康紅普，姜鵬飛，高富強，王子越，劉 暢，楊建威

(1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013; 2.煤炭科學研究總院 開采研究分院，北京 100013; 3.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京 100013)

巷道掘進與支護是井工開采的關鍵技術之一，是保證煤礦安全、快速、高效建設與生產(chǎn)的必要基礎。我國井工煤礦每年新掘進的巷道總長度超過12 000 km，其中煤、半煤巖巷道占比80%以上，是我國規(guī)模最大的地下工程。巷道掘進速度、效率、成本顯著影響礦井的產(chǎn)量與效益。

與非煤礦山巷道、交通隧道等相比，煤礦巷道處于煤系沉積巖地層中，不僅圍巖強度低，而且多數(shù)圍巖結構面發(fā)育、穩(wěn)定性較差[1]。同時，隨著煤礦開采深度不斷增加，高應力巷道越來越多;隨著大型采掘設備的廣泛采用及通風的要求，巷道斷面越來越大;隨著采煤工作面推進速度和產(chǎn)量的不斷提高，采掘接續(xù)緊張的局面日益突出，要求在保證巷道安全與支護效果的條件下，顯著提高巷道掘進速度;另外，為降低煤炭生產(chǎn)成本、提高礦井效益，巷道掘進與支護成本不能過高。所有這些因素給巷道掘進與支護提出更高的要求。

掘進包括割煤、運輸、支護(臨時支護、永久支護)、通風、降塵等多個工序，每個工序及各工序之間的相互協(xié)同均影響成巷速度。我國煤巷掘進技術、裝備及機械化水平明顯落后于采煤技術與裝備。目前，全國綜掘工作面平均月進尺不到200 m，掘進隊與綜采隊平均配比為3.1∶1，采掘比例嚴重失衡[2-3]。

我國煤礦巷道掘進工藝經(jīng)歷了人工、鉆爆法、綜合機械化掘進的發(fā)展過程。目前，煤巷普遍采用綜合機械化掘進，掘進設備主要有3種類型:懸臂式掘進機，連續(xù)采煤機及掘錨一體化機組[4]。前2者掘進與支護分離，需配套單體錨桿鉆機、錨桿鉆車等支護施工設備，而掘錨機組將割煤、運輸、臨時支護、永久支護設計為有機的整體，有利于實現(xiàn)掘支平行作業(yè)。錨桿、錨索支護是我國煤礦巷道的主體支護方式，已根據(jù)我國煤礦巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件，開發(fā)出錨桿支護成套技術，廣泛應用于不同類型的巷道，取得良好的技術經(jīng)濟效益[5-7]。但仍然存在支護工序復雜、支護密度偏大、支護速度慢、用人多、效率低等問題急需解決。

影響巷道掘進速度的因素眾多，包括煤巖體地質(zhì)條件、生產(chǎn)條件、掘進與支護工藝、裝備等。地質(zhì)條件是首要的因素，往往決定著掘進工藝與裝備的選擇。掘進前應進行全面、系統(tǒng)的煤巖體強度、結構及地應力等地質(zhì)力學參數(shù)測試[8]，進而研究掘進工作面周圍應力場、位移場分布特征，分析圍巖穩(wěn)定性[9]，為掘進工藝與裝備、支護形式與參數(shù)選擇提供基礎。在這方面，孫曉明等[10]采用數(shù)值計算方法，模擬了巷道分步開挖及隨后的錨網(wǎng)支護，研究了巷道圍巖變形與至掘進工作面距離的關系。常聚才等[11]對比分析了巷道開挖前后圍巖應力、位移場變化特征及破壞規(guī)律。肖紅飛等[12]模擬計算了掘進過程中工作面內(nèi)部和兩幫應力集中和動態(tài)變化，為煤巖變形破裂電磁輻射信號與應力的耦合計算提供基礎。

巷道掘進生產(chǎn)條件包括巷道斷面形狀與尺寸，巷道掘進方向及與地應力場的關系，護巷煤柱尺寸，巷道與鄰近其他巷道、采煤工作面、采空區(qū)的時空關系等。掘進與支護工藝中，截割方式分為部分截割和全斷面一次截割;臨時支護分為前探梁、單體支柱、專門的臨時支架及掘進機載臨時支護等多種形式;支護順序分為全斷面一次支護和分次支護(包括錨桿先打，錨索滯后;頂板錨桿先打，幫錨桿滯后;部分頂、幫錨桿先打，其余錨桿滯后等)。所有上述因素均對掘進速度產(chǎn)生影響。其中，尤以錨桿、錨索支護占用時間長(60%左右)、用人多(60%以上)，導致掘進效率比較低[13]。

