基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析.pdf

王博楠,谷拴成,李军.基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析J.矿业科学学报,2023,8(5):623-632.DOI:10.19606/ki.jmst.2023.05.004Wang Bonan,Gu Shuancheng,Li Jun.Analysis on roof sag of pre-driven recovery room based on energy calculationJ.Journal of Mining Science andTechnology,2023,8(5):623-632.DOI:10.19606/ki.jmst.2023.05.004基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析王博楠1,谷拴成2,李军31.西安理工大学土木建筑工程学院,陕西西安 710048;2.西安科技大学建筑与土木工程学院,陕西西安 710054;3.陕煤集团神木张家峁矿业有限公司,陕西神木 719300收稿日期:2023-03-01 修回日期:2023-05-15基金项目:陕西省自然科学基础研究计划(2022JQ-357);陕西省教育厅科研计划(21JK0782)作者简介:王博楠(1988),男,陕西西安人,博士,工程师,主要从事矿山压力与岩层控制等方面的研究工作。Tel:[phone],E-mail:wangbonan 摘 要:采用预掘回撤通道技术的综采工作面在末采阶段易发生顶板大变形而引发压架事故。本文基于工作面贯通后的 3 种基本顶破坏形式,建立了不同的回撤通道顶板力学模型,通过分析顶板变形过程中的能量释放与做功过程,求得不同基本顶破坏形式下的回撤通道直接顶下沉量。结合张家峁煤矿 N14201 工作面回撤通道顶板大变形案例,分析了不同顶板力学模型的影响因素,发现基本顶破断位置、关键块及其上覆岩层厚度、关键块回转角和支护强度对回撤通道顶板下沉量影响显著,确定了张家峁煤矿 N14201 工作面发生压架事故的原因,即基本顶在保护煤柱上方 4 6 m 范围内破断以及上部 3-1煤层开采导致主关键层破断失稳。关键词:综采工作面;末采阶段;预掘回撤通道;顶板下沉量;压架事故中图分类号:TD 353 文献标志码:A文章编号:2096-2193(2023)05-0623-10Analysis on roof sag of pre-driven recovery roombased on energy calculationWang Bonan1,Gu Shuancheng2,Li Jun31.School of Civil Engineering and Architecture,Xian University of Technology,Xian Shaanxi 710048,China;2.School of Architecture and Civil Engineering,Xian University of Science and Technology,Xian Shaanxi 710054,China;3.Shennan Zhangjiamao Mining Co.,Ltd.of Shaanxi Coal Group,Shenmu Shaanxi 719300,ChinaAbstract:The fully mechanized mining face adopting pre-driven recovery room is prone to large roof de-formation at the final mining stage,which will lead to support crushing accidents.Based on the threemain roof failure forms after longwall face entered recovery room,this paper established different me-chanical models for roof sag of the recovery room.By analyzing energy release and work process in roofdeformation,this paper obtained the immediate roof sag of recovery room under different main rooffailure forms.Taking the large roof deformation and support crushing accident of recovery room in theN14201 longwall face of Zhangjiamao Coal Mine as example for analysis,this