大采高综采工作面回撤通道顶板稳定性及控制研究.pdf

53Vol.55,No.9COALENGINEERING第55卷第9 期程炭煤doi:10.11799/ce202309010大采高综采工作面回撤通道顶板稳定性及控制研究高奎英，卢恒，冯志忠（国能神东煤炭集团大柳塔煤矿，陕西神木719315)摘要：以大柳塔煤矿活鸡免井2 2 311综采工作面回撤通道为研究背景，采用理论计算和FLAC3D数值模拟软件分析得出回撤通道煤柱失稳临界宽度约为4 m；“长关键块B”的长度约为21m，建立了回撤通道顶板“长关键块”结构力学模型，推导出综采工作面最大“长关键块”作用下液压支架临界阻力表达式，计算得出液压支架的临界阻力为10 52 6 kN，支架临界阻力富余系数（额定阻力/临界阻力）约为1.14；针对液压支架临界阻力富余系数不足易诱发邻架压架、恶性冒（漏）顶或片帮等剧烈矿压事故的问题，提出采用锚杆索联合支护、停采让压、补强加固的多技术手段共同控制回撤通道围岩的稳定，并用于现场试验，取得了较好的控制效果。该研究为该矿井及类似条件矿井回撤通道的稳定控制提供了参考意义。关键词：回撤通道；数值模拟；间隔煤柱；长关键块中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：16 7 1-0 9 59(2 0 2 3)0 9-0 0 53-0 7Study on roof stability and control of withdrawal channel in fully mechanizedmining face in Shendong mining areaGAO Kuiying,LU Heng,FENG Zhizhong(Daliuta Coal Mine,CHN Energy Shengdong Coal Group Co.,Ltd.,Shenmu 719315,China)Abstract:Taking the withdrawal channel of 22311 fully mechanized working face in Huojitu shaft of Daliuta Coal Mine as theresearch background,theoretical caleulation and FLAcD numerical simulation were used to analyze the critical instability widthof the withdrawal channel coal pllar,which is about 4 m.The length of long key block B is about 21 m.The structuralmechanics model of“long key block on the roof of the withdrawal channel was established,and the expression of the criticalresistance of the hydraulic support under the action of the maximum“long key block in the fully mechanized mining face wasderived.The critical resistance of the hydraulic support is 10526 kN,and the margin coefficient of the critical resistance of thesupport(rated resistance/critical resistance)is about 1.14.In view of the problem that the surplus system of the criticalresistance of hydraulic support was insufficient,which was likely to cause severe mine pressure accidents such as adjacentsupport pressing,malignant roof caving(leakage)or wall fragmentation,the multi