移动扫码阅读
王 炯1,2，刘雨兴1,2，马新根1,2，蒋骞骞1,2，张正俊1,2
(1.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，北京 100083；2.中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083)
摘 要：为解决塔山煤矿三采区采掘接替紧张的问题，采用切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术在该采区进行切顶留巷试验研究。首先，系统介绍了切顶留巷技术原理、工艺流程及切顶留巷关键技术；其次，结合该煤矿工程地质条件，采用理论分析计算、数值软件模拟和现场爆破试验等方法,得出顶板预裂切缝高度为7.5 m、切缝角度为15°、恒阻锚索长度为9 m等关键参数，单孔最优装药结构为4+3+3+2，孔间距500 mm。留巷稳定后，顶板最大下沉量为188 mm，底鼓最大值为100 mm，两帮收缩最大值为164 mm，监测结果表明切顶卸压条件下，留巷效果满足生产需求。
关键词：切顶卸压；沿空留巷；恒阻大变形锚索；聚能爆破
中图分类号：TD322
文献标志码：A
文章编号：0253-2336(2019)02-0027-08
WANG Jiong1,2，LIU Yuxing1,2，MA Xingen1,2，JIANG Qianqian1,2，ZHANG Zhengjun1,2
(1.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering,China University of Mining and Technology (Beijing),Beijing 100083,China;2.School of Mechanics and Civil Engineering,China University of Mining and Technology (Beijing),Beijing 100083,China)
Abstract:In order to solve the problem of mining and excavation alternation tension of Tashan Coal Mine, the technology of gob-side entry retaining by roof cutting and pressure releasing was carried out in the mining area. Firstly, the technical principle, technological process and key technology of gob-side entry retaining by roof cutting and pressure releasing are systematically introduced. Secondly, combined with the mine engineering geological conditions, using theoretical analysis calculation, numerical software simulation and field blasting test, it concluded that the pre-splitting kerf of the roof is 7.5 m, the angle of the kerf is 15°, the length of the constant-resistance cable is 9 m, the optimal charging structure of single hole is 4+3+3+2 and the of hole spacing is 500 mm. After the roadway is stabilized, the maximum subsidence amount of the roof is 188 mm, the maximum of the floor heave is 100 mm and the maximum shrinkage of two sides is 164 mm. The monitoring results show that the effect of gob-side entry retaining meets the production demand under the condition of roof cutting and pressure releasing.
