单轨吊辅助运输系统在构造复杂倾角较小缓斜煤层矿井的应用

毛加宁，王绍留

(1.云南能源职业技术学院，云南 曲靖 655001；2.云南省能源安全监测中心，云南 昆明 650041)

0 引 言

一般情况下，构造复杂倾角较小缓斜煤层斜井开拓矿井从副斜井、井底车场、轨道运输大巷、采区轨道上山、工作面机轨合一运输巷到采煤工作面等需要经过副斜井绞车串车提升，井底车场、轨道运输大巷蓄电池电机车串车运输、采区轨道上山、工作面机轨合一运输巷无极绳绞车牵引串车运输等环节，转载环节多，转载繁琐，运输效率低、安全性能差；无极绳绞车受巷道起伏变化，底板软岩底臌等影响较大，且巷道变坡点较多，高低落差较大时，低凹处副绳很难被压绳轮压住，主绳易与顶板接触，产生滑动摩擦，在摩擦破坏巷道顶板的同时，还缩短了钢丝绳的使用寿命。另外，无极绳绞车受巷道浮煤、浮矸、底板不实等因素影响，易出现掉道、翻车等事故，给安全生产带来了极大的隐患。

单轨吊辅助运输系统机动性强，运行速度快，载重量大，安全可靠，灵活性、对巷道适应性强，可以在多弯道、多起伏的巷道中使用，并与多条巷道连通使用，实现大型设备或人员的连续安全运输。单轨吊作为一种新的安全、高效的辅助运输方式正在被广泛使用。

1 矿井概况

曲靖某矿设计产量600 kt/a，开采恩洪矿区6-Ⅱ井田部分区域的C8、C9、C11、C14、C14+1、C15b和C16煤层，C8、C9、C11煤层为上组煤，C14、C14+1、C15b和C16煤层为中组煤。煤(岩)层倾角8～15°，平均倾角12°，属倾角较小的缓斜煤层。

矿井采用斜井开拓，设主斜井、副斜井、行人井及回风斜井4个井筒。主斜井采用胶带输送机运输，副斜井采用绞车串车提升运输，行人井安装架空乘人装置运送人员，回风斜井担负矿井回风任务，兼作安全出口。

矿井设 +1 950 m 和 +1 835 m 两个开采水平，+1 950 m 为一水平，+1 835 m 为二水平，每个开采水平设1个采区开采。一水平一采区开采上组煤C8、C9、C11煤层，二水平一采区开采中组煤C14、C14+1、C15b和C16煤层。一水平一采区上组煤已基本采完，副斜井已经延申至+1 835 m 水平，+1 835 m 水平轨道运输大巷，二水平一采区回风大巷(C15b)、一采区材料斜巷、一采区胶带运输巷(C16)、一采区C15b煤层211501综采面机轨合一运输巷、211501综采面回风巷和开切眼等巷道已经掘进完成。

采区巷道采用倾斜长壁巷道布置方式，工作面顺槽沿煤层倾向或伪斜方向定向掘进，受褶皱及断层构造影响波伏起伏不平。

2 单轨吊辅助运输系统设计

2.1 单轨吊辅助运输系统方案

如果采用轨道辅助运输方式，自地面至井下综采面，副斜井采用绞车提升运输，+1 835 m水平井底车场和+1 835 m水平轨道运输大巷采用蓄电池电机车牵引串车运输，二水平一采区材料斜巷采用双速绞车提升运输，211501综采面机轨合一运输巷采用无极绳绞车运输，这样才能把支护材料、设备及其部件等运到211501综采面或掘进准备工作面掘进迎头，且这种运输方式及运输环节安全隐患多。

