西銘礦49403 皮帶巷支護設計

楊俊龍

（西山煤電集團公司西銘礦， 山西 太原 030052）

引言

我國煤礦的主要開采方式為井工開采，需要在井下開掘大量的巷道，因此如何保證井下巷道圍巖的穩(wěn)定對于礦井的安全生產(chǎn)具有極為重要的意義[1]。

我國從20 世紀50 年代開始在煤礦生產(chǎn)中推行錨桿支護，發(fā)展到現(xiàn)在，錨桿支護經(jīng)歷了低強度、高強度到高預應力、強力支護的發(fā)展過程，錨桿支護理論經(jīng)歷了懸吊理論、組合梁理論、最大水平應力理論，經(jīng)過幾十年的應用逐漸形成了能夠有效控制各類巷道的支護方式。近幾年，為了解決深部及復雜困難巷道支護難題，我國的科研人員又發(fā)展了高預應力、強力錨桿支護技術[2-5]。

西銘礦是西山煤業(yè)的主力生產(chǎn)礦井，如何保證礦井的安全高效生產(chǎn)一直是礦方關注的重點，在借鑒西銘礦其他工作面支護方式的基礎上，結(jié)合出現(xiàn)的問題對49403 皮帶巷提出“架棚＋頂錨桿”的支護方式，并進行支護參數(shù)驗算。

1 工程概況

西銘礦49403 皮帶巷井下位于南四采區(qū)右翼，東鄰南四軌道巷，南鄰49405 工作面，北鄰主運輸皮帶巷；西鄰南六采區(qū)。地面標高1 263～1 448 m，工作面標高1 046～1 142 m。上覆8 號煤已回采，8 號與9 號煤層間距1.3～4.9 m，平均2.88 m。煤層頂?shù)装迩闆r如表1 所示。該面煤層斷層、陷落柱、節(jié)理發(fā)育，附近煤巖層松軟破碎；偽頂頁巖節(jié)理、裂隙較為發(fā)育，破碎易冒落，直接頂為細粒砂巖，局部地段裂隙較發(fā)育，破碎易冒落。

2 基于工程類比的支護方案設計

基于其他巷道采用架棚支護的方式易出現(xiàn)頂板下沉量較大的問題，本文在采用架棚支護方式的基礎上采用架棚支護＋頂板錨桿支護的方式，巷道特征見表2。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

表2 巷道特征表

2.1 皮帶巷臨時支護

1）巷道臨時支護采用兩根5.0 m 長11 號礦用工字鋼做前探梁支護，前探梁采用卡梁式懸吊器吊掛。每根前探梁懸吊點3 處，前探梁間距2.2 m。工作面循環(huán)進度1.6 m，最大控頂距2.0 m，最小控頂距0.4 m，棚距0.8 m。

2）切眼施工為兩次掘進成巷，先掘進工作面幫一側(cè)，寬4.4 m、高3.2 m 的斷面，待巷道掘進完后，再掘進一個寬2.6 m、高3.2 m 的斷面。切眼時棚梁采用4.2 m 長的11 號礦用工字鋼，棚腿采用DZ-3500 型單體液壓支柱，一梁兩柱，棚距0.6 m。兩幫采用Φ20 mm×1 800 mm 的玻璃鋼樹脂錨桿，兩排矩形布置，間距1.2 m，排拒1.0 m。切眼支設兩趟順巷抬棚，距兩幫0.2 m，順巷抬棚梁采用3.4 m 長的工字鋼，首尾相接，并在順巷抬棚下打設單體液壓支柱，一梁三柱。二次成巷掘進前，將一次成巷段變?yōu)橐涣喝虚g架設一排支柱。

2.2 皮帶巷永久支護形式及規(guī)格

2.2.1 錨桿支護參數(shù)

在頂板采用Φ=20 mm，L=2 200 mm 的螺紋鋼錨桿，鉆孔深度為2 100 mm，采用150 mm×150 mm×10 mm 的方形托盤，錨桿的間排距為1 000 mm×1 000 mm，距巷幫250 mm，錨固劑為K2335 型和Z2360 型各一卷，頂板網(wǎng)片規(guī)格采用Φ6 mm 鋼筋網(wǎng)片，網(wǎng)片規(guī)格1 000 mm×3 000 mm，網(wǎng)格100 mm×100 mm。

2.2.2 架棚巷道支護參數(shù)

1）皮帶巷、外返巷采用鐵棚支護，棚梁長3.4 m，棚腿長3.4 m，均使用11 號礦用工字鋼，構(gòu)頂＋攀幫＋撐木=6＋6＋4 根。

2）切眼棚梁首先采用4.2 m 長的11 號礦用工字鋼，棚腿采用DZ-3500 型單體液壓支柱，一梁兩柱，棚距0.6 m。兩幫采用Φ20×1 800 mm 的玻璃鋼樹脂錨桿，兩排矩形布置，間距1.2 m，排拒1.0 m。切眼支設兩趟順巷抬棚，距兩幫0.2 m，順巷抬棚梁采用3.4 m 長的工字鋼，首尾相接，并在順巷抬棚下打設單體液壓支柱，一梁三柱。二次成巷掘進前，將一次成巷段變?yōu)橐涣喝虚g架設一排支柱。

3）皮帶頭15 m 采用加長梁、腿的鐵棚支護，梁長4.8 m，腿長3.4 m，棚距0.6 m。構(gòu)頂＋攀幫＋撐木=8 根＋6 根＋4 根。

3 驗算支護設計參數(shù)

