坚硬顶板深孔切顶卸压留窄煤柱护巷关键参数研究.pdf

doi 10. 11799/ ce202306003 收稿日期 2022-12-21 作者简介 陈立虎1994, 男, 山西大同人, 硕士, 工程师, 主要从事采矿工程设计方面工作, E-mail chenlihu_ a 163. com。 引用格式 陈立虎, 王晓勇, 霍一军, 等. 坚硬顶板深孔切顶卸压留窄煤柱护巷关键参数研究 J. 煤炭工程, 2023, 55 6 13-19. 坚硬顶板深孔切顶卸压留窄煤柱护巷关键参数研究 陈立虎1, 王晓勇1, 霍一军1, 宁 飞1, 史建恩1, 邸旭峰2 1. 煤炭工业太原设计研究院集团有限公司, 山西 太原 030001; 2. 国能神东煤炭集团有限责任公司 锦界煤矿, 陕西 榆林 719319 摘 要 针对坚硬顶板条件下窄煤柱及巷道围岩变形过大且矿压显现强烈的问题, 以付家焉煤 矿 10102 工作面回风巷为工程背景, 对坚硬顶板深孔预裂切顶留窄煤柱护巷参数进行研究。 通过对 顶板切顶护巷的力学推理分析, 切顶后顶板由初次来压前的三边固支、 一边简支变成两边固支、 两 边简支, 使得顶板更易垮落且垮落步距相应降低, 缓和了工作面的矿压显现。 对切顶留窄煤柱护巷 的关键参数进行详细分析得出 煤柱宽度、 切顶角度、 切顶深度、 切顶炮孔间距是实现精准切顶的 关键因素, 24 m 的垂直切顶深度完全的切断基本顶, 有效降低了基本顶的应力联系, 缩短基本顶悬 臂长度的同时最大限度降低了煤柱的载荷。 数值模拟结果表明, 8 m 煤柱不切顶时支承压力最大, 达 41. 8 MPa, 煤柱的塑形破坏最大, 甚至会导致煤柱留设失败; 8 m 煤柱切顶后, 煤柱的支承压力 最小, 峰值为 21. 2 MPa, 且煤柱内部压力集中区明显降低。 切顶效果监测表明, 随着预裂切顶的 进行, 对窄煤柱巷道的围岩控制起到了有效的作用。 关键词 坚硬顶板; 窄煤柱; 切顶卸压; 深孔爆破; 矿压显现 中图分类号 TD322 文献标识码 A 文章编号 1671-0959202306-0013-07 Key parameters of retaining narrow coal pillar for roadway protection with deep hole roof cutting and pressure relief in hard roof CHEN Lihu1, WANG Xiaoyong1, HUO Yijun1, NING Fei1, SHI Jianen1, DI Xufeng2 1. Coal Industry Taiyuan and Research Institute Group Co. , Ltd. , Taiyuan 030001, China; 2. CHN Energy Shendong Jinjie Coal Mine, Yulin 719319, China Abstract Aiming at the excessive deation of narrow coal pillar and roadway surrounding rock under hard roof and strong mine pressure, the parameters of deep hole pre-splitting roof cutting and narrow coal pillar roadway protection of hard roof are studied under the engineering background of 10102 working face return air way in Fujiayan Coal Mine. According to the mechanical analysis of the roof cutting and roadway protection, after cutting, the roof changes from the three-sided solid support and one side simple branch