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摘要：针对综放工作面单通道设备撤出巷支护问题，采用理论分析、数值模拟和现场实测及结合以往工作实践经验，对伊泰京粤酸刺沟矿业有限责任公司6上115综放工作面设备撤出巷支护相关事项进行了研究总结，结果表明：合理的支护方式，可以对末采期间巷道破坏进行有效控制，6上115综放工作面的顺利贯通，验证了支护设计的可行性和适用性。
关键词：综放工作面;设备撤出巷;数值模拟;支护
中图分类号：TD327.2;TD823.97文献标识码：A 文章编号：1001-5922（2019）11-0086-05
我国煤炭开采已从浅部逐渐进入深部开采阶段。由采高增加而导致的采动压力显现越来越突出，尤其是工作面回撤巷道将经受动压的严峻考验。酸刺沟煤矿6上煤煤层的埋深达到251m以上，其上覆基岩层结构、受采动影响的运动及破坏有其自身特点，12.6m综放工作面的回采对上覆基岩的扰动更加强烈，顶板控制困难，而顶板控制是确保工作面安全顺利贯通的基础，但针对特殊地质条件还需作进一步研究。快速搬家技术的关键在于能否保持回撤通道的稳定，合理地选择末采期间回撤通道支护方式是矿井實现安全高效生产的关键。因此，本文结合酸刺沟煤矿具体地质和生产条件，综合采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法，确定设备撤出巷合理矿压控制和支护技术，确保回撤安全。
1工作面概况
酸刺沟井田位于鄂尔多斯大型构造盆地东北缘的准格尔煤田，6上115工作面位于井田一盘区南翼最东部，工作面走向2754m，倾向254.6m，工作面埋深251m。采用单一走向长壁后退式全部垮落综合机械化采煤法，采高3.8m，煤层平均厚度12.6m。直接顶为灰白色粗粒砂岩，老顶为灰白色一灰色砾岩、中粗粒砂岩及少量泥岩。直接底为灰色泥岩、灰白色中一粗粒砂岩，半坚硬。末采回撤采用单通道设备撤出巷，规格5.6m×4.2m。
2顶板稳定性分类
巷道锚杆锚索支护范围内的岩层结构特征直接影响到支护效果，矿用岩层钻孔窥视仪可以直观地反映钻孔内岩体不连续面、离层等情况，为支护设计、围岩稳定性评价提供现实依据。本次设备撤出巷窥视钻孔设置在距胶运顺槽10m、60m、120m、180m和240m处，共设5孔分别窥视，钻孔直径28mm，钻孔深度15m，布置如图1所示。
窥视结果分析：观测范围内顶煤厚度变化不大，基本在5.3-7.9m之间。6上115工作面设备撤出巷直接顶为灰白色粗粒砂岩，在3.5-6.1m之间。老顶为中粗粒砂岩及少量泥岩（在2#、3#孔内有约1m左右的泥岩）。顶板岩体完整性良好，基本没有裂隙。
物理力学试验试样采用探水钻机钻取，钻进方向与水平方向夹角成45°，钻进长度30m，取芯直径80mm。通过岩芯钻取得出，该处煤层厚度在11.5m，平均煤芯采取率为29.5%，平均岩芯采取率为95.8%。
将煤层的地质钻孔资料和窥视钻孔资料及物理力学试验数据应用于煤层顶板稳定性预测系统，由顶板预测结果可得，顶板类型属于Ⅲ类。
3周期来压步距
现场监测是一种最直接、最有效的巷道矿压显现规律研究方法。矿压监测从工作面距离设备撤出巷100m时开始，布置5个测站，分别监测6#、40#、70#、105#、140#支架的工作阻力，分别对每个测站的监测数据进行分析整理，根据实测所得支架工作阻力的变化计算工作面来压步距，工作面不同位置周期来压步距如表1所示，平均周期来压步距为25.2m。
