無煤柱自成巷預裂切頂機理及其對礦壓顯現的影響

高玉兵，楊 軍，王 琦,王亞軍，何滿潮

(1.中國礦業大學(北京)深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京 100083; 2.中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京 100083; 3.山東大學 巖土與結構工程研究中心，山東 濟南 250061; 4.同濟大學 土木工程學院，上海 200092)

切頂卸壓無煤柱自成巷技術是一項先進的無煤柱采煤技術，該技術充分利用頂板巖體的碎脹特性，進一步取消了沿空留巷中的充填體[1-3]，通過預裂切頂的方式實現自動成巷[4-5]，預裂切頂的同時，減弱了采空區頂板與巷道頂板間的結構傳遞，巷道應力環境得到一定改善。目前，切頂卸壓無煤柱自成巷技術已于薄煤層[6-7]、中厚煤層[8]、厚煤層[9-10]、堅硬頂板[11]、復合夾煤頂板[12]、高瓦斯[13]、大埋深[14]等不同地質和采礦條件下進行了試驗和推廣，取得了良好的經濟和社會效益。

無煤柱自成巷技術的核心是頂板預裂切縫，預裂效果的好壞直接關系到巷旁矸石的垮落狀態及卸壓效果，因此對頂板預裂技術的研究至關重要[15-16]。與無煤柱自成巷頂板預裂技術相似的是深孔爆破及水壓致裂技術，這2項技術同樣可起到卸壓和控制地質災害的目的。WANG等[17]對深孔預裂爆破的機理開展了研究，將該技術應用至神東礦區淺埋煤層工作面頂板垮落控制，以避免或減少大范圍頂板來壓。高魁等[18]針對深井堅硬頂板沿空留巷充填體應力高、易壓壞的特點，提出在充填體旁進行深孔爆破強制放頂的技術。張勝利等[19]提出在綜放工作面初采時采用深孔斷裂爆破技術進行強制放頂，以解決初采期上隅角瓦斯超限及壓力大的問題。張學亮[20]、劉黎[21]等對深孔爆破的技術參數優化進行了研究。HE等[22]提出采用深孔定向水壓致裂技術進行厚硬頂板的巖爆控制。康紅普等[23-24]系統總結了煤礦井下水力壓裂技術的應用現狀、設備工藝、檢測方法等，重點介紹了該技術在回采工作面堅硬頂板弱化、受多次采動影響的高應力巷道卸壓等圍巖控制方面的應用情況。于斌等[25]針對特厚煤層高強度綜放開采臨空順槽礦壓顯現劇烈的問題，提出采用水力壓裂弱化煤層上覆堅硬基本頂的控制方法，取得了良好的效果。

總結相關研究成果可以發現，通過技術手段改變工作面或巷道圍巖結構固有連接狀態，是一種控制礦壓或減少地質災害的有效手段。以往的研究多是集中在深孔爆破或水力致裂技術的現場應用案例，而對切頂或致裂參數變化對圍巖運動或礦壓規律的影響研究較少。無煤柱自成巷頂板預裂技術與常規卸壓技術不同的是，該技術實施位置為巷道頂板與采空區頂板的交界處，預裂爆破在促進采空區頂板垮落的同時要減少對巷道頂板的擾動，因此爆破控制更為精準和嚴格。然而，目前關于該技術的作用效果研究很少。筆者以檸條塔煤礦無煤柱自成巷試驗工程為背景，綜合運用理論分析、數值計算及現場試驗等手段，對預裂成縫的機理及預裂切頂對巷道圍巖礦壓顯現的影響規律進行了研究，研究成果對于完善無煤柱自成巷理論和技術體系有一定意義。

1 工程背景

檸條塔煤礦綜采工作面間隔離煤柱寬度為20 m左右，為進一步提高煤炭采出率，減少采掘比，于S1201工作面開展切頂卸壓無煤柱自成巷工程試驗。S1201工作面所采煤層為延安組第4段頂部的2-2煤，煤層平均厚度4.1 m，傾角0～2°。試驗工作面工程地質條件簡單，煤層頂底板巖性描述見表1。

