金鸡滩煤矿8.2 m超大采高综采工作面正常液压支架单台质量78.3 t，此次回撤国内外无相关经验可借鉴，同时液压支架回撤时回撤通道的支护困难、回撤设备配套工艺等带来了亟待解决的新问题。
我国专家学者对围岩控制、工作面末采矿压显现异常机理分析，提出了防治动载矿压事故的措施，如采取末采等压措施、提高回撤通道支护强度、控制工作面末采速度等进行了大量的相关研究工作[1-2]。王国法等[3-4]对超大采高工作面液压支架与围岩耦合作用关系及成套装备研制应用展开研究，得出了控制煤壁片帮发生滑移失稳的液压支架临界护帮力。张立辉等[5]对8 m大采高综采工作面矿压显现规律进行研究，得出随着采高加大，工作面煤壁片帮现象加剧，矿压显现明显。宋振骐等[6]在煤矿重大事故预测和控制的动力信息基础的研究，对传递岩梁周期裂断步距与周期来压步距差异分析及动力信息基础的研究。黄庆享等[7]对浅埋煤层大采高工作面矿压规律及顶板结构研究，并提出了近浅埋煤层的概念，主要以双关键层及其叠合作用导致的大小周期来压为主的矿压特征。梁运培等[8]研究了大采高综采采场关键层运动型及对工作面矿压的影响，得出了大采高综采采场关键层存在2种结构形态和6种运动型式,并给出了各结构形态和运动型式的形成条件。杨仁树等[9]对特殊条件下大采高工作面回撤通道稳定性控制研究，确定合理的回撤通道位置。吕坤等[10]特厚煤层综放工作面回撤通道支护技术研究，得出回撤通道围岩变形破坏特征及锚网索联合支护原则。王晓振等[11]对浅埋综采面高速推进对周期来压特征的影响，得出推进速度对周期来压特征的影响规律。郑芳菲等[12]综采工作面末采阶段等压原理与顶板控制技术。王晓振等[13]在神东浅埋综采面末采段让压开采原理及应用，得出让压开采是一种通过在综采面回撤前适当位置停采来避免贯通回撤时工作面受顶板来压威胁的有效技术措施。赵辉[14]厚煤层综放工作面末采期间主撤巷道加强支护及矿压监测，用实测法验证了主撤巷道支护设计安全性。王志强等[15]重型综放工作面快速回撤与末采期顶板控制技术，得出采用小断面调节巷和高程测量法相结合方法控制末采阶段围岩稳定性。朱卫兵等[16]神东矿区回撤阶段调节巷适用的合理埋深研究，确定了神东矿区调节巷适用的合理埋深。韩龙[17]对综采工作面末采及回撤矿压显现规律与顶板控制技术进行了研究，得出通过计算留预留一定尺寸的等压煤柱进行停采让压。赵志超[18]酸刺沟矿综放回撤通道支护参数优化研究。何满潮等[19-20]对恒阻大变形锚杆力学特性及其工程，结果表明恒阻锚索能够通过保持恒定阻力并产生拉伸变形来吸收冲击能量，有效解决了顶板控制问题。该技术利用恒阻大变形锚索补强加固顶板，大大减弱超大采高综采工作面基本顶来压剧烈、局部冒顶和煤壁片帮难支护的难题，同时对回撤巷道支护参数和支护工艺进行优化设计。使工作面回撤通道将满足安全回撤要求。
笔者以金鸡滩煤矿2-2108大采高综采工作面末采阶段为研究对象，对超大采高综采工作面主回撤通道支护及围岩控制进行了研究，将为榆神矿区类似条件下回撤通道矿压控制及支护设计提供科学依据。
金鸡滩煤矿井田范围在陕北侏罗纪煤田鄂尔多斯盆地东北缘，位于陕北榆神府煤田南部，地处毛乌素沙漠边缘与黄土高原的过渡地带，地表为厚松散风积沙覆盖，本区地貌单元主要包括：滩地、沙丘沙地、黄土丘陵及河谷地貌。现开采2-2上煤层厚度为5.5～8.4 m，平均6.65 m，煤层由开切眼向终采线逐渐变厚，煤层埋深为200～305 m，平均采深246m，松散层厚度平均35m，属于近浅埋煤层。基本顶(直接顶)：灰色粉砂岩，粉砂状结构，成分以石英为主，含少量云母和黑色矿物以及大量植物根茎化石。厚度14.15～18.61 m。直接底：浅灰色细砂岩，细粒砂状结构，成分以石英、长石为主，含植物碎屑化石。厚度4.04～8.95 m。基本底：灰黑-深灰色泥岩，具滑面，半坚硬，波状层理，厚度16.71～25.9 m。总体趋势为一个倾角小于1°、向北西倾斜的单斜构造。无褶皱、陷落柱和岩浆岩。西南方向为矿井边界，其他方向为未采动区域，无老窑、小窑影响，周围再无其他采掘工程。
金鸡滩煤矿井田范围在陕北侏罗纪煤田鄂尔多斯盆地东北缘，位于陕北榆神府煤田南部，地处毛乌素沙漠边缘与黄土高原的过渡地带，地表为厚松散风积沙覆盖，本区地貌单元主要包括：滩地、沙丘沙地、黄土丘陵及河谷地貌。现开采2-2上煤层厚度为5.5～8.4 m，平均6.65 m，煤层由开切眼向停采线逐渐变厚，煤层埋深为200～305 m，平均采深246 m，松散层厚度平均35 m，属于近浅埋煤层。本区地质条件简单，地层平坦，总体趋势为一向北西倾斜的单斜构造，无褶皱和岩浆活动，适宜布置超大采高工作面。