technical means of combined support withanchor cables,mining pause for pressure yielding and reinforcement were proposed to jointly control the surrounding rockstability of the withdrawal channel,and they were used in field tests,achieving favorable control effects.This study provides areference for the stability control of the withdrawal channel in this mine and other mines with similar conditions.Keywords:withdrawal channel;numerical simulation;interval pillar;long key block随着采煤方法不断改进和机械装备水平的显著提高，大采高综采工作面的设备数量越来越多、尺寸越来越大，造成了设备运输困难1-4 1。目前我国煤矿综采工作面多采用双通道回撤技术来提高工作面设备回撤速度，然而回撤通道一定会经历反复扰动影响直至失去一个煤帮，导致回撤通道应力环境恶劣，控制难度极大5-7 O大量学者对回撤通道围岩稳定性控制进行研究，收稿日期：2 0 2 3-0 1-2 0作者简介：高奎英（19 8 3一），男，山东聊城人，高级工程师，现主要从事煤矿生产与管理工作，E-mail：12 6 30 2 0 4 。引用格式：高奎英，卢恒，冯志忠大采高综采工作面回撤通道顶板稳定性及控制研究J煤炭工程，2 0 2 3，55(9):53-59.542023年第9 期程炭生产技术煤取得了较为丰富的成果。张永强8 等认为基本顶断裂位置靠近回撤通道上方时关键块偏转下沉会造成围岩严重破坏；杨征9 等通过研究认为工作面末采期间回撤通道的围岩应力会由回采帮向煤柱帮转移，加强回撤通道围岩支护强度，可保证回撤通道稳定性；杨继元10 等建立了浅埋综采工作面基本顶周期破断深梁结构力学模型，得出末采阶段支承压力与回撤通道侧向支承压力的耦合叠加是回撤通道围岩变形大的主要原因；张杰11 等通过理论计算得出回撤通道剩余煤柱平均应力与煤柱宽度成反比，剩余煤柱的强度与煤柱宽度成正比，提出采取内外共同支护保证回撤工作的顺利完成；李臣【12 等通过理论分析和数值计算研究了预掘双回撤通道围岩破坏特征，认为末采期间回撤通道处于非等压动态叠加应力场，围岩塑性区趋于蝶形失稳并提出采用合理煤柱尺寸及加强支护保证回撤通道的稳定。鉴于不同煤矿的煤岩赋存状况、力学参数等变化较大，在现场工程实践中需要根据各矿具体条件进行分析。本研究以活鸡免井2 2 311综采工作面回撤通道为研究对象，采用理论计算、数值模拟等方法确定了回撤通道煤柱失稳临界宽度及“长关键块”作用下液压支架的临界阻力，并提出采用锚杆索联合支护、停采让压、补强加固的多技术手段共同控制回撤通道围岩的稳定，在现场试验中取得了较好的控制效果。为本矿井及类似条件矿井回撤通道的稳定控制提供了参考。1工程概况22311综采工作面平均埋深18 1m，煤层平均厚度4.5m，倾角3，2 2 311工作面回采结束后，其工作面设备要被搬家至下一个工作面的切眼。为提高工作面设备搬家质量和速度，采用双通道回撤技术，两通道间距30 m，通过联络巷联通。设备回撤通道布置与工作面位置关系如图1所示。S辅运回风平巷辅通道回撤通道采空区22311综采面联络巷主运进风平巷TT图122311综采工作面设备回撤通道布置设备回撤通道沿底板掘进，设计断面为矩形，其尺寸为：宽高=5.2 m3.5m。随着工作面推进回撤通道与工作面距离逐渐靠近，回撤通道与工作面之间煤柱尺寸越来越小直至工作面与通道贯，该过程中回撤通道受剧烈采动影响，因此有必要对不同时期通道围岩结构及矿压显现规律进行研究，并提出能够确保不同时期回撤通道围岩稳定的支护技术。2回撤通道间隔煤柱临界失稳宽度计算回撤通道与工作面之间的间隔煤柱所受载荷由煤柱上覆岩层重量和采空区悬露顶板转移载荷组成13。回撤通道与辅助通道的距离较大，将该部分煤体看成实体煤。2 2 311综采工作面回撤通道间隔煤柱载荷计算模型如图2 所示。