煤巷鉆錨一體化快速掘進技術與裝備及應用

康紅普 ， 姜鵬飛 ， 王子越 ， 張小峰 ， 劉 暢 ， 羅 超 ， 韋堯中 ，郭吉昌 ， 陳志良 ， 王 銳 ， 韓存地 ， 李發泉 ， 何宗科 ， 蘇 超

(1.中煤科工開采研究院有限公司, 北京 100013；2.天地科技股份有限公司, 北京 100013；3.煤炭智能開采與巖層控制全國重點實驗室, 北京100013；4.中國煤炭科工集團太原研究院有限公司, 山西 太原 030006；5.陜西陜煤曹家灘礦業有限公司, 陜西 榆林 918000)

我國煤炭開采以井工開采為主，巷道掘進是煤炭開采的先導和前提。隨著采煤技術與裝備水平的不斷提升，對掘進提出更高的要求。我國每年新掘巷道長度1.2 萬km，80%以上是煤巷，但煤巷平均掘進速度不足200 m/月，用人超70 萬，掘進速度慢、用人多、智能化程度低，造成采掘接替緊張[1-5]。掘進效率低已成為煤炭安全高效開采的主要制約因素。

煤巷掘進包括割煤、運煤、支護(臨時支護與永久支護)、輔助運輸及通風、降塵等環節。煤巷掘進經歷了人工、鉆爆法、綜合機械化掘進的發展歷程。其中，煤巷綜合機械化掘進工藝主要包括基于懸臂式掘進機、連續采煤機及掘錨一體化機組的3 種工藝類型[6-7]。世界各大煤機裝備企業、高等院校、科研機構開展了大量煤巷快速掘進技術、裝備的研究與實踐。

在煤巷掘進裝備方面，國外以德國戴爾曼礦業系統有限公司(DHMS)、日本三井三池公司等為代表，發展了基于懸臂式掘進機的掘進裝備，實現了掘進、錨桿鉆裝、臨時支護一體化。以美國久益環球公司(JOY) CM 系列連續采煤機為代表的連采快速掘進設備應用于雙巷與多巷掘進作業，以瑞典山特維克公司(SANDVIK) MB670、JOY 公司12ED30 為代表的掘錨一體化機組掘進效率高，在國內外煤礦得到廣泛應用[8-10]。我國煤礦地質條件復雜多變，經過數十年的發展，形成了適應不同地質條件的煤巷掘進設備[11]。以中國煤炭科工集團太原研究院有限公司、三一重工股份有限公司等為代表的煤機裝備制造企業研發出EBZ、EBH 系列懸臂式掘進機，并配合單體錨桿鉆機實現了復雜條件巷道機械化掘進與人工輔助支護[12-13]。針對陜北、鄂爾多斯等條件較好的礦區，多采用連采機或掘錨一體機進行掘進。中國煤炭科工集團太原研究院有限公司于2003 年率先開展掘錨一體機研制，逐步研發形成掘錨一體機、錨桿轉載機、跨騎式錨桿鉆車和柔性連續運輸系統等系列裝備，構建了掘進、支護、運輸、除塵等巷道掘進連續作業線，并在涼水井、黃陵等煤礦成功應用[14]。2015 年以來，中國鐵建重工集團股份有限公司、西安煤礦機械有限公司、三一重工股份有限公司等開展了掘錨一體機的研制和應用，推動了快速掘進裝備的國產化。

支護包括臨時支護與永久支護。臨時支護主要有前探梁、支柱加橫梁、機載臨時支護裝置和交叉邁步式自移支架等形式。永久支護主要是錨桿與錨索支護，目前錨桿主要采用預應力高強度樹脂錨固螺紋鋼錨桿，錨索為預應力樹脂錨固鋼絞線錨索[15-17]。錨桿施工過程包括鉆孔、卸鉆桿、安裝錨固劑、安裝錨桿、攪拌錨固劑及預緊6 道工序，工藝繁瑣，是巷道掘進用人最多、用時最長的環節。為了解決錨桿自動化安裝的問題，美國Fletcher 公司、瑞典Sandvik 公司研發出錨固劑氣動推送技術，但推送存在卡堵問題；澳大利亞DSI 公司為簡化錨桿施工工藝，研發出一步式錨桿(One Step Bolt)，將錨固劑內置于自鉆中空錨桿中，但成本過高，未得到推廣；瑞典Epiroc 公司研發出兩步式自鉆中空錨桿(Two Step Bolt)，但施工裝備體積大、作業用時長，未得到推廣應用。金屬網是錨桿支護系統中的重要構件，但金屬網的鋪設主要依賴人工作業，難以實現自動化。瑞典Epiroc 公司針對巖土隧道研發了自動鋪網技術，但由于煤礦巷道斷面小、設備集中，難以應用。在國內，中國煤炭科工集團太原研究院有限公司、廊坊景隆重工機械有限公司研制出基于傳統支護工藝的錨桿自動安裝臺車，實現了鉆孔、安裝錨固劑、安裝錨桿、攪拌及預緊的半自動作業，但沒有改變錨桿施工工藝，支護時間仍較長，抗干擾能力較差[18]。

掘進與支護裝備工況及礦壓監測是巷道安全快速掘進的保障。德國PSI、RUHR 公司，澳大利亞聯邦科學與工業研究組織(CSIRO)等構建了煤礦掘進實時監測與數據管理系統，實現了對掘進流程的精細化管控。波蘭CTT EMAG 公司研發出性能比較優越的礦壓監測系統，但采用接觸式鉆孔測量，無法在掘進工作面隨掘動態測量。我國多個研究單位構建的掘進信息化管控系統以數據實時監控為主，多源監測數據與裝備運維的深層次價值挖掘不足，難以滿足煤巷掘進裝備安全預警與智能運維的實際需求?，F有礦壓監測系統也存在間隔性布置、非連續性觀測、掘進工作面無法布設的問題，難以滿足隨掘礦壓動態監測需求[19]。

煤巷掘進速度與效率除與上述的掘進設備、支護形式及監控技術等有關外，很大程度上取決于煤巷的地質條件，掘進工作面圍巖穩定性是影響巷道快速掘進的重要因素。國內外在巖石分類方面已經做了大量工作。國外有南非CSIR 巖體地質力學分類(RMR)[20]、挪威 NGI 巖體質量分類(Q)[21]、加拿大巖體地質強度指標(GSI)[22]、采礦巖體地質力學分類(MRMR)[23]、美國煤礦頂板分類(CMRR)[24]及德國硬煤煤礦巖體分類等方法[25]，其中后2 個是專為煤礦開發的。國內制訂了中華人民共和國國家標準“工程巖體分級標準”(BQ)[26]，提出緩傾斜、 傾斜中厚煤層回采巷道圍巖穩定性分類[27]。中煤科工開采研究院有限公司對掘進工作面圍巖穩定性進行了分類，初步提出了不同掘進工作面圍巖條件下支護時機與方式[1]。中國礦業大學、中國礦業大學(北京)等單位也開展了圍巖穩定性與支護相互作用關系研究，提出了多種巷道穩定性控制理論模型與方法[28-29]。上述研究工作為煤巷掘進圍巖穩定性分析提供了基礎。

