徐庄煤矿8193综放工作面设计说明书.doc

8193综放工作面设计说明书
徐庄煤矿8193综放工作面设计说明书 2
1.地质概况 2
1.1.地层柱状图 2
1.2.工作面概况: 3
1.2.1.煤层结构 3
1.2.2.顶板特征 3
1.2.3.构造特征 3
1.2.4.岩浆岩 4
1.2.5.水文 4
1.2.6.瓦斯、煤尘等情况 4
1.2.7.建议 4
2.煤炭产品质量控制 4
3.工作面巷道布置 5
3.1.工作面布置 5
3.2.工作面停采线位置的确定 6
3.3.采区回采率及工作面回采率的预测分析 7
4.巷道支护方式及断面选择 9
5.采煤方法及回采工艺 9
5.1.采煤方法： 9
5.2.回采工艺： 9
6.工作面设备选择 10
6.1.支 架： 10
6.2.其 它 10
6.3.主要设备一览表 10
7.生产系统 11
8.通风与安全 11
8.1.通风系统 11
8.2.防尘系统 11
8.3.注浆系统 13
8.4.排水系统 13
8.5.风量配备 13
9.劳动组织与产量估算 14
9.1.产量估算 14
9.2.作业循环图表 15
9.3.劳动组织图表 16
10.供电设计 17
11.冲击地压防治 17
12.主要技术经济指标 18
13.工作面主要风险及预控措施 19
8193综放工作面支护设计说明书 20
1.工程基本条件： 20
2.围岩类别圈定： 20
3.支护参数设计： 24
3.1 锚杆设计 24
3.2.顶锚杆参数计算 25
3.3.帮锚杆参数计算 27
3.4.锚索设计 28
4. 支护参数的选择 30
5. 8193 综放工作面其它巷道锚杆支护设计 30

徐庄煤矿8193综放工作面设计说明书
1.地质概况
1.1.地层柱状图

1.2.工作面概况:
地面位置：微山湖区沼泽地，地面标高：+31.2m，井下位置：东部为井田边界，西部为东九采区下山，北部为7195工作面采空区，南部为7191工作面采空区，上部为7193采空区。走向长度547.6~764.5m，倾向长度151.8~193.8m ;煤厚4.0 —5.5m,平均厚度4.7m;煤层倾角13.4°—17.1°，平均15.1°；工业储量105.2万吨；工作面动用采区储量109万吨；工作面标高-412.9 — -512.8m; 斜面积:142285m2,采高:4.7m，容重：1.36t/m3 ，工作面储量90.9万吨，回采率85%，回采煤量77.3万吨。
1.2.1.煤层结构
根据现有资料分析，由于21#钻孔探测8煤含一层夹矸（0.25m），推测工作面设计材料道中部范围煤层含夹矸；且材料道东部由于受断层影响，煤厚及煤层倾角局部变化较大；材料道西部与溜子道东部煤层较稳定。
1.2.2.顶板特征
工作面顶部为7煤采空区，煤层直接顶为砂质泥岩，灰黑色，块状，底部含沙量偏高，致密，含有较多植物叶片化石及植物炭化体，见有少量裂隙发育，裂隙面上见有斑点状黄铁矿薄膜及菱铁质。两极厚度8.4m-9.3m，平均厚度8.7m；老底为细砂岩，灰白色，成分以石英、长石为主，见少量暗色矿物，裂隙被钙质及黄铁矿充填。
1.2.3.构造特征
掘进区域煤层呈单斜构造，煤层产状：33～69° ∠13～17°。工作面区域断层构造较复杂，根据7煤回采资料分析，材料道中部发育一条正断层，H=3.0m，深部为下降盘；东部发育有逆断层F107，H=11m，深部为上升盘；正断层，H=2.8m，深部为下降盘。溜子道西部发育有一条正断层H=0.7m，深部为上升盘，中部发育有一条正断层H=1.0m，深部为下降盘。
1.2.4.岩浆岩
无岩浆岩侵入。
1.2.5.水文
根据资料分析，8193工作面上部的7193探Ⅱ存有积水约340m3，水深17.8m;东九补充放水巷存有长流动水，水量约20 m3/h，对8193工作面掘进构成威胁，须提前采取措施进行防治。8193材料道、溜子道在掘进过程中断层附近将可能会有少量顶板淋水，正常水量约1 m3/h，最大5 m3/h。8193材料道将揭露21#钻孔，经查钻孔资料，该钻孔封孔合格。
1.2.6.瓦斯、煤尘等情况
工作面煤层瓦斯含量低，工作面煤层自燃倾向性为易自燃，煤尘具有爆炸危险性；
1.2.7.建议
1.2.7.1. 提前对7193探Ⅱ积水区积水进行疏放，做好对东九补充放水巷长流动水的疏排工作。
1.2.7.2. 材料道掘进至东部，建议提前做好与东九采区补充放水巷透窝的准备，加强支护，确保安全施工。
1.2.7.3. 材料道东部f107逆断层落差较大，施工至该断层附近时可考虑抬高巷道层位。
1.2.7.4. 根据东九集中运输巷揭露断层及8煤情况，及时调整溜子道开窝位置。

