基于锚固应力叠加控制原理的多层支护数值模拟实验研究_朱宗奎.pdf

实 验 技 术 与 管 理 第 40 卷 第 4 期 2023 年 4 月 Experimental Technology and Management Vol.40 No.4 Apr.2023 收稿日期:2022-10-17 基金项目:国家重点研发计划项目（2019YFC1805400）作者简介:朱宗奎(1981)，男，江苏徐州，博士，高级实验师，煤层气资源与成藏过程教育部重点实验室副主任，主要研究方向为矿井水害防治，。通信作者:鲁岩（1980），男，江苏徐州，博士，副教授，主要研究方向为岩石力学与岩层控制和绿色开采，。引文格式:朱宗奎，鲁岩.基于锚固应力叠加控制原理的多层支护数值模拟实验研究J.实验技术与管理,2023,40(4):125-132.Cite this article:ZHU Z K,LU Y.Experimental study on numerical simulation of multi-layer support based on principle of anchor stress superposition controlJ.Experimental Technology and Management,2023,40(4):125-132.(in Chinese)ISSN 1002-4956 CN11-2034/T DOI:10.16791/ki.sjg.2023.04.018 虚拟仿真技术 基于锚固应力叠加控制原理的多层支护 数值模拟实验研究 朱宗奎1，鲁 岩2（1.中国矿业大学 资源与地球科学学院，江苏 徐州 221116；2.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116）摘 要：随着开采深度增加，回采巷道锚杆支护的难度越来越大，该文基于薛湖煤矿 29020 机巷围岩赋存地质条件，实验室测试了巷道围岩物理力学参数，现场实测了巷道围岩松动圈，提出了锚固应力叠加控制原理。在此基础上进行了锚杆支护参数的理论计算，并采用数值模拟优化了锚网索支护参数，在薛湖煤矿 29020 机巷进行了现场应用，取得了较好的技术经济效益。研究结果表明：29020 机巷顶板存在 80100 cm 的松动圈；采用“锚杆+短锚索+长锚索”多层支护形式可更好地保证围岩稳定性，并计算得到锚杆合理长度为 2.4 m，间排距为 0.7 m0.8 m，长锚索 8.3 m，短锚索 5.5 m，间排距为 1.4 m3.2 m；巷道顶板、两帮位移量 1020 mm，锚杆、短锚索、长锚索端锚力分别为 50100 kN、100150 kN、100200 kN，29020 机巷围岩稳定性得到了较好控制。关键词：巷道支护；叠加控制；多层支护；数值模拟 中图分类号：TD421 文献标识码：A 文章编号：1002-4956(2023)04-0125-08 Experimental study on numerical simulation of multi-layer support based on principle of anchor stress superposition control ZHU Zongkui1,LU Yan2(1.School of Resources&Geosciences,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221116,China;2.School of Mines,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221116,China)Abstract:With the increase of mining depth,it is more and more difficult to support the roadway with bolts.Based