巷道斷面形狀與尺寸也是影響掘進速度的一個重要因素。煤巷特別是回采巷道，斷面形狀一般為矩形、倒梯形等平頂形狀。隨著煤炭開采強度的提高和裝備的大型化，對巷道掘進斷面尺寸的需求也越來越大。晉陜蒙等煤炭主產區千萬噸礦井巷道斷面積很多超過20 m2，部分巷道斷面尺寸超過30 m2，對巷道截割、支護都提出更高的要求。

筆者以陜西陜煤曹家灘礦特厚煤煤層、特大斷面回采巷道為工程背景，以突破用人最多、用時最長的錨桿支護技術、實現快速掘進為目標，研發鉆錨一體化錨桿支護與噴涂護表等新型支護技術、材料與設備[30-31]；開發巷道隨掘變形動態監測技術，為掘進過程中圍巖的穩定性提供數據支撐；研制特大斷面煤巷鉆錨一體化快速掘進成套裝備。在曹家灘煤礦10 m超大采高綜采工作面特大斷面回采巷道中進行試驗，在地質力學參數測試基礎上，揭示掘進工作面圍巖變形演化規律，提出巷道掘進支護工藝參數，并進行井下施工與效果評價。

1 鉆錨一體化錨桿快速支護技術

1.1 鉆錨一體化錨桿

傳統樹脂錨固錨桿安裝工藝不連續，鉆進、錨桿與錨固劑安裝、預緊多工序分離；施工機具切換頻繁、需要人工輔助作業、自動化程度低。為此，研發出鉆錨一體化錨桿及自動化支護系統，鉆錨一體化錨桿施工時，錨桿兼做鉆桿鉆進、泵注錨固劑、多功能鉆箱施加預緊力，錨桿鉆箱全過程不移機完成鉆孔、注錨固劑和預緊等全工序，改變了傳統錨桿安裝工藝。圖1為傳統錨桿施工工藝、錨固劑氣動推送錨桿施工工藝與鉆錨一體化錨桿施工工藝對比。鉆錨一體化錨桿結構如圖2 所示，主要由鉆頭、中空桿體、調心球墊和多功能螺母等組成。鉆頭安裝于錨桿桿體前端，可根據鉆進圍巖的巖性、強度匹配不同形式的鉆頭。錨桿桿體為高強度鋼管，表面滾壓左旋橫肋，尾部滾壓左旋細牙螺紋。同時配套多功能螺母，具有打孔鎖緊、密封和預緊功能。打孔時，多功能螺母在鉆箱帶動下反轉，同時帶動桿體反轉打孔，直至托盤緊貼巖壁；停止鉆進，將泵注式錨固劑經由鉆錨一體化錨桿充分混合并泵注到孔底，將錨桿與鉆孔壁充填，待錨固劑凝固，形成錨桿錨固段；之后鉆箱帶動預緊螺母正向轉動，將錨桿預緊至設定值，單根錨桿作業流程如圖3 所示。

圖2 鉆錨一體化錨桿結構Fig.2 Structure of integrated drilling and anchoring bolt

圖3 鉆錨一體化錨桿工藝流程Fig.3 Technological process diagram of integrative drilling and anchoring bolt

鉆錨一體化錨桿力學性能測試結果如圖4(a)所示。中空桿體屈服強度為439.2 MPa，抗拉強度為623.2 MPa，拉伸破斷載荷≥260 kN。錨桿拉斷載荷與直徑22 mm 的500#錨桿相當。配套直徑170 mm 圓托盤的力學特性如圖4(b)所示，托盤承載力≥260 kN。

圖4 鉆錨一體化錨桿桿體與配套托盤力學特性Fig.4 Mechanical properties of integrated drilling and anchoring bolt and plate

與傳統樹脂錨固錨桿相比，鉆錨一體化錨桿的主要特點包括：① 鉆錨一體化錨桿桿體即為鉆桿，具有較好的抗彎剛度，保證了在適合的圍巖條件下一次穩定鉆進2 m 以上；② 優化了表面橫肋與中孔結構，鉆進過程中能夠高效清孔排渣；③ 研發了適用不同圍巖條件下高效鉆進鉆頭，保證了鉆進速度；④ 錨固劑通過鉆錨一體化錨桿中孔泵注，實現了自動化錨固。

基于上述鉆錨一體化錨桿結構與功能，可實現自動化快速施工，主要表現在以下幾個方面：

(1)將傳統樹脂錨固錨桿安裝的6 道工序(鉆孔、卸鉆桿、人工安裝錨固劑、安裝錨桿、攪拌錨固劑、預緊)減少為1 道連續工序，實現錨桿安裝自動化作業。

(2)減少移機時間。鉆錨一體化錨桿減少拆卸鉆桿、錨桿安裝、錨桿預緊等鉆臂移機時間，實現錨桿快速安裝。

(3)減少錨桿安裝失敗率。鉆錨一體化錨桿一次成孔，減少巷幫片幫、塌孔等需要多次鉆進清孔，在松軟破碎煤幫中可大幅減少錨桿安裝用時，實現錨桿快速安裝。

(4)適當降低錨桿支護密度。鉆錨一體化錨桿破斷載荷大于260 kN，通過泵注式錨固，提高錨桿的錨固力，充分發揮錨桿的支護效果，可適當減少錨桿支護密度，減少單位面積錨桿用量，實現錨桿快速支護。

1.2 泵注式錨固劑

泵注式錨固劑是鉆錨一體化支護技術的關鍵材料之一。傳統的卷式樹脂錨固劑只適用于攪拌安裝工藝，傳統的注漿材料用于錨固需要封孔，工藝復雜、可靠性差。為此，開發了新型的泵注式錨固劑，該錨固劑混合前為雙液態組分，混合后形成高黏度可自立膏體(圖5)，可實現垂直鉆孔內免封孔、不回流，密實充填鉆孔，保證錨固力。與鉆錨一體化錨桿配合，最大程度簡化鉆注錨固工藝，滿足了鉆錨一體化錨桿免封孔自動化泵注錨固的需求。泵注式錨固劑固化時間25～180 s 可調，可適應不同圍巖錨固速度需求。錨固長度600～1 200 mm 定量可調，能夠保障復雜難錨條件下高可靠錨固。泵注式錨固劑的特性見表1。

表1 泵注式錨固劑特性Table 1 Properties of pumpable resin

圖5 泵注式錨固劑Fig.5 Pumpable resin

泵注式錨固劑經鉆錨一體化錨桿中孔注入后，在鉆孔內發生觸變反應，從而將錨桿、鉆孔壁黏接，形成錨桿-錨固劑-鉆孔壁二元錨固界面(圖6)，一是錨桿與觸變性錨固劑的作用界面，二是觸變性錨固劑與煤巖體的作用界面。由于材質特性不同，這2 種界面的力學特性各異，2 者共同影響鉆錨一體化錨桿錨固段力學性能。同時，在支護過程中，錨固劑觸變后經歷了高黏度液態(≥400 mPa·s)—超高黏度觸變態(≥20 000 mPa·s)—固態的轉變，觸變性錨固劑流場分布規律與時變效應共同決定錨固段界面分布及力學性能，與傳統樹脂錨固劑作用機理有明顯區別。

圖6 鉆錨一體化錨桿錨固剖面Fig.6 Anchoring interfaces of integrated drilling and anchoring bolt