paper analyzed the influ-encing factors of the models and found that the main roof break position,the thickness of key block andits overlying strata,the rotation angle of key block and the supporting intensity have significant impacton the roof sag of recovery room.The research results confirmed that the reason for the support crushingaccident in N14201 longwall face of Zhangjiamao Coal Mine:the main roof is broken within 4 6 m a-第 8 卷 第 5 期2023 年 10 月矿 业 科 学 学 报JOURNAL OF MINING SCIENCE AND TECHNOLOGYVol.8 No.5Oct.2023bove the protective coal pillar,and the main key stratum is broken and unstable due to the mining ofupper 3-1coal seam.Key words:fully-mechanized face;final mining stage;pre-driven recovery room;roof sag;support crush-ing accident 预掘回撤通道技术是长壁综合机械化开采工作面常用的一种设备回撤技术,与采煤机自割回撤法相比,能够将设备搬家倒面的时间缩短近 40%。预掘回撤通道是在终采线位置平行于工作面开挖1 条或 2 条巷道,作为设备搬家倒面的空间。在使用锚网索对回撤通道进行初次支护后,会在工作面进入末采阶段前使用垛式液压支架或混凝土柱对回撤通道进行二次补强支护1-4。预掘回撤通道技术已在晋陕蒙等各大矿区得到广泛应用,相关的支护技术和搬家工艺已日趋成熟。针对大采高、深部开采等复杂条件下的设备回撤技术,也已开展了相关的现场试验和技术应用研究5-7。目前,我国学者在末采采场矿压调控和回撤通道煤柱设计方面的研究取得一些具有应用价值的成果。王晓振等8分析了浅埋综采工作面末采阶段的让压开采原理适用性,提出了终采让压位置确定方法;Zhang 等9提出了利用水力压裂技术对回撤通道顶板进行切顶卸压,从而形成稳定结构的技术方法;吕华文10、谷拴成等11、王方田等12分析了末采阶段工作面剩余煤柱的受力和破坏特征,确定了工作面剩余煤柱的临界失稳宽度。尽管在采场矿压调控、回撤通道煤柱和支护设计方面的理论日趋成熟,但回撤通道的顶板大变形问题仍然较为突出且难以解决。即使在西部地区地质条件较好的浅埋煤层矿区,回撤通道中也时常出现顶板大变形问题,有时甚至会造成严重的压架事故。一些学者通过理论分析法建立力学模型来揭示回撤通道的顶板变形机理。杨惠斌等13基于砌体梁理论的支架围岩关系,建立了基本顶给定变形下的直接顶受力模型,利用能量变分法求解了直接顶的下沉量;万镇14根据基本顶破断形式将回撤通道直接顶视为悬臂梁,利用梁的挠度方程计算回撤通道的顶板下沉量;王树帅等15利用简化的超前支承应力分布函数,推导了工作面贯通后的直接顶挠度方程,并分析了不同因素对回撤通道顶板下沉量的影响。虽然有关回撤通道顶板变形机理和下沉量计算已有研究,但目前的理论成果都有各自的局限性。例如,基本顶给定变形方法的推导过程较为复杂且考虑因素不全面;一些研究利用悬臂梁挠度模型简化了计算过程,但不适用于回撤工程案例中顶板变形过大的情况。因此,本文在考虑工作面与回撤通道贯通后基本顶破坏形式的基础上,建立不同的回撤通道顶板力学模型,通过分析顶板变形过程中的能量释放与做功,利用能量守恒原理求得不同基本顶破坏形式下的回撤通道直接顶下沉量,并结合陕北神木张家峁煤矿 N14201 工作面预掘回撤通道中的压架事故案例,对造成回撤通道顶板大变形的影响因素进行分析。1 回撤通道顶板破坏形式当工作面与回撤通道临近贯通和贯通后,根据末次来压基本顶破断位置的不同,通常将预掘回撤通道的顶板破坏形式划分为 3 类8,14,16-17:基本顶在工作面后方破断、基本顶在主回撤通道上方破断和基本顶在主、辅回撤通道间保护煤柱上方破断,如图 1 所示。图 1 工作面与回撤通道贯通后的 3 种顶板破坏形式Fig.1 Three roof failure modes after longwallface enters recovery room由图 1(a)可知,当基本顶在工作面后方破断时,主回撤通道上方的顶板基本完好,液压支架主624矿 业 科 学 学 报第 8 卷要承担超前支承压力作用,主回撤通道的顶板下沉量来自于直接顶的挠曲变形,回撤空间整体处于较稳定的状态,但该状态下岩梁在悬臂长度过大或支护强度不足时,易发生二次破断进而转变为图 1(b)(c)所示的不利破坏形式。