4数值模拟分析
选用FLAC-3D计算软件分析工作面回采对设备撤出巷围岩的应力及变形量的影响，为设备撤出巷支护方式选择、支护参数确定提供参考。
4.1模型建立
本次数值模拟以酸刺沟煤矿6上115工作面为计算模型，模型块体的本构关系采用摩尔一库仑准则。采深为251m，煤厚12.6m，采高3.8m。模型高71m，长136m，宽100m，各岩层的力学参数采用试验所得数据，模型建立如图2所示。
4.2模拟方案
支护方法即采用6上115设备撤出巷预想支护方案。具体方法是：煤层从距设备撤出巷80m开始开采，末采期间取6个阶段进行分析，距离设备撤出巷依次为30m、20m、15m、10m、5m、0m。在计算的过程中，对设备撤出巷顶板及两帮煤岩体内竖直应力以及位移的变化进行分析。
4.3模拟结果分析
当巷道开挖后，巷道围岩内部的应力重新分布，巷道顶板的塑性区范围为3.0m，底板的塑性区范围为1.5m，两帮的塑性区范围为2.0m，如图3所示。设备撤出巷回采帮垂直应力分布曲线分别如图4所示。巷道开挖引起围岩垂直应力重新分布，在巷道顶底板附近形成垂直应力降低区。顶板中部2m范围内的垂直应力几乎为0，两帮垂直应力基本呈对称分布，在1.5m范围应力降低，1.5～2.Orm范围是应力平衡区，2.0m以外垂直应力升高，峰值位于2.5m处，为9.7MPa，应力集中系数为1.9。
水平应力分布曲线如图5所示。顶板2.5m范围以外水平应力逐渐升高，两帮中部在2.0m范围内应力很小，随着煤体向深部延伸，水平应力逐渐升高，在5.0m范围以外水平压力逐渐趋于稳定。
末采期间，当工作面距离设备撤出巷30m时，设备撤出巷受采动影响并不明显。
如图6～9所示，当工作面距离设备撤出巷20m时，设备撤出巷受采动影响明显，巷道围岩变形破坏开始加剧。超前支承压力峰值为15.2MPa，在工作面前方3～4m范围内。受采动影响，设备撤出巷附近的垂直应力峰值增大到14.4MPa，距左帮3m。较巷道开挖时产生的垂直应力集中增大48.5%，峰值所处位置向左侧扩展0.5m。 当工作面距离设备撤出巷15m时，超前支承压力峰值为15.5MPa，在工作面前方3-4m范围内。垂直应力峰值增大到15.7MPa，距左帮3.5m。峰值所处位置向左侧扩展0.5m。顶板塑性区和右帮塑性区已经连接。底板的塑性区范围变化不大，两帮的塑性区范围变化不明显。
当工作面距离设备撤出巷10m时，超前支承压力峰值为18.9MPa，在工作面前方3.5m处。垂直应力峰值增大到18.9MPa，距回采帮4.0m。煤柱帮出现应力集中，峰值为15MPa，说明设备撤出巷煤柱帮同样受到工作面超前支承压力的影响。两帮的塑性区范围明显不一致，回采帮塑性区范围为4.0m，并且已经和工作面前方塑性区相互连接，煤体大部分都已经遭到破坏。
当工作面距离设备撤出巷5m时，超前支承压力已经转移到设备撤出巷煤柱帮，与巷道围岩应力相互叠加作用，峰值大小为17.5MPa，设备撤出巷顶板的塑性区范围为5.0m，并目顶板回采帮塑性区明显大于煤柱帮。
当工作面距离设备撤出巷0m，即贯通时，超前支承压力与巷道围岩应力相互叠加，峰值为17.6MPa，在距右帮3.5m处，较巷道开挖时产生的垂直应力集中增大81.4%。设备撤出巷顶板煤体已经完全遭到破坏，靠近工作面处顶板破坏深度甚至延伸到上面的老顶粗砂岩。煤柱帮的塑性区范围为3.5m，并且已经和巷道顶板塑性区连接，形成一个巨大的矩形塑性区。
