上覆采空极近距离煤层单轨吊悬顶技术

上覆采空极近距离煤层单轨吊悬顶技术

汤松

上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿

摘要：传统的锚杆支护理论如组合梁、悬吊、组合拱理论主要是针对完整弹性岩体而提出的，而在深部近距离煤层中，由于层间距较小，而且受到上覆煤层的采动影响，已形成压力剪切破碎带，煤巷围岩比较松软破碎，采动应力较高，塑性区、破碎区范围较大。在层间距较小的地段，垂直节理比较发育，采动裂隙有可能贯穿8煤层顶板，从而降低顶板的稳定性，尤其是在地质构造带上，更容易出现应力集中和顶板破碎现象。小间距区段采用矿工钢梯形棚支护时，研究应用顶梁或在顶梁间加小短梁等方式悬挂单轨技术，以确保单轨吊安全运行。

关键词：小间距 架棚 悬吊 安全运行

一、8311工作面概况

8311掘进工作面上方为7311采空区，工作面直接顶为砂质泥岩、局部为泥岩，呈单斜构造，整体趋势材料道由西向东逐渐变厚，溜子道西部较厚，由西向中东部逐渐变薄至4.9米左右，而后向切眼再变厚至10米左右，厚度3.40～11.51米，平均厚度6.56米。材料道、溜子道掘进采用锚网索联合支护，当与7煤采空区层间距小于6米的区域采用锚架联合支护，层间距小于4米时可取消锚索支护，层间距小于2米时应合理调整层位、确保层间距不低于2米。

二、8311工作面单轨吊选型

DL100/60P型防爆锂电池单轨吊机车，额定功率60kW、最大起吊重量32吨。附属配套设施：DL-DQDL-32型液压起吊梁组件，全长12.14米、自重3.98t，起吊梁为钢结构焊接承载梁，共有8组承载小车、8个独立的承载单元，并配有4个液压链条起重系统；I140V/I140E（I155）型专用钢轨，德国工业标准（DIN20593），直轨标准长度为2.4米及1.6米。

三、8311工作面小间距单轨吊悬顶技术

8311材料道在顶板厚度小于6米时采用架棚支护，用于悬吊单轨吊的短梁固定在两架棚支护段中间，短梁长度1.04米。巷道支护架棚排距为0.8米，悬吊单轨吊悬吊点间距为1.6米。支护顶板顶梁工字钢中间有单体液压支柱支撑。悬吊单轨吊的工字钢实际跨距为3.2米。如图1所示。

图1  架棚支护段吊装示意图

1.吊挂点受力分析

已知：起吊梁DL-DQDL-32重型起吊梁全长12.14米，运输8311工作面设备时运输设备和起吊梁自重约24吨。

根据轨道为1.6米，确定吊挂点间距为1.6米。确定吊挂点受力分析模型图，起吊梁承载小车受力情况图2和悬吊点最大受力分析图3。

根据起吊梁承载小车受力情况（图2）知悬吊起吊梁时承载小车共8件，每个起吊梁承载小车受力根据起吊梁承载小车受力情况图知：

运输8煤工作面设备时G38煤=G8煤/n=240/8=30kN

根据悬吊点最大受力分析知，每个吊挂受力点在最大受力状态时受1处承载小车的力。具体状况为吊点正下方有一处承载小车。

图2  起吊梁承载小车受力情况图

图3  悬吊点最大受力分析图

通过公式

式中：

G38煤——承载轮受力，30kN

k1——动载荷安全系数，1.8

k2——活载荷安全系数，1.5

计算得G48煤=81kN

考虑到架棚处巷道有倾角，最大倾角为15°，故架棚处工字钢顶梁给予的支持力G48煤支’=G48煤*cos15°=78.24kN。故在平巷处悬吊点工字钢受力最大，即8煤材料道工字钢悬吊处受力G4顶梁=G48煤/2=81/2=40.5kN。

2.顶梁工字钢承受弯矩计算

DL-DQDL-32重型起吊梁全长12.14m，运行中始终占用的轨道最低为6根，轨道合计长度12.8m。

工字钢力学参数表

（1）顶板均布载荷计算

运用自然平衡拱理论计算，下面计算以8煤代替8煤顶板岩石进行计算，结果相较于8煤岩巷计算数值大，结果具有更高的安全系数。下式为巷道煤帮破坏深度C计算公式：

式中：KCX为按巷道断面尺寸确定的巷帮应力集中系数，按巷道断面形状与宽高比确定，取1.5；γ为巷道上覆岩层平均容重，取26kN/m3；H为巷道埋深，取1000米；B为表征采动影响程度的无因次参数，取0.5；fy为煤的硬度系数，取2.38；h为煤层厚度或巷道轮廓范围内煤夹层的厚度，取3.2米；φ为煤的内摩擦角，取32.5°。

