49709 皮帶巷工作面支護技術的研究

李 帥

（西山煤電股份有限公司西銘礦， 山西 太原 030052）

1 49709 皮帶巷工程概況

西銘礦49709 皮帶巷所要施工巷道包括49709皮帶巷、49709 切眼、回風聯絡巷。49709 皮帶巷用于形成49709 回采工作面的生產系統，滿足該工作面采煤時的運煤、回風、行人及管線鋪設。

回風聯絡巷用于工作面掘進及采煤期間的回風，49709 切眼用于采煤期間液壓支架的安設。預計巷道平均坡度4°，最大坡度為15°，皮帶巷為1 890 m，切眼為208 m，回風聯絡巷為51 m，共計2 149 m。

1.1 井上位置

地面位于隨老母斷層以南，蒿地茆村西北，古交千峰精煤有限公司以東；王家溝村（已拆遷）位于工作面中部。地表多為黃土覆蓋，蓋山厚度為206～445 m，平均為329 m。

1.2 井下位置

井下位置是在北七采區左側，北側靠近隨老母斷層，南側靠近北七左翼回風巷，西側靠近古交千峰精煤有限公司，東側是48707 采空區。49709 工作面上覆2 號煤、8 號煤已經完成開采，9 號煤與2 號煤層之間的距離大約為95 m 左右；9 號煤與8 號煤層之間的距離大約是1.50～3.30 m，平均2.31 m；3 號煤不可采[1-2]。

2 煤層賦存特征

西銘礦49709 工作面開采的9 號煤層存在裂縫，煤層結構較簡單，煤層部分區域夾雜著0.5 m 的頁巖，煤層傾斜角度大概在2°～15°，平均傾斜角度是4°，煤層厚度2.70～3.90 m 左右，平均煤層厚度3.40 m，9 號煤層整體厚度差別不是很大，屬于中厚煤層。

表1 煤層賦存情況

3 支護設計

3.1 皮帶巷斷面設計

3.1.1 巷道寬度

式中：B1為皮帶巷的寬度；BP為轉載機寬度，取1.6 m；Bx為人行道寬度，取1.0 m；C1為安全間隙，取0.5 m。

將數據代入公式計算得：B1＝3.1 m。

3.1.2 巷道高度

式中：H1為巷道的凈高度；h設1為安裝最高設備轉載機的高度，2.2 m；S1為安全間隙，取0.2 m；b1為巷道預計變形量，取0.2 m。

將數據代入公式計算得：H=2.6 m。

結合實踐經驗，皮帶巷斷面設計為正梯形斷面，皮帶巷巷道上方凈寬度3.1 m，巷道下方凈寬度4.25 m，凈高度3.2 m。

3.1.3 按風速進行驗算

式中：Q皮為設計的皮帶巷的通風量，850 m3/min；v皮為皮帶巷風速；S掘為巷道斷面，4.25×3.2=13.6 m2。

將數據代入公式計算得：v皮=1.04 m/s。

煤礦安全規程要求掘進中的煤巷和半煤巖巷的允許風速為0.25～4 m/s，顯然設計風速1.04 m/s 符合煤礦安全規程，故皮帶巷斷面設計合理。

3.2 切眼斷面設計

3.2.1 巷道寬度

切眼寬度取6.5 m，切眼是安裝液壓支架、可彎曲刮板輸送機、采煤機的場所，在這些設備中，支架的長度最大，所以，以支架長度計算切眼的寬度。

式中：B2為切眼的寬度；Bz為液壓支架安裝時對角線長度6.3 m；C2為富余系數，取0.2 m。

將數據代入公式計算得：B2＝6.5 m。

3.2.2 巷道高度

為有利工作面設備的安裝及安裝期間皮帶巷轉載機、破碎機等設備的運輸，切眼斷面高度取3.3 m。

式中：H2為巷道的凈高度；h設2為液壓支架的高度（包括平板車），2.3 m；a 為軌道、軌枕的高度，0.3 m；S2為安全間隙，取0.2m；b2為巷道預計變形量，取0.2m。

將數據代入公式計算得：H2=3.0 m。

考慮切眼寬度大，煤層頂板需要承受壓力也會隨之增大，為了保證安全生產過程，該礦采用“先施工小斷面后再邊擴幫邊安裝”的工藝。設計小斷面為矩形斷面，巷道寬4.6 m，高度3.3 m，均大于驗算結果，故切眼斷面設計合理。。

4 支護工藝

4.1 巷道臨時支護

巷道臨時支護需要兩根11 號礦用工字鋼支撐前探梁，前探梁被卡梁式懸吊器懸吊，工字鋼長度為5.0 m，每根前探梁都有3 處被懸吊，兩根懸吊梁之間的距離為2.2 m。

4.2 巷道支護形式及規格

49709 皮帶巷選擇的支護方式為架棚支護，其中棚梁設計長度為3.4 m，棚腿設計長度為3.4 m，棚梁和棚腿都選擇使用11 號礦用工字鋼支護，構頂、攀幫、撐木的數目分別是6、8、4 根。兩個棚梁之間的距離為0.8 m，工字鋼支護的循環進度1.6 m，工作面支架支護的空間寬度最大為2.0 m，最小為0.4 m。

架棚支護質量要求：

1）構頂：小背板壓梁頭，小背板之間需要均勻排列，前后兩架小背板要交錯布置，小背板需要用木楔打牢。每根小背板用木楔的固定方向應該相同，并且避免重復木楔的出現，采用2.0 m 長的成品小背板[3]。