如图10所示，末采期间，随着工作面的推进，与设备撤出巷的距離逐渐缩短，巷道附近的应力也发生了一系列的变化，由最初的9.7MPa逐渐增长到18.9MPa，当工作面距离设备撤出巷10m时，巷道附近应力值到达最大。
通过数值模拟研究设备撤出巷在末采期间受采动影响的规律可知：
1）在工作面逐步推进，逐渐接近设备撤出巷过程中，巷道围岩的塑性区范围也是逐渐扩大。顶板在末采期间的变形破坏严重，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深;巷道两帮，在超前支承压力的作用下，围岩产生塑性区。
2）设备撤出巷在贯通后的巷道只有顶底板和煤柱侧帮部，在数值模拟过程中，随着工作面推进，超前支承压力移动，顶板和煤柱帮的塑性区逐渐扩大，并且互相发展，形成了巷道右上部的大面积塑性破坏。综上两点，认为设备撤出巷围岩支护的“主控部位”应当为顶板和右帮，即煤柱帮。
3）工作面贯通后，设备撤出巷顶板塑性区范围到达7m，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深，煤柱帮塑性区范围达到3.5m。因此，设备撤出巷顶板锚杆（索）长度至少要超过7m，顶板靠近煤壁侧的锚索施工时应向煤柱帮偏离一个角度，煤柱帮锚杆（索）长度至少超过3.5m。
4）通过工作面采动对设备撤出巷影响的数值模拟可知，工作面距离设备撤出巷30m时，采动对设备撤出巷围岩稳定影响不大;工作面距离设备撤出巷20m时，采动对设备撤出巷围岩稳定产生影响;工作面距离设备撤出巷15m时，采动对设备撤出巷围岩稳定影响较大。为了保证末采顺利贯通与设备撤出巷稳定，当工作面距离设备撤出巷30m时，停止放煤;当工作面距离设备撤出巷15m时，工作面开始铺设高强度聚酯纤维柔性网。
5锚杆锚索受力监测
为了精确测试锚杆锚索受力情况，在6上115设备撤出巷布置了3个顶板压力传感器和矿用本安型监测仪测站，在锚杆锚索测力仪器安装后，锚杆初撑力为2.8t，锚杆受力平稳，受工作面采动影响后，锚杆受力迅速增大，最大值为4.7t，之后受力曲线又保持平稳。锚索初撑力4t，锚索受力平稳，受工作面采动影响后，锚索受力迅速增大，最大值为9.8t，之后受力曲线又保持平稳。锚杆锚索受力在设备撤出巷贯通前保持稳定，在即将贯通时锚索受力突然增大，锚杆受力也有增大趋势，但没有发生破断现象。
6深基点位移数据分析
结合现场施工实际和试验研究的需要，设备撤出巷布置3个深基点位移测点。深基点仪器采用鹰眼式结构，其监测数据能够直接反映巷道围岩的变化情况，为巷道支护优化方案提供重要实践依据。
在深基点设备安装后，随着回采工作面的推进，工作面没有靠近之前，顶板围岩位移量很小，之后受采动影响，位移量迅速增加，0-1m范围内出现了40mm的位移量，1～2m范围内出现了20mm的位移量，2-4.8m范围内出现了40mm的位移量，4.8～10m范围内出现了20mm的位移量，总共出现了120mm的位移量。这表明107主回撤受采动影响矿压现象剧烈，主要位移集中在0-1m和2-4.8m范围内，如图11所示。
7设备撤出巷支护参数