按上式计算求出的C若为负值时，表示煤层稳定；若计算为正值时，表示煤体开始发生破坏。

经计算得煤帮破坏深度C=-0.32m。

顶板破坏深度b，可根据下式求出：

式中：a为巷道宽度的一半，取2.6米；α为煤层倾角，取22.6°

；ky为岩层稳定性系数；取1；fn为岩层硬度系数，取2.38；8煤单轴抗压强度23.8MPa。

经计算得顶板破坏深度b=0.88m。

因为8煤材料道架棚处用于悬吊单轨吊的地方采用单棚支护，故用于架棚的顶梁每根工字钢受巷道顶板岩石重量施加的均布载荷力q顶=QH×l棚间距/（nl工字钢）=2γnabBl棚间距/(nl工字钢)=2×26×2.6×0.88×0.5×0.8/(1×4.8）=9.91kN/m。

γn——顶板岩石容重，26kN/m2

a——巷道半宽，取（上底长度+下底长度）/2=2.6

b——顶板破碎深度，0.88m

B——表征采动影响程度的无因次参数，取0.5

l棚间距——巷道棚间距，0.8m

l工字钢——巷道顶板工字钢长度，4.8m

n——悬吊单轨吊处工字钢数量，1

顶梁工字钢所受弯矩M总=M1+M2=q顶×l跨距2/8+G4×l跨距/4=9.91×3.22/8+40.5×3.2/4kN·m=45.08kN·m。

式中M1为巷道顶板岩石重量施加的均布载荷对工字钢产生弯矩大小。

式中M2为单轨吊运输时施加的集中载荷对工字钢产生弯矩大小。

短梁工字钢所受弯矩M=G48煤’×l跨距’/4=81×0.8/4=16.2kN·m

8311工作面材料道架棚区域的采用轨道长度1.6米，为了满足顶梁工字钢弯矩满足要求，选择12#（20Mnk）矿用工字钢，或其他型号工字钢，但其最大弯矩要大于48.68kN·m。短梁工字钢选用11#（20Mnk）矿用工字钢或其他型号工字钢，但其最大弯矩要大于16.2kN·m。

3.12#（20Mnk）工字钢梁挠度计算

式中ωmax为位移量

L——梁跨度，3.2米

E——12#工字钢弹性模量，2.06×105MPa

Iz——12#工字钢梁惯性矩，867.1cm4

求得

负号代表向下弯曲。

4.悬吊点做预定载荷分析

根据《采矿设计手册》以及《煤矿井下辅助运输设计规范》要求，采用矿工钢梯形支护时，可用顶梁或在顶梁间加小短梁等方式悬挂单轨，支架间应设纵向拉杆，在悬挂点做90kN预定集中在核试验，试验过程中支架不得失去可缩性和产生塑性变形，应能可靠支撑围岩压力。8311工作面架棚支护段采用顶梁间加小短梁方式悬挂单轨。套用前面章节中内容进行的计算，对8煤架棚支护段悬吊点做90kN预定集中载荷分析，计算得矿用12#工字钢顶梁受最大弯矩M=48.68kN·m；矿用11#工字钢小短梁最大弯矩M=18kN·m，位移量。在理论分析中，预定载荷分析方式一满足要求，但矿方在安装单轨前，还须做相关试验，以防地质条件和其他因素的影响，以确保单轨吊安全运行。

5.架棚布置方式

对于8311工作面材料道锚网架支护段运行单轨吊，采用12#（20Mnk）矿用工字钢梁悬吊用于悬吊单轨吊的短梁能够满足悬吊单轨吊要求。悬吊单轨吊轨道处采用单棚支护，用于悬吊单轨吊悬吊点之间的距离为1.6米。11#（20Mnk）矿用工字钢短梁承载能力也足够。

图4 架棚布置示意图

四、结束语

徐庄煤矿8311工作面煤巷锚网索支护段采用锚杆悬吊单轨吊吊装方式，每个悬吊点之间的距离为2.4米。悬吊锚杆使用MSGLW-500/24-2500左旋无纵筋螺纹钢锚杆，在确保施工锚杆与锚索的锚固力大于设计值，该吊装方式能够满足单轨吊的起吊设备以及运行。对于采用架棚悬吊单轨吊吊装方式，悬吊单轨吊采用单棚支护，在顶梁加小短梁悬挂吊轨，选用12#（20Mnk）矿用工字钢，棚间距为0.8米，工字钢中间用单体液压支柱支撑，降低悬吊单轨吊架棚的跨距，跨距为3.2米。该吊装方式能够满足单轨吊在8311工作面材料道运输工作面设备。

参考文献：

1.张荣立、何国纬  采矿工程设计手册  煤炭工业出版社  2003

2.GB 50533-2009  煤矿井下辅助运输设计规范[S]  2009

3.邢琪  煤矿辅助运输单轨电动机车设计分析[J]  机械研究与应用  2022