采区主运输巷局部二次挑顶立交过巷改造方案设计

刘光金，杨 伟，袁志刚，李金亮，张 吉

(1.宁夏煤矿设计研究院有限责任公司，宁夏 银川 750011；2.国能新疆宽沟矿业有限责任公司，新疆 昌吉 831100)

目前，我国煤矿井下巷道煤炭运输(主运输)多采用带式输送机运输方式，人员、设备、材料、矸石等辅助运输采用无轨胶轮车、传统轨道加架空乘人器、单轨吊、齿轨卡轨车等多种方式。在煤矿设计和生产过程中，主、辅运输系统不可避免的需要发生平面跨越交叉，一般处理方案是把主运输巷道整体抬升一定高度实现巷道交叉布置，并从保证安全和有利于生产出发，应用岩柱尺寸计算公式[1，2]设计出最小安全岩柱尺寸。有时会遇到主运输系统与轨道系统相互冲突、相互制约的问题，采取施工顶底板绕道的解决方法会增加岩巷工程量和辅助运输环节。为不影响安全生产，减少辅助岩石巷道，简化运输系统，也可采用主运输系统与轨道系统在平交巷道中立交运行的方式解决[3-5]。两立交巷道上、下间距越小，工程量越少，但两巷道之间的岩柱很难保留，同时巷道相交处的支护难度大，甚至出现串风现象，影响安全生产。文献[6]应用自稳隐形拱理论对上方巷道掘进对下伏巷道造成的影响进行了理论分析，选择人工假顶等方案解决了交岔巷道的空间结构关系和串风问题。文献[7—9]通过减小上方巷道的跨度有效减小其下伏巷道的顶板压力，从而有利于其下伏巷道的顶板稳定性控制。文献[10—13]选择“锚网索+工字钢矩形棚+浇筑墙体”等联合支护方式可以确保巷道交错点处巷道工程结构稳定。借助巷帮煤柱作为立交巷道支撑平台的无腿立交施工方法[14]、采用“多打眼、控装药、放小炮”，分次装药、分次拉炮的控制爆破技术[15]可以避免混凝土桥腿在带式输送机和管线多的条件下放炮扩帮施工带来的施工难、风险高、工期长、费用大等问题。施工中还需做好放线测量[16]、制订并执行交叉巷道立交安全施工技术措施及注意事项[17，18]等工作，保证复杂条件下巷道立交施工安全，提高立交施工效率。针对带式输送机跨巷安装的特点，机制专业技术人员也可结合现场条件进行设备选型布置，适当开展运煤系统优化改造[19，20]。

1 工程概况

宽沟煤矿核定生产能力1.80Mt/a。矿井采用“反斜井+集中石门、上下山”开拓方式，现有主斜井、副斜井和回风斜井三条井筒，均采用反斜井穿岩层布置方式，主、副斜井在一水平标高+1255m通过水平石门将沿煤上山与井筒连接形成主、辅运输系统。煤层为东西走向，井底车场主、辅运输石门标高均为+1255m，且轨道石门位于主运输石门东侧。位于矿井西侧的12采区接续时，位于东侧的轨道运输系统就必须绕(穿)过主运输石门与12采区轨道系统衔接。

目前国内各类巷道立交布置应用较为普遍，且在巷道布置空间参数、支护、施工措施等方面均积累了丰富经验，但多为两巷同时布置或一条巷已有的情况下新布置另一条且新布置巷道层位标高可适当调整。而宽沟煤矿立交巷道存在两个特殊性：一是，井底车场轨道石门和主运输石门均已形成，且巷道底板标高基本相同，主运输石门整体适当提标高、两石门间留设合理煤柱后立交通过的常规做法已无可能；二是，现有主运输石门设备均已投用，已无设备参数重大调整的可能。因此，需要在巷道系统调整、巷道支护和设备改造三个方面进行综合分析论证方能确定经济可行方案。

