吴鹏

（西山煤电建筑工程集团有限公司矿建分公司，山西 太原 030000）

1 矿井概况

斜沟煤矿主要开采2#煤层，其厚度3.8～5.1 m，平均厚度是4.4 m。2#煤层倾角2°～10°，倾角、倾向变化大。工程巷道为半圆拱形断面，掘进过程中动压不显著，围岩稳定，过断层、煤层破碎带时，顶板的压力显著增大。原采用钻爆法进行巷道掘进，存在施工工艺复杂、掘进效率低等问题。为提高效率，现决定采用悬臂式掘进机作业线施工，以实现巷道的高效机械化快速掘进。

2 掘进工艺

针对巷道围岩性质、断面大小及巷道支护技术，选用机械化一次成巷施工技术[1]，即悬臂式掘进机机械化配套生产线。该生产线配置关键设备有一台EBZ230掘进机和BZ-60型耙岩机、两台混凝土喷浆机，其中EBZ230掘进机具有可靠性好、破岩能力强、驱动力大等优点，可实现连续切割、装载以及运输等循环作业。

1）施工工艺。巷道迎头采用掘进机EBZ230，后路配套两部皮带将出碴输送至矸石缓冲仓，再利用靶斗机将出碴装载，最后利用两部11.4 kW绞车、1台5T电瓶车将碴罐输送至指定的区域位置。EBZ230掘进机如图1所示。

图1 斜沟煤矿用EBZ230掘进机实物图

掘进工艺流程如图2所示，当工作面截割迎头断面成型结束后，迎头留存了一定量的矸石，采取敲帮问顶并采用临时初喷支护[2]措施；做好临时支护后再进行第一次铺杆支护。顶板采取顶锚杆支护，结束后，将两帮和迎头矸石出完，再进行两帮支护，随即开始下一掘进循环。第一次锚杆支护仅设计用锚杆总数的1/2，喷浆施工中进行第二次锚杆支护。

图2 掘进工艺流程

2）掘进循环及截割工艺。掘进循环：在掘进中，当巷道顶板处于完好状态，最大空顶距、每掘进循环进尺分别是2 m、1.8 m；而当顶板处于不完好状态，还可以选取锚梁网支护巷道，实行一掘一锚[3]，最大空顶距、每掘进循环进尺分别是1 m和0.8 m。掘进机截割头行走路线如图3所示。

图3 掘进机截割循环作业方式

切割工艺：①操作流程是：油泵开机→第一运输机启动→星轮开动→截割头开动。当无需装载开动时，可在油泵电机开动后，启动截割电机。②针对硬度较硬的煤岩，选用自下而上左右[4]截割方式；而针对稍软煤层，选用左右循环向上截割方式。③首先利用截割头截割出断面的初始轮廓，当该断面轮廓未达到实际要求的大小形状时，采取二次截割整修方式，直至满足设计要求。

3 巷道支护

3.1 支护参数设计

（1）锚杆悬吊理论计算顶锚杆参数

a、长度：

式中：L1为外露长度；L2为岩层厚度；L3为锚入岩层 深 度。L1、L2、L3依 次 取50 mm、2 000 mm、≥250 mm。

计算：L=50+2 000+250≥2 300 mm，因此，取锚杆长度2 400 mm。

b、锚固力

依据屈服载荷计算

式中：φ为锚杆体直径，取22 mm；σ曲为曲屈服强度，取≥335 MPa。

c、间排距

间距D≤L/2=1 200 mm，间距应小于锚杆长度的一半。因此，实际掘进中，锚杆间距取600～900 mm。

排距：

式中：n、N为每排锚杆根数和设计锚固力，n=5，N=15 t；K为安全系数，K=2～3；γ岩层容重，γ=24 kN/m3；a为巷道跨度/2，a=2.3 m。

计算：L0=5×147/2×3×24×2.3×2=1 110 mm。

因此，锚杆排距取600～900 mm。

（2）依据自然平衡拱原理

a、两帮受挤压破坏深度C值

式中：K为应力集中系数，K=2；H为埋深，H=600 m；B固定支撑力影响次数，B=1；fc、kc为岩石坚固性和完整性系数，fc=2；α为倾角，α=10°；h为掘进高度，h=3.7 m；φ为岩体内摩擦角，φ=63°26′。

b、潜在冒落拱高度b

式中：a为顶板有效跨度/2，a=2.3 m；ky、fr为直接顶煤岩类型性和坚固性系数，ky=0.6，fr=4。

c、两帮侧压值Qs

式中：ku为采动影响系数，ku=4；r1为岩体容重，r1=2.4 t/m3。

计算Qs=4×0.379×2.4×[3.7×sin(10°)

