摘要：以補連塔煤礦為例，系統總結煤巷掘進過程中存在礦壓顯現大，特別是下組煤掘進礦壓顯現尤其明顯，超厚煤巷掘進底煤留設不合理，層位控制難，大斷面煤巷掘進懸頂面積大，頂板控制難等工程影響因素，基于以上不同影響因素，結合掘進巷道的實際條件，提出了針對性解決措施，為巷道的安全高效掘進提供了可靠的技術方案，最大化降低了巷道使用期內的各項維護投入，確保了巷道生命周期內安全高效使用。

　　關鍵詞：巷道變形;層位控制;超大斷面;頂板穩定性;煤巷掘進

　　0引言

　　隨著我國綜采技術的發展，國內已出現了年產上千萬噸的工作面，使年消耗同采巷道數量大幅增加，從而使巷道掘進成為煤礦高效集約化生產的共性及關鍵性技術[1-5]。巷道(煤巷)掘進是工作面回采前的重要準備工作，巷道掘進的質量及巷道成型后的穩定性直接關系著巷道的使用率及使用壽命。

　　巷道掘進盡量避開壓力集中區進而最大化降低礦壓對巷道形變的破壞程度，實現巷道的持續有效使用[6-9];在超厚煤層條件下煤巷掘進時盡量選擇合適的掘進層位進而最大化杜絕層位上漂下扎對巷道平整度的影響，實現巷道掘進平直化，同時能為工作面回采兩端頭的合理過渡及垂直懸空段頂板控制創造有利條件[10-12]。

　　大斷面巷道(帶式輸送機機頭段以及工作面開切眼等)掘進時盡量選擇最優的支護形式實現頂板安全穩定，杜絕支護強度低導致頂板失穩或支護強度過大浪費成本，實現頂板支護與頂板穩定的最佳匹配[13-19]，以上問題是當前神東礦區各礦井掘進過程中均需面對的課題，針對以上影響掘進的工程因素，補連塔煤礦積極探索，基于問題進行了針對性的研究分析，形成了一系列實踐成果。

　　1下組煤煤巷布置優化

　　1.123305工作面基本情況

　　12煤和22煤，間距46～51m，層間頂板以泥巖和砂質泥巖為主，12煤采高4.8m，22煤采高6.3m，其22煤305回風巷與12煤層的煤柱空間關系。上部12煤工作面的開采時間已經間隔6～7a，頂板巖層移動已經穩定。巷道直接底板為泥巖類，軟巖層厚度為1.5～2.0m。

　　1.222305回風巷形變原因分析

　　補連塔煤礦的此種上、下工作面巷道布置方式，為典型的22305回風巷布置在上部煤柱下方承受高支承壓力，而22304工作面運輸巷則內錯煤柱寬度(13～15m)不夠，同樣承受較高支承壓力，并承受本工作面采動影響的案例。加之層間頂板均為泥巖和砂質泥巖，比較軟，容易將支承壓力作用在下部巷道圍巖范圍，且層間距離40m正好位于煤柱下集中應力影響范圍內，故此22305回風巷維護將會相當困難。為了避免今后出現類似的情況，需要研究下工作面運輸巷和回風巷的合理位置。

　　1.3類似

　　22305回風巷的合理位置選擇參照布爾臺礦4-2煤與2-2煤層間距70m情況下，應內錯35m的布置情況，補礦22煤的回風巷應內錯到工作面采空區內部18.65m，為布置簡便，可取20m。此外，從補連塔礦22煤層的厚度情況而言，巷道煤柱寬度一般要求大于2倍的煤層厚度+2倍巷道松動圈范圍，此時要求巷道煤柱寬度大于16～18m。而現22煤已掘進相鄰巷道煤柱寬度為18.0m，為臨界合理寬度。今后，補連礦的下組煤22煤巷道布置，應先內錯20m，再留20m煤柱，才基本可以保證巷道的穩定，參見圖3。當前，回采22305工作面時，建議再重新開一條巷道，與原來巷道留煤柱寬度15m，可避開煤柱高應力影響，改善巷道底鼓。