由于单轨吊车机动性强、运行速度快、载重量大、安全可靠，该矿研究决定对矿井辅助运输系统进行改造，在+1 835 m二水平开采中组煤C14、C14+1、C15b和C16煤层时采用单轨吊辅助运输系统进行辅助运输。从地面经副斜井、+1 835 m水平井底车场、+1 835 m水平轨道运输大巷、二水平一采区材料斜巷、211501综采面机轨合一运输巷至211501综采面开切眼等采用单轨吊担负辅助运输任务。副斜井倾角-25°，斜长200 m，+1 835 m水平井底车场50 m，+1 835 m水平轨道运输大巷620 m，二水平一采区材料斜巷倾角25°，斜长250 m，211501综采面机轨合一运输巷沿C15b(C16)煤层布置，倾角-12°，斜长450 m，单轨吊辅助运输，最远运输距离约为 1 570 m。

2.2 单轨吊辅助运输系统对巷道支护的要求

2.2.1 单轨吊辅助运输系统对巷道支护的影响

单轨吊辅助运输系统运行区间内，运输巷道及巷道支护除了满足围岩承载要求外， 还必须承担单轨吊车组的载荷。其巷道宽度、高度则应按其自身的特点确定。

1)单轨吊辅助运输系统对锚网喷巷道支护的影响。单轨吊辅助运输系统轨道采用锚索(锚杆)、吊挂板、高强度螺栓、圆环链、U型索具等吊具悬挂，固定在巷道顶板上，要求巷道顶板不仅要承载围岩本身的载荷，还必须承担单轨吊车组的载荷。另外，单轨吊运行时，会出现左右和上下摆动现象，随着单轨吊左右摆动，鉴于锚索绳体的特性，长时间后，锚索孔间隙会逐渐加大，锚固力也会随之下降。为减少吊挂板摆动幅度，本项目采用锚索+锚杆组合固定单轨吊辅助运输系统轨道；锚索锚深根据巷道顶板直接顶厚度确定，使其进入老顶的深度不得<500 mm，并要求其锚固力不得<80 kN；锚杆采用树脂锚杆，杆体直径为20 mm，锚深 2 200 mm，树脂锚固剂，锚固力不得<80 kN。

2)单轨吊辅助运输系统对架棚巷道支护的影响。单轨吊辅助运输系统将载荷悬吊在巷道顶部的单轨上，车组所有载重均通过单轨作用于架棚巷道支护上， 所以对巷道支护结构和强度产生直接影响。

单轨吊车组在启动、 变速行驶和制动过程中，对架棚巷道支护产生水平冲击作用；另外在坡段运输时， 载重物重力沿支护纵向存在分力，所以巷道支护必须有良好的纵向稳定性。 一般要求巷道(尤其是倾斜巷道)支架之间设置拉杆，进行连锁控制，以提高支架的稳定性和纵向防倒能力，满足单轨吊车安全运行。架棚巷道支架间距尽量与单轨吊轨道的长度相适应，每3 m须设一悬吊点，特殊轨和道岔处还必须根据实际布设悬吊点。

架棚巷道支护强度方面，单轨吊运行区间内，架棚巷道支护除了满足围岩承载要求外， 还必须承担单轨吊车组的载荷。

2.2.2 单轨吊辅助运输系统巷道断面尺寸

1)规程、规范对单轨吊辅助运输巷道断面尺寸的相关要求。根据《煤矿安全规程》(2016版)第90条对安全间隙的相关规定，“单轨吊车运输巷道应符合：顶部最小安全间隙为0.5 m，两侧最小安全间隙为 0.85 m，曲线巷道段应在直线巷道允许安全间隙的基础上，内侧加宽≥0.1 m，外侧加宽≥0.2 m。巷道内外侧加宽要从曲线巷道段两侧直线段开始，加宽段的长度≥5.0 m”；第91条对人行道相关规定，“综合机械化矿井必须留有1.0 m以上的人行通道”。

