煤巷掘进工程影响因素分析及防治措施研究

　　摘要：以补连塔煤矿为例，系统总结煤巷掘进过程中存在矿压显现大，特别是下组煤掘进矿压显现尤其明显，超厚煤巷掘进底煤留设不合理，层位控制难，大断面煤巷掘进悬顶面积大，顶板控制难等工程影响因素，基于以上不同影响因素，结合掘进巷道的实际条件，提出了针对性解决措施，为巷道的安全高效掘进提供了可靠的技术方案，最大化降低了巷道使用期内的各项维护投入，确保了巷道生命周期内安全高效使用。

　　关键词：巷道变形;层位控制;超大断面;顶板稳定性;煤巷掘进

　　0引言

　　随着我国综采技术的发展，国内已出现了年产上千万吨的工作面，使年消耗同采巷道数量大幅增加，从而使巷道掘进成为煤矿高效集约化生产的共性及关键性技术[1-5]。巷道(煤巷)掘进是工作面回采前的重要准备工作，巷道掘进的质量及巷道成型后的稳定性直接关系着巷道的使用率及使用寿命。

　　巷道掘进尽量避开压力集中区进而最大化降低矿压对巷道形变的破坏程度，实现巷道的持续有效使用[6-9];在超厚煤层条件下煤巷掘进时尽量选择合适的掘进层位进而最大化杜绝层位上漂下扎对巷道平整度的影响，实现巷道掘进平直化，同时能为工作面回采两端头的合理过渡及垂直悬空段顶板控制创造有利条件[10-12]。

　　大断面巷道(带式输送机机头段以及工作面开切眼等)掘进时尽量选择最优的支护形式实现顶板安全稳定，杜绝支护强度低导致顶板失稳或支护强度过大浪费成本，实现顶板支护与顶板稳定的最佳匹配[13-19]，以上问题是当前神东矿区各矿井掘进过程中均需面对的课题，针对以上影响掘进的工程因素，补连塔煤矿积极探索，基于问题进行了针对性的研究分析，形成了一系列实践成果。

　　1下组煤煤巷布置优化

　　1.123305工作面基本情况

　　12煤和22煤，间距46～51m，层间顶板以泥岩和砂质泥岩为主，12煤采高4.8m，22煤采高6.3m，其22煤305回风巷与12煤层的煤柱空间关系。上部12煤工作面的开采时间已经间隔6～7a，顶板岩层移动已经稳定。巷道直接底板为泥岩类，软岩层厚度为1.5～2.0m。

　　1.222305回风巷形变原因分析

　　补连塔煤矿的此种上、下工作面巷道布置方式，为典型的22305回风巷布置在上部煤柱下方承受高支承压力，而22304工作面运输巷则内错煤柱宽度(13～15m)不够，同样承受较高支承压力，并承受本工作面采动影响的案例。加之层间顶板均为泥岩和砂质泥岩，比较软，容易将支承压力作用在下部巷道围岩范围，且层间距离40m正好位于煤柱下集中应力影响范围内，故此22305回风巷维护将会相当困难。为了避免今后出现类似的情况，需要研究下工作面运输巷和回风巷的合理位置。

　　1.3类似

　　22305回风巷的合理位置选择参照布尔台矿4-2煤与2-2煤层间距70m情况下，应内错35m的布置情况，补矿22煤的回风巷应内错到工作面采空区内部18.65m，为布置简便，可取20m。此外，从补连塔矿22煤层的厚度情况而言，巷道煤柱宽度一般要求大于2倍的煤层厚度+2倍巷道松动圈范围，此时要求巷道煤柱宽度大于16～18m。而现22煤已掘进相邻巷道煤柱宽度为18.0m，为临界合理宽度。今后，补连矿的下组煤22煤巷道布置，应先内错20m，再留20m煤柱，才基本可以保证巷道的稳定，参见图3。当前，回采22305工作面时，建议再重新开一条巷道，与原来巷道留煤柱宽度15m，可避开煤柱高应力影响，改善巷道底鼓。

　　1.4内错

　　20m的巷道维护效果预测内错20m后，回风巷绝对位于上部1-2煤的采空区压力减低区内，避免了煤柱形成的极高支承压力，巷道维护效果将会得到极大的改善，建议今后补矿2-2煤工作面布置和巷道布置时，应用这一分析成果。

