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定對于礦井的安全生產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中推行錨桿支護，發展到現在，錨桿支護經歷了低強度、高強度到高預應力、強力支護的發展過程，錨桿支護理論經歷了懸吊理論、組合梁理論、最大水平應力理論，經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展了高預應力、強力錨桿支護技術[2-5]。

西銘礦是西山煤業的主力生產礦井，如何保證礦井的安全高效生產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，結合出現的問題對49403 皮帶巷提出“架棚＋頂錨桿”的支護方式，并進行支護參數驗算。

1 工程概況

西銘礦49403 皮帶巷井下位于南四采區右翼，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。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。煤層頂底板情況如表1 所示。該面煤層斷層、陷落柱、節理發育，附近煤巖層松軟破碎；偽頂頁巖節理、裂隙較為發育，破碎易冒落，直接頂為細粒砂巖，局部地段裂隙較發育，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 煤層頂底板情況表

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，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，將一次成巷段變為一梁三柱，中間架設一排支柱。

2.2 皮帶巷永久支護形式及規格

2.2.1 錨桿支護參數

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，頂板網片規格采用Φ6 mm 鋼筋網片，網片規格1 000 mm×3 000 mm，網格100 mm×100 mm。

2.2.2 架棚巷道支護參數

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，將一次成巷段變為一梁三柱，中間架設一排支柱。

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。構頂＋攀幫＋撐木=8 根＋6 根＋4 根。

3 驗算支護設計參數

3.1 架棚支護參數驗算

3.1.1 頂梁按簡支壓彎構件計算（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 為軸心受壓構件穩定系數，根據構件的長細比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，根據經驗，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為棚腿所受的側壓均勻集度；β 為煤層內摩擦角；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 為軸心受壓構件穩定系數，取0.237；N2為棚梁給予棚腿的軸向力；q2為棚腿所受的側壓均勻集度，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。

根據相鄰工作面切眼施工經驗確定，切眼棚距取0.6 m。

3.2 錨桿支護參數驗算

頂錨桿通過固結作用，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（4 煤頂板為Ⅱ類穩定圍巖，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，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，取4 根；N為每根錨桿錨固力，取156 kN；K為安全系數，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 礦壓監測

4.1 觀測對象

49403 皮帶巷及外圍系統。

4.2 觀測內容

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、巷道破壞狀況統計。

4.3 觀測方法

正常情況觀測頻率七天一次。監測內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 在巷道行人側加設觀測牌，并將觀測結果填入記錄牌。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，但是隨著時間的增加，巷道圍巖的變形逐漸趨于穩定狀態。最終巷道的頂底板下沉量為70 mm，兩幫的移近量為110 mm，表明所采用的支護方式及參數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是合理的；3）根據現場實測結果可知，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。