井下TDS智能矸选系统巷道及硐室群布置设计

李 宁，徐永岐，何峰华，宋国忠

(通用技术集团工程设计有限公司，山东 济南 250031)

随着煤矿资源的日益稀缺和对煤炭资源的需求不断增加，对煤炭矿山的高效、智能化开采要求也越来越高[1]。目前常用的智能矸选方法有动筛跳汰分选、重介质浅槽分选、TDS智能矸选、选择性破碎分选、重介质流化床工艺等。井下TDS智能矸选系统是通过将新型X光智能化矸选机等一系列配套设备应用井下形成煤矸分离的新型矸选系统[2，3]，该系统可以在井下带式输送机运输过程中，对块煤里所掺杂的矸石进行实时分选，提升主井的净提升能力[4-6]。成建军[7]针对东曲选煤厂原煤质量差、煤炭中含矸量高的问题，对TDS智能矸选和浅槽重介分选两种方案进行了研究对比，工程实际采用TDS智能矸选机，满足了工业生产的需求，大大降低了生产成本；段福山、孙友彬[8]阐述了TDS智能矸选机的结构、工作原理和分选过程，并介绍了其在干河煤矿的实际应用情况；黄邦松[9]在双柳煤矿原煤准备车间对TDS智能矸选机和重介质浅槽矸选机进行经济比选，证明了TDS智能矸选机具有降低劳动强度，提高选矸效率，改善原煤质量等优点，能够实现增效创益的实践成果；刘太岭、郑宇鹏[10]介绍了陈蛮庄煤矿井下TDS智能分矸系统矸选机的工作原理及工艺流程，阐述了该系统的创新性和实用性，分析了应用该系统后产生的经济效益，并对其市场应用前景进行了展望。可见，基于X光射线识别制成的TDS智能矸选机具有节水、系统简单、处理粒级宽、安全性高、设备体积小、运行成本低等优点，有着广阔的井下使用前景。

国内学者在研究智能矸选系统的同时也对井下矸选硐室群布置展开研究，朱成[11]基于新巨龙煤矿井下重介浅槽井下洗选系统，分析分选硐室围岩变形破坏特征及主要影响因素，阐明分选硐室群优化布置方式与紧凑型布局方法，探究下分选硐室群围岩损伤规律与控制对策，提出满足不同工程需求的“采—充”空间优化布局策略，探讨深部矿井“采—选—充”空间优化布局决策方法。刘学生、宋世琳等[12]研究了矸选硐室群内临近硐室开挖对围岩应力场及裂隙场的影响，提出井下矸选硐室群呈“品”字形布置最有利于围岩稳定；马占国、孙凯[13]等分析了井下矸选硐室群的主要巷道及硐室构成，提出分选硐室群可布置于井底车场或矿井主采区附近，系统各巷道、硐室可依据煤流方向自上而下布置。基于此，本文以井下TDS智能矸选系统的巷道及硐室群布置应用为研究对象，旨在探讨智能矸选系统在煤炭矿山中的井下应用，为煤炭矿山的智能化开采设计及建设提供参考。

1 矸选巷道及硐室群布置

1.1 平面布置

TDS智能矸选系统其主要设备组成为煤(矸)运输带式输送机、辊轴筛、入料带式输送机、TDS智能矸选机组、回煤皮带，各个设备之间可通过带式输送机进行物料的转运，故矸选系统各设备布置不仅可以集中布置于相邻的硐室巷道中，亦可以分散布置于自采煤工作面至井底煤仓方向的各个位置[14，15]。同时，矸选系统各设备布置也应充分考虑生产服务年限，尽可能将其硐室设置在永久巷道及煤流集中位置。

根据TDS智能矸选系统各设备组成，可将其硐室、巷道分为主机硐室、配电集控硐室、储气罐硐室、检修通道、转运运输巷、煤仓、矸石仓等部分。上述各硐室其平面位置通过矸选工艺流程进行确定，之间通过带式输送机进行串联，同时为保证操控便捷及运行稳定，主机硐室与配电硐室、储气罐硐室之间距离不宜过远。以七五煤矿巷道及硐室群为例，其智能矸选系统巷道及硐室布置如图1所示。

图1 井下智能矸选系统巷道及硐室(仓下水平)

