西铭矿49403 皮带巷支护设计

杨俊龙

（西山煤电集团公司西铭矿， 山西 太原 030052）

引言

我国煤矿的主要开采方式为井工开采，需要在井下开掘大量的巷道，因此如何保证井下巷道围岩的稳定对于矿井的安全生产具有极为重要的意义[1]。

我国从20 世纪50 年代开始在煤矿生产中推行锚杆支护，发展到现在，锚杆支护经历了低强度、高强度到高预应力、强力支护的发展过程，锚杆支护理论经历了悬吊理论、组合梁理论、最大水平应力理论，经过几十年的应用逐渐形成了能够有效控制各类巷道的支护方式。近几年，为了解决深部及复杂困难巷道支护难题，我国的科研人员又发展了高预应力、强力锚杆支护技术[2-5]。

西铭矿是西山煤业的主力生产矿井，如何保证矿井的安全高效生产一直是矿方关注的重点，在借鉴西铭矿其他工作面支护方式的基础上，结合出现的问题对49403 皮带巷提出“架棚＋顶锚杆”的支护方式，并进行支护参数验算。

1 工程概况

西铭矿49403 皮带巷井下位于南四采区右翼，东邻南四轨道巷，南邻49405 工作面，北邻主运输皮带巷；西邻南六采区。地面标高1 263～1 448 m，工作面标高1 046～1 142 m。上覆8 号煤已回采，8 号与9 号煤层间距1.3～4.9 m，平均2.88 m。煤层顶底板情况如表1 所示。该面煤层断层、陷落柱、节理发育，附近煤岩层松软破碎；伪顶页岩节理、裂隙较为发育，破碎易冒落，直接顶为细粒砂岩，局部地段裂隙较发育，破碎易冒落。

2 基于工程类比的支护方案设计

基于其他巷道采用架棚支护的方式易出现顶板下沉量较大的问题，本文在采用架棚支护方式的基础上采用架棚支护＋顶板锚杆支护的方式，巷道特征见表2。

表1 煤层顶底板情况表

表2 巷道特征表

2.1 皮带巷临时支护

1）巷道临时支护采用两根5.0 m 长11 号矿用工字钢做前探梁支护，前探梁采用卡梁式悬吊器吊挂。每根前探梁悬吊点3 处，前探梁间距2.2 m。工作面循环进度1.6 m，最大控顶距2.0 m，最小控顶距0.4 m，棚距0.8 m。

2）切眼施工为两次掘进成巷，先掘进工作面帮一侧，宽4.4 m、高3.2 m 的断面，待巷道掘进完后，再掘进一个宽2.6 m、高3.2 m 的断面。切眼时棚梁采用4.2 m 长的11 号矿用工字钢，棚腿采用DZ-3500 型单体液压支柱，一梁两柱，棚距0.6 m。两帮采用Φ20 mm×1 800 mm 的玻璃钢树脂锚杆，两排矩形布置，间距1.2 m，排拒1.0 m。切眼支设两趟顺巷抬棚，距两帮0.2 m，顺巷抬棚梁采用3.4 m 长的工字钢，首尾相接，并在顺巷抬棚下打设单体液压支柱，一梁三柱。二次成巷掘进前，将一次成巷段变为一梁三柱，中间架设一排支柱。

2.2 皮带巷永久支护形式及规格

2.2.1 锚杆支护参数

在顶板采用Φ=20 mm，L=2 200 mm 的螺纹钢锚杆，钻孔深度为2 100 mm，采用150 mm×150 mm×10 mm 的方形托盘，锚杆的间排距为1 000 mm×1 000 mm，距巷帮250 mm，锚固剂为K2335 型和Z2360 型各一卷，顶板网片规格采用Φ6 mm 钢筋网片，网片规格1 000 mm×3 000 mm，网格100 mm×100 mm。

2.2.2 架棚巷道支护参数

1）皮带巷、外返巷采用铁棚支护，棚梁长3.4 m，棚腿长3.4 m，均使用11 号矿用工字钢，构顶＋攀帮＋撑木=6＋6＋4 根。

2）切眼棚梁首先采用4.2 m 长的11 号矿用工字钢，棚腿采用DZ-3500 型单体液压支柱，一梁两柱，棚距0.6 m。两帮采用Φ20×1 800 mm 的玻璃钢树脂锚杆，两排矩形布置，间距1.2 m，排拒1.0 m。切眼支设两趟顺巷抬棚，距两帮0.2 m，顺巷抬棚梁采用3.4 m 长的工字钢，首尾相接，并在顺巷抬棚下打设单体液压支柱，一梁三柱。二次成巷掘进前，将一次成巷段变为一梁三柱，中间架设一排支柱。

