大埋深综采煤层沿空留巷变形联合控制技术.pdf

90formation in large buried depth fully mechanized coal seamJ.Safety in Coal Mines,2023,54(8):90-98.移动扫码阅读GUO Chao,WANG HanqingLlXinwaet al.Combined control technologside entry retaining de-20054(8):90-98.郭超王汉青，李新旺，等.大埋深综采煤层沿空留巷变形联合控制技术 J.煤矿安全，2 0 2 3，Safetyin Coal Mines2023年8 月Aug.2023煤防岁全第54卷No.8第8 期Vol.54D0I:10.13347/ki.mkaq.2023.08.002大埋深综采煤层沿空留巷变形联合控制技术郭超！，王汉青2.3，李新旺2.3，程立朝2,3（1.冀中能源峰峰集团梧桐庄矿，河北邯郸0 56 2 0 0;2.河北工程大学矿业与测绘工程学院，河北邯郸0 56 0 38；3.河北工程大学河北省高校煤炭资源开发与建设应用技术研发中心，河北邯郸0 56 0 38）摘要：为了解决大埋深综采煤层沿空留巷围岩变形问题，以梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5工作面为工程背景，通过现场调研、理论分析与方案设计，提出了“巷道超前补强加固支护+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”联合控制技术体系，并结合现场实测数据验证了该方案的可行性。工程实践表明：联合控制支护体系实施后，对巷道围岩的变形起到了有效控制作用，截止距离工作面开切眼2 9 3m时，两帮移近量和顶底板移近量呈现先上升后逐渐减小，最终趋于平稳；受损单体液压点柱仅占比4.1%；该技术已成功实施沿空留巷6 40 m，巷道变形控制在允许变形范围内，整体留巷效果较好。关键词：大埋深；切顶卸压；高水材料；联合控制支护；沿空留巷中图分类号：TD353文献标志码：B文章编号：1 0 0 3-49 6 X（2 0 2 3)0 8-0 0 9 0-0 9Combined control technology of gob-side entry retaining deformation inlarge buried depth fully mechanized coal seamGUO Chao,WANG Hanqing3,LI Xinwang*,CHENG Lichao2.3(1.Jizhong Energy Fengfeng Group Wutongzhuang Mine,Handan 056200,China;2.School of Mining and Geomatics Engineer-ing,Hebei University of Engineering,Handan 056038,China;3.Coal Resources Development and Construction Application Technol-ogy Research Center of Universities in Hebei Province,Hebei University of Engineering,Handan 056038,China)Abstract:In order to solve the problem of large deformation of surrounding rock in gob-side entry retaining in fully mechanizedcoal seam with large buried depth,taking the 182605 working face of Wutongzhuang Coal Mine as the engineering background,through field investigation,theoretical analysis and scheme design,a combined control technology system of“roadway advancedreinforcement support+roof cutting pressure relief blasting technology+high water material gob-side entry retaining support isproposed,and the feasibility of the scheme