根据《煤矿巷道断面和交叉点设计规范》(GB50419—2017)对单轨吊断面的相关要求：单轨吊运输设备巷道，人行道的净高不得<1.8 m。在净高1.6 m范围内人行道的宽度和单轨吊运输、架空乘人装置运人巷道不得<1.0 m；单轨吊运输设备与巷道侧邦支护、管线、设施之间的安全间隙最小值为0.85 m，与巷道顶部的支护或设施之间的安全间隙最小值为0.5 m，与巷道底板之间的安全间隙最小值为0.3 m。

2)确定单轨吊辅助运输巷道断面尺寸应考虑的因素。单轨吊运行时，会出现左右和上下摆动，确定巷道断面尺寸时，应按单轨吊运行轮廓尺寸计算单轨吊运行宽度。单轨吊运行宽度L=2L1+L2,其中L2为单轨吊设备宽度，L1为单轨吊单侧摆动幅度，取L1=150 mm。

单轨吊巷道高度H。确定运行巷道高度H=r+h0+h1+α，其中r为轨道悬吊后到巷顶的高度，与轨道的悬吊方式有关；h0为轨道下平面到设备顶部的高度，除与承载梁、起吊梁自身结构有关外，还与设备的起吊程度，即起吊梁是否处于水平状态有关；h1为设备高度；α为设备与巷底间的安全高度。

确定单轨吊与地轨转载点处巷道高度时，须增加平车盘和地轨面高度因素b，同时还要考虑设备起吊前或卸载后，单轨吊起吊梁部分(包括起吊葫芦)需从起吊或卸载后的设备上方通过。

综合以上规程、规范规定，并考虑单轨吊在运行过程中存在上下、左右摆动的情况及大件尺寸，本项目选取巷道断面：净宽3.15 m，净高3.3 m。单轨吊运行巷道断面如图1、2所示。

2.3 单轨吊机车选型计算

2.3.1 单轨吊牵引方式的选择

单轨吊有钢丝绳牵引、蓄电池动力牵引和柴油机动力牵引3种牵引方式。钢丝绳牵引单轨吊仅可在一条巷道内使用，无法实现辅助运输系统连续运输，且需要大量的绳轮，绳轮会产生摩擦阻力，且存在断绳等不安全因素；蓄电池动力牵引单轨吊系统运行噪声小，故障率低，易于检修维护，价格便宜，但牵引动力较弱，上坡运行困难，不适合煤矿运送大件设备。防爆低污染柴油机动力牵引单轨动力强，适合煤矿上坡运行时运送大件设备。

综上所述，本项目选用防爆柴油机动力牵引单轨吊用于矿井大型设备、人员和材料的连续运输。

2.3.2 设计依据

满足在多弯道、多起伏、多岔道，坡度≤25°的多条巷道中连续、安全、高效地运送采掘工作面采煤机、综采支架、三机部件、综掘机及其他物料设备，尤其是运送大件设备的要求。

2.3.3 柴油动力单轨吊机车选型计算

曲靖某矿运输最大重件为ZY3200/09/21型掩护式液压支架(质量8.92 t，高0.9 m，宽1.42 m)，配备1组 24 t 马达起吊梁(配备十字梁、护板)。预选1台DC210/160Y型防爆柴油机单轨吊机车作为大件运输的牵引设备，主要技术参数详见表1。

表1 DC210/160Y型防爆柴油机单轨吊机车主要参数

1)运输最大件所需牵引力验算。矿井最大运行坡度25°，年工作时间330 d，每班6 h；运输总长度 1 570 m；24 t 载荷重型起吊梁，自重 4 800 kg；拉杆、软管及其他连接管线1套自重300 kg；ZY3200/09/21型掩护式液压支架最重 8 920 kg。

列车牵引掩护式液压支架牵引力计算：

F=[(P1+P2+P3+P4+P5+P6)(sinα+ωcosα)g]/1 000

(1)

式(1)中：F为运送ZY3200/09/21型掩护式液压支架所需牵引力，kN；P1为机车质量，11 040 kg；P2为制动车质量，200 kg；P3为拉杆、软管及其他连接管线1套，300 kg；P4为吊运梁质量，4 800 kg；P5为司机体重，2×75 kg；P6为最大件质量，8 920 kg；矿井最大运行坡度α=25°；ω为摩擦系数，取0.03；g为重力加速度，取9.81 m/s2。