2.煤炭产品质量控制
影响该工作面煤质的主要影响因素包括掘进和回采过程中工作面顶板管理状况、回采工艺、过断层时的层位控制以及煤流系统的管理等等，但就回采过的8174工作面来看，安全、效率都比较好，该工作面与其相似且为邻近工作面，所以在设计、掘进、回采过程中使其系统优化，做到设计、现场管理科学合理，该工作面的煤炭质量是有保证的。如果这些因素失控，将会导致煤炭的含矸量增大，灰分增加，质量下降，为此特制定以下措施提高煤质。
2.1.工作面掘进过程提高煤质的措施：
2.1.1.加强顶板管理，严禁冒顶、漏顶事故的发生。
2.1.2.溜子司机在开机时，如发现矸石、杂物应捡出。
2.1.3.矸石应做到分装分运，在条件许可的情况下，掘进矸石窝。
2.1.4.煤仓口设有篦子，篦子面积不得大于350×350mm。
2.1.5.防尘水要及时关闭。
2.1.6.禁止火工品、杂物进入煤流。
2.1.7.控制顶板水进入煤流，如遇水源应设排水设备排水。
2.2.工作面回采过程提高煤质的措施：
2.2.1.加强顶板管理，提高工程质量，防止漏、冒顶事故。
2.2.2.严禁随意割底板矸石，减少含矸率。
2.2.3.工作面遇断层严格按技术要求回采，落差大于1.5米时另补措施。
2.2.4.混入工作面的大矸石或杂物派专人及时捡出，抛入老塘或装车分运。
2.2.5.采煤机、运输机停止运转后及时关闭喷雾防尘水，采煤过程中的其它水流不得进入煤流系统。
2.2.6.工作面煤仓上口要安设矿规定尺寸的铁篦子，并设专人管理，处理大块矸石和木料等杂物，防止其进入煤仓。
3.工作面巷道布置
3.1.工作面布置
3.1.1. 根据矿压显现规律，为避免8193工作面两道及切眼位于区段煤柱内的高应力区，并综合考虑资源回收最大化及8193工作面实际地质情况以及8193工作面所处区域实际生产系统，8193工作面巷道布置如下：8193工作面整体呈不规则布置，8193溜子道与7193溜子道内错布置；8193材料道西段及材料道进架巷布置于7191采空区下；8193材料道东段与7193材料道内错布置；8193切眼①布置于7193采空区下，切眼②布置于7191采空区下；两道及切眼均巷中跟底掘进；
3.1.2. 8193综放工作面材料道布置受外段生产系统及工作面东部三角煤柱影响，并兼顾东九轨道一甩道见8煤点位置，8193材料道呈不规则布置。材料道具体布置如下：自东九轨道一甩道7#点前1.963m处按方位角48°30′3″开窝以+3‰施工15m平台后按13°下山施工51.23m后找到8煤底板；找到8煤底板后跟底掘进，以方位角48°30′3″施工材料道西段555.557m；自8193材料道开窝往东493.764处拐向按方位角28°30'3″施工材料道进架巷118.566m，拐向以方位角49°0′0″施工材料道东段206.392m至切眼①上口；
3.1.3. 8193综放工作面溜子道与7193溜子道内错布置，溜子道具体布置如下：自8193溜联巷D8#点前4.3m以方位角48°30′3″开窝以+3‰施工20.276m平台后跟8煤底板掘进，以方位角48°30′3″施工8193溜子道787.077m至切眼①下口。
3.1.4. 根据《关于姚桥煤矿、孔庄煤矿、徐庄煤矿井田东部边界煤柱留设的通知》，将8193切眼与井田保护煤柱最小宽度设为22.57m，满足通知要求，8193切眼①布置于7193采空区下，切眼②布置于7191采空区下，具体布置如下：切眼①自溜子道D8#点往东811.654m处开窝以方位角为138°30′3″施工146.599（平距）m至材料道东段；切眼②自材料道东部拐点往东13.719m处以方位角为134°24′46″施工40.625（平距）m至材料道西段。
3.1.5 工作面排水利用原东九补充放水巷进行排水，不再布置新的放水巷。
3.1.6其他布置详见《8193综放工作面掘进施工图》。
3.2.工作面停采线位置的确定
3.2.1.保护煤柱的计算