2 轨道巷与主运输石门过巷方案

2.1 轨道运输巷绕行方案

宽沟煤矿+1255m主运输石门全长675m，+1255m轨道石门与主运输石门长度相同，机尾处通过联络巷连接，12采区+1255m轨道大巷与主运输石门贯穿点距石门带式输送机机尾247m，由于+1255m主运输石门与轨道石门处于同一标高，轨道运输方案需在主运输石门机尾联络巷开口，通过施工+1255m车场石门绕道与12采区+1255m轨道大巷贯通，实现轨道运输绕行，如图1所示。

图1 轨道运输巷绕行布置方式

该方案无需对带式输送机进行改造，仅在主运输石门西侧布置一条长度约为295m的车场石门绕道，新布置巷道位置围岩条件与现有石门围岩条件大致相同，巷道支护可沿用已有巷道参数，技术难度低。

2.2 主运输石门挑顶立交方案

2.2.1 立交方案

在+1255m轨道大巷与+1255m主运输石门贯穿点向轨道石门垂直方向布置+1255m轨道石门绕道，与+1255m车场石门贯通，在轨道与带式输送机相交段通过对+1255m主运输石门部分巷道进行挑顶并抬高该段巷道内带式输送机，带式输送机下部留出轨道运输空间，实现主、副运输立交通行的目的，如图2所示。该方案需在考虑对现有主运输石门内已布置带式输送机进行设备校核并改造的基础上，根据设备运行空间位置、高度需要对已有石门巷道进行挑顶、十字交叉布置。

图2 主运输石门挑顶立交方案

2.2.2 带式输送机设计计算及改造内容

带式输送机带宽B=1200mm，总长度L=1310m，提升高度H=201m，平均倾角α=8.83°，巷道倾角(尾部至头部)0°～16°，尾部至绕道立交点长度L1=412m，输送物料原煤，物料粒度0～300mm，物料密度ρ=0.9t/m3，输送能力Q=1430t/h，带速v=3.5m/s，输送机机带为ST/S3150，每米物料质量qG=113.49kg/m，上托辊转动质量qR0=25.86kg/m，下托辊转动质量qRu=9.66kg/m，每米输送带重量qB=49.32kg/m，传动滚筒摩擦系数μ=0.3，输送机模拟摩擦系数f=0.03。

传动滚筒所需圆周力计算公式如下：

FU=CFH+FN+Fst+Fs1+Fs2

(1)

式中，C为附加阻力系数，取1.074；FU为传动滚筒所需圆周力，kN；FH为输送机主要阻力，kN；FN为输送机附加阻力，kN；Fst为输送机倾斜阻力，kN；Fs1为输送机特种主要阻力，kN；Fs2为输送机特种附加阻力，kN。

经计算可知：FH=94.51kN；FN=6.99kN；Fst=223.78kN；Fs1=4kN；Fs2=2KN；FU=338.28kN。

计算出传动滚筒所需圆周力后，进一步计算输送机不打滑张力，计算公式如下：

F2min=FUmax/(euφ-1)，FUmax=KA×Fu单

(2)

式中，F2min为输送机不打滑张力，kN；FUmax为输送机满载启动或者制动时出现的最大圆周驱动力，kN；KA为启动系数，取1.4；euφ为欧拉系数，查表得2.7；Fu单为单个传动滚筒所需圆周力，kN。

计算得：FUmax=236.80kN；F2min=139.29kN。

输送机下垂度校核计算公式如下：

F承载min≥a0(qG+qB)g/[8(h/a)min]

(3)

F回程min≥auqBg/[8(h/a)min]

(4)

式中，F承载min为承载分支任意一点最小张力，kN；F回程min为回程分支任意一点最小张力，kN；(h/a)min为两组托辊之间输送带的允许垂度，取0.01。

计算得：F承载min=23.96kN；F回程min=18.14kN。

尾部至绕道立交点412m处水平分支的力Fx=96.65kN。

输送机凸弧曲率半径计算公式如下：

R≥(100～167)B×sinθ

(5)

