0.   引　　言

巷道作为井工煤矿中必要的生产和生命通道，其安全快速的掘进是煤炭安全高效生产的前提，是煤炭开采过程中的关键环节^[1-4]。我国煤炭开采每年新掘巷道约12000 km，规模巨大，其中“三软”厚煤层巷道、松散软弱煤岩体等困难支护巷道比例急剧增加^[5]，受限于稳定性较差的围岩环境和高密度的支护参数，大型高效掘进装备直接使用普遍“水土不服”，现有技术条件下掘进效率较为缓慢^[6-7]。以沙吉海煤矿“三软”厚煤层巷道为例，该矿产能不断释放，连年产量快速增长，采掘接续矛盾突出，传统掘进工艺已无法满足矿井产能释放的需要，鉴于掘锚一体机是当前适应性较好的一种快掘装备，该矿引进了MB670系列掘锚机组，而“三软”厚煤层条件下掘锚一体机配套施工工艺及作业方式难以正常运行，造成掘进速度总体缓慢。因此，优化和提出“三软”厚煤层条件下掘锚一体机作业工艺和关键对策是实现此类巷道快速掘进的有效途径，对类似“三软”厚煤层地质条件下的矿井产能释放、安全高效生产具有实际意义。

针对复杂地质条件下制约巷道安全、快速掘进的关键问题，诸多学者从巷道智能快速掘进装备技术及装备使用工艺方面进行了研究和实践。王虹等^[8-10]分析了国内掘进机在截割技术、元部件可靠性、自动控制技术、除尘系统以及系统配套技术方面与国外相比存在的差距，提出了提高整机适应性、拓展使用范围、开展基础技术研究、发展综掘系统配套技术为今后我国综掘技术的发展方向。马宏伟等^[11-13]为了有效解决目前煤矿井下掘进机定位定向不准确、自动化程度低等问题，提出了一种基于光纤惯导与数字全站仪组合的掘进机自主定位定向方法，有效保障了巷道快速掘进与施工质量。张敏骏等^[14-17]为实现掘进装备在工作空间内的自主纠偏并提高巷道断面截割尺寸，提出了一种区域栅格化的掘进机自主纠偏方法，实现了大型掘进装备的正常运行。

以上先进技术和工艺一般适用于顶底板中等稳定、顶板允许一定空顶、煤层倾角不大的回采巷道，其中，掘进工作面悬露顶板稳定性是决定施工工艺的关键，姜鹏飞等^[18-20]根据煤巷掘进工作面空顶距及自稳时间，对煤巷掘进工作面围岩稳定性进行了分类，并提出了相应的支护要求，提出了确定适合的掘进模式、优化掘进工艺是提高煤巷掘进速度的主要技术途径。柏建彪等^[21-23]在建立顶板稳定分析力学模型基础上，运用差分法计算得到了顶板应力分布规律与空顶距的关系，根据顶板应力与其单轴抗压强度和抗拉强度关系判定顶板稳定性，并在此基础上确定了合理掘进空顶距。

诸多学者基于特定煤层赋存环境从巷道围岩稳定性、快速掘进装备技术及使用工艺等多个方面进行了巷道智能高效掘进的研究，但针对“三软”厚煤层这种特殊赋存条件下快速掘进装备及技术方面的研究较少，尤其在“三软”厚煤层地质条件下，巷道围岩整体软弱且区域差异性显著直接影响了掘锚一体机施工工艺适用性。据此，以沙吉海煤矿“三软”厚煤层B1003W05工作面巷道为工程背景，系统分析了制约掘锚一体机在“三软”厚煤层回采巷道中应用的关键影响因素，并基于掘进工作面悬露顶板稳定性级别划分优化了掘锚一体机装备及其施工工艺，为类似“三软”厚煤层巷道快速掘进提供技术借鉴。

1.   工程概况

沙吉海煤矿主采B10煤层，其B1003W05工作面埋深250 m左右，工作面区域煤层厚度4.8～7.7 m，掘进期间巷道顶煤厚度变化较大，煤层倾角平均15°，坚固性系数为0.87，且纵向节理发育，整体强度较低。煤层顶板岩层复合特点显著，以强度较低的泥岩、粉砂质泥岩及砂质泥岩为主，属于典型的“三软”厚煤层赋存环境，如图1所示。