is verified by field measured data.The engineering practice shows that after theimplementation of the combined control support system,the deformation of the surrounding rock of the roadway has played aneffective control role.When the cut-off distance is 293 m from the open-off cut of the working face,the convergence of two-sideand the roof and floor convergence increase first and then decrease gradually,and finally tend to be stable.The damaged singlehydraulic point column only accounts for 4.1%;the technology has been successfully implemented to retain 640 m roadway alonggoaf,and roadway deformation is controlled within the allowable deformation range,and the overall roadway retention effect isgood.Key words:large buried depth;roof cutting pressure relief;high water material;joint control support;gob-side entry retaining收稿日期：2 0 2 2-1 1-1 7责任编辑：朱蕾基金项目：河北省自然科学基金资助项目（E2020402075,E2022402014）；河北省高等学校科学技术研究资助项目（ZD2022074）作者简介：郭超（1 9 8 7 一），男，河北邯郸人，硕士，主要从事煤矿充填开采、矿山压力等科研工作。E-mail:91Safetyin Coal MinesAug.20232023年8 月Vol.54煤砺发全No.8第8 期第54卷传统的留设煤柱、沿空掘巷开采方式用于大埋深煤层，极易导致因应力集中造成围岩大变形、巷道失稳等，从而降低了巷道二次利用率 1-2 。随着沿空留巷无煤柱开采技术的不断推广，在解决煤炭资源回收率、沿长矿井服务年限等方面取得了很好的应用效果 3-4。众多学者围绕着沿空留巷围岩稳定性问题开展了大量的研究。王方田等 5、许旭辉等 6 、王炯等7 利用理论建模研究、数值模拟和现场实测，研究了切顶卸压时锚索补强支护对围岩稳定性的控制，确定了随坚硬顶板厚度变化的合理切顶参数，并建立了切顶与未切顶留巷后围岩变形的力学模型；吕维赞等 8 赵志鹏等 9 通过数值模拟和理论计算，分析了切顶留巷后围岩的竖向位移及集中应力分布规律，以及不同双向聚能爆破参数下岩石裂纹扩展规律；宋江涛 1 0 利用数值模拟方法，模拟了巷旁充填体不同尺寸、强度对控制巷道变形的影响因素，结果表明选用水灰比为1.5的高水材料充填体能够起到巷旁结构的稳定性；徐筝等 通过实验室试验研究了高水材料充填体的水灰比和充填体积，获得了最优支护强度，有效的满足了支撑上覆岩层荷载要求。上述研究促进了沿空留巷技术的发展，有效解决了在无煤柱开采时沿空留巷围岩的大变形及稳定性问题，对围岩的支护形式提供了思路。但面对大埋深煤层，由于地质条件复杂和地应力高的原因，围岩变形控制难度加大，单体系或2 种组合支护体系很难完全解决。为此，以梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5工作面为研究背景，通过理论分析、联合控制方案设计及实际应用对大埋深煤层条件下的沿空留巷围岩变形进行了研究，以期为类似条件下矿井的沿空留巷技术提供借鉴方案。1乡综采工作面沿空留巷覆岩变形特征分析大埋深煤层综采工作面不同于浅埋煤层，最大的区别在于地质条件复杂、开采难度加剧及地应力增大等特点。在工作面不断推进过程中，上覆岩层应力和位移易发生变化，使得工作面后方顶板会出现大面积“悬臂梁”现象，从而造成巷道大变形及稳定性降低，引起矿井地质危害发生 1 2-1 3。未切顶后围岩结构如图1。