由图 1(b)可知,当基本顶在工作面与主回撤通道上方破断时,主回撤通道受到基本顶关键块回转变形动载和超前支承压力静载的叠加作用,其顶板下沉量会显著增大,并且当基本顶断裂线位于保护煤柱边缘时,主回撤通道和液压支架将完全处于关键块的动载扰动下,这对于回撤空间的围岩稳定是极为不利的。由图 1(c)可知,当基本顶在保护煤柱上方破断时,此时煤柱与液压支架共同承担关键块变形产生的动载,一定程度上有利于保持回撤空间的围岩稳定性,但如果关键块及其上覆岩层的压力过大,其回转变形产生的动载会导致保护煤柱侧帮的破坏失稳,仍然会造成回撤通道围岩发生过大的变形。2 回撤通道顶板下沉量计算2.1 基本顶在工作面后方破断根据基本顶在工作面后方破断时的受力特点,建立回撤通道的顶板力学模型,如图 2 所示。q1超前支承压力;fc主回撤通道内垛式支架的支护强度;fs工作面掩护式支架的支护强度;Wr主回撤通道宽度;Wl工作面支架控顶距;hi直接顶厚度;hr主回撤通道高度;d1基本顶在工作面后方破断时的距离,d1Wr+Wl图 2 基本顶在工作面后方破断时顶板力学模型Fig.2 Roof mechanical model when mainroof is broken behind longwall face超前支承压力 q1的表达式18为q1(x)=(k-1)He-2fm(d-x)+H(1)f=tan 式中,k 为应力集中系数;f 为内摩擦系数;为基本顶岩层内摩擦角;为侧压力系数;为上覆岩层平均容重;H 为煤层埋深;m 为采高,末采时工作面采高会调整至与回撤通道高度一致,可取 m=hr;d 为基本顶破断位置,取 d=d1。在超前支承压力 q1的作用下,直接顶悬臂岩梁内积聚的应变能 Ui为Ui=d10M2(x)2EiIidx(2)M(x)=-12q1(d1-x)2Ii=h3i12式中,Ei为直接顶弹性模量;Ii为直接顶截面惯性矩。将式(1)代入式(2)中,得Ui=3d51(k-1)H(1-e-2fd1hr)210Eih3i(3)回撤通道顶板中积聚的应变能在直接顶变形和释放后,将由下方的垛式支架和掩护式支架承担,根据能量守恒原理可知:Ui=Uc+Us(4)式中,Uc为主回撤通道内垛式支架抵抗顶板变形所做的功;Us为工作面掩护式支架抵抗顶板变形所做的功。当基本顶在工作面后方破断时,假设主回撤通道中部 x=Wr/2 位置的顶板下沉量为 s1,则垛式支架抵抗顶板变形所做的功19为Uc=Wr0fcs1xWr2dx=fcWrs1(5)工作面掩护式液压支架抵抗顶板变形所做的功为Us=Wr+WlWrfss1xWr2dx=fsWls1(2Wr+Wl)Wr(6)将式(3)、式(5)和式(6)代入式(4)中,求解方程得到主回撤通道中部的顶板下沉量 s1:s1=3C1Wrd5110C2Eih3i(7)C1=(k-1)H(1-e-2fd1hr)2C2=fcW2r+fsWl(2Wr+Wl)2.2 基本顶在主回撤通道和工作面上方破断根据基本顶在主回撤通道上方破断时的受力特点,建立回撤通道的顶板力学模型,如图 3所示。625第 5 期王博楠等:基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析q2关键块及其上覆岩层压力;关键块的回转角;d2基本顶在主回撤通道上方破断时的距离,0d2Wr+Wl图 3 基本顶在主回撤通道上方破断时顶板力学模型Fig.3 Roof mechanical model when main roofis broken above recovery room当基本顶在主回撤通道上方破断时,直接顶承受的上部岩层荷载分为断裂线前方的超前支承压力和基本顶破断后关键块及其上覆岩层荷载。同理,关键块及其上覆岩层回转变形所释放的能量与直接顶内积聚的应变能,将由下方的垛式支架和掩护式支架承担。根据能量守恒原理:Uk+Ui=Uc+Us(8)式中,Uk为关键块回转变形过程中所做的功。关键块回转变形对回撤通道所做的功,以及回转角的计算方法20如下:Uk=Wr+Wld2q2xdx=12Hm(Wr+Wl)2-d22(9)=arcsinm-hi(kc-1)L(10)式中,Hm为关键块及其上覆岩层厚度;L 为周期来压步距;kc为岩石碎胀系数。Hm应根据覆岩中关键层的判别与破断情况取值,HmH。在超前支承压力和关键块及其上覆岩层压力的叠加作用下,直接顶受弯积聚的应变能为Ui=152H2m(Wr+Wl)5+3d52(k-1)H(1-e-2fd2hr)210Eih3i(11)当基本顶在主回撤通道后方破断时,假设主回撤通道中部的顶板下沉量为 s2,则垛式支架和掩护式支架抵抗顶板下沉所做的功分别为Uc=fcWrs2(12)Us=fsWl(2Wr+Wl)s2Wr(13)将式(9)至式(13)代入式(8)中,求解得到基本顶在主回撤通道上方破断时的顶板下沉量:s2=Wr(C3+C4+C5)10C2Eih3i(14)C3=5Eih3iHm(Wr+Wl)2-d22C4=152H2m(Wr+Wl)5C5=3d52(k-1)H(1-e-2fd2hr)22.3 基本顶在保护煤柱上方破断根据基本顶在保护煤柱上方破断时的受力特点,建立回撤通道的顶板力学模型,如图 4 所示。