before the initial pressure to the two sides of the solid support and the two sides of the simple branch, which makes the roof more likely to collapse and the caving interval is reduced, thus the mine pressure behavior is alleviated in the working face. The key parameters for accurate top cutting are analyzed in detail, including the coal pillar width, roof cutting angle, cutting depth, and spacing of the blasting holes. And with the vertical cutting depth of 24 m, the main roof limestone is completely cut off, which effectively reduces the stress connection of the main roof, shortens the length of the main roof cantilever and minimizes the load of the coal pillar. The numerical simulation results show that the supporting pressure of the 8m coal pillar is the largest when the roof is not cut, reaching 41. 8 MPa, and the plastic damage of the coal pillar is the largest, which will even lead to the failure of the coal pillar; after the roof cutting, the supporting pressure of the coal pillar is the smallest, the peak value is 21. 2 MPa, and the internal pressure concentration area of the coal pillar is significantly reduced. The monitoring of the roof cutting effect showed that with the progress of pre-splitting and cutting of the roof, the cycle of the return air side support is stable and the time is short, improves the surrounding rock control. Keywords hard roof; narrow coal pillar; roof cutting and pressure relief; deep hole blasting; key parameters; mine pressure behavior 31 第55卷第6期 煤 炭 工 程 COAL ENGINEERING Vol. 55, No. 6 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 随着我国矿井开采强度的增加, 一些矿井常会面 临采掘接替紧张的局面, 为此一般在上一工作面回采 结束, 上覆岩层活动还未趋于稳定便进行下一工作面 的巷道布置。 对于整体性较好的坚硬顶板, 在采空区 一侧会形成悬顶结构, 使得此类巷道在不稳定采空区 边缘和强烈的动压作用下, 对巷道的围岩稳定带来巨 大冲击, 矿压显现强烈。 