基本顶岩块A岩块B岩块C直接顶岩块D实体煤巷道挤压变形充填体图1未切顶围岩结构Fig.1Structure of uncut surrounding rock从图1 可知：对于未切顶围岩结构，在基本顶岩块回转变形过程中关键块及其上覆直接顶的荷载主要由下方实体煤和巷旁充填体共同承担，此时处于早期活动状态的阶段性垮落；随着工作面持续推进，直接顶的垮落基本完成且出现较大的断裂现象，并延伸影响至实体煤，此时顶板岩层活动处于中期活动阶段；当“悬臂梁”跨距达到极限垮落以及顶板超过顶板承受的极限荷载时，基本顶（岩块B、岩块C和岩块D)和直接顶大面积垮落，远远超过了巷旁充填体及浅部实体煤的承载能力，导致巷道发生极大的变形破坏，此时处于上覆岩层垮落的最终活动阶段。上述分析说明在大埋深煤层情况下只仅限于沿空留巷巷旁支护体来控制围岩的稳定性是远远不够的，实体煤和巷旁充填体始终处在高应力区。所以，衍生出切顶卸压技术切断上覆顶板一定高度内的岩层，使围岩应力得到释放来缓解实体煤和巷旁充填体承载压力，从而达到巷道稳定安全目的。切顶后围岩结构图如图2。从图2 可以看出：在切顶后，顶板岩块B和岩块C断裂，减少工作面顶板侧向支撑压力的影响范围，降低了因“悬臂梁”过长导致侧向顶板失稳的产生，从而缓解高地压现象。2综采工作面沿空留巷围岩变形联合控制技术通过对沿空留巷切顶与未切顶前后的围岩结构：9 2SafetyinCoal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤矿发全第54卷第8 期切顶角度基本顶岩块A岩块B直接顶岩块C实体煤巷道充填体图2切顶后围岩结构Fig.2Surrounding rock structure after roof cutting特征分析可以看出，未采用切顶卸压技术进行沿空留巷时，极易导致巷道收缩、实体煤的煤帮向巷内鼓胀和巷道上方直接顶出现回转下沉变形等现象，同时也增加了巷道在二次使用时的修复难度。从矿井长期生产安全的角度考虑，为了使大埋深煤层沿空留巷后围岩长期稳定，提出了“巷道超前加固支护（锚索槽钢补强支护和单体支柱）+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”的联合控制支护技术。2.1巷道超前加固支护随着煤层开采的进行，上覆岩层受扰动应力重新分布，巷道围岩的支撑压力也会随之增大 4。首先受到影响是靠近沿空留巷一侧的实体煤发生碎胀变形及破坏，并向煤体内部扩展。对于大埋深煤层，实体煤帮作为承受上部覆岩荷载的重要组成部分，其对巷道的稳定性起到关键作用，若对其支护力度不够，很容易造成围岩的挤压失稳破坏，极大缩短了巷道的使用寿命，甚至无法再次使用。为了防止实体煤帮和直接顶发生变形，在原巷道支护的基础上增加锚索补强支护，并沿巷道另一侧加设单体支柱，以增强实体煤和直接顶的抗挤压能力和承载力。根据超前支撑压力分布规律和煤体物理分布形态，可划分为极限平衡区、弹性区和稳压区 1 5-1 6 。煤壁前方应力分布如图3。Hedy基本顶直接项极限实体煤稳压区弹性区二巷道平衡区图3煤壁前方应力分布Fig.3Stress distribution in front of coal wall根据极限平衡理论1 7 ，巷道两侧的煤帮最大平衡宽度xo如下：CoKpgH+M入tan2tan。(1)nCoPXtan入式中：M为留巷高度；入为侧向压力系数;co与分别为煤体与岩体交界处的黏聚力和内摩擦角；Px煤帮支护强度；K为最大采动应力集中系数；p为上覆岩层平均密度；H为采深由式(1)可知，缩小最大平衡区宽度有效的方式是加强煤体与岩体交界处的黏聚力和煤帮支护强度。为了保证煤帮对顶板有足够的支撑压力，应采用锚索锚固于稳定的煤帮中。同时，使得最大平衡区宽度要小于锚索长度，可用下式进行计算：L,=Lp+Lm+xo(2)式中：L。为锚索长度，m;L为锚索外露长度,取0.20.3m;Lm为锚固端长度,取1.6 5m。根据悬吊理论 1 8 可知，巷道顶板加强锚索的直径、长度和间距等可用下式计算：93Safetyin Coal Mines2023年8 月Aug.2023煤砺发全No.8Vol.54第8 期第54卷按杆体破断力与锚固力等强度原则计算的锚索直径d为：d=1.131Q(3)式中：d为锚索直径,mm;Q为锚索破断力,kN;.为杆体材料的设计抗拉强度，MPa。锚索长度L，确定为：L,=Lg+L,+Lb+Lh(4)式中Lg为锚索锚固长度，m;L为岩层厚度,取11m;Lp为锚索外露长度,m;L为托盘和锚具的厚度,m。锚索间距确定：nF(5)as2F,sin WrHrpg-式中：n、a s 分别为锚索排数和排距，m;F2为单根锚索的最大承载能力，kNWR、H R分别为顶板垮落宽度和高度,m;ag为锚杆排距,m;Fi为锚杆锚固力,kN；0 为角锚杆的夹角。