图  1  B1003W05采煤工作面区域地质柱状图

Figure  1.  Geological histogram of No.B1003W05 working face area

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该煤层回采巷道设计断面尺寸为5400 mm×3800 mm，掘进工作长期采用以悬臂式掘进机为主的综掘工艺，大断面掘进条件下悬臂式掘进机需摆动机身，多次截割才能成巷，顶板和帮部支护工作需要气腿式锚杆钻机及手持风钻联合完成，掘进和支护作业效率低下，成巷速度普遍在180～260 m/月，造成采掘接替紧张，并且钻进设备需要频繁搬运和连接管线，钻机操作复杂，工人劳动强度高。由于“三软”厚煤层巷道围岩整体软弱的限制，直接采用现有大型高效掘锚装备难免“水土不服”，配套施工工艺及作业方式难以正常运行，因此，针对现有高效掘锚装备特点，优化和提出“三软”厚煤层条件下装备作业工艺和关键对策是实现此类巷道快速掘进的有效途径。

2.   “三软”厚煤层巷道掘锚一体机适应性分析

掘锚一体机是指将掘装功能与锚杆钻机的钻锚支护功能有机的结合在一起，构成整体的掘锚装备，实现切割、装运、行走、锚杆支护于一体，达到掘、支平行作业，快速掘进，是当前适应性较好的一种快掘装备。但是常规工艺条件下，掘锚一体机还主要适用于顶底板中等稳定、顶板允许一定空顶、煤层倾角不大的回采巷道。

“三软”厚煤层巷道围岩整体强度低且稳定性差，尤其受邻近工作面侧方支承压力影响的煤柱巷道，易出现随掘随冒、煤壁片帮等问题。因此，在部分巷道围岩稳定性较差区域，围岩条件限制了掘锚一体机常规工艺及作业形式的正常应用，沙吉海矿引进了MB670掘锚一体机，运行过程中出现的主要问题如下：

1）B10煤层巷道顶板岩体整体强度低且顶煤厚度变化较大，悬露顶板稳定性差异显著，尤其是在掘进期间受到邻近采空区侧向支承压力影响的区域，巷道矿压显现相对剧烈，如图2所示，巷道掘进影响期间，顶板下沉量超过300 mm，甚至出现随掘随冒的问题，顶板漏冒处理耗时耗力，严重影响掘进速度，需要尽可能缩小掘进工作面空顶距离并及时支护，然而掘锚一体机临时支护发挥作用却相对有限。

图  2  巷道顶板变形剧烈现场

Figure  2.  Scene of violent deformation of roadway roof

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2）掘锚一体机及配套的转载机总质量大，体积大，总质量在103 t左右，设备尺寸为长11.16 m、宽5.20～6.24 m、高 2.15～3.00 m，因此，设备对地压力大，巷道底板较为松软时，极易造成底板发生破坏，导致设备陷入底板或跑偏，如图3所示，将其挖掘出、调整需耗费大量的时间，大幅降低了掘进速度。

图  3  掘锚一体机跑偏现场

Figure  3.  Scene of bolter miner running off

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3）B10煤层煤体竖向节理发育，煤壁稳定性差，尤其B1003W05运输巷帮部在邻近B1003W03采空区侧向支承压力作用下频繁出现片帮，如图4所示，需要较高的锚杆支护密度，而传统掘锚工艺巷帮支护及时性较差，巷帮存在因支护不及时发生片帮的隐患。

图  4  巷道掘进工作面附近片帮现场

Figure  4.  Scene of rib spalling near roadway driving face

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3.   “三软”厚煤层巷道掘锚一体机工艺优化

“三软”厚煤层条件下掘锚一体机直接应用存在较多的局限，实现其成功应用的关键在于根据巷道围岩稳定差异性进行掘锚一体机施工工艺的针对性优化，实现不同围岩条件下巷道的掘锚一体机正常运行与快速掘进。

3.1   掘进工作面悬露顶板极限跨距分析

3.1.1   悬露顶板稳定性力学模型

巷道掘进期间，悬露顶板破坏程度较小，其稳定性可用材料力学方法求得，由于梁的弯曲所产生的弯距所对应梁的极限跨距要远小于剪切应力所形成的极限跨距，因此这里在进行建模计算时，按照所能承受的弯距极限来计算顶板岩梁的极限跨距，悬露顶板前方为煤壁支撑，后方为8根ø22 mm锚杆和4根ø21.8 mm强力锚索支护，总体上可认为悬露顶板处于简支状态，岩梁任意一点的应力分析模型如图5所示。