　　2大断面巷道掘进顶板控制

　　2.1工作面开切眼概况神

　　东补连塔煤矿12煤511综采工作面开切眼区段12煤煤层倾角1°～3°，平均煤层厚度4.4m，密度1.29t/m3，上覆基岩厚度约为270～290m，松散层厚度为10～15m。煤层展布平缓，煤层直接顶为粉砂-细砂岩，基本顶为细-粗砂岩，抗压强度为10.9～101MPa，含水率一般2.07%，软化系数0.49直接底为砂质泥岩，抗压强度为10.88～52.4MPa，含水率2.77%，软化系数0.33。

　　工作面开切眼两侧高差约15m，整体掘进层位为负坡沿煤层顶板掘进，开切眼设计长度330m，设计宽度10.5m，一次成巷宽度6.0m，二次扩帮宽度4.5m，一次掘进高度4.3m。掘进工艺为掘锚机掘进，采用掘支同步推进，掘进工序为一次成巷与二次扩帮交叉进行，一次成巷超前，二次扩帮滞后，待巷宽及顶、帮支护到位后拉底达到设计高度。

　　2.2顶板围岩稳定性分析

　　对12511工作面开切眼掘进区段及附近见煤钻孔柱状图进行逐一分析研究，对煤层顶板的岩性进行系统鉴定，以岩性为单元，以相近岩层为组，绘制了综合岩性柱状图。以综合岩性柱状图为基础，进行掘进煤层顶板关键层位分析，将开切眼掘进区段范围内12煤顶板岩层划分为7个层组，由相关判别软件分析，12煤顶板识别出3个主关键层和2个亚关键层，结合相邻巷道掘进顶板裂缝发育情况探测分析，进一步论证该开切眼掘进顶板稳定性由距离顶板5～20m处厚度约15.00m的中细砂岩层控制(第一关键层)。

　　2.3顶板支护选型

　　2.3.1顶板支护方式选择

　　锚网联合支护可以使锚杆与开切眼围岩形成锚固平衡拱，锚索可以将破碎围岩体悬吊在深部稳定岩层中，从而更好地控制开切眼围岩[20]，锚杆支护的正交试验表明：随着锚杆间排距的减小，单根锚杆间形成的压应力区进一步叠加;随着锚杆长度的增加，单体锚杆的有效压应力范围先增大后减少，巷道围岩变形量近似成对数规律减小并趋于稳定[21]。基于以上理论验证，结合相似地质条件下大断面巷道掘进顶板支护形式及稳定性分析，确定该开切眼掘进顶板支护方式为“锚网索”联合支护。

　　2.3.2顶板支护材料选型

　　依据悬吊理论，利用相关经验公式对锚杆的长度、直径以及间排距进行计算验证，锚杆选型为ø22mm×2200mm螺纹钢，锚杆支护间距不得大于1.9m，设计锚杆排距为1.0m，间距0.9～1.5m。依据悬吊理论锚索支护的作用为锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，按掘进顶板最严重冒落考虑(冒落高度大于锚杆长度)。在忽略岩体黏聚力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，利用相关经验公式对锚索的间排距进行验证，验证结论为锚索间排距不得大于3.13m，设计锚索最大间排距2.0m。锚索选型为ø21.6mm×8150mm，网片选型为ø4冷拔丝网片(顶板全断面铺网)，满足顶板支护要求。

　　2.4顶板矿压监测通过顶板矿压的观测，验证顶板支护强度的合理性，最终实现大断面开切眼掘进顶板支护优化的同时，保证顶板始终处于稳定的范围之内。当前神东补连塔煤矿掘进矿压观测采用“定性+定量监测”的方法，其中定性监测法有主要有锚杆转矩及锚杆拉力检测、锚索预紧力及抗拉力检测、木点信号柱监测、敲帮问顶观察法等，定量监测法主要为顶板离层监测。为确保开切眼掘进及后续使用过程中安全，该开切眼顶板矿压监测综合使用以上2种方法，其中定量监测主要是通过顶板离层仪进行监测，顶板离层仪安设于顶板应力集中的开切眼正中部。

