厚硬基本顶切顶卸压成巷及围岩控制技术

郭金刚，李耀晖，石松豪，蒋再胜，陈冬冬，何富连，谢生荣

(1.中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院，北京 100083; 2.晋能控股集团，山西 大同 037003)

为实现煤炭开采可持续发展目标[1-3]，切顶卸压自成巷技术被广泛应用于我国各类矿井中，该技术不仅能提高煤炭资源采出率、延长矿井服务年限、减少巷道掘进量及缓和采掘接替冲突，而且留巷快速、成本低廉，加之切缝结构面切断了采空区岩层与平巷顶板的力学联系，改善了围岩应力环境，工程应用效果良好[4-6]。

近年来，专家学者针对切顶留巷围岩运移变形机理及控制技术研究做了大量工作，对该技术的开拓应用起到重要的推动作用。薛卫峰等[7]针对承压水体上切顶留巷底板破坏特征问题，构建了周期来压时采场底板力学计算模型，理论计算采后底板分别在走向方向与倾向方向的破坏形态。陈上元等[8]构建了“恒阻主动让压控制顶板、柔性可缩让位抗侧压、高阻临时支护抗动压，加大支护长度护煤帮”的深井沿空切顶留巷围岩协同控制体系。袁超峰等[9]建立了留巷顶板力学模型，量化了未贯穿面的拉应力与切顶高度和切顶角度的关系，确定了未贯穿面拉应力随切顶高度和切顶角度的变化规律。马新根等[10]按围岩结构将切顶留巷回采巷道分为煤体支撑区、动压承载区和成巷稳定区。并针对不同分区分别建立对应的力学模型，计算分析巷道顶板变形规律及巷内支护强度。何满潮等[11]认为切顶充分时，采空区顶板对沿空巷道顶板动压影响大大减弱，巷道围岩变形较小，能够保证留巷效果。高玉兵等[12]基于无煤柱切顶成巷力学机理，分析了沿空切顶巷道围岩结构演化过程和力学作用机制，建立了工作面超前区、成巷段动压区和成巷段稳压区的全过程力学模型。张礼等[13]基于大倾角煤层采空区矸石下滑堆积的特点，以充分利用矸石自承载能力为导向，提出了大倾角煤层切顶成巷技术。

以上学者丰富了切顶无煤柱自成巷的研究成果，对切顶留巷覆岩运移及围岩稳定性控制研究具有深远指导意义，在上述研究基础上，笔者以某矿厚硬基本顶切顶留巷为工程背景，从数值模拟和相似模拟两方面着手，研究不同切顶高度下基本顶断裂线位置变化及其所引发的一系列矿压现象、覆岩运移规律;继而进行3种不同切顶高度下的工业性试验，并对试验段矿压现象进行观测;基于此，确定优选切顶卸压具体技术方案，针对性地提出集“高强切顶锚索补强支护、爆破预裂卸压、单体柱强支撑、插底插顶防失稳可缩U型钢+金属网挡矸”于一体的留巷强支护系统，以期形成科学化的厚硬基本顶切顶卸压成巷及围岩控制技术，为此类地质条件下切顶留巷的应用提供理论支撑及技术指导。

1 工程地质条件

某矿所采煤层为2号煤，煤层厚度2.3～2.8 m，倾角平均3°，埋深约480 m。工作面倾向长度180 m，采煤方法为沿空留巷无煤柱后退式走向长壁采煤法，因相邻采区回采过程中未出现大面积冲击来压现象，故未对顶板进行弱化处理，采空区采用全部垮落法进行管理。其直接顶为砂质泥岩，层厚2 m，易垮落;基本顶为中粗粒砂岩，均厚12 m、灰白色、单轴抗压79 MPa，各岩层相关性质如图1所示。为了降低掘进工程量、缓解采掘交替紧张，同时尽可能多的回收煤炭资源，如图2所示，对回风巷(净宽×净高=5 m×3.5 m)，实施切顶卸压沿空留巷，作为下一工作面的运输巷。