S1201工作面走向長3 010.3 m，傾斜長295 m，試驗段長度800 m。S1201工作面相鄰工作面為S1203和S1201-I工作面，S1203工作面已經采空，S1201-I工作面為接續工作面，如圖1所示。由于開始試驗時，S1201和S1201-I工作面間的兩條巷道已經掘好，因此留巷成功后可將兩個工作面之間的煤柱一并采出。

表1 S1201工作面頂底板巖性描述

Table 1 Roof and floor lithologies of the S1201 mining face

頂底板名稱巖石名稱厚度/m特征描述基本頂石英砂巖5.41～20.63淺白色,柱狀結構直接頂粉砂巖2.82～5.04灰色薄層狀,具水平層理2-2煤煤層3.85～4.11半亮型煤為主,賦存穩定直接底砂質泥巖0～1.30薄層狀,具塊狀層理基本底細粒砂巖12.50～13.61灰色,具塊狀、水平層理

圖1 無煤柱自成巷試驗工作面平面布置

2 無煤柱自成巷預裂切頂機理

2.1 聚能張拉成縫原理

切頂卸壓無煤柱自成巷技術較常規無煤柱開采技術最顯著的區別是采用了頂板預裂技術進行巷道穩定性維護，因此頂板預裂切縫是無煤柱自成巷技術成功實施的基礎和關鍵。預裂切縫的實施位置位于巷道頂板邊界處，因此在預裂過程中不僅要保證頂板“切得開”，且不能破壞巷道頂板的完整性。普通爆破模式下，爆生產物和爆轟能量向四周擴散，壓力作用較為均勻，且很大一部分能量耗散在破碎巖體上，同樣的裝藥量往往出現破碎區范圍廣但深度淺的現象。如圖2(a)所示，普通爆破模式下，爆生裂縫向四周擴展，部分裂縫不可避免地會延伸至巷道頂板，不僅會破壞其完整性，且會影響巷道原有的支護。

圖2 2種爆破模式下頂板巖體裂隙發育趨勢

利用巖石的耐壓怕拉特性，提出了適用于無煤柱自成巷的雙向聚能張拉成型技術[26]。該技術運用爆破手段，在爆破孔內安放聚能爆破裝置。炸藥起爆后，爆破能量按照人為設定的方向流通，在巷道頂板與采空區頂板交界面方向產生聚能流，并形成強力氣楔，集中作用在設定方向上，裂隙內的張拉力大于頂板巖體抗壓強度時，裂隙產生并形成切縫線，如圖2(b)所示。該技術實施后，由于能量的有效積聚，設定方向的裂縫擴展更加明顯，且不會破壞巷道頂板的完整性。

2.2 頂板預裂成縫力學分析

炸藥爆破后，首先產生爆轟沖擊波，當波的強度達到頂板巖體的抗壓強度時，會產生孔壁壓碎現象。沖擊波在穿過巖石介質及損傷空隙過程中強度逐漸減弱，逐漸演變為應力波。由于巖體的抗拉強度遠小于其抗壓強度，因此裂縫的擴展主要為應力波張拉作用形成。普通爆破模式下，裂隙擴展方向較為隨機，裂縫主要沿最大環向應力方向開裂，當環形應力增大至巖體的動態抗拉強度，損傷裂隙開始擴展。非聚能爆破模式下，裂紋擴展方向與斷裂強度因子有關[27]，環向應力σθ需滿足:

(1)

根據式(1)可得出裂隙擴展方位角θ0滿足:

(2)

式中，KⅠ為裂紋尖端I型斷裂強度因子;KⅡ為裂紋尖端II型斷裂強度因子。

分析式(2)，倘若cos(θ0/2)=0，可得θ0=±π，沒有實際意義，因此只能有

KⅠsinθ0+KⅡ(3cosθ0-1)=0

(3)

此時，θ0≠0，說明裂隙擴展方向在非聚能及聚能模式下形成裂隙分支，從而會破壞巷道頂板的完整性。在聚能爆破模式下，爆破起始階段聚能裝置形成聚能流，聚能流的侵徹作用形成初始導向裂隙，應力波在導向裂隙的引導作用下繼續擴展原有裂隙，因此聚能效果理想的情況下裂隙擴展方向即為聚能控制方向。

應力波作用下，巖體單元環向方向拉應力峰值[28]可表示為

(4)

另(σθ)m=τt，由此可得

r=(bP/τt)1/αr0

(5)