主回撤通道支护设计如图1所示。主回撤通道净断面尺寸为：宽度6.6 m、高度4.8 m，掘进量31.68 m2。支护设计说明:顶板锚索采用ø21.8 mm×13 300 mm恒阻锚索(钢绞线强度等级为1 860)，锚固长度不小于1 500 mm，锚固力不小于420 kN，预紧力不低于250 kN，每根锚索消耗CK2360型树脂药卷3卷；靠主回撤通道回采侧锚索托盘需加楔形垫片；恒阻锚索托盘规格300 mm×300 mm×24 mm。恒阻锚索W钢带(材料6 300 mm×300 mm×5 mm厚)孔距中心800，2 400,2 400 mm。顶板锚杆采用无纵筋左旋螺纹钢锚杆ø22 mm×2 400 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm，锚固力100 kN；回采侧采用玻璃钢锚杆ø20 mm×2 300 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm，未采侧采用螺纹钢锚杆ø20 mm×2 000 mm，间排距1 000 mm×1 000 mm，设计锚固力60 kN， 每根锚杆消耗CK2550型树脂药卷1卷。锚杆托盘规格为
图1 主回撤通道支护设计
Fig.1 Support design of the main retreat channel
150 mm×150 mm×10 mm；钢筋网规格ø6.5钢筋、网格100 mm×100 mm，网搭接长度100 mm，连网扣距200 mm；W钢带预留孔径ø=40 mm；锚索托盘预留孔径ø=20 mm。
主回撤通道顶板及联巷主回撤端5 m范围内锚索采用恒阻大变形锚索，主回撤通道恒阻锚索按照A、B、C 3个不同应力区域划分，排距分别为1 000、1 500、2 000 mm，各交叉口5 m范围内排距1 000 mm；恒阻锚索托盘和恒阻器安装前钢绞线外露孔外180～300 mm；锚固力不小于420 kN，恒阻锚索预紧力不低于250 kN。主回撤通道平面设计如图2所示。
图2 主回撤通道支护设计平面
Fig.2 Plan drawing of support for main retreat passage
恒阻大变形锚索关键是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大变形而发生径向拉伸的大变形，以此来吸能耗能，避免由于岩体大变形而发生锚索断裂、失效现象。当围岩发生大变形之后，岩体内部应力达到新的平衡，其能量得到释放，围岩的变形能小于恒阻器的设计恒阻力，锚索轴力小于恒阻体与恒阻套管的摩擦阻力，围岩在恒阻大变形锚杆(索)的支护作用下再次处于稳定状态，如图3所示。
图3 恒阻大变形锚索支护结构
Fig.3 Structural of anchor cable support with large deformation and constant resistance
2.2.1 恒阻锚索分区支护模拟研究
恒阻大变形锚索区域支护分布如图4所示。从左到右4个恒阻大变形锚索，锚索1为倾斜，锚索2,3、4为竖直。由恒阻大变形锚索的伸长量可以看出，恒阻大变形锚索均超过了15 cm，最大值为26.7 cm。
图4 恒阻锚索区域受力分布
Fig.4 Distribution stress distribution of constant resistance anchor cable area
数值计算表明： C区域的锚索伸长量大于B和A区域；越靠近工作面的锚索伸长率越大；锚索2、锚索3分布在2个垛式支架之间，恒阻大变形锚索的伸长量差别不大。
2.2.2 垛式支架撤出回撤通道稳定性研究
双排垛式支架撤出过程中回撤通道稳定性分析主要划分以下几个阶段：左侧垛式支架撤出、右侧垛式支架撤出、撤出5 d后、撤出10 d后。考虑到C区域的稳定性相对比A和B区域稍差，因此主要分析C区域的围岩塑性区状态变化趋势和围岩变形演化规律，用以判断双排垛式支架撤出过程中回撤通道稳定性。岩层塑性区状态变化趋势如图5所示。
图5 巷道岩层塑性区分布
Fig.5 Distribution of plastic zone of rock layer in roadway
数值计算结果表明，垛式支架撤出过程中回撤通道能够临时保持稳定性，撤出10 d后岩层塑性区已经大面积的分布到回撤通道上方，而且回撤通道上方的变形已经普遍较大，回撤通道上方岩层将失去稳定性。
末采期间工作面推进速度放慢，矿压显现异常剧烈，停采等压技术主要是研究工作面与主回撤通道贯通前基本顶的周期来压规律，从而判断是否采取等压措施。通过现场工作面距主回撤通道100～30 m的2～3周期来压步距数据分析，得出工作面周期来压步距平均为19.3 m，来压影响长度3～4 m，根据理论预计等压煤柱在距主回撤通道6 m处，工作面距离主回撤通道25.3 m时是采场最后一次周期来压，若在该位置能够及时来压，则不需要等压，确定来压后再挂网推进。停采等压预计模型如图6所示。