图2 沿空留巷示意Fig.2 Schematic diagram of gob-side entry retaining

2 坚硬厚层基本顶无煤柱留巷难点

无煤柱切顶卸压留巷[14-16]关键在于切断采空区顶板与留巷顶板之间的力学联系，达到主动改变留巷围岩受力状态、控制围岩变形的目的。该工作面基本顶厚度达12 m，单轴抗压强度大、弹性模量高、整体性及自承能力强，因直接顶垮落碎胀后不能完全充满采空区，且留巷采空侧悬顶达到极限跨距垮落时易使实体煤帮产生塑性破坏，导致基本顶断裂线出现在巷道上方或更深处的实体煤上方。基本顶断裂线位置是留巷围岩结构和巷道矿压分布的重要因素，对于薄基本顶，随着工作面的回采，在周期来压的作用下基本顶能够及时垮落，但断裂线可能会在留巷顶板上方，锚杆(索)支护系统锚固失效导致留巷围岩变形过大、失稳，对留巷的稳定十分不利。若通过人为切顶，较短的切缝即可切落基本顶，使基本顶在切缝处断裂，留巷容易维护。厚硬基本顶沿空留巷若不采取任何措施，将导致整个巷道顶板出现倾斜下沉，煤壁片帮严重。可在采空侧对基本顶进行预裂处理，人为制造弱面，促使基本顶在弱面处断裂，但预裂切顶高度不足，基本顶的破断会出现2种断裂模式:① 基本顶不会沿切缝面断裂，而是在煤体上方断裂，导致基本顶出现大角度旋转[17-20]，造成留巷出现大变形，给留巷维护带来不利影响;② 基本顶在巷道上断裂，留巷顶板整体垮塌，巷道失稳严重，导致留巷失败。且切落的直接顶，碎胀后不能完全充满采空区空间，对基本顶起不到有效支撑，加剧了顶板的变形失稳。以上2种情况都会导致巷道变形失稳，导致留巷失败。合理的切顶高度，可以将厚基本顶沿切缝面顺利切垮，避免了基本顶在巷道上方或煤体上方断裂，降低巷道顶板及煤壁侧应力值，从而保证留巷安全。可见，切顶高度对厚硬基本顶断裂位置起着至关重要的作用，不仅要保证切顶后基本顶能顺利垮落，还要考虑钻孔深度过大给现场施工带来的不便。为此，寻找合理的切顶高度十分必要。

3 厚硬基本顶沿空留巷不同切顶高度数值模拟

3.1 UDEC数值模型的建立

为了研究厚硬基本顶切顶留巷不同切缝高度下采空区顶板垮落情况与围岩应力变化规律，使用离散元软件UDEC建立如图3所示的数值计算模型，模型尺寸为长×高=125 m×66 m，模拟巷道宽×高=5 m×3.5 m。模型的上部边界条件采用应力边界条件，可简化为均布载荷;模型最下部使用位移边界条件，竖直方向为固定铰支座，水平方向无约束;模型左右边界均为煤岩体，可简化为位移边界条件，水平方向为固定铰支座，竖直方向无约束。考虑到该工作面基本顶厚硬的特点[21-22]，并结合相邻盘区工作面基本顶周期来压步距在20 m左右，划分为如图3所示的节理。岩块采用摩尔库仑模型，节理采用库仑滑移模型，煤岩力学参数见表1。通过开挖不同高度切缝来模拟现场的预裂切缝，以观测不同切顶高度基本顶垮落情况及其对留巷围岩稳定的影响。

图3 UDEC数值模型Fig.3 UDEC numerical model

表1 煤岩体力学参数Table 1 Mechanical parameters of coal and rock mass

3.2 不同切顶高度下留巷围岩应力及位移分析

图4左侧3幅图表示不同切顶高度下围岩应力分布规律。从图4可以看出:切顶高度7 m时，煤壁应力峰值在27.5 MPa左右，未完全切断留巷上方基本顶与采空区顶板的力学传递，造成留巷上方直接顶出现离层，基本顶出现倾斜下沉。过长的悬顶导致煤壁上方基本顶内出现大范围高应力区域，垂直应力为25～30 MPa，应力集中系数为2.1～2.5，较大的应力集中易使基本顶在煤壁上方断裂。此情况下，下个工作面采动影响后，巷道极易出现大变形失稳，给留巷的维护带来困难;切顶高度达到9 m时，减弱了留巷上方基本顶与采空区顶板之间力学联系，煤壁上方基本顶内垂直应力范围缩小，应力值降至20～25 MPa，由于基本顶下半部分被切断，上部分在周期来压的作用下会出现拉破坏，整个基本顶能够沿切缝垮落。煤帮峰值应力由切顶7 m的27.5 MPa降为20.8 MPa，留巷顶板和采空区切落帮处于应力降低区。由于基本顶垮落，切顶高度的增加对应力分布影响不再明显，当切顶高度增至12 m时，基本顶内卸压幅度增加较小，而且过大的切顶高度不仅造成施工难度增加还增大了工程的花费。