通过计算，列车牵引ZY3200/09/21型掩护式液压支架牵引力F=112.12 kN<210 kN，满足要求。

2)机车防滑计算。DC210/160Y型防爆柴油机单轨吊机车，保护制动和停车制动装置为失效安全型，当机车出现故障时，制动装置自动抱死。

运送最大件时的下滑力为：

Ff=[(P1+P2+P3+P4+P5+P6)(sinα-ωcosα)g]/1000

(2)

式(2)中：Ff为运送最大件时的下滑力，kN；P1为机车质量，11 040 kg；P2为制动车质量，200 kg；P3为拉杆、软管及其他连接管线1套，300 kg；P4为吊运梁质量，4 800 kg；P5为司机体重，2×75 kg；P6为最大件质量，8 920 kg；ω为摩擦系数，取0.03；g为重力加速度，取9.81 m/s2。通过计算，Ff=98.56 kN。

3)机车重载下坡时的制动减速度和制动距离的核算。

P为单轨吊列车自身及司机总质量，P=P1+P2+P3+P4+P5=16 490 kg；Q为最大件质量(有效载荷质量)，Q=P6=8 920 kg；m为总质量，m=P+Q=25 410 kg；F0为列车运行阻力，FG为惯性力，通过计算F0=7.48 kN，FG=105.34 kN。

制动减速度a=16.84 m/s2，制动距离s：

(3)

式(3)中：s为制动距离，m；v为设计运行速度，2.8 m/s；a为制动减速度，16.84 m/s2。通过计算，s=0.233 m<4 m。单轨吊机车在以设计速度v(2.8 m/s)向下运行时，通过计算，s为0.233 m<4 m，满足要求。

4)功率验算。DC210/160Y型防爆柴油机单轨吊机车，运送最大件ZY3200/09/21型掩护式液压支架，在矿井最大坡度25°向上运输，以速度1.0 m/s 运行时，所需最大牵引力F=112.12 kN，所需功率为：

W=kFv

(4)

式(4)中：W为单轨吊机车在矿井最大坡度25°向上运输时所需功率，kW；k为富裕系数，取k=1.3；单轨吊机车最大牵引力F=112.12 kN；单轨吊机车在矿井最大坡度25°向上运输时运行速度v=1.0 m/s。W=145.76 kW<160 kW±5%，满足要求。

由以上计算可知：DC210/160Y型防爆柴油机单轨吊机车满足使用要求。

2.4 单轨吊悬挂系统选择与计算

2.4.1 一采区材料斜巷及工作面巷道单轨吊轨道悬挂

+1 835 m水平一采区材料斜巷，211501综采面机轨合一运输巷等巷道，单轨吊采用锚索生根的形式悬挂，锚索长度为：

L≥L1+L2+L3=0.06+6.7+0.5=7.26 m

(5)

式(5)中：L1为外露长度，cm，L1=托板厚度2 cm+铁垫厚度1 cm+螺母厚度+(2～3 cm)，取L1=6 cm；L2为易碎直接顶厚度，根据煤矿顶板情况，取6.7 m；L3为伸入老顶长度，根据经验取值，最小取30 cm，本设计取50 cm。

考虑到C15b煤层顶板的岩性特征及稳定性，巷道内应留够一定的富裕空间；由于锚索过长会增大施工难度，本项目选用SKP18-1/1860矿用锚索，长度为8 m，锚固力不得<80 kN，连接螺栓为10.9级以上高强度螺栓，圆环链规格为18 mm×64 mm，U型索具额定载荷在8.5 t以上。

