大断面全岩巷道施工工艺设计

王富强

(中煤科工集团 太原研究院有限公司， 山西 太原 030006)

0 引言

某矿掘进巷道位于辅运大巷，总工程量为740 m，施工段上部围岩岩性以细沙岩为主，钙质胶结，硬度f8～f9，为全岩断面，顶部岩石较薄，应及时支护，防止岩石与煤之间粘结较差发生冒顶事故。该矿属低瓦斯矿井，瓦斯分带属二氧化碳-氮气带，煤尘具有爆炸性危险，煤极易燃，地温正常。巷道掘进区间属基岩承压含水层，富水性较弱，岩(煤)层的局部地段中含少量裂隙水，水量对掘进巷道不大，一般涌水量不超过15 m3/h。掘进期间掌子头设置排水量不小于15 m3/h的排水设施。施工巷道为拱形巷道，下部矩形断面宽5 400 mm，高2 750 mm，上部拱形半径1 400 mm，巷道总高4 150 mm，截面积20.28 m2。调车硐室断面与其相同，共5个调车硐室。

1 巷道布置设计

根据该巷道基本情况，巷道采用全岩巷方式掘进，起始段为负坡掘进，起始标高为980，坡度为-6.5°，掘进距离为39.5 m，标高为975.5；再以10‰的负坡掘进35 m，标高为975.15；向前平掘8 m掘主水仓1#水仓；继续向前平掘15.5 m，开始掘进2#水仓，1#、2#主水仓以2‰的正坡各掘进130.67 m，标高为975.4；2#主水仓平掘，与1#主水仓贯通后，再掘进1.8 m,开始以2‰的坡度正坡掘进48.5 m。副水仓起始标高为980，负坡6.5°,掘进39.6 m处开始掘进1#副水仓；水平掘进18.5 m开始掘进2#副水仓；1#、2#副水仓以3.7‰的坡度正坡掘进89.734 m，从2#副水仓以3‰的正坡掘进,与1#副水仓贯通后再掘进10.3 m完工。调车硐室开始按设计图进行掘进,但角度根据掘进机转弯性能确定。

2 掘进设备配置及掘进工艺

2.1 掘进设备配置

巷道采用1台大断面重型岩巷掘进机掘进,2台防爆胶轮车运输的方式进行施工，掘进、支护交替施工。用1台防爆装载机完成材料及小型设备的运送、搬移以及巷道浮矸的清理工作,用锚杆机来完成巷道的锚杆支护工作。

2.2 掘进工艺

1) 落岩。用重型掘进机落岩，在激光仪的指导下确定掘进机进刀位置，进刀位置为巷道左下角按设计要求岩底位置，进刀量为0.8 m。再横向移动截割头到巷道另一侧设计宽度位置，垂直升截割头达到一次吃刀量0.6 m后左移截割头到巷道最左边设计宽度位置，垂直升截割头达到一次吃刀量，右移截割头。如此反复，成蛇形截割，达到设计矩形高度后，开始掘进弧形巷道，最后进行巷道修整达到设计要求尺寸。要求矩形巷道两帮垂直，弧形巷道圆弧过渡平缓。进刀量和吃刀量作为参考，实际掘进根据岩石硬度和截割头尺寸掌握。

2) 装矸。掘进机采用自动装岩方式，掘进机装有装载机构和运输机。掘进机截割时，矸石落入装载机构，耙爪连续运转，运输机将割落的矸石转运到等候在后面的防爆车内。

3) 运矸石。装车时设专人指挥，指挥人员与司机必须配合好，车辆抵达装车地点前必须提前减速，车停稳后方可开始指挥装车。司机开车前，必须给指挥人员信号，确认四周无人后方可开车。司机必须按指定路线将矸石运抵指定排矸场。