1.3 鉆錨一體化錨桿施工裝備

鉆錨一體化錨桿施工工藝與傳統樹脂錨固錨桿施工工藝有明顯差別，傳統錨桿施工機具不能用于鉆錨一體化錨桿施工。開發了鉆錨一體化錨桿施工裝備，包括：鉆錨一體化鉆箱、鉆架、錨桿倉、泵注系統及控制系統，如圖7 所示。該施工裝備可將鉆孔、泵注錨固劑、預緊集成一體，工序切換不需要移機換位，實現了錨桿安裝全流程一體化、自動化作業。

圖7 鉆錨一體化錨桿施工裝備Fig.7 Construction equipment of integrated drilling and anchoring bolt

鉆箱前端套筒與錨桿尾部多功能螺母相配合，反向旋轉時帶動錨桿鉆孔，正向旋轉時擰緊桿尾螺母實現錨桿預緊。鉆箱馬達額定轉速為575 r/min，最大失速扭矩為560 N·m，能夠滿足鉆進和預緊所需的扭矩。

鉆架主要由支撐機構、推進機構和夾鉗機構組成。工作時，支撐機構采用液壓驅動，鉆孔前伸出支撐板至圍巖表面以穩定鉆架，保證鉆架在鉆孔過程中能穩定推進。推進機構采用液壓油缸及鏈條驅動，設計的最大推進行程為2.6 m，可滿足特大斷面煤巷錨桿支護需求。鉆架采用大行程全滑柱式結構，能夠有效提高錨桿作業過程中的穩定性和使用壽命。在鉆架頂部設置夾鉗機構，用于鉆孔時固定錨桿，夾鉗機構采用大剛度導軌油缸直推結構，夾持效果好，可靠性高。

為了實現多根錨桿的連續、自動施工，在鉆架旁布置了錨桿倉機構，錨桿倉包含2 組并聯四自由度機械手結構，可實現錨桿準確抓取并精確傳送至施工作業位置。錨桿倉一次可裝載8 根錨桿，可實現錨桿傳送和安裝的精準定位。

針對泵注式錨固劑的理化特性，開發出了高精度泵送裝置，錨固劑泵送裝置采用液壓油缸驅動，實現吸漿和排漿的功能。該裝置可實現雙組份錨固劑精準等體積泵送，單次泵送體積動態可調，能滿足不同地質條件、不同錨固長度的泵注需求。泵送裝置參數見表2。

表2 泵送裝置功能參數Table 2 Functions and parameters of pumping unit

傳統樹脂錨固錨桿成孔后錨桿與錨固劑安裝需要鉆孔精準識別、卷式錨固劑需要人工輔助安裝、換接鉆桿需要人工操作，成為制約實現錨桿安裝自動化作業的三大難題。鉆錨一體化錨桿為解決這些難題提供了一個有效、可行的方案。

鉆錨一體化錨桿通過研發上述工藝、材料裝備，將6 道工序減少為1 道連續工序，構建了“一鍵打錨桿”硬件。在此基礎上，確定了鉆錨一體化錨桿自動化施工的工序、配套裝備的動作順序、各個施工環節的時間關系、邏輯關系等，研發出“一鍵打錨桿”控制系統，實現了鉆錨一體化錨桿自動化施工。提出“一鍵打錨桿”控制算法，開發出鉆孔、安裝錨固劑、預緊自動順序動作自適應控制算法，搭建了相應的硬件控制平臺，實現了錨桿支護施工的全自動化作業。

開發了控制程序界面，能夠實時顯示錨桿倉中剩余錨桿數量、每個錨桿鉆機的工作步驟、鉆箱的推進、旋轉情況等參數，為系統優化鉆錨一體化的施工過程提供數據基礎。鉆錨一體化錨桿支護控制系統如圖8 所示。

圖8 自動化錨桿施工控制系統Fig.8 Automatic bolting control system

2 噴涂快速護表材料、技術與裝備

護表構件(金屬網、鋼帶、大托板等)在錨桿支護系統中發揮重要作用。但護表構件，特別是金屬網的鋪設高度依賴人工，成為制約錨桿支護實現自動化的“卡脖子”環節。另外，由于缺乏有效的頂板、兩幫臨時支護，掘進工作面局部冒頂與片幫嚴重影響巷道掘進速度與安全。為此，提出采用井下巷道表面噴涂代替金屬網并作為臨時支護的思路。如圖9 所示，掘進工作面割煤后噴涂快速凝固材料，在巷道表面形成高強度、高韌性護表噴層(厚度3～5 mm)，將表面圍巖黏結并包覆，取代金屬網，并防止掘進工作面空頂、空幫區圍巖片漏，起到良好的護表與臨時支護作用。

圖9 掘進工作面噴涂護表支護示意Fig.9 Schematic diagram of surface spraying support in the driving face

2.1 噴涂快速護表材料

按照反應類型薄噴材料通常分為反應型和非反應型兩類。反應型薄噴材料以聚合物材料作為薄噴材料；非反應型通常為水泥基材料，組分中混合添加劑作為薄噴材料?，F有的薄噴材料常用做噴涂堵漏風材料。針對薄噴用作替代金屬網和臨時支護，對國內外已有材料開展了大量實驗，目前尚未發現可直接應用于煤礦巷道表面噴涂護表材料，主要原因如下：

(1)力學性能不足。要求噴涂材料在保證高強度的同時還需要高的黏結性和抗變形能力。

(2)反應時間過長。水泥基材料反應時間過長，達到力學性能需要數小時，難以滿足快速掘進防片幫、冒頂的需求。

(3)阻燃抗靜電等安全性能不足。煤礦井下用有機材料要求阻燃抗靜電，相關材料主要來源于工民建，缺乏同時滿足煤礦巷道支護需求的力學性能和安全性能的材料。

(4)成本過高。有些材料，如雙液反應型聚脲成本高，難以大范圍推廣應用。

針對目前尚無可直接用于掘進工作面噴涂護表支護材料的現狀，研發出國內首款高強度、高韌性、快固化的高性能巷道表面薄噴護表支護材料。該種材料原料分別以 A、B 兩種液態組分形式存儲，按體積比 1∶1 經過充分混合后，噴射到巷道表面，材料原位快速固化后黏結在煤巖體表面形成一種3～5 mm 厚的塑性薄層。

材料采用“分子設計-結構增強-協同阻燃-組分優化”多手段耦合制備方法與工藝。首先，從分子設計角度出發，研發出具有多重分子結構增強效應的多官能度反應中間體，同時在大分子鏈中嵌入大空間位阻分子結構，限制分子鏈段的自由運動，多方法耦合實現材料自身結構力學性能的顯著增強與固化速度的提高，使材料具有了高強度，如圖10 所示。通過調節分子鏈結構構造和次價鍵排布，實現高強度和高韌性的平衡。隨后，通過官能團設計，將協同阻燃結構引入大分子骨架中，在氣相阻燃的同時，能夠在燃燒物質表面形成保護層實現凝聚相阻燃；最后通過試驗反饋與迭代研究，進行組分優化與合成工藝改進?；谏鲜鲈?，合成了高強度、高韌性、快固化的高性能巷道表面薄噴護表支護材料。