图4右侧3幅图显示的是切顶高度分别为7,9,12 m的位移云图。由图4可知，切顶高度7 m时，直接顶随采随冒，但直接顶垮落后不足以充填基本顶下方4.4 m高度的空间，对基本顶起不到有效的支撑，而基本顶在此切顶高度下并未被完全切垮，切缝两侧基本顶之间形成铰接结构，在其自重及上覆垫层的作用下回转下沉，对留巷围岩“小结构”[23]产生较大的影响，顶板出现离层，实体煤帮变形量为198 mm。切顶高度9和12 m，基本顶均能沿切缝面顺利垮落。垮落的基本顶在碎胀的矸石支撑下保持稳定，巷道整体变形较小，给巷道维护带来有利条件。

4 厚硬基本顶留巷顶板岩层运动规律物理相似模拟

4.1 物理相似模型的建立

为深入研究厚硬基本顶切顶自成巷技术，开展实验室物理相似模型试验，根据工作面地质情况，设计铺设除高度不同外的3个物理相似模型，模型铺设的过程中通过预先埋入云母粉来模拟切缝，开挖后对比分析不同切顶高度下留巷覆岩中关键块的运移及矿压变化规律。

实验选用二维模拟实验台装置，该装置可容纳模型尺寸为长×宽×高=240 cm×16 cm×120 cm。基于模型试验装置尺寸与现场地质生产条件，如图5所示，铺设沿工作面倾向的物理相似模型(长×宽×高=240 cm×16 cm×55 cm)，综合考虑模型实验几何相似比CL为

CL=Ly/Lm=100

(1)

容重相似比Cγ为

Cγ=γy/γm=1.5

(2)

故而应力相似比Cσ为

Cσ=CLCγ=150

(3)

其中，下标“m”表示模型参数;下标“y”表示原型参数;Lm为模型几何参数;γm为模型容重参数;Ly为原型几何参数;γy为原型容重参数。故模型留巷尺寸高×宽为5 cm×3.5 cm，工作面长度为180 cm，两回采巷道宽度各5 cm，边界煤柱尺寸为25 cm。

模型中不同岩性的岩层由石灰、石膏、河沙和水等经不同配比制作铺设而成，不同配比试件经岩石力学实验达到规定强度要求，各岩层厚度及配比见表2。

基于对现场原岩应力实测及相似比尺，利用液压千斤顶对模型上表面进行应力加载，根据该矿地质情况确定模型表面需要施加的竖直方向荷载为21.24 kN。3个模型除切顶高度不同外，其余条件均保持不变。由于顶板切缝在模型铺设过程中利用云母片提前预留，因此不考虑开挖顶板切缝，故模拟巷道开挖次序为:右侧运输巷→左侧回风巷(留巷)→工作面。为观测开挖过程中留巷围岩应力分布情况，在铺设模型时在实体煤帮每隔1 cm埋设1个应变片，在开挖过程中利用计算机对应变片应变进行实时监测，处理最终得到每个测点的应力值。

4.2 试验结果分析

4.2.1坚硬厚基本顶留巷覆岩运移规律分析

相似模拟结果表明:切缝高度为7 m时，此时切顶高度不足，基本顶不沿切缝线断裂，其断裂线位于实体煤帮侧，在矿山压力作用下，岩块B产生断裂、下沉和回转运动，加剧覆岩荷载向留巷围岩转移[24-26]。巷道围岩将受到断裂岩块的挤压破坏作用，从而导致巷道顶板破碎、离层、倾斜，甚至直接顶与基本顶大面积垮塌。

