麻勇

摘 要：根據(jù)塔拉壕煤礦3202工作面輔助運輸順槽工程概況，介紹了遙控操作掘錨機在大斷面的順槽中，通過選擇適宜的支護形式和支護參數(shù)，實現(xiàn)快速掘進的工藝流程，以供類似礦井借鑒。

關(guān)鍵詞：大斷面；順槽；快速掘進；支護設計

中圖分類號：TB

文獻標識碼：A

doi：10.19311/j.cnki.1672-3198.2017.08.098

1 工程概況

塔拉壕煤礦3202工作面位于塔拉壕井田中東部，為塔拉壕煤礦3-1煤層首采工作面。3202工作面輔助運輸順槽位于3煤東翼輔運巷南側(cè)，3202工作面輔助運輸順槽設計長度為4920m，巷道沿煤層底板掘進，直接頂主要為砂質(zhì)泥巖和泥質(zhì)粉砂巖，局部為細砂巖，個別鉆孔為中砂巖，厚度2.34～17.46m，平均厚度為9.61m；老頂為粉砂巖或細砂巖或中砂巖砂巖，平均厚度為6.8m；直接底為砂質(zhì)泥巖或粉砂巖，平均厚度為4.8m；老底為砂巖和砂質(zhì)泥巖，平均厚度為7.2m。井田內(nèi)各煤層自然瓦斯CH4在0～6.24%之間，CO2在1.04%～31.64%之間。煤塵爆炸指數(shù)在30%～40%，試驗結(jié)果：火焰長度大于400mm時，抑止煤塵爆炸最低巖粉量為55%～80%，煤塵有爆炸性。自燃傾向性等級為Ⅱ～Ⅰ級，為自燃～容易自燃。發(fā)火期一般為40～60天。

2 巷道支護設計及支護參數(shù)校驗

2.1 巷道支護設計

設計巷道形狀為矩形，凈寬度5000mm，凈高度3300mm，凈斷面積16.50m。經(jīng)過地質(zhì)資料分析，根據(jù)以往支護經(jīng)驗和巷道用途，初步確定3202工作面輔助運輸巷頂板采用Φ20mm×2500mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿配合150×150×10預緊力托盤+錨索+100×100Φ6型焊接金屬網(wǎng)”的方式進行支護，左幫采用“玻璃鋼錨桿+塑料托盤+土工格柵網(wǎng)”的方式進行支護，右?guī)筒捎谩唉?0mm×2100mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿+40×40土工格柵網(wǎng)”的方式進行支護。

2.2 支護參數(shù)校驗

（1）按懸吊理論計算錨桿參數(shù)：

L=L1+Kh+L2=1900（mm）

式中：L—錨桿長度；L1—錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度，一般取500mm；h—冒落拱高，mm；L2—錨桿在巷道中的外露長度，一般取100mm；k—安全系數(shù)，一般取2；h=R/2f，R—巷道寬度，取5200mm；f—巖石堅固性系數(shù)，砂巖取4。

（2）錨桿間距、排距計算，通常間排距相等，取a=pkhr=1.25m

式中：a—錨桿間排距，mm；P—圍巖荷載，50kN/m；h—冒落拱高度，取650mm；r—圍巖容重，取25.48kN/m；K—安全系數(shù)，一般取K=2。

經(jīng)過上述理論計算和經(jīng)驗數(shù)據(jù)，頂板選用Φ20mm×2500mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距取900mm×1000mm，巷道中心兩側(cè)錨桿間排距700mm×1000mm，頂板兩側(cè)錨桿距離巷幫各450mm，符合安全施工要求。

（3）錨索長度計算：

L2=KH+L1+L2=2.601（m）

式中：L2—錨索長度，m；H—冒落高度，取0.65m；K—安全系數(shù)，取K=2；L1—錨入巖層的深度，取1.0m；L2—錨索外露長度，取0.3m。

（4）懸吊理論校核錨索間距：

根據(jù)設計錨索規(guī)格為Φ17.8mm×5300mm，錨索間排距為2000mm×2500mm。為防止巷道頂板巖層有整體垮落現(xiàn)象發(fā)生，將組合梁整體懸吊于堅硬巖層中，校核錨索間距，冒落方式按最嚴重的冒落高度進行考慮?？捎孟率接嬎沐^索間距：L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]，式中：L—錨索間距，m；H—巷道冒落高度，取2.5m；L1—錨桿排距，1.0m；B—巷道最大冒落寬度，5.2m；γ—巖體容重，25kN/m3；F1—錨桿錨固力，50kN；θ—錨桿與巷道頂板的夾角，90°；F2—錨索極限承載力，取320kN；n—錨索每排根數(shù)，取2；

經(jīng)過計算，錨索間距小于2.84m，所選錨索參數(shù)滿足設計要求。設計要求選用Φ17.8mm鋼絞線、長度5300mm的鋼絞線，錨索間排距取2000mm×2500mm，支護時錨索取締隔排錨桿眼位。排列方式為頂部矩形，呈“2-2-2”，符合安全施工要求。