2.2切顶卸压爆破技术聚能爆破预裂技术 1 9 主要是利用聚能装药装置，该装置可以一定范围内聚合形成聚能效应，从而使给定方向上的张拉应力集中，促使在选定的上覆岩层中产生预裂面。同时，在聚能装置的作用下孔壁的受损得以减小，最大限度阻止了非特定方向的裂缝发展趋势，减少了非特定方向上岩体的破坏。聚合物装置主要由专用PVC管研制形成，对于不同强度和理化性质的岩石，设计强度差异很大。采用该技术可在采前一定距离内提前预制裂隙顶板，使得采空区顶板沿预制裂隙塌，以缩短悬臂长度，从而调整顶板应力分布结构，在一定程度上减小了实体煤对顶板的支撑压力，保证留巷的完整性。2.3高水材料沿空留巷巷旁支护对于大埋深煤层的沿空留巷，采用充填体作为巷旁支护体较为合适 2 0 。选用高水材料作为巷旁支护体，具有增阻效果好、早期强度高和易施工等优点。沿空留巷高水材料巷旁支护形式如图4。基本顶直按项煤层巷道高水材料巷旁支护图4沿空留巷高水材料巷旁支护示意图Fig.4 High water material roadside support diagram ofgob-side entry retaining在充填体变形方面，高水材料具有足够的抗横向变形能力，能够有效控制留巷后顶板旋转下沉的作用。与其他的巷旁充填技术相比，技术经济优势显著且注浆充填工艺简单便捷。2.4大埋深综采煤层沿空留巷联合支护体系基于上述分析各个支护技术的特点，决定在梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5工作面采用“巷道超前加固支护（锚索槽钢补强支护和单体支柱）+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”联合控制技术对巷道进行支护。沿空留巷联合支护工艺流程如图5。铺素铺素锚索基本顶基本顶基本项超前切缝钻孔超前切缝钻孔韧落后形成煤层煤层煤层采空区煤层底板底板铺杆单体支柱底板锚杆单体支柱巷旁充填体（a）工作面形成后初期支护（b）工作面超前支护与切顶（c）切顶完成后留巷加固图5沿空留巷联合支护工艺流程Fig.5Combined support process of gob-side entry retaining具体实施步骤如下。1)在工作面系统形成之后，在巷道直接顶和基本顶上采用锚索钢槽进行超前加固支护，确保切顶及采动时巷道顶板及两帮不受其影响，如图5（a）。2)支护完成后，在超前工作面一定距离内钻人爆破孔，采用双向聚能爆破预裂技术在采空区顶板侧向方向上预制裂隙面。煤层工作面采后，紧接着在爆破面下端布设单体支柱以承载上部压力，便于94Safety in Coal Mines2023年8 月Aug.2023第54卷No.8Vol.54煤防发全第8 期巷旁充填体的成型。随着开采不断进行，采空区空间逐渐增大，为了减弱顶板“悬臂梁”结构对另一侧的煤帮的影响，利用锚杆对煤帮进行加固，如图5(b）。3)超前支护与切顶完成后，紧随工作面回采进度，在单体支柱的外侧布设巷旁充填袋，并进行高水材料注浆充填加固，待巷旁充填墙体具有一定强度时，配合巷道原有支护体系共同控制其围岩稳定性，最大限度维持巷道的二次使用，如图5（c）。3现场工程应用3.1工程地质概况梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5工作面位于井下六采区2#煤层，北为南翼运输巷和1 8 2 1 0 1 里下采空区，南为182603和1 8 2 6 0 2 外采空区及1 8 2 6 0 3外工作面，西为1 8 2 7 0 5工作面和设计的1 8 2 7 0 6 工作面，东为六采运输巷。煤层厚度为3.45m，且煤厚整体变化不大，煤层埋深为58 0 7 51.5m。基本顶厚度为3.30m，直接顶厚度为5.7 1 m，基本底厚度为8.9 0 m，直接底2.40 m。顶底板岩层特征见表1。表1顶底板岩层岩性特征Table 1JLithologic characteristics ofroof and floor strata顶底板岩石厚度/岩性特征岩层名称m中粒灰色，由石英长石褐色矿物组成，夹薄层粉砂基本顶3.30砂岩岩，显炭质缓波状层理，具植物根部化石粉砂直接顶5.71深灰色，具植物化石及片状黄铁矿岩煤层2#煤3.45黑色，暗淡光泽，局部有夹粉砂直接底2.40灰黑色，性脆，致密岩细粒深灰色，以石英为主，含少量白云母及黑色矿基本底8.90砂岩物，泥质胶结，具微波状层理因工作面采长达36 5m，很难布设成1 个工作面，经优化分为1 8 2 6 0 5下、1 8 2 6 0 52 个工作面依次回采，为保证工作面之间顺利衔接，决定在1 8 2 6 0 5下与1 8 2 6 0 5工作面之间实施沿空留巷。留巷施工位置如图6。