S1— 保护煤柱水平宽度，m；
H— 巷道的最大垂深，m；
M— 煤厚，m；
f— 煤的强度系数， ；
Rc— 煤的单向抗压强度，MPa。

3.2.2.工作面停采线位置的确定
该工作面的停采线的确定
经计算东九采区下山保护煤柱为53m ，由于东九采区7煤回采对东九下山采动影响较大造成巷道变形较为严重，综合考虑东九采区资源回收率和工作面回采对东九下山的采动影响，确定8193工作面停采线与7193下分层停采线内错10m，因此具体位置如下：材料道停采线位置确定在距东九轨道一甩道7#测点74.401m处，溜子道停采线位置确定在距8193溜联巷D8#点前47.309m处，回采期间可以根据实际情况进行调整。
3.3.采区回采率及工作面回采率的预测分析
3.3.1.工作面8#煤储量：

137372------8193工作面有效开采面积（m2）；
15.1°------8193工作面平均倾角（度）；
4.7------8193工作面平均煤厚（m）；
1.36------煤的比重（t/m3）；
3.3.2.工作面材料道8#煤储量：

工作面材料道8#煤采出量：

3.3.3.工作面溜子道8#煤储量：

溜子道8#煤采出量：

831------8193工作面材料道煤巷有效掘进长度（m）；
890------8193工作面溜子道煤巷有效掘进长度（m）；
4.2------8193工作面材料道毛宽（m）；
4.6------8193工作面溜子道毛宽（m）；
2.8------8193工作面 材料道、溜子道毛高（m）；
3.3.4.工作面切眼8#煤储量：

187.2------8193切眼有效掘进长度(m) ；
7.2------8193工作面切眼宽度（m）；
3.3.5.工作面8#煤煤柱储量：
上山保护煤柱8#煤储量------124136t；
3.3.6. 8193工作面动用的采区储量：
909486+23107+24699+8923+124136=1090351t
3.3.7. 工艺损失煤量：
根据有关资料的统计，工作面工艺损失煤量约为地质储量的12.3％，
即909486×12.3%=111867t
3.3.8. 收面损失煤量:
工作面收面前20m铺网上钢丝绳不放煤,其损失煤量为:

3835------工作面收面前20m不放煤的损失面积（m2）
3.3.9. 8193工作面回采率：

3.3.10.采区回采率

采区回采率为75.2％。
8193工作面回采率为86.4％满足回采率为85％的开采要求。掘进地质说明书规定该工作面回采率为85%，根据以往我矿综放工作面回采率控制结果可以看出，只要加强工作面放煤管理、过断层管理、顶板管理、工作面回采率是能够达到预期目的的，所以建议该工作面在回采期间制定相关技术措施，严格工作面放煤、过断层、顶板的管理，提高该工作面的回采率。

4.巷道支护方式及断面选择
根据公司统一规定的综放工作面巷道断面要求，断面规格详见断面特征表：
巷道断面特征表
名称
支护形式
断面特征（净）（m，m2）
备注
上宽
下宽
中高
面积
溜子道
锚网
4.4
4.4
2.8
12.32
全断面铺网
材料道
锚网
4.0
4.0
2.7
10.8
全断面铺网
切 眼
锚网
7.0
7.0
2.6
18.2
全断面铺网

5.采煤方法及回采工艺
5.1.采煤方法：
根据煤层赋存状况及本矿实际开采经验，8193工作面采用单一走向长壁采煤法（后退式）。
5.2.回采工艺：
落煤：采用MGTY300/730-1.1D型双滚筒电牵引采煤机落煤，机采采高2.5m。
装煤：煤机自行装煤。
运煤：采用2部SGZ-764/630可弯曲刮板输送机运煤。
工序：割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜→清理。