式中，B为带宽，m；θ为托辊槽角，取354°。

则R≥114.94m，从安全角度考虑取R=150m。

输送机凹弧曲率半径计算公式如下：

R≥(1.3～1.5)Fx/(qB×g)

(6)

式中，Fx为凹弧段起点处输送带张力，kN；qB为输送带质量，kg/m；g为重力加速度，取9.81N/kg。

则R≥299.65m，取R=300m。

以带式输送机计算结果为依据，将+1255m轨道大巷与+1255m主运输石门贯穿点处两侧各22m输送机进行改造，通过增加托辊架、特殊机身、横梁等结构件，将此处输送机水平段改造成挑顶弧段(最大挑顶高度1.4m)，带式输送机凸弧段曲率半径为150m，凹弧段曲率半径为300m。

2.2.3 巷道立交布置参数确定

依据宽沟煤矿井下使用最大件设备尺寸，立交点通过尺寸宽×高为3.4m×3.2m，由特殊支腿及横梁加工构成。+1255m主运输石门巷道宽×高为3.6m×3.6m，+1255m轨道运输大巷巷道宽×高为4.0m×3.6m，巷道正常段与挑顶段平滑渐变贯通，挑顶立交布置时该处巷道交叉点最大空顶尺寸为5.4m×5.4m。

2.2.4 立交支护参数设计

根据实际掘进揭露情况，交叉点顶板为B2煤层顶板岩石，岩性坚固、完整性好，新掘巷道正常段支护采用“锚杆+钢筋网+锚索+喷混凝土”的方式即可，交叉点巷道顶板增加锚索桁架加强支护。

巷道顶部及帮部均采用∅18mm×2000mm等强锚杆，锚杆配备150mm×150mm×10mm穹形铁质托板，锚杆间排距均为800mm×800mm。巷道全断面挂4#冷拔丝锚网。锚索件排距为2000mm×2400mm，锚索为∅17.8mm×10500mm钢绞线，巷道拱部与锚杆同排布置钢带，钢带采用∅10mm圆钢加工，档距80mm×800mm。巷道开口处顶板采用锚索梁补强支护，锚索长度为∅22mm×10500mm，与11#矿用工字钢梁配合支护，工字钢长度为3500mm，每根工字钢使用2根锚索，间距为2500mm，喷射混凝土强度为C20。

2.2.5 采用数值模拟方式校验立交支护参数

1)数值模型建立。采用FLAC3D数值模拟软件对宽沟煤矿12采区+1255m轨道运输大巷与+1255m主运输石门巷道立交处进行数值模拟计算，模型尺寸大小为长×宽×高=64m×16m×12m，模型前后左右下部采用位移边界条件，模型上部施加7.375MPa应力模拟上覆未模拟岩层的自重应力，忽略岩层倾角对数值模拟结果的影响，岩体力学参数见表1。

表1 岩体力学参数

图3 垂直应力云图(Pa)

2)数值模拟结果分析。支护和未支护条件下巷道立交处和挑顶段的垂直应力云图和垂直位移云图如图3、图4所示，由图3、图4可以得到：①未支护情况下和支护情况下的巷道挑顶段拱部垂直应力均为0.88MPa，帮部垂直应力约为20MPa，应力主要集中在巷道立交的拱帮结合位置，应力最大约为40MPa；②未支护情况下巷道挑顶段拱部垂直位移为7～9mm，帮部约为4mm，立交处最大垂直位移为17mm，支护条件下巷道挑顶段拱部和帮部位移约为1～2mm，立交处最大垂直位移为5mm，支护条件下巷道立交处拱部帮部垂直位移为未支护条件下的29%，表明巷道周围破碎的围岩在锚杆锚索主动支护作用下形成的组合拱使得巷道围岩稳定性大幅度提高，形成了稳定的结构，巷道围岩由施载体转变为承载体，巷道变形减小；③通过对巷道进行支护后可以发现巷道立交处和挑顶段的塑性区分布范围明显减少，表明巷道立交处和挑顶段在采取上述支护参数后，巷道围岩稳定性较好，变形较小，说明巷道立交处和挑顶段的支护方案可行。