3.2联合支护技术方案为解决1 8 2 6 0 5下与1 8 2 6 0 5工作面在无煤柱开采下巷道的稳定性，在工作面回采期间对1 8 2 6 0 5下运料巷进行沿空留巷。根据上述沿空留巷联合支护体系，在巷道原支护基础上采用“巷道超前加固支182605工作面沿空留巷位置182605下运斜巷182605下工作面图6 工作面及留巷位置Fig.6Working face and roadway position护+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”联合控制技术，沿空留巷联合支护设计如图7。3.2.1巷道补强加固支护方案结合原巷道支护形式和超前支承压力现场测试参数，需在煤帮和直接顶上方采用锚索槽补强支护和单体支柱支护方式。煤帮加固锚索长度通过式(2)得出，可由式(1)中支护强度计算锚索间距，而顶板加固锚索的直径、长度和间距可通过式（3)和式（4)求得，锚索的间距可根据式(5)得出。1 8 2 6 0 5工作面回采巷道补强支护布置如图7。切顶卸压前，在1 8 2 6 0 5下运料巷顶板打设加强锚索配合3m长1 6#槽钢对顶板进行加固支护，加强锚索选用=21.8mm,L=11000mm钢绞线。顺巷道方向在顶板打设2 排锚索槽钢，一排布置在距采空区侧设计巷帮轮廓线1 2 0 0 mm位置且与顶板夹角为8 0，主要目的在于使得巷道顶板弯矩减小，防止切顶后因顶板悬臂过长导致端部断裂，保证巷道顶板的完整性与连续性；另1 排布置在距上帮50 0mm位置，槽钢梁头密切对接。巷道上帮打设2 道锚索，第1 道锚索采用21.6mmx7000mm的钢绞线；第2 道锚索采用21.8mmx3500mm的钢绞线，并与1.5m长1 6#直槽钢连锁，锚索间排距为1 0 0 0mmx4000mm，顶板及巷道上帮铺设钢筋网支护3.2.2切顶卸压方案切顶卸压技术的成功与否关键在于精准确定合理的切顶参数，主要包括切顶角度、切顶高度和炮孔装药量及间距的布设。该技术可有效减弱直接顶和基本顶因“悬臂梁 结构跨距过长导致采空区及煤帮受荷载应力集中的影响，在无煤柱的情况下改变巷95SafetyinCoalMinesAug.20232023年8 月煤砺发全No.8Vol.54第8 期第54卷21.811000加强锚索（补）爆破孔21.811000加强锚索（补）$21.67000锚索21.8x3500锚索800新打设2 0 2 40 0900300130090075025030013001L300250左旋无纵筋螺纹钢锚杆50021.67000锚索（补）高水材料充填体8巷道中心线待开00021.83500锚索（补）2面4400图7沿空留巷联合支护设计Fig.7Combined support design of gob-side entry retaining道围岩应力环境，达到阻碍围岩变形的目的。故采用双向聚能爆破预制技术，超前工作面50 m处爆破切顶，方案参数设计如下：1)切顶角度。考虑现场装药难易程度及切顶卸压效果，根据以往经验，结合梧桐庄煤矿地质条件及开采环境，设计切缝角度为7 52)切顶高度。根据采空区上覆岩体垮落的碎胀性，同时考虑顶板底鼓量和下沉量；在不考虑顶底板变形情况下，切顶角度为7 5时，计算得到预制裂缝高度为1 3 m。G-AH,-AH,Hr=-(6)k-1式中：Hr为预制切缝高度，m;G为煤层高度，m;AH为顶板下沉量，m;AH为底鼓量，m;k为顶板岩层碎胀系数，取1.2 5。3）炮孔装药量及间距。依据采场地质条件，为达到切顶卸压目的，定向切缝孔参数设计为：聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药，炸药规格为直径32mmx300mm，并用炮泥进行封孔；炮孔距离帮1 0 0mm，切缝孔间距为6 0 0 mm并与铅垂线夹角为1 5；双向聚能管的特制管长为1 50 0 mm，内径与外径分别为36.5mm和42 mm；聚能管安装于爆破孔内，每孔6 根聚能管，采用“3+2+2+2+2+2”的装药方式。3.2.3高水材料沿空巷巷旁成形方案沿空留巷段辅助加强支护如图8。为保证对切顶后上覆岩层起到足够的阻力，选23504m长液压点柱1500待充填位置卧底范围（a）充填巷旁段超前支护00LE000O80000L000?.830.9预留锚杆孔2000（b）充填袋布设图：沿空留巷段辅助加强支护Fig.8 Auxiliary strengthening support ingob-side entry retaining section用新型高水速凝材料作为巷旁充填体。