掘進與支護裝備是決定掘進速度的關鍵。根據(jù)巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件，選擇合理的掘進工藝，配套適應的掘進與支護裝備是實現(xiàn)快速掘進的必要前提。圖1是我國煤礦巷道現(xiàn)有的掘進工藝與裝備?！皯冶凼骄蜻M機+單體錨桿鉆機”是目前我國煤礦主要的掘進工藝，占比90%以上。當圍巖比較破碎時需要“掘一排、錨一排”。煤巷單面掘進速度多數(shù)為200～500 m/月，少數(shù)可達到500 m/月以上。該工藝掘進與支護反復換位、相互干擾;缺乏有效的臨時支護;錨桿施工靠人工，勞動量大、效率低、占用時間長;掘進與支護配套性差，不能實現(xiàn)平行作業(yè)。為了解決臨時支護、人工打錨桿問題，開發(fā)了“懸臂式掘進機+臨時支架+錨桿臺車”工藝，臨時支架交替移架，節(jié)省了掘進機與打錨桿的換位時間，但增加了臨時支架移架的時間，導致掘進循環(huán)用時變化不大。另一種方法是“懸臂式掘進機+機載臨時支架+機載錨桿鉆機”工藝，在懸臂式掘進機上設置臨時支架和1～2臺錨桿鉆機，完成掘進、臨時支護及打錨桿作業(yè)。在地質(zhì)條件好、圍巖穩(wěn)定的多巷布置情況下，掘進可采用“連續(xù)采煤機+錨桿臺車”工藝。神東礦區(qū)采用該工藝，煤巷平均進尺達到2 000 m/月，并創(chuàng)造了多項全國紀錄[4]。掘錨聯(lián)合機組是適用于單巷掘進的先進掘進工藝，具有全斷面一次截割、機載臨時支護、掘錨平行、連續(xù)運輸?shù)忍攸c。我國在引進、消化、吸收國外先進技術的基礎上，開發(fā)出國產(chǎn)掘錨聯(lián)合機組及配套設備，在陜北、鄂爾多斯等圍巖條件較好的礦區(qū)，掘進速度達到1 500～2 000 m/月?！叭珨嗝婢蜻M機+錨桿鉆車”是適用于頂板穩(wěn)定、前掘后支的掘進工藝，包括全斷面掘進機、跨騎式錨桿臺車、連續(xù)運輸系統(tǒng)等。在神東大柳塔礦應用，最高進尺達3 088 m/月[14]。

圖1 我國煤礦巷道掘進工藝與裝備Fig.1 Heading technologies and equipment applied in Chinese coal mines

近年來，我國煤礦智能化開采技術及智慧煤礦建設發(fā)展迅速[15]。掘進是煤礦生產(chǎn)中的一個關鍵環(huán)節(jié)，掘進自動化、智能化水平也得到一定程度的提升[16]。探索了掘進機自主導航、記憶截割，自動化錨桿、錨索施工工藝與設備，智能通風、除塵，掘支運多工序智能協(xié)同控制等技術，并在鄂爾多斯、陜北礦區(qū)較好的圍巖條件下得到應用，顯著提高了煤巷掘進速度。

筆者采用數(shù)值模擬方法研究掘進工作面圍巖應力、變形、破壞分布特征，研究圍巖地質(zhì)力學參數(shù)、掘進與支護參數(shù)對掘進工作面圍巖穩(wěn)定性的影響。分析掘進工作面圍巖穩(wěn)定性、煤巖可掘性、可鉆性、可錨性，指出巷道掘進存在的問題，及提高煤巷掘進速度的方法。最后，構建掘進自動化、智能化總體技術架構，分析自動化、智能化關鍵技術，提出我國煤礦自動化、智能化掘進技術的發(fā)展路徑。

