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浅埋综放工作面运输顺槽支护设计

2018-07-06尹鹏飞

机械管理开发 2018年6期
关键词:综放锚索锚杆

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.

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