圖10 噴涂材料分子設計Fig.10 Molecular design of spraying material

噴層抗拉強度≥9.0 MPa，斷裂伸長率≥100%，室溫固化時間＜40 s，相比現行標準中關于噴涂堵漏風材料要求的力學性能，在抗拉強度方面提升 3.5 倍以上，韌性增加 1 倍以上。材料與煤巖界面黏結強度也是影響噴涂支護效果的主要因素之一。研發的巷道表面薄噴支護材料分子結構中較高離域的 π 電子能夠利用 π-π 共軛效應與煤中富含的苯環結構相互作用，極性原子能夠和砂、泥巖中的羥基形成氫鍵，從而提高材料與煤巖界面黏結強度。并通過牢固的共價鍵連接，提高其分散性，同時通過組分優化提高噴涂材料在基體表面的潤濕性，實現強黏結。采用標準黏結強度檢測方法對噴層進行黏結性能測試，如圖11 所示。測試顯示材料黏結強度為3 MPa，但觀察實驗結果發現，拉伸破壞發生在水泥塊基體內部，噴層未發生破壞，因此薄噴材料的黏結強度大于3 MPa 。

圖11 噴涂材料黏結強度測試Fig.11 Bond strength test of spraying material

2.2 噴涂護表支護材料承載與安全性能

為了評價噴涂支護材料的承載特性，需要對比噴層與各類金屬網承載性能，采用護表材料靜載力學性能試驗臺開展測試[32]，如圖12(a)所示。采用與井下實際使用噴涂設備制作了1 700 mm×1 500 mm×5 mm的噴層，通過錨桿和托盤將噴層固定在試驗臺上，錨桿間排距為1 200 mm×1 000 mm。試驗通過油缸施加載荷，載荷-位移曲線如圖12(b)所示。當油缸位移達到最大行程626.73 mm 時，噴層承受載荷25.23 kN，此時噴層尚未發生破壞。

圖12 噴涂材料承載力試驗Fig.12 Bearing capacity test of spraying materials

將噴層力學性能與采用同一試驗臺測試的礦用鋼筋網、經緯網、菱形網的力學性能圖12(c)進行對比發現，金屬網的測試峰值承載力為37.2～52.6 kN，對應的位移為195.7～ 476.5 mm。薄噴支護材料承載力達25.23 kN，受油缸行程影響，此時噴層尚未發生破壞已經接近金屬網水平，且噴涂材料的韌性更好。

此外，實驗過程中發現，在對噴層施加載荷過程中，噴層的四邊中間區域最先發生變形，該區域的張緊力和變形量明顯增加，增大到一定程度時，噴層的主要受力位置轉移到錨桿附近。

噴涂支護材料安全性能對于煤礦井下安全十分重要，須滿足《巷道表面薄噴支護材料安全技術要求》的相關規定。薄噴支護材料采用氣固雙相阻燃分子結構的設計，材料具備了本質阻燃性能，氧指數大于28%。對多組分進行合成工藝和精制技術進行改進，經過組分優化和迭代研發，將表面電阻降低至3×108Ω以下，解決了力學性能與安全性能相互制約的難題。

2.3 快速自動化噴涂設備

為實現井下巷道表面自動化快速薄噴，開發出與新型噴涂材料配套的噴涂裝備，如圖13(a)所示，包括礦用防爆高精度機械臂、高比例精度噴涂泵、噴涂材料運輸系統及自動化噴涂控制系統等。

圖13 噴涂機械臂及軌跡規劃Fig.13 Spraying arm and trajectory planning

為實現巷道表面高效噴涂支護，研發了高控制精度、高可靠性的大負載多自由度機械臂，包括高精度控制液壓閥組、高精度執行元件及電控系統。根據液壓系統特性制定高精度控制算法，研究了巷道表面噴涂軌跡規劃，如圖13(b)所示，研制出自動化控制系統。大負載多自由度機械臂全臂展 2 m，末端控制精度≤±20 mm，末端負載極限20 kg。

巷道表面支護要求噴涂材料按照組分配比充分混合、流量穩定連續泵送。研發出多級高壓循環泵送系統，工作壓力＞20 MPa，流量＞5 L/min，噴涂材料泵送過程中各組分比例精度誤差小于20%，泵送流量穩定無波動。

噴涂成層質量取決于噴涂材料各組分混合程度。研究了噴嘴對各組分混合程度、霧化效果的影響規律，研發了適用于煤礦高粉塵濃度的噴嘴及工藝，獲取了泵送系統與噴槍適配參數的數據，形成了適應煤礦井下高粉塵濃度的噴涂泵送系統與噴槍高質量成層協同作業技術。在此基礎上，研發了泵送系統與噴槍協同作業控制系統。

采用研發的噴涂系統開展了易片幫巷道煤幫表面噴涂試驗。試驗結果表明：噴涂作業效率高，完成單排進尺噴涂用時小于8 min；噴涂過程中幾乎無回彈，噴涂材料損失??；隨巷道掘進完成了易片幫試驗段右側煤幫全覆蓋噴涂，巷幫噴涂后不安裝錨桿與錨索，滯后掘進工作面35 m(5 d)無片幫，巷幫變形量也很小，如圖14(a)所示。為了對比分析噴涂效果，在巷道左側煤幫不進行噴涂與錨桿支護。但當隨掘進空幫僅2 m 時就出現嚴重片幫，為保障掘進安全，立即在左幫施工了錨桿，如圖14(b)所示?？梢?，噴涂支護防止巷道煤幫片落的效果非常明顯。

圖14 巷道煤幫噴涂對比試驗Fig.14 Comparative test of spraying suppprt on coal roadway ribs

實現井下巷道表面全自動噴涂還需要噴涂系統和機械臂協同作業。研究了噴涂系統與機械臂多電磁閥控制特性，制定了針對巷道表面噴涂的作業工序和動作要求，研發了噴涂系統與機械臂協同作業控制算法。

將噴涂系統、機械臂及自動化控制系統、鉆錨一體化系統等集成于掘錨一體機上，制定了掘進、錨桿支護與噴涂支護交互作業工藝流程，并進行集中控制，開發出鉆錨噴一體化的掘錨機組，如圖15 所示。

圖15 鉆錨噴一體化掘錨機組Fig.15 Miner bolter with integrated rapid drilling,anchoring and spraying

3 巷道隨掘變形動態監測技術

巷道圍巖變形主要集中在巷道開挖初期和距離掘進工作面一定范圍內，此階段巷道圍巖應力調整、頂板下沉、兩幫移動，圍巖處于不平衡狀態。及時獲取隨掘過程中的巷道變形情況，特別是空頂、空幫區圍巖變形，對圍巖穩定性評價、巷道支護方案動態設計具有重要意義。

巷道掘進需要完成掘支運全工序作業，受限于掘進工作面有限的空間，傳統的很多礦壓監測儀器均布置在掘進工作面后方，難以監測掘進工作面圍巖開挖初期空頂、空幫區的變形。為了解決這個難題，針對掘進工作面大粉塵、低照度、多干擾的環境，提出基于雙目視覺的巷道隨掘變形動態監測方法，如圖16 所示。隨掘視覺測量系統由機載雙目相機、光源和反光輔助特征點組成。隨掘過程中每隔一定排距在巷道頂板和兩幫布置若干反光輔助特征點，掘進設備上安裝雙目相機實時監測特征點之間的相對距離，可實現兩幫和頂板變形的隨掘監測。