Key words:roof cutting and pressure releasing;gob-side entry retaining;constant resistance large deformation anchorage;energy-gathered blasting
移动扫码阅读
王 炯，刘雨兴，马新根，等.塔山煤矿综采工作面切顶留巷技术[J].煤炭科学技术,2019,47(2)：27-34.doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.02.005
WANG Jiong，LIU Yuxing，MA Xingen,et al.Technology of roof cutting and entry retaining in fully-mechanized working face of Tashan Coal Mine[J].Coal Science and Technology，2019，47(2)：27-34.doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.02.005
收稿日期：2018-09-16；
责任编辑：杨正凯
基金项目：国家自然科学基金资助项目(51704298，51574248)
作者简介：王 炯(1984—)，男，安徽蒙城人，博士，副教授。E-mail：wangjiong0216@163.com
随着我国煤矿的不断开采，煤炭资源日益减少，传统留设区段煤柱的长壁采煤法不仅造成了大量的资源浪费，同时随着矿井开采深度的增加，区段煤柱应力集中现象更为严峻，极易引发巷道围岩大变形、冲击地压以及瓦斯突出等地质灾害，严重影响煤炭的安全高效开采。沿空留巷是目前国内普遍采用的无煤柱开采技术，其原理是采用一定的支护手段沿采空区边缘将上一区段的巷道保留下来给下区段使用。沿空留巷技术的提出与应用，不仅有效提高了煤炭资源采出率，而且减少了巷道掘进作业量，改善了工作面通风环境[1-2]。
关于沿空留巷技术，我国学者进行了大量的理论研究与实践应用，现阶段主要研究方向是加强巷旁支护的同时利用充填材料代替区段煤柱，从而实现无煤柱开采。其中，布铁勇等[3]选用袋装ZKD型新型高水速凝材料构筑巷旁充填体，研制了沿空留巷专用液压支架对充填体两侧顶板进行临时加强支护，改善了留巷效果；柏建彪等[4]提出采用膏体材料巷旁充填，建立了膏体材料巷旁充填沿空留巷的力学模型,并提出了膏体材料巷旁支护体主要参数的确定方法；康红普等[5]则提出采用高预应力、强力锚杆与锚索作为巷内基本支护，单体支柱配铰接顶梁为加强支护，及膏体充填巷旁支护，有效控制了深部沿空留巷围岩的强烈变形；谭云亮等[6]提出柔性材料和高强材料共同作用，实现了坚硬顶板条件下的沿空留巷；张东升等[7]在分析综放工作面顶板活动规律的基础上，提出巷内充填原位沿空留巷技术，并在现场应用成功；张农等[8]采用高强锚索(杆)和工字钢梁支护顶板，以膏体充填护巷，有效控制了深部沿空留巷顶板剧烈变形；漆泰岳等[9]通过现场监测和理论分析,提出了能使沿空留巷巷道保持稳定的整体浇注护巷带的支护强度与变形的理论计算方法；陈勇等[10]采用数值模拟分析了巷内支护与围岩变形、应力分布的关系,揭示了沿空留巷巷内支护机理。上述研究均对我国沿空留巷技术的发展起到了重要的推动作用，但并没有从根本上改善充填体受力集中的问题，同时充填材料获取困难、回填工序复杂，均在一定程度上制约了沿空留巷技术的应用与发展。
基于传统沿空留巷技术存在的技术难题，何满潮院士于2009年提出切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术，即沿采空区侧对顶板进行预裂切缝，切断留巷顶板与采空区上覆岩层的应力传递路径，使切缝影响范围内的上覆岩层在自重及矿山压力作用下垮落形成巷帮。该技术极大的改善了留巷围岩应力环境，且留巷成本较低、施工工艺简单、成巷速度较快，具有广阔的发展前景[11]。为解决塔山煤矿三采区生产接续紧张难题，笔者以8304工作面为研究背景，系统开展了辅运输巷切顶留巷技术及现场试验应用研究。
8304工作面是塔山矿三采区东翼的首采工作面，工作面走向长度为750 m，倾斜长度为127 m，埋深为367～411 m，煤层总厚度为1.80～3.55 m，平均厚度为3.1 m，该工作面的辅运输巷作为切顶留巷无煤柱开采试验巷道，留巷成功后将作为相邻8305工作面的运输巷使用。4号煤层属于近水平煤层，倾角为2°～6°，全工作面平均煤层倾角为4°；其开采方式为综合机械化长壁式采煤法。工作面平面布置如图1所示。
图1 工作面平面布置
Fig.1 Floor plan of working face
8304工作面留巷顶板属复合顶板，其直接顶为泥岩，平均厚度1.4 m；基本顶为细沙岩，平均厚度3.8 m；直接底为泥岩，平均厚度3.87 m；基本底为粉砂岩，平均厚度4.13 m。顶底板岩性力学参数见表1。