1 掘進工作面圍巖應力與變形分布特征及地質(zhì)力學影響因素

1.1 掘進工作面圍巖應力與變形分布特征

巷道開挖后對原巖應力場產(chǎn)生擾動，掘進工作面周圍應力重新分布，圍巖向開挖空間移動。當應力達到圍巖強度后，圍巖會發(fā)生破壞，甚至會出現(xiàn)圍巖結構失穩(wěn)、冒頂片幫等現(xiàn)象。掘進工作面周圍屬于空間問題，必須采用三維力學模型進行研究。

1.1.1 數(shù)值模型建立

采用3DEC BBM(Bonded Block Model)方法建立掘進工作面數(shù)值計算模型，圍巖采用黏結到一起的四面體單元集合體模擬，可分析圍巖裂隙場發(fā)展過程。數(shù)值模型根據(jù)晉城寺河礦5310工作面回采巷道的工程地質(zhì)條件建立。巷道沿煤層底板掘進，煤層、頂?shù)装搴穸燃傲W參數(shù)見表1。各巖層彈性模量和泊松比通過將實驗室單軸壓縮試驗結果折減的方法得到，折減準則為GSI及Hoek-Brown破壞準則。各巖層的結構面力學參數(shù)通過經(jīng)驗設置。煤層和頂?shù)装錌BM模型的結構面力學參數(shù)經(jīng)過校準取得，校準方法是采用塊體尺寸一樣的BBM模型進行一系列的單軸壓縮試驗測試，直到模型反映出的宏觀力學參數(shù)與目標巖體的力學參數(shù)一致。

表1 模擬巷道頂?shù)装鍘r層分布及力學參數(shù)Table 1 Roof and floor strata around simulated entry and mechanical parameters

巷道埋深300 m，垂直應力為7.5 MPa，最大、最小水平主應力分別為垂直應力的2.1，1.2倍。最大水平主應力垂直巷道軸向。巷道斷面呈矩形，寬5.5 m，高4.2 m，掘進工作面斷面積為23.1 m2。根據(jù)巷道斷面大小及掘進工作面影響范圍，選取模型尺寸為寬×高×厚=55.5 m×63 m×16 m。模型4個側面和底面法向位移固定，頂面采用應力邊界，模擬上覆巖層壓力。數(shù)值模型如圖2所示。

圖2 掘進工作面數(shù)值模型Fig.2 Numerical model for heading face

巷道分步開挖、分步支護，分6個開挖和支護步驟，每步開挖2 m，以模擬掘進工作面應力場、位移場和裂隙場的演化過程。每步巷道開挖后，在周邊(頂?shù)装?、兩幫及掘進工作面)施加原巖應力并逐步減小，模擬現(xiàn)場開挖后圍巖應力真實的釋放過程。采用冪指數(shù)方程釋放，即開始釋放快，后期釋放慢，當應力釋放到原巖應力的30%時，安裝錨桿、錨索支護。錨桿和錨索采用3DEC內(nèi)置的Cable結構單元來模擬。錨桿直徑22 mm，長度2.4 m，錨固長度1.2 m;錨索直徑17.8 mm，長度6 m，錨固長度2 m。頂板錨桿排距1 m，每排6根錨桿，間距0.9 m，錨桿全部垂直頂板布置。兩幫錨桿排距1 m，每排4根錨桿，間距1.1 m，全部垂直巷幫。頂板錨索采用2-0-2(隔1排打2根錨索)布置，間距為1.8 m，排距2 m，全都垂直巷道頂板。數(shù)值模型中錨桿、錨索力學參數(shù)見表2。

表2 模擬巷道錨桿錨索力學參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of rock bolts and cables used in simulated entry

1.1.2 數(shù)值模擬結果分析

開挖過程中掘進工作面周圍最大主應力分布、位移分布、破壞范圍分布分別如圖3～5所示。頂板中心以上1 m、煤幫中心以深1 m位置的三向應力變化曲線如圖6所示，其中，σxx，σyy，σzz分別為x,y,z方向的應力。巷道圍巖裂隙面積、破壞煤巖體積與至掘進工作面距離的關系曲線如圖7所示。巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線如圖8所示。需要說明的是，由于離散元軟件計算的隨機性以及BBM模型塊體分布的不均質(zhì)性，在圍巖變形較大時塊體之間互相脫離產(chǎn)生離層，甚至個別塊體會脫離出來，造成位移曲線上下起伏，尤其是在破壞、離層比較嚴重的頂板。