　　1.4內錯

　　20m的巷道維護效果預測內錯20m后，回風巷絕對位于上部1-2煤的采空區壓力減低區內，避免了煤柱形成的極高支承壓力，巷道維護效果將會得到極大的改善，建議今后補礦2-2煤工作面布置和巷道布置時，應用這一分析成果。

　　2大斷面巷道掘進頂板控制

　　2.1工作面開切眼概況神

　　東補連塔煤礦12煤511綜采工作面開切眼區段12煤煤層傾角1°～3°，平均煤層厚度4.4m，密度1.29t/m3，上覆基巖厚度約為270～290m，松散層厚度為10～15m。煤層展布平緩，煤層直接頂為粉砂-細砂巖，基本頂為細-粗砂巖，抗壓強度為10.9～101MPa，含水率一般2.07%，軟化系數0.49直接底為砂質泥巖，抗壓強度為10.88～52.4MPa，含水率2.77%，軟化系數0.33。

　　工作面開切眼兩側高差約15m，整體掘進層位為負坡沿煤層頂板掘進，開切眼設計長度330m，設計寬度10.5m，一次成巷寬度6.0m，二次擴幫寬度4.5m，一次掘進高度4.3m。掘進工藝為掘錨機掘進，采用掘支同步推進，掘進工序為一次成巷與二次擴幫交叉進行，一次成巷超前，二次擴幫滯后，待巷寬及頂、幫支護到位后拉底達到設計高度。

　　2.2頂板圍巖穩定性分析

　　對12511工作面開切眼掘進區段及附近見煤鉆孔柱狀圖進行逐一分析研究，對煤層頂板的巖性進行系統鑒定，以巖性為單元，以相近巖層為組，繪制了綜合巖性柱狀圖。以綜合巖性柱狀圖為基礎，進行掘進煤層頂板關鍵層位分析，將開切眼掘進區段范圍內12煤頂板巖層劃分為7個層組，由相關判別軟件分析，12煤頂板識別出3個主關鍵層和2個亞關鍵層，結合相鄰巷道掘進頂板裂縫發育情況探測分析，進一步論證該開切眼掘進頂板穩定性由距離頂板5～20m處厚度約15.00m的中細砂巖層控制(第一關鍵層)。

　　2.3頂板支護選型

　　2.3.1頂板支護方式選擇

　　錨網聯合支護可以使錨桿與開切眼圍巖形成錨固平衡拱，錨索可以將破碎圍巖體懸吊在深部穩定巖層中，從而更好地控制開切眼圍巖[20]，錨桿支護的正交試驗表明：隨著錨桿間排距的減小，單根錨桿間形成的壓應力區進一步疊加;隨著錨桿長度的增加，單體錨桿的有效壓應力范圍先增大后減少，巷道圍巖變形量近似成對數規律減小并趨于穩定[21]。基于以上理論驗證，結合相似地質條件下大斷面巷道掘進頂板支護形式及穩定性分析，確定該開切眼掘進頂板支護方式為“錨網索”聯合支護。

　　2.3.2頂板支護材料選型

　　依據懸吊理論，利用相關經驗公式對錨桿的長度、直徑以及間排距進行計算驗證，錨桿選型為ø22mm×2200mm螺紋鋼，錨桿支護間距不得大于1.9m，設計錨桿排距為1.0m，間距0.9～1.5m。依據懸吊理論錨索支護的作用為錨桿加固的“組合梁”整體懸吊于堅硬巖層中，按掘進頂板最嚴重冒落考慮(冒落高度大于錨桿長度)。在忽略巖體黏聚力和內摩擦力的條件下，取垂直方向力的平衡，利用相關經驗公式對錨索的間排距進行驗證，驗證結論為錨索間排距不得大于3.13m，設計錨索最大間排距2.0m。錨索選型為ø21.6mm×8150mm，網片選型為ø4冷拔絲網片(頂板全斷面鋪網)，滿足頂板支護要求。