1.2 硐室断面

TDS智能矸选系统硐室其主要硐室为TDS智能矸选主机硐室，其断面大小主要与矸选主机布置的位置及高度有关。矸选主机布置需充分考虑其矸选后煤流运输方式及后续相关设备布置。其主要可分为两大类进行设计：方式一，矸选后块精煤(矸石)直接进入位于主机下方煤(矸)混合仓；方式二，矸选后块精煤需通过回煤带式输送机运输至其他地点。二者后续对块精煤的运输方式不同，使得TDS主机的架设高度不同，进而影响到主机硐室断面的设计高度。前一布置方式架设高度宜取距离巷道底板800～1000 mm，后一布置方式架设高度宜取距离巷道底板1800～2000 mm。

1.3 竖向布置

煤矿矿井设计通常将井底自上而下分为仓顶水平、装载水平、辅助运输水平三个竖向水平。

1)当采用布置方式一时，TDS主机硐室布置于仓顶水平，煤矸分离后，煤矸分别进入煤(矸)混合仓。其后块精煤通过煤(矸)混合仓给煤机硐室到达主井装载水平，矸石亦通过给煤机硐室到达装载水平。矸石需通过转运带式输送机送至矸石仓，随后到达辅助运输水平；或利用矿车通过仓底联络巷运输至副井辅助运输水平。

2)当采用布置方式二时，TDS主机硐室亦布置于仓顶水平，煤矸分离后，块煤及矸石分别通过回煤带式输送机及矸石转载带式输送机转运至主运煤带式输送机及矸石仓或直接通过带式输送机运输至充填工作面。块精煤亦进入煤仓到达给煤机硐室所在的主井装载水平。

通过上述分析TDS智能矸选系统竖向可大致分为矸选水平、煤装载水平、矸石转运水平。竖向布置如图2所示。

图2 TDS智能矸选系统竖向布置

2 矸选巷道及硐室群支护设计

2.1 断面类型

煤矿井下断面类型主要分为直墙半圆拱断面、三心拱断面、马蹄形断面等断面形式。断面的选择主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围岩性质(即作用在巷道上的地压大小及方向)、巷道的主要用途及服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷道的掘进方式和设备布置等因素[16]。

矸选主机硐室作为大断面硐室，应将其布置于条件较为稳定的围岩中，同时根据现场已掘巷道变形情况，通过工程类比该矿及所在矿区其他矿井大断面硐室，进行设计选取断面类型。硐室净断面亦应满足各设备布置、安装及检修等空间需求。井下矸选大多数作为矿井升级改造项目，其施工改造将占用井下煤流运输巷道硐室，阻断井下运输，会造成矿井停产等不利影响，故而断面类型的选取也应考虑其施工难易。综上所述，设计建议选择直墙半圆拱断面为宜。

2.2 支护参数

煤矿巷道支护主要分为锚网喷主动支护及砌碹被动支护两大类。大断面硐室宜采用主动支护形式，通过调动围岩积极性，以达到提高承载力的目的[17-19]。通过分析，智能矸选巷道及硐室群其硐室断面为直墙半圆拱断面，属不受采动影响的类型，所处围岩等级通常为Ⅲ类。依据设计规范《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》(GB 50419—2017)中“P12 表5.2.2-3 锚喷支护的类型和支护参数(mm)(拱形断面，不受采动影响)”中相关参数，进行选取。

通过设计计算可得，不论是何种布置方式，TDS主机硐室其高跨比H/B通常大于1.2，依据《岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范》(GB 50086—2015)中7.3.2条设计规定，在进行巷道支护设计时，边墙支护应予以加强。故TDS智能矸选系统主机硐室支护参数选型，应增设全断面锚索加强支护。以布置方式一为例进行设计计算，取主机硐室净高8.3 m、净宽5.6 m。

2.2.1 锚杆(索)长度计算

根据《煤巷锚杆支护理论与成套技术》，锚杆(索)所需长度可由式(1)计算：

L=L1+L2+L3

(1)

式中，L为锚杆(索)长度，m；L1为锚杆外露长度，一般取0.05～0.15 m，结合三河口矿井实际锚杆取0.1 m；L2为潜在不稳定岩层高度，m；L3为锚固段长度，一般取0.3～0.8 m，悬吊理论计算时取0.4 m。

