CN110821535B - 一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，包括以下步骤：步骤一、计算顶板破裂区半径和塑性区半径；步骤二、计算顶板锚杆的参数，所述顶板锚杆的参数包括顶板锚杆长度、顶板锚杆间排距和顶板锚杆预应力；步骤三、计算顶板锚索的参数，所述顶板锚索的参数包括顶板锚索长度、顶板锚索间排距和顶板锚索预应力；步骤四、计算帮部锚杆的参数，所述帮部锚杆的参数包括帮部锚杆长度、帮部锚杆间排距和帮部锚杆预应力。本发明的确定方法不仅能保证煤矿生产中工作面支架在安全状态下撤出，而且也能降低煤矿的生产成本，提高生产效率，为今后煤矿回撤巷道支护设计及支护研究提供理论参考。
Description
技术领域
本发明属于矿井开采技术领域，具体涉及一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法。
背景技术
综采工作面设备的回撤过程直接影响到煤矿生产效率，安全、高效、经济是三个重要的指标。回撤通道围岩的稳定是保证设备安全和快速回撤的前提，直接关乎煤矿的生产效率及经济效益，煤矿企业及业内专家对此类问题很重视。
经过多年的经验和理论研究，产生了很多回撤巷道的支护理念，支护形式不断的改进。回撤巷道在受掘进和采动影响的双重作用下，其巷道围岩的性质可能会发生变化，所以进行回撤巷道支护设计时应充分考虑矿区煤层顶板结构及其运动规律，从而对回撤巷道进行支护设计。不良的支护形式会导致支架被压死，给搬家工作带来危险，降低生产效率，然而过于保守的支护形式亦会给搬家带来不便，降低生产效率。因此，在进行回撤巷道设计时不仅应充分考虑工作面回采给巷道围岩带来的影响，还要考虑巷道顶板岩层自身的力学性质，在不会带来安全隐患的情况下尽量减少支护，充分发挥巷道顶板岩层的自身承载力。
地下工程开挖以后，围岩中将出现应力集中区，在此范围内，原有的岩体不连续面可能进一步发展。并可能产生新的不连续面，从而出现岩石松动和破裂，并在自重作用下产生冒落，锚杆支护的作用就是将这些破碎岩石悬吊在稳定的岩层上。回撤巷道支护设计中，锚杆锚索支护作为一种常用的加固支护方式，其研究也很多，比较常见的理论包括悬吊理论、组合梁理论、最大水平应力理论、挤压加固理论等。但就现阶段的研究仍存在以下不足之处。应用最为广泛的悬吊理论由于在分析过程中不考虑围岩的自承能力，而是将锚固体与原岩体分开，与实际情况有一定差距，这使得悬吊理论只适用于巷道顶板，不适用于巷道帮、底。组合梁理论由于缺乏确定有效厚度的信息，进而影响锚杆支护的确定因素；此外，组合梁理论没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。常用于软弱煤层的加固拱理论中确定加固拱厚度的影响因素多，很难准确估计；而且加固拱理论对于当加固拱厚度远小于巷道跨度时，加固拱是否发生破坏不仅与其强度有关，更主要取决于加固拱的稳定性的考虑不足。针对以上所存在的问题，提供一种切实可行的综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法十分必要。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术的不足，提供一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法。该确定方法不仅能保证煤矿生产中工作面支架在安全状态下撤出，而且也能降低煤矿的生产成本，提高生产效率。为今后煤矿回撤巷道支护设计及支护研究提供理论参考，本发明有着重要的工程意义和学术价值。
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一、计算顶板破裂区半径和顶板塑性区半径；
步骤二、计算顶板锚杆的参数，所述顶板锚杆的参数包括顶板锚杆长度、顶板锚杆间排距和顶板锚杆预应力；