圖16 基于雙目視覺的巷道隨掘變形動態監測方法Fig.16 Dynamic monitoring method for roadway deformation during driving based on binocular vision

巷道隨掘變形動態監測技術的主要監測流程為圖像采集、圖像校正、特征點提取及匹配、三維坐標求解、計算頂板下沉量及兩幫移近量，如圖17 所示。圖像采集階段采用微秒級時間同步技術，減小機組振動對圖像采集的影響。針對隨掘監測相機視野大、工作距離遠的特點，圖像校正采用大尺寸標定板，實現雙目相機高精度標定。通過特征點提取及匹配技術將左右相機圖像中的特征點建立精準對應關系，進而基于雙目相機三角測量原理實現三維坐標求解。反光輔助特征點的三維坐標求解后，將特征點分為頂板、左幫、右幫3 部分，同時按照斷面分類，實時計算頂板下沉量及兩幫移近量。

圖17 隨掘變形監測系統程序流程Fig.17 Program flow of roadway deformation monitoring system during driving

巷道隨掘變形動態監測技術采用雙目視覺測量原理，如圖18 所示。左右2 個相機同時觀察頂板特征點Pm時，左右相機得到圖像點P1和P2，特征點Pm為2 個相機光心與像點連線的交點。求解Pm三維坐標的過程可以表示為

圖18 雙目視覺測量原理Fig.18 Principles of binocular vision measurement

將左相機坐標系設定為全局坐標系，并考慮畸變，左相機坐標系下的畸變公式及三維坐標公式為

隨掘變形監測以動坐標系下特征點相對距離不變為前提，將同一斷面下兩幫特征點的連線距離近似為兩幫距離，兩幫移近量的求解公式為

巷道隨掘變形動態監測系統采用自主研發的隔爆型隨掘變形監測雙目相機，如圖19 所示。采用高精度工業相機和高亮度補光燈組合設計，適用于照度≤0.02 lux 黑暗環境，視覺監測范圍為3～10 m。

圖19 隨掘變形監測雙目相機Fig.19 Binocular camera for roadway deformation monitoring during driving

研發了適用于隨掘大粉塵環境下的滾刷除塵裝置，具有定時清理功能，可同時清潔粉塵及淋水導致的鏡頭污染，解決了隨掘過程中粉塵堆積導致的視覺傳感器失效問題。井下反光干擾也是影響隨掘變形動態監測的難題。在掘進作業過程中，工人反光條和礦燈都屬于高亮的反光干擾點，嚴重影響隨掘變形監測的特征點提取精度，為此提出了多種目標監測算法，實現了特征點的高精度提取，現場監測如圖20 所示，井下頂板下沉量平均監測誤差2.43 mm(圖21)。

圖20 隨掘變形動態監測井下應用Fig.20 On-site application of roadway deformation monitoring during driving

圖21 隨掘變形動態監測井下實測誤差Fig.21 Measurement error of roadway deformation monitoring during driving

研發隨掘變形監測遠程集控系統，控制界面如圖22 所示，能夠實時顯示頂板下沉量、兩幫移近量、異常數據及安全等級，可對距離掘進工作面2.4～10.8 m內的隨掘變形監測數據進行實時采集、儲存、分析及預警，監測頻率≥1 Hz。

圖22 隨掘變形動態監測遠程集控界面Fig.22 Remote centralized control interface for roadway deformation monitoring during driving

4 煤巷鉆錨一體化快速掘進成套裝備與快速掘進新模式

4.1 煤巷鉆錨一體化快速掘進成套裝備

基于上述的鉆錨一體化支護系統、噴涂支護系統和巷道隨掘變形動態監測系統3 項核心技術及設備，開發出鉆錨一體化快速掘進成套裝備，該套裝備由掘錨一體機、錨桿轉載機和履帶式自移機尾3 套設備組成，如圖23 所示，配套井下物料配送系統(錨桿材料運輸車和噴涂料運輸車)和集控中心。成套裝備適應巷道斷面6 600 mm×5 500 mm，系統總長50 m，總裝機功率1 090 kW，可實現掘—噴—錨—運—測等巷道掘進全流程作業，大幅提高了巷道掘進自動化水平。集控中心可實現掘進、運輸、鉆錨、自動跟機行走等遠程集中控制，同時可實現各設備的實時狀態感知和工況監控。錨桿材料運輸車可將錨桿/索等材料運輸至錨桿轉載機尾部；噴涂料運輸車負責運輸噴涂支護材料并將材料泵注至噴涂料箱中，是噴涂支護系統的重要后配套設備。

圖23 鉆錨一體化快速掘進成套裝備Fig.23 Complete set of roadway rapid driving equipments with integrated drilling and anchoring

鉆錨一體化掘錨一體機(圖23)集成了鉆錨一體化錨桿支護系統、自動噴涂系統和隨掘變形動態監測系統，外形尺寸為12 000 mm×6 100 mm×3 800 mm，裝機功率720 kW，單次掏槽行程1 200 mm，整機質量105 t?；谧詣踊刂葡到y，掘錨一體機可實現人工示教路徑自動循環截割、巷道參數設定和截割軌跡選擇，系統根據截割負載、工作環境可自動調節掏槽和升降速度。鉆錨一體化錨桿支護系統可完成4 根頂錨桿和4 根幫錨桿的全流程自動化錨固作業。噴涂支護系統可實現隨掘噴涂支護功能。隨掘變形動態監測系統可實時監測掘進過程中頂板和兩幫變形。整機同時集成了除塵風機和泡沫除塵2 種除塵系統，可有效降低掘進過程中的粉塵量。

錨桿轉載機集成了鉆錨一體化錨桿支護系統和隨掘變形動態監測系統，外形尺寸11 800 mm×3 600 mm×3 900 mm，裝機功率257 kW，整機質量50 t。錨桿轉載機上設置2 臺鉆錨一體化頂錨桿鉆機、2 臺頂錨索鉆機和2 臺鉆錨一體化幫錨桿鉆機，可實現2根頂錨桿、2 根頂錨索和4 根幫錨桿的自動化施工。

履帶式自移機尾連續運輸系統如圖24 所示，具有驅動力大(滿足6 000 m 輸送機皮帶牽引)、皮帶架左右調整、自動跟隨受料、供電中心集中機載等特點，配合伸縮皮帶架和自動延伸系統，可實現靈活退機5 m和皮帶架自動安裝功能。

圖24 掘進工作面連續運輸系統Fig.24 Continuous transport system for driving face

以角度、位移、電流、瓦斯、測距等傳感器為基礎的傳感系統為掘錨一體機自動化、后配套自動化、供電管理中心、井下集控、地面集控、工作面通訊網絡、人機交互控制等系統控制提供了大數據基礎。系統采用慣性導航系統及多傳感器融合技術，融合激光慣導、毫米波雷達、里程計和全站儀等數據，結合慣性導航系統的航向及姿態數據，完成對掘錨一體機航向、姿態及定位數據的精確測量，為掘錨一體機的遠程控制及行走自動控制提供精確的航向姿態數據。經井下實測驗證，導航系統測量精度100 m 偏差小于10 cm。