其中，潜在不稳定岩层高度可按普氏冒落拱高度计算：

式中，f为岩石硬度系数，取5.9；B为巷道跨度，取5.6 m。

将相关参数代入式(2)中可得冒落拱高度为：

将相关参数代入式(1)中，可计算得锚杆Lg所需长度为：

Lg=0.1+0.47+0.4=0.9 m

锚索长度可参照上文计算，其中锚索外露长度L1依据三河口矿井实际取0.25 m，锚固段长度取2.0 m，则锚索Ls所需长度为，Ls=0.25+0.47+2.00=2.81m。

当主机硐室支护选用2.0 m高强度螺纹钢锚杆与5.8 m锚索，锚杆长度大于1.066 m，锚索长度大于2.81 m，满足悬吊理论安全条件。

2.2.2 锚固力与锚杆直径验算

1)锚杆锚固力Q不应小于被悬吊的不稳定岩层重量，可由式(3)进行计算：

Q>KL2a1a2γ

(3)

式中，Q为锚杆锚固力，kN；K为安全系数，一般取1.5～2；a1，a2为锚杆间排距，m；γ为重力密度，kN/m3。

根据三河口矿井生产资料，井底车场附近巷道、硐室围岩密度取极限值26.52 kN/m3，锚杆间排距a1、a2取0.8 m，安全系数K取较大值2，将相关参数代入式(3)中，可计算得锚杆所需锚固力为：

Q>2×0.47×0.8×0.8×26.52=15.95kN

现场锚杆设计锚固力为150 kN，远大于15.95 kN，锚杆锚固力满足理论需求。

2)锚杆锚固力应大于杆体破断力，则锚杆所需最小直径d可由式(4)计算：

式中，d为锚杆所需最小直径，mm；Q为锚杆设计锚固力，取150 kN；σt1为锚杆杆体抗拉强度，取630 MPa。

将相关参数带入式(4)中，可得锚杆所需最小直径为：

主机硐室锚杆现选取∅20 mm×2000 mm的高强度螺纹钢锚杆，锚杆直径为20 mm，可满足150 kN锚固力的强度要求。

2.2.3 锚杆间排距验算

当锚杆间排距相等时，即a=a1=a2，最小间排距a可由式(5)计算：

将参数带入式(5)中，可得主机硐室所需最小间排距a为：

主机硐室锚杆间排距为800 mm×800 mm，小于锚杆所需最小间排距2.45 m，满足理论要求。

2.2.4 锚固长度计算

锚杆(索)锚固段长度可由式(6)进行计算：

式中，l为锚固段长度，mm；n为树脂锚固剂根数，锚杆支护取1根，锚索支护取2根；Lm为树脂锚固剂长度，取1000 mm/根；D为钻孔直径，取25 mm；D1为树脂锚固剂直径，取22 mm；D2为锚杆(索)直径，锚杆取20 mm，锚索取17.8 mm。

将相关参数带入式(6)中，可得锚杆锚固段长度l1和锚索锚固段长度l2。

根据相关技术规范，原则上锚杆直径不小于18 mm，锚固长度不小于70%钻孔长度，即不小于1645 mm；5.8 m锚索直径不小于15.2 mm，锚固长度不小于2000 mm。通过计算，锚杆(索)锚固长度均符合要求。

综上所述，主机硐室锚杆采用∅20 mm×2000 mm的高强度螺纹钢锚杆，每孔使用MSCKb22100型树脂锚固剂1支；锚索采用∅17.8 mm×5800 mm，每孔使用MSCKb25100型树脂锚固剂2支。通过计算，锚杆(索)长度、直径、间排距与锚固长度符合理论要求及相关规定。

3 工程应用

以枣矿集团三河口煤矿井下TDS智能矸选系统工程为例，对其矸选巷道及硐室群进行设计研究。

3.1 工程概况

三河口矿井始建于1982年8月，设计生产能力60万t/a，根据山东省能源局2023年第1号公告，三河口煤矿登记生产能力为70万t/a。矿井主要开采3上、3下煤层，共划分5个采区，一采区、一采区辅助采区、二采区、三采区和四采区。目前四采区已回采完毕，二、三采区为生产采区，一采区辅助采区及一采区为接续采区，目前正在准备开拓，开采煤种为气煤、肥煤。