该材料主要由A（水泥熟料为基料）、B（石灰、石膏和速凝剂等）2种组分构成，2 种高水材料质量配比为1:1，高水材料与水的质量配比为（1.8 2.5）：1,7 d抗压强度96Safety in Coal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54煤砺发全第54卷第8 期可达1 0 MPa，能够满足充填体强度要求（8 MPa）。为强化补强支护和切顶后巷道的安全性，在进行巷旁充填袋支模和挂设时，采用打设长液压点柱的方式加强支护措施，保证充填体的强度稳定增长，如图8（a）。根据占用煤巷空间及采煤工艺，充填袋规格为：长宽高=2 50 0 mmx2100mmx(30003700)mm，且充填包体预留锚杆孔，设计每个充填包体锚杆孔1 2 个，共计4排，每排3个孔，锚杆孔间排距为850 mmx830 mm,如图 8(b)。在布设充填袋后，充填包体注浆前，将其吊挂在墙体设计位置，沿着充填包体外侧按1 m间距打设1 排液压点柱作为支撑，使用钢筋制作成与充填包体相同规格的防护网。将20mm2400mm等强锚杆穿过预留孔，并配合梯子梁两头使用圆托盘配合螺母将防护网支设稳定，最后进行高水材料浆液注人。3.3沿空留巷观测效果通过矿井现场试验，对1 8 2 6 0 5下运料巷沿空留巷期间的围岩变形进行观测，截止距离工作面开切眼2 9 3m时，两帮移近量和顶底板移近量呈现先上升后逐渐减小，并最终趋于平稳。沿空留巷段内共有点柱6 33根，其中折断点柱3根，卸载点柱3根，压弯点柱2 0 根，有问题点柱占比4.1%，压弯点柱多为充填袋帮鼓导致。沿空留巷变形实测曲线如图9。由图9 可知：“巷道超前加固支护+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”联合体系对大埋深煤层沿空留巷围岩稳定性的控制具有较好效果。目前，梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5下工作面已成功实施沿空留巷6 40 m，巷道变形控制在允许变形范围内，达到了无煤柱开采下留巷目的，减少了顶底板大变形及煤层鼓胀等情况的发生。从经济效益的角度，实施沿空留巷后，减少掘进工程量6 40 m，与留设小煤柱设计对比，共计回收煤炭资源2.5万t。4结语1)通过对综采工作面沿空留巷顶板结构变形特征分析，在大埋深煤层情况下仅限于沿空留巷体来控制围岩的稳定性是不够的。采用切顶卸压爆破技术阻断过长的“悬臂梁”结构，并配合有效的支护方式，可使围岩应力得到释放，达到巷道稳定安全目的。2)提出了适用于大埋深综采煤层沿空留巷联合支护体系，包括在原巷道支护基础上利用锚索补强支护、超前工作面50 m切顶爆破卸压及高水材料800700600u/500400300200100050100150200250300距工作面距离/m（a）两帮移近量1000900800700/600500400300200100050100150200250300距工作面距离/m（b）顶底板移近量图9沿空留巷变形实测曲线Fig.9Measured deformation curves ofgob-side entry retaining沿空留巷巷旁充填体支护。3)以梧桐庄煤矿1 8 2 6 0 5工作面为背景开展的沿空留巷联合控制支护体系，在采动应力下巷道变形得到了有效的控制，截止距离工作面开切眼2 9 3m时，两帮移近量和顶底板移近量呈现先上升后逐渐减小，最终趋于平稳，留巷效果较好。参考文献(References)：1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，2 0 1 8,39（1）：254-264.HE Manchao,GAO Yubing,YANG Jun,et al.Engi-neering experimentation of gob-side entry retainingformed by roof cutting and pressure release in a thick-seam fast-extracted mining face J.Rock and Soil Me-chanics,2018,39(1):254-264.2钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制 M.徐97SafetyinCoal MinesAug.20232023年8 月No.8Vol.54第8 期第54卷州：中国矿业大学出版社，2 0 1 0.3苏超，弓培林，康红普，等.深井临空高应力巷道切顶卸压机理研究 J.采矿与安全工程学报，2 0 2 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