4) 浮矸清理。巷道中的大块及较多的浮矸由装载机清理，剩余少量矸石由人工清理。人工清浮矸时，必须在掘进机、防爆车停止作业时进行。

5) 施工放线。掘进时，工作面每推进50 m由地测站在巷道内标定两组中线一组腰线，中线距左帮2.7 m，中线激光据顶板0.3 m，腰线距底板2.8 m，一组腰线激光距左帮0.2 m，另一组腰线激光距右帮0.2 m，以确保三盘区1-2煤辅运上山的掘进质量。每掘进50 m由地测站对所放中线、腰线校核一次。

3 支护参数设计及支护工艺编制

掘进工作面断面为拱形，无异常矿压，根据掘进层柱状资料分析，巷道顶板变化较小，主要为5-2煤层及0.3 m的岩石，属于较稳定顶板，适合锚网支护。根据已掘巷道的支护经验，初步确定本巷道及其调车硐室均采用“树脂锚杆+网片”联合支护的方式[1-4]。

3.1 支护参数设计

该巷道属于合性顶板，要求永久支护必须到位，方可掘进下一循环，最大空顶距为6.5 m，最小空顶距为1.5 m,循环进度为6 m。

3.1.1 锚杆长度

顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，锚杆长度应满足:

L>L1+L2+L3

(1)

式中：L为锚杆长度，mm；L1为锚杆外露长度,L1=钢带厚度+托盘厚度+螺母厚度+10 mm～50 mm，此处取50 mm；L2为锚杆有效长度,顶锚杆取免压拱高b，mm；L3为锚杆锚固长度，取400 mm。

普氏免压拱高为：

b=[B/2+Htan(45°-w/2)]/fd

(2)

式中：B为掘进巷道的宽度，B=(5 400+200)mm=5 600 mm；H为掘进巷道的宽度和高度，H=(4 150+200)mm=4 350 mm；fd为顶板岩石普氏系数，取2；w为两帮岩石的内摩擦角，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,锚杆长度L>50+1 052.6+400=1 502.6 mm

根据顶板实际情况及已掘巷道支护经验,锚杆长度取1 800 mm。

3.1.2 锚杆排距

a≤Q/kγL2/2

(3)

式中：a为锚杆排距；Q为锚杆锚固力，取49 kN；k为安全系数，取1.5；γ为岩体容重，取16.7 kN/m3。

经计算,a≤1.22 m,取a=1.1 m。

3.1.3 每排锚杆根数

N1=K·Qr·Dr/Pr

(4)

式中：N1为每排锚杆根数；Dr为锚杆排距；Pr为锚杆抗拔力,取49 kN;K为安全系数，根据顶板岩性取2.5；Qr为顶板载荷集度，取66.7 kN/m。

经计算可知，N1=4.17根，根据现场及挂网要求，取7根。

采用一次性紧固锚杆支护，其中锚杆布置为矩形，排距1.2 m。锚杆选用φ18×2 100 mm圆钢一次性紧固锚杆，托盘选用150×150×10 mm的钢板，钢号Q235，采用CK型φ23×500 mm树脂作为锚固剂，每孔1卷，钻杆规格选用φ23×2 200 mm。网片规格选用φ6.5钢筋网，网孔150 mm×150 mm,网片尺寸1 400 mm×3 700 mm。

3.2 支护工艺

掘进机每掘完一个循环，掘进机停止作业，进行支护。支护的工艺流程：敲帮问顶—挂网—定位—钻孔—清孔—安装锚杆。人员在掘进机上站稳扶好，防止支护作业过程中从掘进机上掉落。掘进机移动前，所有人员必须站到安全位置，防止掘进机行走移动过程中造成人员伤害。支护过程中要做到开机开水、停机停水，尽可能减少用水量。

1) 首先使用专用工具进行敲帮问顶，一人监护，一人操作，将顶板及两帮上浮矸处理干净。

2) 放置网片。将网片放置在将要支护的位置上，用铁丝连接牢固。

3) 定位。依据激光中心线和锚杆间距，先定排位，确定锚杆的布置位置预先标好，再以间距定出孔位。

4) 钻眼。将锚杆机调整在巷道的正中间位置，操作进给阀使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头能顶到顶板并顶个小窝，接着操作快速进给阀，钻眼深达2 100 mm时，退出钻杆。