　　2.4頂板礦壓監測通過頂板礦壓的觀測，驗證頂板支護強度的合理性，最終實現大斷面開切眼掘進頂板支護優化的同時，保證頂板始終處于穩定的范圍之內。當前神東補連塔煤礦掘進礦壓觀測采用“定性+定量監測”的方法，其中定性監測法有主要有錨桿轉矩及錨桿拉力檢測、錨索預緊力及抗拉力檢測、木點信號柱監測、敲幫問頂觀察法等，定量監測法主要為頂板離層監測。為確保開切眼掘進及后續使用過程中安全，該開切眼頂板礦壓監測綜合使用以上2種方法，其中定量監測主要是通過頂板離層儀進行監測，頂板離層儀安設于頂板應力集中的開切眼正中部。

　　3超厚煤層掘進層位控制

　　3.1煤巷掘進層位概述煤巷掘進層位是指掘進巷道頂、底板與該掘進煤層頂、底板之間的空間上下關系。層位控制是煤巷高效優質掘進的前提，是掘進工作面質量標準化提升的基礎。超前的層位控制能夠保證巷道成巷后頂、底煤留設厚度的合理性，有利于快速高效掘進。根據巷道頂、底板與煤層頂、底板間空間關系，可將煤巷掘進層位分為3種：沿底掘進、沿頂掘進及留頂、底煤掘進。在神東礦區，為提高巷道使用效率，最大化提升單進水平，不同用途的巷道選擇不同的掘進層位。

　　3.2煤巷掘進層位控制存在問題

　　在現場掘進中，由于對所掘煤層的沉積基底的刻畫不清，特別是對沿掘進方位上煤層的標高、煤厚變化分析不透，掘進期間職能邊掘邊探，嚴重影響掘進效率和巷道的整體平整度，更為甚者出現工程質量事故，影響巷道的后期整體使用。主要表現在2個方面：若掘進區段煤層底板起伏大，沿底板掘進，則會出現巷道起伏過大，影響回采時工作面兩端頭過渡，情況嚴重時導致工作面倒架、擠架;若掘進區段煤層起伏大，留底煤掘進時調坡不及時，則會出現巷道割底或底煤留設過厚，割底會誘發或加重巷道片幫，底煤留設過厚會導致回采期間端頭垂直過渡割頂量過大，加大頂板管控難度，情況嚴重時會出現漏冒事故，直接影響回采安全。

　　3.3“三圖雙控制”技術為克服煤巷掘進層位控制中存在的問題，掘進前系統分析成煤地質條件，通過精細編制煤層底板標高及煤厚單孔柱狀圖、煤層厚度預想剖面圖及煤層底板等高線線圖、為掘進過程中頂、底煤控制與巷道坡度控制提供超前技術指導。(以補礦12煤五盤區12513大采高綜采面主運機頭段掘進為例)。

　　3.3.1煤層厚度柱狀圖編制單點煤層厚度及煤層底板標高標定。以盤區巷道掘進及回采工作面已揭露煤層底板標高及厚度為基礎資料，分析巷道掘進所在盤區內煤層的厚度及標高變化規律，以掘進區段或區段附近見煤鉆孔巖性柱狀圖以及相鄰區段開采揭露實際煤層厚度及煤層頂、底板標高為基礎資料，編制煤層厚度柱狀圖。

　　3.3.2煤層沿掘進方向預想厚度剖面圖編制掘進方位煤層厚度及煤層底板標高標定。以煤層厚度狀圖為基礎資料，結合相鄰區段揭露煤層厚度及構造發育情況，預測煤層沿掘進方向上厚度變化趨勢，精準標定煤層沿掘進方位上的分叉點、突變點、合層點、夾矸突變點等標志點，精準劃分煤層厚度突變區段、煤層厚度差異區段以及煤層起伏變化異常區段，在此基礎上編制煤層沿掘進方位上預想厚度剖面圖。