H采空区hDBD图2间隔煤柱载荷计算模型间隔煤柱一侧为采空区，因此得单位面积煤柱上的平均应力为：厂1D2BH+DHcoto24k(1)B式中，为煤柱平均应力，MPa；为上覆岩层平均体积力，N/m；为采空区岩层跨落角，（）；B为煤柱宽度，m；H 为巷道埋深，m；D 为采空区宽度，m；k 为动压系数。间隔煤柱的强度由煤柱煤体强度、煤柱宽度和高度等决定，根据Obert-Dwvall/Wang公式，间隔煤柱强度为：BR=R.(o0.778+0.222(2)h式中，R为煤柱的极限强度，MPa；R。为煤块的单轴抗压强度，MPa；B为煤柱宽度，m；h 为煤柱高度，m。当间隔煤柱平均应力大于煤柱强度时煤柱发生失稳破坏，由式（1）、式（2）相等得间隔煤柱临界失稳宽度为：(0.778R。-k H)h +0.111(4DH-Dcoto)hR。kB=0.444R。552023年第9 期程炭生产技术煤(0.778R。-k H)h(3)0.444R根据2 2 311综采工作面地质生产资料和实验室分析知：h=3.5m；R。=35M Pa；=2.510N/m;k=1.5;H=181m;=55;D=200m将参数带人式(3)得：B=4.38m。3回撤通道稳定性数值分析3.1模型建立以2 2 311综采工作面实际地质条件为基础，建立尺寸为10 0 m200m70m(x，y，z)的FLAC3D数值计算模型，回撤通道为断面尺寸为宽高=5.2 m3.5m。模型边界条件设置为底面及侧面边界固定，并施加垂直载荷为3.54 MPa；根据地应力测试结果侧压系数为1.2。围岩本构关系采用摩尔-库仑模型。根据物理力学实验和该矿现场资料确定煤岩参数见表1，数值模型中回撤通道、辅助通道及工作面相对位置如图3所示表1煤岩物理力学参数弹性模量粘结力内摩擦角分层泊松比/CPa/MPa/（）上覆岩层234.20.257.8436上覆岩层131.20.255.8436基本顶12.20.282.626直接顶28.00.235.2034伪顶11.50.301.0428煤层6.700.280.5623直接底11.80.262.1026基本底25.90.225.2035下覆岩层34.20.257.8436间隔煤柱辅通道设备回撤通道22311工作面图3数值模型中回撤通道与工作面相对位置3.2不同煤柱宽度通道围岩支承压力分布规律随着工作面推进，2 2 311工作面逐渐向回撤通道逼近，当间隔煤柱宽度逐渐减小时，受采动影响越剧烈，相应的间隔煤柱内和通道附近围岩的支承应力分布特征势必也会发生剧烈改变。采动影响下不同煤柱宽度通道实体煤侧及煤柱侧支承压力分布曲线如图4 所示。20实体煤煤柱70m煤柱一30 m煤柱16一2 0 m煤柱-16m煤柱12一12 m煤柱84原岩应力线018304254667890102114 126两侧围岩与回撤通道间位置/m(a)7012m煤柱变化范围内支承压力转移特征20回撒实体煤通道煤柱1610m煤柱一8 m煤柱12一6 m煤柱84m煤柱原岩应力线一2 m煤柱401624324048566472两侧围岩与回撤通道位置/m(b)102m煤柱变化范围内支承压力转移特征图4回撤通道两侧实体煤与煤柱间支承应力转移规律由图4(a）可知：煤柱宽度为7 0 m时，实体煤上支承压力总体处于原岩应力水平，在实体煤靠近回撤通道与回撤辅巷处产生大小与范围基本一致的支承压力，表明7 0 m煤柱时，回撤通道与回撤辅巷附近未受到工作面开采引起的超前支承压力影响，而仅受到通道与辅巷掘进引起的支承压力影响，说明工作面开采后的超前支承压力影响范围约为7 0 m。煤柱宽度由7 0 m一12 m变化的过程中，煤柱上支承压力曲线均呈双峰值，且煤柱宽度越小，工作面超前支承应力与回撤通道掘进产生的支承应力叠加越明显，导致了煤柱整体支承应力与峰值应力越大。由图4(b）可知，煤柱宽度为10 m以下时，煤柱内支承压力曲线呈单峰值，当煤柱宽度为10 m时峰值应力达到最大值。此后，随着煤柱宽度减小，煤柱内裂隙发育，承载性能下降，峰值逐渐降低。煤柱宽度为4 m时，峰值应力开始低于原岩应力水平，此时煤柱基本失去承载能力，其内支承压力大幅度低于原岩应力，煤柱裂隙完全贯通，发生较为明显失稳破坏。3.3采动影响通道围岩塑性区分布规律不同煤柱宽度下围岩塑性区分布如图5所示。