步骤三、计算顶板锚索的参数，所述顶板锚索的参数包括顶板锚索长度、顶板锚索间排距和顶板锚索预应力；
步骤四、计算帮部锚杆的参数，所述帮部锚杆的参数包括帮部锚杆长度、帮部锚杆间排距和帮部锚杆预应力。
上述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤一中所述的顶板破裂区半径和顶板塑性区半径的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板破碎区半径Rb的计算公式为：
顶板塑性区半径的计算公式为：
其中，
σc为极限抗压强度，单位为MPa；
r0为回撤通道等效圆半径，单位为m；
Q为巷道岩体强度软化模量，单位为GPa；
qi为垮落带强度，单位为MPa；
m为围岩塑性区膨胀破碎性相关系数；
K为塑性系数；
P0为原岩应力，单位为MPa；
μ为泊松比；
σR为弹塑性交界面的径向应力，单位为MPa；
E为弹性模量，单位为GPa。
上述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤二中所述顶板锚杆的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板锚杆锚固长度La的计算公式为：
k1为顶板锚杆锚固力安全系数；
P1为顶板锚杆承载力，单位为kN；
D为顶板锚杆孔钻孔直径，单位为mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，单位为MPa；
所述顶板锚杆长度L的计算公式为：
L＝La+a1+Lb； (4)
其中，
La为顶板锚杆锚固长度，单位为m；
Lb为顶板锚杆外露长度，单位为m；
a1为回撤通道顶板破碎区深度，单位为m；
所述顶板锚杆间排距a的计算公式为：
其中，γ1为煤层重度，单位为kN/m3；
G为顶板锚杆锚固力，单位为kN；
s1为顶板锚杆间排距安全系数；
所述顶板锚杆预应力N的计算公式为：
其中，γ为顶板平均重度，单位为kN/m3；
n为顶板锚杆分布密度，单位为根/m2；
δ为下位岩层厚度，单位为m；
α为岩层倾角，单位为°；
fa为层间摩擦系数。
上述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤三中所述顶板锚索的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板锚索锚固长度b2的计算公式为：
其中，
K1为顶板锚索锚固力安全系数；
P2为顶板锚索承载力，单位为kN；
d为顶板锚索孔钻孔直径，单位为mm；
自然平衡拱拱高b的计算公式为：
其中，
B为回撤通道跨度，单位为m；
a2为帮部塑性区深度，单位为m；
fb为普氏系数；所述顶板锚索长度Ld的计算公式为：
Ld＝b+b1+b2 (9)
其中，
b为自然平衡拱拱高，单位为m；
b1为顶板锚索外露长度，单位为m；
b2为顶板锚索锚固长度，单位为m；
所述顶板锚索间排距的计算公式为：
其中，
PN为每排锚索破断力；单位为kN；
K3为锚索间排距安全系数；
所述顶板锚索预应力N3的计算公式为：
n3为顶板锚索分布密度，单位为根/m2。
上述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤四中所述的帮部锚杆的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
帮部锚杆锚固长度L2的计算公式为：
k2为帮部锚杆锚固力安全系数；
P4为帮部锚杆承载力，单位为kN；
D4为帮部锚杆孔钻孔直径，单位为mm；
所述帮部锚杆L1长度的计算公式为：
L1＝L2+a4+L4 (13)
其中，
L2为帮部锚杆锚固长度，单位为m；