图6 主回通道停采等压预计
Fig.6 Isobaric prediction of stoppage of main return channel
经过对采场综采支架观测数据研究分析，选取末采阶段中部支架(表2)2个周期来压进行分析。
表2 工作面中部支架末采阶段来压参数
Table 2 Analysis of pressure data in middle stage of working support
工作面进尺/m距终采线距离/m来压强度/kN持续长度/m剩余长度/m5 206.121.319 1403.617.75 211.915.519 0513.911.65 216.57.919 0955.92
过现场观测工作面推进至5 206.1 m(距终采线23.1 m)基本顶周期来压，工作面推进至5 219.5 m基本顶来压(来压强度20 268 kN)此时距主回撤通道7.9 m，是基本顶最后一次周期来压，因此无需采取等压措施直接开采至贯通，且在贯通前2 m处来压结束，可以推断下一次周期来压断裂位置位于主辅回撤通道中间保护煤柱上方，位于靠近主回撤通道副帮4.8 m处，如图7所示。
图7 主回撤通道贯通矿压实践
Fig.7 Practice drawing of main retreat channel through mine pressure
工作面全面贯通后直至撤面期间，工作面始终处于非来压状态，回撤通道围岩整体变形量很小，工作面最终实现了无来压贯通，回撤效果良好。
1)大采高主撤架在线数显顶板离层仪观测结果分析，如图8所示。
图8 顶板位移量折线
Fig.8 Top plate displacement polyline
由图8顶板离层变形可以看出，距回撤通道7.9～88.4 m时基本未发生变化；距回撤通道7.9～1.9 m时急剧增长，此时基本顶来压，来压持续长度为6 m，顶板位移达到最大值81.8 mm；直到距回撤通道1.9 m处位移保持此值至工作面贯通。
2)主回撤通道恒阻锚索在线观测结果分析，如图9所示。
图9 恒阻锚索应力折线
Fig.9 Stress line chart of constant resistance anchor cable
通过现场恒阻大变形锚索数显在线3号测站(位于通道中部C区)测力仪观测图得出，距回撤通道88.4～7.9 m时基本未发生变化，主要是回撤通道双排垛式支架支撑；距回撤通道7.9 m时，锚索全部测点不同程度受到动压影响，距回撤通道7.9～1.9 m时影响剧烈，此时基本顶来压，来压持续长度为5.9 m，恒阻锚索受力最大位于回撤通道中部100 m处，受力值达到198.5 kN，恒阻锚索让压量达到180 mm,锚索现场受力照片如图10所示。
图10 恒阻锚索受力情况
Fig.10 Stress condition of constant resistance anchor cable
3)工作面贯通现场照片及主回撤通道整体向采空区倾斜，如图11所示。
图11 工作面贯通
Fig.11 Working surface penetration
1)通过现场末采阶段矿压观测，得出距回撤通道停采线7.9 m时基本顶断裂，贯通前最后一次周期来压，顶板整体矿压显现强烈，在贯通前2 m处来压结束，因此无需采取等压措施直接开采至贯通。计算并现场验证了贯通时周期来压断裂位置位于主辅回撤通道中间保护煤柱上方约4.8 m处，现场实践证明工作面回撤期间围岩始终处于非来压状态，回撤通道围岩整体变形量很小。工作面最终实现了无来压贯通，回撤效果良好。
2)超大采高主回撤通道采用恒阻大变形锚索+钢带十字链接支护设计合理，A、B、C分区支护设计在大采高大空间回撤通道中起到了关键作用，充分利用恒阻锚索材料自身可变形的特点，起到“突然变形”向“缓慢变形”让压可控的效果，巷道中部靠近回采侧锚索最大延伸达到180 mm，满足支护设计要求。
3)随着靠采空侧垛架逐渐撤除，恒阻大变形锚索完全受力，主回撤通道顶板整体向采空区倾斜的现象，说明大断面巷道一侧邻空成悬臂梁，该区域顶板下沉速度比另一侧要快些，恒阻大变形锚索有一定的延伸量，保持了主回撤通道整体的稳定性。支架撤出7～10 d，回撤通道上方岩层普遍垮落。在整个设备回撤过程基本没有受到影响。证明巷道支护技术可靠，为类似矿井回撤末采阶段围岩控制提供了理论依据。
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