补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用.pdf

第46 卷第7 期2023年7 月采矿与井巷工程补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用煤炭与化工Coal and Chemical IndustryVol.46 No.7Jul.2023吴彬（山西晋城煤业集团勘察设计院有限公司，山西晋城0 48 0 0 6）摘要：回采工作面巷道超前支护段在高应力作用下容易发生变形破坏，其围岩的稳定性对工作面正常通风、运输、行人具有重要意义。随着装备技术水平的提高，回采巷道超前支护区域常采用液压支架进行加强支护，由于超前液压支架随着工作面推进需要频繁“升降”支架，在破碎巷道顶板中容易加剧顶板破碎程度，严重影响支护效果。本文提出补强锚索支护方式代替超前液压支架，采用理论计算结合FLAC3D数值模拟的方式对补强锚索支护参数进行确定，并在红岭煤矿1 50 5工作面回风巷超前支护段进行应用，保证了1 50 5工作面安全回采。该技术为同类地质条件的综放工作面超前支护方式研究提供借鉴。关键词：补强锚索；数值模拟；综放工作面；超前支护中图分类号：TD353文献标识码：B文章编号：2 0 9 5-59 7 9（2 0 2 3）0 7-0 0 3 8-0 6Application of reinforcement anchor cable in advancesupport mode of mining roadway in fullymechanized caving faceWu Bin(Survey and Design Institute Co.,Ltd.Of Shanxi Jincheng Coal Industry Group,Jincheng 048006,China)Abstract:The advanced support section of the mining roadway is prone to deformation and damage under high stress,andthe stability of surrounding rock is of great significance for normal ventilation,transportation,and pedestrians in the workingface,With the improvement of equipment technology level,hydraulic supports are often used to strengthen the support inthe advanced support area of mining tunnels.Due to the frequent up and down support required by the advancedhydraulic supports as the working face advances,it is easy to exacerbate the degree of roof fragmentation in the brokenroadway roof,seriously affecting the support effect.This article proposed the replacement of advanced hydraulic supportwith reinforced anchor cable support method.The parameters of reinforced anchor cable support were determined bytheoretical calculation combined with FLAC3D numerical simulation,and applied in the advanced support section of thereturn air roadway in No.1505 Face,ensuring the safe mining of the 1505 working face.It also provided reference for thestudy of advanced support methods in fully mechanized caving working faces with similar geological condition.Key words:reinforcement of anchor cables;numerical simulation;fully mechanized caving working face;advance support发生的安全事故，顶板事故发生次数占煤矿安全事0引言故总数的3 0.8%，顶板事故共导致1 3 1 人死亡。因煤炭作为我国第一大能源，是工业发展的粮此，控制顶板事故仍然是安全生产的重点工作。食。