L4为帮部锚杆外露长度，单位为m；
所述帮部锚杆间排距的计算公式为：
其中，
s2为帮部锚杆间排距安全系数；
所述帮部锚杆预应力的计算公式为：
其中，
n4为帮部锚杆分布密度，单位为根/m2。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明的综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法可以一次完成对支护的设计，无需进行二次补强支护设计。
2、本发明的综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法可以减小巷道围岩竖向变形，可有效控制围岩变形范围，减弱采动对两条回撤通道的影响，可有效控制围岩的水平位移，维持巷道的稳定。
3、本发明的综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法采用静压条件下巷道弹塑性理论与松动圈设计理念结合的方法，充分考虑应变软化条件，满足煤岩工程支护中对塑性圈合理厚度的要求，最大限度实现围岩变形能，提高锚杆锚索支护的承载能力，具有潜在的应用前景。
4、本发明对回撤通道模型进行围岩弹塑性力学分析，同时通过松动圈理论确定围岩载荷，巷道开挖后的影响范围主要集中在塑性区的松动范围内，巷道支护荷载主要是松动圈内的围岩自重。
下面结合附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
附图说明
图1为静压条件下，巷道弹塑性力学简化模型。
图2为回撤通道等效圆。
图3为N1114工作面回撤通道原支护断面图。
图4为开采帮煤体内2m处测点随开采应力变化。
图5为非开采帮煤体内2m处测点随开采应力变化。
图6为主回撤通道顶板随开采竖向位移变化。
图7为主回撤通道帮部随开采水平位移变化。
图8为原支护和本发明方法确定的支护方案下顶板竖向位移变化曲线。
图9为原支护和本发明方法确定的支护方案下顶板两帮水平位移曲线。
附图标记说明
1—顶板锚索； 2—顶板锚杆； 3—帮部锚杆；
4—钢带； 5—铅丝网。
具体实施方式
本实施例的综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法中，综采工作面为柠条塔煤矿1-2煤综采工作面。
以下所述安全系数均为在进行土木、机械等工程设计时，为防止因材料缺点、工作偏差、外力突增等因素所引起的后果所预设参数值，工程力学理论上能够担负的力必须大于其实际上担负的力，安全系数即极限应力与许用应力之比。
根据通钻孔资料及井下实测资料可知，N1114工作面掘进范围内煤层厚度0.6～1.92m，平均厚度1.75m，煤层倾角0°41′～1°55′，局部起伏；煤层埋藏深度50～150m，其中基岩厚度45～55m，土层厚度10～100m。1-2煤层为半暗型煤，丝绢光泽，煤层上部含一层夹矸，夹矸厚0.1m～0.2m，夹矸均为碳质泥岩、粉砂岩。
煤层伪顶为深灰色泥岩夹煤线，厚0m～0.39m；直接顶为灰、深灰色粉砂岩、粉砂质泥岩，或为浅灰-灰白色粉砂岩、细砂岩互层，厚0～1.51m，老顶为细砂岩，厚3.43m～12.16m，局部缓波状层理。底板为灰、深灰色粉砂岩或泥岩，局部为黑色炭质泥岩，厚0.37m～4.92m。
N1114工作面回撤通道附近钻孔地质资料：回撤通道跨度为5.3m；高度2.65m；本区域盖层厚度为50m～150m，计算过程埋深取最大值150m；煤层平均厚度1.75m；煤层内摩擦角
煤层粘聚力C＝0.73MPa；煤层重度γ1＝12kN/m3；回撤通道等效圆半径r＝2.96m，顶板平均重度γ＝24.5kN/m3，顶板内聚力C＝1.86MPa，内摩擦角
静压条件下，圆形巷道的弹塑性力学简化模型，巷道半径为r0,顶板破碎区、顶板塑性区如图1所示。
