综放工作面为研究对象，该工作面走向长980 m，倾向长200 m，工作面埋深约340 m。煤层厚度平均8.6 m，煤层平均倾角6°，机采高度3.0 m，放煤高度约5.6 m。直接顶为平均厚度3.5 m的粉砂岩，裂隙较发育，普氏硬度系数f=4～5;基本顶为厚12.47 m的粉砂岩互层。工作面轨道平巷为上宽4.2 m，下宽4.8 m，高3.2 m的梯形巷道，沿采空区留设3.0 m宽的窄煤柱护巷。窄煤柱采用长度均为2.0 m的锚杆支护，间、排距均为800 mm。
图1为综放工作面6301～6303工作面的位置关系。工作面端头一般6～8 m不放煤。图1中A—A剖面为6301工作面回采期间的端头遗留煤示意图，此时的待采工作面为6302工作面;B—B为6302工作面回采期间的示意图。6301和6302工作面之间留设3 m左右的窄煤柱护巷，此时的待采工作面为6303，6301工作面已采完。可以看出，在6302工作面开采时，上区段6301端头区会残留大量的顶煤，且会在矿山压力及失去支撑的作用下垮落并坠入巷道，充填上区段平巷(即6301运输平巷)，其垮落和充填的形态是研究的重点。
图1 6301和6302综放工作面接续关系及端头区遗煤示意
Fig. 1 6301 and 6302 fully-mechanized working faces and
the abandoned coal at the working face end area
2 端头区煤岩体垮落形态
鲍店煤矿综放工作面垮落带特征的钻探结果表明，支架后方顶煤垮落角α约为68°[21]，如图2(a)所示(图2中Md，Zd，Mh,Zh,Mh′,Zh′均为岩体)。工作面推进后，端头未放顶煤垮落并形成自然安息角为β的斜坡，相关研究表明，矿岩散体放出安息角与散体粒径和散体非均匀度有关[22]，本文取β为35°。
图2 端头区煤岩体垮落过程及形态示意
Fig. 2 Caving process of the coal and rock mass from
the roof at the working face ends
端头区顶部煤岩体的垮落是一个渐进过程。随着工作面的推进，基本顶关键岩块发生回转变形，端头支架顶煤Md及直接顶Zd垮落。顶煤高为5.6 m，直接顶高4.2 m，理想情况下形成如图2(b)所示的垮落形态。其中，右侧与已垮落直接顶接触，形成统一的整体，左侧由于缺乏限制，将会自然垮落堆积。
端头支架移架后，巷道顶板将在一定时间内保持自身稳定，但随着工作面的持续推进，基本顶关键块持续回转，此时巷道靠近工作面的部分顶板可能发生失稳，部分顶煤Mh′及直接顶Zh′垮落堆积形成如图2(c)所示的形态，这种状态下垮落的顶煤及直接顶还不能够完全充填回采巷道，会在巷道上方形成一定范围的三角状空洞。
在特殊情况下(如切顶[23])，巷道顶煤Mh及直接顶Zh将会全部垮落形成图2(d)所示形态，在这种理想状态下，巷道基本上会被垮落的顶煤及破碎的直接顶充填严实。
3 端头区垮落煤岩体形态现场观测
3.1 钻孔观测
(1)观测施工参数。为探究窄煤柱采空区侧巷道被垮落煤岩体充填的状态，选择鲍店煤矿6302轨道巷(沿空巷道)设立观测站对上区段工作面废弃巷道进行钻孔观测。施工钻孔地点选择在距离本工作面约170 m的位置。施工5个钻孔，钻孔打好后即采用窥视仪对ZK1～ZK5钻孔进行摄像观测。钻孔位置如图3所示，钻孔施工参数见表1。
图3 钻孔施工位置示意
Fig. 3 Sketch map of drilling construction
表1 钻孔施工参数
Table 1 Parameters of the boreholes
钻孔编号始端距底板高度/cm末端距底板高度/cm钻孔深度/cm钻孔角度ZK1160302460仰角18°ZK2120120370水平ZK3123123340水平ZK4200200350水平ZK5257257380水平
(2)观测结果及分析。对5个钻孔分别进行观测，如图4(a)～(d)所示，钻孔ZK1～ZK5孔底均为破碎煤体。 ZK1具有一定的仰角(约为18°)，且长度为460 cm，为最深钻孔，其水平深度为437 cm，已经深入至上区段巷道宽度的137 cm处，约占上区段巷道宽度的30.4%。如图4(e),(f)所示，ZK1,ZK2和ZK5分别在310,340和342 cm处揭露上区段锚杆、梯子梁和锚网、煤墙等，证明钻孔已经打穿煤柱。因此，上区段巷道30.4%宽度范围内，高度为302 cm范围内，均为已经垮落的煤岩体，与图2(d)描述的情况相符。
图4 钻孔孔底及揭露锚护材料实物
Fig. 4 Diagrams of borehole bottoms and anchor materials
3.2 直接观测