圖6 圍巖三向應力變化曲線Fig.6 Variation curves of three-dimensional stresses around heading face

圖7 巷道圍巖裂隙面積、破碎煤巖體積與至掘進工作面距離的關系Fig.7 Total fracture area and volume of broken rock vs distance to heading face

圖8 巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系Fig.8 Surface displacement of entry vs distance to heading face

從圖3～8中可得出:

圖3 掘進工作面周圍應力分布Fig.3 Stress distribution around heading face

(1)巷道開挖以后，掘進工作面周圍應力重新分布。在掘進工作面頂角和巷道四角周圍出現(xiàn)應力集中區(qū)，在工作面中部前方、后方的頂?shù)装搴蛢蓭椭胁砍霈F(xiàn)應力降低區(qū)。工作面前方應力降低區(qū)范圍小，而且隨工作面推進變化不大。在工作面后方，緊鄰工作面2 m范圍內(nèi)應力降低區(qū)小，隨著遠離工作面不斷擴大，應力升高區(qū)不斷向圍巖深部轉移，到一定距離后應力分布基本保持穩(wěn)定。頂板中部以上1 m位置的水平應力和巷道軸向應力隨著運算時步增加先增大后降低，垂直應力一直處于下降趨勢。煤幫中部以深1 m位置的水平應力與垂直應力隨著運算時步增加不斷降低，水平應力降幅明顯大于垂直應力;巷道軸向應力出現(xiàn)先增大后降低的趨勢。

(2)圍巖位移在超前工作面相當于巷道寬度一半左右的位置開始明顯增加。在剛開挖的2 m范圍內(nèi)，頂?shù)装逦灰菩?，分布范圍不大。隨著遠離掘進工作面，頂板下沉量、兩幫移近量不斷增大，達到2倍巷道寬度時圍巖位移基本穩(wěn)定。頂板下沉量明顯大于兩幫移近量。頂板發(fā)生明顯位移的深度已經(jīng)超過錨桿長度;底板由于是巖石，底臌量及底臌范圍較小;兩幫發(fā)生明顯位移的深度大于頂板。

圖4 掘進工作面周圍位移分布Fig.4 Displacement distribution around heading face

(3)掘進工作面圍巖破壞范圍隨工作面不斷推進而發(fā)生變化。在剛開挖的2 m范圍內(nèi)，只有零星的裂隙出現(xiàn)，破壞范圍很小。開挖到4 m時，裂隙大面積出現(xiàn)，頂板內(nèi)出現(xiàn)較小破壞區(qū)。隨著至工作面距離增加，頂板破壞深度不斷增大，最大接近錨桿長度的2/3。兩幫出現(xiàn)大量裂隙和一定范圍破壞區(qū)，但破壞深度明顯小于頂板。底板在開挖6 m 后出現(xiàn)破壞，之后逐漸擴大。圍巖破壞范圍在至工作面2倍巷道寬度時基本達到穩(wěn)定。

1.2 掘進工作面圍巖應力與變形的地質(zhì)力學影響因素

影響掘進工作面圍巖應力與變形的地質(zhì)力學因素主要有圍巖強度、地質(zhì)構造及圍巖結構、地應力的大小與方向。下面以上述數(shù)值模型為基礎模型，通過改變頂板煤層強度、頂煤中的分層厚度和強度、地應力，分析地質(zhì)力學參數(shù)的影響程度，數(shù)值模擬計算結果見表3。

表3 掘進工作面圍巖穩(wěn)定性的地質(zhì)力學影響因素模擬結果Table 3 Numerical modelling results of geomechanical parameter effects on rock stability around heading face

1.2.1 圍巖強度

煤層強度對巷道變形與破壞的影響十分顯著。高、中、低煤層強度下兩幫移近量相差不大，但頂板下沉相差近1倍。高、中強度煤體巷道頂板裂隙面積沒有顯著差別，但破碎煤體體積相差1倍，說明在煤體強度與原巖應力比在一定范圍時，錨桿支護對煤體內(nèi)微裂隙的產(chǎn)生和發(fā)育作用有限，但是對抑制裂隙貫通、擴展形成宏觀破壞面效果顯著。低強度煤層巷道頂板、兩幫裂隙面積比高強度煤層成倍增加，頂板、兩幫破碎煤體體積分別增加了1.89，35.29倍，如圖9所示。