步骤一、计算顶板破裂区和塑性区半径；根据静压条件下巷道弹塑性理论和松动圈理论结合的方法，通过松动圈理论确定围岩载荷，巷道开挖后的影响范围主要集中在塑性区的松动范围内，巷道支护荷载主要是松动圈内的围岩自重；
顶板破裂区和顶板塑性区半径的计算公式为：
其中，
σc为极限抗压强度，7.645MPa；
极限抗压强度和岩体抗压残余强度可以通过刚性试验机测试获得数据；
r0为回撤通道等效圆半径，2.96m；
回撤通道等效圆半径的计算方法为：如图1，矩形回撤通道的跨度为2a，矩形通道的高度为2b，将矩形回撤通道等效成圆，如图2所示，按照公式
计算得到回撤通道等效圆半径r0；
Q为巷道岩体强度软化模量，4.7GPa；
qi为垮落带强度，垮落带强度＝顶板平均支护应力＝总支架工作阻力/(巷道长度×巷道宽度)，为0.38MPa；
m为围岩塑性区膨胀破碎性相关系数，
为内摩擦角＝38.11°；
K为塑性系数，
P0为原岩应力，9.6MPa；
μ为泊松比，0.33；
σR为弹塑性交界面的径向应力，
E为弹性模量，10.186GPa；
得到Rb＝3.23m；Rp＝4.03m；
回撤通道顶板破碎区深度a1＝Rb-回撤通道高度/2＝3.23-2.65/2＝1.91m；
回撤通道帮部破碎区深度a2＝Rb-回撤通道跨度/2＝3.23-5.3/2＝0.58m；
回撤通道顶板塑性区深度a3＝Rp-回撤通道高度/2＝4.03-2.65/2＝2.705m；
回撤通道帮部塑性区深度a4＝Rp-回撤通道跨度/2＝4.03-5.3/2＝1.38m。
步骤二、顶板锚杆2的参数计算，所述顶板锚杆的参数包括顶板锚杆长度、顶板锚杆间排距和顶板锚杆预应力；
顶板锚杆采用Φ20的左旋螺纹钢锚杆，承载力P为105kN；
顶板锚杆的锚固长度La为：
其中，
k1为顶板锚杆锚固力安全系数，1；
P1为顶板锚杆承载力，105kN；
D为顶板锚杆孔钻孔直径，32mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，2MPa；
带入数据，得到La＝0.52m；
顶部锚杆长度L为：
L＝La+a1+Lb (4)；
La为顶板锚杆锚固长度,0.52m；
Lb为顶板锚杆外露长度，0.1m；
a1为回撤通道顶板破碎区深度，1.91m；
带入得顶板锚杆长度为2.53m；
所述顶板锚杆间排距a为：
其中，γ1为煤层重度；12kN/m3；所述煤层重度为煤层的天然重度，为煤重量与煤体积的比值；
La为顶板锚杆锚固长度，0.52m；
G为锚杆锚固力，50kN；
s1为顶板锚杆间排距安全系数，4；
带入得，顶板锚杆间排距为1.42m。
顶板锚杆预应力为：
γ为上覆岩层平均重度，24.5kN/m3；
n为顶板锚杆分布密度，0.8根/m2；
δ为下位岩层厚度，下位岩层厚度为直接顶厚度与煤层伪顶厚度之和；视地层情况、围岩性质及开采条件下位岩层厚度不同；δ＝1.51+0.39＝1.9m；
α为岩层倾角，1°；
fa为层间摩擦系数，1；层间摩擦系数是指岩层间的摩擦力与垂直于摩擦面的竖向力之比值；
带入得，顶板锚杆预应力N≥59.1kN，取顶板锚杆的最小预应力为60kN；
综合以上及《GB35056-2018煤矿巷道锚杆支护技术规范》对锚杆支护设计的技术要求，确定主回撤通道顶板锚杆的支护参数方案为：Φ20×2600mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm×1000mm，其中间排距为间距×排距；靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成10°，锚固长度600mm，施加预紧力60kN。
步骤三、顶板锚索1的参数计算，具体包括顶板锚索长度、顶板锚索间排距和顶板锚索预应力；
顶板锚索为直径
的钢绞线，承载力为320kN，破断力为355kN，顶板锚索锚固长度b2为：
其中，
K1为顶板锚索锚固力安全系数，1；