对6302工作面端头煤岩体垮落形态进行了直接摄像观测，由于受到多次扰动，端头支架上方煤岩破碎程度较高[9]，为防止支架失稳，采用端头支架铺顶网的作业方式。但是，观测发现，端头支架后的顶网不位于垮落煤岩体的底部，而是被“流入”巷道的煤体挤出，出现顶网在巷道的现象，这说明煤岩垮落堆积后逐渐向两侧滚动，最终将端头支架顶网“挤出”，如图5(a)所示。
摄像观测了废弃巷道内煤岩体垮落堆积情况。如图5(b)所示，在靠近支架位置的废弃巷道中，主要为端头支架上方垮落后“流入”的松散岩块，由于距离工作面较近，所以松散岩块的量较小。但是，支架后方更深处，关键块体回转量加大，巷道内不仅有来自端头的顶煤，还有巷道上方“坠入”的松散岩块(图5(c))，其内部基本被垮落的煤岩体充填严实，其结果与图2(c)所示的过程相同，这部分垮落的煤岩体为后期注浆加固维护窄煤柱的稳定性提供了条件。
图5 工作面废弃巷道内垮落煤岩体实物
Fig. 5 Photographs of the crashed roof in the roadway of
working face
综上所述，端头支架上部留有厚5.6 m，宽6～8 m的松散顶煤，垮落后流入巷道内部。随着工作面的推进及关键块的回转，厚度为6 m的顶煤垮落后坠入巷道。随着端头区上部煤层垮落与流入，上区段废弃巷道部分被堵实，可以考虑对其进行注浆加固，在一定程度上限制煤柱向采空区侧变形与垮落，充分利用垮落煤体的位置优势提高煤柱稳定性。
4 端头区垮落煤岩体注浆加固对窄煤柱承载能力的影响
4.1 力学模型的建立
窄煤柱在沿空掘巷前处于三向受力状态(单面临空)，沿空掘巷后处于双向受力状态(双面临空)。将三维问题进行简化，建立窄煤柱的双面侧限力学模型。如图6所示，将窄煤柱截取一段，简化为双轴压缩模型，采用自制的夹具进行双面侧限试验，在这种状态下，沿着窄煤柱长轴(x轴)方向应变为0，垂直于长轴方向(y轴)应力为0。
图6 窄煤柱双面侧限模型
Fig. 6 Narrow coal pillar under biaxial plane strain
compression
以垮落煤岩体为骨料，进行巷旁注浆加固充填，形成如图7所示的充填体，可简化并建立三面侧限轴向压缩力学模型。该充填体将对煤柱提供一定的侧向支撑力(简化为位移约束)，也就是将双面侧限状态改变为三面侧限压缩状态，侧向3个面为位移约束。
图7 窄煤柱注浆充填后的三面侧限轴向压缩模型
Fig. 7 Narrow coal pillar under three-side fixed compression
after lateral grouting
图8 双面侧限实验及侧向支护强化方式示意
Fig. 8 Biaxial compression test and the lateral reinfo-
rcement method
4.2 巷旁注浆承载力恢复实验
4.2.1 实验方法概述
通过所建立的力学模型开展双面侧限和三面侧限压缩实验(模拟注浆充填)。试样采用水泥砂浆制备，尺寸为100 mm×100 mm×100 mm。采用侧向约束板来模拟煤柱块体的受力环境，加载到试块产生残余应力。在残余应力到达时或到达前进行注浆模拟，施加横向支护载荷，具体是向约束板和试样表面之间注入含一定水分的土层(约2 cm)，如图8所示。随着加载的进行，试样不断扩容从而和松散土体接触，模拟巷旁注浆的承载力恢复过程，继而研究试样承载力恢复效果。
4.2.2 煤柱承载力恢复特性
通过上述简化的充填方式对破坏后的试样进行承载力恢复实验模拟，记录试样的应力-应变曲线，如图9所示。可以看出，试样在双面侧限条件下的抗压强度为5.35 MPa，峰值后表现出明显的应力降低现象，在降低到一定程度后，进行巷旁注浆加固模拟。加固后的试样仍然经历了小幅度的应力降低，其原因是充填体与试样表面之间未紧密接触以及充填体未压实，该阶段为煤壁与充填体的着力阶段。紧密接触后，充填体为试样提供了一定的侧向支护力，应力上升，说明煤柱承载力得到强化。在充填体一侧的原有的裂隙也不断被挤压闭合，使得试样的整体性得到恢复。因此，试样沿空侧注浆后，改善了其受力环境，从双向受力变为三向受力，强度得到强化。
需要指出的是，通过这种方式来模拟煤柱承载力的恢复还有许多不足之处，如未考虑锚杆的支护效应等，因此，并不能完全模拟煤柱承载力恢复的实际情况，而是一种简化的实验探究方法。
4.2.3 试样破坏形态对比分析
如图10(a)所示，双轴加载后的试样呈现对称的“人”字形剪切破坏形式，破坏后的试样靠中部“人”字残留结构支撑，表现出中部稳定两端破碎现象，这与相关研究结果一致[24];注浆加固后，试样逐渐与充填体贴合并“黏接”成为一个整体(图10(b))，试样呈现出向自由面横向扩容现象，整体较完整。充填后的试样两端也有剪切破坏的痕迹，但是在注浆加固侧的剪切裂隙有明显的后期压密闭合现象，试样破坏并不对称性，产生这种现象的原因主要是注浆后侧向支护得到强化，试样的扩容只能从支护强度较小一侧(自由面)进行。
图9 试样承载力恢复应力-应变曲线
Fig. 9 Stress and strain curve of sample during the