近些年随着煤矿机械装备的不断发展，煤矿安目前，采煤工作面两巷超前支护的研究主要集中在全生产事故逐年减少，但是煤矿安全工作仍然不能单体液压支柱配合型钢梁支护、超前液压支架够松懈，尤其顶板管理工作，2 0 1 9 2 0 2 1 年我国改进等被动支护的领域较多。随着中东部矿区浅部责任编辑：任伟ID0I:10.19286/ki.cci.2023.07.011作者简介：吴彬（1 9 8 5一），男，山西晋城人，助理工程师。引用格式：吴彬.补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用J1.煤炭与化工，2 0 2 3，46（7）：3 8-43.38(4)吴彬：补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用煤层开采基本结束，大多煤矿转向深部煤层开采，受埋深、地质构造等开采技术条件的影响，为了提高煤炭回收率，采煤工作面两巷不是常规平行布置，需要回撤或增加工作面液压支架，限制了超前液压支架的使用。因此，本文以红岭煤矿1 50 5综放工作面回风巷为工程背景，通过理论计算、数值模拟手段得到补强锚索支护参数，并在1 50 5回风巷超前段应用补强锚索主动支护方式代替超前液压支架，得到了较好的应用效果，保证了矿井的安全生产。1概况红岭煤矿1 50 5工作面位于矿井1 5采区南部，东侧为工作面采空区，西侧为断层保护煤柱，南侧为1 4采区采空区，北侧为采区保护煤柱。1 50 5综放工作面倾斜长度平均为1 3 6.1 m，回风巷设计长度1 2 3 5m。二，煤层平均厚度为7.0 m，煤层倾角1 6。1 50 5工作面采用综采放顶煤工艺。老顶为中细粒砂岩（俗称大占砂岩)。工作面综合柱状图如图1 所示。岩层名称层厚/m岩性柱状灰色，成分以石英为主，含细粒砂岩55.15 11.258.20泥岩2.70 8.505.60中-细粒7.9 4 9.9 6砂岩0.8 7.51砂质泥岩4.166.80 7.10二，煤层7.005.65 11.13泥岩8.39细粒砂岩0.42 2.731.58泥岩3.66 8.336.00图11505综放工作面综合柱状图Fig.1 Synthesis column of No.1505 Caving Face2补强锚索支护方案1505工作面回风巷沿二1 煤层顶板掘进，一次支护采用“锚杆+锚索+金属网+W钢带”，回风巷为梯形断面，巷道净宽4.4m，回采侧巷道净高2023年第7 期2.5m，煤柱侧巷道净高3.7 6 m，巷道中线位置净高3.1 3 m；锚杆选用20mm2200mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距7 0 0 mm800mm，顶锚索采用18.9mm8000mm的钢绞线，每排布置2 根锚索，锚索间排距为2 0 0 0 mm1600mm。回风巷超前支护采用补强锚索时，补强锚索支护参数计算如下。2.1补强锚索理论计算2.1.1补强锚索长度的确定L=Li+L,+Ls式中：L为补强锚索总长，m；L为锚固段长度，m；L为自由段长，一般取3.0 m；L为张拉端长，moL=kM/rd Ta式中：k为安全系数，一般取2；N为锚索设计载荷，不小于2 50 kN；d 为补强锚索钢绞线直径，取21.6mm；T。为锚固剂与钢绞线粘结应力，取1 0N/mm。代人数据得出L=730mm，实际锚固长度为1.5 m。岩性描述式中：L为锚索外露长度，取0.3 m；L 为上托黑色矿物及云母片，分选盘及锚具的厚度，取0.2 m。性好，泥质胶结Ls=0.3+0.2=0.5 m深灰色，含植物化石和粒代入公式计算得出L=5m，因此，补强锚索长度应大于5 m。灰色，成分以石英为主，硅2.1.2补强锚索间排距的确定质胶结，含较多的炭质白云母片，中部加泥岩，薄层交8.95错，层理发育灰黑色，上不含砂量较多，下部泥质较多，含零星植物化石黑色，细粒状顶部及中部为快状，性脆黑色，顶部含较多的植物根部化石，中下部致密细腻灰白色，成分以石英为主，含少量白云母片分选性好，泥、硅质胶结中夹薄层，泥岩含植物根部化石及黄铁矿结核黑色，顶部含砂量较多，中下部岩性较纯，致密(1)（2)L=L+L(3)按照普氏自然平衡拱理论，首先应计算围岩破坏范围，如图2 所示。巷道帮部破坏深度C（m）由式（4）确定，按式（4）求出的C为负值时，表明煤体稳定，正值表明岩体发生破坏。C=keyHB10y,-1htan90.-92式中：K为巷道周边挤压应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定，取1.5；为巷道上方至地表间地层的平均重力密度，取2 5kN/m；H 为巷道距地表的深度，取450 m；B为表征采动影响程度的无因次参数，取3；,为煤层硬度系数，取2.0；h 为巷道高度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，取3.1 m；9 为煤层的内摩擦角，取3 3。