王富強

(中煤科工集團 太原研究院有限公司， 山西 太原 030006)

0 引言

某礦掘進巷道位于輔運大巷，總工程量為740 m，施工段上部圍巖巖性以細沙巖為主，鈣質(zhì)膠結(jié)，硬度f8～f9，為全巖斷面，頂部巖石較薄，應及時支護，防止巖石與煤之間粘結(jié)較差發(fā)生冒頂事故。該礦屬低瓦斯礦井，瓦斯分帶屬二氧化碳-氮氣帶，煤塵具有爆炸性危險，煤極易燃，地溫正常。巷道掘進區(qū)間屬基巖承壓含水層，富水性較弱，巖(煤)層的局部地段中含少量裂隙水，水量對掘進巷道不大，一般涌水量不超過15 m3/h。掘進期間掌子頭設置排水量不小于15 m3/h的排水設施。施工巷道為拱形巷道，下部矩形斷面寬5 400 mm，高2 750 mm，上部拱形半徑1 400 mm，巷道總高4 150 mm，截面積20.28 m2。調(diào)車硐室斷面與其相同，共5個調(diào)車硐室。

1 巷道布置設計

根據(jù)該巷道基本情況，巷道采用全巖巷方式掘進，起始段為負坡掘進，起始標高為980，坡度為-6.5°，掘進距離為39.5 m，標高為975.5；再以10‰的負坡掘進35 m，標高為975.15；向前平掘8 m掘主水倉1#水倉；繼續(xù)向前平掘15.5 m，開始掘進2#水倉，1#、2#主水倉以2‰的正坡各掘進130.67 m，標高為975.4；2#主水倉平掘，與1#主水倉貫通后，再掘進1.8 m,開始以2‰的坡度正坡掘進48.5 m。副水倉起始標高為980，負坡6.5°,掘進39.6 m處開始掘進1#副水倉；水平掘進18.5 m開始掘進2#副水倉；1#、2#副水倉以3.7‰的坡度正坡掘進89.734 m，從2#副水倉以3‰的正坡掘進,與1#副水倉貫通后再掘進10.3 m完工。調(diào)車硐室開始按設計圖進行掘進,但角度根據(jù)掘進機轉(zhuǎn)彎性能確定。

2 掘進設備配置及掘進工藝

2.1 掘進設備配置

巷道采用1臺大斷面重型巖巷掘進機掘進,2臺防爆膠輪車運輸?shù)姆绞竭M行施工，掘進、支護交替施工。用1臺防爆裝載機完成材料及小型設備的運送、搬移以及巷道浮矸的清理工作,用錨桿機來完成巷道的錨桿支護工作。

2.2 掘進工藝

1) 落巖。用重型掘進機落巖，在激光儀的指導下確定掘進機進刀位置，進刀位置為巷道左下角按設計要求巖底位置，進刀量為0.8 m。再橫向移動截割頭到巷道另一側(cè)設計寬度位置，垂直升截割頭達到一次吃刀量0.6 m后左移截割頭到巷道最左邊設計寬度位置，垂直升截割頭達到一次吃刀量，右移截割頭。如此反復，成蛇形截割，達到設計矩形高度后，開始掘進弧形巷道，最后進行巷道修整達到設計要求尺寸。要求矩形巷道兩幫垂直，弧形巷道圓弧過渡平緩。進刀量和吃刀量作為參考，實際掘進根據(jù)巖石硬度和截割頭尺寸掌握。

2) 裝矸。掘進機采用自動裝巖方式，掘進機裝有裝載機構(gòu)和運輸機。掘進機截割時，矸石落入裝載機構(gòu)，耙爪連續(xù)運轉(zhuǎn)，運輸機將割落的矸石轉(zhuǎn)運到等候在后面的防爆車內(nèi)。

3) 運矸石。裝車時設專人指揮，指揮人員與司機必須配合好，車輛抵達裝車地點前必須提前減速，車停穩(wěn)后方可開始指揮裝車。司機開車前，必須給指揮人員信號，確認四周無人后方可開車。司機必須按指定路線將矸石運抵指定排矸場。

4) 浮矸清理。巷道中的大塊及較多的浮矸由裝載機清理，剩余少量矸石由人工清理。人工清浮矸時，必須在掘進機、防爆車停止作業(yè)時進行。

5) 施工放線。掘進時，工作面每推進50 m由地測站在巷道內(nèi)標定兩組中線一組腰線，中線距左幫2.7 m，中線激光據(jù)頂板0.3 m，腰線距底板2.8 m，一組腰線激光距左幫0.2 m，另一組腰線激光距右?guī)?.2 m，以確保三盤區(qū)1-2煤輔運上山的掘進質(zhì)量。每掘進50 m由地測站對所放中線、腰線校核一次。