当切顶高度为9 m时，如图6所示，基本顶沿切缝线断裂，切缝下方留巷顶板为一短臂梁结构，该结构一端延伸至煤体内部，另一端沿切缝面与采空区顶板分离。切缝结构面切断了留巷顶板与采空区顶板力学联系，留巷顶板与采空区顶板无法进行力学传递，使得采空区顶板垮落时基本不会对巷道围岩产生挤压影响，卸压效果明显。切顶短臂梁结构与实体煤帮在巷内锚索支护及单体支柱支撑作用下形成一个稳定的结构，避免了顶板关键部位破坏，有效保障巷道整体稳定及支护安全性。

图6 9 m切顶高度时留巷覆岩运移状态Fig.6 Migration state of overlying rock in retained roadway at 9 m roof cutting height

当切顶高度为12 m，基本顶沿切缝线断裂，沿空侧采空区顶板垮落较为充分，并能快速接顶，垮落岩层能较好地充填回采空间。然而过大的切顶高度将导致施工效率不高、经济效益不显著以及工人劳动强度增大，切顶高度设计时应综合考虑技术、经济及人文等因素。

4.2.2监测结果分析

在模型体中布置监测线对留巷实体煤帮侧向支承压力进行监测，将监测结果转换成原型值，结果如图7所示。进行不同切顶高度下留巷实体煤帮侧向支承压力对比分析:不同切顶高度下的留巷实体煤帮侧向支承压力分布形态类似，支承压力均先增加后减小，最后恢复至原岩应力水平。切顶高度为7 m时，留巷侧向支承压力峰值在距离实体煤帮表面约5 m时达到峰值，为36 MPa;切顶高度为9 m时，留巷侧向支承压力峰值在距离实体煤帮表面约3.8 m时达到峰值，为28.5 MPa，峰值下降幅度达20.8%;切顶高度为12 m时，留巷侧向支承压力峰值在距离实体煤帮表面约3 m时达到峰值，为27 MPa，峰值较9 m下降幅度为5%。这表明随着切顶高度的增加，卸压程度也随之增大，实体煤帮侧向支承压力峰值降低，并逐渐向围岩浅部转移，围岩破坏范围减小;并且切顶高度由7 m增加至9 m时，切顶卸压效果明显，而切顶高度由9 m增加至12 m时，切顶卸压幅度变化不大，9 m切顶高度的效果与12 m切顶高度效果相近。

图7 不同切顶高度下留巷实体煤帮应力曲线Fig.7 Stress curve of solid coal side in retained roadway under different roof cutting heights

5 现场切顶试验

5.1 预裂切缝关键参数的确定

5.1.1切缝角度的选择

考虑到现场施工方便程度，结合相关研究[27]，一定的角度切顶可减小切缝两侧顶板之间的摩擦阻力，减弱采空侧顶板垮落对留巷围岩稳定的影响。切缝角度α计算公式为

(4)

其中，LZ为周期来压步距，m;LH为留巷高度，m;M为采高，m。根据地质生产条件计算可得α=9°，现场取10°进行试验。

5.1.2切缝高度的选择

根据前面数值模拟及相似实验结果可知，若切顶高度不足，厚硬基本顶将在顶板上方或煤壁上方断裂，对留巷顶板产生挤压，不利于留巷的稳定。合理的切顶高度对切顶的成败起着至关重要的作用。现场试验确定切顶高度取7,9及12 m，以探究工程应用最优切顶高度。由于钻孔与竖直方向夹角取10°，故钻孔深度应为7.1，9.1，12.2 m，由于前后差别不大，仍按7，9及12 m孔深进行试验。

5.1.3炮孔间距的确定

炮孔间距同样制约着切顶效果，间距过大相邻孔之间裂隙无法贯通，达不到预期效果;间距过小钻孔数量将会增加，施工进度减慢的同时还会造成炸药用量增多。由常规预裂爆破孔间距计算计算公式可知[21]，孔间距B=(7～12)d，当炮孔直径d=48 mm，孔间距B=336～576 mm，现场试验取500 mm。