三河口矿井底车场位置共有1#、2#、3#煤仓，其中，1#、2#煤仓为矿井初期建设的煤仓，净直径分别为5 m及6 m，净容量小，分别为400 t和500 t；3#煤仓为近期新建煤仓，净直径10 m，净容量大，为1300 t。三个煤仓的中心线及主井井筒中心线近乎位于一连线上，如图3所示。依据生产建设期间地质资料显示，其仓上水平巷道所揭露的围岩以砂岩为主，围岩条件较稳定，适宜设计布置大断面硐室。

图3 三河口矿井井底车场现状巷道

该矿井原有选煤厂工艺为：原煤经50 mm筛分后，+50 mm块原煤经人工手选后，破碎至50 mm以下，与筛下50～0 mm末煤一起运至原煤仓储存。原煤仓中的原煤由带式输送机运至主厂房进行洗选，洗选工艺为“跳汰+粗煤泥TBS分选+浮选”。目前，该矿拟对原有洗选系统进行改造，改造后利用井下TDS智能矸选机代替原有的+50 mm手选带式输送机，实现块原煤的井下预排矸，减轻后续洗选系统处理压力，同时又大幅减少矸石通过主井提升的情况，实现提升精煤产能的目的。

3.2 系统布置

依据三河口矿井现有生产系统巷道、硐室布置，其二、三采区来煤通过二、三采生产巷道→上仓运输巷→2#、3#煤仓联络巷将采煤运送至井底车场1#、2#、3#煤仓。后期接续其来煤方向主要为一采区，煤流通过一采区运输巷→一采区煤仓→一采区运输上山运送至3#煤仓。煤流运输系统如图4所示。

图4 煤流运输系统

充分考虑该矿井生产能力、各采区服务年限及围岩条件，故宜将TDS智能矸选系统布置于井底车场附近，而非将各设备机组分散布置在各个采区[14，15]。结合煤流运输系统及其他临近矿井设计经验[20]，以及该矿井井底车场现有生产系统巷道进行分析。适宜将辊轴筛布置于现有来煤带式输送机及后期生产接续来煤带式输送机交汇处，即将辊轴筛布置与3#煤仓上方，并将现有原煤转载带式输送机进行改造，使其机头抬高以便卸料进入辊轴筛。该处可实现精末煤(≤50 mm)筛选，并将精末煤储存于3#煤仓。

拟设计将TDS矸选主机设备布置于2#、3#煤仓之间的仓顶联络巷中。依据现有生产系统巷道及硐室，矸选后矸石储运于原2#煤仓，块精煤通过回煤带式输送机转运至上仓带式输送机，块精煤破碎后储存于1#煤仓。该种布置方式为上述硐室断面中两种布置方式相结合，即筛后矸石就地储存、筛后块煤转运储存，同时利用已有仓顶检修联络巷作为电气设备硐室及储气罐硐室。该布置方式有效提高了现有巷道空间利用率、减少了新掘硐室工程量。该方案是否可行，TDS矸选机入料皮带倾斜角度为主要制约因素。

煤仓在设计建设过程中，其中间净岩柱通常为煤仓直径的2.5～3.5倍，经实测，2#、3#煤仓间联络巷长29.309 m。当采用该种布置方式时，入料带式输送机机头驱动滚筒中心线高度为5780 mm，尾部改向滚筒中心线高度为550 mm，除去TDS矸选主机、振动布料器、辊轴筛所占用的长度外，其所余巷道长度经式(7)计算，带式输送机角度为12.9°，满足小于16°普通带式输送机不滚煤的运输需求，故将TDS矸选主机布置于该处是适宜的。

式中，β为入料带式输送机角度，(°)；la为煤仓联络巷长度，m；lb为矸选机设备及布料器等联合布置长度，m；lc为矸选设备深入煤仓范围内长度，m；ht为入料带式输送机机头驱动滚筒中心线高度，m；hw为入料带式输送机机尾滚筒中心线高度，m。

储存于2#煤仓中的矸石，通过调转90°的卸料口跨过主井装载带式输送机，将其卸装在仓底联络巷加装的矸石带式输送机上，随后煤矸石进入新建矸石仓，矸石转运至井底车场辅助运输水平。

3.3 巷道及硐室群设计

根据矸选系统工艺流程设计，需对原有巷道进行扩刷及改造。

1)原煤转载运输巷及一采区运输下山机头硐室，均因机头抬升，故而需进行挑顶处理。TDS入料运输巷及TDS矸选主机硐室，需满足设备安装及检修等的间隙要求，故而需进行刷帮及挑顶处理。配电及储气罐硐室中最大件分别为移动变电站及储气罐，为满足安装及检修要求，同样需将该处巷道进行刷帮及挑顶处理。