3 支護參數(shù)設計及支護工藝編制

掘進工作面斷面為拱形，無異常礦壓，根據(jù)掘進層柱狀資料分析，巷道頂板變化較小，主要為5-2煤層及0.3 m的巖石，屬于較穩(wěn)定頂板，適合錨網(wǎng)支護。根據(jù)已掘巷道的支護經(jīng)驗，初步確定本巷道及其調(diào)車硐室均采用“樹脂錨桿+網(wǎng)片”聯(lián)合支護的方式[1-4]。

3.1 支護參數(shù)設計

該巷道屬于合性頂板，要求永久支護必須到位，方可掘進下一循環(huán)，最大空頂距為6.5 m，最小空頂距為1.5 m,循環(huán)進度為6 m。

3.1.1 錨桿長度

頂錨桿通過懸吊作用，達到支護效果的條件，錨桿長度應滿足:

L>L1+L2+L3

(1)

式中：L為錨桿長度，mm；L1為錨桿外露長度,L1=鋼帶厚度+托盤厚度+螺母厚度+10 mm～50 mm，此處取50 mm；L2為錨桿有效長度,頂錨桿取免壓拱高b，mm；L3為錨桿錨固長度，取400 mm。

普氏免壓拱高為：

b=[B/2+Htan(45°-w/2)]/fd

(2)

式中：B為掘進巷道的寬度，B=(5 400+200)mm=5 600 mm；H為掘進巷道的寬度和高度，H=(4 150+200)mm=4 350 mm；fd為頂板巖石普氏系數(shù)，取2；w為兩幫巖石的內(nèi)摩擦角，取108.18°。

由式(2)可得：L2=b=[5 600/2+4 350×tan(45°-108.08°/2)]/2=1 052.6 mm

因此,錨桿長度L>50+1 052.6+400=1 502.6 mm

根據(jù)頂板實際情況及已掘巷道支護經(jīng)驗,錨桿長度取1 800 mm。

3.1.2 錨桿排距

a≤Q/kγL2/2

(3)

式中：a為錨桿排距；Q為錨桿錨固力，取49 kN；k為安全系數(shù)，取1.5；γ為巖體容重，取16.7 kN/m3。

經(jīng)計算,a≤1.22 m,取a=1.1 m。

3.1.3 每排錨桿根數(shù)

N1=K·Qr·Dr/Pr

(4)

式中：N1為每排錨桿根數(shù)；Dr為錨桿排距；Pr為錨桿抗拔力,取49 kN;K為安全系數(shù)，根據(jù)頂板巖性取2.5；Qr為頂板載荷集度，取66.7 kN/m。

經(jīng)計算可知，N1=4.17根，根據(jù)現(xiàn)場及掛網(wǎng)要求，取7根。

采用一次性緊固錨桿支護，其中錨桿布置為矩形，排距1.2 m。錨桿選用φ18×2 100 mm圓鋼一次性緊固錨桿，托盤選用150×150×10 mm的鋼板，鋼號Q235，采用CK型φ23×500 mm樹脂作為錨固劑，每孔1卷，鉆桿規(guī)格選用φ23×2 200 mm。網(wǎng)片規(guī)格選用φ6.5鋼筋網(wǎng)，網(wǎng)孔150 mm×150 mm,網(wǎng)片尺寸1 400 mm×3 700 mm。

3.2 支護工藝

掘進機每掘完一個循環(huán)，掘進機停止作業(yè)，進行支護。支護的工藝流程：敲幫問頂—掛網(wǎng)—定位—鉆孔—清孔—安裝錨桿。人員在掘進機上站穩(wěn)扶好，防止支護作業(yè)過程中從掘進機上掉落。掘進機移動前，所有人員必須站到安全位置，防止掘進機行走移動過程中造成人員傷害。支護過程中要做到開機開水、停機停水，盡可能減少用水量。

1) 首先使用專用工具進行敲幫問頂，一人監(jiān)護，一人操作，將頂板及兩幫上浮矸處理干凈。

2) 放置網(wǎng)片。將網(wǎng)片放置在將要支護的位置上，用鐵絲連接牢固。

3) 定位。依據(jù)激光中心線和錨桿間距，先定排位，確定錨桿的布置位置預先標好，再以間距定出孔位。

4) 鉆眼。將錨桿機調(diào)整在巷道的正中間位置，操作進給閥使鉆頭剛好頂在打眼的位置上，然后輕輕動作給進閥桿，使鉆頭能頂?shù)巾敯宀㈨攤€小窩，接著操作快速進給閥，鉆眼深達2 100 mm時，退出鉆桿。

