1、江西煤炭科技2023年第1期摘要：申南凹矿8#煤层回采巷道以往采用单体柱进行超前支护，一定程度上制约了工作面的回采效率。以2 0 1 0 8回风顺槽为工程实例，分析探讨锚索超前支护技术；综合运用理论计算、数值模拟等手段，确定超前支承压力峰值和影响范围；分析结果为超前支护范围不小于2 0m、锚索最佳长度5.3m、锚索“2 1 2”布置。2 0 1 0 8回风顺槽应用新的超前支护技术后表明，超前应力影响区巷道表面变形量在合理范围内，锚索承载性能良好，支护效果显著。关键词：巷道超前支护；锚索补强；数值模拟；理论计算；支承压力中图分类号：TD8 2-9；TD3 5 3文献标识码：A文章编号：1 0 0
2、 6-2 5 7 2（2 0 2 3）0 1-0 0 9 3-0 3Application Analysis of Advanced Support Technology for Gateway of No.8 Coal Seam in Shennanao CollieryRen Lifeng(Shennanao Coking Coal Co.,Ltd.,Shanxi Xiangning Coking Coal Group,Linfen,Shanxi 042105)Abstract:The mining roadway of No.8 coal seam in Shennanao Collie
3、ry used to use single pillar for advance support,whichrestricted the mining efficiency of the working face to a certain extent.Taking 20108 return air entry as the engineering example,firstly,the author analyzes and discusses the anchor cable advance support technology,whose application shows that t
4、hedeformation of the roadway surface in the advanced stress affected area is within a reasonable range,the bearing capacity of theanchor cable is good,and the support effect is remarkable.Secondly,the author determines the peak value and influence range ofadvance abutment pressure by comprehensive u
5、se of theoretical calculation,numerical simulation and other means,whose resultsare that the advance support range is not less than 20 m,the optimal length of anchor cable is 5.3 m,and the anchor cablearrangement is 212.Key words:roadway advanced support;cable supplement support;numerical simulation
6、;theoretical calculation;abutmentpressure申南凹矿 8#煤回采巷道超前支护技术应用分析任立峰（山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司，山西临汾0 4 2 1 0 5）1工作面概况山西乡宁焦煤集团申南凹焦煤有限公司（申南凹矿）2 0 1 0 8综采工作面（以下简称工作面）开采2#煤层。2#煤层结构简单，煤（岩）层倾角2 1 3，工作面顺槽沿煤层走向布置，切眼沿煤层倾斜布置，顺槽及切眼均沿煤层顶板掘进成巷。工作面长度为1 8 0m，走向长度为9 9 6m，可采储量为1.1 4 09 5M t。工作面以北为2 0 1 0 6综采工作面，西部为井田边界保护煤柱，南部
7、为轨道大巷，东部为运输大巷。工作面位于工业广场南翼，以北偏东为范家山，地表为山体和树木，被树木（橡树）和灌木林覆盖，无村庄、小井和建筑物。本采面以北是2 0 1 0 6采空区，2 0 1 0 6采空区标高低于该工作面，对回采工作面无影响。工作面所掘的2#煤层，位于山西组中下部，属全区稳定可采煤层，厚度3.0 4.4m，平均4.2m。该煤层含1 3层夹矸，结构较简单-复杂，夹矸单层最大厚度1.1m。顶底板情况，伪顶为泥岩，直接顶为粉砂岩，老顶为细砂岩，直接底为泥岩。申南凹矿以往回采工作面超前支护主要采用单体支柱，端头维护及超前支护工作量大、强度高、效率低，单体支柱钻底给支柱撤回造成困难。基于以上
8、原因，拟以工作面回风顺槽为工程实例，对工作面回采期间的超前支护方式进行优化。2超前支承应力理论分析工作面采用全部垮落法，工作面紧后方顶板不会随着液压支架推进及时垮落，工作面后方顶板会形成一层较大范围的悬臂梁，引起工作面前方煤岩体内出现应力集中。根据工作面前方煤体的破坏状况可分为破裂区、塑性区、弹性区1，工作面前方浅部体由于支承压力过大会出现一定深度范围的塑性破坏，由于工作面煤壁作为一个自由9 3江西煤炭科技2023年第1期面，该区域煤体发生一定量的位置，导致该部位的煤体呈松软破碎状态，承载能力较弱，受到的垂直压力低于原岩应力，形成破裂区；塑性区范围内部分煤岩体已发生塑性破坏，但未发生明显的变形