P2为顶板锚索承载力，320kN；
d为顶板锚索孔钻孔直径，32mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，2MPa；
带入得顶板锚索锚固长度b2为1.59m；
顶板锚索自由段长度按应变软化与自然平衡拱理论计算，自然平衡拱拱高b的计算公式为：
其中，
B为回撤通道跨度，5.3m；
a2为帮部塑性区深度，1.38m；
fb为普氏系数，1.1；普氏系数又称岩石的坚固性系数或紧固系数；
带入得自然平衡拱拱高为3.66m；
所述顶板锚索长度Ld为：
Ld＝b+b1+b2 (9)
其中，
b为自然平衡拱拱高，3.66m；
b1为顶板锚索外露长度，0.3m；
b2为顶板锚索锚固长度，1.59m；
带入得顶板锚索长度为5.55m；
所述顶板锚索间排距s为：
其中，
B为回撤通道跨度，5.3m；
PN为每排锚索破断力，单根锚索破断力为355kN，每排锚索的数量为4根，每排锚索的破断力为355kN×4＝1420kN。
K3为锚索间排距安全系数，1.8；
γ1为煤层重度12kN/m3；带入得到s为2.54m；
所述顶板锚索预应力N3为：
γ为顶板平均重度，24.5kN/m3；
n3为顶板锚索密度，0.3根/m2；
δ为下位岩层厚度，所述下位岩层厚度为直接顶厚度与煤层伪顶厚度之和；视地层情况、围岩性质及开采条件下位岩层厚度不同；取δ＝1.51+0.39＝1.9m；
α为岩层倾角，1°；
fb为层间摩擦系数，1；
带入得顶板锚索预应力为157.85kN，取顶板锚索预应力为160kN。
综合以上及《岩土锚杆(索)技术规程》对锚杆(索)设计的要求，确定主回撤通道顶板锚索的支护参数为：锚索长度为6000mm，锚固长度为1800mm，间排距2150×2000mm，锚索施加预应力160kN。
步骤四、帮部锚杆3的参数计算，所述帮部锚杆的参数计算包括帮部锚杆长度、帮部锚杆间排距和帮部锚杆预应力；
帮部锚杆为Φ18的玻璃钢锚杆，承载力为85kN；
帮部锚杆锚固长度L2为：
其中，k2为帮部锚杆锚固力安全系数，1；
P4为帮部锚杆承载力，85kN；
D4为帮部锚杆孔钻孔直径，32mm；
τr为锚固剂与帮部岩体间的粘结强度，2MPa；
带入得帮部锚杆的锚固长度为0.42m；
帮部锚杆长度L1为：
L1＝L2+a4+L4 (13)
L2为帮部锚杆锚固长度，0.42m；
L4为帮部锚杆外露长度，0.1m；
a4为回撤通道帮部塑性区深度，1.38m；
带入得，帮部锚杆长度为1.9m；
所述帮部锚杆间排距h为：
其中，
γ1为煤层重度，12kN/m3；
L2为帮部锚杆锚固长度，0.42m；
G为帮部锚杆锚固力，50kN；
s2为帮部锚杆间排距安全系数，4；
带入得，帮部锚杆间排距h为1.57m。
所述帮部锚杆预应力N4为：
其中，
γ1为煤层重度12kN/m3；
n4为帮部锚杆密度，1根/m2；
α为岩层倾角，1°，
f为层间摩擦系数，1；
a4为回撤通道帮部塑性区深度，1.38m；
带入得，帮部锚杆预应力N≥16.85kN，取帮部锚杆的最小预应力为20kN；
综合以上及《GB35056-2018煤矿巷道锚杆支护技术规范》对锚杆支护设计的技术要求，确定主回撤通道顶板锚杆的支护参数方案为：Φ18×2000mm玻璃锚杆，间排距800mm×1000mm，开采帮不进行支护。
建立数值模拟：
在N1114工作面两侧分别加设实煤区以及采空区进行模拟分析，模型尺寸为X×Y×Z＝300m×650m×150m，模拟回采工作面长度为200m，每20m开挖一步；当推进到距回撤通道50m时，每10m开挖一步；当工作面距停采线15m时，每5m开挖一步。在距主回撤通道10m时，进行降采高处理，不平衡力减小至5e-4，以模拟末采阶段减小回采速率。
模拟结果分析：
其中，竖向应力变化规律的测定通过在回撤通道内布置钻孔应力计来获得；