图  5  岩梁上任意点的应力分析

q—悬露顶板所受荷载；R—悬露顶板两端垂直方向上受到的反力；M_d—均布荷载在悬露顶板两端产生的弯矩；L—悬露顶板的极限跨距；A—截面Ⅰ—Ⅰ ′上内任意点；σ_x—垂直应力；τ_x—剪应力

Figure  5.  Stress analysis at any point on a rock beam

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已知梁内任意点的正应力$\sigma $为

式中：M为该点在断面的弯矩，N·m；y为该点离断面中性轴的距离，m；J_z为对称中性轴的断面惯性矩，m⁴。

梁的断面惯性矩$ J_{{\mathrm{z}}}= bh^{3} / 12 $（b为梁的宽度，取单位宽度1 m；h为基本顶岩层的单层厚度），任意点A的正应力$ \sigma=12 \dfrac{M y}{h^{3}} $。根据简支梁的计算，最大弯矩发生在梁的两端，此时，$ M_{\max }=-\dfrac{1}{8} qb L^{2} $，$ y=\dfrac{h}{2} $。因此，该处的最大拉应力$ \sigma_{\max } $为

当$ \sigma_{\max }=R_{{\rm{t}}} $（R_t为岩梁的极限抗拉强度）时，岩层将在该处拉裂。因此，掘进工作面悬露顶板实际的极限跨距L为

式（3）中悬露顶板荷载q的计算可根据各岩层之间的相互影响来定。根据组合梁原理，并结合曲率与弯矩之间的关系^[24]，悬露顶板（第1层岩层）上第n层岩层对其影响时形成的荷载(q_n)₁的计算公式为

式中：E₁为悬露顶板的弹性模量，MPa；E_n为第n层岩层的弹性模量，MPa；h₁为悬露顶板的厚度，m；h_n为第n层岩层的厚度，m; γ₁为悬露顶板的容重，MN/m³；γ_n为第n层岩层的容重，MN/m³。

3.1.2   悬露顶板稳定性影响因素分析

掘进工作面顶板岩层的稳定性程度一般取决于其所承受的荷载大小和自身强度之间的综合作用，然而在实际工程中，扰动影响会显著影响巷道围岩周围的应力分布。同时，B10煤层纵向节理较为发育，极大弱化了岩体强度。据此，从岩层强度、岩层完整性及煤层扰动影响等3方面分析其对悬露顶板稳定性的影响程度，并以相应的影响系数来表示。

1）岩层强度影响。B10煤层纵向节理较为发育，煤体强度显著小于试验室煤岩所测强度，并且试验室煤岩样所测强度一般为煤岩体强度的1.5～2.0倍，因此，悬顶顶煤强度近似为试验室煤岩强度的0.65倍。

2）岩层完整性影响。悬露顶板极限跨距计算时，对于自身完整性较好的砂岩类岩层，可按实际岩层厚度计算。B10煤层及顶板多数岩层软弱且整体稳定差，巷道顶煤厚度0～3.9 m，采用实际岩层厚度计算不合理，因此，该类软弱岩层最大计算厚度不超过2 m，计算悬露顶板极限跨距时，取其等效厚度为

式中：h_d为岩层等效厚度，m；H为实际岩层厚度，m。

3）巷道所受扰动影响。依据B1003W05工作面煤层顶底板岩层组合特征及各岩层厚度信息，采用FLAC^3D模拟软件建立了数值模型，煤岩物理力学参数见表1，模型尺寸为800 m×300 m×300 m，对采煤工作面周围网格进行了加密处理，如图6所示。模型四周和底面施加位移边界约束，顶面为自由边界，考虑上覆岩层载荷，模型上表面施加应力为2.5 MPa，通过对模型的分步开挖来实现B1003W05工作面的推进过程。

表  1  煤层及顶底板各分层岩石力学参数

Table  1.  Mechanical parameters of each layered rock of coal seam, roof and floor

层标	内摩擦角/ (°)	黏聚力/ MPa	密度/ (kg·m−3)	剪切模量/ GPa	体积模量/ GPa
粉砂岩	37.1	4.90	2440	4.7	4.0
泥岩	27.5	4.72	2390	4.3	2.7
粉砂质泥岩	29.5	4.72	2390	4.3	2.7
B10煤层	25.7	3.17	2200	2.6	2.2
泥岩	27.5	4.72	2390	4.3	2.7
泥质粉砂岩	32.5	4.72	2300	4.3	3.5
B9煤层	25.7	3.17	2200	2.6	2.2
B8煤层	25.7	3.17	2200	2.6	2.2