9、破坏，所受垂直压力高于原岩应力；弹性区内煤岩体虽然垂直压力大于原岩应力，但并未发生明显的塑性破坏，承载性能良好；工作面前方煤岩体分区如图1（a）所示。（a）超前支承压力分布曲线（b）微单元受力图1超前支承压力分析模型若将煤体视为各向同性体，工作面前方煤岩体任意一单元受力情况可简化为如图1（b）所示，根据受力平衡理论可建立如下方程2：M(x+dx)-x-2 yfdx=0（1）依据摩尔-库伦强度准则，极限平衡处煤体的支承应力y的计算公式：y=C0c o t 1+s i n1-s i n()e2 fx(1+s i n)M(1-s i n)（2）超前支承应力峰值为ym a x=KH，则应力达到峰值处距
10、工作面水平距离x0：x0=M1+s i n 2 f1-s i n l n(KHC0c o t 1-s i n 1+s i n)（3）结合8#煤生产地质条件对上式中各参数进行赋值，M工作面采高，为4.2m；C0煤体粘聚力，为1.6 9M P a；内摩擦角，为2 5.3；f煤层与顶板岩层接触面摩擦系数，为0.1 8；K应力集中系数，为1.7；上覆岩层平均体积力，为2 4.5k N/m3；H工作面埋深，为5 1 0m；代入式（3）计算得到x0=4.3 5m，应力峰值为2 1.2 4M P a。由此可知，距离工作面煤壁约4.3 5m处煤体内支承应力达到峰值，应力峰值为2 1.2 4M P a。3超前支
11、承压力模拟分析参照工作面回采巷道位置关系及生产地质条件，采用F L A C3 D软件创建计算模型，煤岩体遵循摩尔-库仑（M o h r-C o u l o m b）屈服准则3。模型尺寸长、宽、高=2 8 0m、2 0 0m、4 0m，埋深5 1 0m，原岩应力为1 2.2 5M P a，8#煤层厚度取4.2m，模型建立完成后开始运算。运算平衡的条件为最大不平衡力达到1 1 0-5M P a，经过计算得到初始地应力模型，之后进行两侧回采巷道的开挖，计算平衡之后进行工作面回采，当工作面回采至1 0 0m时，回风顺槽侧前方煤岩体垂直应力变化规律如图2（b）所示。（a）数值模型（b）模拟结果图2数值模
12、型及模拟结果根据图2（b）所示结果可以看出，工作面前方煤岩体内垂直应力变化规律与理论分析基本一致，约在距煤壁4m处垂直应力达到峰值，大小为2 1.2 4M P a，在距煤壁约2 0m处，垂直应力基本回归到原岩应力1 2.4 9M P a左右，数值模拟研究得到的应力峰 值与理论分 析计算确定 的均为2 1.2 4M P a。由此表明，上述数值模型较接近工程实际，得到的数值模拟结果较可靠，工作面超前支承力显著影响的范围为2 0m，超前支护的范围不应小于2 0m。4锚索补强支护分析参阅国内类似地质条件下成功应用案例4，9 4江西煤炭科技2023年第1期进行支护参数的初步设计，然后通过上述数值模型模拟
13、分析超前支护的可行性及效果，先对补强锚索长度进行模拟分析，回风顺槽掘巷阶段永久支护方式为锚网，锚杆直径2 0mm、长度2.4m，每排4根，间排距为1.4m，同排锚杆间采用直径1 2mm圆钢制作的“H”型钢梁联合加固，两帮锚杆规格同顶板，每排3根，间距1.0m，排距1.4m。在掘巷支护的基础上设计锚索超前补强支护参数，锚索选择直径1 7.8mm的钢绞线，先对其长度进行模拟分析，长度设计为3.3m、4.3m、5.3m、6.3m，锚索布置排距为锚杆的两倍，每排一根，采用上述模型模拟计算得到回风顺槽表面变形量随锚索长度的变化规律如图3（a）所示。可以看出，随着锚索长度的增加，巷道表面变形量逐渐减小，锚
14、索长度为为3.3m时，巷道表面变形量较大，此时锚索未起到应有的悬吊效果；锚索长度为5.3m时，巷道表面变形量较小，且与锚索长度增大为6.3m相比，表面变形量差异不明显，综合考虑可知，锚索最佳长度为5.3m。（a）锚索长度（b）锚索布置方案图3锚索参数对围岩变形量影响规律同样采用上述模型对锚索的布置方式进行模拟研究，共设计以下四种布置方案：方案一，每排1根，排距2.8m；方案二，每排2根，排距2.8m；方案三，2 1 2布置，排距2.1m；方案四，每排2根，排距2.1m。不同锚索布置参数条件下，回风顺槽表面变形量模拟结果如图3（b）所示，随着锚索密度的增大，巷道表面变形量逐渐减小，方案三巷道表面
15、整体变形量数值较小，且相对经济合理，故选择顶板锚索采用“2 1 2”布置方式。结合上述数值模拟及理论分析结果，设计回风顺槽超前支护方案如图4所示，超前工作面5 0m的巷道进行补强锚索施工，锚索采用“2 1 2”布置方式，间距2.8m，排距2.1m，锚索规格直径1 7.8mm、长度5.3m。（a）支护断面（b）顶板图420108回风顺槽掘进及超前支护布置5应用效果工作面回风顺槽采用锚索进行超前支护回采期间，监测回风顺槽巷道表面变形和顶板锚索载荷变化情况，结果如图5所示。根据图5（a）所示结果可以看出，回采工作面附近巷道表面变形最为严重，顶板下沉量6 8mm，两帮移近量2 5 2mm，顶底板相对移
16、近量2 2 6mm，变形量总体在合理范围内；根据图5（b）所示结果可以看出，2#锚索靠近回采侧，回采侧顶板锚索载荷更大，顶板锚索载荷最大值为2 3 0 2 6 0k N，小于锚索的极限载荷3 0 0k N，说明锚索强度能够满足要求，能有效控制围岩的变形。（下转9 9页）9 5江西煤炭科技2023年第1期（a）表面位移量（b）锚索受力图5矿压监测结果6结语结合申南凹矿2 0 1 0 8工作面生产地质条件，通过理论计算得到超前支承压力峰值为2 1.2 4M P a，数值模拟研究得到其峰值同为2 1.2 4M P a，超前支承压力影响范围2 0m，模拟结果可靠；探讨了锚索参数，确定锚索最佳长度5.3m，采用“2 1 2”布置方式；应用表明，巷道表面变形在合理可控范围内，锚索载荷在其设计承载能力范围内，成功解决了单体柱钻底、回撤困难、影响生产效率的问题。参考文献：1 田坤，吕兆海.回采巷道单元式超前支护装置研究与应用J.哈尔滨：煤矿机械，2 0 2 2，4 3（4）：1 4 5-1 4 7.2 周跃飞.采煤工作面超前段围岩变形控制技术研究J.长治：煤，2 0 2 2，3 1（3）：7 3-7