则：1.5254503C=10390-333.1 tan=2.58 m2392023年第7 期90+9C图2 巷道围岩破坏范围计算Fig.2 Failure range calculation of roadway surrounding rock顶板岩层的破坏深度b，由式（5）确定：b=(a+C)cos式中：a为巷道的半跨距，取2.3 m；为煤层倾角，平均为1 6；k,为待锚岩层的稳定性系数，取0.6；f为锚固岩层的硬度系数，取5.2；C为煤层巷道煤帮破坏深度，m。则：(2.3+2.58)cos16b=（0.60 5.2基于悬吊理论，巷道单位长度内冒落拱内围岩重量G为：G=Kdyab式中：Ka为巷道动压影响系数，取3；为被悬吊岩层密度/(kgm)细粒砂岩2642泥岩2.514中-细粒砂岩2629砂质泥岩2.586二煤1 282泥岩2.5281505回风巷巷道顶板支护模型如图3 所示。中-细粒砂岩三煤层泥岩（底板）泥岩（顶部）砂质泥岩图3 1 50 5回风巷支护计算模型Fig.3 Support calculation model of No.1505 return airway40煤炭与化工QH煤岩体容重，取2 5kN/m；为巷道宽度，取4.6m；b 为顶板岩层破坏深度，1.50 m。则：G=Ka*ab=3 25 4.6 1.50=5.18.7 kN/m1505回风巷补强锚索选取直径为2 1.6 mm的SKP21.6-7/1860-8000mm高强度低松弛钢绞线，其破断载荷为53 0 kN。设计单根锚索工作阻力为u=破断载荷的6 0%，即3 1 8 kN。依据悬吊理论，1505回风巷冒落拱内岩体重量由锚索承担时每米巷道所需锚索数量为51 8.7/3 1 8=1.6 3 根。C1505回风巷补强顶锚索排距取1.6 m时，巷道每排补强顶锚索数量为2.6 1 根，取3 根；设计1505回风巷顶板每排布置3 根补强顶锚索，排距为 1 6 0 0 mm。(5)2.2补强锚索支护参数选择为得到1 50 5回风巷超前段补强锚索合理支护参数，采用FLAC3D数值模拟软件模拟补强锚索不同间排距下巷道顶板围岩预应力分布情况，根据工作面煤层及顶底板赋存条件，建立巷道顶板支护模型，模型尺寸为长3 0.0 m宽2 4.4m高3 2.0 m，巷道宽度为4.4m，巷道两帮各预留1 0 m实体壁，=1.50 m巷道沿二1 煤层顶板掘进，巷道直接顶为砂质泥岩，基本顶为中一细粒砂岩。各岩层参数见表1，模型Z方向上面为自由面，对模型的其余5个面进(6)行位移约束。模型本构关系采用摩尔库伦。表1 煤岩力学参数Table 1 Mechanics parameter of coal and rock体积模量/CPa真剪切模量/GPaP内聚力/MPa内内摩擦角/（14.997.495.822.918.064.036.813.400.890.442.781.39第46 卷抗拉强度/MPa厚度/m13.76375.13348.292917.09341.36335.0334不同补强锚索间排距对比方案见表2。不同锚索间排距方案下顶板围岩预应力分布特征如图4所示。补强锚索间排距为1 7 0 0 mm1600mm时，每排布置3 根补强锚索，锚索预应力能贯穿整个锚索长度，在顶板以上2.4m范围内形成了良好的预应力承载层，每根锚索端部形成的高预应力各自独立，没有形成有效的应力叠加区，承载效果不是太理想。补强锚索间排距为1 40 0 mm1600mm时，每排布置3 根补强锚索，锚索预应力能贯穿整个锚10.103.153.303.140.543.328.205.608.954.167.008.39吴彬：补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用索长度，在顶板以上4.8 m范围内形成了良好的预应力承载层，每根锚索端部形成的高预应力叠加效果较好，预应力叠加区在巷道宽度方向叠加效果较好。间排距为1 2 0 0 mm1600mm时，每排布置方案补强锚索直径/mm121.6221.6321.62023年第7 期4根补强锚索，锚索预应力能贯穿整个锚索长度，在顶板以上5.2 m范围内形成了良好的预应力承载层，预应力叠加区在巷道宽度方向上相比间排距为1 400 mm1 600 mm 效果变差。表2 补强锚索间排距布置方案Table 2 Row spacing layout scheme of reinforcing anchor cables补强锚索长度/mm预紧力/kN70001 400 1 60070001 700 1 60070001 200 1 600间排距/mm每排锚索数1503150315044.0885E+042.658 9E+040.0000E+00-5.0000E+04-1.000 0E+05-1.5000E+05-2.000 0E+051-2.4240E+05间排距：1 7 0 0 mm1 600 mm0.0000E+00-5.000 0E+04-1.0000E+05-1.5000E+05-2.0000E+05-2.500 0E+05-2.8171E+05间排距：1 40 0 mm1600mm(a）正视图4.978 8E+040.0000E+00-5.000 