4.2 煤巷鉆錨一體化快速掘進模式與工藝

根據開發的鉆錨一體化快速掘進成套裝備的特點與優勢，提出掘支錨運分區并行協同快速掘進模式與工藝，如圖25 所示，其核心理念是掘支平行、分次支護。

圖25 掘支錨運分區并行協同快速掘進模式Fig.25 Partitioned parallel collaborative rapid driving model of excavation, spraying, bolting and transport

掘支錨運分區并行協同快速掘進工藝為：首先升起掘錨一體機臨時支護機構穩定機身，隨后全寬截割滾筒開始割煤掘進，頂板和兩幫采用鉆錨一體化錨桿鉆機同步支護。二次進刀后，自動化噴涂系統對掘進工作面圍巖進行分層薄噴，形成護表噴層；后部錨桿轉載機搭載不同數量的鉆錨一體化錨桿鉆機和錨索鉆機與掘錨一體機分區并行支護；后配套履帶自移機尾實現長距離皮帶牽引和大容量儲帶倉儲帶，配套自動延伸系統，實現膠帶機不停機狀態下機身自移、皮帶延伸；巷道變形隨掘動態監測系統，對頂板下沉量和兩幫移近量進行實時監測。

掘支錨運分區并行協同快速掘進模式與工藝可實現掘支運并行作業，可顯著提高掘進速度、效率及自動化水平。

5 圍巖位移監測與穩定性分析

5.1 試驗礦井與巷道概況

煤巷鉆錨一體化快速掘進技術與裝備的試驗礦井為陜西陜煤曹家灘煤礦。礦井開采2-2 煤層，厚度8.1～12.7 m，平均11.2 m，埋藏深度255～358 m。2-2煤層頂底板巖層分布如圖26 所示，頂、底板巖性主要為粉砂巖和細粒砂巖，直接頂為11.0 m 厚的粉砂巖，直接底為4.67 m 厚的粉砂巖。

圖26 2-2 煤層頂底板巖層柱狀Fig.26 Column of 2-2 coal roof and floor strata

目前開采12 盤區，盤區內工作面布置如圖27 所示。為了給快速掘進試驗提供基礎參數，在122108輔助運輸巷進行了圍巖地質力學測試，在122110 工作面輔助運輸巷對掘進工作面圍巖變形規律進行了實測研究，最終在122104 工作面回風巷開展了煤巷快速掘進技術與裝備的井下試驗。

圖27 曹家灘煤礦12 盤區工作面布置平面示意Fig.27 Schematic diagram of 12-panel working face layout in Caojiatan Coal Mine

5.2 巷道圍巖地質力學測試與分析

在12208 工作面輔運巷布置測站，進行了地應力測量與圍巖結構測試，如圖28 所示。

圖28 地質力學參數測站布置Fig.28 Layout of geomechanical parameter measuring station

采用水壓致裂法[33]在122108 工作面輔助運輸巷測站位置處頂板巖層進行了地應力測試。測試結果表明第1 測站最大水平主應力為24.94 MPa，最小水平主應力為13.42 MPa，垂直應力為8.05 MPa，最大水平主應力方向與巷道軸向夾角為10°；第2 測站最大水平主應力為21.86 MPa，最小水平主應力為12.14 MPa，垂直應力為7.82 MPa，最大水平主應力方向與巷道軸向夾角為28°?？梢?，地應力值屬于中等到高應力量值，在地應力場中，水平應力占絕對優勢。

在測站位置鉆取巖芯，在實驗室對2-2 煤層及頂底板巖石力學性質進行了測試，測試結果見表3。煤層單軸抗壓強度大于20 MPa，煤層強度與最大水平主應力比值為0.96，屬于比較堅硬的煤層；粉砂巖與細砂巖單軸抗壓強度介于30～40 MPa，強度與最大水平主應力的比值為1.26～1.56，屬于中等偏軟的巖層。

表3 煤巖力學性質測試結果Table 3 Test results of coal and rock mechanical properties

采用鉆孔窺視儀對第1 測站位置處頂板進行了觀測，如圖29 所示。頂板整體完整性較高，未見明顯裂隙、離層和破壞，屬于完整、穩定的頂板。

圖29 巷道頂板窺視結果Fig.29 Roadway roof imaging results

5.3 掘進過程中圍巖位移監測與分析

5.3.1 圍巖位移監測方案

用于巷道圍巖位移測量的儀器有巷道表面收斂計、激光測距儀、激光掃描儀[34]等巷道表面位移測量儀器，以及頂板離層指示儀、多點位移計等可測量圍巖深部不同位置位移的儀器。特別是多點位移計能夠測量圍巖深部多個測點的位移，可分析不同深度圍巖位移的分布規律。為此，筆者采用AKM-20 型聲波多點位移計進行圍巖位移實測。監測時將磁性錨固頭安設在圍巖指定位置，通過電磁原理，聲波探頭接受安裝于巖體內部的磁環位置信息，來監測圍巖內部位移。如圖30 所示，2022 年11 月在122110 工作面輔助運輸巷掘進工作面揭露圍巖后立即在頂板及兩幫各布置一組聲波多點位移計測站，設計孔深10 m，每孔20 個測點(磁環)，測點間距約500 mm，最淺部測點距頂板及幫部表面約250 mm。由于施工鉆孔及現場安裝精度不足，每個測點的相應位置可能會有偏差，以第一次實測位置為準。從掘進期間安裝開始每個測站儀器安裝當班每間隔1 h 進行一次數據采集，隨后采集間隔擴大至1 d。

圖30 掘進工作面聲波多點位移計監測方案Fig.30 Sonic extensometer monitoring scheme in driving face

5.3.2 圍巖位移監測數據分析與穩定性評價

(1)頂板位移演化規律。圖31 為掘進過程中巷道頂板位移量隨時間和測站距掘進工作面距離的變化曲線。頂板位移隨掘進工作面推進時間和推進距離的增加先快速增加然后趨于穩定，位移速率則隨掘進工作面推進時間和推進距離的增加先快速減小然后趨于穩定。同時頂板位移是漸次發生的，頂板淺部與深部測點位移量及位移速率明顯不同。淺部頂板先發生位移，位移量較大且位移速率快，深部頂板位移滯后于淺部圍巖，位移量較小且位移速率較慢：0.25 m 處測點累計位移量16 mm，最大位移速率為9 mm/h；2.25 m 處測點累計位移量14 mm，最大位移速率為7 mm/h；4.25 m 處測點累計位移量10 mm，最大位移速率為4 mm/h；6.25 m 處測點累計位移量2 mm，最大位移速率為1 mm/h；8.25 與9.75 m 處測點未監測到位移。頂板發生顯著位移(以5 mm 為界)的深度約在5 m 范圍內。

圖31 掘進過程中頂板多點位移變化曲線Fig.31 Multi-point displacement curves of roof during driving

(2)煤柱幫位移演化規律。圖32 為煤巷掘進過程中煤柱幫位移量隨時間和測站距掘進工作面距離的變化曲線。煤柱幫位移隨掘進工作面推進時間和推進距離的增加先快速增加然后趨于穩定，位移速率則先有一定波動后逐漸趨于0。煤柱幫淺部與深部測點位移量及位移速率也存在不同，較淺部區域位移量大且位移速率快，較深部區域位移量小且位移速率慢：0.25 m 處測點累計位移量13 mm，最大位移速率為7 mm/h；2.49 m 處測點累計位移量11 mm，最大位移速率為4 mm/h；4.16 m 處測點累計位移量5 mm，最大位移速率為3 mm/h；6.42 m 處測點累計位移量1 mm，最大位移速率為1 mm/h；8.10 m 與9.80 m 處測點未監測到位移。煤柱幫發生顯著位移(以5 mm 為界)的深度約在4 m 范圍內。