5) 安装锚杆。锚杆机司机先给眼孔内装入药卷，用已经上好托板和螺母的锚杆将树脂药卷顶入眼内，将专用搅拌杆安在钻箱上，然后将锚杆的尾部套在搅拌杆上，慢慢升起钻臂将锚杆同药卷送入孔底，并捅破药卷搅拌，托盘与顶板间应留5 mm左右间隙，旋转搅拌器及锚杆但不进给，搅拌10～15 s，停止旋转将钻臂升起使托盘与顶板紧密接触，等待30～40 s，只旋转不推进直至螺母剪断锚杆销并达到要求的扭矩。锚杆扭矩达到100 Nm，锚固力不小于5 t，锚杆外露长度小于50 mm，锚杆安装结束。紧固螺母用锚杆机紧固，对不紧锚杆要求二次人工紧固，即用专用紧固锚杆的扳手将锚杆紧固，达到设计扭矩值100 Nm。紧固过程中出现失效锚杆必须及时补打。

4 运输系统设计

主运输系统:

掘进巷道掘进机出矸石→防爆车→5-2煤辅运大巷→1号辅运通道→暗斜井→地面排矸场。

辅助运输系统(运料、行人):

地面→暗斜井→1号辅运通道→5-2煤辅运大巷→工作面。

5 通风系统设计

5.1 工作面通风方式的选择

通风方式选择局部压入式通风。局扇安装在5-2煤辅运大巷与井底中央水仓联巷的入口处，通过φ1 000 mm胶质抗静电阻燃风筒将风流送入工作面。

进风路线：地面新鲜风流副斜井→1号辅运通道→5-2煤辅运大巷→局扇→风筒→掘进工作面。

回风路线：中央水仓工作面(污风)→5-2煤回风大巷→武当沟回风井。

5.2 供风量计算

5.2.1 按瓦斯涌出量计算

Qj1=100·qw·K

(5)

式中：Qj1为所需风量，m3/min；qw为瓦斯绝对涌出量，m3/min；K为瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。

经计算，Qj1=44.85 m3/min。

5.2.2 按CO2涌出量计算

Qj2=67qj·Kjt

(6)

式中：Qj2为掘进工作面需要风量，m3/min；qj为掘进工作面回风流中CO2绝对涌出量，取0.882 m3/min；(矿通风队预测)Kjt为二氧化碳涌出不均衡通风系数，根据通风科提供的数据，取1.5。

经计算，Qj2=88.64 m3/min。

5.2.3 按掘进工作面最多人数计算

Qj3=4NK

(7)

式中：Qj3为所需风量，m3/min；K为风量备用系数，取1.2；N为工作面最多人数，取44人。

经计算，Qj3=211.2 m3/min。

综上计算，掘进工作面所需风量取Q≥Qj3=211.2 m3/min。

5.2.4 按风速验算

按最低风速验算：

QL=v1·S

(8)

式中：v1为岩巷允许最低风速，0.15 m/s；S为巷道断面面积，m2。

经计算，Q1=182.8 m3/min。

按最高风速验算：

QH=v2·S

(9)

式中：v2为允许最高风速，4 m/s。

经计算，QH=4 864.2 m3/min。

5.2.5 防爆胶轮车需要风量

柴油车根据欧Ⅱ标准CO排放量为1 g/kg,入井胶轮车速度按最高允许速度30 km/h，计算每分钟CO排放量为：QCO=0.5 g/min,

换算为体积：QCO=0.000 43 m3/min。

将浓度稀释到0.002 4%，需风量为：QC=17.92 m3/min

QC取20 m3/min，则可将普通胶轮车的CO排放量稀释到21.5×10-6，符合《煤矿安全规程》要求。

根据实际测得特种柴油胶轮车CO排放量最大为普通柴油车的3倍，故特种车辆配风量QTC为60 m3/min。工作面一般配备6台特种柴油车。

QTC=6×60 m3/min=360 m3/min

因为QTC>QL，所以确定掘进所需风量为360 m3/min。

5.3 风机、风筒的选择及设置

5.3.1 风机的工作风量QF

QF=ψ·QM

(10)

