于二強
(西山煤電股份有限公司西銘礦, 山西 太原 030052)
隨著煤炭資源開采的逐年增加,首先需要開掘大量的巷道來維持工作面的正常生產需求[1]。巷道是工作面開采的首要任務,因此需對巷道圍巖穩定性進行研究,選擇合理的巷道支護方式對工作面的安全高效開采具有重要的意義[2]。因此,需對巷道掘進及工作面開采時巷內支護方式進行研究。張科[3]針對郭莊煤礦大斷面全煤巷道,分析了巷道圍巖破壞特征,優化了錨桿及錨索間距;王文才[4]采用FLAC3D及正交試驗法優化了巷道支護參數,取得了良好的效果。現針對西銘煤礦49709工作面兩巷進行支護技術研究。
49709工作面井下位于北七采區左翼,北鄰隨老母斷層,南鄰北七左翼回風巷,西鄰古交千峰精煤有限公司,東為48707采空區。該面上覆2號煤、8號煤已回采,9號煤與2號煤層間距95 m左右;9號煤與8號煤層間距1.50~3.30 m,平均2.31 m;3號煤不可采。該工作面所掘9號煤層裂隙發育,結構簡單,煤層局部夾0.5 m的頁巖或炭質頁巖,煤層傾角2°~15°,平均4°左右,煤層厚度2.70~3.90 m,平均3.40 m,厚度變化不大,為穩定的中厚煤層。工作面頂底板巖層巖性如表1所示。
軌道巷為回采期間進風和輔助運輸巷道,皮帶巷為回采期間運煤和回風的巷道,結合西銘礦工作面回采經驗,選用正梯形斷面,巷道上凈寬3.1 m,下凈寬4.2 m,高度3.2 m。
根據《煤礦安全規程》第九十一條的規定,巷道從道渣面起1.6 m的高度,運輸巷一側必須留有寬1.0 m以上的人行道,另一側必須留有0.5 m的安全間隙,所以:


表1 工作面頂底板巖性
式中:B為軌道巷的寬度;BY為運輸中移變的寬度最大,取1.5 m;BX為人行道寬度,取1.0 m;C為安全間隙,取0.5 m。代入數據計算得B=3.0 m。
以通過最高設備運輸液壓支架為依據計算巷道高度:

式中:H為巷道的凈高度;h設為液壓支架的高度,取2.3 m;a為軌道、軌枕的高度,取0.3 m;S為安全間隙,取0.2 m;b為巷道預計變形量,取0.2 m。代入數據計算得H=3.0 m。
風速驗算按下式進行:

式中:Q軌為軌道巷設計配風量,取850 m3/min;V軌為軌道巷風速根據《煤礦安全規程》中采煤工作面及掘進煤巷允許風速為0.25~4 m/s;S掘為軌道巷斷面面積,取11.68m2。代入數值計算得V軌=1.21m/s<4 m/s。由于 0.25 m/s<1.21 m/s<4 m/s,故巷道斷面設計合理。
3.1.1 支護參數
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,棚距0.8 m,構頂×攀幫×撐木 =(6×6×4)根。
3.1.2 支護參數的驗算
1)工作面皮帶巷、軌道巷采用架棚支護,棚梁、棚腿均采用礦用11號工字鋼,梁長為3.4 m,腿長為3.4 m,棚距為0.8 m。
頂梁按簡支壓彎構件計算:

式中:Mmax,b為頂板載荷作用在棚梁上的最大彎矩,kN·m;γ為巷道頂板巖石容重,取24.5 kN/m3;h1為巷道冒落高度,根據經驗取1.7m;L為棚距,取0.8m;l1為棚梁長度,取3.4 m;l2為棚腿長度,取3.4 m;Wb為工字鋼抗彎截面模量,取0.000 113 4 m3;N1為棚腿給予棚梁的軸向彎矩;Fb為工字鋼橫截面積,取0.002 32 m2;α為棚腿叉角,取80°;q2為棚腿所受的側壓均勻集;取7 kN/m;φ為軸心受壓構件穩定系數,取0.237;σ0,b為11號工字鋼材料極限抗壓強度,取510 MPa。代入公式可得446 MPa<510 MPa。所以棚距0.8 m,棚梁強度滿足要求。
2)棚腿按簡支壓彎構件計算:

式中:Mmax,c為巷幫載荷作用在棚梁上的最大彎矩,kN.m;σ0,b為11號工字鋼材料極限抗壓強度,取510 MPa;Wb為工字鋼抗彎截面模量,取0.000 113 4 m3;Fb為工字鋼橫截面積,取0.002 32 m2;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,取 11.7 kN/m3。計算得到Mmax,c=111 MPa<510 MPa,所以棚距0.8 m,棚腿強度滿足要求。
3.2.1 支護參數
頂板采用錨桿支護,選用MSGLW-335/20×1800型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿(Φ20 mm×1 800mm),花形布置,錨桿間排距1 800 mm×1 500 mm,每根頂錨桿裝MSCKb2360型藥卷1卷和MSK2380型藥卷1卷,戴成品托片一個。
兩幫采用MSGLW-335/20×1800型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿(Φ20 mm×1 800 mm)+菱形金屬網支護,錨桿間排距1 500 mm×1 200 mm,矩形布置,每根幫錨桿裝MSCKb2360型藥卷1卷和MSK2380型藥卷1卷,配成品井字托片和小片各一個,最上排錨桿距頂板300 mm。
3.2.2 參數驗算的支護
1)頂錨桿長度的確定:

式中:L為頂錨桿的長度;K為安全系數,取2;H為軟弱巖層厚度,取0.5 m;I為錨桿錨入堅固穩定巖層的深度,取0.5 m;T2為錨桿外露長度,取0.1 m。代入數值計算得L=1.6 m。根據計算及西銘礦8號煤錨桿使用的現場經驗,確定頂錨桿長度為1.8 m。
2)頂錨桿的直徑確定:

式中:d為頂錨桿的直徑;Q為錨桿的錨固力,取105 kN;δ為桿體抗拉強度,西銘礦現用20 mm螺紋鋼,取490 MPa。代入數值計算得d=16.44 mm。根據計算及巷道掘進經驗,確定頂錨桿直徑為20 mm。
3)頂錨桿間、排距的確定(8號煤層的直接頂為石灰巖,其普氏堅固性系數f=9):

式中:a為錨桿的間距;Q為錨桿的錨固力,取105 kN;γ為巖體的容重,取24.5 t/m3;K為安全系數,取1.8;L2為軟弱巖層厚度,取0.5 m。代入數值計算得a=2.0 m。通過以上計算及西銘礦錨桿使用的經驗,皮帶巷外返段頂錨桿的間、排距確定為1.8m×1.5m,花形布置,能滿足支護的要求。
4)幫錨桿長度的確定:

式中:a1為片幫最大深度;h為掘進巷道錨桿支設高度,取3.6 m;δc為兩幫似內磨擦角,取65°。代入數值計算得a1=1.67 m。根據計算及相鄰采區巷道掘進經驗,幫錨桿長度確定為1.8 m。
5)幫錨桿間、排距的確定(根據兩幫側壓力計算確定):

式中:qc為兩幫側壓力;rc為8號煤的容重,取1.38 t/m3;h為掘進巷道高度,取3.6 m;h0為錨桿錨入煤巷深度,取1.7 m;δc為兩幫似內磨擦角,取65°。代入數值計算得qc=0.85 t/m<實際支護能力5.5 t/m。通過以上計算及西銘礦錨桿使用的現場實際經驗,幫錨桿的間排距確定為1.5 m×1.2 m,三排矩型布置,幫錨桿的設計錨固力為105 kN/根約10 t/根,實際支護密度為0.55根/m,實際支護能力為5.5 t/m,能滿足支護的要求。
為研究以上方案參數的合理性及巷道圍巖的變形量,西銘礦49709工作面兩巷采用如上支護技術方案進行支護工作,在工作面回采期間,兩幫移近量穩定在134 mm,頂底板移近量穩定在102 mm,完全可以保證巷道的安全穩定,保障工作面的正常回采需求。
1)結合西銘礦工作面回采經驗,選用正梯形斷面,巷道上凈寬3.1 m,下凈寬4.2 m,高度3.2 m。
2)軌道巷、皮帶巷常規段采用鐵棚支護,棚梁長3.4 m,棚腿長3.4 m,均使用11號礦用工字鋼,棚距0.8 m,構頂×攀幫×撐木為(6×6×4)根。
3)皮帶巷外返段選用MSGLW-335/20×1800型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,花形布置,錨桿間排距1 800 mm×1 500 mm,兩幫采用MSGLW-335/20×1800型左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距1 500 mm×1 200 mm,矩形布置。