recovery of bearing capacity
图10 注浆充填加固前后试样破坏形态
Fig.10 Failure modes of sample before and after lateral grouting
4.3 煤柱承载力恢复效果讨论
实验测取了不同配比的立方体水砂试样双轴压缩的峰值强度和残余强度的关系，结果如图11所示。可知，残余强度与峰值强度之间呈正相关，相关系数R2=0.852 2。残余强度与峰值强度的平均比值为0.49，说明在双轴压缩条件下残余强度为峰值强度的49%。
图11 双轴压缩下试样残余强度与峰值强度的关系
Fig. 11 Relationship of biaxial plane strain compressive
residual strength and peak strength
三面侧限为注浆充填的理想状态，张茂林[25]通过水砂试样进行了大量三面侧限的实验，研究了三轴侧限条件下试样峰值强度与残余强度之间的关系，得出平均峰值强度4.5 MPa，平均残余强度3.6 MPa，残余强度为峰值强度的79.8%。该结果较双轴压缩条件增加了30.8%，说明理想条件下注浆可使得煤柱承载能力提高30%左右。
如图12所示，以上区段工作面端头区垮落煤岩体为骨料和阻挡体，通过在沿空巷道侧施工钻孔对端头区松散煤岩体进行注浆加固，一方面使较大孔洞得到充填，另一方面可胶结松散的煤岩体成为统一的整体，为窄煤柱提供侧向支撑，达到减小煤柱侧向变形的目的，同时这种方法将煤柱的双向受力状态转化为三向受力状态，大大提高了窄煤柱的残余承载能力，又实现堵漏风、减小基本顶关键块回转量等作用，可以适当根据煤矿地质条件及需求推广使用。
4.4 工程实践
鲍店煤矿6302综放工作面窄煤柱宽度为3.0 m，采用长度为2.0 m的锚杆支护，间、排距为800 mm。采用泡沫粉煤灰外加水泥等材料灌浆充填上区段废弃巷道。如图13所示，将制浆站布置于地面，制备的浆液可通过管路输送至工作面沿空巷道中，在窄煤柱中部钻孔并布置充填管路，对沿空侧废弃巷道进行充填。
图12 窄煤柱采空区侧注浆充填/加固机制
Fig. 12 Gob-side grouting filling/reinforcement mechanism
of narrow coal pillar
图13 地面制浆系统工作面灌浆系统示意
Fig. 13 Diagram of ground pulping system and borehole grouting system
图14为井下注浆钻孔和煤柱实物图，注浆钻孔中埋设了管路，可以看出，该注浆管已经被浆液充填。图14右图显示的是现场窄煤柱的照片，可以看出，窄煤柱整体比较完整，得到了有效的控制。虽然窄煤柱裂隙仍然比较发育，但是由于巷旁充填体堵漏风的作用，开采过程中并未发现采空区高温、发火等异常现象。在受工作面超前压力影响时，靠近工作面位置的煤柱出现了较大变形，但是通过打单体支柱超前支护，巷道变形得到了很好的控制。
图14 注浆钻孔和煤柱实物
Fig.14 Pictures of grouting borehole and pillar
5 结 论
(1)综放工作面回采后，废弃巷道基本被垮落的顶煤及端头区坠入和流入的松散煤岩体充填严实，可通过注浆加固为煤柱提供一定的侧向约束力。
(2)窄煤柱承载力恢复实验表明，注浆加固体与煤柱表面紧密接触需要一定的着力时间，接触后，窄煤柱承载力将稳步增强。注浆加固后的煤柱破坏形态也由原来对称的“人”字形剪切破坏转变为向自由面扩容的破坏形式，整体表现完整。
(3)理想条件下，巷旁注浆后的煤柱残余承载能力可提高30%左右。
(4)对窄煤柱沿空侧垮落煤岩体进行注浆充填即是从内部环境上为煤柱提供侧向支护力，又是从外部充填体结构上控制煤柱稳定性，能同时起到采空区防灭火和煤柱维护的作用，可为同类条件的煤柱稳定性控制提供一定借鉴。
[1] 柏建彪.沿空掘巷围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.
[2] 岳帅帅,谢生荣,陈冬冬,等.15 m特厚煤层综放高强度开采窄煤柱围岩控制研究[J].采矿与安全工程学报,2017,34(5):905-913.
YUE Shuaishuai,XIE Shengrong,CHEN Dongdong,et al.Research on surrounding rocks control of narrow pillar with high-intensity fully-mechanized top coal caving mining in 15 m ultra-thick coal seam[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(5):905-913.