d、顶板锚杆参数

①锚固段长度：

式中：N为设计锚固力，N=127 kN；d为锚杆孔直径，d=3.3 cm；p为岩石和树脂药黏结力，p=40 kg/cm2。

依据计算，顶锚杆确定选取螺纹钢锚杆，规格为ϕ22 mm×2 400 mm，由于斜沟煤矿顶板容易破碎，所以进行全长锚固支护。

②间距：D≤L/2=1 200 mm，其间距可取600～900 mm。

式中：b=1.099 m。

计算：L0=5×127/2×3×24×2.3×1.099=1.745 m。所以，其排距可取600～900 mm。

（5）两帮锚杆参数

①锚固段长度

式中：N为设计锚固力，N=5 t；d为帮锚杆孔直径，d=29 mm；P为岩石和树脂药剂黏结力，P=40 kg/cm2。

计算：L3=5000×10/（π×2.9×40）=137 mm.

②帮锚杆长度

依据上述计算结果，帮锚杆选取A3钢锚杆，规格为ϕ16 mm×1 800 mm，并采用端头锚固方式。

③帮锚杆间距：

式中：N为设计锚固力，N=5 t；L0为帮锚杆排距，L0=1.745 m；K为安全系统，K=2～3；Qs两帮侧压值。

建筑信息模型是一切BIM工作的源泉，数据和信息是一切施工管理工作的基础，有“模型”才有数据和信息（见图2～图7）。

计算：D=5×3.7/1.745×3×3.278=1.075 m，在实际掘进中，间距选取600～900 mm。

（3）锚索支护参数

a、锚索长度

依据前述结果，每排锚索设计数量为2根，冒落高度1 099 mm，锚索承担了冒落拱内岩石的全部重量。采用树脂药卷锚固，正常时锚固段长度4 m，对于斜沟矿顶板岩石，其长度设计为5 m。

锚索长度：

式中：L1、L3为锚索锚固段和外露长度；L2为自然冒落拱高度，L1=5 m；L2=1.099 m；L3=0.35 m。计算：L=5+1.099+0.35=6.449 m。因此，锚索长度8 350 mm，孔深8.0 m。

b、锚索间排距

排距：

式中：n每排锚索根数，n=2；N锚固力设计大小，N=26.6 t；γ顶板岩石容重，γ=2.4 t/m3；a顶板有效跨度，a=4.6 m；b自然平衡拱高度，b=1.099 m。计算：D=2×26.6/2.4×4.6×1.099=4.385 m。斜沟矿巷道宽4.6 m，锚索孔设计至巷帮1.3 m，每排锚索间距S=2 m。

依据规范L/S≥2，树脂锚固长度L≥1.5 m。因此，锚索间排距符合要求。

3.2 支护方案及工艺

巷道支护工艺为“初喷→打锚杆→打锚杆挂网→复喷成形”，具体施工流程为：初喷（50 mm）→首次锚杆支护（锚杆间排距900 mm×900 mm）→第二次锚杆支护并挂网（锚杆间排距900 mm×900 mm，滞后迎头40 m施工）→复喷（喷射厚度100 mm），即首先对该巷道实行初喷作业，用以对该巷道围岩进行封闭；紧接着，再对巷道进行首次锚杆支护，此时施工用锚杆数量仅是其中的1/2，采取间隔施工，锚索以及剩余的锚杆在第二次锚杆支护中进行施工，其中，首次和第二次锚杆支护施工间隔距离是40 m。锚杆布置如图4所示。

图4 前后两次锚杆布置

巷道支护具体支护参数如下：

当巷道顶板完整、节理不发育时，对顶板支护：选取螺纹钢锚杆，其规格是ϕ22 mm×2 400 mm，巷顶每排安设锚杆5根，间排距是900 mm×900 mm；并铺设菱形金属网，其规格为1 200 mm×3 500 mm、网孔大小50 mm×50 mm，相近金属网要求超出100 mm的搭接长度，且每相间300 mm使用双股18#铁丝扎牢拧紧；并搭配“H”型钢带梁护顶，其规格为4 200 mm×70 mm。此外，顶锚杆每孔各配一支Z2360、S2360树脂药卷。对巷道左右两帮支护，选取A3钢金属锚杆，其规格为ϕ16 mm×1 800 mm，巷帮每帮安设锚杆4根，间排距是900 mm×900 mm，同样铺设菱形金属网并配套铁托盘，帮锚杆每孔配一支S2859树脂药卷。此外，顶锚杆和帮锚杆要求超出30～50 mm的外露长度，且其锚固力分别不小于15 t和5 t。锚索支护的锚索长度为8.35 m，间排距是2×2～4.5 m，每孔分别配三支Z2360和一支S2360树脂药卷，并达到130 kN的锚固力。