圖32 掘進期間煤柱幫多點位移變化曲線Fig.32 Multi-point displacement curves of coal pillar side during driving

(3)實體煤幫位移演化規律。圖33 為煤巷掘進過程中實體煤幫位移量隨時間和測站距掘進工作面距離的變化曲線。實體煤幫位移隨掘進工作面推進時間和推進距離的增加先快速增加然后趨于穩定，位移速率則先迅速降低后逐漸趨于0。實體煤幫淺部與深部測點位移量及位移速率也存在不同，較淺部區域位移量大且位移速率快，較深部區域位移量小且位移速率?。?.25 m 處測點累計位移量11 mm，最大位移速率為6 mm/h；2.22 m 處測點累計位移量9 mm，最大位移速率為3 mm/h；4.21 m 處測點累計位移量5 mm，最大位移速率為2 mm/h；6.21 m 處測點累計位移量1 mm，最大位移速率為1 mm/h；8.21 m 與9.71 m 處測點未監測到變形。實體煤幫發生顯著位移的深度也約在4 m 范圍內。

圖33 掘進期間實體煤幫多點位移變化曲線Fig.33 Multi-point displacement curves of solid coal side during driving

(4)圍巖位移對比及穩定性評價。根據捕捉到的從截割初始階段到穩定全過程的巷道多點位移監測結果，掘進期間圍巖位移主要發生在揭露圍巖初期，根據位移規律可以將掘進期間圍巖位移劃分為3 個階段，選取頂板及兩幫最淺位置0.25 m 處測點進行分析：

① 掘進工作面后方0～8 m 位移快速增長階段。該階段對應圍巖應力劇烈調整階段，掘進工作面約推進2 h。頂板、煤柱幫及實體煤幫0.25 m 處測點位移分別快速增大至13、8、9 mm，約分別占掘進期間各自總位移的81.3%、61.5%、81.8%，平均位移速率為6.5、4.0、4.5 mm/h。

② 掘進工作面后方8～27 m 位移緩慢增長階段。該階段對應圍巖應力調整平緩到趨于穩定階段，掘進工作面約推進6 h。在掘進工作面后方8～16 m 內應力調整減弱，圍巖位移速率明顯降低，頂板、煤柱幫及實體煤幫0.25 m 處測點位移分別增大2、1、1 mm，約分別占掘進期間總位移的12.5%、7.8%、9.1%，平均位移速率為0.67、0.33、0.33 mm/h。在掘進工作面后方16～27 m 內圍巖應力調整穩定，但圍巖位移仍在緩慢增加，這一階段的位移表現了掘進工作面圍巖卸荷后的彈性后效力學特性。

③ 掘進工作面后方27～86 m 位移穩定階段。該階段掘進工作面圍巖位移基本穩定，位移速率基本為0，頂板、煤柱幫及實體煤幫0.25 m 處測點位移達到最大值。

總的來說，掘進過程中頂板位移較大，兩幫位移較小，且3 者相差不大，總的位移量較小。在時間上，巷道掘出2～3 h 后80%以上的圍巖位移已經發生；在空間上，距離掘進工作面相當于2 倍巷道寬度的位置，90%以上的圍巖位移已經發生，而在圍巖深度方向上，發生顯著位移的深度在4～5 m。根據前述的圍巖地質力學參數及掘進期間圍巖位移的實測結果分析判定，122110 工作面輔助運輸巷圍巖屬于穩定(Ⅱ)類型[1]。

6 井下試驗與效果評價

煤巷鉆錨一體化快速掘進技術與裝備的試驗巷道選在曹家灘煤礦122104 內回風巷。該巷道與122108 工作面輔助運輸巷(圍巖地質力學測試地點)和122110 工作面輔助運輸巷(圍巖位移監測地點)相距較近，圍巖條件類似，也屬于穩定(Ⅱ)類型，為井下試驗提供了良好條件。巷道掘進采用第5 節所述的煤巷鉆錨一體化快速掘進成套裝備，掘進工藝為掘支錨運分區并行協同快速掘進工藝。

6.1 鉆錨一體化錨桿與錨索支護參數設計

122104 內回風巷沿2-2 煤層底板掘進，巷道斷面形狀為矩形，寬度6 500 mm，高度5 500 mm，斷面面積35.75 m2，為特大斷面煤巷。采用錨桿、錨索聯合支護，頂板與煤柱側幫錨桿為第2 節所述的鉆錨一體化錨桿，屈服強度439.2 MPa，抗拉強度623.2 MPa 極限拉斷力266.1 kN；桿體直徑25 mm，頂錨桿長度2.0 m，幫錨桿長度1.8 m，桿尾螺紋規格M27，長度150 mm；配套高強度圓形錨桿托板(直徑170 mm)、螺母、調心球墊和減摩墊圈。工作面側煤幫采用高強度玻璃鋼錨桿支護。采用金屬網護頂、護幫(該巷道沒有采用噴涂支護)。頂錨桿間排距1 100 mm×1 200 mm，幫錨桿間排距1 000 mm×1 200 mm。錨索采用1×19結構預應力鋼絞線，頂板錨索長7.3 m，間排距2 500 mm×2 400 mm。錨桿預緊扭矩由120 N·m 提高到300 N·m，錨索張拉力由原來的120 kN 提高到300 kN。試驗巷道支護設計方案如圖34 所示。

圖34 試驗巷道錨桿與錨索支護布置Fig.34 Layout of rock bolts and cables in experimental entry

與曹家灘煤礦巷道原錨桿支護設計相比，本設計的特點是通過提高錨桿錨固力和預緊力，充分發揮每根錨桿的支護效果，進而適當減小了錨桿長度與錨桿支護密度，有利于提高巷道掘進速度。

6.2 施工工藝

根據支護設計，巷道頂板布置6 根錨桿，每幫布置5 根錨桿，頂、幫錨桿編號如圖34 所示。支護任務由掘錨一體機和錨桿轉載機分區同步完成，其中①、②、⑤、⑥號頂錨桿及上幫①、②、③號幫錨桿由掘錨一體機打設，③、④號頂錨桿及下幫④、⑤號幫錨桿由錨桿轉載機打設；頂錨索由設置在錨桿轉載機上的錨索鉆機打設。

該巷道掘進采用掘支錨運分區并行協同快速掘進模式，正規作業循環時序如圖35 所列。具體工序如下：

圖35 正規作業循環時序表Fig.35 Regular operation cycle schedule

(1)掘錨一體機穩定機身后開始截割，掘錨一體機鉆臂打設頂板①、②、⑤、⑥號錨桿，上幫①、②、③號錨桿；錨桿轉載機同步打設頂板③、④號錨桿，下幫④、⑤號錨桿，完成進尺1.2 m。截割時頂、幫錨桿同步打設、平行作業，其中截割用時8 min，頂錨桿支護用時7 min，幫錨桿支護用時10 min，整個工序用時10 min。