on the geological conditions of the surrounding rock of the 29020 machine roadway in Xuehu Coal Mine,the physical and mechanical parameters of the roadway surrounding rock are tested in the laboratory,the loose ring of the roadway surrounding rock is measured in the field,and the principle of anchor stress superposition control is proposed.On this basis,the theoretical calculation of the anchor support parameters is carried out,and the anchor mesh and cable support parameters are optimized using numerical simulation,it has been applied in the 29020 machine roadway of Xuehu Coal Mine and achieved good technical and economic benefits.The results show that there is 80100 cm loose ring on the roof of 29020 machine roadway.The multi-layer support form of“bolt+short anchor cable+long anchor cable”can better ensure the stability of surrounding rock,and the reasonable length of the bolt is 2.4 m and the row spacing is 0.7 m0.8 m,8.3 m long anchor cable,5.5 m short anchor cable,1.4 m spacing3.2 m.The displacement of roadway roof and two sides is 1020 mm,and the anchor force of bolt,short anchor cable and long anchor cable end is 50100 kN,100150 kN and 100200 kN respectively.The stability of 126 实 验 技 术 与 管 理 surrounding rock of 29020 machine roadway is well controlled.Key words:roadway support;stacking control;multi-layer support;numerical simulation 深部煤岩体在高应力地质作用下常常表现出软岩的力学特征1-3。目前，随着煤矿开采水平不断向深部拓展，回采巷道在超前支承压力作用下大变形特征突出，底鼓、两帮松散以及顶板非均匀沉降等支护难题愈加突出，直接影响矿井安全生产4-6。因此，巷道围岩稳定性控制机理研究以及支护方案设计尤为重要。国内外学者针对巷道支护问题做了一些重要的研究工作。王其洲等1研究了叠加支承压力作用下的巷道围岩应力分布规律和变形特征；郝登云等7开展了锚杆锚索支护巷道层状顶板变形特征及离层监测研究；任启刚8提出了保障畸变正常传递的顶板结构调控方法和改善肩角辐射区畸变存储能力的“倾斜角锚索”调控技术；孙利辉等9研究巷道煤帮强烈大变形规律，提出巷道短锚索支护+长锚索补强的全锚索加固技术；徐佑林等10提出受强动压影响的“三软”煤层巷道“卸转固”围岩综合控制理论。