一般情况下，使用过程中随着单轨吊长时间的左右摆动，锚索孔间隙会逐渐加大，锚固力也会随之下降。为克服锚索自身的这一缺点，减少吊挂板摆动幅度，本项目结合该矿实际情况，采用锚杆+锚索组合固定单轨吊轨道，锚杆为树脂锚杆，杆体直径为 20 mm，树脂锚固剂，锚深 2 200 mm，锚固力不得<80 kN，悬挂方式如图3所示。

图3 二水平一采区材料斜巷工作面巷道轨道悬挂布置Fig.3 Track suspension layout of material inclined roadway working face in horizontal and mining area

2.4.2 副斜井、井底车场及轨道运输巷等单轨吊轨道悬挂

副斜井采用半圆拱粗料石砌碹、马蹄形U29钢可缩性支架支护，+1 835 m水平井底车场、+1 835 m水平轨道运输大巷等巷道宽度2.9～4.5 m，高度2.52～3.86 m，采用锚网带喷索支护，局部采用U29钢可缩性支架支护。单轨吊采用U29型钢可缩性支架作为支架材料，其强度计算验算如下：

1)简支梁几何条件。梁长L= 4.2 m(弧形拱梁，弧长4.2 m)。

2)荷载及挠度控制参数。吊挂点恒载标准值：

g=Qq÷Lq×lq÷cosθ

(6)

式(6)中,g为吊挂点恒载标准值，kN；Qq为起吊梁自重，Qq=48 kN；Lq为起吊梁长度，Lq=12 m；lq为受力点间距，均衡分布lq=0.8 m；θ为受力点偏移角，θ=39°。通过计算，g=4.12 kN。

吊挂点活载标准值：

q=Qj÷Lj×lj×ccosθ

(7)

式(7)中,q为吊挂点活载标准值，kN；Qj为起吊梁自重，Qj=48 kN；Lj为起吊梁长度，Lj=12 m；lj为受力点间距，均衡分布lj=0.8 m；θ为受力点偏移角，θ=39°。通过计算，吊挂点活载标准值q=13.73 kN。

恒载分项系数：γG=1.2；活载分项系数：γQ=1.4；跨中挠度相对值控制值Vk=1/150。

3)截面参数(U29型截面)。U29规格124.0 mm×150.5 mm(截面积37 cm2)，受力点腹板厚度tw=34.5 mm，弹性模量E= 2.1×106N/mm2；材质：20 MnK；惯性矩Ix=612 cm4，截面模数Wx=106 cm3，静矩Sx=212.91 cm，自重29 kg/m。

4)强度计算及验算。梁上荷载标准值：

gk=g+q

(8)

式(8)中,gk为梁上荷载标准值，kN；g为吊挂点恒载标准值，g=4.12 kN；q为吊挂点活载标准值，q=13.73 kN。通过计算，gk=17.85 kN。

梁上荷载设计值：

qd=γG×g+γQ×q

(9)

式(9)中,qd为梁上荷载设计值，kN；g为吊挂点恒载标准值，g=4.12 kN；q为吊挂点活载标准值，q=13.73 kN；γG为恒载分项系数，γG=1.2；γQ为活载分项系数，γQ=1.4。通过计算，qd=24.16 kN。

跨中弯矩：

(10)

式(10)中,Mmax为跨中弯矩，kN·m；qd为梁上荷载设计值，qd=24.16 kN；L为梁长，L= 4.2 m。通过计算，Mmax=25.36 kN·m。

支座剪力：

(11)

式(11)中,Vmax为支座剪力，kN·m；qd为梁上荷载设计值，qd=24.16 kN。通过计算，Vmax= 12.68 kN·m。

弯曲正应力：

σ=Mmax/(1.05WX)

(12)

式(12)中,σ为弯曲正应力，N·mm2；Mmax为跨中弯矩，Mmax=25.36 kN·m；WX为截面模数，WX=106 cm3。通过计算，σ=227.89 N·mm2<抗弯设计值σk=310 N·mm2，满足要求。