主回撤通道顶板下沉量数据通过在回撤通道内布置收敛计获得。
图3为原支护方案，隧道开挖后初喷混凝土面层后进行支护，铅丝网5护面，钢带4与顶板锚索2连接；其中，顶板锚杆2为Φ20×2200mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm；顶板锚索1采用规格为1×7-17.8-1860的钢绞线为杆体材料，即钢绞线采用1×7结构钢绞线，公称直径为17.8mm，公称抗拉强度为1860MPa，顶板锚索长度为7000mm，排距1600mm，间距2350mm；帮部锚杆3为Φ16×1800mm圆钢锚杆，间排距800mm×800mm，钢带4为Φ16×1800mmW型钢带，间排距为800mm×800mm，铅丝网5为10#铅丝网；原支护方案的模拟结果如图4～图7。
原支护竖向应力的变化规律为：由图4，工作面推进至距回撤通道28m左右时，开采帮测点处的应力开始受采动影响，原岩应力从3.17MPa不断增大，变化速率显现出增大的趋势。当剩余煤柱宽度减小到2m时，开采帮测点应力值达到最大值5.97MPa，此时应力集中系数为1.5，之后剩余煤柱发生塑性破坏，承载能力急剧降低；
由图5，工作面推进至距回撤通道28m左右时，非开采帮测点处的应力开始受采动影响，原岩应力从3.13MPa不断增大，工作面推进至12.5m时，应力变化速率有增大趋势，说明此时工作面超前支承压力向煤柱转移。当工作面剩余煤柱宽度为2.5m时，非开采帮测点处的应力变化速率开始降低，直到工作面贯通，非开采帮达到最大值6.71MPa，并保持稳定。
原支护主回撤通道顶板下沉变化规律为：由图6，工作面推进至距回撤通道50m左右时，测点处竖向位移量逐渐增大；工作面距回撤通道12m左右时，顶板下沉速率明显增大；工作面贯通时，回撤通道中部位置最终下沉量为105mm。
原支护主回撤通道两帮收敛变化规律为：由图7，工作面推进至距回撤通道36m左右时，测点处水平位移量逐渐增大，工作面推进至12m左右时，两帮水平位移变化速率增大，直到工作面贯通，达到最大值39.5mm。上述变化过程中两帮水平位移变化没有明显稳定阶段，这是由于开采帮一侧受采动影响位移发生剧烈变化，直到工作面贯通，其一直处于水平移动状态。
采用本发明方法确定的支护方案模拟结果分析：经对比发现，在工作面推进过程中，开采帮和非开采帮竖向应力的变化规律与原支护基本相同。
采用本发明方法确定的支护方案的顶板下沉变化规律为：由图8，本发明确定方法的支护方案，顶板最大下沉量为53mm，比原支护减小了49.5％，说明利用本发明确定方法的支护方案能够减小巷道围岩竖向变形，同时能够有效控制围岩变形范围，从而减弱采动对两条回撤通道的影响。
采用本发明方法确定的支护方案的两帮收敛变化规律：由图9，原有支护条件下的收敛量为39.5mm，本发明确定方法的支护方案中，两帮水平收敛量为22.2mm，比原支护方案减小了17.3mm，说明围岩水平位移得到了有效控制，有助于保持巷道稳定。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明做任何限制，凡是根据发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。
Claims (4)
1.一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一、计算顶板破裂区半径和顶板塑性区半径；所述的顶板破裂区半径和顶板塑性区半径的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板破裂区半径Rb的计算公式为：
顶板塑性区半径的计算公式为：
其中，
σc为极限抗压强度，MPa；
σb c为岩体抗压残余强度，MPa；
r0为回撤通道等效圆半径，m；
Q为巷道岩体强度软化模量，GPa；
qi为垮落带强度，MPa；