留设宽煤柱可使巷道避开强 动压区域, 但会造成煤炭资源的浪费, 还会增加发生 冲击地压的风险。 留设窄煤柱护巷的方法可提高煤炭 采出率, 实现高产、 高效、 绿色开采的目标, 因此通 过切顶卸压技术留设护巷窄煤柱对于缓解采掘接替紧 张的局面具有重要的意义1-3。 目前, 众多专家学者在顶板结构对窄煤柱巷道 影响等方面取得了诸多研究成果4,5。 王卫军等6 研究发现采空区侧顶板结构在变形确定的条件下, 实体煤侧的支承压力会影响到留巷的稳定性, 切顶 卸压可以决定基本顶的断裂位置, 降低煤柱上的载 荷。 张百胜等7通过研究分析切顶后顶板结构的变 化和直接顶的碎胀性, 在大采高留小煤柱沿空掘巷 技术应用中, 通过人为精准切顶, 达到顶板压力的 主动调控。 特别是当煤层上覆岩层为坚硬顶板时, 工作面及巷道矿压规律显现剧烈, 坚硬顶板8-10具 有强度大、 整体性完整、 不易垮的特点, 容易在采 空区侧形成大面积悬顶, 采空区大范围悬顶的突然 断落会造成冲击地压、 暴风等诸多动力灾害, 进而 影响工作面的安全回采。 王开等11对坚硬顶板工作 面顶板周期断裂的悬臂梁的分析, 推导出悬顶长度 和工作面支护阻力、 上覆岩层载荷和工作面控顶距 之间的关系。 煤柱护巷12-14一般有两种护巷途径 一是增加护巷的支护强度; 二是采取切顶卸压降低 煤柱上方的载荷。 采用爆破切顶卸压大多是在回采 巷道超前段进行, 相关爆破参数15,16多由数值模拟 以及实验室获得。 经文献调研发现, 以上相关研究 方法在坚硬顶板厚煤层窄煤柱护巷等方面结合较少, 其爆破切顶参数和顶板控制机制尚需系统性研究。 本研究以吕梁付家焉煤矿 10102 工作面回风巷 为研究背景, 采用现场调研、 理论计算及数值模拟 结合的手段, 对 10102 回风巷实施切顶卸压留窄煤 柱护巷的关键参数进行系统性的分析研究, 并通过 数值模拟、 支架支护阻力分析多种方法进行验证, 保障该技术在厚煤层坚硬顶板条件下的成功应用。 1 工程背景 付家焉煤矿 10102 工作面走向长度 1400 m, 倾 向长度 185 m, 开采 10 号煤层, 煤层平均厚度 5. 7 m, 平均倾角为 5, 平均埋深在 400 m 左右。 顶板岩层广泛分布着细砂岩、 粉砂岩、 中砂岩和泥 岩, 其中以砂岩等坚硬岩层居多。 坚硬顶板易导致 长壁工作面在开采过程中, 顶板难以及时破断垮落, 易形成大面积悬顶, 由此会产生诸多围岩控制和安 全难题。 顶板岩性强度柱状如图 1 所示。 图 1 顶板岩性柱状 该矿以前采用的是留设 35 m 宽煤柱护巷技术, 不但造成了大量的煤炭资源损失, 且容易造成冲击地 压等动力灾害。 目前正在回采 10102 工作面, 在 10102 工作面回风巷超前段切顶卸压留窄煤柱为接替 10103 工作面准备, 采掘接替布置方案如图 2 所示。 图 2 采掘工程平面 2 留煤柱切顶护巷力学机理分析 留煤柱沿空掘巷一般是上工作面开采完, 待采 空区稳定后沿着采空区开掘的。 不切顶情况下, 如 图 3 所示, 工作面从开切眼推进一段后, 初次来压 41 设计技术 煤 炭 工 程 2023 年第 6 期 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 之前, 基本顶四边均为固支的板结构, 断裂步距 L1 由式1 17得, 这种情况下, 顶板不易断裂, 初次 来压之后, 基本顶结构成为三边固支、 一边简支的 板结构。 若采用切顶后, 如图 4 所示, 工作面推进 一段后, 初次来压之前, 基本顶为一边简支、 三边 固支的板结构, 断裂步距 L2由式1得, 初次来压 之后, 基本顶结构为两边简支、 两边固支的板结构, 断裂步距 L3由式1得出。 图 3 切顶前基本顶断裂模型 图 4 切顶后基本顶断裂模型 为进一步分析基本顶的断裂步距, 对于板结构 的基本顶, 在工作面中部利用平面应变问题对其加 以处理, 假设在四边固支条件下基本顶处于极限悬 露状态, 切顶使得固支变成简支状态进行分析。 