从图5可知，间隔煤柱7 0 m时，通道围岩主要为剪切破坏，煤柱宽度减小至2 0 m时，剪切破坏向围岩深部扩展，其中通道煤柱侧扩展较严重，煤柱宽度减小至12 m时，围岩塑性区进一步扩展，但煤柱内塑性区未贯通；煤柱宽度为8 m及以下时煤柱内塑性区已完全贯通，但8 m煤柱情况下煤柱内仍然存在562023年第9 期程炭生产技术煤弹性单元，直到煤柱为4 m时整个煤柱已经完全处于塑性破坏状态，与第二节的理论分析基本吻合2m4m8m12m20m70m图5采动影响通道围岩塑性区分布规律4回撤通道顶板结构形式对通道围岩稳定性影响回撤通道灾变失稳的发生需满足两个条件：煤柱处于失稳临界宽度范围内；基本顶迅速下沉、回转、切落等强烈动载作用。工作面与回撤通道一定要贯通的特点，决定了煤柱一定会经历临界宽度范围。所以，防止回撤通道灾变失稳仅能从控制基本顶动载着手。从控制措施方面来讲，解决工作面与通道间煤柱失去自承能力后的支护强度问题，是保证回撤通道稳定的关键。在煤柱临界失稳宽度范围时，应及时调节支架到合理的支护强度，而设计液压支架合理的支护强度的前提条件是明确回撤通道与工作面上方顶板的覆岩型式。因此有必要对回撤通道与工作面上方顶板结构进行研究。4.1基本顶断裂特征及影响因素分析工作面推进的长度等于周期来压步距时，基本顶岩梁就会发生断裂，关键块B在回转运动的过程中它逐渐与关键块A、C 相挤压咬合，稳定后形成平衡的“铰接结构”。回撤通道上方顶板覆岩结构形式变化主要体现在基本顶关键块的断裂位置及长度。为便于研究分析现作如下规定：通道上方关键块B长度与周期来压末采阶段关键块相比长度增大时称之为“长关键块”。工作面末采阶段随着回撤通道接近贯通，顶板所受的力由通道实体煤、煤柱和支架共同承担。随着工作面的推进，间隔煤柱上的覆岩载荷不断地迁移分担至实体煤和支架上。当煤柱宽度进入临界失稳范围时，煤柱无抵抗外界应力能力，覆岩载荷全部转移到实体煤和支架上。另外，支架对顶板阻力最大一般是4 8 倍的采高，远小于回撤通道实体煤侧受到覆岩重量。基于此，煤柱进入失稳宽度时，通道上方的基本顶为在回撤通道实体煤侧一端固支的悬臂梁，其长度为：L=b+a+L(4)式中，b为通道宽度，m；为煤柱临界失稳宽度，m；L为煤柱进入临界失稳宽度范围时工作面与周期断裂线距离，m。设工作面周期来压步距为Lo，且工作面刚刚推进至煤柱失稳临界宽度。1）若L,=L。或0，基本顶恰好发生周期来压如图6(a）。此时回撤通道正上方的基本顶可视为实体煤侧一端固支的悬臂梁结构，悬臂梁长度是回撤通道宽度与煤柱宽度之和。若此时的悬臂梁长度小于周期来压步距，即b+aLo，工作面与回撤通道贯通期间关键块相互咬合稳定，将不会发生基本顶来压，如图6(b)所示。L关键块A关键块B关键块C采空区(a)工作面推进至煤柱临界失稳宽度L关键块A关键块B关键块C采空区(b)工作面与回撤通道贯通图6常规关键块顶板覆岩结构2）若0 L,Lo，文献14-17 研究表明，由于煤柱破碎失稳，通道与工作面上方的基本顶突然失去有效支撑，即空顶长度突然增大，基本顶极有可能会在回撤通道实体煤上方发生断裂。相比贯通阶段之前的回采而言，基本顶断裂后的岩块在长度上有很大增大，形成“长关键块”，如图7 所示。关键块A关键块BKyH关键块C采空区bm图7长关键块顶板覆岩结构57灰2023年第9 期程生产技术煤4.2长关键块顶板结构力学分析“长关键B”长度增大，来压强度大幅度增强，矿压显现剧烈，使得工作面和通道围岩稳定性降低，相应地阻止顶板失稳所需的液压支架阻力要比“常规关键块”下的支架阻力大得多4.2.1长关键块顶板结构力学模型长关键块的长度为回撤通道实体煤侧极限平衡区宽度、通道宽度、临界失稳煤柱宽度以及工作面与上次来压间距离之和。2 2 311综采工作面来压步距为14.7 m，即为常规关键块长度，通道实体煤侧极限平衡区的宽度经理论计算为3m，通道宽度5.2m，临界失稳煤柱宽度为4 m，煤柱进入临界失稳宽度时工作面与周期断裂线距离为9 m，故“长关键块B”的长度约为2 1m。建立回撤通道顶板力学模型如图8 所示，“长关键块”结构受力分析如图9 所示。为简化计算，取coso,1，s i n o,s i n o,/4。对便于计算作如下简化：关键块上所受载荷为均布载荷q；煤柱处于临界失稳宽度时，煤柱及实体煤极限平衡区的支撑力为零。基本顶ABC直接顶e煤层Fbam实体煤通道煤柱控顶距采空区图8回撤通道顶板力学模型LP关键块A长关键块BTTEhFd/2关键块C2TR2(x+b+a+Lm)/3R,mL图9“长关键块”结构受力状态由图9 所示长关键块受力分析得其平衡方程为：2R(xo+b+a+Lm)/3+T(h-d)-P,Lcos,/2=0(5)P,=R,+QA(6)即：P,Lcos0,2R,(xo+b+a+Lm)T(7)2(h-d)3(h-d)QA=P,-R,(8)式中，x。