当巷道顶板岩性变化，比如顶板出现破损、层理显著，进行锚杆眼打孔时出现煤岩内有构造带、过断层或者顶板煤层松动现象时，要对巷道及时采取支护措施，要求人员在掘进时，必须是掘进一排支护一排，将原锚杆和锚索间排距分别调小至700 mm×700 mm和2 m×1.4 m。

此外，对于特殊地段，当无法选用锚梁网联合支护时，可以使用U型钢支架，挂网喷浆联合支护方式，其中，喷厚≥150 mm，箍间距800 mm。

喷浆要求：喷浆用材料选取525普通硅酸盐水泥，清洁干净的河沙作为沙子，石子的直径不得小于10 mm，混凝土中水泥、石子、沙子的搭配比例是1∶2∶2，喷射砼强度不小于C15，喷射厚度100 mm。

4 出矸系统

迎头出矸：迎头处，配合使用ZEBZ-230掘进机自身皮带和DSB40-4皮带，增大出矸速度。DSB40-4皮带机保持搭接在选笔记自身皮带的下方，因此，装载在掘进机溜子上的矸石，被转运至自身皮带上，并被转运到临时缓冲矸石仓，避免矸石的堆积，影响掘进进尺。

后路运输出矸：为有效解决掘进进尺出碴量大的现象，在后路建矸石缓冲仓，并依据辅助轨道巷毛断面规格，每班进尺按2 m计算，设计矸石仓容量≥掘进两班出矸量，即容量约是100 m3，且每班斜巷绞车的提升能力是90 m3，很好地将后路矸石运输紧张的问题进行解决。

5 应用效果

1）月进尺

对巷道进行掘进机掘进和钻爆法[5]施工进行现场试验，经对比：该巷采用掘进机掘进，掘进机破岩并将出碴装载，后路再配合皮带机进行出碴的运送，并在皮带机头处将出碴输送至矸石缓冲仓，最后通过靶斗机装罐进行外运[6]；而采用钻爆法，钻车打眼、联线放炮及躲炮吹炮烟、帮锚杆安装共需要195 min。钻爆结束后，现场人员对顶板进行支护，最后通过靶斗机和侧装机装罐出碴。两种方法的月掘进量对比结果如表1所示。

表1 两种掘进法月掘进量比较

从表1中可知，采用掘进机机械化作业线，在巷道煤岩性质一样且掘进进尺两排时，相比于钻爆法施工，掘进机掘进可提前60 min完成作业面的循环作业量，提高了掘进速率，实现了巷道的快速掘进。

2）经济效益

采用悬臂式掘进机作业线施工，显著提高了工效，使生产成本降低。对比分析掘进机掘进和钻爆法的经济效益，从人工费、材料消耗两方面分析，如表2所示。

表2 材料消耗对比（单价/元）

掘进机施工，平均单进200 m/月，人工操作效率0.31 m/工，掘进人员共72人；钻爆法施工，平均单进90 m/月，人工操作效率0.13 m/工，人员共52人。因此，掘进机掘进巷道用工3.33个/米，而钻爆法用工7.69个/米，假设每工单价60元，则掘进机掘进相比于钻爆法，每米巷道节省人工费268.2元。

据表2中，对于材料消耗，掘进机掘进比钻爆法节省12.86元/m；对于人工费用，掘进机掘进节省268.2元/m。因此，每米巷道，掘进机掘进比钻爆法可节省281.06元。

6 结论

巷道原采用钻爆法掘进，存在施工工艺复杂、掘进效率低等问题，现采用悬臂式掘进机作业线施工，实现了巷道的高效机械化快速掘进。

1）巷道应用悬臂式掘进机综合机械化掘进技术，一条作业线配置有掘进机、靶岩机及喷浆机，实现煤岩截割、出碴、掘进的连续性和掘进和支护的平行作业，提高了巷道的掘进速率。

2）对比应用掘进机掘进和钻爆法施工的月掘进量，当掘进进尺两排时，掘进机掘进可提前60 min完成作业面的循环作业量。

3）对比应用掘进机掘进和钻爆法施工的经济效益，对于材料消耗，掘进机掘进比钻爆法节省12.86元/m；对于人工费用，掘进机掘进可节省268.2元/m。因此，每米巷道，掘进机掘进比钻爆法可节省281.06元。