5) 安裝錨桿。錨桿機司機先給眼孔內(nèi)裝入藥卷，用已經(jīng)上好托板和螺母的錨桿將樹脂藥卷頂入眼內(nèi)，將專用攪拌桿安在鉆箱上，然后將錨桿的尾部套在攪拌桿上，慢慢升起鉆臂將錨桿同藥卷送入孔底，并捅破藥卷攪拌，托盤與頂板間應留5 mm左右間隙，旋轉(zhuǎn)攪拌器及錨桿但不進給，攪拌10～15 s，停止旋轉(zhuǎn)將鉆臂升起使托盤與頂板緊密接觸，等待30～40 s，只旋轉(zhuǎn)不推進直至螺母剪斷錨桿銷并達到要求的扭矩。錨桿扭矩達到100 Nm，錨固力不小于5 t，錨桿外露長度小于50 mm，錨桿安裝結(jié)束。緊固螺母用錨桿機緊固，對不緊錨桿要求二次人工緊固，即用專用緊固錨桿的扳手將錨桿緊固，達到設計扭矩值100 Nm。緊固過程中出現(xiàn)失效錨桿必須及時補打。

4 運輸系統(tǒng)設計

主運輸系統(tǒng):

掘進巷道掘進機出矸石→防爆車→5-2煤輔運大巷→1號輔運通道→暗斜井→地面排矸場。

輔助運輸系統(tǒng)(運料、行人):

地面→暗斜井→1號輔運通道→5-2煤輔運大巷→工作面。

5 通風系統(tǒng)設計

5.1 工作面通風方式的選擇

通風方式選擇局部壓入式通風。局扇安裝在5-2煤輔運大巷與井底中央水倉聯(lián)巷的入口處，通過φ1 000 mm膠質(zhì)抗靜電阻燃風筒將風流送入工作面。

進風路線：地面新鮮風流副斜井→1號輔運通道→5-2煤輔運大巷→局扇→風筒→掘進工作面。

回風路線：中央水倉工作面(污風)→5-2煤回風大巷→武當溝回風井。

5.2 供風量計算

5.2.1 按瓦斯涌出量計算

Qj1=100·qw·K

(5)

式中：Qj1為所需風量，m3/min；qw為瓦斯絕對涌出量，m3/min；K為瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.5。

經(jīng)計算，Qj1=44.85 m3/min。

5.2.2 按CO2涌出量計算

Qj2=67qj·Kjt

(6)

式中：Qj2為掘進工作面需要風量，m3/min；qj為掘進工作面回風流中CO2絕對涌出量，取0.882 m3/min；(礦通風隊預測)Kjt為二氧化碳涌出不均衡通風系數(shù)，根據(jù)通風科提供的數(shù)據(jù)，取1.5。

經(jīng)計算，Qj2=88.64 m3/min。

5.2.3 按掘進工作面最多人數(shù)計算

Qj3=4NK

(7)

式中：Qj3為所需風量，m3/min；K為風量備用系數(shù)，取1.2；N為工作面最多人數(shù)，取44人。

經(jīng)計算，Qj3=211.2 m3/min。

綜上計算，掘進工作面所需風量取Q≥Qj3=211.2 m3/min。

5.2.4 按風速驗算

按最低風速驗算：

QL=v1·S

(8)

式中：v1為巖巷允許最低風速，0.15 m/s；S為巷道斷面面積，m2。

經(jīng)計算，Q1=182.8 m3/min。

按最高風速驗算：

QH=v2·S

(9)

式中：v2為允許最高風速，4 m/s。

經(jīng)計算，QH=4 864.2 m3/min。

5.2.5 防爆膠輪車需要風量

柴油車根據(jù)歐Ⅱ標準CO排放量為1 g/kg,入井膠輪車速度按最高允許速度30 km/h，計算每分鐘CO排放量為：QCO=0.5 g/min,

換算為體積：QCO=0.000 43 m3/min。

將濃度稀釋到0.002 4%，需風量為：QC=17.92 m3/min

QC取20 m3/min，則可將普通膠輪車的CO排放量稀釋到21.5×10-6，符合《煤礦安全規(guī)程》要求。

根據(jù)實際測得特種柴油膠輪車CO排放量最大為普通柴油車的3倍，故特種車輛配風量QTC為60 m3/min。工作面一般配備6臺特種柴油車。

QTC=6×60 m3/min=360 m3/min

因為QTC>QL，所以確定掘進所需風量為360 m3/min。

5.3 風機、風筒的選擇及設置

5.3.1 風機的工作風量QF

QF=ψ·QM

(10)

