金達煤業(yè)井下二次切眼支護技術的應用研究

王 濤

（山西煤炭運銷集團金達煤業(yè)有限公司，山西 孝義 032300）

1 概況

金達煤業(yè)10206 綜采工作面開采主采2 號煤層，平均厚度約為7.1 m，平均傾角約為5.2°。綜采面的左側(cè)為采空區(qū)，右側(cè)為待采區(qū)域，下距3 號煤層38.08～53.32 m，為穩(wěn)定可采煤層。煤層結(jié)構為簡單-較簡單，一般含0～2 層夾矸，煤層頂?shù)装鍘r性均為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖。

10206 切眼長度180 m，凈寬3.6 m，毛寬4.3 m，需向煤幫側(cè)擴刷2.9 m，使切眼規(guī)格達到凈寬6.5 m，毛寬7.2 m，凈高2.2 m，因此需要對二次切眼支護時的鋼梁架結(jié)構強度和棚間距進行計算。同時，針對傳統(tǒng)支護方案所存在的支護工序多、效率低、經(jīng)濟性差的缺陷，提出改進措施。

2 U 型鋼梁架的選型計算

U 型鋼梁架是二次切眼支護的核心，鋼梁架的選型直接關系到支護安全性和支護效率。U 型鋼棚式支架頂梁的破壞機理是由于支架上彎曲力矩達到極限后，產(chǎn)生的最大拉應力超過材料的抗拉強度，從而導致頂梁變形、破壞而失去承載力。

根據(jù)受均布載荷的梁的彎曲內(nèi)力計算公式，梁在x 點處的彎矩為[1]：

在梁的中點截面處彎矩最大，其值為：

式中：Mmax為U 型鋼頂梁受到的最大彎矩，N·m；q 為均布載荷，kN；l 為U 型鋼梁的凈跨長度不含棚爪部分，m；M 為梁在x 點處的彎矩，N·m；x 為施力點距離梁端部的距離，m。

彎矩最大的截面為危險截面，最大正應力位于最大彎矩所在截面上距中性軸最遠的地方。在U 型鋼梁的中點處的截面上，沿中性軸上側(cè)U 型鋼受壓應力，下側(cè)受拉應力。當所受拉應力大于U 型鋼的抗拉強度時，U 型鋼下側(cè)破壞。

最大正應力計算公式為：

式中：WZ為頂梁橫截面的抗彎截面模量，是衡量截面抗彎強度的幾何量，可查表獲得；σmax為最大正應力，MPa。

由此可計算出鋼梁架的最大允許使用均布載荷為：

根據(jù)金達煤業(yè)井下的實際情況，在進行二次切眼支護時選擇了跨長為3.3 m 的礦用29U 型鋼，初步選擇棚距為1 m，其屈服極限為σmax=355 MPa，抗拉強度為σb=510 MPa，得29U 型鋼抗彎截面模量Wz=106 cm3=106×10-6m3

代入（3）求得U 型鋼的最大承受載荷為：

鋼梁架在最大承受載荷作用下的變形量發(fā)生在鋼梁架的中性點位置，其可表示為：

式中：y 為工字鋼頂梁在中間位置的最大下沉值，mm；E 為U 型鋼的彈性模量，取210 GPa；I為工字鋼的慣性矩，取612×10-8m4；l1為梁的跨長，即工字鋼的凈長度，取4.33 m。

計算可知，鋼梁架的最大下沉量約為44 mm。

10206 綜采工作面頂板壓力和變形最大的情況出現(xiàn)在煤層頂板破碎的情況，此情況下工作面頂板的最大頂板壓力等于巷道頂板煤巖的自重，可表示為[2]：

式中：Qd為每米切眼頂板巖石作用在支架上的壓力，N；k 為頂板煤巖體自承能力系數(shù)，取0.5；H為頂板煤巖體厚度，3.93 m；l2為切眼寬度，3.3 m；γ 為頂板巖體的平均容重，取25 800 kg/m3。

將切眼支護參數(shù)帶入計算得：

Qd=kγHl2=0.5×25 800×3.93×3.3=167.3 kN

由此表明當棚距1 m 時，二次切眼每架棚承受理論壓力為167.3 kN，不能滿足支護強度要求，需要重新確定U 型鋼棚棚距。

當U 型鋼棚達到其使用載荷時，即QS=91.1 kN時，可計算出U 型鋼棚的棚距為：

當U 型鋼棚達到其破壞載荷時，即QB=123.6 kN 時，可計算出U 型鋼棚的棚距為：

經(jīng)計算，當二次切眼U 型鋼棚棚距大于0.74 m，U 型鋼頂梁中間位置下沉量約為64 mm，大于鋼梁架的最大變形量，此時U 型鋼棚將被壓垮而喪失支撐能力。當二次切眼U 型鋼棚棚距為0.54 mm 時，U 型鋼頂梁中間位置下沉量約為44 mm，滿足支護要求。但為了確保支護安全，考慮到一定的支護安全系數(shù)和對井下支護穩(wěn)定性的影響，二次切眼選擇跨長為3.3 m 的礦用29U 型鋼，鋼棚間距取0.5 m。