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4） 数值模型结果分析。在B1003W05工作面靠近煤柱巷道侧布置了测线，获取了本工作面回采期间工作面前方煤柱巷道侧不同距离处的支承压力曲线，如图7所示，该工作面超前支承压力峰值位于工作面前方5.0 m左右，峰值为22.8 MPa，工作面处原岩应力近似取其上覆岩层所产生的垂直应力，约为6.2 MPa。因此，在不考虑覆岩运动规律和垮落顶板碎胀影响的条件下，煤柱巷道区域的支承压力集中系数约为3.7。

图  6  采煤工作面位置关系及数值模型

Figure  6.  Position relationship and numerical model of working face

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图  7  B1003W05工作面前方超前支承压力

Figure  7.  Front abutment pressure of No.B1003W05 working face

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结合数值模拟结果分析，B1003W05工作面两侧巷道掘进期间，未受扰动影响区域仅受原岩应力作用，其扰动影响系数f_c可近似取1.0。受邻近工作面采空区影响的煤柱巷道，在不受垮落顶板碎胀影响的条件下，其周边围岩支承压力集中系数为3.7，充分考虑到直接顶厚度、采煤厚度、直接顶碎胀系数等因素的影响，其扰动影响系数近似为

式中：∑h为直接顶厚度，m；m为采煤厚度，m；K_p为直接顶碎胀系数。

因此，基于掘进工作面悬露顶板稳定性分析，并结合岩层强度、岩层完整性和煤层扰动等因素对掘进工作面悬露顶板稳定性的影响，得到实际的掘进工作面悬露顶板极限跨距为

式中，f_q为岩层的强度影响系数。

综合B1003W05工作面巷道顶煤厚度变化及顶底板岩层组合特征，计算得出悬露顶板所受荷载q为21.5～51.3 kPa，扰动影响区域巷道扰动影响系数$f_{\mathrm{c}} $为3.33，计算可得采煤工作面不同类型巷道的掘进工作面悬露顶板极限跨距如图8所示。

图  8  不同荷载和扰动影响类型下掘进工作面悬露顶板极限跨距计算结果

Figure  8.  Calculation results of limit span of hanging roof of driving face under different load and disturbance influence types

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当$f_{\mathrm{c}} $=1.0、q=21.5 kPa时，掘进工作面未受邻近工作面扰动影响且悬露顶板所受荷载最小，悬露顶板极限跨距随顶煤厚度增加而增加，顶煤厚度较大时，其极限跨距趋于平稳，悬露顶板最大极限跨距为6.4 m。当 $f_{\mathrm{c}} $=3.33、q=21.5 kPa时，掘进工作面受邻近工作面扰动影响但悬露顶板所受荷载最小，相同顶煤厚度下悬露顶板极限跨距略大，不同顶煤厚度下悬露顶板极限跨距趋势变化不大，最大极限跨距5.2 m。当$f_{\mathrm{c}} $=1.0、q=51.3 kPa时，即掘进工作面未受邻近工作面扰动影响、悬露顶板所受荷载最大时，不同顶煤厚度下掘进工作面悬露顶板极限跨距趋势变化不大，最大极限跨距3.4 m。当$f_{\mathrm{c}} $=3.33、q=51.3 kPa时，即掘进工作面受邻近工作面扰动影响、悬露顶板所受荷载最大时，相同顶煤厚度下悬露顶板极限跨距最小，而且极限跨距趋于平稳时，最大极限跨距仅为2.8 m，且悬露顶板极限跨距差异较大，常规掘锚工艺不能适用。

3.2   困难作业环境下掘锚一体机应用对策

困难作业环境下掘锚一体机的正常运行决定了整条巷道能否顺利施工，因此，针对“三软”厚煤层巷道困难作业区域底板松软、部分区域顶板稳定性差、煤壁易片帮等制约掘锚一体机应用的问题，作了如下设备改造和工艺优化：

