浅埋综放工作面运输顺槽支护设计

尹鹏飞

（大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司梨园河煤矿， 山西 忻州 034114）

1 工程背景

某矿是山西同煤集团旗下矿井，地层走向近东西，地层倾角平均为4°，地质构造简单，呈单斜构造；可采煤层有2号、5号、6号煤层，现主采2号煤层。2号煤层厚度为2.85～8.28 m，平均6.88 m，开采方式采用综放开采。22110工作面埋深169～190 m，平均180 m，顺槽长805 m，工作面长137 m。伪顶为厚度0.1 m的泥岩，直接顶以砂质页岩为主，平均厚度1.71 m。老顶为K2砂岩，平均厚度6.81 m。底板为细砂岩，平均厚度2.75 m。2号煤层综放工作面原支护方式为架棚支护，但支护效果不佳，巷道变形严重，梁腿扭曲，投入大量成本进行反复维修，极大制约着矿井的生产。

现该矿22110工作面拟定采用锚网索支护，其运输顺槽为矩形断面，净宽3.7 m，净高2.5 m。本次设计根据其工作面运输顺槽实际地质情况，设计锚杆、锚索支护方案，以保障工作面生产的安全进行。

2 理论计算

2.1 经验公式计算

利用经验公式对巷道支护进行计算：

式中：L为锚杆总长度，m；N为围岩影响系数，取1.1；W为巷道或硐室跨度，取3.7 m；b为组合拱厚度，取 1.5 m[1-2]。

经计算，可得锚杆长度L为2.06 m，锚杆间距M不大于0.82 m，锚杆直径d为18.7 mm。

2.2 围岩松动圈支护计算

锚杆的有效长度l3为：

式中：a为锚杆的间排距，取0.8 m；β为锚杆控制角，取45°。代入数据计算得锚杆长度l3=2.3 m。

2.3 极限平衡区理论和组合拱理论计算

2.3.1 锚杆参数确定

2.3.1.1 支护范围确定

1）最大非弹性区半径R0为：

式中：r0为等效圆半径，m；P为原岩应力，取4.5 MPa；C为巷道围岩内聚力，取3.8 MPa；φ为煤层内摩擦角，取25°。

2）等效圆半径r0计算为：

式中：D为巷道跨度，取1.85 m；h为巷道高度，2.5 m。计算得r0为2.23 m。综上所得，R0=5 m。

3）帮部非弹性区深度A1为：

4）顶部非弹性区深度A2为：

5）冒落拱高度b为：

式（9）中：f为岩层普氏系数，取1.85。H为煤层厚度，取6.88 m。计算b值为3.37 m。

6）冒落拱内锚杆承受煤体质量G1为：

式中：k为采动系数，取0.8 m；γ为上覆岩层平均容重，取25 kN/m3；S为冒落拱内煤岩体截面积，取3.37 m2；a为锚杆排距，取0.8 m。则G1值为53.9 kN。

2.3.1.2 顶锚杆参数计算

1）锚固长度 l'3：

式中：d为顶锚杆钻孔直径，取20 mm；τ为岩体与顶锚杆锚固剂的抗剪强度，取煤岩体单轴抗压强度1/12，取2.4 MPa；m为安全系数，取1.5。计算得l'3为0.6 m[3-4]。

2）根据顶部挤压加固理论，顶锚杆长度Ld为：

代入数据计算得Ld=1.95 m。

2.3.1.3 帮锚杆参数计算

基于两帮非弹性区深度，参考顶板围岩锚固长度，帮锚杆长度Lb为：

代入数据计算得Lb=2.0 m。

2.3.2 锚索参数确定

根据悬吊支护设计理论可知，锚索所承受的上部岩体质量G2为：

锚索锚固长度：

代入数据计算得Lc约为1.5 m。

锚索长度Ls为：

式中：La为锚索外露长度，取0.3 m；Lz为锚索自由段长度，取5 m；Lc为锚索锚固段长度，1.5 m。则锚索长度 Ls为 6.8m。

综合分析确定，顶板锚杆长度为2000 mm，帮锚杆长度为1400 mm，锚索计算所得长度为6.8 m，考虑一定的安全系数，应将锚索长度加长至7.3 m，足以满足支护强度要求[5]。

3 确定最终支护方案

根据前面多种理论计算的结果，综合考虑多方面因素，最终确定22110运输顺槽支护设计为：

1）顶板支护：采用Φ18 mm×2000 mm的左旋螺纹钢高强锚杆，间排距为800 mm×800 mm；两边锚杆与水平方向夹角为75°，其余锚杆与顶板垂直；顶板锚索为7300 mm的钢绞线，间排距为1600 mm×1600 mm，采用“五花布置”垂直布置于顶板；

2）两帮支护：两帮锚杆采用Φ18 mm×2000 mm的左旋螺纹钢高强锚杆，间排距为800 mm×800 mm；肩角与底角位置锚杆与水平向夹角为15°，其余锚杆与两帮垂直[6-7]。

4 现场监测效果检验

在工作面运输顺槽迎头布置试验段，对两帮位移及顶板离层进行动态监测。将综放工作面顺槽监测数据进行处理后发现，22110工作面运输顺槽变形以顶板变形为主，顶板最大下沉量为25 mm，两帮最大移近量为21 mm。综放工作面前方30 m以内，巷道围岩为变形明显区段，顶板平均下沉速度为0.70 mm/d，两帮平均移近速度为0.46 mm/d。围岩变形相较原架棚支护方案减少了79%，支护效果显著，围岩变形得到了有效控制，证明了支护设计的科学合理性。

[1]刘锦荣.锚网索互补协同支护技术在梨园河煤矿的应用研究[J].山西煤炭，2013，33（3）：65-67.

[2]康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010，29（4）：649-664.

[3]陈江.彬长矿区深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护设计研究[D].西安：西安科技大学，2015.

[4]赵建国.赵庄煤矿受采动影响巷道支护设计[J].煤矿开采，2011，16（2）：59-62.

[5]于先富，阎石.回采巷道锚杆支护设计[J].煤炭技术，2008（2）：48-50.

[6]王伟.综放采场顺槽锚网支护技术及参数优化研究[D].青岛：山东科技大学，2005.

[7]康永平，田俊明.梨园河煤矿综放工作面顺槽锚网支护现场试验与优化设计[J].矿业装备，2013（3）：86-89.