煤巷高效快速掘进技术优化探究.pdf

2020 年 7 月2020 年第 7 期 图 1煤巷掘进作业总体施工工序示意图 在中国煤矿开采作业中，一直存在采掘失衡的情 况，这一现象的存在很大程度上制约了矿井生产的持 续高效开展。针对这一情况，对相关问题进行深入探 究，总结影响掘进作业速度的主要因素，进而提出针 对性的优化举措，对于提升矿井生产的持续高效开展 意义重大。 1井下掘进工艺现状分析 针对井下采掘失衡现象，A 矿以井下 12002 作业面 胶运顺槽为对象开展探究分析。该巷道为沿煤层掘进 巷道，处于 2煤层，煤层厚度介于 4.0耀4.8 m，上部覆 岩厚度介于 90耀130 m 之间，其中，直接顶为厚度 2耀 13 m 的粉砂岩层；老顶为厚度介于 4.7耀21.0 m 之间的 中细粒砂岩。整个巷道设计掘进长度 3 000 m，设计各 类横贯 50 个。 2工艺流程分析 12002 作业面胶运顺槽和辅运顺槽掘进作业选用连 采双巷掘进工艺，即采煤机割煤、梭车运输、破碎机 转载、带式运输机运输，顶板支护采用锚杆支护方式， 作业时割煤与支护作业交替进行。图 1 为煤巷掘进作 业总体施工工序示意图。 3煤巷掘进影响要素分析 3.1原工艺工时统计分析 为了提高煤巷掘进速率，按照原工艺割煤推进8 m， 支护 8 排作为一个计数单元，对胶带运输巷和辅助运输 巷的施工耗时进行统计分析。由施工工序可知，施工中 的核心工序主要有 3 个，即割运煤、调机和顶板支护。 其中，在顶板支护作业中，锚杆支护钻眼作业会因作业 人员熟练程度的差异而造成耗时的差异，因此，在统计 时需按照最大值和最小值求取不同工序的均值。经计算 统 计 可 知 ， 胶 运 顺 槽 掘 进 作 业 中 割 运 煤 耗 时 为 81 min/单元，调机耗时为 19.5 min/单元，顶板支护耗 时为 101 min/单元；辅运顺槽掘进作业中，割运煤耗时 为 78.8 min/单元，调机耗时为 17.4 min/单元，顶板支 护耗时为 92 min/单元[1-2]。 3.2工艺问题分析 在施工技术方面存在的问题有以下几点a 虽然 原支护中所用锚杆支护工艺能够实现对顶板变形的有 收稿日期2020-03-18 作者简介杨成虎，1986年生，男，山西大同人，2010年毕业于大 同煤炭职业技术学院煤矿开采与技术专业，助理工程师。 煤巷高效快速掘进技术优化探究 杨成虎 （ 大同煤矿集团公司安监局，山西 大同 037003 ） 摘要 煤巷高效快速掘进技术作为改善井下采掘交替矛盾的有效手段之一，对于提升矿井综合效益意义重大。以此 为着手点，针对煤巷高效快速掘进技术开展优化探究，结合具体工程实际，在分析掘进作业流程的基础上，对煤巷掘进 影响要素开展综合分析，继而对煤巷快速掘进优化对策进行总结。优化后的掘进技术实现了煤巷的快速掘进，缓解了矿 井采掘交替紧张的问题，提升了矿井的综合效益。 关键词 矿井；煤巷；快速掘进；技术优化 中图分类号 TD263.3文献标识码 A文章编号 2095-0802-202007-0101-02 Exploration on Optimization of High-efficiency and Rapid Driving Technology in Coal Roadway YANG Chenghu Safety Supervision Bureau, Datong Coal Mine Group Co., Ltd., Datong 037003, Shanxi, China Abstract As one of the effective means to improve the alternating contradiction of underground mining, the technology of high- efficency and rapid driving in coal roadway is of great significance to improve the comprehensive benefits of the mine. Taking this as the starting point, this paper carried out the optimization research on the high-efficiency and rapid driving technology in coal roadway. Combined with the actual project, based on the analysis of the driving process, it carried out a comprehensive analysis of the factors affecting the driving of coal roadway, and then summarized the optimization countermeasures for the rapid driving of coal roadway. The optimized driving technology realizes the rapid driving of coal roadway, alleviates the problem of alternating tension of mining and excavation and improves