0E+04-1.0000E+05-1.5000E+05-2.0000E+051-2.3805E+05间排距：1 2 0 0 mm1 600 mm-1.0000E+04-3.000.0E+045.0000E+040.0000E+000.0000E+00-5.000 0E+04-1.000 0E+05-1.500 0E+05-2.0000E+05-2.5000E+05间排距：1 7 0 0 mm1 600 mm7.0000E+045.000 0E+04-9.000.0E+04-1.1000E+05-1.000 0E+05-1.3000E+05-1.5000E+05-1.5000E+05-2.000 0E+05-1.700.0E+05-2.5000E+05-1.8798E+05间排距：1 40 0 mm1600mm间排距：1 2 0 0 mm1 600 mm(b)俯视图4.0885E+040.0000E+00-5.0000E+04-1.0000E+05-1.5000E+05-2.0000E+05-2.5000E+05-2.8171E+05间排距：1 7 0 0 mm1 600 mmFig.4 Prestress distribution characteristics of different anchor cable spacing schemes从正视图垂直应力可以看出，补强锚索之间预应力叠加效果较好，锚索承载效果好。从俯视图和表面垂直应力图可以看出，垂直应力随着锚索的间距缩小，在巷道表面形成了良好的承载圈。结合现场，补强锚索间排距选择1 40 0 mm1600mm。2.31505回风巷超前段补强支护补强锚索锚到二1 煤层基本顶大占砂岩中，确保补强锚索锚固力达到要求，充分发挥锚索悬吊作4.274.1E+040.0000E+00-5.0000E+04-1.0000E+05-1.5000E+05-2.0000E+05-2.5000E+052.9113E+05间排距：1 40 0 mm1 600 mm（c）巷道表面垂直应力图图4不同锚索间排距方案预应力分布特征用，具体为21.6mmL8000mm的钢绞线配合锚索梁进行加固，锚索梁采用3 6 U型钢制作，锚索梁长度为3 0 0 0 mm，每排布置3 根补强锚索，在巷道顶板中心线位置垂直向上打设1 根补强锚索，巷道两侧分别施工1 根补强锚索，补强锚索间距1 40 0 mm，排距1 6 0 0 mm，锚索梁排距1 6 0 0mm，如图 5 所示。4150000E+040.0000E+00-5.0000E+04-1.0000E+05-1.5000E+05-2.0000E+05-2.3805E+05-2.817 1E+05间排距：1 2 0 0 mm1 600mm2023年第7 期顶锚索18.9 8.000补强锚索21.68000间排距1 40 0 8 0 0帮锚杆202200间排距7 0 0 8 0 01500200+00z东帮(a)断面锚杆补强锚索800-000 000TW钢带图51 50 5回风巷超前支护Fig.5 Advance support of No.1505 return airway3现场应用3.11505回风巷超前支护段围岩裂隙发育情况采用ZKXG100矿用钻孔成像轨迹检测装置对巷道围岩结构进行窥视，超前工作面上拐头1 0 m处布置1 个探测孔，探测孔位于1 50 5回风巷中心位置，探测孔垂直向上施工，探测孔深度为8 m，孔径42 mm，探测结果如图6、图7 所示。27m22m16m图6 顶板岩层裂隙分布规律Fig.6 Distribution law of roof rock fracture42煤炭与化工0.00.1顶锚杆$2 0 2.2 0 00.2间排距7 0 0 8 0 00.314000.414001.0001.000巷道中心线700700.700.700.700.700西帮4400顶锚索000060036U型钢(b)俯视第46 卷2.04.02.14.12.24.22.34.32.44.40.52.50.62.60.72.70.82.80.92.91.03.01.13.11.23.21.33.31.43.41.53.51.63.61.73.76001.81.92.0Fig.7 Borehole rock column diagram监测1 50 5回风巷顶板裂隙发育测站位置距离1505工作面上拐头1 0 m处，孔口至0.7 m局部区域破碎，裂隙大多发育在顶板以上3.3 m范围以内，裂隙以横向裂隙为主，顶板以上3 m至孔底，围岩较完整3.21505回风巷超前支护段变形监测在1 50 5回风巷布置测站进行巷道围岩变形监测，1 50 5回风巷沿煤层顶板掘进，巷道底板是实体煤，采煤队时常对底板煤进行落底清挖，因此不对巷道底鼓量进行监测，采用“十”字布点法在每个监测断面布置一个顶板下沉量观测基点和一对两帮收敛变形观测基点。根据1 50 5回风巷巷道表面位移变形监测数据，对测站监测数据分别进行分析，测站距离1505工作面上拐头2 0 m，工作面从距离开切眼180m推进到2 0 0 m过程中，回风巷顶板最大下沉量为1 54mm，巷道东帮（工作面侧）最大移进量为1 3 2 mm，巷道西帮（煤柱侧）最大移进量为101mm，巷道两帮最大收敛变形量为2 3 3 mm。