2.3 支護參數(shù)的確定

3202工作面輔助運輸順槽巷道掘進支護材料頂部采用Φ20mm×2500mm無縱筋螺紋鋼錨桿配合錨索、金屬網(wǎng)進行永久支護。錨桿間排距為900mm×1000mm，巷道中心兩側(cè)錨桿間排距700mm×1000mm，頂板兩側(cè)錨桿距離巷幫各450mm，每排6套。錨索為Φ17.8×5300mm，每孔3根2360型樹脂錨固劑。錨索間距為2500mm×2000mm，支護時錨索取締隔排錨桿眼位，每排2套。左幫部采用Φ20×2100mm玻璃鋼錨桿配合土工格柵網(wǎng)進行永久支護，錨桿間排距為900mm×1000mm，（左側(cè)第一根錨桿距離頂板300mm），每排2套。右?guī)筒坎捎忙?0mm×2100mm無縱筋螺紋鋼錨桿配合土工格柵網(wǎng)進行永久支護，每排2套。其中頂錨桿采用兩支錨固劑錨固，幫錨桿采用1根錨固劑。頂部錨桿眼：掘錨機頂部鉆機鉆進，鉆頭為Φ28mm合金鉆頭，鉆桿B19mm，長度1.2、1.3m兩種。幫部錨桿眼：掘錨機幫鉆機鉆進，鉆桿B19mm，長度1.0m-1.2m、鉆頭為Φ28mm合金鉆頭，頂鉆孔深度2450，幫鉆孔深度2050。網(wǎng)片之間搭接100mm，搭接處用每200mm用16#鉛絲交替綁扎。

3 施工方法及掘進施工工藝

3.1 施工方法

（1）采用山特維克—MB670型掘錨機一次成巷的施工方法進行掘進，掘進工作面的破煤、落煤、裝煤、運煤及巷道的支護等均由掘錨機和配套設備來完成。掘進循環(huán)進度為1.0m，巷道沿煤層底板進行掘進。

（2）掘進期間，需及時跟進運輸設備以保證正常運輸，跟進方法如下：

膠帶機機尾前移跟進方法：膠帶機機尾剛性架跑道共24m（不包括剛性架上工具箱），當連運一號車不能繼續(xù)前移運煤時，操作連續(xù)運輸系統(tǒng)使連運一號車挨住剛性架機尾后（后退時聯(lián)系膠帶機司機同時緩慢張緊膠帶），用鏈條鏈接剛性架機尾和連運一號車，檢查鏈接牢固后，司機操作連運一號車向前行走，從而拉動剛性架機尾向前移動（膠帶機司機同時松膠帶機），待連運一號車行走至與掘錨機距離達到約1m時停止移動，并解除與剛性架鏈接鏈條。

（3）掘進過程中，無線遙控操作山特維克—MB670型掘錨機，用錨掘機自身四臂錨桿鉆機來完成支護，設備前進只可以手動遙控操作，支護時可以用手動和自動兩種操作方式。

3.2 掘進施工工藝

（1）掘錨機截割方式。

3202工作面輔助運輸順槽高為3.6m，嚴格按照地測站標定的偏中線施工，偏中線距右側(cè)側(cè)0.45m，距左側(cè)幫4.75m，掘進順槽時正常掘進循環(huán)為1.0m。

掘錨機司機在激光導向儀的指引下，確定掘錨機停放的位置，按巷道尺寸每一刀一個循環(huán)進度進行掘進，在割煤的同時進行錨索錨桿的支護，等待支護完成后，掘錨機向前行走1米繼續(xù)割煤進行下一循環(huán)，掘進10m后延長風筒。

（2）掘錨機掘進過程中首先將截割頭調(diào)整到巷道頂板上面，切割掉上一刀預留的200mm左右的圓弧段煤皮；然后將截割頭向前進入煤體1000mm，由上向下切入煤體，當截割頭切到巷道底板時，掘錨機截割部往后退1000mm左右，拉底使巷道底盡量平整。

（3）裝載與運輸。

掘錨機上裝有收集頭機構(gòu)和中部輸送機，掘錨機截割時，煤落入收集頭機構(gòu)，裝在收集頭上的星形輪裝載機構(gòu)連續(xù)運轉(zhuǎn)，將煤裝入中部輸送機，中部輸送機便將煤轉(zhuǎn)運到等候在掘錨機后的連運車內(nèi)。巷道掘進使用連運車將煤運到身后的膠帶運輸機進行運煤，進入主運輸系統(tǒng)運出。

4 結(jié)束語

經(jīng)過現(xiàn)場試驗證明，山特維克—MB670型掘錨機能夠適應我礦的地質(zhì)條件，采用的支護方式能有效地控制圍巖，具有成本低、支護質(zhì)量高、支護效果好、工人勞動強度低、操作方便等優(yōu)點，可供類似礦井借鑒。

參考文獻

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[2]張洪樂，劉志強，王飛.煤礦巷道錨噴支護參數(shù)優(yōu)化[J].煤礦安全，2010，42（4）：116-118.