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淺埋綜放工作面運輸順槽支護設計

2018-07-06 07:08:22尹鵬飛
機械管理開發 2018年6期
關鍵詞:錨桿圍巖設計

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)幫部非彈性區深度A1為:

4)頂部非彈性區深度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監測。將綜放工作面順槽監測數據進行處理后發現,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化設計[J].礦業裝備,2013(3):86-89.

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