圖9 巷道周圍破壞范圍分布Fig.9 Damage distribution around entry

1.2.2 圍巖結構與地質(zhì)構造

頂煤水平層理的存在對巷道頂板裂紋的產(chǎn)生和發(fā)育有一定影響。層理面越多，裂隙越發(fā)育。但是頂煤水平層理的存在對頂煤破碎影響不是特別顯著，而且沒有規(guī)律性，特別是在錨桿、錨索支護的條件下，沒有層理面頂煤反而比有層理面頂煤更為破碎。原因可能是由于錨桿垂直層理面，更易發(fā)揮抑制層理面張開、滑動的作用。相對于沒有層理面條件下的不規(guī)則BBM塊體，錨桿對支護水平層理的效果更好。層理面強度對圍巖變形、頂煤裂隙的產(chǎn)生和發(fā)育呈現(xiàn)較好的規(guī)律性，即層理面強度越低，頂板下沉越大，圍巖裂隙越發(fā)育。

如果掘進工作面前方有地質(zhì)構造，對圍巖的穩(wěn)定性會產(chǎn)生影響。模擬分析了斷層走向垂直巷道軸向，斷層傾角為45°的情況，如圖10所示。斷層影響下的巷道圍巖破壞范圍分布、巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系分別如圖11，12所示。斷層的存在對斷層附近巷道頂板和兩幫的裂隙場和位移場擴展有促進作用。特別是斷層與頂板相交的位置，頂板下沉量急劇增加。

圖10 斷層影響數(shù)值模型Fig.10 Numerical model with fault

圖12 斷層影響下巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線Fig.12 Surface displacement of entry vs distance to heading face under affect of fault

1.2.3 地應力

模擬計算了低地應力(埋深150 m)、中等地應力(埋深300 m，基礎模型)和高地應力(埋深600 m)的圍巖變形、破壞狀況。各種埋深條件下側壓系數(shù)均不變，最大水平主應力垂直巷道軸向。埋深150，600 m下圍巖破壞狀況如圖13所示。埋深150 m時圍巖位移很小，破壞范圍主要分布在頂板淺部;當埋深增加到600 m時，頂板下沉、兩幫移近量比基礎模型分別增加3，2.2倍，頂?shù)?、兩幫均出現(xiàn)較大范圍破壞，其中頂板破壞深度最大，接近錨桿長度。即使是距離掘進工作面2 m范圍內(nèi)的圍巖裂隙也非常發(fā)育。地應力大小對巷道變形、破壞影響極為顯著。

最大水平主應力與巷道軸向呈不同角度的模擬結果表明:當最大水平主應力與巷道軸向平行時，頂板下沉、兩幫位移及頂板圍巖破碎程度均小于最大水平主應力垂直巷道軸向時的情況，但兩幫破壞程度增大，而且大于頂板。最大水平主應力方向與巷道軸向呈45°時，巷道呈現(xiàn)明顯非對稱位移和破壞特征(圖14)。與最大主應力相交的巷道右?guī)妥冃?、裂隙和破碎明顯大于左幫。

2 掘進參數(shù)對圍巖穩(wěn)定性的影響

掘進參數(shù)包括巷道斷面形狀與參數(shù)、開挖方式(一次開挖、分步開挖)、空頂距、掘進速度等，這些參數(shù)對掘進工作面圍巖穩(wěn)定性均有影響。此外，掘進方式(鉆爆法、掘進機法)及掘進機的截割振動也會影響圍巖的穩(wěn)定性。不同巷道寬度、空頂距、掘進速度及分步開挖下的數(shù)值模擬結果見表4，下面分別論述這些影響因素。

表4 掘進參數(shù)對工作面圍巖穩(wěn)定性影響的模擬結果Table 4 Numerical modelling results of heading parameter effects on rock stability around heading face

2.1 巷道寬度

模擬了巷道寬度分別為4.5，5.5，6.5 m的3種情況，巷道高度均為4.2 m，錨桿、錨索間排距不變。不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線如圖15所示。3種寬度下兩幫移近量、煤幫破碎程度變化不大;頂板下沉變化明顯，寬度6.5 m時頂板下沉量比寬度5.5 m時增加了31.9%，而寬度4.5 m時頂板下沉量比寬度5.5 m時減少了30.8%。隨著巷道寬度增加，頂板破碎程度明顯增加，圍巖穩(wěn)定性變差?？梢姡锏缹挾葘敯遄冃纹茐挠绊懯诛@著，對兩幫有一定影響，但不明顯。