the comprehensive benefits of the mine. Key words mine; coal roadway; rapid driving; technical optimization （总第 178 期） 技术研究 装填树脂药卷 安装锚杆 挂网 钻眼 割运煤调机顶板支护 交替 进行 101 2020 年第 7 期2020 年 7 月 效控制，但顶板支护所用锚杆不仅数量多且密度高， 整体作业复杂，需要进行反复的调机支护作业，存在 较大的无效工作耗时；b 井下南翼运输煤仓一旦装满 后，采煤机和掘进机会随之停止运转，从而导致割煤 时间延长；c 对现有地质条件下的巷道空间距离研究 不足，导致空顶距离小，使得设备调机耗时增加；d 井 下备用配件数量有限，一旦发生设备故障，需要从井 上调运配件，耗时较长。 人员组织方面存在的问题是a 作业人员技能水平 存在一定的差异，导致不同人员作业耗时不同；b 交接 班期间设备停机时间较长，特别是生产班考核时未将 割煤作业与支护作业分割，导致生产班无法为下一班 作业提供便利条件，使得早班无法生产，浪费时间。 4煤巷快速掘进优化对策分析 4.1支护优化 为了改良原支护中存在的锚杆数量多、密度高、 支护作业耗时长等问题，基于连续梁理论开展优化分 析[3]。图 2 即为基于连续梁理论的力学示意图。 图 2基于连续梁理论的力学示意图 4.1.1单排锚杆数验算分析 设定锚杆布设排距为 1 000 mm，则每排锚杆数 n 的计算公式如下，即 nL伊B伊移rh/Rt，1 式1中，L 为巷道设计宽度，取 6 000 mm；B 为锚杆 布设排距，取 1 000 mm；r 为无自稳性的岩层容重， 取 25 kN/m3；h 为无自稳性的岩层厚度，取 800 mm； Rt为锚杆抵抗破断极限值，取 50 kN。 将各取值代入式1，计算可得 n2.4 根/排。考虑 使用安全，按照 1.3 倍安全系数进行设计，则实际每排 锚杆布设数量 n≥3.1 根/排，因此取值 6 或 4，也就是 每排布设锚杆 6 根或者 4 根。 4.1.2锚杆长度计算分析 锚杆长度计算公式为 L总≥L1L2L3，2 式2中L总为锚杆长度，m；L1为锚杆锚固长度，取 950 mm；L2为顶板不稳定层厚度，取 1 500 mm；L3 为锚杆锚固外露长度，取 50 mm。 将相关数值代入式2中，可求得锚杆长度应不小 于 2 500 mm。 通过上述计算，可确定具体支护优化措施为减 小顶板锚杆支护密度，将密度从每排 6 根减小为每排 4 根，锚杆由直径 18 mm、长度 2 200 mm 的圆钢锚杆改 为直径 22 mm、长度 2 500 mm 的螺纹钢锚杆。锚杆锚 固方式从端头锚杆改为半长锚固，锚固长度从 250 mm 增加至 950 mm。锚杆布设排距从原来的 1 000 mm 增 加至 1 200 mm。对顶板防护所用网片型号进行统一， 网片长度为巷道宽度的 1/2150 mm，网片宽度为锚杆 间距 300 mm。 通过这种优化，作业面顶板支护所用锚杆数量大 幅减少，作业工序明显简化，作业时锚杆机反复调机次 数大大减少，在减少作业投入的同时增加了掘进作业速 率，实现了掘进装备与断面支护形式的最佳配合[4]。 4.2其他优化分析 胶带机改良针对井下作业面所用带式运输机进 行运行速度改良，避免运输系统停机对掘进设备运行 造成负面影响。 空顶距离调整结合煤层顶板地质条件及相邻作 业面回采超前矿压显现和顺槽顶板垮落情况，将掘进 作业时的顶板空顶距离最大值从 8 m 增加至 12 m，使 得单循环进尺数增大，减少设备来回调机的耗时。 顺槽横贯改造在距离作业面正头 200 m 处对顺 槽横贯进行优化改造，增设掘进设备组件配给站，确 保设备出现故障时能够及时提供更换组件，提高作业 效率[5-6]。 作业管理改良强化掘进作业人员培训，提升其 操作技能和相互配合熟练度。强化跟班管理质量，降 低交接班耗时，并对掘进作业各环节分别进行考核核 算，提高设备开机率和作业效率。在早班中适当安排 作业任务，提升整体作业效率。 5结语 通过对煤巷高效快速掘进技术的优化改良，胶运 顺槽、辅运顺槽工序的总耗时和各主要工序用时均值 都明显降低，其中，胶运顺槽和辅运顺槽工序总耗时 降幅达到 18和 14.3；顶板支护耗时分别降低 27和 20。与此同时，12002 作业面胶运顺槽和辅运顺槽作 业时的单日掘进量从原来的 35 m 增加至 60 m，掘进 作业速度大幅提升，有效缓解了采掘交替矛盾的问题， 矿井生产综合效益显著提升。 参考文献 ［1］ 向真才.短钻孔快速抽采工艺在长距离掘进工作面的应用 ［J］ . 工矿自动化， 20202 1-6. ［2］ 朱海峰.过连续断层区煤巷掘进及支护技术研究 ［J］ .煤矿现 代化， 20201 56-58. ［3］ 呼邦兵， 朱国维， 刘金锁， 等.掘进煤巷采空区 Rayleigh 型槽波超 前探测三维数值模拟研究 ［J］ .煤炭工程， 2020， 522 121-125. ［4］ 齐首靖.复杂地质条件下的煤巷掘进技术优化研究 ［J］ .自动 化应用， 201911 126-127. ［5］ 徐晓宏.基于多臂掘锚一体机的快速掘进应用研究 ［J］ .煤炭 技术， 2020， 391 168-170. ［6］ 窦守杰.煤巷快速掘进系统的发展趋势与关键技术分析 ［J］ . 石化技术， 2020， 271 123. （ 责任编辑白洁 ） 顶板承载 预应力 102