3 二次切眼支護結(jié)構

10206 綜采面的二次切眼支護采用錨桿、菱形網(wǎng)配合29U 型鋼棚聯(lián)合支護。作業(yè)前先使用3.6 m的π 梁配合2.5 m 的液壓單體支柱在距梁頭900 mm處對整個一次切眼進行支護。所有液壓單體必須支撐有力，垂直支設在實底上，全部穿“柱鞋”[3]，并使用防倒繩。

二次切眼每掘進1 m 拆除最近1 副原一次切眼南幫的棚腿。然后進行架棚、掛網(wǎng)、打錨桿支護。頂板每排布置4 根錨桿，間排距均為1000 mm。選用Ф20 mm×2400 mm 螺紋鋼錨桿，每根錨桿配一支CK2340 樹脂錨固劑及一支Z2360 樹脂錨固劑；一塊W 鋼帶450 mm×280 mm×4 mm 和一塊方形托盤150 mm×150 mm×8 mm。掘進時在切眼南幫每排布置2 根錨桿，錨桿選用Ф20 mm×2000 mm 的玻璃鋼錨桿，每根錨桿配一支CK2360 樹脂錨固劑，間排距1000 mm。

鋼棚采用29U 型鋼支護，頂梁長度3700 mm，棚腿長度為2500 mm，底叉角81°，棚腿埋深為200 mm，棚間距1000 mm。壓力大時，采用對棚支護，采用枕木接頂、背實背緊巷幫，拉桿齊全，網(wǎng)片采用3600 mm×1200 mm 的菱形網(wǎng)片，網(wǎng)片搭接寬度不小于100 mm，采用16#鐵絲聯(lián)網(wǎng)，雙股對折，至少擰三圈，保證搭接緊固。井下二次切眼支護結(jié)構如圖1 所示。

圖1 煤礦井下二次切眼支護結(jié)構示意圖

4 二次切眼支護施工方案

在進行二次切眼支護施工時，為了降低施工的難度，選擇在一次切眼的基礎上向南擴二次切眼，由西向東作業(yè)。在10206 回風順槽東幫開口后由西向東沿煤頂板掘進，掘進方位角為90°。在巷道開口25 m 處采用爆破落煤、人工裝煤、30 型刮板運輸機運煤，剩余切眼采用掘進機配合皮帶運煤（矸）。擴幫掘進時，每班需提前將掘進頭區(qū)域往東20 m范圍內(nèi)第一次切眼29U 型鋼棚梁下架設3.6 m 的π梁，距梁頭900 mm。π 梁下支設2.5 m 的單體液壓柱，單體柱必須支設在實底上，保證一梁四柱[4]，單體柱支設在π 梁與U 型鋼梁交叉處，然后拆除原29U 型鋼棚腿。單體柱用專用防倒繩與U 型鋼棚連鎖，做好防倒措施，保證單體柱初撐力不小于11.4 MPa，所有單體柱均穿柱鞋。

由于二次切眼支護施工為在一次切眼施工方案基礎上進行，而且以錨桿、菱形護網(wǎng)配合鋼棚聯(lián)合支護的結(jié)構，各支撐部件均為標準支護結(jié)構，分散后的體積、重量小，便于進行組合，井下運輸方便。在10206 綜采面進行支護的過程中，支護人員數(shù)量僅需10 人，在兩天內(nèi)即完成了全部160 m 的支護，效率比傳統(tǒng)支護方案提升了40%以上。由于采用了組合支護結(jié)構，在后期的拆卸過程中的效率也優(yōu)于傳統(tǒng)的支護方案。

通過對二次切眼支護區(qū)頂板下移量的分析，最大下移量為34 mm，遠小于29U 型鋼的最大變形量，極大地提升了綜采作業(yè)過程中的支護穩(wěn)定性。

5 結(jié) 論

針對金達煤業(yè)傳統(tǒng)支護方式的支護工序多、效率低、經(jīng)濟性差的缺陷，提出了一種新的二次切眼支護技術方案。二次切眼選擇跨長為3.3 m 的礦用29U 型鋼，鋼棚間距0.5 m，能夠滿足10206 綜采面在最大來壓情況下的支護穩(wěn)定性和可靠性需求。

以錨桿、菱形護網(wǎng)配合鋼棚聯(lián)合支護的結(jié)構，靈活性高，支護效率比傳統(tǒng)支護方案提升了40%以上，組合式的支護結(jié)構在后期的拆卸過程中的效率也優(yōu)于傳統(tǒng)的支護方案。

二次切眼支護結(jié)構能夠?qū)㈨敯宓淖畲笙乱屏烤S持在34 mm 以下，完全滿足井下支護穩(wěn)定性的需求。