表1 顶底板岩石力学参数
Table 1 Roof and rock mechanics parameters table
8304工作面留巷为矩形断面，尺寸为5 000 mm×3 100 mm，巷道沿煤层顶板等高掘进，原支护形式采用锚网索支护，施工严格执行先顶后帮的支护顺序，主要支护方式及参数如下。
1)巷道顶板支护。顶板采用每排4根左旋螺纹钢锚杆支护，直径为22 mm，长度2 500 mm，顶板锚杆间排距为1 100 mm×1 000 mm，其中顶板靠近实体煤帮一侧的锚杆与水平线成70°向实体煤帮侧倾斜，其它锚杆均竖直布置；实体煤侧每隔3 m施工有1根直径21.8 mm×9 000 mm钢绞线锚索；
2)巷帮部支护。巷道两帮各采用3根左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径为22 mm，长度2 000 mm，间排距为900 mm×1 000 mm，两帮最上、最下的锚杆与水平线成10°倾角分别向顶板、底板倾斜。巷道原支护形式如图2所示。
图2 巷道原支护形式
Fig.2 Original support form of roadway
基于“切顶短壁梁理论”提出的切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术，其原理是在对预留巷道顶板采用恒阻大变形锚索加强支护的前提下，沿采空区侧顶板进行超前预裂切缝，在采空区侧顶板上覆一定范围岩层与巷道顶板上覆岩层之间形成切缝结构面，切断两者之间的应力传递路径，使留巷顶板受力结构状态由长臂梁转变为短臂梁，在工作面回采后，采空区切缝高度范围内岩层在来压作用下沿切缝面垮落形成巷帮，从而实现无煤柱自动成巷。技术原理如图3所示。
图3 切顶留巷技术原理
Fig.3 Technology schematic of roof cutting and entry retaining
根据切顶留巷技术原理，总结其施工工艺流程如图4所示。具体步骤如下：①按设计支护参数施工恒阻大变形锚索对顶板补强支护如图4a；②恒阻锚索支护完成后，超前工作面一定距离施工切缝孔，并进行双向聚能爆破，形成预裂切缝面如图4b；③待工作面回采后，及时布置挡矸支护，巷内采用切顶护帮支架或单体支柱对顶板临时支护如图4c；④随工作面推进，采空区顶板在自重及矿山压力作用下，沿切缝面逐渐垮落压实形成巷帮，待巷道稳定后逐步回撤巷内临时支护，留巷完成如图4d [12]。
图4 施工工艺流程
Fig.4 Construction process flow chart
通过对切顶卸压自动成巷技术原理分析可知，控制留巷过程中顶板变形是试验成功的前提，故选用恒阻大变形锚索补强加固巷道顶板确保其处于稳定状态；顶板预裂切缝效果直接影响采空区顶板能否按照设计高度顺利切落形成巷帮，因此，“恒阻大变形支护顶板”与“双向聚能预裂切缝”是切顶留巷成功实施的核心关键技术。采空区顶板切落后，沿切缝侧布置一定的挡矸支护，防止垮落矸石蹿入巷道，以保证成巷效果。
2.3.1 恒阻大变形锚索支护技术
在采用切顶留巷技术开采过程中，巷道顶板不仅受到巷道掘进时的扰动影响，还要经受预裂爆破切缝、工作面回采、初次来压、周期来压以及巷道复用回采等多方面动压影响，传统锚索无论在延伸变形、支护阻力还是防冲性能方面均不能满足这种复杂需求。因此，为保证成巷过程和二次复用期间顶板围岩的稳定性，采用恒阻大变形锚索对留巷顶板补强支护。恒阻大变形锚索，具有负泊松效应，不但可以提供较大的支护阻力和结构变形量，而且具有防冲恒阻力学特性，恒阻锚索结构组成示意如图5所示。
图5 恒阻锚索结构组成示意
Fig.5 Structure of constant resistance anchor cable
1)恒阻大变形锚索与围岩作用原理。当围岩受到扰动出现变形破坏且变形能超出锚索的恒阻力范围，恒阻体在恒阻套管内发生滑移，即恒阻大变形锚索随着围岩变形而发生径向拉伸的变形，以此吸收变形能，避免由于围岩大变形而发生锚索断裂、失效现象。当围岩发生大变形之后，岩体在恒阻大变形锚索的支护作用下内部应力达到新的平衡，围岩再次处于稳定状态。恒阻大变形锚索与围岩作用原理[13-14]如图6所示。
图6 恒阻大变形锚索与围岩作用原理
Fig.6 Constant resistance large deformation anchor cable and surrounding rock principle diagram
2.3.2 双向聚能爆破预裂切缝技术
顶板双向聚能爆破切缝是切顶卸自动成巷能成功实现的基础。根据岩体抗压怕拉的特性，研发了双向聚能爆破切缝装置，实现了爆破后在两个设定方向上形成聚能流，并产生集中张拉应力，在工作面回采前，采用预裂爆破技术，在回采巷道沿将要形成的采空区侧形成定向预裂缝，切断采空区顶板与留巷顶板之间应力传递路径，使顶板沿预裂缝顺利切落，最终垮落充填采空区形成新巷帮。双向聚能爆破原理如图7所示。