5.1.4装药方式确定

为了探究装药方式对硬岩顶板的预裂作用，采用煤矿许用三级乳化炸药(规格为φ35 mm×300 mm/卷)配合PVC聚能管，管长1 500 mm，外径为42 mm，内径为36.5 mm，在工作面回风巷9 m孔中分别试验“4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”和“5卷+4卷+3卷+3卷+2卷”2种装药方式(图8)。爆破后对钻孔进行窥视，结果表明:预裂爆破能有效控制裂缝的扩展方向，但2种装药方式表现出不同的切顶效果，由于基本顶岩石较硬，图8(a)所示装药方式孔底的一根聚能管装药量为0.8 kg/m，不能有效克服底部阻力，切缝孔底段仅出现2条轻微裂缝;按照图8(b)所示装药方式孔底的一根聚能管装药量为1.0 kg/m，爆破效果更好，在孔底段出现两条明显裂隙，且两条相对裂隙从孔底段一直延伸到孔口段。综上，对于坚硬顶板，孔底内的一根聚能管装药量对爆破效果影响十分显著，适当多装炸药以保证克服孔底阻力，进而达到良好预裂效果。

图8 装药结构Fig.8 Blasting charge structure diagram

5.1.5封 泥

不同封孔长度，会表现出截然不同的爆破效果。一般封孔长度L[28]应满足:

(5)

其中，R为钻孔半径;k为综合影响系数,k=1.0～1.5;f为封孔摩擦因数;λ为封孔材料侧压系数，由于爆破使用黏土堵塞炮孔，其摩擦因数f=0.02，侧压系数λ=0.4，综合影响系数取1.1，则有L≥1.5 m，即用1.5 m黏土炮泥进行封孔。经现场试验，封泥过长造成孔口浅部封泥处顶板切缝不明显;封泥过短，爆破产生的爆轰波及爆轰气体冲落封泥，较多能量从孔口释放发生冲孔形成爆坑，冲落锚网或形成网兜现象，不能有效形成预裂缝，达不到切顶效果。当封泥长度在1.3～1.5 m时，封孔效果良好，未出现冲孔现象。

5.2 切顶现场试验

为探究不同切顶高度对厚硬顶板留巷效果的影响，在回风巷选取3段试验段现场试验7，9,12 m的留巷效果。为了尽可能控制各试验段的切缝效果，保持孔口装药结构不变，变化主要在孔底的坚硬中粗砂岩部位，具体如下:9 m深的炮孔内按照“5卷+4卷+3卷+3卷+2卷”的装药方式进行装药;相应地，在7 m和12 m的孔内按照“5卷+3卷+3卷+2卷”和“5卷+4卷+4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”进行装药。如图9所示，爆破之后对炮孔进行窥视，结果表明不同深度孔壁仅在设定方向产生裂缝，而其他方向不产生裂缝或裂缝不明显，在聚能管管壁的抑制缓冲作用及聚能孔优先卸载作用下，减少了爆轰波及爆轰压力对孔壁的破坏，抑制了非设定方向裂纹的发展。现场观测发现，如图9(a)所示，试验段I切顶高度7 m，采空侧支护的单体柱下部出现陷入底板的现象，上部出现上部被压弯变形，巷道顶板向采空区侧倾斜，切缝侧顶板下沉量在450～500 mm，说明此切顶高度下，基本顶未被完全切垮，采空区上方顶板对巷道顶板仍有力的传递，导致巷道出现大变形。图9(b),(c)试验段II和III，切顶高度分别为9 m和12 m，切顶效果都表现的良好，从充采空区垮落的顶板可以看到爆破形成的半眼岩块，说明采空区顶板沿着切缝垮落。现场观测未发现巷道顶板倾斜下沉，支柱无损坏现象，随着工作面回采，采空区垮落矸石被压实形成新帮，留巷效果良好。

图9 不同试验段现场效果Fig.9 Field effect diagram of different test sections of retaining roadway

6 工程应用

结合前面数值模拟、物理相似模拟和现场试验，综合考虑现场施工进度，施工经济因素及留巷安全等，确定切顶高度为9 m。在本工作面回风巷进行切顶留巷作为下工作面运输巷，从开切眼向终采线进行施工，超前工作面35 m进行预裂爆破。炮孔距本工作面煤壁100 mm，间距为500 mm。装药方式采用“5卷+4卷+3卷+3卷+2卷”。为有效保障留巷围岩的稳定性，采用“高强切顶锚索补强支护、爆破预裂卸压、单体柱强支撑、插底插顶防失稳可缩U型钢+金属网挡矸”的支护系统最大限度地改善围岩受力状态，阻止矸石窜入巷道，减小巷道变形。