式中，τt為頂板巖體動態抗拉強度;r0為空爆破孔半徑。

由于爆破起始階段已對巖體造成一部分損傷，同時考慮到巖體本身的缺陷，引入損傷因子D0，得到非聚能模式下裂隙發育范圍:

(6)

在聚能方向上，由于沖擊波的侵徹作用，聚能方向作用能量增多，裂隙擴展范圍增大。引入聚能系數ξ，可得聚能作用下裂紋擴展長度:

(7)

無煤柱自成巷技術在實施過程中，預裂切縫超前工作面進行，爆破孔間距的設計應使相鄰孔裂隙發育區貫通，形成完整的切縫面。設聚能爆破孔間距為d，則頂板充分切開的條件可表示為

d≤2r

(8)

預裂切縫的作用區域為頂板巖層，不同地質條件下的頂板巖性不同，裝藥量及孔間距需對應調整。根據檸條塔煤礦S1201工作面采高和頂板巖體的碎脹系數，可得預裂切頂高度理論值為9 m。除去孔底的封泥高度，該工作面預裂切縫作用范圍內的頂板巖層主要為石英砂巖，其抗拉強度約為1.4 MPa。根據相似礦區的裝藥經驗，現場單孔采用的裝藥量為3 200 g(“4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”裝藥結構)，連孔爆破方式，初始損傷因子取0.2，根據式(7)及相關文獻[5,27]，代入相關參數可估算出聚能爆破作用下頂板裂紋擴展長度約為309 mm，因此根據式(8)可得孔間距理論設計值應不大于618 mm。綜合考慮現場施工條件，孔間距最終取為600 mm。

3 預裂切頂數值模擬研究

3.1 數值計算模型

頂板預裂完成后，工作面回采并留巷。實踐證明，切縫高度和角度是影響成巷變形及應力分布最重要的兩個參量。本文假設相鄰孔已經貫通，采用離散元數值模擬方法，探究切縫高度和角度對巷道圍巖變形及應力分布的影響規律。

根據現場工程地質條件，建立UDEC數值計算模型，如圖3所示。模型長250 m，高80 m，左右邊界和底邊界施加固定約束，頂邊界為自由邊界，施加2 MPa的豎向荷載，用以模擬80 m厚的上覆巖層。模型中，煤層頂板由下向上依次為粉砂巖、石英砂巖、中粒砂巖和泥巖，底板由砂質泥巖和細粒砂巖組成，頂底板巖性力學參數見表2。模擬過程中首先進行巷道開挖并補打錨索支護，待巷道穩定后進行預裂切縫，最后進行工作面開挖，重點探究切頂巷道附近圍巖礦壓顯現規律。

圖3 數值計算模型

表2 頂、底板巖性物理力學參數

3.2 切頂高度對礦壓顯現規律的影響

切頂高度模擬過程中保持其他參數不變，頂板支護形式相同，預裂切縫方向垂直于巷道頂板。考慮到頂板巖體的碎脹性，模擬過程中，切頂高度分別取7，9 和11 m。不同切頂高度條件下圍巖結構形態及豎向位移場分布如圖4所示。

圖4 不同切頂高度圍巖結構形態及變形特征

整體分析不同切頂高度下巷道圍巖垮落形態可知，預裂切縫可切斷巷道頂板和采空區頂板間的結構傳遞，采空區直接頂巖體垮落，基本頂則為一個傳遞整體，巷道頂板其掩護作用下保持基本穩定。不同切頂高度下，采空區頂板巖體垮落形態及其對切頂短臂結構的承載支撐作用不同，造成巷道頂板變形及穩定性不同。