L1 Hm 1 - 2 2t q 1 4 1 2 L2 2Hm 1 - 2 t q 2 4 4 32 L3 2Hm 1 - 2 t 3q 1 4 4 2 1 式中, Hm为基本顶厚度, m; q 为基本顶上方 载荷, MPa; t为基本顶抗拉强度, MPa; 为泊松 比; 为几何形状系数, 且 L/ W。 L1、 L2、 L3、 W 分别为图 3 和图 4 中所示。 在式1中, 令 lm Hm 1 - 2 2t q 2 1 1 4 1 2 22 2 4 4 32 3 2 3 1 4 1 2 2 3 1 4 1 2 3 则基本顶断裂步距可改写为 L1 l m1 L2 l m2 L3 l m3 4 通式为 Li l mi 5 由通式可知, 在顶板条件不变的情况下, 基本 顶的初次断裂步距无论在哪种边界条件下, Li总是 由不变的 lm与 i的乘积构成。 lm为岩层自身的性 质, 由基本顶厚度 Hm、 泊松比 、 基本顶抗拉强度 t、 基本顶上方载荷 q 所决定, 与工作面的长度和 边界条件无关。 i由采空区几何系数 决定。 因此 基本顶的初次断裂步距由反映自身稳定性的 lm和反 映开采边界条件的 i构成。 所以对于顶板条件结构 相同的邻近工作面, 其 lm是相同的, 基本顶的断裂 步距只会受到 i的影响。 开采边界条件对基本顶断裂步距的影响, 主要 表现为 i随着简支边数的增加而减小, 切顶后的 2 和 3与未切顶的 1关系为 3 2 3 16 计算 2 - 3 2 2 4 4 32 - 2 3 1 4 1 2 2 1 4 3 32 3 32 - 1 4 4 323 32 - 1 4 3 32 7 其中式7中, 令 y 3 32 - 1 48 y 2 32 - 4 9 其中, 为泊松比大于 0; 为几何形状系数, 且 L/ W, 周期来压范围内 LW, 0, 即 23。 可知, 123, 即 L1L2L3, 可见切顶后的 工作面基本顶的断裂步距相应减小, 矿压现象也会 得到相应的缓和。 同时, 由于顶板垮落步距减小, 51 2023 年第 6 期 煤 炭 工 程 设计技术 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 也会减少采动对本工作面的影响。 3 深孔预裂切顶护巷关键参数 3. 1 煤柱宽度 为进一步确定布置 10103 运输巷的位置以及降 低煤炭资源的损失, 煤柱宽度的计算是关键因素, 厚煤层大采高条件下, 冒落带较高, 直接顶厚度较 高, 考虑带层状垮落带, 将直接顶分为低位、 高位 直接顶。 厚煤层大采高条件下煤柱宽度 b18 b ah1 h 2 h2h1 0. 5h2 / tan b m0. 0222 b d 0. 0778 10 式中, b 为大采高条件下煤柱宽度, m; 为上 覆岩层容重, 取 26 kN/ m3; a 为巷道宽度, 取 5 m; d 为煤柱高度, 取 3. 4 m; m为煤体的单轴抗压强 度, 取 4. 8 MPa; h1为煤柱低位直接顶厚度, 取 5. 59 m; h2为煤柱高位直接顶厚度, 取 10 m; 为 坚硬顶板的直接顶坡度角, 取 5570。 经计算, 厚煤层大采高条件下煤柱合理宽度在 7. 9511. 67 m 的范围内。 综合考虑, 窄煤柱留设宽 度为 8 m。 3. 2 切顶角度分析 切顶角度的选择需综合考虑到顶板岩性、 采空 区垮落情况、 巷道断面钻机位置等因素。 切顶后由 于关键块 B 不存在, 形成关键块 A 和 C 的铰接点。 当位于采空区侧的关键块 C 沿着切顶线滑落失稳后, 基本顶便能顺利垮落。 关键块 A 和 C 的交接点受力 情况如图 5 所示。 对于关键块 C 滑落失稳的临界条 件为17 Tsin - Rcos - 11 即 - arctanR/ T12 式中, T 为关键块所受的水平压力, kN; R 为 关键块失稳过程受的剪切应力, kN; 为关键块间 的摩擦角, 。 R, T 的计算公式为 R qL, T qL2 2h - S 13 式中, R 为关键块所受的剪切力, kN; L 为基 本顶岩块长度, m; h 为基本顶岩层厚度, m; S 为关键块 C 的下沉量, m。 即关键块产生失稳滑落的切顶角度为 图 5 切顶角度分析模型 - arctan 2h - S L 14 根据付家焉煤矿 10102 回风巷的地质条件, 取 30, h5. 