图7 双向聚能爆破示意
Fig.7 Bidirectional shaped blasting schematic
利用双向聚能装置进行聚能爆破，爆破后，冲击波直接作用于双向拉伸聚能孔对应的孔壁上，使其产生初始裂隙。随后，在爆生气体的作用下，炮孔及孔壁周围形成静应力场，使炮孔径向受压应力作用。在聚能孔的引导作用下，爆生气体涌入初始微裂隙，产生气楔作用，在垂直初始裂隙方向即控制方向产生拉张作用力，并出现应力集中。这部分集中拉张应力使岩体沿预裂方向失稳、断裂，促进裂隙的进一步扩展、延伸，最终沿预裂方向形成切缝结构面[15-17]。
2.3.3 垮落成巷帮挡矸支护技术
为使巷道复用期间满足正常生产使用需求，必须保证留巷的宽度。采用切顶留巷技术切落采空区顶板后，部分矸石易蹿入留设巷道，影响成巷效果，因此，沿采空区边缘进行必要的挡矸支护，防止采空区垮落矸石蹿入留设巷道。
图8 挡矸支护侧视
Fig.8 Shield support side view
结合现场实际情况，本次试验采用工字钢配合钢筋网作为挡矸支护，其中相邻工字钢间距按500 mm布置。挡矸支护侧视图如图8所示。
1)预裂切缝高度设计。预裂切缝高度Hf临界值为
Hf=(Hm-ΔH1-ΔH2)/(K-1)
其中：ΔH1为顶板下沉量，m；ΔH2为底鼓量，m；K为碎胀系数，1.3～1.5。根据顶板岩性可知，巷道直接顶为泥岩，碎胀系数为1.32，基本顶为细砂岩，碎胀系数为1.47，本设计中K取二者平均值为1.41。在不考虑底鼓及顶板下沉的情况下，取工作面采高为3.1 m，设计切缝深度为7.5 m。
2)预裂切缝角度设计。为减小顶板垮落时对留巷顶板的摩擦力作用，使得切缝后顶板更易垮落，设计切缝孔应与铅垂线成一定夹角。以7.5 m切缝高度为基础，对0°、15°和30°不同切缝角度进行现场数值模拟研究，并对留巷围岩垂直应力进行分析比较，结果如图9所示。
由数值模拟结果得出，当切缝角度为0°、15°时，实体煤帮内部应力集中区距煤帮的距离比切缝角度30°时应力集中区距煤帮的距离远，说明0°、15°切缝时增大了应力集中区向实体煤深处转移的距离，有利于巷道围岩稳定；对比切缝角度0°和15°可知，采用15°切缝在实体煤帮内应力集中峰值小于0°切缝，且采空区存在较大范围的低应力区， 说明一定的切缝角度有利于采空区顶板垮落。故设计切缝角度选择为15°。
图9 不同切缝角度数值模拟结果
Fig.9 Numerical simulation results of different cutting angles
3)现场爆破试验及参数设计。顶板定向预裂爆破装药量及爆破孔间距主要与顶板岩性有关，根据顶板岩性不同，现场通过爆破试验确定最优装药结构和爆破孔间距。参考以往切顶留巷试验，选取孔间距为500 mm[18-20]。为确定最优装药结构，现场根据爆破试验效果逐次调整装药结构，共进行了4次调整，其装药结构分别为3+3+2+2、4+3+2+2、4+3+3+2、4+4+3+3(数字代表从孔底到孔口每根聚能管内所装药卷的数量)，其中爆破采用1.5 m长、外径42 mm、内径36.5 mm聚能管作为聚能装置，每个爆破孔内安装4个聚能管，最后一根聚能管长1 m，炸药为ø32 mm×200 mm/卷的三级乳化炸药，封泥长度取2 m。爆破后采用CXK12(A)矿用本安型钻孔窥视仪对爆破孔进行窥视，对应的窥视结果如图10、图11所示。
分析爆破孔窥视结果可知，当采用装药结构为3+3+2+2时，孔内只有微小裂缝产生且不连续，裂缝率不足55%，其中无裂缝段主要在接近孔底部分；为此加大孔底药量，调整装药结构为4+3+2+2，爆破后孔内裂缝较明显，裂缝率约为74%，但裂缝仍存在多段不连续，不连续段主要集中在距孔口4 m左右；再次调整装药结构为4+3+3+2，试验后孔内有连续明显裂缝产生，且裂缝较对称，整体裂缝贯通率达到87%，但距孔口约0.5 m内裂缝率相对较低；故加大孔口药量，采用装药结构为4+3+3+3进行试验，爆破后窥视发现孔内2 m左右即出现塌孔现象且爆破对留巷顶板表面造成较大破坏，影响留巷效果。综合考虑井下CO等有害气体浓度及爆破施工进度，设计单次联孔爆破数量为6个。
图10 爆破孔窥视立体图
Fig.10 Stereogram of blasting hole
图11 爆破孔窥视展开图
Fig.11 Expanded view of blasting hole
综上所述，最终确定切顶爆破参数为单孔最优爆破装药结构为4+3+3+2，孔间距500 mm，爆破方式采用联孔连续爆破，单次联孔爆破数量为6个。此外，由于留巷顶板较坚硬，为促使工作面回采后架后顶板及时垮落，不至出现大面积悬顶现象，设计沿切顶线每隔20 m对采空区顶板进行一组松动爆破，一组5个爆破孔，孔深度为8 m，与竖直方向夹角为50°。