當切頂高度為7 m時，煤層回采后采空區頂板在7 m高度處沿切縫發生破斷切落，但切落過程中對切頂短臂結構施加有一個下墜作用力，垮落巖層與基本頂巖層間未充空間較大，頂板最大變形為339 mm。當切頂高度增加至9 m時，采空區頂板在9 m高度處沿切縫發生破斷切落，使得巷道頂板變形量及向采空區側回轉下沉運動得到有效控制。由于頂板切落巖石范圍擴大，垮落巖石碎脹后充填采空區程度增加，巷道頂板垂直位移最大值較7 m時有所減小，最終變形為145 mm。當切頂高度繼續增大至11 m時，基本頂巖層與垮落巖層間的未充空間再次減小，但增加的切頂高度造成施加在切頂短臂結構上的下墜作用更明顯，破壞了頂板形成的鉸接巖梁結構。巷道頂板最終變形較切頂9 m時甚至有所增大，最終變形為165 mm。總結發現，切頂高度影響的是采空區矸石的碎脹性及其對切頂短臂結構的作用力。合理的切頂高度應保證巷旁充滿，并促使矸石起到有效的承載作用。在一定范圍內，增大切頂高度可增大碎脹體積，減少未充空間，但切頂高度增加到一定程度后繼續增加可能對頂板穩定性產生不利影響，同時施工費用和施工難度增加。

圖5為不用切頂高度條件下實體煤幫上的豎直應力分布曲線。可以發現，切頂高度對卸壓效果有一定影響。切頂高度為7 m時，實體煤幫內的應力峰值距巷幫約2.5 m，隨著切頂高度增大，應力峰值向深部轉移。切頂高度為9 m時，實體煤幫內部應力峰值集中區距巷幫4～5 m，但當切頂高度增加至11 m時，繼續增加切頂高度對應力集中區范圍影響不明顯。從應力強度分析可知，當切頂高度為7,9,11 m時，實體煤幫上應力集中峰值分別為4.8,4.3,4.1 MPa，切頂高度越大，應力集中峰值越小，側面驗證了切頂的卸壓作用。

圖5 不同切頂高度實體煤幫應力分布

3.3 切頂角度對礦壓顯現規律的影響

頂板進行預裂后，采空區上方巖體在上覆巖層自重作用下產生下沉，下沉過程中會與巷道頂板發生不同程度的作用，從而導致頂板變形。為了解決該問題，提出切縫向采空區側偏轉一定角度，以利于頂板垮落并減小其對巷道頂板的影響。本研究中，分別模擬預裂切縫線向采空區方向偏轉0°，10°，20°，觀察巷道圍巖結構及位移場分布特征，如圖6所示。

圖6 不同切頂角度圍巖結構形態及變形特征

當預裂切縫垂直于巷道頂板時，采空區頂板垮落對切頂短臂結構作用一個明顯的下墜力，從而增大了巷道變形。此外，當頂板巖層垮落穩定后，垮落的矸石只是對基本頂巖層起到垂直支撐作用，對巷道頂板切頂短臂結構無明顯斜撐作用，一定程度上降低了巷道穩定性。切頂角度為0°時，頂板最大變形為315 mm。增大切頂角度為10°后，采空區垮落矸石與巷道頂板間的應力傳遞減小，減弱了采空區垮落矸石與巷道頂板巖層間的摩擦力，使得巷道頂板變形量及向采空區側回轉下沉運動得到有效控制，由于切縫向采空區偏轉，采空區頂板觸矸點與巷道頂板距離減小，垂直位移最大值為132 mm，較垂直切縫減小58%。當繼續增大到20°時，采空區頂板垮落更為充分，但若采空區頂板巖體碎脹不充分，切頂短臂結構與矸石間的空隙增大，反而不利于巷道穩定，最大下沉量達到206 mm。因此，當切縫角度超過一定值后，繼續增大切縫角度，巷道圍巖變形可能越來越大。

模擬過程中對不同切頂角度下實體煤幫上的垂直應力進行了監測，如圖7所示。不同切頂角度下應力峰值差別很小。雖然增大切頂角度有利于采空區矸石垮落，但增大切頂角度后，作用在下一工作面實體煤上的應力有輕微增大的現象。當切頂角度為0°，10°和20°時，實體煤上的垂直應力最大值分別為4.2，4.6和4.7 MPa。不同切頂角度條件下，巷道頂板切頂短臂結構的長度和重量不同，切縫角度越大，該結構的重量越大，相同支護條件下會一定程度傳遞至實體煤幫，因此在實際切縫參數確定過程中，應綜合考慮現場頂板條件進行合理設計。

圖7 不同切頂角度實體煤幫應力分布

4 預裂切頂現場工程試驗

4.1 試驗方案

(1)切頂高度方案

除了起到卸壓作用，預裂切縫的另一作用是保證采空區頂板巖層順利垮落并充滿采空區，根據巖體碎脹理論，考慮到頂板下沉量和底臌量，理論切頂高度[16]可表示為

(9)