6.工作面设备选择
6.1.支 架：
本工作面是回采8#煤层，地质提供平均煤厚为4.7m，设计综放工艺一次采全高，结合我矿综放工艺回采经验，采用ZF5200/16/28H型放顶煤液压支架,基本适应“大倾角工作面”、初撑力、梁端距的要求，特别是顶梁相对较长，掩护空间大，更具优越性，根据公司已有设备情况，故该工作面选择ZF5200/16/28H型放顶煤液压支架。
附：液压支架的支护强度验算：
q=n×M×γ×cosα kn/m2
式中 ：
M –采高 m； γ-岩石容重, t/m3 ;
n-不同条件下的倍数,我矿属于中等稳定顶板 n≥6～8 n取8;
α-煤层倾角取15.1o
q=n×M×γ×cosα=8×2.5×2.49×cos15.1°×9.8=471.2 kn/m2 =0.4712MPa
而该支架的支护强度为0.68—0.73MPa，所以选择该支架满足支护强度要求。
6.2.其他：
与ZF5200/16/28H支架相配套的煤机选用MGTY300/730-1.1D型双滚筒采煤机，工作面运输机选用SGZ-764/630型，顺槽采用SZZ-764/200转载机、DSJ100/80/2*200型皮带运输机。（见下主要设备一览表）。
6.3.主要设备一览表
采 煤 机
液压支架
皮带运输机
型号
MGTY300/730-1.1D
型号
ZF5200/16/28H
型号
DSJ100/80/2*200
滚筒直径
1.8m
工作阻力
5200KN
运输能力
1000t/h
截深
0.6m
支护高度
1.6～2.8m
带宽
1000mm
功率
730KW
中心距
1.5m.
功率
200*2KW
刮板运输机
转 载 机
型号
SGZ-764/630
型号
SZZ-764/200
运输能力
1000t/h
运输能力
1000t/h
出厂长度
150m
出厂长度
42.3m
功率
315×2KW
功率
200KW

7.生产系统
7.1.运煤系统
煤自8193综放工作面→8193工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区四甩道煤仓→-550皮带石门→Ⅱ3采区皮带上山→-750东翼皮带大巷→皮带暗斜井→主井→地面煤仓
7.2.进料系统
材料道：材料自副井→-400井底车场→-400轨道大巷→东九轨道上部车场→东九轨道下山→东九轨道下山一甩道→8193材料道→8193综放工作面
溜子道：材料自副井→-400井底车场→-400轨道大巷→东九轨道上部车场→东九轨道下山→东九轨道下山四甩道→东九采区集中运输巷→8193溜子道→8193综放工作面
7.3.出料系统
与进料系统相反，略。
7.4.进架路线
支架自井底车场组装峒室→-400轨道大巷→东九轨道上部车场→东九轨道下山一甩道→8193材料道→8193综放工作面
7.5.出架路线
与进架路线相反，略。