支座最大剪应力：

τ=Vmax×SX÷(IX×tw)

(13)

式(13)中,τ为支座最大剪应力，N·mm2；Vmax为支座剪力，Vmax=12.68 kN·m；SX为静矩，SX=212.91 cm；IX为惯性矩，IX=612 cm4；tw为受力点腹板厚度，tw=34.5 mm。通过计算，τ=127.89 N·mm2<抗剪设计值τk=180 N·mm2，满足要求。

跨中挠度：

fmax=8gkL3/(384EIX)

(14)

式(14)中,fmax为跨中挠度，mm；gk为梁上荷载标准值，gk=17.85 kN；L为梁长，L= 4.2 m=4 200 mm；E为弹性模量，E= 2.1×106N/mm2；IX为惯性矩，IX=612 cm4。通过计算，fmax=21.43 mm。

跨中挠度相对值：

V=fmax/L

(15)

式(15)中,V为跨中挠度相对值；fmax为跨中挠度，fmax=21.43 mm；L为梁长，L= 4.2 m=4 200 mm。通过计算，Vx=21.43 mm<跨中挠度相对值控制值Vk=1/150，满足要求。

通过以上计算和验算可知：U29型钢制作的金属支架满足悬挂要求。布置如图4所示。

图4 副斜井 +1 835 m井底车场及轨道运输大巷轨道悬挂布置Fig.4 Suspension layout of sub-inclined shaft +1 835 m bottom shaft yard and track transport main lane track suspension layout

3 经济效益分析

曲靖某矿某综采工作面设备安装时，设备运输总长度为 1 570 m，综采工作面安装时间按30 d计算。辅助运输有2种方案，方案一是自地面至井下综采面，设备等采用单轨吊一条龙运输;方案二是自地面至井下综采面，副斜井采用绞车提升运输，+1 835 m水平井底车场，+1 835 m水平轨道运输大巷采用蓄电池电机车牵引串车运输，+1 835 m水平一采区材料斜巷采用双速绞车提升运输，211501综采面机轨合一运输巷采用无极绳绞车运输。2种方案主要设备材料投入、运输人工费用、运输工作能耗对比分析情况详见表2。

表2 柴油机单轨吊辅助运输与绞车、无极绳绞车辅助运输经济效益对比分析

从表2数据分析得出：设备资金投入上，单轨吊辅助运输比绞车、无极绳绞车辅助运输投入多。运输人工费用上，绞车、无极绳绞车辅助运输节约较多。运输工作能耗上，单轨吊辅助运输也比绞车、无极绳绞车辅助运输节约。运输效率上，单轨吊平巷重载运行速度1.00～1.53 m/s，空载2 m/s；无极绳绞车重载运行速度0.67～1.00 m/s，空载1.7 m/g双速绞车重载平均运行0.15 m/s，空载平均运行速度1.28 m/s (SDJ-28型绞车)，单轨吊运行速度快于无极绳绞车，且单轨吊运行距离长，中间无倒车和摘挂钩影响，整体运行效率高。

4 结 论

辅助运输是矿井安全生产的重要组成部分。安全、高效的辅助运输系统是煤矿矿井高质量发展的必然要求，如何选择适合矿井自身条件的辅助运输方式是煤矿今后长期研究的课题。曲靖某矿单轨吊辅助运输实践证明：单轨吊辅助运输系统机动性强、运行速度快、载重量大、安全可靠，灵活性强，运输能力大，劳动强度低，综采面搬家快、时间短，节省人力成本；对巷道适应性强，可以在多弯道、多起伏、多岔道，坡度≤25°的多条巷道中连续、安全、高效地运送采掘工作面采煤机、综采支架、三机部件、综掘机及其他物料设备，是目前煤矿安全、高效的辅助运输系统。但单轨吊辅助运输系统在使用过程中曾出现过发生故障维修困难，锚索、锚杆脱锚，链条断链等问题，需要在今后的工作中加以研究解决。