图4 垂直位移云图(m)

3 方案技术经济比选分析

3.1 技术比较分析

3.1.1 轨道运输巷绕行方案优缺点分析

针对宽沟煤矿12采区+1255m轨道运输大巷与+1255m轨道石门两种连接通行方式，轨道运输巷绕行方案的优点为：①巷道工程开口施工地点位于运输石门末端机尾联络巷内，对矿井现有主、辅运输系统均不存在干扰，矿井生产、掘进作业活动可正常进行；②新施工巷道断面小、层位稳定，支护难度小；③只延伸巷道工程，无需对带式输送机进行改造，技术难度小。

缺点为：轨道运输巷从机尾绕行导致井巷工程量较大，工程投资增加，施工周期长(矿建施工工期5个月)。

3.1.2 主运输石门挑顶立交方案优缺点分析

若采用在+1255m轨道大巷与+1255m主运输石门贯通点采用挑顶立交方式布置，其优点为：减少掘进巷道工程量，降低工程投资，缩短工程施工周期(矿建加安装施工总工期1.5个月)。

缺点为：①该工程在+1255m轨道石门开口施工，在+1255m主运输石门内挑顶并对石门带式输送机进行改造，将对+1255m车场内正常主、辅运输环节造成一定影响，影响时间10～15d；②挑顶及立交巷道断面变化大，围岩应力分布复杂，支护参数设计难度相对较大；③需要专业人员对原有带式输送机进行校核并改造。

根据宽沟煤矿近年实际生产情况，矿井开采煤层为厚煤层，核定生产能力不大(1.8Mt/a)，采、掘压力较小，每年均存在间歇性停产检修状况，主运输石门挑顶立交方案利用矿井停产期进行施工对矿井主、辅运输造成的影响较小。

3.2 经济比较分析

轨道运输巷绕行方案主要为井巷投资，+1255m车场石门绕道总长度为295m，巷道为穿岩层布置，净断面s=15.42m2，工程投资为711.69万元。主运输石门挑顶立交方案主要投资为车场石门绕道、运输石门挑顶井巷工程投资及运输石门带式输送机改造工程投资，工程总投资为162.63万元，投资比较见表2。

表2 投资比较

综合以上分析可以看出，虽然轨道巷绕行方案技术难度低，但与挑顶立交方案相比，存在工程量大、施工周期长、投资大等缺点。由于挑顶立交方案技术难点可通过优化支护参数和输送机设备改造加以解决，因此挑顶立交方案明显优于轨道巷绕行方案。宽沟煤矿+1255m轨道大巷与+1255m主运输石门挑顶立交工程实施后一月内观察巷道围岩收缩变形量小于50mm，巷道支护强度满足生产需要，石门带式输送机改造后运行正常。

4 结 论

1)根据宽沟煤矿+1255m轨道大巷与+1255m主运输石门交叉布置特点，采取了挑顶立交过巷改造方案，通过增加托辊架、特殊机身、横梁等结构件将石门贯穿点两侧各22m输送机进行改造，并对交叉点巷道采用“锚杆+钢筋网+锚索+喷混凝土”配合锚索桁架加强支护的联合支护方式，有效解决了挑顶立交方案面临的主要难题。

2)通过以上两种方案技术及经济方面的比较，两种方案从技术上均可行，采用主运输石门挑顶立交方案比轨道运输巷绕行方案节约工期3.5个月，节约投资549.06万元，工期、经济投资方面占有绝对优势，且按挑顶立交方案实施后，12采区生产过程中辅助运输系统干线长度较绕行方案可以缩短约600m，大大提高矿井辅运系统效率，因此，宽沟煤矿12采区接续选择在+1255m水平位置主、辅运输系统巷道跨巷立交布置方式。该立交布置方案在宽沟煤矿成功应用实施，取得了良好的技术经济效益。