圖15 不同巷道寬度圍巖裂隙面積變化曲線Fig.15 Variation curves of fracture area around entry with various width

2.2 開挖方式

模擬了2種開挖方式:全斷面一次開挖(基礎模型)和分步開挖。分步方式為每個掘進時步分2次開挖，第1次開挖巷道左邊2.75 m，并安裝左幫及頂板左側錨桿、錨索;第2次開挖巷道右邊2.75 m，安裝右?guī)图绊敯逵覀儒^桿、錨索。2種開挖方式下巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線如圖16所示。2種開挖方式兩幫移近量相差不大，頂板下沉量在至掘進工作面6 m范圍內(nèi)也比較接近，之后，分步開挖的頂板下沉量快速增加，明顯高于一次開挖，頂板的破壞程度也大于一次開挖。分析主要原因有2個:① 左側開挖后，右側未開挖煤體與頂板形成尖角，產(chǎn)生較大的應力集中，造成頂板中部破壞;② 巷道頂板左右兩側圍巖應力釋放和錨桿、錨索發(fā)揮作用時機不一致，不利于在頂板形成承載結構。

圖16 不同開挖方式巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系Fig.16 Surface displacement of entry vs distance to heading face for various excavation pattern

2.3 空頂距

對比分析了空頂距分別為2 m(基礎模型)、4 m 和6 m時的情況。6 m空頂距時頂板下沉量比2 m空頂距時增加了42.9%。不同空頂距圍巖裂隙面積變化曲線如圖17所示?？枕斁鄬鷰r裂隙場的影響比較顯著，空頂距越大，兩幫和頂板裂隙越多、分布越廣，在距離掘進工作面的不同位置都是如此?？枕斁噍^大時(大于4 m)，掘進工作面2 m范圍內(nèi)裂隙已經(jīng)開始發(fā)育;而在空頂距較小時(2 m)，掘進工作面2 m范圍內(nèi)裂隙沒有明顯發(fā)育，表明錨桿及時支護不僅可抑制支護區(qū)域內(nèi)的裂隙發(fā)育，對鄰近未支護區(qū)域裂隙的發(fā)育也有一定的控制作用。

圖17 不同空頂距圍巖裂隙面積變化曲線Fig.17 Variation curves of fracture area around entry with various unsupported span

2.4 掘進速度

掘進速度的影響主要反映在巷道開挖后原巖應力不同的釋放速度以及錨桿、錨索的支護時機上。較快的巷道掘進速度對應較慢的應力釋放速度。為此，設置了不同的應力釋放速度模擬不同的掘進速度，如圖18所示，其中，Pr為應力釋放率;cs為當前計算時步;s為應力開始釋放時的計算時步。基礎模型應力釋放到原巖應力的30%時，安裝錨桿、錨索支護;較慢掘進速度該值為18%，較快掘進速度該值為46%。不同掘進速度圍巖裂隙面積變化曲線如圖19所示。

巷道圍巖變形、破壞程度整體表現(xiàn)為較快掘進速度>較慢掘進速度>中等掘進速度。較快速度巷道圍巖變形破壞最多的原因在于錨桿安裝時，巷道淺部應力釋放較少，錨桿安裝后圍巖應力繼續(xù)釋放，圍巖不斷變形，導致錨桿變形量大、載荷高，甚至發(fā)生破斷。較慢掘進速度巷道圍巖變形破壞較多的原因是錨桿支護過于滯后，此時圍巖已經(jīng)發(fā)生裂隙張開和滑動，錨桿的主動支護作用不能充分發(fā)揮?？梢?，過快、過慢的掘進速度對圍巖支護效果均有影響。

3 支護對掘進工作面圍巖穩(wěn)定性的影響

巷道開挖后，絕大多數(shù)需要支護，對于極破碎、極軟圍巖條件，還需超前支護或加固(管棚、錨桿、注漿等)。按支護時間可劃分為臨時支護和永久支護。臨時支護是設置在掘進工作面空頂區(qū)保持圍巖穩(wěn)定、為永久支護施工提供安全空間的臨時性支護，包括前探梁、單體支柱、掘進機載臨時支護及噴層等;永久支護是臨時支護之后設置的長期控制巷道圍巖變形的支護，如錨桿、錨索，各種棚式支架、砌碹支架等。下面分析不同臨時支護對圍巖穩(wěn)定性的影響，及永久支護為錨桿、錨索支護，一次支護和分兩次支護對圍巖控制效果的影響。數(shù)值模擬結果見表5。