[3] 张科学,姜耀东,张正斌,等.大煤柱内沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定[J].采矿与安全工程学报,2014,31(2):255-262.
ZHANG Kexue,JIANG Yaodong,ZHANG Zhengbin,et al.Determining the reasonable width of narrow pillar of roadway in gob entry driving in the large pillar[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(2):255-262.
[4] 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 and mining[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(4):459-465.
[5] 黄炳香,刘长友,王美柱,等.提高综放工作面端头煤层放出率的试验[J].煤炭科学技术,2010,38(3):1-4.
HUANG Bingxiang,LIU Changyou,WANG Meizhu,et al.Test to improve top coal caving rate at face end of fully mechanized top coal caving mining face[J].Coal Science and Technology,2010,38(3):1-4.
[6] 张洪伟,万志军,张源.非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱 巷旁注浆加固机理[J].采矿与安全工程学报,2018,35(3):489-495.
ZHANG Hongwei,WAN Zhijun,ZHANG Yuan.Mechanism of grouted-reinforcement in last roadway for pillar in the fully-mechanized gob-side entry[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2018,35(3):489-495.
[7] 陈季斌,窦林名,曹胜根.综放面端头放顶煤研究[J].煤炭科技,2008(4):52-55.
CHEN Jibin,DOU Linming,CAO Shenggen.The implementation and study of end support at top coal caving fully-mechanized workface[J].Coal Science and Technology Magazine,2008(4):52-55.
[8] 代进,李洪,蒋金泉.放顶煤工作面端头"弧三角形悬板"的弹性分析[J].岩石力学与工程学报,2004,23(S2):4757-4760.
DAI Jin,LI Hong,JIANG Jinquan.Elastic analysis of suspended triangle roof plate with curve side on the end of sub-level caving mining face[J].Chinese Journal of Rock Mechanics ang Engineering,2004,23(S2):4757-4760.
[9] 金太,李伟,孔庆康,等.鲍店煤矿综放工作面端头放顶煤实践[J].煤炭科学技术,1998,28(3):40-42.
JIN Tai,LI Wei,KONG Qingkang,et al.Practice of top coal caving at the end of fully mechanized caving face in Baodian Coal Mine[J].Coal Science and Technology,1998,28(3):40-42.
[10] 时成忠,刘长友,赵通.综放工作面端头区煤岩的冒放规律及合理工艺参数[J].采矿与安全工程学报,2017,34(3):425-430.
SHI Chengzhong,LIU Changyou,ZHAO Tong.Caving law of the coal and rock in the end zone of the fully mechanized caving face and its rational technological parameters[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2017,34(3):425-430.