1）顶板稳定性较差区域，支护作业前截割滚筒嵌入掘进工作面煤体。具体工艺过程为：掘进过程中，改变边掘进、边支护的平行作业形式，完成单倍锚杆排距（800 mm）的掘进尺寸后，将截割滚筒与铲板一起放在最底，前移机身800 mm，使截割滚筒完全嵌入掘进工作面煤体，以最大限度减小掘进工作面顶板悬露范围，同时进行顶板及两帮的支护作业，完成本次循环悬露围岩的支护后，再进行下一循环割煤，施工作业原理如图9所示。

图  9  掘锚循环及时支护原理

Figure  9.  Schematic diagram of driving-bolting cycle and timely support

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2）优化掘锚一体机履带接地面积，并尽量保障底板稳定性。掘锚一体机及配套的转载机质量大、体积大，很容易造成遇水软化后的底板发生破坏，严重会导致掘锚方向偏移的问题。松软泥泞底板条件下，当掘锚一体机跑偏一定距离后，便无法调整回正常位置，据此，作了如下优化：①增设专用指向激光仪，设备机身中部位置设有定位标志，当激光偏离定位标志超过50 mm时，则提前干预掘进方向，防止掘锚一体机过度跑偏。②当遇到巷道底板松软或泥化严重的区域，提前在掘锚一体机履带位置处铺设方木，减小履带与地面的对地比，降低对松软底板的压强，杜绝或减少掘锚一体机后续行进中的跑偏。③提高排水设备的功率，增加排水效率，减弱水对掘进工作面区域的松软底板的弱化，如图10所示。

图  10  掘进工作面区域松软底板排水

Figure  10.  Drainage of soft floor in driving face area

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3）加装巷帮煤壁锚杆作业平台，增加帮部施工的及时性与支护密度。掘锚一体机本身具有打帮锚杆孔的功能，然而，由于巷道断面大、巷帮支护密度高以及巷道围岩整体软弱的原因，且掘锚一体机顶部施工平台距巷道帮部约1.2 m，掘锚一体机自身又无法做到帮部的及时支护，致使帮部片帮的风险增加，这对现场的工作人员，特别是掘锚一体机司机带来很大的安全隐患。据此，设计加装了巷帮煤壁锚杆作业平台，一方面给帮部及时支护提供条件，另一方面形成对掘锚一体机司机的二次保护，如图11所示。

图  11  巷帮施工工艺优化及现场应用

Figure  11.  Process optimization and on-site application of rib side construction

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3.3   掘锚一体机施工工艺优化

B1003W05工作面煤层巷道围岩稳定性差异性较大，不同围岩条件需要针对性施工工艺。据此，以掘进工作面悬露顶板极限跨距为核心指标，将围岩分为5级，并提出了每级围岩巷道的掘锚一体机施工工艺及顶板控制形式，见表2。

表  2  不同悬露顶板极限跨距掘进施工工艺及顶板支护对策

Table  2.  Driving techniques and roof support countermeasures of different hanging roof limit span

悬露顶板极限跨距L/m	围岩稳定性	顶板控制形式	掘锚一体机装备施工工艺关键参数
			截割滚筒嵌入深度/m	履带接地处理	巷帮煤壁支护方式
L>2.8	极稳定	普通锚杆索联合支护	—	—	机载式锚杆钻机支护
2.2 <L≤2.8	稳定	锚网索分级控制	—	适时增加履带接地面积、及时增设排水 设备、严格控制施工用水	机载式锚杆钻机支护
1.8 <L≤2.2	中等稳定	锚网索分级控制	—		帮部作业平台及时支护
0.8 <L≤1.8	不稳定	锚网索分级控制	≥0.8		帮部作业平台及时支护
0 <L≤0.8	极不稳定	层次控制+超前预注浆	≥0.8		帮部作业平台及时支护

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当巷道围岩极不稳定或不稳定时，掘锚一体机截割滚筒需嵌入煤壁底部，嵌入深度大于0.8 m；巷帮利用帮部作业平台进行及时支护；底板进行相应的履带接地处理。巷道围岩中等稳定时，巷道掘进过程需要采用帮部作业平台进行及时支护及底板进行相应的履带接地处理。巷道围岩稳定时，巷道掘进过程需采用适当的履带接地处理办法以减弱对底板的破坏。巷道围岩极稳定时，可直接采用掘锚一体机常规工艺。