式中：QM为掘进工作面需要风量，m3/min；ψ为风筒漏风备用系数。

ψ= 1/(1-nLi/10)

(11)

式中：n为风筒接头数，按通风最长距离40 m；Li为1个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005。

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

5.3.2 风机的工作风压hF

hF=R100·QF·QM

(12)

式中：hF为局部通风机工作全压，Pa；R100为局部通风机全压工作百米风阻，取20 NS2/m8。

经计算，hF=734.4 Pa。

考虑到该巷道掘进距离较长等原因，选用2BKJ系列NO6.3功率2×30 kW轴流对旋式局扇，额定风量在630～260 m3/min ，考虑到供风大，风筒使用φ1 000 mm胶质、抗静电、阻燃风筒,使用双风机双电源自动切换。所选风机及风筒参数如表1所示。

5.3.3 风筒设置位置

按最小巷道断面计算风筒出口到掘进工作面掌子头的最大距离Lp[5-8]

Lp=(4～5)·S/2

(13)

式中：S为巷道截面积，S=20.28 m2。

经计算，Lp=19.26～23.86 m,此处取Lp=20 m。

6 供电系统设计

6.1 电缆铺设

从地面高压柜取电，经过280 m电缆(型号为MYPJT3×35+1×25)到井下移变，再经过1 000 m

表1 风机及风筒技术参数

电缆(型号为MYP 3×35+1×25)到达工作面，给掘进机供电，供排水、激光、液压锚杆钻机用电。由来自地面风机专用移变的馈电开关经250 m电缆(型号为MYP3×25+1×10)给局部通风机供电。

6.2 电气设备配备

根据工作面所用设备的功率及沿线的排水负荷确定整个系统的总负荷约为623 kW，其中：工作面负荷为515 kW(掘进机515 kW),其他负荷功率108 kW(2×30 kW风机、液压锚杆机11 kW、水泵37 kW)，电气设备配备如表2所示。

表2 电气设备配备

7 结论

随着煤矿开采的飞速发展，大断面全岩巷道的掘进日益增多，巷道布置、掘进工艺、支护工艺、运输系统设计、通风系统设计及供电系统设计是巷道掘进前必须完成的工作。如何根据巷道地质条件及施工工艺设计出合理的掘进实施方案不仅需要理论计算，更需要通过大量的实践作业进行经验总结与验证。本文基于煤矿设计相关理论基础上，结合以往大量实践经验，提出大断面全岩巷道施工工艺设计方法，对相关煤矿全岩巷道施工工艺设计具有重要的参考价值。

同时本次提出的施工工艺还有一些尚需继续研究和完善的地方：

1) 需对全岩巷道施工安全方面的设计及相关安全管理制度进行深入研究和系统性收集与总结。这点对于存在瓦斯突出及透水危险的全岩巷道尤为重要，如何在确保安全的前提下对此类巷道掘进值得深入研究。

2) 全岩巷道与煤岩及半煤岩巷道不同，其开采对象为矸石，如何在保证待掘巷道满足功能要求的前提下，减少掘进量是提高工作效率和经济效益的有效方法，值得后续深入研究。

3) 全岩巷道与煤岩及半煤岩巷道产尘组分和产尘量是大为不同的，岩巷会产生大量粒径小于5 μm的呼吸性粉尘，可深入人体肺泡，对人体产生永久性伤害，而这部分粉尘由于粒径较小，在巷道中滞空时间长，往往容易被人们忽视，如何把除尘、降尘工作有效融入全岩巷掘进施工工艺仍需深入研究。

4) 以往对掘进效率的提高往往重在对单台设备性能及效率的提高，而忽略了合理设计巷道掘进施工工艺及人员合理布置。后续仍需对实际全岩巷道作业流程进行实地测算，确定每个作业工序所需的时间，通过绘制甘特图，分析研究合理的作业步骤，提高掘进效率。