顶板移进速度为1 1 44mm/d，巷道西帮移进速度为928mm/d，巷道东帮移进速度为1 3 3 7 mm/d,东帮（工作面侧）移进量和移进速度大于西帮。测站表面位移监测曲线如图8 所示。6.06.16.26.36.44.56.54.66.64.76.74.86.84.96.95.07.05.17.15.27.25.37.35.47.45.57.55.67.65.77.73.85.83.95.94.06.0图7钻孔岩层柱状图7.87.98.0吴彬：补强锚索在综放工作面回采巷道超前支护方式中的应用180116014012010080604012010-200246810121416182022距工作面距离/m（a）顶板及两帮收敛变形曲线50140302010002468101214161820 22距工作面距离/m（b）顶板及两帮收敛变形速度曲线图8 测站表面位移监测曲线Fig.8 Monitoring curve of station surface displacement4结 论（1）1 50 5综放工作面回风巷沿二1 煤层顶板掘进，超前液压支架在巷道超前支护应用效果较差，根据岩层柱状可知，巷道顶板4m以上赋存有9 m厚的中细粒砂岩，该岩层强度高、赋存稳定，原生裂隙发育少，补强锚索锚固到该层位。（2）在1 50 5回风巷超前支承压力影响范围(上接第3 3 页）3结语为了保证河曲露天煤矿转向期间煤炭资源的供应，提出工作帮临时靠帮时采用纵采揭煤方式靠帮。结合露天矿实际生产情况，提出两种可能的工作帮纵采区域运输方案，即内排无移动坑线方案与内排有移动坑线方案。开展了两种方案经济性对比分析，确定了工作帮纵采区域最优运输方案为内排土场含移动坑线方案，可节省运费7 0 0 万元。参考文献：1 薛万海.安太堡露天矿过背斜末期内排运输系统优化J.露天采矿技术.2 0 2 2，3 7（1)：8 7-9 0.2黄金彪，白润才，刘威，等.基于改进RRT算法的露天矿路径优化模型J.煤炭学报，2 0 2 1，46（1 2）：3 8 46 3854.2023年第7 期顶板下沉量内，巷道处于应力增高区，导致围岩出现局部区东帮移进量西帮移进量顶板下沉速度东帮移进速度西帮移进速度域破碎，通过窥视发现围岩裂隙大多发育在顶板以上3 m范围内，孔口至1 m范围内局部区域破碎，3 m至孔底范围内，围岩较完整，补强锚索锚固在该范围内使得锚索具有较好的锚固力，充分发挥补强锚索的悬吊作用。（3）随着工作面回采，1 50 5回风巷巷道顶底板与两帮的移近量都在逐步增加，距离工作面3 0m以上时，回风巷两帮移近量、顶板下沉量增加趋势比较平缓，回风距离工作面2 5m以内时，巷道两帮移近量、顶板下沉量增加趋势开始变陡，回风巷距离工作面41 2 m时，巷道两帮移近量、顶板下沉量最大。（4）工作面回采过程中，1 50 5回风巷超前支护段顶板较完整；1 50 5回风巷变形监测过程中，巷道宽度最小值为40 2 2 mm，巷道中心高度最小值为2 7 8 0 mm。巷道能够满足1 50 5工作面通风、行人、运输等需要，从而保证矿井安全生产。参考文献1 王显政.我国煤矿安全生产50 年回顾与展望J.煤矿安全，2 0 2 0，51（1 0）：1-4.2 张培森，牛辉，朱慧聪，等.2 0 1 9 一2 0 2 0 年我国煤矿安全生产形势分析J.煤矿安全，2 0 2 1，52（1 1）：2 45-249.3刘琦，徐靖.厚硬顶板回采巷道超前补强锚索协同支护技术研究J.煤矿现代化，2 0 2 1，6（3 0）：1 1 2-1 1 6.4任帅主焦煤矿综放工作面覆岩运移规律及瓦斯抽采设计研究D.徐州：中国矿业大学，2 0 2 1.5张黎，景续武，杨天亮，等.安阳鑫龙煤业（集团）红岭煤业有限责任公司矿井生产地质报告R.河南：河南省资源环境调查三院，_2 0 2 1.3李江，赵天佑，武懋.平朔东露天矿运煤系统优化改造J.露天采矿技术，2 0 2 1，3 6（6)：7 5-7 8.4柴森霖，白润才，刘光伟，等.基于改进遗传算法的露天矿运输路径优化J.重庆大学学报，2 0 1 8，41（2）：8 7-9 5.5赵明.露天矿卡车端帮道路参数优化J.露天采矿技术，2020,35(6):5963.6王忠鑫，赵明，王金金，等.露天矿双能源卡车架线道路参数优化研究J1.煤炭工程，2 0 2 0，52（3）：3 1-3 6.7鲍岩.抚顺东露天矿电铁运输系统的优化改造J.露天采矿技术，2 0 2 2，3 7（4)：9 1-9 3，9 7.8ArifovDehkanboySharofogli，郭伟强，刘光伟.并行露天矿内排开拓运输系统优化J.采矿技术，2 0 2 1，2 1（6）：191 195.9张润廷.宝日希勒露天煤矿开拓运输系统改造与优化研究J.煤炭工程，2 0 1 8，50（3）：2 7-2 9.10 白润才，刘闯，薛应东，等.相邻露天矿边帮压煤协调开采技术J.煤炭学报，2 0 1 4，3 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