2)为满足各设备安装及检修，需对三个煤仓上楼板进行加固处理，以达到设备安装的强度要求，具体设备安装如下：1#煤仓上口楼板安装破碎机，2#煤仓上口楼板安装TDS主机平台支腿及回煤带式输送机改向滚筒尾架，3#煤仓上口楼板安装辊轴筛、入料带式输送机机尾架、原煤转运带式输送机机头、一采区下山带式输送机机头等。

3)2#煤仓仓底给煤机硐室需局部挑顶，并扩刷原有井底检修巷，以达到给煤机调转90°方向跨越主井装载带式输送机及安装矸石带式输送机的安装需要。此处施工过程中应时刻检测围岩及煤仓硐室稳定性，施工期间进行架棚等支护，防止煤仓整体失稳，以策安全。

4)新建矸石仓，将主井装载水平及副井辅助运输水平贯通，达到矸石转运、存储的目的。设计扩刷完成后煤仓仓顶水平巷道及硐室群如图5所示。

图5 TDS智能矸选水平扩刷后巷道及硐室群

3.4 支护技术参数

三河口矿井TDS智能矸选系统其巷道及硐室群布置依托原有巷道扩刷改造而来，其围岩以砂岩为主，围岩性质较为稳定。结合临近煤矿井下TDS智能矸选系统硐室巷道设计经验，以及通过2.5支护参数中相关公式及规范设计，最终确定支护参数为：

1)锚网索喷支护。高跨比H/B不大于1.2的巷道及硐室锚网索喷支护参数如下：全断面锚杆支护，锚杆规格∅20 mm×2000 mm，间排距800 mm×800 mm，拱基线以上设锚索加强支护，锚索规格∅17.8 mm×5800 mm，间排距1600 mm×1600 mm；喷射混凝土厚度150 mm，其中初喷50 mm，二次喷混100 mm；挂单层钢筋网，钢筋网采用HRB300级∅8 mm钢筋制成，网格150 mm×150 mm。高跨比H/B大于1.2的巷道及硐室锚网索喷支护参数如下：全断面锚杆支护，锚杆规格∅20 mm×2000 mm，间排距800mm×800mm，全断面锚索支护，锚索规格∅17.8 mm×5800 mm，间排距1600 mm×1600 mm；喷射混凝土厚度150 mm，其中初喷50 mm，二次喷混100 mm；挂双层钢筋网，钢筋网采用HRB300级∅8 mm钢筋制成，网格100 mm×100 mm。

2)“钢筋混凝土砌碹+锚网索喷”联合支护。对煤仓周围3 m范围内的巷道增设钢筋混凝土砌碹，进行加强支护以提升其与煤仓的整体稳定性。其联合支护参数如下：全断面锚杆支护，间排距800 mm×800 mm，拱基线以上设锚索加强支护，间排距1600 mm×1600 mm；喷射混凝土厚度100 mm；挂单层钢筋网，钢筋网采用HRB300级∅8 mm钢筋制成，网格150 mm×150 mm；钢筋混凝土砌碹厚400 mm，混凝土等级为C30，绑扎横筋、纵筋规格HRB400级∅18@250 mm，联系筋规格HRB300级∅8@500 mm。

4 结 论

1)巷道和硐室的布置对智能矸选系统的运行效果有重要影响，应根据实际情况进行合理设计和布置。巷道和硐室的布置设计应注意煤流、矸石流的顺畅运输和各机械设备的通行，同时应考虑到各选矸配套机械的运行和维护需求。

2)研究设计了两种影响主机硐室断面净高的矸选系统布置方式，即“筛后煤/矸石就地储存的布置方式和筛后煤/矸石转运”的储存方式，并分别详细阐述了其净断面尺寸计算方法。

3)井下TDS智能矸选硐室不论选择何种布置方式，通常为高跨比H/B大于1.2的大断面硐室，其支护方式宜采用“锚喷网+全断面锚索”的联合支护。

4)结合三河口矿井工程实例，对其井下TDS智能矸选系统及巷道硐室群布置方案进行详细设计，为类似条件的矿井进行改造设计提供参考思路。