综合矿压规律、数值模拟和现场实测研究结果，提出设备撤出巷的支护参数为：顶板每排8根φ20x2200mm左旋螺纹钢锚杆+w钢带，排距1400mm;3根φ21.6x12000mm锚索，排距1400mm。煤柱帮每排5根φ20x2200mm左旋螺纹钢锚杆+w钢带，排距700mm;回采侧帮每排5根φ20x2000mm玻璃钢锚杆，加木托盘，排距700mm。待工作面受采动影响平稳后再次对设备撤出巷进行支护，根据多次实践经验，贯通前三个月开始支护效果最好。支护方式为：顶板每排之间补打3根φ21.6x12000mm锚索，间排距与原锚索支护方式相同。煤柱帮每排补打3根φ18.9x6300mm锚索，加w钢带，排距1500mm，距底板900mm，如图12所示。设备撤出巷口（辅、胶运侧）使用双根焊接11#矿用工字钢+21.6x12000mm锚索支护，锚索排距1000mm，施工11排。辅、胶运顺槽（设备撤出巷开口）回采侧20m，煤柱侧10m范围，分别使用11#矿用工字钢+21.6x12000mm锚索支护，锚索排距1000mm。支护完毕后对顶板采用双抗塑料网片进行护顶，防止贯通时托盘掉落。外部支护手段采用工作阻力22000kN的垛式支架，布置两排。
8结语
通过矿压监测、数值模拟、理论计算、现场实测等研究手段，得出以下结论：
1）通过6上115综放面液压支架受力监测分析，得出了工作面周期来压步距范围为20～30m，平均周期来压步距约25.2m。
2）通过数值模拟研究设备撤出巷在末采期间受采动影响的规律可知，工作面贯通时，设备撤出巷顶板塑性区范围到达7m，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深，煤柱帮塑性区范围达到3.5m。因此，设备撤出巷顶板锚杆（索）长度至少要超过7m，煤柱帮锚杆（索）长度至少超过3.5m。
3）根据数值模拟中设备撤出巷的矿压规律，为了保证末采顺利贯通与设备撤出巷稳定，当工作面距离设备撤出巷30m时，停止放煤;当工作面距离设备撤出巷15m时，工作面开始铺网。网片采用高强度聚酯纤维柔性网。
4）6上115设备撤出巷顶板锚杆锚索受力监测结果显示，锚杆受力最大值为4.7t，锚索初撑力4t，锚索受力最大值为9.8t，锚杆锚索受力在设备撤出巷贯通前保持稳定，在即将贯通时锚索受力突然增大，锚杆受力也有增大趋势，但没有发生破断现象。
5）通过综合研究，最后确定了设备撤出巷的合理支护方案。
关键词：综放工作面;设备撤出巷;数值模拟;支护
中图分类号：TD327.2;TD823.97文献标识码：A 文章编号：1001-5922（2019）11-0086-05
我国煤炭开采已从浅部逐渐进入深部开采阶段。由采高增加而导致的采动压力显现越来越突出，尤其是工作面回撤巷道将经受动压的严峻考验。酸刺沟煤矿6上煤煤层的埋深达到251m以上，其上覆基岩层结构、受采动影响的运动及破坏有其自身特点，12.6m综放工作面的回采对上覆基岩的扰动更加强烈，顶板控制困难，而顶板控制是确保工作面安全顺利贯通的基础，但针对特殊地质条件还需作进一步研究。快速搬家技术的关键在于能否保持回撤通道的稳定，合理地选择末采期间回撤通道支护方式是矿井實现安全高效生产的关键。因此，本文结合酸刺沟煤矿具体地质和生产条件，综合采用理论分析、数值模拟和现场实测的方法，确定设备撤出巷合理矿压控制和支护技术，确保回撤安全。
1工作面概况
酸刺沟井田位于鄂尔多斯大型构造盆地东北缘的准格尔煤田，6上115工作面位于井田一盘区南翼最东部，工作面走向2754m，倾向254.6m，工作面埋深251m。采用单一走向长壁后退式全部垮落综合机械化采煤法，采高3.8m，煤层平均厚度12.6m。直接顶为灰白色粗粒砂岩，老顶为灰白色一灰色砾岩、中粗粒砂岩及少量泥岩。直接底为灰色泥岩、灰白色中一粗粒砂岩，半坚硬。末采回撤采用单通道设备撤出巷，规格5.6m×4.2m。