式中，HF為聚能切縫深度，m;M為采高，m;ΔH1為頂板下沉量，m;ΔH2為底臌量，m;K為頂板巖體碎脹系數。

檸條塔礦S1201工作面頂板巖體實測碎脹系數為1.38，考慮到頂板實際下沉量和底臌量，理論切縫高度約為9.21 m。為了探究切頂高度對礦壓顯現的影響，現場設計了3種切頂方案，切頂深度7,9,11 m各試驗了50 m。預裂切頂采用連孔爆破方式，爆破孔直徑50 mm。爆破孔內安裝聚能管，聚能管外徑42 mm，內徑36.5 mm，管長1 500 mm。聚能管內安裝2級礦用乳化炸藥，炸藥規格φ35×200 mm/卷，每卷炸藥200 g。為了盡量統一各方案的切縫效果，孔口附近裝藥結構保持不變，變化主要集中在孔底石英砂巖部位。方案1切頂高度為7 m，每孔安裝4根聚能管，裝藥結構為“4卷+3卷+3卷+2卷”，封泥長度1.5 m;方案2切頂高度為9 m，每孔安裝5根聚能管，裝藥結構為“4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”，封泥長度1.5 m;方案3切頂高度為11 m，每孔安裝6根聚能管，裝藥結構為“4卷+4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”，封泥長度1.5 m，3種方案具體裝藥結構如圖8所示。

圖8 現場預裂切頂高度試驗方案

(2)切頂角度方案

《無煤柱自成巷110工法規范》中規定，頂板定向預裂切縫鉆孔角度應考慮工作面采高，當采高小于1 m時，角度一般為15°～20°，當采高大于1 m時，角度一般小于15°。為了探究切頂角度對礦壓顯現的影響，現場進行了3種切頂角度試驗方案，3種方案中切頂高度9 m保持不變，切頂角度0°,10°和20°各試驗了50 m。3種方案中的裝藥結構相同，均為“4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”，具體方案示意如圖9所示。

圖9 現場預裂切頂角度試驗方案

(3)監測方案

試驗巷道S1201膠運巷斷面為矩形，寬為6 000 mm，高為3 750 mm，采用錨網索聯合支護。每種方案試驗段均勻布置5個測點，即每10 m布置一個測點。測量過程中采用十字測點法，為提高測量精度，測點處頂板和兩幫均采用噴漆標記，運用塔尺、游標卡尺及頂底板移近儀等精確測量。每個測點位置監測3處位置，即巷中位置、切縫側位置(距碎石幫200 mm)、實體煤幫位置(距實體煤幫200 mm)。

4.2 試驗結果分析

4.2.1預裂切頂高度對圍巖變形的影響

按照試驗方案進行預裂切頂后，工作面回采留巷。留巷過程中對3個試驗段中的典型測點進行全過程變形監測，選取試驗段中部測點的巷中位置進行分析，監測曲線如圖10所示。

圖10 不同切頂高度典型測點全過程變形監測曲線

不同切頂高度條件下，留巷圍巖變形均經歷緩慢增長、快速增長和平衡穩定階段，但最終變形量和趨于穩定的距離不同。切頂高度為7 m時，頂底板移近變形量最大，滯后工作面約210 m達到穩定。切頂高度增加至9 m后，快速增長段變形加快，但變形量減小，較7 m切頂時減小了約27%，滯后工作面約150 m巷道變形趨于穩定。繼續增大切頂高度至11 m后，巷道最終變形變化不大，仍為150 mm左右，但滯后工作面趨于穩定的距離有所減小。

為整體分析巷道變形情況，對穩定后的試驗段等距離(每10 m)取點監測，記錄切縫側、巷中和實體煤幫側的頂底板最終移近變形量，如圖11所示。從統計數據可以發現，當切頂高度為7 m 時，切縫側最大巷道移近量達到493 mm，切縫側巷道平均變形為356 mm，遠大于切頂高度為9 m時的結果。繼續增大至11 m時，巷道變形再次有輕微的減少，但變化幅度不大。