m为围岩塑性区膨胀破碎性相关系数；
K为塑性系数；
P0为原岩应力，MPa；
μ为泊松比；
σR为弹塑性交界面的径向应力，MPa；
E为弹性模量，GPa；
步骤二、计算顶板锚杆的参数，所述顶板锚杆的参数包括顶板锚杆长度、顶板锚杆间排距和顶板锚杆预应力；
步骤三、计算顶板锚索的参数，所述顶板锚索的参数包括顶板锚索长度、顶板锚索间排距和顶板锚索预应力；
步骤四、计算帮部锚杆的参数，所述帮部锚杆的参数包括帮部锚杆长度、帮部锚杆间排距和帮部锚杆预应力。
2.根据权利要求1所述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤二中所述顶板锚杆的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板锚杆锚固长度La的计算公式为：
k1为顶板锚杆锚固力安全系数；
P1为顶板锚杆承载力，kN；
D为顶板锚杆孔钻孔直径，mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，MPa；
所述顶板锚杆长度L的计算公式为：
L＝La+a1+Lb； (4)
其中，
La为顶板锚杆锚固长度，m；
Lb为顶板锚杆外露长度，m；
a1为回撤通道顶板破碎区深度，m；
所述顶板锚杆间排距a的计算公式为：
其中，γ1为煤层重度，kN/m3；
G为顶板锚杆锚固力，kN；
s1为顶板锚杆间排距安全系数；
所述顶板锚杆预应力N的计算公式为：
其中，γ为顶板平均重度，kN/m3；
n为顶板锚杆分布密度，根/m2；
δ为下位岩层厚度，m；
α为岩层倾角，°；
fa为层间摩擦系数。
3.根据权利要求1所述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤三中所述顶板锚索的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
顶板锚索锚固长度b2的计算公式为：
其中，
K1为顶板锚索锚固力安全系数；
P2为顶板锚索承载力，kN；
d为顶板锚索孔钻孔直径，mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，MPa；
自然平衡拱拱高b的计算公式为：
其中，
B为回撤通道跨度，m；
a2为帮部塑性区深度，m；
fb为普氏系数；所述顶板锚索长度Ld的计算公式为：
Ld＝b+b1+b2 (9)
其中，
b为自然平衡拱拱高，m；
b1为顶板锚索外露长度，m；
b2为顶板锚索锚固长度，m；
所述顶板锚索间排距的计算公式为：
其中，
PN为每排锚索破断力；kN；
K3为锚索间排距安全系数；
γ1为煤层重度，kN/m3；
所述顶板锚索预应力N3的计算公式为：
其中，γ为顶板平均重度，kN/m3；
n3为顶板锚索分布密度，根/m2；
δ为下位岩层厚度，m；
α为岩层倾角，°。
4.根据权利要求1所述的一种综采工作面回撤通道锚杆锚索支护的确定方法，其特征在于，步骤四中所述的帮部锚杆的参数的计算方法为根据以下公式进行计算：
帮部锚杆锚固长度L2的计算公式为：
k2为帮部锚杆锚固力安全系数；
P4为帮部锚杆承载力，kN；
D4为帮部锚杆孔钻孔直径，mm；
τr为锚固剂与岩体间的粘结强度，MPa；
所述帮部锚杆L1长度的计算公式为：
L1＝L2+a4+L4 (13)
其中，
L2为帮部锚杆锚固长度，m；
L4为帮部锚杆外露长度，m；
a4为回撤通道帮部塑性区深度，m；
所述帮部锚杆间排距的计算公式为：
其中，
s2为帮部锚杆间排距安全系数；
γ1为煤层重度，kN/m3；
G为帮部锚杆锚固力，kN；
所述帮部锚杆预应力的计算公式为：
其中，
n4为帮部锚杆分布密度，根/m2；
α为岩层倾角，°。
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