1)恒阻大变形锚索长度设计。为保证切顶过程和工作面回采期间巷道的稳定性，在进行预裂切顶前采用恒阻大变形锚索补强加固。其中，恒阻锚索长度经验计算公式为
Lh= Hf+(1.5～2.5)
其中：Lh为恒阻锚索长度；Hf为切缝深度。即恒阻锚索长度通常比切缝高度长1.5～2.5 m，计算切缝深度为7.5 m，故本设计中恒阻锚索长度取9.0 m。
2)恒阻大变形锚索间排距设计。基于切顶短壁梁理论和力学模型，对切缝面最大剪应力进行计算，即锚索极限承载力Pn为[15]
其中：W为顶板截面模量；L0为基本顶断裂处深入煤帮长度；LR为巷道宽度；q为作用于顶板上的均部荷载；MP为基本顶深入煤帮的断裂弯矩；M为顶板在煤帮处所受弯矩；J为顶板岩块转动惯量；g为重力加速度；代入计算可知恒阻锚索承载力符合需求。因此，本设计中恒阻大变形锚索垂直于顶板方向布置，在原支护基础上共布设2列，第1列恒阻锚索设计距切缝侧500 mm，排距1 500 mm；第2列恒阻锚索与第1列恒阻锚索间距1 600 mm，排距3 000 mm。恒阻锚索支护如图12所示。
图12 恒阻锚索支护
Fig.12 Constant resistance anchor cable support
考虑到切缝参数及巷道原设计支护方式，设计恒阻大变形锚索直径取21.8 mm，长度取9 000 mm，恒阻器长500 mm，外径79 mm，最大允许变形量350 mm，恒阻值为300±20 kN，预紧力不小于250 kN。
塔山煤矿8304工作面应用切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术成功将本工作面辅运输巷保留下来作为相邻8305工作面回采时的回风巷。由于恒阻大变形锚索受力变化及顶板变形量可以反映巷道在切顶留巷过程中受力变形情况，因此，现场对恒阻锚索受力状态和顶板变形情况进行了实时监测。
恒阻锚索受力曲线如图13所示，工作面开始回采后，恒阻锚索受力随之增大，待工作面回采至超前测点20 m左右时，由于悬露顶板即将断裂垮落，锚索应力迅速增大达到最大值293.8 kN，并在一定范围内保持恒阻值不变；随着采空区顶板逐渐垮落，锚索应力又急剧减小，此后，随着工作面向前推进，锚索应力值变化幅度较小，最终在测点滞后工作面200 m处应力值趋于稳定，说明此时采空区顶板沿切缝面充分垮落压实，巷道顶板在恒阻锚索的补强支护下重新处于稳定状态。
图13 恒阻锚索受力曲线
Fig.13 Constant resistance anchor cable force curve
现场顶底板及两帮变形量监测结果如图14所示。由图14可知，工作面回采后，顶底板和两帮受采动影响开始产生变形，随着回采工作面距测点距离的减小，变形量均逐渐增大，在工作面超前测点20m左右顶板下沉及两帮收缩较剧烈，底鼓变形较缓慢；此后，随着工作面推进，顶底板及两帮变形增长速度逐渐减缓并在测点滞后工作面200 m处变形趋于稳定，变形达到稳定时顶板最大下沉量为188 mm(恒阻大变形锚索最大允许变形量350 mm)、底鼓最大值为100 mm、两帮最大移近量为164 mm、顶底板最大变形量为288 mm，监测结果说明留巷效果良好。
图14 顶底板及两帮变形曲线
Fig.14 Deformation curves of roof,floor and roadway's side
现场采用切顶留巷技术成功留巷670 m，通过回采前巷道断面形状和回采后留巷效果对比可知，本次留巷试验取得了良好效果。对比如图15所示。
图15 留巷效果图
Fig.15 Diagram of entry retaining effect
1)以塔山煤矿切顶留巷应用为例，介绍了切顶留巷无煤柱开采技术的实施过程，并系统论述了该技术的原理及工艺流程。该技术利用顶板定向切缝切断采空区部分顶板和留巷顶板之间的应力传递，同时利用矿山压力和岩石自身的碎胀特性，使其垮落并形成碎石帮，实现了无煤柱开采。
2)总结了切顶留巷各关键技术及基本设计方法，采用理论计算、数值分析及现场试验等方法，确定了切缝角度为15°、切缝深度为7.5 m、恒阻锚索长度为9 m，在原支护基础上共布设2列恒阻锚索，第1列距切缝侧500 mm，排距1 500 mm；第2列与第1列恒阻锚索间距1600 mm，排距3 000 mm，单孔最优装药结构为4+3+3+2、孔间距为500 mm等关键参数。
3)留巷稳定后，现场监测巷道顶板最大下沉量为188 mm，底鼓最大值为100 mm，两帮移近最大值为164 mm，表明采用切顶留巷技术后，巷道整体变形量较小，留巷断面满足相邻工作面回采复用需求。
参考文献:
[1] 华心祝.我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议[J].煤炭科学技术,2006,34(12):78-81.