2 m, 经计算 L13. 7 m, S1. 25 m, 代 入式14得, 0。 对于无煤柱切顶沿空留巷, 过小的切顶角度爆 破时, 可能会影响留巷上方的锚索锚固状态, 进而 影响到留巷的稳定性; 而对于留煤柱切顶护巷, 过 大的切顶角度反而增加关键块 A短臂梁的结构长 度和重量, 对煤柱的稳定性较不利。 考虑到切顶如 果偏向煤柱侧会增加切落顶板与短臂梁之间的摩擦 力, 且不利于顶板岩层的垮落; 如果偏向采空区切 顶, 则钻机钻臂的方向会受钻机结构尺寸的影响, 无法顺利完成切顶, 而且会增加煤柱的载荷。 综合 分析, 在保证顶板顺利垮落的前提下, 达到更好的 切顶效果, 最终确定切顶角度为 0。 3. 3 切顶角度分析 切顶后垮落带的高度与煤层厚度、 顶板岩性分 布及直接顶强度有关, 该矿直接顶为粉砂岩、 细砂 岩、 中砂岩等, 岩性强度较高, 基本顶为石灰岩, 其平均厚度在 5 m 左右, 合理的切顶深度可以使基 本顶随着工作面的推进及时沿着切缝线垮落, 且冒 落后的破碎顶板垮落带填满采空区。 Kp为坚硬顶 板岩石碎胀系数, 根据文献19,20, c1和 c2为顶 板有关的参数, 见表 1。 表 1 垮落带高度系数 直接顶岩性抗压强度/ MPac1c2 坚硬402. 116 较坚硬20404. 719 软弱206. 232 61 设计技术 煤 炭 工 程 2023 年第 6 期 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 Kp 1 c1M c2 100 15 切顶高度经验公式 H n i 1 hi M Kp - 1 16 式中, H 为最低切顶深度, m; n 为顶板岩层层 数; M 为煤层采高, 5. 7 m; Kp经计算, 得 1. 28。 计算得最低切顶高度为 H 20. 4 m。 由于顶板 上方 19. 324. 5 m 范围为石灰岩岩层, 针对坚硬顶 板条件下, 考虑到完全切断基本顶后垮落的顶板对 覆岩有着较强的支撑控制作用, 以及有效的缓解煤 柱的压力。 因此选择 24 m 的爆破切顶深度。 4 留煤柱切顶护巷数值模拟 4. 1 模型建立 应用 FLAC3D软件进行数值模拟验证切顶护巷技 术的控制效果, 根据计算结果对比分析切顶前后煤 柱塑性区分布占比以及垂直应力的变化规律。 模型 尺寸的长宽高为 200 m120 m120 m, 煤层埋深 按 400 m, 上边界施加载荷为 8 MPa 的垂直应力。 为了对切顶和传统留 35 m 煤柱做比较, 模拟方案为 留 8 m 煤柱时的切顶与不切顶, 35 m 煤柱时的不切 顶方案, 切缝深度 24 m, 与水平面垂直, 各岩层物 理力学参数见表 2。 表 2 岩层物理力学参数 层位 密度/ kgm -3 抗压 强度 / MPa 抗拉 强度 / MPa 弹性 模量 / MPa 内聚力 / MPa 内摩 擦角 / 石灰岩2650145. 513. 82308810. 4139. 5 粉砂岩2714103. 54. 14130191. 6435. 2 中砂岩2670109. 79. 74110407. 5037. 7 粉砂岩2699105. 45. 14126058. 4638. 5 细砂岩2670120. 89. 49108336. 8336. 8 10 号煤14635. 700. 3610671. 5830. 0 泥岩273418. 083. 0566143. 3834. 6 4. 2 模拟结果分析 由图 6 可知, 35 m 煤柱的塑性区占比 25, 煤 柱采空区侧塑性区与巷道侧塑性区远未导通, 说明 留 35 m 煤柱是稳定的。 8 m 煤柱在未切顶时的塑性 区占比为 90, 几乎全部发生塑形破坏, 而切顶时 的塑性区占比为 45, 煤柱内部仍存在约 3 m 宽的 弹性核, 另外, 切顶时 10103 运输巷顶板塑性区发 育程度明显小于未切顶时, 说明留设 8 m 煤柱切顶 时, 煤柱及巷道顶板的完整性更好。 图 6 煤柱切顶前后塑性区分布 由图 7 可知, 在不切顶情况下, 35 m 煤柱和 8 m 煤柱靠近采空区一侧均会出现深蓝色的高应力 集中区, 尤其是在 8 m 煤柱不切顶的情况下, 压力 最高达 41. 