2顶板稳定性分类
巷道锚杆锚索支护范围内的岩层结构特征直接影响到支护效果，矿用岩层钻孔窥视仪可以直观地反映钻孔内岩体不连续面、离层等情况，为支护设计、围岩稳定性评价提供现实依据。本次设备撤出巷窥视钻孔设置在距胶运顺槽10m、60m、120m、180m和240m处，共设5孔分别窥视，钻孔直径28mm，钻孔深度15m，布置如图1所示。
窥视结果分析：观测范围内顶煤厚度变化不大，基本在5.3-7.9m之间。6上115工作面设备撤出巷直接顶为灰白色粗粒砂岩，在3.5-6.1m之间。老顶为中粗粒砂岩及少量泥岩（在2#、3#孔内有约1m左右的泥岩）。顶板岩体完整性良好，基本没有裂隙。
物理力学试验试样采用探水钻机钻取，钻进方向与水平方向夹角成45°，钻进长度30m，取芯直径80mm。通过岩芯钻取得出，该处煤层厚度在11.5m，平均煤芯采取率为29.5%，平均岩芯采取率为95.8%。
将煤层的地质钻孔资料和窥视钻孔资料及物理力学试验数据应用于煤层顶板稳定性预测系统，由顶板预测结果可得，顶板类型属于Ⅲ类。
3周期来压步距
现场监测是一种最直接、最有效的巷道矿压显现规律研究方法。矿压监测从工作面距离设备撤出巷100m时开始，布置5个测站，分别监测6#、40#、70#、105#、140#支架的工作阻力，分别对每个测站的监测数据进行分析整理，根据实测所得支架工作阻力的变化计算工作面来压步距，工作面不同位置周期来压步距如表1所示，平均周期来压步距为25.2m。
4数值模拟分析
选用FLAC-3D计算软件分析工作面回采对设备撤出巷围岩的应力及变形量的影响，为设备撤出巷支护方式选择、支护参数确定提供参考。
4.1模型建立
本次数值模拟以酸刺沟煤矿6上115工作面为计算模型，模型块体的本构关系采用摩尔一库仑准则。采深为251m，煤厚12.6m，采高3.8m。模型高71m，长136m，宽100m，各岩层的力学参数采用试验所得数据，模型建立如图2所示。
4.2模拟方案
支护方法即采用6上115设备撤出巷预想支护方案。具体方法是：煤层从距设备撤出巷80m开始开采，末采期间取6个阶段进行分析，距离设备撤出巷依次为30m、20m、15m、10m、5m、0m。在计算的过程中，对设备撤出巷顶板及两帮煤岩体内竖直应力以及位移的变化进行分析。
4.3模拟结果分析
当巷道开挖后，巷道围岩内部的应力重新分布，巷道顶板的塑性区范围为3.0m，底板的塑性区范围为1.5m，两帮的塑性区范围为2.0m，如图3所示。设备撤出巷回采帮垂直应力分布曲线分别如图4所示。巷道开挖引起围岩垂直应力重新分布，在巷道顶底板附近形成垂直应力降低区。顶板中部2m范围内的垂直应力几乎为0，两帮垂直应力基本呈对称分布，在1.5m范围应力降低，1.5～2.Orm范围是应力平衡区，2.0m以外垂直应力升高，峰值位于2.5m处，为9.7MPa，应力集中系数为1.9。
水平应力分布曲线如图5所示。顶板2.5m范围以外水平应力逐渐升高，两帮中部在2.0m范围内应力很小，随着煤体向深部延伸，水平应力逐渐升高，在5.0m范围以外水平压力逐渐趋于稳定。
末采期间，当工作面距离设备撤出巷30m时，设备撤出巷受采动影响并不明显。
