西铭矿49709工作面两巷支护技术研究

2020-10-18于二强

机械管理开发 2020年9期

于二强

（西山煤电股份有限公司西铭矿，山西太原 030052）

引言

随着煤炭资源开采的逐年增加，首先需要开掘大量的巷道来维持工作面的正常生产需求[1]。巷道是工作面开采的首要任务，因此需对巷道围岩稳定性进行研究，选择合理的巷道支护方式对工作面的安全高效开采具有重要的意义[2]。因此，需对巷道掘进及工作面开采时巷内支护方式进行研究。张科[3]针对郭庄煤矿大断面全煤巷道，分析了巷道围岩破坏特征，优化了锚杆及锚索间距；王文才[4]采用FLAC3D及正交试验法优化了巷道支护参数，取得了良好的效果。现针对西铭煤矿49709工作面两巷进行支护技术研究。

1 工作面概况

49709工作面井下位于北七采区左翼，北邻随老母断层，南邻北七左翼回风巷，西邻古交千峰精煤有限公司，东为48707采空区。该面上覆2号煤、8号煤已回采，9号煤与2号煤层间距95 m左右；9号煤与8号煤层间距1.50～3.30 m，平均2.31 m；3号煤不可采。该工作面所掘9号煤层裂隙发育，结构简单，煤层局部夹0.5 m的页岩或炭质页岩，煤层倾角2°～15°，平均4°左右，煤层厚度2.70～3.90 m，平均3.40 m，厚度变化不大，为稳定的中厚煤层。工作面顶底板岩层岩性如表1所示。

2 巷道布置

轨道巷为回采期间进风和辅助运输巷道，皮带巷为回采期间运煤和回风的巷道，结合西铭矿工作面回采经验，选用正梯形断面，巷道上净宽3.1 m，下净宽4.2 m，高度3.2 m。

2.1 巷道宽度

根据《煤矿安全规程》第九十一条的规定，巷道从道渣面起1.6 m的高度，运输巷一侧必须留有宽1.0 m以上的人行道，另一侧必须留有0.5 m的安全间隙，所以：

表1 工作面顶底板岩性

式中：B为轨道巷的宽度；BY为运输中移变的宽度最大，取1.5 m；BX为人行道宽度，取1.0 m；C为安全间隙，取0.5 m。代入数据计算得B＝3.0 m。

2.2 巷道高度

以通过最高设备运输液压支架为依据计算巷道高度:

式中：H为巷道的净高度；h设为液压支架的高度，取2.3 m；a为轨道、轨枕的高度，取0.3 m；S为安全间隙，取0.2 m；b为巷道预计变形量，取0.2 m。代入数据计算得H＝3.0 m。

2.3 风速验算

风速验算按下式进行：

式中：Q轨为轨道巷设计配风量，取850 m3/min；V轨为轨道巷风速根据《煤矿安全规程》中采煤工作面及掘进煤巷允许风速为0.25～4 m/s；S掘为轨道巷断面面积，取11.68m2。代入数值计算得V轨=1.21m/s＜4 m/s。由于 0.25 m/s＜1.21 m/s＜4 m/s，故巷道断面设计合理。

3 巷道支护技术研究

3.1 轨道巷、皮带巷支护形式

3.1.1 支护参数

采用铁棚支护，棚梁长3.4 m，棚腿长3.4 m，均使用11号矿用工字钢，棚距0.8 m，构顶×攀帮×撑木 =（6×6×4）根。

3.1.2 支护参数的验算

1）工作面皮带巷、轨道巷采用架棚支护，棚梁、棚腿均采用矿用11号工字钢，梁长为3.4 m，腿长为3.4 m，棚距为0.8 m。

顶梁按简支压弯构件计算：

式中：Mmax，b为顶板载荷作用在棚梁上的最大弯矩，kN·m；γ为巷道顶板岩石容重，取24.5 kN/m3；h1为巷道冒落高度，根据经验取1.7m；L为棚距，取0.8m；l1为棚梁长度，取3.4 m；l2为棚腿长度，取3.4 m；Wb为工字钢抗弯截面模量，取0.000 113 4 m3；N1为棚腿给予棚梁的轴向弯矩；Fb为工字钢横截面积，取0.002 32 m2；α为棚腿叉角，取80°；q2为棚腿所受的侧压均匀集；取7 kN/m；φ为轴心受压构件稳定系数，取0.237；σ0，b为11号工字钢材料极限抗压强度，取510 MPa。代入公式可得446 MPa＜510 MPa。所以棚距0.8 m，棚梁强度满足要求。