图 4 中,d3为基本顶在保护煤柱上方破断时的距离,d30。图 4 基本顶在保护煤柱上方破断时顶板力学模型Fig.4 Roof mechanical model when main roof isbroken above protective coal pillar当基本顶在保护煤柱上方破断时,主回撤通道的直接顶下沉量将完全来自于关键块回转变形产生的扰动,同时由于保护煤柱受压也会积蓄应变能,此时顶板释放的能量将由垛式支架、掩护式支架和煤柱共同承担,即Uk+Ui=Uc+Us+Up(15)Uk=12Hm(Wr+Wl)2-d23(16)Ui=32H2m(Wr+Wl+d3)52Eih3i(17)Uc=fcWrs3(18)Us=fsWl(2Wr+Wl)s3Wr(19)Up=hr0F2(x)2EAdx=2H2md3hr2Ec(20)式中,Up为保护煤柱受压积聚的应变能;Ec为煤层弹性模量。式(15)中关键块回转变形、垛式支架和掩护式支架所做的功,以及直接顶弯曲应变能的计算方法与 2.2 节相同。将式(16)至式(20)代入式(15)中,求解得到626矿 业 科 学 学 报第 8 卷基本顶在保护煤柱上方破断时,主回撤通道中部的顶板下沉量:s3=Wr(C6+C7-C8)2C2EcEih3i(21)C6=EcEih3iHm(l2-d23)C7=3Ec2H2m(W2r+W2l+d23)C8=Eih3i2H2md3h3 工程案例分析3.1 工程概况陕北神木张家峁煤矿 N14201 工作面是该矿4-2煤盘区北采区唯一的综采面。工作面采用预掘双回撤通道工艺进行设备回撤,主回撤通道内采用垛式液压支架与锚网索联合支护,主、辅回撤通道为矩形断面,通道长300 m,宽 5.2 m,高 3.5 m,主、辅回撤通道间保护煤柱宽为 20 m。N14201 工作面回撤通道的顶板岩层结构和煤层赋存情况如图 5 所示。图 5 N14201 工作面回撤通道顶板岩层结构与分布Fig.5 Roof strata structure and distribution ofrecovery room in N14201 longwall face 由图 5 可知,N14201 工作面上部存在多层硬岩,直接顶为厚 2.34 m 的粉砂岩,基本顶为厚13.30 m 的中粒砂岩,上煤层 3-1煤顶板也赋存有两层坚硬粉砂岩。两煤层间距为 32.34 m,为多关键层结构。在 N14201 工作面终采线附近位置,上部 3-1煤层已回采完毕,3-1煤层覆岩关键层已经破断,因此可能会造成 N14201 工作面在末采阶段顶板来压剧烈。N14201 工作面回撤通道直接顶和基本顶均以砂岩为主,顶板坚硬、致密,完整性好。该工作面回撤通道顶板韧性和储能较强,破断时能量释放和动载效应较为显著。本文建立的力学模型适用于基本顶周期性破断垮落且直接顶完整性较好的煤层,可用于分析 N14201 工作面回撤通道的顶板下沉量。3.2 回撤通道顶板下沉量监测N14201 工作面主回撤通道内共安设了 9 个顶板下沉量监测站,各测站间距 25 m,其中测站 3 7布置在通道中部100 m 范围内,监测站的具体位置如图 6 所示。工作面回采至约 100 m 时开始对主回撤通道的顶板下沉量进行监测,监测结果如图 7所示。由图 7 可知,工作面在贯通前 6 4 m 时顶板下沉量开始急剧增大,采场顶板由采空区到主回撤通道和保护煤柱上方多次出现岩层破断的闷雷声响和气流冲击,表明 N14201 工作面顶板的关键层破断后造成了主回撤通道顶板的急剧下沉。在工作面贯通后,测站 3 7 位置的顶板下沉量仍存在明显增幅,说明在贯通后主回撤通道中部的顶板仍处于运动状态,未形成稳定结构。最终,中部测站3 7 位 置 的 最 大 下 沉 量 分 别 达 到 903 mm、1 186 mm、1 269 mm、1 090 mm 和 889 mm,中部图 6 N14201 工作面回撤通道顶板下沉量监测站布置Fig.6 Layout of roof sag monitoring stations in N14201 longwall face627第 5 期王博楠等:基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析下沉量平均值为 1 068 mm。在顶板整体下沉都超过 1 m 的情况下,N14201 工作面中部和主回撤通道中部大量液压支架被压死,同时保护煤柱靠近主回撤通道侧的煤体也发生煤岩弹射、崩出等冲击地压现象,造成了主回撤通道煤柱侧帮锚网支护大面积破坏。图 7 N14201 工作面主回撤通道顶板下沉量监测曲线Fig.7 Monitoring curve of roof sag of recoveryroom in N14201 longwall face3.3 基本顶破断位置分析基本顶末次来压后的破断位置可以通过N14201 工作面末采阶段矿压观测系统中的周期来压位置和来压步距数据计算得到,统计的范围为最后 100 m 回采距离内的周期来压情况(表 1)。