这些研究针对锚固应力叠加控制原理的较少，相应的专门支护技术也不成熟。因此，本文对薛湖煤矿 29020 机巷的围岩变形规律及稳定性控制进行了研究，探讨了冲孔破碎多孔洞煤岩结构围岩与锚网索复合支护体相互作用机理，提出了锚固应力叠加控制原理；采用理论计算与数值模拟优化形成冲孔破碎多孔洞煤岩结构回采巷道支护方案；实测分析了深井回采巷道支护效果，确保回采巷道安全，保障薛湖煤矿的安全高效生产，并为类似条件下的巷道支护提供借鉴。1 地质与开采技术条件 薛湖煤矿位于河南省永城市北部。矿井主采二2煤层，煤厚 04.77 m，平均 2.23 m。矿井目前进入780 m深的 29 采区，开采标高780950 m。29020 机巷位于 29 采区西部，西邻 29020 切眼底抽巷，东邻 29 采区回风大巷，南邻 29020 机巷底抽巷，北部为未开拓区域。巷道设计长度 1 388 m，掘进方位 270，倾角08，井下标高826.9880 m。29020 机巷距底板L8 灰岩含水层约 80 m，该含水层水压 1.5 MPa。影响巷道掘进的主要因素为顶板砂岩裂隙含水层，该含水层正常涌水量为 2 m3/h，最大涌水量为 3 m3/h。巷道掘进断面为斜顶梯形断面，煤巷段沿煤层顶板掘进，破底保证巷道高度。29020 机巷巷道掘进净宽为 5 200 mm，净高为 3 500 mm（以单轨吊中心线为准），掘进断面面积为 18.6 m2。2 巷道围岩物理力学性质与松动圈测试 2.1 巷道围岩物理力学测试 岩石力学性能测试样品取自 29020 底抽巷以及29020 机巷围岩岩芯，切割打磨成标准试样，在中国矿业大学岩石力学性能实验室进行岩样的单轴拉、压、剪测试，为后期确定支护参数提供依据。实验测得岩石力学性能汇总见表 1。表 1 岩石力学性能汇总 来源 密度测试劈裂拉伸 试验 单轴压缩 试验 变角模 剪切试验 自然干燥密度/(gcm3)劈裂拉伸 强度/MPa 单轴抗压 强度/MPa 内聚力/MPa内摩擦角/()29020底抽巷帮部2.56 6.08 95.29 10.5929.9 29020底抽巷顶板2.66 5.001 54.23 11.0825.5 29020底抽巷底板2.63 4.655 84.13 10.2628.4 29020机巷顶板 2.61 2.558 25.66 7.4830.3629020机巷底板 2.65 3.640 27.06 8.4427.01二2煤层1.37 8.2 1.0328.02 2.2 29020 机巷松动圈实测 本文在距离 29020 机巷迎头 70 和 90 m 的位置分别布置了 1-1 和 2-2 两个观测面。该两个观测面内部钻孔窥视典型截面如图 14 所示。(a)顶板存在裂隙区 (b)顶板完整区 图 1 1-1 观测面顶板钻孔窥视典型截面 (a)西帮完整区 (b)东帮完整区 图 2 1-1 观测面西帮与东帮钻孔窥视典型截面 朱宗奎，等：基于锚固应力叠加控制原理的多层支护数值模拟实验研究 127 (a)顶板存在裂隙区 (b)顶板完整区 图 3 2-2 观测面顶板钻孔窥视典型截面 (a)西帮完整区 (b)东帮完整区 图 4 2-2 观测面西帮与东帮钻孔窥视典型截面 分析 1-1 和 2-2 两个观测面内部钻孔窥视实测数据，得到两个观测面钻孔围岩完整性分类见表 2。表 2 29020 机巷 1-1、2-2 观测面钻孔围岩完整性分类 钻孔位置 1-1 观测面 2-2 观测面 到孔口 距离/cm 完整度评定 到孔口 距离/cm 完整度评定顶板 0100 存在裂隙 080 存在裂隙100500 完整 80500 完整 迎头左帮 0500 完整 0500 完整 迎头右帮 0500 完整 0500 完整 3 29020 机巷支护设计 3.1 锚固应力叠加控制原理 巷道开挖后，围岩应力重分布，巷道顶板在垂直地层荷载和水平构造应力综合作用下发生弹塑性变形破坏并冒落11-12。