为通道实体煤侧塑性区宽度，m；6 为回撤通道宽度，m；为间隔煤柱宽度，m；Lm为控顶距，m；T 为关键块A对关键块B的水平挤压力，kN；h 为关键块B厚度，m；d 为块体间挤压接触面高度，m；为长关键块B的下沉量，m；P，为块B自重及上部荷载，kN；Q A 为关键块B自重，kN；R，为直接顶对关键块B的阻力，kN；0 f、0 2 分别为关键块B和C的偏转角，（）。根据矿山压力及控制理论知，“长关键块体B”在E点不发生滑落失稳的判据表达式为：TtanpQA(9)式中，为内摩擦角，（）。将式(7)和(8)代人式(9)得：3Lcos0,tanp-6(h-d)R,Pi4tanp(xo+b+a+L.)-6(h-d)(10)其中，d=(h-)/2,P,=Lm L(q+h)，=Lsino,=arcsin M-(K,-1)Zh/L。式中，q为长关键块B受到的单位荷载，MPa；Zh为直接顶厚度，m；M 为煤层厚度，m；为岩层平均容重，kN/m；K，为碎胀系数。对图8 中的e、进行力学分析，其中Fz的作用位置约位于L/3处。由ZM。=0，ZF=0 得：F,(xo+b)Lm+Fxo+b+a+232(Q+R,)(xo+b+a+Lm)=0(11)3F,+F2,=Q+R,(12)联合式(11)和式(12)得：Xo+b+4a+4L,(Q+R,)(13)其中，Q=Q,+Q,=b(xo+b+a+Lm)（Zh,+m 2)。式中，Q为支架控制范围顶煤载荷，kN；Q 2为直接顶载荷，kN；m 为通道顶煤厚度，m；为煤体容重，kN/m；Fi、F2 为对通道顶板临界支护力、液压支架临界阻力，kN。4.2.2长关键块稳定性与支架相互作用关系22311工作面最大控顶距Lm=6.0m，通道宽b=5.2m；基本顶的厚度h=5.2m，内摩擦角=35；煤厚M=4.5m；直接顶厚度Zh=2.6m，岩层平均容重=2 5kN/m；通道顶煤厚m=1.0m，582023年第9 期程炭煤生产技术煤体容重2=14 kN/m；长关键块B承受单位载荷q=0.20MPa。将上述参数值分别代人式（10）、（13），得出在“长关键块B”作用下液压支架的临界阻力为10 52 6 kN。综采工作面液压支架额定工作阻力为12000kN，计算额定阻力与临界阻力的比值得支架阻力富余系数约为1.14。阻力富余系数较小，因此需要采取相应的控制手段避免因个别支架发生故障导致支撑力不足使顶板压力转移到其它支架，引发支架压架事故或冒顶片帮事故。5回撤通道稳定性控制与实践针对2 2 311工作面回撤通道在“长关键块”覆岩结构下易产生剧烈矿压显现的特点，采用锚杆索联合支护、停采让压、补强加固的多技术手段共同控制回撤通道围岩的稳定。5.1控制方案与实施结合工程类比、理论分析及数值模拟来设计回撤通道支护方案，设计参数如下：1）掘进期顶板支护参数：采用2 0 mmx2400mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为8 0 0 mmx800mm，每排7 根。两端锚杆分别帮距为2 0 0 mm，倾角10，中间锚杆垂直顶板布置。使用50 50 mm的8 金属网进行铺设，搭接长度为10 0 mm。顶板中间位置布置高预应力锚索，规格为15.2 4 mmx7300mm，每排3根，垂直顶板布置，间排距为1500mm2400mm，预应力不低于12 0 kN。实体煤帮参数：锚杆为2 0 mm2400mm螺纹钢锚杆，间排距均为8 0 0 mm800mm，每排4 根。上顶角锚杆距顶板4 0 0 mm，下顶角距底板7 0 0 mm，倾角为20，其余锚杆垂直煤帮布置。采用50 mm50mm的8 金属网进行铺设，搭接长度为10 0 mm。贯通侧煤帮：锚杆规格为2 0 mm2400mm玻璃钢锚杆，使用塑料网铺设，其余参数同实体煤帮锚杆设计。2）采动影响期。采用DN40单体液压支柱配合11#矿用工字钢，形成一梁二柱的补强支护，工字钢长5m，前端均距煤帮2 0 0 mm，间距4 0 0 0 mm，排距为16 0 0 mm，单体柱初撑力大于50 kN。补强支护方案如图10 所示。3）停采让压。停采让压技术是利用推进速度的变化对周期来压特征产生影响的规律来改变工作面来压的开始位置和来压的持续长度18.19 。