表5 支護對工作面圍巖穩(wěn)定性的影響模擬結果Table 5 Numerical modelling results of support effects on rock stability around heading face

3.1 臨時支護

考慮3種臨時支護方式:① 單體支柱，工作面掘進2 m后架設兩排單體支柱，再掘進2 m后打錨桿;② 掘錨一體機的臨時支護;③ 噴層，工作面掘進2 m后噴層，再掘進2 m后噴層、打錨桿。圖20為3種臨時支護圍巖裂隙面積變化曲線。與基礎模型相比，由于設置臨時支護導致錨桿支護安裝滯后，使得頂板下沉均有所增加。單體支柱對頂板裂隙發(fā)育及煤體破碎的抑制作用不明顯;掘錨一體機臨時支護對頂板裂隙發(fā)育及煤體破碎有一定的抑制作用;噴層在至掘進工作面7 m范圍內(nèi)作用不明顯，之后頂板裂隙發(fā)育及煤體破碎程度有所降低?？梢姡钣行У姆椒ㄊ潜M快在較小的空頂距下安裝永久支護。掘進后安裝及時、主動、支護阻力大的臨時支護效果較好;噴層可起到防風化、防破碎煤巖塊掉落的作用。

圖20 不同臨時支護圍巖裂隙面積變化曲線Fig.20 Variation curves of fracture area around entry with various temporary supports

3.2 永久支護

基礎模型中，工作面掘進2 m后，錨桿、錨索支護一次完成。有些煤礦為了提高掘進速度，將支護分為2次，在巷道掘出后先安裝部分錨桿，在掘進機后方補齊所有錨桿、錨索。為分析分次支護過程，模擬了如圖21所示的分次錨桿錨索支護方案。工作面掘進2 m，頂板、兩幫各安裝2排錨桿，每排2根;之后掘進工作面逐步向前推進到第4開挖時步，補齊第1開挖時步的錨桿和錨索。一次與兩次支護下巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線如圖22所示。2種支護方式兩幫移近量相差不大，頂板下沉在滯后工作面6 m以后兩次支護明顯高于一次支護，圍巖裂隙發(fā)育及煤體破碎也顯著增大。由于部分錨桿和錨索支護不及時，頂板位移和圍巖裂隙場的擴展均大于一次支護?？梢姡ㄟ^分次支護提高掘進速度是以影響錨桿、錨索支護效果為代價的。因此，分次支護應限定在一定的地質(zhì)和生產(chǎn)條件下，使得兩次支護效果不受到過大影響，確保支護的有效和巷道安全。

圖21 兩次錨桿錨索支護布置Fig.21 Layout of twice rock bolting and cable bolting

圖22 一次與兩次支護下巷道表面位移與至掘進工作面距離的關系曲線Fig.22 Surface displacement of entry vs distance to heading face for once support for ever and twice support

4 掘進工作面圍巖穩(wěn)定性分類

以上分析了影響掘進工作面圍巖穩(wěn)定性的地質(zhì)力學參數(shù)及掘進、支護方式及參數(shù)，影響因素眾多。我國煤礦巷道地質(zhì)條件復雜、多變，除鄂爾多斯、陜北等少數(shù)礦區(qū)地質(zhì)條件簡單、圍巖穩(wěn)定外，大多數(shù)礦區(qū)圍巖屬于一般、不穩(wěn)定、極不穩(wěn)定條件，需要對掘進工作面圍巖進行分類，然后分不同類型的圍巖條件提出快速掘進工藝，配套相應的設備。