软弱层状顶板变形破坏过程以及形成不同形态平衡拱一般分为以下几个阶段，具体如图 5所示。（1）浅部岩层产生裂纹。巷道开挖后，层状顶板下层三向应力受力状态转变为二向应力受力状态，浅部岩层出现挠曲变形，出现不均等裂纹。（2）形成初始平衡拱。浅部岩层出现裂纹后，若未及时支护，层状顶板应力进一步释放，顶板在垂直、水平荷载共同作用下，挠曲变形加剧，其中软弱夹层逐渐破坏，层状顶板跨中开始出现裂纹。此时帮部维持稳定，未发生明显破坏。由于水平构造应力及地应力继续作用，顶板跨中下侧岩石开始断裂垮落，逐渐冒落为一个初始自然平衡拱。（3）形成隐形平衡拱。初始平衡拱形成后，若仍不支护，巷道两帮与顶板肩部压应力高度集中，导致帮部岩层由于压应力及应变过大开始破坏、滑落，形成不同程度的片帮，失去承载上部层状顶板的能力，进而突破初始平衡拱，逐渐冒落成为隐形平衡拱。（4）形成拓展隐形平衡拱。隐形平衡拱形成后，若仍不支护，随着层状顶板下部岩层的进一步拉裂和帮部岩体继续破坏，层状顶板各岩层在水平构造应力和垂直地层荷载联合作用下，部分岩层挠度越来越大，各层岩体裂缝发育、变形破坏，逐次向上冒落，伴随巷道帮部岩体破坏范围继续扩大，突破隐形平衡拱，最后形成拓展隐形平衡拱。注：1初始平衡拱；2隐形平衡拱；3扩展隐形平衡拱；1a巷道半宽，m；2a隐形平衡拱半跨度，m；3a扩展隐形平衡拱半跨度，m；1h自然平衡拱矢高，m；2h隐形平衡拱矢高，m；3h扩展隐形平衡拱矢高，m；h巷道高度，m；岩石内摩擦角，()；q岩层上覆压力，MPa。图 5 软弱层状顶板变形破坏示意图 根据平衡拱理论，可以推导出平衡拱的矢高：,21tan 45,22iiiaffhahff|=|+-|（1）式中：hi为平衡拱高度，ai为平衡拱半跨度，i=1,2,3；f 为普氏系数，取 f=R/10（R 为岩石单轴抗压强度）。隐形平衡拱半跨度：21tan 4522haa=+-|（2）扩展隐形平衡拱半跨度：31tan 452aah=+-|（3）根据以上分析，软弱层状顶板巷道从下向上逐渐128 实 验 技 术 与 管 理 破坏形成初始平衡拱、隐形平衡拱、扩展隐形平衡拱。若在顶板发生变形破坏的各个阶段及时采取支护措施，提升平衡拱内岩层自支撑力，则会产生良好的巷道维护效果13-14。为了提升自然平衡拱内岩层的自支撑力，巷道顶板安设无纵肋螺纹预应力树脂锚杆，杆体两端形成圆锥形压应力区，锚杆间压应力区相互重叠，在顶板岩层中形成压缩拱，增强顶板岩层的稳定性，如图 6 所示。图 6 自然平衡拱内压缩拱形成示意图 为了提升隐形平衡拱内岩层的自支撑力，巷道顶板安设预应力短锚索，在隐形平衡拱内岩层形成挤压应力区，增强隐形平衡拱内岩层的稳定性。由于短锚索预应力，使得顶板“中性轴”下移，增强了顶板岩层抗弯能力，降低了顶板内部拉应力，提升了裂隙梁的“完整性”，有利于顶板梁成拱作用，阻止顶板进一步弯曲下沉，使顶板更快趋于稳定，如图 7 所示。图 7 锚索预应力扩展形成压缩带示意图 为了提升扩展隐形平衡拱内岩层的自支撑力，巷道顶板安设预应力长锚索，在扩展隐形平衡拱内岩层中形成挤压应力区，增强扩展隐形平衡拱内岩层的稳定性。在“锚杆+短锚索+长锚索”多层位支护控制下，巷道顶板岩层形成多层预应力叠加的支护承载壳体，共同控制顶板的稳定性，如图 8 所示。图 8 锚固应力叠加控制原理 依据锚固应力叠加控制原理，计算可得平衡拱的拱高，隐形平衡拱、扩展隐形平衡拱半跨度。自然平衡拱的拱顶与帮部压力计算示意图如图 9 所示。图 9 自然平衡拱的拱顶与帮部压力计算示意图 巷道顶部的压力 Pv为 2213132(32)3vaPaaa-=（4）式中：为顶板岩层容重。帮部的滑移深度 b 为 tan 452bh=-|（5）巷帮上、下点的侧压力（压强）Pa、Pb分别为 朱宗奎，等：基于锚固应力叠加控制原理的多层支护数值模拟实验研究 129 2a3tan452Ph=-|（6）2b3()tan452Phh=+-|（7）巷帮所受的总压力 P 为 2ab31(2)tan)45222hhPPP hh=+=-|+|（8）3.2 支护参数理论计算 锚杆长度由外漏长度、有效长度以及锚固在稳定岩层的长度相加得到。