综采放顶煤工作面顺槽支护优化设计
2018-12-05李云
李 云
（山西长治经坊庄子河煤业有限公司，山西 长治 047100）
经坊庄子河煤业矿井为年生产能力120万t的综合机械化大型矿井，现开采3#煤层，采用综放开采方式。工作面运输顺槽在施工过程中局部顶板出现冒顶等现象，顶部锚杆被拉断，顶板最大下沉量可达到815mm，两帮出现片帮现象，帮部移近量最大可达到623mm，帮部锚杆被拉断，托盘被压弯，最大片帮深度可达到506mm，严重制约巷道成型与快速掘进，影响矿井安全高效生产。通过理论计算，对综放面回采巷道的支护参数进行合理优化设计，保障综放工作面生产的正常进行。
1 概况
3#煤层综放工作面赋存稳定，厚度4.05～4.80m，平均厚4.50m，煤层结构简单，层位稳定，含0～1层泥岩夹矸；直接顶板为灰黑色粉砂岩、砂质泥岩和泥岩，底板为灰黑色砂质泥岩或泥岩。采高2.2m，放顶煤高度2.05～2.60m，采放比为1:0.93～1:1.18，顶板管理采用全部垮落法。
工作面运输顺槽为矩形断面，断面尺寸5.5m×3.5m，原支护参数：顶、帮锚杆采用Φ20×2300mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为700×700mm，每排共布置8根锚杆；锚索为Φ15.24×7100mm钢绞线，锚索间排距为1400×2100mm，布置方式为“3-3”布置；钢筋网选用Φ6mm的钢筋焊接而成，网格为100×100mm，采用16号铁丝隔空相连，搭接长度为100mm，见图1。
2 理论计算支护参数
2.1 经验公式计算
利用经验公式对巷道支护参数进行计算：
锚杆长度：
锚杆间距：
锚杆直径：
式中：
L—锚杆总长度，m；
N—围岩影响系数；
W—巷道或硐室跨度，m。
经计算，锚杆长度L为2.24m，锚杆间距M不大于0.82m，锚杆直径d为20.4m。
图1 原支护方案（单位：mm）
2.2 围岩松动圈支护计算
锚杆的有效长度LP为：
式中：
b-组合拱厚度，m；
a-锚杆间排距，取0.7m；
α-锚杆控制角，取45°。
锚杆长度：
式中：
L-锚杆总长度，m；
L1-锚杆外露长度，通常取0.1～0.15m；
L2-锚杆大于围岩松动圈的长度，通常取0.3m。
因该矿3#煤层综放工作面顺槽围岩变形较大，根据规程划分为V级围岩，因此，组合拱厚度b取1.5m，则按上式计算得锚杆长度L为2.4m。
2.3 极限平衡区理论和组合拱理论计算
（1）锚杆参数确定
①支护范围确定
最大非弹性区半径：
式中：
P-原岩应力，取14.8MPa；
r0-等效圆半径，m；
C-围岩内聚力，取429MPa；
φ-煤层内摩擦角，取34.36°。
等效圆半径 计算：
式中：
a-锚杆排距，取巷道跨度的一半，m；
h-巷道的高度，m。
帮部非弹性区深度
顶板非弹性区深度
冒落拱高度b：
式中：
f-岩层普氏系数，取1.85。
冒落拱内锚杆承受煤体重量G1：
式中：
K1-采动系数；
γ-上覆岩层平均容重，kN/m3；
S-冒落拱内煤岩体截面积，m2；
α-锚杆排距，m。
②顶锚杆参数计算
锚固长度L1：
式中：
d-顶锚杆钻孔直径，m；
τ-岩体与顶锚杆锚固剂的抗剪强度，取煤层单轴抗压强度十二分之一，MPa；
m-安全系数，取值1.2～1.5。
锚杆长度Ld为：
③帮锚杆参数计算
帮锚杆长度Lb为：
（2）锚索参数确定
根据悬吊理论可知，锚索作用为悬吊上部岩体重量，则上部岩体重量G2：
锚固长度：
式中：
LC-锚索锚固长度，m。
锚索长度LS为：
式中：
La-锚索外露长度，m；
Lz-锚索自由段长度，m；
Lc-锚索锚固段长度，m。
代入计算得，顶板锚杆参数为Φ20×2800mm，间排距为700×700mm；帮锚杆参数为Φ20×2300mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为700×700mm；锚索计算所得长度为8800mm。
3 优化支护方案的确定
通过以上综合计算，确定新支护方案为：
（1）顶板支护：采用Φ20×2800mm的左旋螺纹钢筋，间排距为700×700mm；顶板每排共布置8根锚杆，两边角锚杆与竖直方向夹角为15°，其余锚杆与顶板垂直布置；顶板锚索为Φ21.8×8800mm的钢绞线，间排距为1200×1400mm，每排5根锚索垂直于顶板布置。
（2）两帮支护：帮部锚杆采用Φ20×2300mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为700×700mm；两帮各布置5根锚杆，边角锚杆与竖直方向夹角为75°，其余锚杆与两帮垂直布置。
4 支护效果
在工作面运输顺槽迎头布置试验段，对顶板离层进行监测，分别对顶板深度lm、2m、2.5m、3m、5m、7m、8 m、8.5m、9m九个点进行监测。监测结果如下图2。
图2 顶板离层变化曲线
对综放工作面顺槽监测数据进行处理，发现试验段顶板最大下沉量为143mm，相较原支护方案减少了近80%，支护优化效果显著，围岩变形得到了有效控制。