2）棚腿按简支压弯构件计算：

式中：Mmax，c为巷帮载荷作用在棚梁上的最大弯矩，kN.m；σ0，b为11号工字钢材料极限抗压强度，取510 MPa；Wb为工字钢抗弯截面模量，取0.000 113 4 m3；Fb为工字钢横截面积，取0.002 32 m2；φ为轴心受压构件稳定系数，取0.237；N2为棚梁给予棚腿的轴向力，取 11.7 kN/m3。计算得到Mmax，c=111 MPa＜510 MPa，所以棚距0.8 m，棚腿强度满足要求。

3.2 皮带巷外返段支护形式

3.2.1 支护参数

顶板采用锚杆支护，选用MSGLW-335/20×1800型左旋无纵肋螺纹钢锚杆（Φ20 mm×1 800mm），花形布置，锚杆间排距1 800 mm×1 500 mm，每根顶锚杆装MSCKb2360型药卷1卷和MSK2380型药卷1卷，戴成品托片一个。

两帮采用MSGLW-335/20×1800型左旋无纵肋螺纹钢锚杆（Φ20 mm×1 800 mm）+菱形金属网支护，锚杆间排距1 500 mm×1 200 mm，矩形布置，每根帮锚杆装MSCKb2360型药卷1卷和MSK2380型药卷1卷，配成品井字托片和小片各一个，最上排锚杆距顶板300 mm。

3.2.2 参数验算的支护

1）顶锚杆长度的确定：

式中：L为顶锚杆的长度；K为安全系数，取2；H为软弱岩层厚度，取0.5 m；I为锚杆锚入坚固稳定岩层的深度，取0.5 m；T2为锚杆外露长度，取0.1 m。代入数值计算得L=1.6 m。根据计算及西铭矿8号煤锚杆使用的现场经验，确定顶锚杆长度为1.8 m。

2）顶锚杆的直径确定：

式中：d为顶锚杆的直径；Q为锚杆的锚固力，取105 kN；δ为杆体抗拉强度，西铭矿现用20 mm螺纹钢，取490 MPa。代入数值计算得d=16.44 mm。根据计算及巷道掘进经验，确定顶锚杆直径为20 mm。

3）顶锚杆间、排距的确定（8号煤层的直接顶为石灰岩，其普氏坚固性系数f=9）：

式中：a为锚杆的间距；Q为锚杆的锚固力，取105 kN；γ为岩体的容重，取24.5 t/m3；K为安全系数，取1.8；L2为软弱岩层厚度，取0.5 m。代入数值计算得a=2.0 m。通过以上计算及西铭矿锚杆使用的经验，皮带巷外返段顶锚杆的间、排距确定为1.8m×1.5m，花形布置，能满足支护的要求。

4）帮锚杆长度的确定:

式中：a1为片帮最大深度；h为掘进巷道锚杆支设高度，取3.6 m；δc为两帮似内磨擦角，取65°。代入数值计算得a1=1.67 m。根据计算及相邻采区巷道掘进经验，帮锚杆长度确定为1.8 m。

5）帮锚杆间、排距的确定（根据两帮侧压力计算确定）：

式中：qc为两帮侧压力；rc为8号煤的容重，取1.38 t/m3；h为掘进巷道高度，取3.6 m；h0为锚杆锚入煤巷深度，取1.7 m；δc为两帮似内磨擦角，取65°。代入数值计算得qc=0.85 t/m＜实际支护能力5.5 t/m。通过以上计算及西铭矿锚杆使用的现场实际经验，帮锚杆的间排距确定为1.5 m×1.2 m，三排矩型布置，帮锚杆的设计锚固力为105 kN/根约10 t/根，实际支护密度为0.55根/m，实际支护能力为5.5 t/m，能满足支护的要求。