[11] 张亚宁,解立赫,张岱岳.综放工作面端头放煤研究进展与展望[J].煤炭工程,2017,49(10):35-42.
ZHANG Yaning,XIE Lihe,ZHANG Daiyue.Research progress and prospect of coal caving at the ends of fully mechanized top-coal caving face[J].Coal Engineering,2017,49(10):35-42.
[12] 张农,李学华,高明仕.迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用[J].岩石力学与工程学报,2004,23(12):2100-2105.
ZHANG Nong,LI Xuehua,GAO Mingshi.Pretensioned support of roadway driven along next gob and heading adajacent advancing coal face and its application[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(12):2100-2105.
[13] 侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001,26(1):1-7.
HOU Chaojiong,LI Xuehua.Stability principle of big and small structures of rock surrounding roadway driven along goaf in fully mechanized top coal caving face[J].Journal of China Coal Society,2001,26(1):1-7.
[14] 刘增辉,高谦,华心祝,等.沿空掘巷围岩控制的时效特征[J].采矿与安全工程学报,2009,26(4):75-79.
LIU Zenghui,GAO Qian,HUA Xinzhu,et al.Aging characteristics of wall rock control in roadway driving along goaf[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2009,26(4):75-79.
[15] 王立朝,马正龙,胡瑞林,等.沿空窄煤柱锚网带支护的巷道稳定性研究[J].中国安全科学学报,2003,13(4):51-54.
WANG Lichao,MA Zhenglong,HU Ruilin,et al.Study on the stability of the roadway supported by narrow pillar along neighboring sublevel[J].China Safety Science Journal,2003,13(4):51-54.
[16] 陈正拜,李永亮,杨仁树,等.窄煤柱巷道非均匀变形机理及支护技术[J].煤炭学报,2018,43(7):1847-1857.
CHEN Zhengbai,LI Yongliang,YANG Renshu,et al.Non-uniform deformation mechanism and support technology of narrow coal pillar roadway[J].Journal of China Coal Society,2018,43(7):1847-1857.
[17] 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.
[18] 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.
[19] 张源,万志军,李付臣,等.不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形机理[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):451-458.
ZHANG Yuan,WAN Zhijun,LI Fuchen,et al.Large deformation mechanism of roadway driving along goaf under unstable overlying rock strata[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2012,29(4):451-458.
[20] 冯吉成,马念杰,赵志强,等.深井大采高工作面沿空掘巷窄煤柱宽度研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(4):580-586.
FENG Jicheng,MA Nianjie,ZHAO Zhiqiang,et al.Width of narrow coal pillar of roadway driving along goaf at large height mining face in deep mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(4):580-586.
[21] 朱学军,尹增德,尹立明,等.综放开采冒落带特征探测研究[J].中国矿业,2009,18(7):83-85.
ZHU Xuejun,YIN Zengde,YIN Liming,et al.Detection of caving zone characteristics in fully mechanized sublevel caving mining[J].China Mining Magazine,2009,18(7):83-85.
[22] 李昌宁.矿岩散体的非均匀度与放出安息角关系的研究[J].矿业研究与开发,2002,22(2):11-13.
LI Changning.A study on the relationship between the unhomogeneity and the drawing-out repose angle of fragmented ore/rock bulk[J].Mining Research & Development,2002,22(2):11-13.
[23] 高玉兵,何满潮,杨军,等.无煤柱自成巷空区矸体垮落的切顶效应试验研究[J].中国矿业大学学报,2018,47(1):21-31.
GAO Yubin,HE Manchao,YANG Jun,et al.Experimental study of caving and distribution of gangues influenced by roof fracturing in pillarless mining with gob-side entry retaining[J].Journal of China University of Mining & Technology,2018,47(1):21-31.
[24] 王永,朱川曲,陈淼明,等.窄煤柱沿空掘巷煤柱稳定核区理论研究[J].湖南科技大学学报(自然科学版),2010,25(4):7-10.
WANG Yong,ZHU Chuanqu,CHEN Miaoming,et al.Theory research of the stable central zone of narrow coal pillar along goaf[J].Journal of Hunan University of Science & Technology(Natural Science Edition),2010,25(4):7-10.
[25] 张茂林.断续节理岩体破裂演化特征与锚固控制机理研究[D].徐州:中国矿业大学,2013:37-70.
ZHANG Maolin.Research on crack evolution and bolting mechanism of intermittently jointed rocks[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology，2013:37-70.
01