表 1 N14201 工作面末采阶段周期来压统计Table 1 Periodic weighting statistics at the finalmining stage of N14201 longwall face周期来压次数来压位置/m来压步距/m199.012.5280.118.9362.817.3449.013.8541.57.5624.017.576.018.08(末次来压)-9.115.1末次来压基本顶破断位置 d/m-3.9N14201 工作面在与主回撤通道贯通前共出现8 次周期来压,第 7 次来压位置为 6.0 m,位于终采线后方。当工作面与主回撤通道临近贯通时,采场顶板再次发生来压,根据前 7 次周期来压的平均步距,计算得到末次来压的位置在终采线前方 9.1 m,即位于保护煤柱上方3.9 m 处。3.4 影响因素分析为确定 N14201 工作面主回撤通道的顶板变形机制,本文将该工作面相关的顶板、煤层物理力学参数和工程参数代入顶板下沉量计算方程,分析不同参数(表 2)对回撤通道顶板下沉量的影响规律和主控因素。表 2 N14201 工作面和回撤通道参数Table 2 Parameters of N14201 longwallface and recovery room类 型参 数取 值煤层赋存覆岩平均容重 /(kNm-3)25煤层埋深 H/m131关键块上覆岩层厚度 Hm/m72关键块回转角/()15直接顶厚度 hi/m2.34直接顶弹性模量 Ei/GPa17煤层弹性模量 Ec/GPa7应力集中系数 k2.5内摩擦系数 f0.8侧压力系数 0.4工程和支护掩护式支架控顶距 Wl/m6主回撤通道宽度 Wr/m5.2主回撤通道高度 hr/m3.5掩护式支架支护强度 fs/kPa872垛式支架支护强度 fc/kPa845回撤通道顶板下沉量随基本顶破断位置 d 的变化如图 8 所示。图 8 基本顶破断位置对回撤通道顶板下沉量的影响Fig.8 Effect of main roof break position onroof sag of recovery room由图 8 可知,基本顶破断位置会对回撤通道的顶板下沉产生显著影响,结合表 1 计算得到的基本顶破断位置,可以判断 N14201 工作面回撤通道中628矿 业 科 学 学 报第 8 卷部的基本顶破断位置位于保护煤柱上方 4 6 m,在该范围破断时对于保持回撤通道和保护煤柱的稳定性都是不利的;保持回撤通道顶板稳定的有利基本顶破断位置是 12 18 m,在该区域内可采取切顶卸压措施,使基本顶在工作面掩护式支架后方的 6 m 范围内破断。图 9 为回撤通道顶板下沉量随顶板和煤层参数的变化曲线。由图 9 可知,关键块及其上覆岩层厚度和关键块回转角对回撤通道顶板下沉量的影响非常显著;其次为煤层埋深、直接顶弹性模量和厚度,而煤层弹性模量的影响较小。基本顶的破断位置不同时,影响回撤通道顶板下沉量的主控因素也不同。当基本顶破断位置在工作面和回撤通道上方时,影响回撤通道顶板下沉量的主控因素由超前支承压力 q1转为关键块及其上覆岩层荷载 q2,煤层埋深对顶板下沉量的影响逐渐减弱直至无明显变化。此时,关键块及其上覆岩层厚度与回转角的增大导致关键块回转变形释放的能量显著增大,因此回撤通道的顶板下沉量也会急剧增大。图 9 顶板和煤层参数对回撤通道顶板下沉量的影响Fig.9 Effect of roof and coal seam parameters on roof sag of recovery room629第 5 期王博楠等:基于能量计算的预掘回撤通道顶板下沉量分析 直接顶弹性模量、厚度与煤层弹性模量的增大能够在一定程度上抑制回撤通道顶板下沉量的增加,但其影响会逐渐降低。因此,提高顶板和巷帮的锚杆支护密度,或进行注浆改善顶帮的煤岩力学性能21,能够在一定程度上抑制回撤通道的顶板变形,但当基本顶在不利位置破断时,此类措施对回撤通道的加固效果有限。在 N14201 工作面中,上部 3-1煤层的开采已导致主关键层发生破断,因此该工作面覆岩由多关键层结构转变为单一关键层结构。在回撤通道基本顶硬岩层破断后,上覆岩层的大部分甚至全部荷载都作用于回撤通道顶板上,基本顶关键块回转变形产生的动载扰动和释放的能量急剧增大,导致回撤通道发生顶板大变形和压架事故。若 3-1煤层关键层破断后形成了较稳定的砌体梁咬合结构,关键块上部岩层厚度即为两煤层间的 3 6 号岩层,其厚度仅为 25.3 m,此时作用在回撤通道顶板上的覆岩荷载将减少约 65%,该工作面主回撤通道发生顶板大变形风险将大大降低。图10 为回撤通道顶板下沉量随垛式支架和工作面掩护式支架支护强度变化的曲线。当基本顶在工作面后方破断时,提高支护强度能够抑制回撤通道顶板下沉,在支护强度提高4 倍的情况下,顶板下沉量减小约 25%;当基本顶在工作面、主回撤通道和保护煤柱上方破断时,支护强度的提高能够较显著地控制回撤通道的顶板下沉量,最大降幅分别为30%和68%。因此,当基本顶在不利位置破断时,若提前安设高强度的液压支架,就能够在一定程度上控制回撤通道的顶板变形。