3）皮带头15 m 采用加长梁、腿的铁棚支护，梁长4.8 m，腿长3.4 m，棚距0.6 m。构顶＋攀帮＋撑木=8 根＋6 根＋4 根。

3 验算支护设计参数

3.1 架棚支护参数验算

3.1.1 顶梁按简支压弯构件计算（棚距为0.8 m）

式中：Mmaxb为顶板载荷作用在棚梁上的最大弯矩，kN·m；Fb为工字钢横截面积，取33.18 cm2（0.003 318 m3）；σ0b为取11 号工字钢材料极限抗压强度，510 MPa；N1为棚腿给予棚梁的轴向力，kN·m；φ 为轴心受压构件稳定系数，根据构件的长细比17，查表得φ=0.237；Wb为工字钢抗弯截面模量，取113.4 cm3（0.000 113 4 m3）。

式中：γ 为巷道顶板岩石容重，取24.5 kN/m3；h1为巷道高度，取3.4 m；h2为巷道冒落高度，根据经验，取1.7 m；L为棚距，取0.8 m；l1为棚梁长度，取3.4 m；l2为棚腿长度，取3.4 m。代入式中计算得Mmaxb=48.14 kN·m。

N1为棚腿给予棚梁的轴向力：

式中：α 为棚腿叉角80°；q2为棚腿所受的侧压均匀集度；β 为煤层内摩擦角；σcc为煤层抗压强度，取12 MPa。代入式中计算得N1=43 kN/m。

所以棚距0.8 m，棚梁强度满足要求。

3.1.2 棚腿按简支压弯构件计算

式中：Mmaxc为巷帮载荷作用在棚梁上的最大弯矩，kN·m；σ0c为取11 号工字钢材料极限抗压强度510 MPa；Wc为工字钢抗弯截面模量，取113.4 cm3（0.000 113 4 m3）；Fc为工字钢横截面积，取33.18 cm2（0.003 318 m3）；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；q2为棚腿所受的侧压均匀集度，取26 kN/m；l2为棚腿长度3.4 m。

所以棚距0.8 m，棚腿强度满足要求。

根据相邻工作面切眼施工经验确定，切眼棚距取0.6 m。

3.2 锚杆支护参数验算

顶锚杆通过固结作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，其计算公式如下：

3.2.1 顶锚杆长度

式中：B为巷道或硐室跨度，m；L顶为顶锚杆总长度；N为围岩影响系数（4 煤顶板为Ⅱ类稳定围岩，取1.1）。代入式中得L顶=N（1.5+B/10）=2.035m＜2.2m。

3.2.2 顶锚杆间距

式中：a为锚杆的间距，mm；Q为锚杆设计锚固力，取156 kN；H为巷道冒落高度，取4 m；γ 为岩层容重，取25.0 kN/m3；K为安全系数，取1.2。

代入公式计算得：a=1 100 mm＞1 000 mm。

3.2.3 锚杆排距

式中：n为顶板每排锚杆根数，取4 根；N为每根锚杆锚固力，取156 kN；K为安全系数，取1.2；γ 为顶板岩层容重，25.0 kN/m3；a为巷道掘进跨度之半；b为潜在冒落拱高度，取5 m；

3.2.4 锚杆直径

式中：d为锚杆直径，mm。则d=L/110=20 mm。

4 矿压监测

4.1 观测对象

49403 皮带巷及外围系统。

4.2 观测内容

自开口位置开始，每50 m 设一个观测点，观测棚梁及棚腿变形程度，受压情况以及观测巷道表面位移、顶板离层、锚杆受力、巷道破坏状况统计。

4.3 观测方法

正常情况观测频率七天一次。监测内容为棚梁受压力变形情况，巷道两帮棚腿受压变形情况。变形严重时观测频率为每天一次并记录，巷道每50 m 在巷道行人侧加设观测牌，并将观测结果填入记录牌。测巷道表面位移的方法则采用十字布点法。

4.4 观测结果

由巷道表面变形曲线图（图1）可以看出，巷道围岩的变形量在初期增加的较为明显，因为此时巷道还处于开挖后的运动状态，但是随着时间的增加，巷道围岩的变形逐渐趋于稳定状态。最终巷道的顶底板下沉量为70 mm，两帮的移近量为110 mm，表明所采用的支护方式及参数能够很好地满足控制巷道变形的需要，满足巷道安全的要求。

图1 巷道表面变形曲线图

5 结论

1）通过对西铭矿49403 皮带巷分析，得出皮带巷采用架棚＋顶板锚杆的支护方案；2）通过理论验算，表明选用的支护参数是合理的；3）根据现场实测结果可知，所选用的架棚＋顶板锚杆的支护方案能够满足巷道的安全使用。