确定工作面与回撤通道间的煤柱宽度是停采让压技术实施的玻璃钢锚杆锚索0 15.2 4 7 30 0020 x24001500150010010%800 20020%20011#工字钢单体液体支柱400060020五20图10采动影响期通道断面支护方案(mm)关键。确定煤柱宽度D应满足2 个条件：煤柱保持稳定；贯通后无顶板来压。即：D,=haD,=l2(14)D=max/D.,D,式中，D，为确保让压间隔煤柱稳定的宽度，m；D，为贯通后不来压间隔煤柱宽度，m；k 为大采高引起的稳定性系数，取1.2；为煤柱临界失稳宽度，取4 m；l 2 为来压持续长度，根据末采周期来压规律取3 4 m。将上述参数代人式（14)计算取整得出：让压间隔煤柱宽度为5m。等压时间主要以支架阻力急剧上升和煤壁片帮加剧等宏观矿压显现为依据，根据经验值一般取10 h左右。4）工作面与回撤通道贯通。贯通的过程中（距通道约10 m开始），液压支架上方进行铺网上绳工作，工作面与通道被贯通后，调整支柱与梁支护结构，如图11所示。将工字钢一端靠近煤壁，距煤壁200mm，另一端与液压支架搭接，搭接长度500mm，其中，煤帮侧使用2 根DN40单体液压支柱并排来支护顶梁，工字钢的间距为17 50 mm。锚索0 15.2 4 7 30 015001500玻璃钢锚杆1010%020 x2400800200钢丝绳金属网002011#工字钢液压支架O单体液体支柱201图11贯通后通道断面支护方案(mm)5.2控制效果评价通过现场观测及调研，采用停采让压，明显的59苏（责任编辑越）2023年第9 期程炭生产技术煤改善了通道所处位置的应力环境，顶板压力缓和，来压持续时间短，贯通后来压较小。在回撤通道服务期间，由于地质条件的差异，围岩在个别地方发生锚杆索变形或拉断失效、支柱折断现象，但是数量极少，处在可控的范围内。同时，并没有发生围岩大面积片帮、恶性冒顶等影响支架回撤的事故。另外经过统计发现，仅有4 架支架发生轻微压架。这表明支护设计方案保证了回撤通道围岩稳定，为工作面设备回撤提供了强有力的保证。通道变形量上，在远离工作面期间，通道围岩变形量很小，其围岩变形增加量主要发生在受采场活动剧烈采动影响时期，但在采用上述支护方案后，通道被贯通后，顶板最终变形量维持在30 4 mm左右，实体煤破坏挤出量在157 mm左右，底板无明显底鼓发生，虽然变形量明显高于常规巷道，但仍处于可控范围内。综上所述，锚杆索联合支护强化了围岩强度，采用停采让压技术有效地控制了来压位置及持续时间，缓和了顶板压力，采用补强加固技术强化了顶板稳定性控制，有利于顶板回撤。基于回撤通道控制技术的指导，在现场实施中取得了成功。6结论1）建立了间隔煤柱载荷计算模型，并结合Obert-Dwvall/Wang公式推导出间隔煤柱临界失稳宽度表达式，计算得出2 2 311综采工作面回撤通道间隔煤柱临界失稳宽为4.38 m。2）数值分析得出工作面开采后的超前支承压力影响范围约为7 0 m，煤柱宽度为7 0 12 m时煤柱上支承压力曲线呈双峰值，煤柱宽度越小煤柱整体支承应力与峰值应力越大；煤柱宽度为10 m时峰值应力达到最大，10 m以下时煤柱内支承压力曲线呈单峰值；煤柱宽度为4 m时，峰值应力开始低于原岩应力水平且煤柱已完全处于塑性破坏状态。3）煤柱进人临界失稳宽度时工作面与周期断裂线距离距离为9 m，“长关键块B”的长度约为2 1m，建立回撤通道顶板“长关键块”结构力学模型，推导出综采工作面支架临界阻力表达式，计算得出临界阻力为10 52 6 kN，支架阻力富余系数约为1.14。4）针对液压支架阻力富余系数过小，个别支架发生故障导致支撑力不足易使顶板压力转移到其它支架引发支架压架事故或冒顶片帮事故，提出采用锚杆索联合支护、停采让压、补强加固的多技术手段共同控制回撤通道围岩的稳定，并用于现场试验，取得较好的控制效果。参考文献：秦喜文，牟亮，韩刚，等。双回撤通道冲击地压防治技术研究与应用J煤炭工程，2 0 2 2，54（3）：7 3-7 8.2贾士耀.8.8 m超大采高综采工作面末采贯通关键技术应用研究J煤炭工程，2 0 2 1，53(12)：6 0-6 6.3张广超，何富连，来永辉，等高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术【J煤炭学报，2 0 16，4 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