8.通风与安全
8.1.通风系统
新 风：新风自副井→-400东轨道大巷→东九上车场→东九轨道下山→东九轨道一甩道→8193材料道→8193综放工作面。
乏 风：
（1）8193综放工作面→8193综放工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区通风下山四甩道→东九采区通风下山→-550回风石门→-550回风巷→一号皮带（轨道）下山→一号改造回风巷→-270回风巷→7502回风巷→西二轨道（皮带）上山→-151西翼总回风巷→风井→地面。
（2）8193综放工作面→8193综放工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区通风下山四甩道→东九采区通风下山→-550回风石门→-550回风巷→一号皮带（轨道）下山→一号改造回风巷→西翼总回风上山→-210回风巷→-151西翼总回风巷→风井→地面。
（3）8193综放工作面→8193综放工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区通风下山四甩道→东九采区通风下山→-550回风石门→-550回风巷→一号皮带（轨道）下山→一号改造回风巷→西翼总回风上山→西二二甩道→西二轨道（皮带）上山→-151西翼总回风巷→风井→地面。
（4）8193综放工作面→8193综放工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区通风下山四甩道→东九采区通风下山→-550回风石门→-550回风巷→二号皮带下山→7114岩石集中巷→西翼总回风上山→-210回风巷→风井→地面。
（5）8193综放工作面→8193综放工作面溜子道→东九采区集中运输巷→东九采区通风下山四甩道→东九采区通风下山→-550回风石门→-550回风巷→二号皮带下山→7114岩石集中巷→西翼总回风上山→西二二甩道→西二轨道（皮带）上山→-151西翼总回风巷→风井→地面。
8.2.防尘系统
工作面的防尘供水系统采用由地面风井静压水池水源，通过井下管路输送到用水地点。
8.2.1.材料道
地面静压水池→风井→-151总回风巷→东三采区轨道上山→-400轨道大巷→东九采区上部车场→东九采区轨道下山→东九采区轨道一甩道→8193材料道→工作面
8.2.2.溜子道
地面静压水池→风井→-210总回风巷→西翼总回风上山→一号下山改造回风巷→-400轨道大巷→二号轨道下山→-550总回风→-550回风石门→-550进风石门→东九采区轨道下山→东九采区轨道下山四甩道→东九采区集中运输巷→8193溜子道→工作面
8.3.注浆系统
材料道：风井地面注浆站→风井→西二轨道上山→-400轨道大巷→东九上部车场→东九采区轨道下山→东九采区轨道一甩道→8193材料道→8193采空区
溜子道：风井地面注浆站→风井→西二轨道上山→-400轨道大巷→东九上部车场→东九采区轨道下山→东九采区轨道四甩道→东九采区集中运输巷→8193溜子道→8193采空区
8.4.排水系统
前期：材料道将东九补充放水巷长流动水截止，通过水泵将水由切眼引入东九补充放水巷下段。
排水系统经：8193综放工作面材料道→8193工作面切眼→8193工作面斜溜子道→东九补充放水巷→-550回风石门→Ⅱ3轨道上山→-750轨道大巷→-750水仓→地面
后期：视溜子道底板与东九补充放水巷标高确定具体排水方式。
8.5.风量配备
工作面风量配备以《一通三防设计》为依据。

9.劳动组织与产量估算
8193综放工作面将采用三八作业制，一班检修，两班采煤。
9.1.产量估算
9.1.1.按日产5刀计算：
平均日产：198×0.6×1.36×4.7×0.85×5=3227t
平均月产：3227×25=80683t
平均年产：80683×12=968196t
9.1.2.按设备运输能力计算：
本设计运力最小的设备为DSJ100/80/2*200皮带，运输能力1000t/h，按开机率0.3计算，得：平均日产：1000×8×2×0.3=4800t
平均月产：4800×25=120000t
平均年产：120000×12=1440000t
综上所述，本工作面设计年生产能力为909600t。

9.2.作业循环图表

9.3.劳动组织图表

10.供电设计
8193综放工作面6KV等级电源引自701变电所和902变电所，根据电气设备布置，第一组开关群放在工作面材料道联络口泵站附近，第二组开关群放置8193材料道上离工作面约160米处，皆由701变电所负载；第三组开关放置在溜子道皮带机头附近，由902变电所负载。8193综放工作面总负荷为4511.1KW。
具体设计详见8193综放工作面供电设计说明书及图纸。
11.冲击地压防治
根据综合指数法，综合地质及开采技术条件，对照冲击危险指数进行的危险状态分级表，冲击地压危险指数Wt =0.27（0.25—0.5），冲击地压危险等级为B级，冲击危险状态为弱，回采过程中，加强冲击地压危险的监测预报。
材料道采掘过程中，通过7煤煤柱下方时，巷道受支承应力影响较大，必须采取强度弱化减冲治理措施，施工卸压钻孔进行超前卸压，同时加强冲击地压危险的监测预报。
附：8193综放工作面冲击地压防治设计说明书

12.主要技术经济指标
号
名称
单位
数量及指标
备注
1
煤 层
开采煤层
层
8煤

煤层倾角
度
平均15.1

截割高度
米
2.5

煤层厚度（全煤厚）
米
平均4.7

2
煤层顶板
岩性

砂质泥岩

厚度
米
8.98

3
煤层底板
岩性

砂质泥岩

厚度
米
5.13

4
工作面走向长度
米
547.6~764.5
（平距）
5
工作面倾向长度
米
151.8~193.8
（斜距）
6
回采面积
米2
142285
（斜面积）
7
工作面工业储量
万吨
105.2