(2)掘錨一體機、錨桿轉載機、履帶式自移機尾同步前移一個排距1.2 m，工序用時2 min；

(3)將頂網鋪設于掘錨一體機臨時支護平臺，臨時支護升起支撐穩定機身并鋪設頂網；掘錨一體機打設頂板①、②、⑤、⑥號錨桿，上幫①、②、③號錨桿；轉載機同步打設頂板③、④號錨桿，下幫④、⑤號錨桿；錨桿轉載機同步打設頂錨索，完成進尺1.2 m。工序時間分配為截割用時8 min，頂錨桿支護用時7 min，幫錨桿支護用時10 min，頂錨索用時15 min，整個工序用時15 min。

(4)掘錨一體機、錨桿轉載機、履帶式自移機尾同步前移一個排距1.2 m，用時2 min。

綜合上述4 個步驟，完成2 排錨桿+1 排錨索支護，整個循環作業用時29 min，截割、支護、運煤平行作業。

6.3 掘進速度與效率

采用鉆錨一體化快速掘進成套裝備完成了122104 內回風巷5 980 m 的掘進工程，打設鉆錨一體化錨桿60 000 余根。與傳統掘進與支護工藝相比，單根鉆錨一體化錨桿施工時間由5 min 縮短為3 min；支護工人數由10 人減至4 人；錨桿一次打設合格率由80%提升至95%；錨固力由127 kN 提高至200 kN。成套裝備工業性試驗穩定后，日進尺保持在55 m 以上，最高日進尺達63 m，應用效果良好，具備了特大斷面煤巷月掘進進尺1 500～2 000 m 的能力。

鉆錨一體化錨桿與傳統的樹脂錨桿相比具有以下明顯優勢：

(1)自動化程度高。錨桿抓取、鉆孔、錨固、預緊全流程施工由集控系統自主控制完成，實現了錨桿“一鍵打設”。

(2)錨桿施工成功率高，工藝適應性強。傳統的錨桿施工工藝由于塌孔、片幫造成鉆孔過短等原因容易導致錨桿安裝失敗。鉆錨一體化錨桿避免了以上因素的影響，顯著提高了錨桿施工成功率。

(3)施工效率高。鉆錨一體化錨桿支護簡化了傳統錨桿施工工藝，節省了拆卸鉆桿，輸送、攪拌錨固劑的時間，單根錨桿施工時間減少40%甚至一半。

(4)施工質量標準統一。鉆錨一體化錨桿施工工藝排除了人為因素干擾，錨固長度、預緊力矩等取決于設備自身的參數，保證了錨桿支護質量標準統一。

6.4 礦壓監測與支護效果評價

如圖36 所示，在122104 內回風巷布置了3 個綜合測站，測站分別位于2 000、3 000、5 000 m 里程處，監測巷道圍巖位移及錨桿、錨索受力，以評價鉆錨一體化錨桿支護效果。

圖36 122104 內回風巷礦壓監測測站布置Fig.36 Layout of monitoring stations in internal tailgate 122104

以測站3 實測數據為例進行分析。采用聲波多點位移計對122104 內回風巷頂板巷中位置位移進行監測，如圖37 所示。頂板發生位移的區域在頂板以深6 m 范圍內，且主要發生在巷道開挖初期。滯后掘進工作面5、30、90 m 的頂板位移最大值分別為9、10、12 mm。

圖37 掘進期間頂板不同深度巖層位移量Fig.37 Multi-point displacement of roof during driving

圖38 為錨桿、錨索受力變化曲線。錨索預應力較高，受力也比較大(130～140 kN)；錨桿受力大多在60～80 kN，個別錨桿預應力較小，受力也比較小。錨桿、錨索安裝后受力未見大幅變化?？傊?，掘進期間特大斷面煤巷頂板位移量小、完整穩定，支護體受力變化不大，取得良好的支護效果。

圖38 錨桿與錨索受力曲線Fig.38 Load curves of bolts and cables

7 結 論

(1)研發出鉆錨一體化錨桿、泵注式錨固劑、鉆錨一體化鉆臂、鉆箱、錨桿倉、錨固劑泵注系統及智能控制系統，形成了鉆錨一體化錨桿支護技術與設備。將傳統樹脂錨固錨桿施工6 道工序簡化為1 道連續工序，實現了錨桿自動化“一鍵”打設。單根錨桿作業時間由原來5～6 min 減少為3 min，同時泵注錨固劑方式提高了錨桿錨固力和支護效果。

(2)提出采用薄噴層替代金屬網并起臨時支護的思路。研發出快固化、高強度、高韌性的雙液噴涂支護材料，抗拉強度超過9 MPa，伸長率超過100%，黏結強度高于3 MPa。研發出自動化噴涂施工裝備，包括高精度噴涂機械臂、高比例精度泵送系統、高混合度噴槍及自動化控制系統。在煤礦井下高粉塵環境、凹凸不平圍巖表面進行全覆蓋噴涂，可有效控制了冒頂與片幫。

(3)研發出雙目視覺巷道隨掘變形動態監測系統，可實時監測距離掘進工作面2.4～10.8 m 內的頂板下沉量及兩幫移近量，實現了隨掘大粉塵、多干擾、低照度環境下的巷道表面位移實時監測。巷道隨掘變形動態監測系統適用于掘進機、掘錨一體機、錨桿轉載機等多種掘進與支護設備，可實現掘進工作面安全預警，為巷道支護參數優化提供依據。

(4)研制出鉆錨一體化快速掘進成套裝備，由鉆錨一體化掘錨一體機、鉆錨一體化錨桿轉載機和履帶式自移機尾3 套設備組成，集成了鉆錨一體化支護系統、噴涂支護系統和巷道隨掘變形動態監測系統3 項核心技術及設備。提出掘支錨運分區并行協同快速掘進模式與工藝，為煤巷快速掘進提供了有效途徑。

(5)曹家灘煤礦回采巷道掘進過程中圍巖位移的監測結果表明：在時間上，巷道掘出2～3 h 后80%以上的圍巖位移已經發生；在空間上，距離掘進工作面相當于2 倍巷道寬度的位置，90%以上的圍巖位移已經完成?？梢?，快速掘進引起的巷道圍巖位移在很短的時間內就基本完成，要求支護必須及時且速度快，才能有效控制掘進引起的圍巖位移。

(6)曹家灘煤礦特大斷面煤巷鉆錨一體化快速掘進技術與裝備的井下應用表明：錨桿施工時間、支護用工人數及作業人員勞動強度大幅降低，掘進速度與效率顯著提高。掘進期間煤巷頂板位移量小、完整穩定，錨桿、錨索受力變化不大，支護效果良好。煤巷鉆錨一體化快速掘進技術與裝備應用取得成功，具備了特大斷面煤巷月掘進進尺1 500～2 000 m 的能力。

鉆錨一體化快速掘進技術與成套裝備在曹家灘煤礦穩定的巷道圍巖條件下獲得成功，該技術與裝備也可應用于一般甚至不穩定圍巖條件。但需要根據巷道圍巖條件優化施工工藝，改進施工裝備，這將是下一步努力的方向。