深部礦井開拓巷道揭煤施工技術探討

李劍飛

（山西宏廈第一建設有限責任公司，山西 陽泉 045000）

1 工程概況

礦井工作面地質條件簡單，褶皺寬緩，底板起伏大，西低東高，煤層厚度變化大，地質構造少。工作面位于相應的下山帶位置以下，在掘進過程中，20 m范圍內暴露出兩條正常頂板斷層，斷層附近瓦斯異常。工作面水文地質條件簡單，煤層頂板砂巖裂隙水是主要充水水源，預計掘進期間的最大涌水量為20 m3/h，煤層直接頂面大部分為砂、泥巖，硬度為46；煤層正下方為砂質泥巖、粉砂巖、泥巖，硬度為46。煤層頂底板巖性如表1所示。

表1 煤層頂底板巖性情況

2 巷道圍巖裂隙探測分析

在地質雷達分析的第一區域，借助探測雷達來探測松散圍巖的周長表面、分布時間和雷達圖像上的波速。當移動到臨時深度時，可得到物體和層的深切口，達到探測目標。在主巷道中，選擇了四個部分來檢測周圍巖石的疏松區。通過觀察探測段的雷達掃描圖，并根據拉丹分析軟件對探測段傳播速度進行分析，可以看出擾動圍巖的傳播速度約為0.093 m/s，不受干擾圍巖的傳播速度約為0.116 m/s；深度為2 m時，傳播速度為0.118 m/s。傳播速度隨檢測深度的增加而增加，密度也隨深度的增加而增加，傳播速度突變范圍為1.2～1.7 m，因此，疏松圈的范圍為1.2～1.7 m。隨后又對主巷道進行了目視檢測和分析，并在主巷道的檢修位置處，對巷道頂板和側面的多個井孔進行了初步檢測，檢測深度為10 m。檢測結果表明：圍巖中存在各種裂縫和空洞，其中一些具有較大的開口；孔段的部分巖體很破碎，容易坍塌，巷道頂板和墻的整體性一般；泥巖質弱、強度低，井眼中出現螺旋線，圍巖屬于典型的松散破碎節理軟巖；在屋頂的9.4 m深度處以及墻壁的8 m處仍可以看到斷裂帶，仍然可見裂縫，并且松散的巖石破壞帶和孔洞塌陷和堵塞現象出現，且有一些孔洞擴展到更深處。經過分析得出，巷道圍巖變形破壞比較嚴重，塑性區已變成松散區，在圍巖開采和圍巖裂縫發展的影響下，巷道松散區也有所增加，給巷道支護帶來很大困難。

3 方案設計

對煤礦的開拓問題處理不妥當，會對礦井的開采造成不利影響，如果想改變已經造成的不合理情況，去進行更多工程建設、增加建設投資，則需要很長時間。在對主要開發巷道進行設計時，選擇截面尺寸還是截面形狀，對坑道的安全生產有著重要影響。開拓巷道時，在滿足安全條件下，應該提高斷面利用率，降低工程成本。目前，在我國開辟的小巷中，斷面形狀基本是直壁拱形和梯形，在某些特殊情況下也可使用其他形式。為了延長坑道的服務年限，保證圍巖的穩定性，有時也會使用半圓形、拱形的形狀。該礦采用斜井雙水平上下坡開拓，第一層高程為+150～-50 m，第二層高程為-50～-200 m，井口高程為+305 m。目前，礦區為一級礦區，開發面積為8.85 km2，分為東西兩翼六個礦區，有11、12、13、14和15號生產礦區，礦井包含5個進氣井和5個返回井，并劃分為多區域進行通風。

此次開拓礦井選用的主要開采方法為走向長壁下放法，主要開采技術為綜采與爆破結合。所有的崩落方法都用于管理屋頂。巷道變形和破壞的發展與巷道的準備和布置有關。除采礦部署外，分層選擇的巷道布置決定了巷道圍巖的強度以及巷道與煤層底板之間的垂直距離，而不是交叉開采下巷道與巷道制動線或煤壁之間的水平距離。決定進行交叉開采時，應先進行交叉開采，以確定巷道的實心巖石位置層中應力的大小和時間。保留一些煤柱以保護斜井、地下儲藏場、礦井、主干道以及上坡和下坡。這些巷道會受到一定程度的前支撐壓力和長期的側支撐壓力，兩種保護壓力的大小會對巷道的位置及巷道某部分中硬巖層的應力集中系數產生影響。兩個支撐壓力越大，地層的應力集中系數越小。當開采深度達到一定值后，留下的煤柱將不利于下、前井筒的維護，與采空區豎井的維護相比，煤柱下豎井的變形和維護在深度開拓時的成本費用耗費更高[2]。