　　3超厚煤层掘进层位控制

　　3.1煤巷掘进层位概述煤巷掘进层位是指掘进巷道顶、底板与该掘进煤层顶、底板之间的空间上下关系。层位控制是煤巷高效优质掘进的前提，是掘进工作面质量标准化提升的基础。超前的层位控制能够保证巷道成巷后顶、底煤留设厚度的合理性，有利于快速高效掘进。根据巷道顶、底板与煤层顶、底板间空间关系，可将煤巷掘进层位分为3种：沿底掘进、沿顶掘进及留顶、底煤掘进。在神东矿区，为提高巷道使用效率，最大化提升单进水平，不同用途的巷道选择不同的掘进层位。

　　3.2煤巷掘进层位控制存在问题

　　在现场掘进中，由于对所掘煤层的沉积基底的刻画不清，特别是对沿掘进方位上煤层的标高、煤厚变化分析不透，掘进期间职能边掘边探，严重影响掘进效率和巷道的整体平整度，更为甚者出现工程质量事故，影响巷道的后期整体使用。主要表现在2个方面：若掘进区段煤层底板起伏大，沿底板掘进，则会出现巷道起伏过大，影响回采时工作面两端头过渡，情况严重时导致工作面倒架、挤架;若掘进区段煤层起伏大，留底煤掘进时调坡不及时，则会出现巷道割底或底煤留设过厚，割底会诱发或加重巷道片帮，底煤留设过厚会导致回采期间端头垂直过渡割顶量过大，加大顶板管控难度，情况严重时会出现漏冒事故，直接影响回采安全。

　　3.3“三图双控制”技术为克服煤巷掘进层位控制中存在的问题，掘进前系统分析成煤地质条件，通过精细编制煤层底板标高及煤厚单孔柱状图、煤层厚度预想剖面图及煤层底板等高线线图、为掘进过程中顶、底煤控制与巷道坡度控制提供超前技术指导。(以补矿12煤五盘区12513大采高综采面主运机头段掘进为例)。

　　3.3.1煤层厚度柱状图编制单点煤层厚度及煤层底板标高标定。以盘区巷道掘进及回采工作面已揭露煤层底板标高及厚度为基础资料，分析巷道掘进所在盘区内煤层的厚度及标高变化规律，以掘进区段或区段附近见煤钻孔岩性柱状图以及相邻区段开采揭露实际煤层厚度及煤层顶、底板标高为基础资料，编制煤层厚度柱状图。

　　3.3.2煤层沿掘进方向预想厚度剖面图编制掘进方位煤层厚度及煤层底板标高标定。以煤层厚度状图为基础资料，结合相邻区段揭露煤层厚度及构造发育情况，预测煤层沿掘进方向上厚度变化趋势，精准标定煤层沿掘进方位上的分叉点、突变点、合层点、夹矸突变点等标志点，精准划分煤层厚度突变区段、煤层厚度差异区段以及煤层起伏变化异常区段，在此基础上编制煤层沿掘进方位上预想厚度剖面图。

　　3.3.3掘进区段煤层底板等高线图绘制掘进区段内煤层底板标高的标定。通过研究分析盘区内基础地质资料，确认区域构造背景、成煤建造类型、煤层基底形态，在准确把握以上信息的基础上，准确核定煤层倾向、走向、倾角等基本参数。通过分析煤层掘进方位与煤层倾向间空间关系，厘清煤层底板沿掘进方位起伏变化规律，在厘清煤层沿掘进方位底板起伏变化的基础上，以地质构造对煤层顶底板标高的影响、见煤钻孔岩性柱状图以及煤层厚度及标高变化等资料为基础。

　　3.3.4煤巷掘进坡度及顶、底煤厚度预测

　　以掘进区段内煤层厚度预想剖面图为基础，通过对区段内煤层沉积基底起伏变化的研判，预测煤层厚度变化规律，在煤层沿走向、倾向厚度变化精准控制的基础上，按区段精细划分煤层沿掘进方位上的煤层厚度变化，以煤层厚度0.5m或1.0m为1个变化单元，以单元为单位，划分煤层厚度变化区段。在煤层厚度变化区段划分基础上，以掘进区段内煤层底板等高线图为基础，厘清煤层标高变化规律基，整体上预测掘进区段煤层底板标高变化整体趋势，精准预测各区段内煤层底板标高变化。