8
工作面回采煤量
万吨
90.9

9
设计生产能力
万吨/年
77.3

10
工作面服务年限
月
9.6

11
回采设备
采煤机
台
1

支架
台
130

工作面运输机
米
194

12
井巷工程量
溜子道
米
891
（平距）
材料道
米
831
（平距）
切眼
米
187.2
（平距）
13

作业制度

三八制

14

设备计算总容量
千瓦
4511.1

13.工作面主要风险及预控措施
13.1.由于7193工作面回采期间揭露F107最大落差为13m, 煤岩层破碎，8193回采期间须控制好工作面层位，加强对顶板的管理。
预控措施：8193回采前提前编制专门的过F107断层安全技术措施，加强对破碎顶板的控制管理。
13.2.8193工作面内布置有东九补充放水巷，工作面两道与东九补充放水巷透窝。
预控措施：8193工作面两道与东九补充放水巷透窝前应提前探放水并制定好相应的安全技术措施并控制好层位。
13.3由于8193工作面材料道开窝段位于7煤煤柱下且开窝后70m为留底煤掘进，掘进、回采期间受矿山压力影响较大。
预控措施：8193材料道施工前需编制专门的防治冲击地压的安全技术措施，并严格按措施施工。如掘进期间巷道变形较大，可视现场实际情况对支护方式及参数进行合理调整，加强对支护质量的管理。
13.4 由于东九探煤下山一甩道受7190工作面回采影响，巷道变形严重，施工材料道前需对该段巷道进行修复。
预控措施：修复巷道前需编制相应的安全技术措施，严格按照由外往里的要求施工，保证施工安全。
13.5 根据7193工作面实际揭露断层情况，7193两道掘进期间将揭露F107，H=10m及F106，H=12m两条主要断层。
预控措施：过断层前需编制相应的安全技术措施，提前控制好层位，加强对巷道支护质量的管理。
13.6 8193工作面材料道存在两个拐点，对辅助运输安全影响较大。
预控措施：在8193材料道掘进及8193工作面安装、回采期间加强轨道运输系统的管理，编制相应的安全技术措施，绳道内侧严禁站人。

8193放工作面支护设计说明书
1.工程基本条件：
8193综放工作面上下两巷沿8煤底板掘进，煤层厚度平均4.7m，煤层倾角15.1°，埋深-428.8 -- -512.8m，材料道、溜子道均为矩形断面，毛宽分别为（材料道4.2m、溜子道4.6m）、毛高分别为（材料道2.8m、溜子道2.8m）。煤层顶底板均为砂质泥岩。
由于该工作面溜子道断面较大采用毛宽4.6m，毛高2.9m的巷道断面，所以选择溜子道标高最低点作为验算样本进行验算，从而选择适合该工作面的支护方式。
2.围岩类别圈定：
以极限平衡区深入巷道围岩的深度△为主要指标，以巷道周边位移为辅助指标，进行巷道围岩分类。
工程已知条件：
2.1.埋深H=512.8+31.2=544m；
2.2.八煤容重γ=1.36T/M3；
2.3.巷道当量半径a:
折算当量半径：

其中：
a ：巷道当量半径
rs ：巷道折算当量半径，m
s ：实际巷道断面积，m2
kx ：断面修正系数，长方形断面取kx=1.20;
s=4.6m×2.9m=13.34m2
则
求外接圆半径折算当量半径r：
设计巷道断面及尺寸如图2，求外接圆半径如下：
作图求得： r1=2.719m;

图2 求巷道断面外接圆半径图
比较求得的当量半径rs与外接圆半径R，取其小作为参与计算的巷当量半径，即
a= rs =2.47m;
2.4.力学参数的选取
极限平衡区和巷道周边位移的计算中所涉及到的岩体力学参数，按照《《采掘技术管理规定》附件：煤巷锚杆（索）支护设计方法》列表1.2取均值；
粘结力C,取C=4.73Mpa（八煤，参照七煤）;
内摩擦角φ，取φ=31.17°（八煤，参照七煤）；
弹性模量E ，取E=3560MP（八煤）；
泊松比μ，取μ=0.28（八煤）；
剪切弹性模量G，
2.5.确定支护阻力
由于目前我矿井下支护强度较低，支护阻力Pi对极限平衡范围和巷道周边位移的计算结果影响很小，计算时忽略不计，即Pi=0;
2.6.修正系数的选取
煤岩体力学参数修正系数K2：
按照《《采掘技术管理规定》附件：煤巷锚杆（索）支护设计方法》列表1.3，
取均值:
确定采动影响系数K1：
按照《《采掘技术管理规定》附件：煤巷锚杆（索）支护设计方法》列表1.4，
取K1=1.6；
综上，所得极限平衡区深入巷道围岩的深度△为：