2）攀幫：以四道攀幫為一幫，上攀幫構木緊貼所架棚棚口，隨后每間隔0.8 m 攀一道，需要用木楔進行固定。

3）撐木：在棚梁兩梁頭槽內打一處撐木，在距棚梁1.0 m 處打一處撐木，撐木選擇長為80 cm，寬度7 cm，厚度5 cm 的成品撐木，保持撐木在同一直線。

4）頂板需要頂網固定，金屬網規格2.2 m×1.8 m，金屬網在使用時必須拉平鋪展，張緊有力。聯網距20 cm，搭接距10 cm，網針必須擰最少兩圈半，金屬網必須拉至棚梁梁頭下30 cm，并用梁頭第一攀幫構木將網子壓緊。

5）棚腿叉角為10°，棚腿必須有10 cm 柱窩以確保支設牢靠，棚腿需要固定在實底處。

6）超挖處攀幫構頂需用圓木或小背板打木垛背嚴。

7）巷道掘進過程中，支設棚腿需要迎山角，迎山角高度為所支護巷道坡度的1/5。

49709 切眼采用架棚支護，棚梁選擇11 號礦用工字鋼，工字鋼長度為4.4 m，棚距0.6 m，一條棚梁有兩條棚柱，棚梁的棚腿選擇DW-35 型單體液壓支柱，落山幫和工作面幫選擇錨桿規格為Φ20 mm×1 800 mm 玻璃鋼錨桿，每根錨桿配一個MSCKb2360和一個MSK2380 錨固劑及其配套成品托板進行錨固支護。落山幫和工作面幫之間按1.2 m×1.5 m 矩型布置錨桿，最上排幫錨桿與頂板之間的距離為0.6m，兩排布置。緊挨兩邊邊柱各架設一架順巷抬棚，加強支護，抬棚梁采用3.4 m 的工字鋼，抬棚梁必須對接，支柱必須支設在實梁下，一梁三柱，間距1.2 m。順巷抬棚的支柱必須穿鐵鞋，鐵鞋必須用防倒繩和單體手把聯結[4]。

49709 皮帶巷回風聯絡巷選擇的支護方式為架棚支護，設計的棚梁長度為2.8 m，設計的棚腿長度為3.4 m，棚梁和棚腿都選擇11 號礦用工字鋼，構頂、攀幫、撐木分別需要4、8、4 根。兩個棚梁之間的距離為0.8 m，工字鋼支護的循環進度1.6 m，工作面支架支護的空間寬度最大為2.0 m，最小為0.4 m。

4.3 驗算支護設計參數（棚距為0.8 m）

4.3.1 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，其計算公式見式（7）；N1為棚腿給予棚梁的軸向力，kN/m，其計算公式見式（8）；Fb為工字鋼頂梁橫截面積，33.18 cm2取0.003 318 m2；φ 為軸心受壓構件穩定系數，根據構件的長細比查表φ=0.237；Wb為工字鋼抗彎截面模量，113.4 cm3取0.000 113 4 m3；σ0，b為取11 號工字鋼材料極限抗壓強度，510 MPa。

式中：γ 為巷道頂板巖石容重，取24.5 kN/m3；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3.4 m。

式中：q2為棚腿所受的側壓均勻集度，kN/m2，其計算公式見式（9）；l2為棚腿長度，3.4m；α 為棚腿岔角80°。

式中：h1為巷道高度，取3.4 m；β 為煤層內摩擦角，，σcc為煤層抗壓強度，取12 MPa。

所以棚距≤0.8 m，棚梁強度滿足要求。

4.3.2 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，其計算公式見式（11）；Wc為工字鋼抗彎截面模量，113.4 cm3，即0.000 113 4 m3；Fc為工字鋼棚腿橫截面積，33.18 cm2，即0.003 318 m2；N2為棚梁給予棚腿的軸向力，kN，其計算公式見式（12）；σ0，c為11號工字鋼材料極限抗壓強度，510 MPa。

將有關數據代入公式（12）（11）（10）計算得：代入公式：

所以棚距≤0.8 m，棚腿強度滿足要求。

5 礦壓監測

1）觀測內容：自開口位置開始，每50 m 人工檢測一次棚梁及棚腿變形程度。

2）觀測方法：礦壓監測設計周期為7 d 一次。監測內容為棚梁、棚腿受到巷道巖石壓力后的變形情況。變形嚴重的部位每天定時做好記錄，巷道行人一側每50 m 設置礦壓記錄牌，并將每天觀測結果及時記錄。

3）數據處理：觀測，日常觀測工作由專門的工作人員進行觀測，并將每天觀測結果及時記錄；結果分析，在施工同時進行礦壓觀測，并及時對記錄數據進行分析處理，做好相應監測情況的應對措施。每月由技術員將觀測記錄交生產科存檔。

6 結論

通過對49709 皮帶巷工程應用和煤層情況分析，決定對皮帶巷、切眼、回風聯絡巷采用架棚支護的支護方案，設計棚距0.8 m，分別滿足了棚梁強度和棚腿強度的要求，并進行驗算，確保設計參數安全合理。在煤礦開采過程中，確保施工工作面的支護質量是煤礦企業面臨的一大難題，根據具體巷道掘進要求，針對性設計支護方案和選擇支護工藝，不僅確保巷道支護質量，也為類似巷道支護技術研究指明了方向。