如图6～9所示，当工作面距离设备撤出巷20m时，设备撤出巷受采动影响明显，巷道围岩变形破坏开始加剧。超前支承压力峰值为15.2MPa，在工作面前方3～4m范围内。受采动影响，设备撤出巷附近的垂直应力峰值增大到14.4MPa，距左帮3m。较巷道开挖时产生的垂直应力集中增大48.5%，峰值所处位置向左侧扩展0.5m。 当工作面距离设备撤出巷15m时，超前支承压力峰值为15.5MPa，在工作面前方3-4m范围内。垂直应力峰值增大到15.7MPa，距左帮3.5m。峰值所处位置向左侧扩展0.5m。顶板塑性区和右帮塑性区已经连接。底板的塑性区范围变化不大，两帮的塑性区范围变化不明显。
当工作面距离设备撤出巷10m时，超前支承压力峰值为18.9MPa，在工作面前方3.5m处。垂直应力峰值增大到18.9MPa，距回采帮4.0m。煤柱帮出现应力集中，峰值为15MPa，说明设备撤出巷煤柱帮同样受到工作面超前支承压力的影响。两帮的塑性区范围明显不一致，回采帮塑性区范围为4.0m，并且已经和工作面前方塑性区相互连接，煤体大部分都已经遭到破坏。
当工作面距离设备撤出巷5m时，超前支承压力已经转移到设备撤出巷煤柱帮，与巷道围岩应力相互叠加作用，峰值大小为17.5MPa，设备撤出巷顶板的塑性区范围为5.0m，并目顶板回采帮塑性区明显大于煤柱帮。
当工作面距离设备撤出巷0m，即贯通时，超前支承压力与巷道围岩应力相互叠加，峰值为17.6MPa，在距右帮3.5m处，较巷道开挖时产生的垂直应力集中增大81.4%。设备撤出巷顶板煤体已经完全遭到破坏，靠近工作面处顶板破坏深度甚至延伸到上面的老顶粗砂岩。煤柱帮的塑性区范围为3.5m，并且已经和巷道顶板塑性区连接，形成一个巨大的矩形塑性区。
如图10所示，末采期间，随着工作面的推进，与设备撤出巷的距離逐渐缩短，巷道附近的应力也发生了一系列的变化，由最初的9.7MPa逐渐增长到18.9MPa，当工作面距离设备撤出巷10m时，巷道附近应力值到达最大。
通过数值模拟研究设备撤出巷在末采期间受采动影响的规律可知：
1）在工作面逐步推进，逐渐接近设备撤出巷过程中，巷道围岩的塑性区范围也是逐渐扩大。顶板在末采期间的变形破坏严重，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深;巷道两帮，在超前支承压力的作用下，围岩产生塑性区。
2）设备撤出巷在贯通后的巷道只有顶底板和煤柱侧帮部，在数值模拟过程中，随着工作面推进，超前支承压力移动，顶板和煤柱帮的塑性区逐渐扩大，并且互相发展，形成了巷道右上部的大面积塑性破坏。综上两点，认为设备撤出巷围岩支护的“主控部位”应当为顶板和右帮，即煤柱帮。
3）工作面贯通后，设备撤出巷顶板塑性区范围到达7m，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深，煤柱帮塑性区范围达到3.5m。因此，设备撤出巷顶板锚杆（索）长度至少要超过7m，顶板靠近煤壁侧的锚索施工时应向煤柱帮偏离一个角度，煤柱帮锚杆（索）长度至少超过3.5m。
4）通过工作面采动对设备撤出巷影响的数值模拟可知，工作面距离设备撤出巷30m时，采动对设备撤出巷围岩稳定影响不大;工作面距离设备撤出巷20m时，采动对设备撤出巷围岩稳定产生影响;工作面距离设备撤出巷15m时，采动对设备撤出巷围岩稳定影响较大。为了保证末采顺利贯通与设备撤出巷稳定，当工作面距离设备撤出巷30m时，停止放煤;当工作面距离设备撤出巷15m时，工作面开始铺设高强度聚酯纤维柔性网。
5锚杆锚索受力监测