Δ=R-a
式中：
λ ：为参数，
R ：巷道极限平衡区半径，m；
A ：巷道当量半径，即a=2.47m;
K1 ：采动影响系数，取K1=1.6；
H ：巷道埋深，H=544m；
γ ：岩石容重，γ=2.49T/M3；
K2 ：煤岩体力学参数修正系数, ;
C ：粘结力,取C=4.73MPa;
φ ：内摩擦角，取φ=31.17°；
G ：剪切弹性模量，取G=1391MPa；
Pi ：支护阻力，Pi=0KN；
U ：巷道周边位移，m；
Δ ：极限平衡区深入巷道围岩的深度，m
则 ：

Δ=R-a=2.15m;
由以上指标按照《《采掘技术管理规定》附件：煤巷锚杆（索）支护设计方法》列表1.5可得，8193综放工作面溜子道最低处围岩类别为Ⅲ级Ⅲ2类；

3.支护参数设计：
由以上计算知该溜子道为Ⅲ级Ⅲ2类围岩巷道，根据我矿回采8煤层的经验，考虑按Ⅲ类围岩设计，使用锚网+锚索支护。
3.1 锚杆设计
巷道锚杆设计先按巷道不受采动影响时的极限平衡尺寸设计锚杆参数，然后依据巷道受采动影响时的极限平衡区范围的最终结果考虑锚索设计。
不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R/:

Δ/=R/-a
式中：
λ ：为参数，λ=0.466;
R/ ：不受采动影响时巷道极限平衡区半径，m；
A ：巷道当量半径，即a=2.47m;
H ：巷道埋深，H=544m；
γ ：岩石容重，γ=2.49T/M3；
K2 ：煤岩体力学参数修正系数， ;
C ：粘结力,取C=4.73MPa;
φ ：内摩擦角，取φ=31.17°；
G ：剪切弹性模量，取G=1359MPa；
Pi ：支护阻力，Pi=0KN；
Δ/ ：不受采动影响时极限平衡区深入巷道围岩的深度，m
则

Δ/=R/-a= 1.37m;
3.2.顶锚杆参数计算
3.2.1.锚杆长度的确定：
3.2.1.1.锚固长度
锚固段长度L1按粘结段的粘锚力同锚杆承担的最大载荷相匹配的原则进行计算确定。顶板锚杆拟选用φ20mmMn螺纹钢锚杆，极限抗拉强度(载荷)180KN，,屈服强度（载荷）125KN，锚杆体材料屈服强度400 MPa。
根据公式:

其中：
L1′：按破坏面发生在金属锚杆表面处所需锚固段长度,m；
P ：锚杆载荷，按屈服强度（载荷）计算，即P=125KN；
dj ：锚杆直径，dj=20mm；
τj ：粘结剂同金属锚杆之间的粘结强度；
dy ：钻孔直径，常用28，33，43mm；取dy=28 mm；
τy ：粘结剂同钻孔岩壁之间的粘结强度，本矿采用树脂锚固剂，粘结强度为5～8MPa，取下限τy=5MPa；
L1″ ：按破坏面发生在钻孔岩壁表面处所需锚固段长度,m
实际选用的锚固段长度应为二者之中的尺寸较大者，即：
L1=max｛L1′，L1″｝
根据实测，锚杆支护破断面一般均发生在钻孔岩壁，即：
djτj＞ dyτy
所以按后者验算：

3.2.1.2.锚杆长度：
L=L1+△/+L2
式中：
L ：顶锚杆长度，m；
L1 ：锚固长度，m，即L1=0.284m；
△/：加固范围，即不受采动影响时极限平衡区深入巷道围岩的深度，m
L2 ：外露锚杆长度，取0.1m
则：L= L1+△/+L2 =0. 284+1.37+0.1=1.754m
故顶锚杆选用φ20×2000mmMn螺纹钢锚杆可满足要求。
3.2.2.确定顶锚杆间排距（H，I）及锚杆密度
3.2.2.1计算锚杆间排距：
令H=I，则

式中：
H ：锚杆间距,m;
I ：锚杆排距,m;
〈σ〉：锚杆体材料的许用强度,MPa;取屈服强度〈σ〉=400MPa;
D ：锚杆直径,D=0.02m;
qd/ ：最大载荷密度, qd/=n(R/-h)γ
式中：
N ：载荷备用系数,取2;
R/ ：不受采动影响时巷道极限平衡区半径，R/=3.83m；
H ：矩形巷道的半高,取巷道中高的半高h=1.45m;
γ ：极限平衡区煤岩的容重,取γ=1.36T/m3;
则:
qd/=n(R/-h)γ=6.47T/m2
那么：