　　3.3.3掘進區段煤層底板等高線圖繪制掘進區段內煤層底板標高的標定。通過研究分析盤區內基礎地質資料，確認區域構造背景、成煤建造類型、煤層基底形態，在準確把握以上信息的基礎上，準確核定煤層傾向、走向、傾角等基本參數。通過分析煤層掘進方位與煤層傾向間空間關系，厘清煤層底板沿掘進方位起伏變化規律，在厘清煤層沿掘進方位底板起伏變化的基礎上，以地質構造對煤層頂底板標高的影響、見煤鉆孔巖性柱狀圖以及煤層厚度及標高變化等資料為基礎。

　　3.3.4煤巷掘進坡度及頂、底煤厚度預測

　　以掘進區段內煤層厚度預想剖面圖為基礎，通過對區段內煤層沉積基底起伏變化的研判，預測煤層厚度變化規律，在煤層沿走向、傾向厚度變化精準控制的基礎上，按區段精細劃分煤層沿掘進方位上的煤層厚度變化，以煤層厚度0.5m或1.0m為1個變化單元，以單元為單位，劃分煤層厚度變化區段。在煤層厚度變化區段劃分基礎上，以掘進區段內煤層底板等高線圖為基礎，厘清煤層標高變化規律基，整體上預測掘進區段煤層底板標高變化整體趨勢，精準預測各區段內煤層底板標高變化。

　　同時在厘清各區段內煤層底板標高及煤層厚度基礎上，按照同坡段掘進長度最大化、邊坡拐點平坦化，坡度變化漸變化的調坡原則，預測煤巷掘進分區段坡度。同時以掘進區段內劃分出的煤層厚度變化圖為基礎，以預測巷道分區段坡度為參照，以煤層底板起伏拐點、煤層厚度突變點以及夾矸出現始末點等為參考點，以巷道掘進預測底板坡度、巷道掘進高度為基準，合理預測掘進巷道的頂、底煤留設厚度。

　　3.3.5掘進層位及坡度控制

　　1)巷道精準掘進。以掘進巷道頂、底煤厚度留設預測與坡度預測為參考，通過巷道頂、底板標高為校驗掘進層位偏差，按腰線組織巷道掘進。掘進前測量幫腰線和頂板腰線，通過雙腰線調坡掘進，實現巷道精準高效掘進。

　　2)掘進坡度及頂底煤厚度確定。依據掘進巷道分區段的坡度預測圖，設計掘進坡度，按設計掘進坡度組織掘進同時動態測定掘進巷道頂、底煤留設厚度，根據巷道掘進揭露頂、底煤厚度以及夾矸等標志層，驗證掘進坡度的合理性。若層位出現偏差時，動態調整掘進坡度，確保掘進坡度及頂、底煤留設厚度在合理范圍內。

　　4結論

　　1)根據以往近距離煤層開采經驗，上部采空區殘留煤柱受到上覆巖層集中載荷的作用，影響下部煤層回采巷道布置，結合鄰近礦井采區巷道避開殘留煤柱對底板的集中應力擾動合理布置方案，確定出今后下組煤22煤巷道布置，應先內錯20m，再留20m煤柱，才基本可以保證巷道的穩定。

　　2)將12煤頂板劃分為3個主關鍵層和2個亞關鍵層，其中距離頂板5～20m處厚度約15.00m的中細砂巖層(第一關鍵層)控制著該開切眼掘進頂板穩定性，通過“錨網索”聯合支護，給出了最優的支護方案，采用“定性+定量監測”的方法驗證頂板支護強度的合理性，保證了巷道圍巖穩定性，控制頂板沉降，實現大斷面開切眼掘進頂板支護優化。

　　3)針對12513大采高綜采面主運機頭段掘進，提出了“三圖雙控制”技術，實現巷道掘進方向上煤層厚度及底板標高變化的精準預測和控制，并在此基礎上動態調整掘進坡度，確保掘進坡度及頂、底煤留設厚度在合理范圍內，實現巷道同坡形掘進最長化、調坡拐點平坦化。

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　　作者：韓偉，高振軍