圖11 現場試驗區不同切頂高度頂底板移近量統計

現場圍巖變形規律實測結果與數值模擬相似。在一定切頂范圍內，增大切頂高度有利于減少巷道變形。當切頂高度較大時，矸石垮落碎脹空間增大，從而對頂板巖層起到一定的支撐作用。此外，沒必要盲目增大切頂高度，過大的切頂高度效益不顯著，切頂高度設計時應綜合考慮頂板巖體的巖性、碎脹特性及上覆頂板的垮落和穩定過程。

4.2.2預裂切頂角度對圍巖變形的影響

對不同切頂角度試驗段巷中測點全過程變形進行監測，監測結果如圖12所示。當切縫孔垂直于巷道頂板時，頂底板移近變形最大。切縫線向采空區方向偏斜10°后，變形減小了約一半，繼續增大切頂角度至20°后，巷道圍巖變形開始增大。由此可見，無煤柱自成巷中切縫角度不應過小亦不宜過大，應根據現場頂板巖性、采高等情況綜合確定。

圖12 不同切頂角度典型測點全過程變形監測曲線

圖13為不同切頂角度條件下頂板整體變形統計。當切頂方向垂直于巷道頂板時，此時巷道頂底板變形量最大，試驗段切縫側測點的平均變形量為378 mm，巷中測點頂底板平均移近量為290 mm。當切縫偏向采空區10°時，切縫側測點平均變形較垂直切縫時減少了約25%，巷中減少了約39%。但是，當繼續增大至20°時，巷道頂底板變形較方案2差別不大，甚至有所增大。

由此可見，預裂切縫偏向采空區一定角度后，有利于減弱矸石垮落時對切頂短臂結構的下墜作用，從而減少變形，但過大的切頂角度反而不利于巷道穩定。

4.2.3最終預裂切頂效果

根據研究結果，最終確定S1201工作面切縫高度為9.0 m，切縫角度為10°，爆破孔間距為600 mm，單孔采用“4卷+4卷+3卷+3卷+2卷”(3 200 g)裝藥結構，封泥長度1.5 m的裝藥和切縫參數。預裂爆破后，對孔外及孔內裂縫擴展情況進行探測，孔外采用高清攝像機拍攝，孔內采用ZKXG30鉆孔成像儀窺視，預裂效果、垮落效果及最終成巷效果如圖14所示。通過圖14(a)和(e)可知，無論是孔外還是孔內，裂縫均沿預設方向擴展，驗證了聚能張拉爆破技術的可靠性。由圖14(b),(c),(d)可知，采空區頂板巖體沿切縫線垮落，形成穩定碎石幫，最終成巷效果良好，驗證了切頂參數的合理性。

圖13 現場試驗區不同切頂角度頂底板移近量統計

圖14 現場預裂切頂試驗效果

5 結 論

(1)無煤柱自成巷頂板預裂切縫的有效控制是保證巷道穩定性的關鍵。非聚能爆破模式下，裂隙擴展方位角可變，破壞巷道頂板的完整性。聚能張拉爆破模式下，可實現裂縫單方向擴展。為達到理想的切頂效果，裝藥量及孔間距應協調設計，孔間距應小于孔間裂隙擴展長度。

(2)對檸條塔煤礦無煤柱自成巷預裂切頂進行了數值模擬研究。預裂切縫可切斷巷道頂板和采空區頂板間的部分結構和應力傳遞，但不同切頂高度和角度條件下，巷道圍巖呈現出不同的響應規律。切頂高度影響的是采空區矸石的碎脹性及其對切頂短臂結構的作用力。在一定范圍內，增大切頂高度可增大矸石碎脹體積，減小巷道頂板變形和作用在實體煤幫上的應力峰值，但切頂高度不宜過大，否則會增大施工難度，且會增大留巷變形。切頂角度主要影響采空區頂板在垮落過程中對切頂短臂結構的下墜力及穩定后對切頂短臂結構的斜撐力。切頂方向不宜垂直于頂板，而應向采空區偏斜10～20°，以減小下墜力、增大斜撐力。

(3)對檸條塔煤礦無煤柱自成巷預裂切頂進行了現場工程試驗。研究發現，檸條塔煤礦S1201工作面切縫高度設計為9.0 m，切縫角度為10°，爆破孔間距為600 mm，單孔裝藥量為3 200 g，封泥長度為1.5 m時，可取得較為滿意的切頂和成巷效果。