6.1 留巷围岩支护

如图10所示，顶板采用6根φ22 mm×2 500 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距900 mm×1 000 mm;锚索在煤壁侧采用3列φ17.8 mm×9 300 mm普通锚索间排距为1 150 mm×3 000 mm，在第3列锚索处补打补强锚索，与原锚索交错布置;在距采空区0.650 m再补打1列φ21.8 mm×9 300 mm补强锚索，两列补强锚索配合使用1根3 400 mm×250 mm×3 mm W型3眼钢带。本工作面煤壁侧采用直径为φ22 mm×2 000 mm玻璃钢锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm，每排3根锚杆，最上一根锚杆距顶板500 mm。

图10 沿空留巷支护Fig.10 Support diagram of retaining roadway

为防止采空区矸石涌向巷道，挡矸支护采用“插底插顶防失稳可缩U型钢+挡矸金属网+单体液压支柱”的联合支护方式。在巷道内架设4排单体液压支柱，间距1 100 mm，排距500 mm，爆破期间给巷道提供可靠的支护阻力，在支架掩护下进行预裂切顶，待工作面回采过后围岩稳定时保留采空区侧一排单体支柱。为保证挡矸结构的可靠性，首先，将两段29U型钢用连接件进行连接，使其具有一定的可缩性，架设时对沿空侧底板进行起底，将29U型钢下端坐落在梁窝内，29U型钢的上端预先焊接φ30 mm、长80 mm的钢筋插入顶板内，使其能承受较大的横向压力;其次，将挡矸单体和29U型钢并排支设，29U型钢凹面朝向巷道，并在采空区和29U型钢之间铺设挡矸金属网;最后，单体支柱用π型梁与顶板支紧，并将π型梁卡在29U型钢凹面内，构成一个整体挡矸结构。经现场试验，无单体支柱损坏，起到非常良好的挡矸效果。

6.2 围岩压力及位移监测

随着工作面的推进，在工作面后方5～15 m内，受采动影响较大，锚杆受力在143 kN;工作面后方112 m以外锚索受力稳定在205～285 kN，撤除临时单体支柱，只保留切缝侧一排单体支柱，锚索受力未明显增大，说明基本顶已完全垮落稳定，上覆岩层随基本顶运动形成新的平衡结构。

采用十字布点法对实体煤帮布点进行监测。监测结果如图11所示，从图11可以看出，顶板快速下沉出现在滞后工作面40 m左右，说明此时采空区更上部岩层仍在垮落，对留巷顶板存在一定摩擦作用迫使顶板下沉。在工作面后方120 m后顶板下沉逐渐稳定，说明基本顶已垮落上覆岩层形成稳定结构。之后临时支架回撤，顶板出现少许下沉。巷道稳定后切缝侧下沉量186 mm，实体煤帮变形量119 mm。下个工作面回采时，经现场观测，留巷围岩变形在可控范围内，保证了回采安全使用。

图11 围岩变形监测Fig.11 Monitoring curves for surrounding rock deformation

7 结 论

(1)对于硬厚基本顶切顶留巷时，切缝不用完全贯穿基本顶即可切落基本顶。综合UDEC和相似模拟结果可知:切顶高度为7 m时，基本顶不沿切缝线断裂，其断裂线位于实体煤帮侧。巷道围岩将受到断裂岩块的挤压破坏作用，从而导致巷道顶板破碎、离层，甚至直接顶与基本顶大面积垮塌;切顶高度增加至9 m时，基本顶沿切缝线垮落，基本顶沿切缝线断裂，采空区顶板垮落时不会对巷道围岩产生挤压影响，卸压效果明显，煤壁上方基本顶内应力由25～30 MPa降至20～25 MPa;继续增加切顶高度对应力分布影响甚微。

(2)现场试验表明:预裂坚硬顶板时，孔底1.5 m内(最里面一根聚能管)的装药量对预裂效果影响十分显著，装药量在1.0 kg/m时可以克服孔底阻力，预裂效果良好。

(3)对于该矿厚硬顶板，切顶高度9 m时即可切落基本顶，再配合高强切顶锚索补强支护、单体柱强支撑、插底插顶防失稳可缩U型钢+金属网挡矸，可起到良好的留巷效果;监测结果显示巷道顶板下沉量最大为186 mm，锚索受力稳定在205～285 kN，有效控制了巷道围岩变形，可为类似地质条件无煤柱开采提供参考和借鉴。