松动圈实测结果显示，29020机巷顶板的松动圈为 1 m，相加可得顶锚杆的长度不小于 1.7 m；29020 机巷顶板岩石的普氏坚固性系数取3，两帮煤岩层内摩擦角取 28.02，计算可得帮部滑移深度为 2.31 m，低帮滑移深度为 1.85 m，初始平衡拱、隐形平衡拱、扩展隐形平衡拱拱高分别为 1.73、2.50、3.27 m。相加可得顶锚杆长度不小于 2.33 m，高帮锚杆长度不小于 2.40 m，低帮锚杆长度不小于 1.95 m。故而，设计锚杆长度为 2.40 m。顶锚杆支护强度应不小于被悬吊不稳定岩层的重量，计算可得单位巷道顶板所需的锚杆支护强度不小于 173 kN/m2。顶板采用 22 的 BHRB500 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，单根锚杆设计锚固力为 190 kN，故而每根锚杆可支护面积为 1.10 m2。按锚杆等距设计，顶锚杆的间排距应不大于 1.05 m；帮锚杆支护强度应不小于巷帮所承受的总压力，计算可得每延米巷道高、低帮帮部所需锚杆支护强度分别不小于 439 325 kN/m。帮部采用 22 的 Q335 全螺纹锚杆，单根锚杆的锚固力为 100 kN，故而每延米巷道高、低帮帮部所需锚杆根数不少于 5 根、4 根。锚索长度由深入到稳定岩层长度、需要悬吊的隐形平衡拱岩层厚度、托板及锚具厚度以及外露张拉长度 4 者相加得到。隐形平衡拱拱高为 2.50 m，计算可得短锚索长度不小于 4.90 m。此外，短锚索长度一般稍大于巷道宽度，故而设计采用短锚索长度为 5.50 m；扩展隐形平衡拱拱高为 3.27 m，计算可得长锚索长度不小于 6.17 m。此外，煤层直接顶厚度为 5.75 m，计算可得长锚索长度不小于 8.15 m。根据计算数据并参考矿井原锚索长度，设计采用长锚索长度为 8.30 m。为防止巷道顶板岩层发生整体垮落，用锚索将锚杆加固的岩层悬吊于稳定岩层中，计算可得巷道单位长度内短锚索根数不少于 0.77 根，长锚索根数不少于1.01 根；巷道顶锚索钻孔直径为 30 mm，计算可得顶锚索锚固长度不小于 2 229 mm，顶锚杆锚固长度不小于 1 009 mm，帮锚杆锚固长度不小于 531 mm；树脂药卷直径为 25 mm，计算可得，顶锚索树脂药卷长度不小于 1 484 mm，顶锚杆树脂药卷长度不小于 672 mm，帮锚杆树脂药卷长度不小于 354 mm；结合现场施工及测试工具情况，顶锚杆和帮锚杆的预紧力分别为300 和 200 Nm。锚索预紧力设置为其拉断载荷的60%，即 250 kN。3.3 支护参数数值模拟优化 1）多层支护应力叠加效果。采用“锚杆+短锚索+长锚索”多层支护形式时，其锚固应力将在围岩中形成多层叠加状态：首先，浅层锚杆支护形成次生承载结构，锚杆形成的压应力区呈整层结构，如图 10(a)所示，保证巷道支护安全；其次，中深层短锚索将锚杆支护形成的次生承载结构与中深部围岩相连，短锚索形成的压应力区形成骨架网络结构，如图 10(b)所示，提高次生承载结构的稳定性，同时调动中深部围岩的承载能力，控制巷道围岩的大变形；最后，深层长锚索形成的压应力区形成多片状结构，如图 10(c)所示，进一步扩大支护范围，使更大范围内的岩体形成共同承载，保障巷道围岩受动压影响时的安全。因此采用锚杆、短锚索以及长锚索多层支护形式时形成的压应力强度增加，多层结构更适应回采巷道的动压影响，其作用效果更好。2）锚索长度对预应力场的影响。通过数值模拟不同锚索长度的预应力场分布，可以发现：随着锚索长度增加，有效压应力区的范围在高度方向上逐渐增加，表明锚索主动支护作用的范围不断扩大，但在宽度方向上变化不明显，而且随着锚索长度增加有减小的趋势；随着锚索长度增加，锚索 图 10“锚杆+短锚索+长锚索”多层支护预应力场分布 130 实 验 技 术 与 管 理 长度中部及以上部分的压应力逐步减小，表明锚索对中部及上部围岩的支护作用不断减小；随着锚索长度增加，两锚索之间中部围岩的压应力逐步减小，表明锚索对其间围岩的支护作用不断减小。