为了精确测试锚杆锚索受力情况，在6上115设备撤出巷布置了3个顶板压力传感器和矿用本安型监测仪测站，在锚杆锚索测力仪器安装后，锚杆初撑力为2.8t，锚杆受力平稳，受工作面采动影响后，锚杆受力迅速增大，最大值为4.7t，之后受力曲线又保持平稳。锚索初撑力4t，锚索受力平稳，受工作面采动影响后，锚索受力迅速增大，最大值为9.8t，之后受力曲线又保持平稳。锚杆锚索受力在设备撤出巷贯通前保持稳定，在即将贯通时锚索受力突然增大，锚杆受力也有增大趋势，但没有发生破断现象。
6深基点位移数据分析
结合现场施工实际和试验研究的需要，设备撤出巷布置3个深基点位移测点。深基点仪器采用鹰眼式结构，其监测数据能够直接反映巷道围岩的变化情况，为巷道支护优化方案提供重要实践依据。
在深基点设备安装后，随着回采工作面的推进，工作面没有靠近之前，顶板围岩位移量很小，之后受采动影响，位移量迅速增加，0-1m范围内出现了40mm的位移量，1～2m范围内出现了20mm的位移量，2-4.8m范围内出现了40mm的位移量，4.8～10m范围内出现了20mm的位移量，总共出现了120mm的位移量。这表明107主回撤受采动影响矿压现象剧烈，主要位移集中在0-1m和2-4.8m范围内，如图11所示。
7设备撤出巷支护参数
综合矿压规律、数值模拟和现场实测研究结果，提出设备撤出巷的支护参数为：顶板每排8根φ20x2200mm左旋螺纹钢锚杆+w钢带，排距1400mm;3根φ21.6x12000mm锚索，排距1400mm。煤柱帮每排5根φ20x2200mm左旋螺纹钢锚杆+w钢带，排距700mm;回采侧帮每排5根φ20x2000mm玻璃钢锚杆，加木托盘，排距700mm。待工作面受采动影响平稳后再次对设备撤出巷进行支护，根据多次实践经验，贯通前三个月开始支护效果最好。支护方式为：顶板每排之间补打3根φ21.6x12000mm锚索，间排距与原锚索支护方式相同。煤柱帮每排补打3根φ18.9x6300mm锚索，加w钢带，排距1500mm，距底板900mm，如图12所示。设备撤出巷口（辅、胶运侧）使用双根焊接11#矿用工字钢+21.6x12000mm锚索支护，锚索排距1000mm，施工11排。辅、胶运顺槽（设备撤出巷开口）回采侧20m，煤柱侧10m范围，分别使用11#矿用工字钢+21.6x12000mm锚索支护，锚索排距1000mm。支护完毕后对顶板采用双抗塑料网片进行护顶，防止贯通时托盘掉落。外部支护手段采用工作阻力22000kN的垛式支架，布置两排。
8结语
通过矿压监测、数值模拟、理论计算、现场实测等研究手段，得出以下结论：
1）通过6上115综放面液压支架受力监测分析，得出了工作面周期来压步距范围为20～30m，平均周期来压步距约25.2m。
2）通过数值模拟研究设备撤出巷在末采期间受采动影响的规律可知，工作面贯通时，设备撤出巷顶板塑性区范围到达7m，靠近煤壁侧的顶板破坏深度更深，煤柱帮塑性区范围达到3.5m。因此，设备撤出巷顶板锚杆（索）长度至少要超过7m，煤柱帮锚杆（索）长度至少超过3.5m。
3）根据数值模拟中设备撤出巷的矿压规律，为了保证末采顺利贯通与设备撤出巷稳定，当工作面距离设备撤出巷30m时，停止放煤;当工作面距离设备撤出巷15m时，工作面开始铺网。网片采用高强度聚酯纤维柔性网。
4）6上115设备撤出巷顶板锚杆锚索受力监测结果显示，锚杆受力最大值为4.7t，锚索初撑力4t，锚索受力最大值为9.8t，锚杆锚索受力在设备撤出巷贯通前保持稳定，在即将贯通时锚索受力突然增大，锚杆受力也有增大趋势，但没有发生破断现象。
5）通过综合研究，最后确定了设备撤出巷的合理支护方案。