式中：QM為掘進工作面需要風量，m3/min；ψ為風筒漏風備用系數(shù)。

ψ= 1/(1-nLi/10)

(11)

式中：n為風筒接頭數(shù)，按通風最長距離40 m；Li為1個接頭的漏風率，插接時取0.01～0.02，羅圈反邊連接時取0.005。

由公式(10)、(11)計算得，ψ=1.02,QF=367.2 m3/min。

5.3.2 風機的工作風壓hF

hF=R100·QF·QM

(12)

式中：hF為局部通風機工作全壓，Pa；R100為局部通風機全壓工作百米風阻，取20 NS2/m8。

經(jīng)計算，hF=734.4 Pa。

考慮到該巷道掘進距離較長等原因，選用2BKJ系列NO6.3功率2×30 kW軸流對旋式局扇，額定風量在630～260 m3/min ，考慮到供風大，風筒使用φ1 000 mm膠質(zhì)、抗靜電、阻燃風筒,使用雙風機雙電源自動切換。所選風機及風筒參數(shù)如表1所示。

5.3.3 風筒設置位置

按最小巷道斷面計算風筒出口到掘進工作面掌子頭的最大距離Lp[5-8]

Lp=(4～5)·S/2

(13)

式中：S為巷道截面積，S=20.28 m2。

經(jīng)計算，Lp=19.26～23.86 m,此處取Lp=20 m。

6 供電系統(tǒng)設計

6.1 電纜鋪設

從地面高壓柜取電，經(jīng)過280 m電纜(型號為MYPJT3×35+1×25)到井下移變，再經(jīng)過1 000 m

表1 風機及風筒技術(shù)參數(shù)

電纜(型號為MYP 3×35+1×25)到達工作面，給掘進機供電，供排水、激光、液壓錨桿鉆機用電。由來自地面風機專用移變的饋電開關(guān)經(jīng)250 m電纜(型號為MYP3×25+1×10)給局部通風機供電。

6.2 電氣設備配備

根據(jù)工作面所用設備的功率及沿線的排水負荷確定整個系統(tǒng)的總負荷約為623 kW，其中：工作面負荷為515 kW(掘進機515 kW),其他負荷功率108 kW(2×30 kW風機、液壓錨桿機11 kW、水泵37 kW)，電氣設備配備如表2所示。

表2 電氣設備配備

7 結(jié)論

隨著煤礦開采的飛速發(fā)展，大斷面全巖巷道的掘進日益增多，巷道布置、掘進工藝、支護工藝、運輸系統(tǒng)設計、通風系統(tǒng)設計及供電系統(tǒng)設計是巷道掘進前必須完成的工作。如何根據(jù)巷道地質(zhì)條件及施工工藝設計出合理的掘進實施方案不僅需要理論計算，更需要通過大量的實踐作業(yè)進行經(jīng)驗總結(jié)與驗證。本文基于煤礦設計相關(guān)理論基礎上，結(jié)合以往大量實踐經(jīng)驗，提出大斷面全巖巷道施工工藝設計方法，對相關(guān)煤礦全巖巷道施工工藝設計具有重要的參考價值。

同時本次提出的施工工藝還有一些尚需繼續(xù)研究和完善的地方：

1) 需對全巖巷道施工安全方面的設計及相關(guān)安全管理制度進行深入研究和系統(tǒng)性收集與總結(jié)。這點對于存在瓦斯突出及透水危險的全巖巷道尤為重要，如何在確保安全的前提下對此類巷道掘進值得深入研究。

2) 全巖巷道與煤巖及半煤巖巷道不同，其開采對象為矸石，如何在保證待掘巷道滿足功能要求的前提下，減少掘進量是提高工作效率和經(jīng)濟效益的有效方法，值得后續(xù)深入研究。

3) 全巖巷道與煤巖及半煤巖巷道產(chǎn)塵組分和產(chǎn)塵量是大為不同的，巖巷會產(chǎn)生大量粒徑小于5 μm的呼吸性粉塵，可深入人體肺泡，對人體產(chǎn)生永久性傷害，而這部分粉塵由于粒徑較小，在巷道中滯空時間長，往往容易被人們忽視，如何把除塵、降塵工作有效融入全巖巷掘進施工工藝仍需深入研究。

4) 以往對掘進效率的提高往往重在對單臺設備性能及效率的提高，而忽略了合理設計巷道掘進施工工藝及人員合理布置。后續(xù)仍需對實際全巖巷道作業(yè)流程進行實地測算，確定每個作業(yè)工序所需的時間，通過繪制甘特圖，分析研究合理的作業(yè)步驟，提高掘進效率。