尹鵬飛

（大同煤礦集團軒崗煤電有限責任公司梨園河煤礦， 山西 忻州 034114）

1 工程背景

某礦是山西同煤集團旗下礦井，地層走向近東西，地層傾角平均為4°，地質構造簡單，呈單斜構造；可采煤層有2號、5號、6號煤層，現主采2號煤層。2號煤層厚度為2.85～8.28 m，平均6.88 m，開采方式采用綜放開采。22110工作面埋深169～190 m，平均180 m，順槽長805 m，工作面長137 m。偽頂為厚度0.1 m的泥巖，直接頂以砂質頁巖為主，平均厚度1.71 m。老頂為K2砂巖，平均厚度6.81 m。底板為細砂巖，平均厚度2.75 m。2號煤層綜放工作面原支護方式為架棚支護，但支護效果不佳，巷道變形嚴重，梁腿扭曲，投入大量成本進行反復維修，極大制約著礦井的生產。

現該礦22110工作面擬定采用錨網索支護，其運輸順槽為矩形斷面，凈寬3.7 m，凈高2.5 m。本次設計根據其工作面運輸順槽實際地質情況，設計錨桿、錨索支護方案，以保障工作面生產的安全進行。

2 理論計算

2.1 經驗公式計算

利用經驗公式對巷道支護進行計算：

式中：L為錨桿總長度，m；N為圍巖影響系數，取1.1；W為巷道或硐室跨度，取3.7 m；b為組合拱厚度，取 1.5 m[1-2]。

經計算，可得錨桿長度L為2.06 m，錨桿間距M不大于0.82 m，錨桿直徑d為18.7 mm。

2.2 圍巖松動圈支護計算

錨桿的有效長度l3為：

式中：a為錨桿的間排距，取0.8 m；β為錨桿控制角，取45°。代入數據計算得錨桿長度l3=2.3 m。

2.3 極限平衡區(qū)理論和組合拱理論計算

2.3.1 錨桿參數確定

2.3.1.1 支護范圍確定

1）最大非彈性區(qū)半徑R0為：

式中：r0為等效圓半徑，m；P為原巖應力，取4.5 MPa；C為巷道圍巖內聚力，取3.8 MPa；φ為煤層內摩擦角，取25°。

2）等效圓半徑r0計算為：

式中：D為巷道跨度，取1.85 m；h為巷道高度，2.5 m。計算得r0為2.23 m。綜上所得，R0=5 m。

3）幫部非彈性區(qū)深度A1為：

4）頂部非彈性區(qū)深度A2為：

5）冒落拱高度b為：

式（9）中：f為巖層普氏系數，取1.85。H為煤層厚度，取6.88 m。計算b值為3.37 m。

6）冒落拱內錨桿承受煤體質量G1為：

式中：k為采動系數，取0.8 m；γ為上覆巖層平均容重，取25 kN/m3；S為冒落拱內煤巖體截面積，取3.37 m2；a為錨桿排距，取0.8 m。則G1值為53.9 kN。

2.3.1.2 頂錨桿參數計算

1）錨固長度 l'3：

式中：d為頂錨桿鉆孔直徑，取20 mm；τ為巖體與頂錨桿錨固劑的抗剪強度，取煤巖體單軸抗壓強度1/12，取2.4 MPa；m為安全系數，取1.5。計算得l'3為0.6 m[3-4]。

2）根據頂部擠壓加固理論，頂錨桿長度Ld為：

代入數據計算得Ld=1.95 m。

2.3.1.3 幫錨桿參數計算

基于兩幫非彈性區(qū)深度，參考頂板圍巖錨固長度，幫錨桿長度Lb為：

代入數據計算得Lb=2.0 m。

2.3.2 錨索參數確定

根據懸吊支護設計理論可知，錨索所承受的上部巖體質量G2為：

錨索錨固長度：

代入數據計算得Lc約為1.5 m。

錨索長度Ls為：

式中：La為錨索外露長度，取0.3 m；Lz為錨索自由段長度，取5 m；Lc為錨索錨固段長度，1.5 m。則錨索長度 Ls為 6.8m。

綜合分析確定，頂板錨桿長度為2000 mm，幫錨桿長度為1400 mm，錨索計算所得長度為6.8 m，考慮一定的安全系數，應將錨索長度加長至7.3 m，足以滿足支護強度要求[5]。

3 確定最終支護方案

根據前面多種理論計算的結果，綜合考慮多方面因素，最終確定22110運輸順槽支護設計為：

1）頂板支護：采用Φ18 mm×2000 mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距為800 mm×800 mm；兩邊錨桿與水平方向夾角為75°，其余錨桿與頂板垂直；頂板錨索為7300 mm的鋼絞線，間排距為1600 mm×1600 mm，采用“五花布置”垂直布置于頂板；

2）兩幫支護：兩幫錨桿采用Φ18 mm×2000 mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距為800 mm×800 mm；肩角與底角位置錨桿與水平向夾角為15°，其余錨桿與兩幫垂直[6-7]。

4 現場監(jiān)測效果檢驗

在工作面運輸順槽迎頭布置試驗段，對兩幫位移及頂板離層進行動態(tài)監(jiān)測。將綜放工作面順槽監(jiān)測數據進行處理后發(fā)現，22110工作面運輸順槽變形以頂板變形為主，頂板最大下沉量為25 mm，兩幫最大移近量為21 mm。綜放工作面前方30 m以內，巷道圍巖為變形明顯區(qū)段，頂板平均下沉速度為0.70 mm/d，兩幫平均移近速度為0.46 mm/d。圍巖變形相較原架棚支護方案減少了79%，支護效果顯著，圍巖變形得到了有效控制，證明了支護設計的科學合理性。

[1]劉錦榮.錨網索互補協(xié)同支護技術在梨園河煤礦的應用研究[J].山西煤炭，2013，33（3）：65-67.

[2]康紅普，王金華，林健.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析[J].巖石力學與工程學報，2010，29（4）：649-664.

[3]陳江.彬長礦區(qū)深埋綜放面煤巷圍巖破壞特性及支護設計研究[D].西安：西安科技大學，2015.

[4]趙建國.趙莊煤礦受采動影響巷道支護設計[J].煤礦開采，2011，16（2）：59-62.

[5]于先富，閻石.回采巷道錨桿支護設計[J].煤炭技術，2008（2）：48-50.

[6]王偉.綜放采場順槽錨網支護技術及參數優(yōu)化研究[D].青島：山東科技大學，2005.

[7]康永平，田俊明.梨園河煤礦綜放工作面順槽錨網支護現場試驗與優(yōu)化設計[J].礦業(yè)裝備，2013（3）：86-89.