3.1 架棚支護參數(shù)驗算

3.1.1 頂梁按簡支壓彎構(gòu)件計算（棚距為0.8 m）

式中：Mmaxb為頂板載荷作用在棚梁上的最大彎矩，kN·m；Fb為工字鋼橫截面積，取33.18 cm2（0.003 318 m3）；σ0b為取11 號工字鋼材料極限抗壓強度，510 MPa；N1為棚腿給予棚梁的軸向力，kN·m；φ 為軸心受壓構(gòu)件穩(wěn)定系數(shù)，根據(jù)構(gòu)件的長細比17，查表得φ=0.237；Wb為工字鋼抗彎截面模量，取113.4 cm3（0.000 113 4 m3）。

式中：γ 為巷道頂板巖石容重，取24.5 kN/m3；h1為巷道高度，取3.4 m；h2為巷道冒落高度，根據(jù)經(jīng)驗，取1.7 m；L為棚距，取0.8 m；l1為棚梁長度，取3.4 m；l2為棚腿長度，取3.4 m。代入式中計算得Mmaxb=48.14 kN·m。

N1為棚腿給予棚梁的軸向力：

式中：α 為棚腿叉角80°；q2為棚腿所受的側(cè)壓均勻集度；β 為煤層內(nèi)摩擦角；σcc為煤層抗壓強度，取12 MPa。代入式中計算得N1=43 kN/m。

所以棚距0.8 m，棚梁強度滿足要求。

3.1.2 棚腿按簡支壓彎構(gòu)件計算

式中：Mmaxc為巷幫載荷作用在棚梁上的最大彎矩，kN·m；σ0c為取11 號工字鋼材料極限抗壓強度510 MPa；Wc為工字鋼抗彎截面模量，取113.4 cm3（0.000 113 4 m3）；Fc為工字鋼橫截面積，取33.18 cm2（0.003 318 m3）；φ 為軸心受壓構(gòu)件穩(wěn)定系數(shù)，取0.237；N2為棚梁給予棚腿的軸向力；q2為棚腿所受的側(cè)壓均勻集度，取26 kN/m；l2為棚腿長度3.4 m。

所以棚距0.8 m，棚腿強度滿足要求。

根據(jù)相鄰工作面切眼施工經(jīng)驗確定，切眼棚距取0.6 m。

3.2 錨桿支護參數(shù)驗算

頂錨桿通過固結(jié)作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件，其計算公式如下：

3.2.1 頂錨桿長度

式中：B為巷道或硐室跨度，m；L頂為頂錨桿總長度；N為圍巖影響系數(shù)（4 煤頂板為Ⅱ類穩(wěn)定圍巖，取1.1）。代入式中得L頂=N（1.5+B/10）=2.035m＜2.2m。

3.2.2 頂錨桿間距

式中：a為錨桿的間距，mm；Q為錨桿設計錨固力，取156 kN；H為巷道冒落高度，取4 m；γ 為巖層容重，取25.0 kN/m3；K為安全系數(shù)，取1.2。

代入公式計算得：a=1 100 mm＞1 000 mm。

3.2.3 錨桿排距

式中：n為頂板每排錨桿根數(shù)，取4 根；N為每根錨桿錨固力，取156 kN；K為安全系數(shù)，取1.2；γ 為頂板巖層容重，25.0 kN/m3；a為巷道掘進跨度之半；b為潛在冒落拱高度，取5 m；

3.2.4 錨桿直徑

式中：d為錨桿直徑，mm。則d=L/110=20 mm。

4 礦壓監(jiān)測

4.1 觀測對象

49403 皮帶巷及外圍系統(tǒng)。

4.2 觀測內(nèi)容

自開口位置開始，每50 m 設一個觀測點，觀測棚梁及棚腿變形程度，受壓情況以及觀測巷道表面位移、頂板離層、錨桿受力、巷道破壞狀況統(tǒng)計。

4.3 觀測方法

正常情況觀測頻率七天一次。監(jiān)測內(nèi)容為棚梁受壓力變形情況，巷道兩幫棚腿受壓變形情況。變形嚴重時觀測頻率為每天一次并記錄，巷道每50 m 在巷道行人側(cè)加設觀測牌，并將觀測結(jié)果填入記錄牌。測巷道表面位移的方法則采用十字布點法。

4.4 觀測結(jié)果

由巷道表面變形曲線圖（圖1）可以看出，巷道圍巖的變形量在初期增加的較為明顯，因為此時巷道還處于開挖后的運動狀態(tài)，但是隨著時間的增加，巷道圍巖的變形逐漸趨于穩(wěn)定狀態(tài)。最終巷道的頂?shù)装逑鲁亮繛?0 mm，兩幫的移近量為110 mm，表明所采用的支護方式及參數(shù)能夠很好地滿足控制巷道變形的需要，滿足巷道安全的要求。

圖1 巷道表面變形曲線圖

5 結(jié)論

1）通過對西銘礦49403 皮帶巷分析，得出皮帶巷采用架棚＋頂板錨桿的支護方案；2）通過理論驗算，表明選用的支護參數(shù)是合理的；3）根據(jù)現(xiàn)場實測結(jié)果可知，所選用的架棚＋頂板錨桿的支護方案能夠滿足巷道的安全使用。