由以上计算知，理论上间排距为1.39m，即可满足要求，实际选用每排布置6根锚杆，排距800mm、间距均匀布置，确保安全施工。
3.3.帮锚杆参数计算
3.3.1.锚杆长度的确定：
与顶锚杆选取方法类似，拟选用φ18螺纹钢锚杆，其屈服强度（载荷）为100KN，计算方法同上：
L ：帮锚杆长度，m；
L1 ：锚固长度，m，即L1=0.255m；
△/:加固范围，即不受采动影响时极限平衡区深入巷道围岩的深度，m
L2 :外露锚杆长度，取0.1m
L= L1+△/+L2
=0. 255+1.37 +0.1
=1.725m；
参考以往实际支护经验，故帮锚杆选用φ18×2000mm螺纹钢锚杆。
3.3.2.确定帮锚杆间排距（H，I）及锚杆密度
3.3.2.1.锚杆密度确定：

其中：
ρs:锚杆密度；
K :安全系数，取K=2.0；
D ：松动圈半径，取D=R/-h;
式中： R/ ：不受采动影响时巷道极限平衡区半径，R/=3.83m；
H ：巷道半高，h=1.45m；
D=2.38m；
γ：岩石容重，取γ=1.36T/m3；
p ：锚杆承载能力，取屈服载荷p=100KN；
则：

3.3.2.2.计算锚杆间排距：
令H=I，则

式中：
H ：锚杆间距,m;
I ：锚杆排距,m;
ρs ：锚杆密度,ρs=0.647根/ m2;
由以上计算知，理论上间排距为1.2m，即可满足要求，实际选用每排布置4根锚杆，排距800mm、间距均匀分布，确保安全施工。　
3.4.锚索设计
由于本矿8#煤层自开采以来围岩情况基本稳定，所以考虑增加锚索加强支护。
3.4.1.锚索长度
锚索长度为：
L=L1+△max+L2
其中：
L：锚索长度，m；
L1；坚固岩层内的锚固段长度，取L1=1.5m；
max：△max=△=2.15m;
L2：锚索外露长度，取0.3m；
L=L1+△max+L2
=3.95m
以上计算证明：理论上锚索长3.95m即可满足要求；实际选 用锚索长5.25m，确保安全。
3.4.2.锚索排距b
为充分发挥锚索的功能，每排考虑布置3根锚索(配M钢带)，形成桁架结构。需设计锚索排距b。

式中：
b：锚索的排距，m；
Y1：锚索的屈服载荷，取186KN；
B：巷道跨度，4.6m；
φ：内摩擦角，31.17；
γ：极限平衡区岩体容重，1.36T/m3；
Δ：煤顶的厚度，1.9m；
b=5.49m
以上计算证明：理论上锚索排距5.49m即可满足要求；实际根据经验设计锚索排距3.2m，满足要求。
4. 支护参数的选择
根据以上支护参数的计算，同时考虑设计方法的局限性及原始参数的误差，故在8193轻放工作面溜子道（埋深最低处）设计中，顶板锚杆间排距设计为：每排布置6根锚杆，排距800、间距均匀布置；两帮锚杆间排距设计为：每排布置4根锚杆，排距800、间距均匀布置，溜子道顶锚杆选用钢筋类别为Ⅲ级屈服强度为400Mpa、φ20×2000mmMn左旋无纵筋螺纹钢锚杆，两帮锚杆选用钢筋类别为Ⅲ级屈服强度为400Mpa、φ18×2000mmMn左旋无纵筋螺纹钢锚杆；材料道顶选用钢筋类别为Ⅲ级屈服强度为400Mpa、φ20×2000mmMn左旋无纵筋螺纹钢锚杆，两帮锚杆选用钢筋类别为Ⅲ级屈服强度为400Mpa、φ18×2000mmMn左旋无纵筋螺纹钢锚杆。锚杆锚固形式为半长锚固。为保证两道顶板的完整性顶板支护另加锚索加强支护，溜子道、材料道加固锚索选用钢筋强度等级不低于1860 Mpa钢绞线的锚索，锚索长