隧道的深度開發布置和基坑開挖布置對巷道的支護有很大影響。充分利用圍巖強度，降低圍巖應力集中系數，改變巷道開挖預警條件，縮短邊路交通長期影響壓力，并考慮對圍巖的保護、開發和整治，是對巷道進行有效支護的根本措施。巷道在分層布置、深度開發時，應設置第一煤層與巖層之間的垂直距離，保證圍巖具有較高的強度、較大的厚度和較強的完整性。深井開采后，開發隧道與第一個煤層之間的垂直距離應增加到35～40 m。隨著開采深度的增加或巖性的惡化，垂直距離也應增加。當垂直距離達到一定值時，將會第一次出現與巖性的垂直距離不一致的情況。采煤時應集中布置坑道，為了減少開采工作量，在開采深度較大的新井時以立井開拓為主，深部礦井主要以地下入井或新入井開拓為主，布置原則與礦區正被開拓的坑道一樣，坑道的準備時間很短，對與第一個采煤層的垂直距離的設定和對圍巖完整性的要求有所降低。在沒有特殊支護措施的情況下，對能夠承受較大變形和破壞的重要坑道進行開拓前，必須采取預備采掘或卸貨措施；對現有交叉采掘條件的坑道進行開拓準備時，應提前考慮到雙方的保護壓力，并將上層的煤層依次分開，以避免受到前支承壓力的影響后，再受到側面支撐壓力[3]。兩翼區采用上下單邊工作面采掘的方法，后工作面在采掘過程中，上下山煤柱逐漸變小，為防止地應力集中度越來越高，在設計高水平的心部時，應充分考慮交叉采掘的可行性。在準備巷道布局時，應滿足礦區的集中生產要求，巷道在整個礦區掘進的時間有所縮短，在保證采掘力度的同時，應滿足采掘工作的連續性。

4 施工技術

在巷道布置過程中，應根據圍巖強度進行煤層分層。巷道位置及大小的選擇會受到多因素的影響，如煤層底板與巷道之間的垂直距離、無交叉開采條件下巷道與停放線之間的水平距離以及是否首先進行交叉開采。在該項目中，第一步是開挖施工煤巷，即礦區回風巷的掘進；第二步是在采礦區建造安全帶巷道，并根據回風道的施工條件，在穿越斷層前調整好坡度，在保證安全的前提下，最大限度地減少地下工作量，對于風煤和帶煤巷道的建設，應選擇合適煤層；最后對礦區軌道巷道進行構造，以形成一個完整的礦區系統[4]。在巷道掘進過程中，工作面預測參數選取鉆孔瓦斯涌出初速度q和鉆屑瓦斯解析指數△h2。風險突出時，各指標預測（效果檢驗）的臨界值如下頁表2所示。

從表2可知，當至少有一個指標超標時，預測工作面有突出風險或消突措施已失效，需再次采取防突措施。

表2 巷道掘進期間預測指標臨界值

上巷與采空區相鄰，由采空區側向進入，下巷預留3根保護煤柱，主要負責工作面的輸送和回風。對半煤巖巷道沿煤直頂及頂板完工后，采用錨網梁+錨索支護方式進行支護，支撐假頂板或支撐煤巷由鋼梯棚支撐，梁長為4 260 mm。根據以前的礦井沿空巷道掘進的野外實踐，將上巷道兩側15 m以內的煤塊全部釋放，瓦斯也全部釋放，確保掘進工作面區域不存在突出危險。因此，可參考行車時的驗證指標，以預測工作面的突出危險。但在168次的驗證中，鉆孔瓦斯涌出初速度的最大值為8.26 L/min，最小值為0.1 L/min，平均值為1.21 L/min。在有些區域內，q值超過4倍標準值，主要分布在距開挖巷道510～550 m處。主要原因是該區域的煤層厚度變化很大，且瓦斯抽排還不夠。因此，在該煤層的掘進和預排水階段，應加強該位置的排水和突出風險消除工作。工作面下部巷道主要負責工作面的煤炭運輸。對半煤巖巷道沿煤直頂及頂板完工后，采用錨網梁+錨索支護方式進行支護，支撐假頂板或支撐煤巷由鋼梯棚支撐，梁長為4 260 mm。此處煤體強度低，巷道變形和破壞的發展與其準備和布置有關。除采礦部署外，分層選擇的巷道布置還決定了巷道圍巖的強度以及巷道與煤層底板之間的垂直距離，而不是交叉開采下巷道與巷道制動線或煤壁之間的水平距離。

工作面煤層的鉆孔施工是在上下巷道掘進的同時進行的，且后于工作面的掘進，距離不小于20 m。從距制動線20 m處開始沿煤層鉆探到開口，鉆孔平行于煤層，并沿煤層傾角均勻地布置。工作面上下巷道沿煤層傾角的井眼疊加長度應不少于5 m；上巷道的井眼深度應≥70 m，下巷道的井眼深度應≥75 m，井眼間距應為1.5 m，井眼直徑應為89～94 mm，井眼間向前方向的角度應為85°。單孔煤平均產量為3.39～7.79 t，每米煤孔產煤量約為0.81～1.11 t。在控制范圍內，單孔煤產量占總煤產量的比例為1%。實施液壓沖孔措施后，瓦斯的體積含量從約10 m3/t降低到8 m3/t以下，消除了工作面突出的危險，改善了開采環境，大大減少了射孔等瓦斯動態現象。掘進速度也由每月40 m左右增加到每月85 m，速度提高了112.5%，降低了鉆井的難度和周期，提高了下部巷道的掘進速度。

5 結語

礦山是通過從地面掘進到開采地的方式開發的。在開礦過程中，應正確劃定地界，選擇合理的開礦方法，以確定開采量；需對礦場進行合理的劃分，根據標準、按不同技術類別確定采礦方法，并選擇正確的通風方法和作業程序。井的開發通常分為斜井的發掘、巷道的打開和井的開挖，這取決于井身的類型。開發礦山在開采中起著關鍵作用，由于在最初形成煤層時，煤層靠近地平線，但當地殼運動時，其形狀逐漸改變，形成單斜結構和斷裂結構等不同褶皺，因此，在采煤時還應特別注意煤層的方向。此外，在開礦過程中，還應選用最先進的技術和足夠數量的高效新型機械化設備進行開礦，合理開采礦山資源，以提高開采效率。