8 MPa图 7b, 而切顶时, 煤柱应力 分布逐渐均匀, 综合分析可见, 若 8 m 煤柱不切顶, 煤柱受力很大, 塑形破坏程度更高, 更有甚造成沿 空掘巷失败。 综合考虑, 结合切顶的 8 m 煤柱在成 本和稳定性上效果最好。 图 7 煤柱切顶前后应力分布Pa 由图 8 可知, 传统 35 m 煤柱情况下的支承压力 为 24. 5 MPa; 8 m 煤柱不切顶情况下, 煤柱的支承 71 2023 年第 6 期 煤 炭 工 程 设计技术 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 压力最大, 达 41. 8 MPa; 切顶后, 8 m 煤柱的支承 压力峰值为 21. 2 MPa, 是不切顶情况下的 50. 7, 即煤柱的支承压力得到有效的降低。 图 8 不同情况下煤柱支承压力曲线 5 爆破切顶效果及矿压规律分析 5. 1 爆破试验 为得到最优的爆破方案, 在付家焉煤矿 10102 回风巷现场进行聚能管的装药量及爆破方式的试验。 试验所采用的是聚能管外径是 36 mm, 内径 32 mm, 单根管长 2000 mm, 采用不耦合装药方式, 不耦合 系数 1. 71, 正向爆破。 10102 回风巷切顶高度为 24 m, 每个预裂爆破孔安装 8 根聚能管, 为保证聚 能效果以及防止发生冲孔, 预裂爆破孔进行 8 m 的 封泥。 现场进行了以下几组爆破方案, 具体爆破参 数见表 3。 表 3 爆破方案 方 案 聚能管 / 根根 装药量 / kg 爆破 方式 炮孔间 距/ mm 1816单孔爆破间隔一孔700/800/900/1000 2816双孔爆破间隔一孔700/800/900/1000 3816三孔爆破间隔一孔700/800/900/1000 4816四孔爆破间隔一孔700/800/900/1000 5816五孔爆破间隔一孔700/800/900/1000 经过现场试验, 最终确定方案 4 中的炮孔间距 900 mm, 采用 4 孔连爆间隔 1 个空孔的方案为最佳 爆破方案, 装药段爆破后窥视结果如图 9 所示。 根据现场试验及窥视结果表明, 在采用爆破方 案 4 后, 观测孔内形成的裂纹几乎是按照设定的方 向产生的对称裂隙, 爆破效果良好。 而在往后的施 工过程中, 由于地质结构的不均一性, 需要在爆破 后窥视爆破效果, 根据结构可调整装药量、 装药结 构等以适应环境条件的变化。 图 9 最佳炮孔爆破设计及窥视效果 mm 5. 2 矿压规律分析 为更深一步分析爆破切顶对顶板垮落的影响效 果, 对 10102 回风侧的支架工作阻力进行分析。 图 10 为回风侧压力监测仪监测工作面推进 150 m 的数 据曲线, 以支架平均载荷与相应支架载荷 1 倍均方 差之和作为周期来压判据。 图 10 10102 回风侧支架工作阻力曲线 由图10 可知, 10102 工作面回采推进 150 m 内, 回风侧的支架出现了 6 次周期来压, 平均推进 25 m 来一次压, 即周期来压步距平均为 25 m, 回风侧顶 板周期来压稳定且较短, 说明爆破切顶有效的促进 了顶板的断裂, 对窄煤柱巷道围岩的控制能够起到 有效的控制作用。 6 结 论 1 坚硬顶板切顶留窄煤柱护巷的关键参数为 留设煤柱宽度为 8 m, 切顶角度为 0, 切顶爆破深 度为 24 m。 2 通过数值模拟得出, 相较于未切顶时, 8 m 煤柱在切顶后, 塑性区占比由 90降至 45, 煤柱 应力峰值由 41. 8 MPa 降为 21. 2 MPa, 且应力分布 更加均匀, 有效提高了巷道围岩的稳定性。 3 切顶爆破方案为 采用外径为 36 mm, 内径 32 mm, 单根管长 2000 mm 的聚能管, 装药方式为 不耦合装药, 不耦合系数 1. 71, 正向爆破, 预裂爆 81 设计技术 煤 炭 工 程 2023 年第 6 期 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 破孔封泥长度为 8 m, 炮孔间距为 900 mm, 采用 4 孔连爆间隔 1 个空孔的爆破方式。 