　　同时在厘清各区段内煤层底板标高及煤层厚度基础上，按照同坡段掘进长度最大化、边坡拐点平坦化，坡度变化渐变化的调坡原则，预测煤巷掘进分区段坡度。同时以掘进区段内划分出的煤层厚度变化图为基础，以预测巷道分区段坡度为参照，以煤层底板起伏拐点、煤层厚度突变点以及夹矸出现始末点等为参考点，以巷道掘进预测底板坡度、巷道掘进高度为基准，合理预测掘进巷道的顶、底煤留设厚度。

　　3.3.5掘进层位及坡度控制

　　1)巷道精准掘进。以掘进巷道顶、底煤厚度留设预测与坡度预测为参考，通过巷道顶、底板标高为校验掘进层位偏差，按腰线组织巷道掘进。掘进前测量帮腰线和顶板腰线，通过双腰线调坡掘进，实现巷道精准高效掘进。

　　2)掘进坡度及顶底煤厚度确定。依据掘进巷道分区段的坡度预测图，设计掘进坡度，按设计掘进坡度组织掘进同时动态测定掘进巷道顶、底煤留设厚度，根据巷道掘进揭露顶、底煤厚度以及夹矸等标志层，验证掘进坡度的合理性。若层位出现偏差时，动态调整掘进坡度，确保掘进坡度及顶、底煤留设厚度在合理范围内。

　　4结论

　　1)根据以往近距离煤层开采经验，上部采空区残留煤柱受到上覆岩层集中载荷的作用，影响下部煤层回采巷道布置，结合邻近矿井采区巷道避开残留煤柱对底板的集中应力扰动合理布置方案，确定出今后下组煤22煤巷道布置，应先内错20m，再留20m煤柱，才基本可以保证巷道的稳定。

　　2)将12煤顶板划分为3个主关键层和2个亚关键层，其中距离顶板5～20m处厚度约15.00m的中细砂岩层(第一关键层)控制着该开切眼掘进顶板稳定性，通过“锚网索”联合支护，给出了最优的支护方案，采用“定性+定量监测”的方法验证顶板支护强度的合理性，保证了巷道围岩稳定性，控制顶板沉降，实现大断面开切眼掘进顶板支护优化。

　　3)针对12513大采高综采面主运机头段掘进，提出了“三图双控制”技术，实现巷道掘进方向上煤层厚度及底板标高变化的精准预测和控制，并在此基础上动态调整掘进坡度，确保掘进坡度及顶、底煤留设厚度在合理范围内，实现巷道同坡形掘进最长化、调坡拐点平坦化。

　　参考文献：

　　[1]高云峰，江小军.浅谈我国煤矿巷道掘进装备技术[J].煤炭工程，2010，1(10)：110-112.

　　[2]杨健健，张强，王超，等.煤矿掘进机的机器人化研究现状与发展[J].煤炭学报，2020，45(8)：2995-3005.

　　[3]王步康.煤矿巷道掘进技术与装备的现状及趋势分析[J].煤炭科学技术，2020，48(11)：1-11.

　　[4]张平松，李圣林，邱实，等.巷道快速智能掘进超前探测技术与发展[J].煤炭学报，2021，46(7)：2158-2173.

　　[5]张幼振，范涛，阚志涛，等.煤矿巷道掘进超前钻探技术应用与发展[J/OL].煤田地质与探：1-7[2021-09-07].

　　[6]郝登云，吴拥政，陈海俊，等.采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制[J].煤炭学报，2019，44(9)：2682-2690.

　　[7]李中伟，张剑，周建新，等.极近距离煤层下分层巷道布置方位及支护技术研究[J].煤炭工程，2018，50(11)：48-50.

　　[8]秦凯，王健达，李宏艳，等.集中煤柱诱发下伏近距离煤层异常矿压及机理研究[J].煤炭科学技术，2019，47(8)：102-107.

　　[9]杜锋，袁瑞甫，郑金雷，等.浅埋近距离煤层煤柱下开采异常矿压机理[J].煤炭学报，2017，42(S1)：24-29

　　作者：韩伟，高振军