HUA Xinzhu.Development status and improved proposals on gob-side entry retaining support technology in China[J].Coal Science and Technology,2006,34(12):78-81.
[2] 华心祝,赵少华,朱 昊，等.沿空留巷综合支护技术研究[J].岩土力学,2016,27(12):2225-2228.
HUA Xinzhu,ZHAO Shaohua,ZHU Hao,et al.Research on combined support technique of gob-side entry retaining[J].Rock and Soil Mechanics,2016,27(12):2225-2228.
[3] 布铁勇,冯光明,贾凯军,等.大采高综采沿空留巷巷旁充填支护技术[J].煤炭科学技术,2010,38(11):41-44.
BU Tieyong,FENG Guangming,JIA Kaijun,et al.Gateway Side backfilling support technology of goaf side gateway in fully mechanized high cutting longwall mining face[J].Coal Science and Technology,2010,38(11):41-44.
[4] 柏建彪,周华强,侯朝炯，等.沿空留巷巷旁支护技术的发展[J].中国矿业大学学报,2004,33(2):183-186.
BAI Jianbiao,ZHOUHuaqiang,HOU Chaojiong,et al.Development of support technology beside roadway in gob-side entry retaining for next sublevel[J].Journal of China University of Mining and Technology,2004,33(2):183-186.
[5] 康红普,牛多龙,张 镇，等.深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术[J].岩石力学与工程学报,2010,29(10):1977-1987.
KANG Hongpu,NIU Duolong,ZHANG Zhen,et al.Deformation characteristics of surrounding rock and supporting technology of gob-side entry retaining in deep coal mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2010,29(10):1977-1987.
[6] 谭云亮,于凤海,宁建国,等.沿空巷旁支护适应性原理与支护方法[J].煤炭学报,2016,41(2):376-382.
TAN Yunliang,YU Fenghai,NING Jianguo,et al.Adaptability theory of roadside support in gob-side entry retaining and its supporting design[J].Journal of China Coal Society,2016,41(2):376-382.
[7] 张东升,马立强,冯光明.综放巷内充填原位沿空留巷技术[J].岩石力学与工程学报 2005,24(4):1164-1168.
ZHANG Dongsheng,MA Liqiang,FENG Guangming.The technique of gob-side entry retaining with entry-in packing on its original position in fully-mechanized coal face with top-coal caving[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2005,24(4):1164-1168.
[8] 张 农,陈 红,陈 瑶.千米深井高地压软岩巷道沿空留巷工程案例[J].煤炭学报,2015,40(3):494-501.
ZHANG Nong,CHEN Hong,CHEN Yao.An engineering case of gob-side entry retaining in one kilometer-depth soft rock roadway with high ground pressure[J].Journal of China Coal Society,2015,40(3):494-501.
[9] 漆泰岳,郭育光,侯朝炯.沿空留巷整体浇注护巷带适应性研究[J].煤炭学报,1999,24(3):256-260.
QI Taiyue,GUO Yuguang,HOU Chaojiong.Study on the adaptability for the pack-fillings of the gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,1999,24(3):256-260.