可见，在预应力一定的条件下，锚索越长，锚索预应力的作用越不明显，主动支护性越差。因此，可得出以下结论：当预应力一定时，短锚索的主动支护作用优于长锚索；锚索越长，施加的预应力应越大，才能充分发挥锚索的支护作用；通过提高锚索的预应力，可适当减少锚索长度；根据目前锚索预应力水平，锚索不宜过长，选择在 58 m 较合理。本文考虑到煤层变化以及顶板岩层厚度，并通过理论计算，选取短锚索长度为 5.50 m，长锚索长度为 8.30 m 是合适的。3）锚杆长度。为了进一步优化锚杆的长度，通过数值模拟对锚杆长度 2.10、2.20、2.40、2.60 m 支护条件下巷道围岩的变形进行分析，模拟结果显示：随着锚杆长度的增大，巷道围岩的支护强度随之增大。当锚杆长度为2.40 m 时巷道的底鼓量最小。在锚杆长度由 2.10 m 增加至 2.60 m 过程中，巷道的顶板下沉量与两帮最大变形量均逐渐减小，但减小速率不断变小，当锚杆长度由2.40 m 增加为 2.60 m 时，顶板下沉量与两帮最大变形量变化甚微。模拟结果表明：当锚杆长度等于 2.40 m时，继续增加锚杆长度对巷道围岩的控制效果影响不大。因此锚杆长度选择 2.40 m 较为合理。4）锚杆间排距。为了进一步优化锚杆的间排距，对不同间排距进行数值模拟，模拟结果显示：随着锚杆间排距的减小，锚杆支护密度增大，巷道围岩的支护强度随之增大。当锚杆排距为 0.7 m 时巷道的底鼓量最小。在锚杆排距由 0.9 m 降低至 0.6 m 过程中，巷道的顶板下沉量与两帮最大变形量均逐渐减小，但减小速率不断变小，当锚杆排距由 0.7 m 减小为 0.6 m，顶板下沉量与两帮最大变形量变化甚微。模拟结果表明：当锚杆排距等于 0.7 m 时，继续减小锚杆排距对巷道围岩的控制效果影响不大。结合工程实际，本文锚杆间排距选择 0.7 m 0.8 m 较为合理。5）锚索间排距。为了进一步优化锚索的间排距，对不同间排距进行数值模拟，模拟结果显示：当锚索间排距为 4 长、4短、4 长间隔布置时，巷道的底鼓量、顶板下沉量与两帮最大变形量较小，因此锚索间排距选择 4 长、4短、4 长间隔布置较为合理。3.4 建议支护形式与参数 依据理论计算结果与数值模拟优化结论，29020机巷建议的支护形式为“锚杆+短锚索+长锚索”多层叠加支护，如图 11 所示，具体参数如下：（1）锚杆：采用 22 mm2 400 mm 的无纵肋螺纹钢锚杆；间排距：700 mm800 mm；锚固力：顶锚杆为 190 kN，帮锚杆为 100 kN；预紧力：顶锚杆预紧扭矩不低于 300 Nm，帮锚杆预紧扭矩不低于 200 N m；锚杆角度：锚杆锚入方向垂直顶板，角度不小于 75；锚杆必须紧贴岩面，螺母要扭紧，锚杆露出螺母长度1050 mm。图 11 29020 机巷建议支护形式与参数（单位：mm）朱宗奎，等：基于锚固应力叠加控制原理的多层支护数值模拟实验研究 131 （2）短锚索：21.8 mm5 500 mm（119 股）的钢绞线；间排距：1 400 mm3 200 mm，每排 4 根，锚索露出锁具长度 150250 mm，矩形布置，误差100 mm；预紧力：不低于 250 kN；锚固力：420 kN；锚索角度：锚索锚入方向垂直顶板，紧贴顶板，角度不小于 85。（3）长锚索：21.8 mm8 300 mm（119 股）的钢绞线；其他参数设置同短锚索。4 支护效果监测与分析 29020 机巷施工过程中，在迎头位置布置测站，随迎头向前掘进，每隔 50 m 布置一个测站，共布置 3个测站。对巷道表面位移、深部围岩变形、顶板离层、锚杆受力以及锚索受力进行监测。29020 机巷表面位移量较大，巷道围岩表面位移变化规律如图 1214 所示。分析 29020 机巷围岩表面位移变化情况，目前巷道围岩位移基本稳定，位移量在 10 mm 左右，围岩稳定性得到较好控制。