从实际工程出发,避免回撤通道顶板发生大变形的措施应以水力压裂或爆破预裂等主动切顶卸压调控方式为主22-23,同时辅以高强度液压支架支撑顶板,以确保基本顶在有利位置破断,同时避免因基本顶岩梁挠曲变形过大发生二次破断形成不利的顶板结构形式。图 10 支护强度对回撤通道顶板下沉量的影响Fig.10 Effect of support intensity on roof sag of recovery room4 结 论(1)建立了不同基本顶破坏形式下的回撤通道直接顶受力模型。对模型的分析表明,基本顶破断位置 d、关键块及其上覆岩层厚度 Hm和关键块回转角 是影响回撤通道顶板下沉量的主控因素。提高液压支架支护强度也能够在一定程度上抑制顶板下沉。(2)N14201 工作面与回撤通道贯通后中部顶板下沉量超过 1 m,基本顶在保护煤柱上方破断,加之覆岩主关键层发生破断失稳,是造成该工作面回撤通道发生顶板大变形、煤岩冲击失稳和压架事故的根本原因。(3)工作面末次来压基本顶的合理破断位置为工作面掩护式支架后方6 m 范围内,采取切顶卸压+高强度液压支架支护的主、被动联合矿压调控手段,可避免工作面与回撤通道贯通后基本顶在不利的位置发生破断。参考文献1 赵军.大断面回撤通道锚杆支护技术与应用J.煤炭科学技术,2005,33(11):5-7.Zhao Jun.Bolt support technology for large cross sectionalequipment remove gateway and applicationJ.Coal Sci-ence and Technology,2005,33(11):5-7.2 贺安民.综采工作面回撤“辅巷多通道”工艺设计的应用J.煤炭工程,2007,39(10):5-6.He Anmin.Application of“multi-channel auxiliary road-630矿 业 科 学 学 报第 8 卷way”technology design in fully mechanized mining facewithdrawalJ.Coal Engineering,2007,39(10):5-6.3 张炜,张东升,王旭锋,等.大采高工作面大断面回撤通道联合支护效果模拟分析J.煤炭工程,2009,41(3):64-66.Zhang Wei,Zhang Dongsheng,Wang Xufeng,et al.Simu-lation analysis on results of combined support applied tolarge cross-section withdrawal roadway in large miningheight coalface J.Coal Engineering,2009,41(3):64-66.4 Kang H P,L H W,Zhang X,et al.Evaluation of theground response of a pre-driven longwall recovery roomsupported by concrete cribsJ.Rock Mechanics andRock Engineering,2016,49(3):1025-1040.5 舒凑先,姜福兴,韩跃勇,等.深部重型综采面长距离多联巷快速回撤技术研究J.采矿与安全工程学报,2018,35(3):473-480.Shu Couxian,Jiang Fuxing,Han Yueyong,et al.Long-distance multi-crosscut rapid-retracement technique indeep heavy fully mechanized faceJ.Journal of Mining&Safety Engineering,2018,35(3):473-480.6 彭林军,岳宁,安亮,等.超大采高综采工作面回撤通道支护技术研究J.煤炭科学技术,2022,50(6):204-210.Peng Linjun,Yue Ning,An Liang,et al.Study onsupportofretractablechannelinfully-mechanizedmining face with super large mining heightJ.CoalScience and Technology,2022,50(6):204-210.7 王志强,王树帅,苏泽华,等.走向工作面贯通上山与支架快速回撤技术J.中国安全生产科学技术,2020,16(1):18-24.Wang Zhiqiang,Wang Shushuai,Su Zehua,et al.Tech-nologies of uphill transfixion and rapid retracing ofbrackets in along strike working face J.Journal ofSafety Science and Technology,2020,16(1):18-24.8 王晓振,鞠金峰,许家林.