[10] 陈 勇,柏建彪,王襄禹,等.沿空留巷巷内支护技术研究与应用[J].煤炭学报,2012,37(6):903-910.
CHEN Yong,BAI Jianbiao,WANG Xiangyu,et al.Support technology research and application inside roadway of gob-side entry retaining[J].Journal of China Coal Society,2012,37(6):903-910.
[11] 何满潮,宋振骐,王 安,等.长壁开采切顶短壁梁理论及其110工法—第三次矿业科学技术变革[J].煤炭科技,2017(1):1-9.
HE Manchao,SONG Zhenqi,WANG,An,et al.Theory of longwall mining by using roof cutting shortwall team and 110 method[J].Coal Science & Technology Magazine,2017(1):1-9.
[12] 何满潮,高玉兵,杨 军,等.厚煤层快速回采切顶卸压无煤柱自成巷工程试验[J].岩土力学,2018,39(1):254-264.
HE Manchao,GAO Yubing,YANG Jun,et al.Engineering experimentation of gob-side entry retaining formed by roof cutting and pressure release in a thick-seam fast-extracted mining face[J].Rock and Soil Mechanics,2018,39(1):254-264.
[13] 何满潮,王 炯,孙晓明,等.负泊松比效应锚索的力学特性及其冲击地压防治中的应用研究[J],煤炭学报,2014,39(2)：214-221.
HE Manchao,WANG Jiong,SUN Xiaoming,et al.Mechanics characteristics and applications of prevention and control rock bursts of the negative poisson’s ratio effect anchor[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):214-221.
[14] 马新根,何满潮,王 炯,等.雁崖煤矿8304工作面沿空留巷条件下切眼后方硐室支护设计研究[J].煤炭科技,2017(12):30-33.
MA Xingen,HE Manchao,WANG Jiong,et al.Study on design of chamber supporting behind cutting hole under condition of gob-side entry retaining in 8304 Face of Yanya coal mine[J].Coal Science & Technology Magazine,2017(12):30-33.
[15] 孙晓明,刘 鑫,梁广峰,等.薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究[J].岩石力学与工程学报,2014,33(7):1449-1456.
SUN Xiaoming,LIU Xin,LIANG Guangfeng,et al.Key parameters of gob-side entry retaining formed by roof cut and pressure releasing in thin coal seams[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(7):1449-1456.
[16] 郭志飚,王 将,曹天培,等.薄煤层切顶卸压自动成巷关键参数研究[J].中国矿业大学学报,2016,45(9):879-885.
GUO Zhibiao,WANG Jiang,CAO Tianpei,et al.Research on key parameters of gob-side entry retaining automatically formed by roof cutting and pressure release in thin coal seam mining[J].Journal of China University of Mining and Technology,2016,45(9):879-885.
[17] 迟宝锁,周开放,何满潮,等.大采高工作面切顶留巷支护参数优化研究[J].煤炭科学技术,2017,45(8):128-133.
CHI Baosuo,ZHOU Kaifang,HE Manchao.Optimization research on supporting parameters of roof cutting entry retaining with large mining height face[J].Coal Science and Technology,2017,45(8):128-133.
[18] 王建文,王世彬,杨 军,等.切顶卸压沿空留巷顶板破坏机理及控制技术[J].煤炭科学技术,2017,45(8):80-84.
WANG Jianwen,WANG Shibin,YANG Jun,et al.Roof failure mechanism of gob-side entry retaining by roof cutting andpressure releasing and its control technology[J].Coal Science and Technology,2017,45(8):80-84.
[19] 何东升,刘旦龙,张 洋.复合顶板中厚煤层切顶卸压留巷无煤柱开采技术[J].煤炭科学技术,2018,46(9):126-132.
HE Dongsheng,LIU Danlong,ZHANG Yang.Non-pillar mining technology of medium thick seam with roof cutting and pressure released retained gateway and complex roof[J].Coal Science and Technology,2018,46(9):126-132.
[20] 朱 珍,张科学,袁红平.切顶卸压沿空留巷碎石巷帮控制技术及应用[J].煤炭科学技术,2018,46(3):25-32.
ZHU Zhen,ZHANG Kexue,YUAN Hongping.Control technology and its application of roadway side wall formed by gangue in gob-side entry retaining formed by roof cutting and pressure releasing[J].Coal Science and Technology,2018,46(3):25-32.