在顶板控制形式上，由于巷道围岩极不稳定区域顶煤软弱且厚度较小，其上部岩层大多属于较软弱的泥质岩体，因此，在邻近工作面采空区支承压力的影响下，该区域的顶板破裂深度一般较大，需采用层次控制+超前预注浆对该类顶板进行稳定性控制。巷道围岩不稳定、中等稳定、稳定时，由于顶煤厚度较厚，稳定性程度相对较高，但考虑到煤体及顶板软弱的特点，采用锚网索分级控制方法来保证巷道顶板稳定。巷道围岩极稳定时，采用普通锚杆索联合支护即可。

4.   工程应用

在沙吉海煤矿B1003W05工作面双巷进行了巷道围岩稳定性分级，该工作面平均走向长3230 m，平均倾向长275 m，考虑B1003W05运输巷距邻近的B1003W03回风巷30 m，2条巷道距离巷口相同距离处的顶煤厚度一般相同，因此，结合B1003W03工作面回采期间回风巷不同位置处钻屑观察和钻机扭矩观测结果，对巷道不同位置处的顶煤厚度进行了统计，并结合不同荷载和扰动影响类型下掘进工作面悬露顶板极限跨距计算结果将B1003W05工作面巷道围岩稳定性进行了分级。考虑到巷道频繁变换支护设计对施工的不利影响，同一条巷道围岩稳定性不宜分级过多，故运输巷主要分为中等稳定、不稳定、极不稳定3种围岩稳定性级别，分别占比59.3%、27.7%、13%；回风巷主要为极稳定、稳定2种围岩稳定性级别，分别占比64.8%、35.2%，如图12所示。

图  12  B1003W05工作面巷道围岩稳定性分级

Figure  12.  Stability grading of rocks surrounding No.B1003W05 working face roadway

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将优化后的掘锚一体机施工工艺应用于B1003W05工作面巷道的掘锚工作时，基于表2所示的控制顶板稳定的原则，煤层巷道断面为矩形（5400 mm×3800 mm），采用锚索+锚杆+Ω型钢带（钢筋网）联合支护，但在巷道悬露顶板极不稳定区域，需提前对巷道顶板破裂深度范围内的破碎岩体进行注浆加固。不同悬露顶板稳定性巷道围岩支护参数如图13所示，顶板锚杆采用的均是规格为ø22 mm×2500 mm的全螺纹等强金属锚杆，间排距为700（1000）×800 mm；帮部锚杆间排距为1100 mm×800 mm，其中煤柱帮锚杆采用规格为ø22 mm×2500 mm/ø18 mm×2000 mm的全螺纹等强金属锚杆，采煤帮锚杆采用规格为ø22 mm×2200 mm的树脂锚杆和ø22 mm×2500 mm的全螺纹等强金属锚杆；锚索采用规格为ø21.8 mm×8300 mm的钢绞线，间排距为1600（1200） mm×2400 mm/1600（1200） mm×1600 mm/2100 mm×2400 mm。

图  13  不同围岩稳定性巷道支护参数

Figure  13.  Roadway supporting parameters of different surrounding rock stability

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与相邻的B1003W03工作面悬臂式掘进机工艺相比，该工作面掘锚一体机掘进效率大幅提升，整条巷道施工掘锚一体机运行正常，无明显误工停时，巷道整体成巷速度由180～260 m/月提升至510 m/月以上，掘进速度提升了1.0～1.8倍，如图14所示。

图  14  不同掘进设备施工条件下巷道掘进速度对比

Figure  14.  Comparison of roadway driving speed under different driving equipment conditions

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5.   结　　论

1）通过理论计算分析，“三软”厚煤层条件下受扰动影响的煤柱巷道掘进工作面悬露顶板的极限跨距差异显著，在工作面巷道悬露顶板稳定性差的区域，会造成常规工艺条件下掘锚一体机无法正常运行。

2）提出了困难作业环境下掘锚一体机应用对策，掘进循环结束，将截割部滚筒完全嵌入前方煤壁以最大限度减小悬露距离；调整履带以增加对地比，减弱对松软底板的破坏；在掘锚一体机顶部两侧增设巷帮作业平台。

3）以“三软”厚煤层工作面巷道悬露顶板极限跨距为指标，将巷道围岩稳定性划分为5个级别，分析了不同级别巷道围岩稳定性特点，提出了不同稳定性级别围岩条件下掘锚一体机装备及施工工艺分类优化方案。在沙吉海煤矿B1003W05工作面巷道进行现场应用，结果表明，掘锚一体机现场应用效果显著，相比邻近巷道悬臂式掘进机综掘工艺，整体成巷速度由180～260 m/月提升至510 m/月以上。