29020 机巷锚杆锚索端锚力变化规律如图 1517所示，其中测量计度数 1 MPa 相当于锚固力 10 kN。作为煤巷，围岩较软弱，造成巷道的锚杆锚索预紧力在实际施加中效果的离散程度较大。尤其是两帮为煤体，煤体中锚杆锚索预应力的实际施加相对成功率与岩体中的相比更低。图 12 29020 机巷顶板下沉量 图 13 29020 机巷左帮移近量 图 14 29020 机巷右帮移近量 图 15 29020 机巷锚杆端锚力 图 16 29020 机巷长锚索端锚力 图 17 29020 机巷短锚索端锚力 5 结论 本文采用实验测试、理论计算、数值模拟、现场实测等研究方法和手段，对薛湖煤矿 29020 机巷的围岩变形规律及稳定性控制进行了研究，取得主要结论如下：（1）实验测试了 29020 机巷顶板、底板，29020132 实 验 技 术 与 管 理 底抽巷帮部、顶板、底板，二2煤等煤岩样的密度、抗压强度、抗拉强度、内聚力、内摩擦角等物理力学参数；现场实测了 29020 机巷顶板存在 80100 cm 的松动圈。（2）提出了锚固应力叠加控制原理，依据该原理计算得到 29020 机巷顶板锚杆长度不小于 1.70 m、间排距不大于 1.05 m；顶板短锚索长度不小于 4.90 m，每延米巷道短锚索根数不小于 0.77；顶板长锚索长度不小于 8.15 m，每延米巷道长锚索根数不小于 1.01；每延米巷道高、低帮帮部所需的锚杆根数不少于 5 根、4 根。（3）数值模拟了不同支护形式下，支护附加应力场分布规律，发现采用“锚杆+短锚索+长锚索”多层支护形式时，巷道围岩内形成的压应力强度增加，多层结构更适应回采巷道的动压影响，其作用效果更好；通过数值模拟优化锚杆合理长度为 2.40 m，合理间排距为 0.7 m0.8 m；数值模拟优化长、短锚索间隔布置，长锚索 8.30 m，短锚索 5.50 m，间排距为 1.4 m3.2 m，每排 4 根锚索。（4）设计了现场矿压观测方案，实测结果表明：巷道顶板下沉量 1020 mm，两帮移近量 1020 mm；锚杆端锚力一般 50100 kN，最大 200 kN；长锚索端锚力 100200 kN，短锚索端锚力 100150 kN。29020机巷围岩稳定性得到了较好控制。参考文献(References)1 王其洲，胡从严，叶海旺，等.基于 MatDEM 的锚杆索支护煤巷稳定性数值模拟实验研究J.实验技术与管理，2022,39(7):98103.2 曹耀华，李云婷.深部近距离下位煤层回采巷道围岩变形控制J.煤炭科学技术，2021,49(9):7681.3 丁万奇，马振乾，祖自银，等.基于分形维数的巷道围岩裂隙演化规律研究J.煤田地质与勘探，2021,49(3):167174.4 张康宁，李明.煤层夹矸对巷道围岩稳定性影响研究J/OL.矿业安全与环保,2022,49(1):3441.5 赵增辉，杨鹏，张明忠，等.水环境和非均匀地压联合作用下弱胶结软岩巷道围岩稳定性解析J.采矿与安全工程学报，2022,39(1):126134.6 李季，强旭博，马念杰，等.巷道围岩蝶形塑性区蝶叶方向性形成机制及工程应用J.煤炭学报，2021,46(9):28382852.7 郝登云，崔千里，何杰，等.锚杆锚索支护巷道层状顶板变形特征及离层监测研究J.煤炭学报，2017,42(增刊 1):4350.8 任启刚.南阳坡煤矿综放开采沿空掘巷锚杆（索）支护优化研究J.煤炭科学技术，2018,46(增刊 2):4852.9 孙利辉，张海洋，张小建，等.极软煤层动压巷道围岩大变形特征及全锚索支护技术研究J.采矿与安全工程学报，2021,38(5):937945.10 徐佑林，刘德成，吴旭坤，等.强动压“三软”煤层巷道“卸转固”围岩控制技术J.煤炭科学技术，2021,49(2):3037.11 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