神东浅埋综采面末采段让压开采原理及应用J.采矿与安全工程学报,2012,29(2):151-156.Wang Xiaozhen,Ju Jinfeng,Xu Jialin.Theory and appli-cable of yield mining at ending stage of fully-mechanizedface in shallow seam at Shendong Mine area J.Journal of Mining&Safety Engineering,2012,29(2):151-156.9 Zhang F T,Wang X Y,Bai J B,et al.Fixed-length roofcutting with vertical hydraulic fracture based on thestress shadow effect:a case study J.InternationalJournal of Mining Science and Technology,2022,32(2):295-308.10吕华文.预掘回撤通道稳定性机理分析及应用J.煤炭学报,2014,39(S1):50-56.L Huawen.The mechanism of stability of pre-drivenrooms and the practical techniques J.Journal ofChina Coal Society,2014,39(S1):50-56.11 谷拴成,黄荣宾,李金华,等.工作面贯通前矿压调整时剩余煤柱稳定性分析J.采矿与安全工程学报,2017,34(1):60-66.Gu Shuancheng,Huang Rongbin,Li Jinhua,et al.Sta-bility analysis of un-mined coal pillars during the pres-sure adjustment prior to working face transfixionJ.Journal of Mining&Safety Engineering,2017,34(1):60-66.12 王方田,邵栋梁,牛滕冲,等.浅埋高强度开采回撤巷道煤柱受载特征及累积损伤机制J.岩石力学与工程学报,2022,41(6):1148-1159.Wang Fangtian,Shao Dongliang,Niu Tengchong,et al.Progressive loading characteristics and accumulateddamage mechanisms of shallow-buried coal pillars inwithdrawal roadways with high-strength mining effectJ.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engi-neering,2022,41(6):1148-1159.13 杨惠斌,王志刚,赵银虎,等.大采高综采工作面回撤通道顶板控制技术研究J.矿业安全与环保,2014,41(5):59-61,68.Yang Huibin,Wang Zhigang,Zhao Yinhu,et al.Studyon roof control technology for withdrawal passageway infully mechanized coal face with large mining heightJ.Mining Safety&Environmental Protection,2014,41(5):59-61,68.14万镇.综采工作面设备回撤通道围岩控制研究D.青岛:山东科技大学,2009.15 王树帅,王志强,黄鑫,等.回撤通道直接顶下沉量计算及其影响因素分析J.矿业科学学报,2021,6(4):409-417.Wang Shushuai,Wang Zhiqiang,Huang Xin,et al.Cal-culation ofdirectroofsubsidenceofretracementchannel and analysis of its influencing factors J.Journal of Mining Science and Technology,2021,6(4):409-417.16 程占博,孔德中,杨敬虎.综放工作面厚硬顶板破断特征与支架工作阻力确定J.矿业科学学报,2016,1(2):172-180.ChengZhanbo,KongDezhong,YangJinghu.Thebreaking characteristics of thick-hard roof and determi-nation of support capacity in fully mechanized cavingfaceJ.Journal of Mining Science and Technology,2016,1(2):172-180.17 Wang B N,Dang F N,G