现场试验表明爆 破切顶有效的促进了顶板的断裂, 对窄煤柱巷道围 岩的控制起到有利的控制作用。 参考文献 1 何满潮, 王亚军, 杨 军, 等. 切顶卸压无煤柱自成巷开采 与常规开采应力场分布特征对比分析 J.煤炭学报, 2018, 433 626-637. 2 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. 3 何春光, 徐晓鼎, 杨建辉, 等. 厚硬顶板切顶卸压围岩变形 控制技术研究 J. 煤炭工程, 2022, 549 59-63. 4 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, 20011 1-7. 5 王红胜, 张东升, 李树刚, 等. 基于基本顶关键岩块 B 断裂 线位置的窄煤柱合理宽度的确定 J.采矿与安全工程学 报, 2014, 311 10-16. 6 王卫军, 侯朝炯, 李学华. 老顶给定变形下综放沿空掘巷合 理定位分析 J. 湘潭矿业学院学报, 2001, 42 1-4. 7 张百胜, 王朋飞, 崔守清, 等. 大采高小煤柱沿空掘巷切顶 卸压 围 岩 控 制 技 术 J.煤 炭 学 报, 2021, 46 7 2254-2267. 8 康红普, 张 镇, 黄志增. 我国煤矿顶板灾害的特点及防控 技术 J. 煤矿安全, 2020, 5110 24-33, 38. 9 靳钟铭, 徐林生. 煤矿坚硬顶板控制 M.北京 煤炭工 业出版社, 1994. 10 陈金明. 坚硬顶板切顶沿空留巷顶板运移规律及切缝参数分 析 J. 煤炭工程, 2020, 5211 98-102. 11 王 开, 康天合, 李海涛, 等. 坚硬顶板控制放顶方式及合 理悬顶长度的研究 J.岩石力学与工程学报, 2009, 28 11 2320-2327. 12 李文龙. 厚煤层小煤柱护巷及支护技术研究 J. 煤炭科学 技术, 2017, 458 147-152. 13 张科学.深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定 J. 煤炭学报, 2011, 36S1 28-35. 14 张海荣, 杨娟娟, 雷薪雍, 等. 盘区辅助回风巷护巷煤柱宽 度尺寸研究 J. 煤炭工程, 2022, 5412 115-120. 15 张自政, 柏建彪, 陈 勇, 等. 浅孔爆破机制及其在厚层坚 硬顶板沿空留巷中的应用 J.岩石力学与工程学报, 2016, 35S1 3008-3017. 16 郭鹏飞, 张国锋, 陶志刚. 坚硬软弱复合顶板切顶卸压沿空留 巷爆破技术 J. 煤炭科学技术, 2016, 4410 120-124. 17 钱鸣高, 许家林, 王家臣, 等. 矿山压力与岩层控制 M. 徐州 中国矿业大学出版社, 2021. 18 黄庆享, 李雄峰. 大采高工作面小煤柱合理宽度研究 J. 煤炭技术, 2016, 351 4-6. 19 Bai M, Kendorski F S, Van Roosendaal D J. Chinese and North American high-extraction underground coal mining strata behavior and water protection experience and guidelines C. Proceedings of the 14th International Conference on Ground Control in Mining West Virginia Univ, Morgantown, WVUnited Stats, 1995. 20 Peng S S, Chiang H S. Longwall Mining M. Wiley, 1984. 责任编辑 苏 越 91 2023 年第 6 期 煤 炭 工 程 设计技术 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台 w w w . c h in a c a j . n et 中国煤炭行业知识服务平台