國內(nèi)外在巖石分類方面已經(jīng)做了大量工作，目前主要的巖石分類系統(tǒng)見表6[17-25]。從表6可知，影響巖體質(zhì)量和穩(wěn)定性的因素很多，包括巖塊抗壓強度，巖體結構面密度、強度，水敏性，原巖應力及采動應力影響等。有的分類系統(tǒng)只考慮了巖體本身的質(zhì)量，沒有考慮應力的影響(如RMR，GSI及美國煤礦頂板分類);有的分類系統(tǒng)則全面考慮了巖體質(zhì)量、原巖應力及采動應力等各種因素對巖體分級的影響(如德國硬煤煤礦巖體分類，采礦巖體地質(zhì)力學分類，我國緩傾斜、傾斜中厚煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性分類)。巖體分類指標RMR，Q及BQ值都給出相應的巖體自穩(wěn)能力，如圖23所示，這對判別掘進工作面圍巖的穩(wěn)定性是非常重要的。當Q<0.01或RMR<20時，空頂距1 m時的自穩(wěn)時間僅為30 min左右;而當Q>100或RMR>80時，空頂距15 m時的自穩(wěn)時間可達20 a。工程巖體質(zhì)量指標BQ認為，對于Ⅰ類巖體，跨度≤20 m時可長期穩(wěn)定，而對于Ⅴ類巖體，則沒有自穩(wěn)能力。

表6 國內(nèi)外主要巖石分類系統(tǒng)Table 6 Main rock classification systems at home and abroad

圖23 基于RMR與Q值的巖體自穩(wěn)時間估計Fig.23 Rock mass standup time estimations based on RMR-value and Q-value

參考國內(nèi)外巖石分類系統(tǒng)的成果，結合前述的掘進工作面圍巖穩(wěn)定性影響因素的數(shù)值模擬結果，充分考慮掘進工作面的時空特征，根據(jù)掘進工作面空頂距及空頂時間，將煤巷掘進工作面頂板與兩幫的穩(wěn)定性進行分類，見表7。將圍巖穩(wěn)定性分為5類:非常穩(wěn)定、穩(wěn)定、一般、不穩(wěn)定、極不穩(wěn)定，劃分了每類圍巖的空頂、幫距及自穩(wěn)時間，提出了相應的支護要求。

表7 煤巷掘進工作面圍巖穩(wěn)定性分類Table 7 Stability classification system for rock surrounding coal heading faces

5 煤巷可掘性、可鉆性及可錨性分析

煤巷掘進速度不僅與圍巖類型、穩(wěn)定性有關，而且與被截割煤巖體的性質(zhì)密不可分。掘進中的關鍵工序是割煤與支護。割煤涉及掘進設備與被截割煤巖體的適應性，而錨桿、錨索支護均需要在圍巖中鉆孔，鉆孔速度與效率顯著影響支護速度。另外，圍巖的可錨性是采用錨桿、錨索支護的必要前提，必須滿足設計要求。

5.1 煤巷可掘性

在綜合機械化掘進中，掘進機破巖能力與截割速度很大程度上取決于被截割煤巖體的物理力學性質(zhì)。為了描述巖體開挖的難易程度，提出巖體可開挖性的概念。在硬巖隧道掘進方面，為了分析隧道掘進機TBM的適應性，BIENIAWSKI等[26]提出巖體可開挖性指標(RME)。該指標包括巖石單軸抗壓強度、可鉆性、掘進工作面巖體節(jié)理、自穩(wěn)能力及地下水等5個參數(shù)。借鑒隧道掘進的研究成果，筆者提出煤巷可掘性的概念，并初步根據(jù)煤巷地質(zhì)條件，提出可掘性分類，見表8。根據(jù)掘進工作面煤層賦存情況、煤層強度與結構、掘后圍巖的穩(wěn)定性等，將煤巷可掘性分為5類:非常好、好、一般、差、非常差。有些指標還需要進一步定量化。

表8 煤巷可掘性分類Table 8 Excavability classification system for coal entries

開挖比能是評價巖體機械開挖難易程度的重要概念。對于隧道掘進機(TBM)[26]可表示為

Es=F/A+2π(NT/A)vA

(1)

式中，Es為開挖比能，kJ/m3;F為截割頭推力，kN;A為掘進工作面面積，m2;N為截割頭轉速,r/s;T為施加的扭矩，kN·m;vA為平均掘進速度，m/s。

可見，開挖比能由掘進機截割頭推力引起的比能和截割頭旋轉引起的比能兩部分組成。BIENIAWSKI等研究了巖體可開挖性與開挖比能的相關關系。目前，用于煤巷掘進的設備有綜掘機、連續(xù)采煤機及掘錨一體化機組。應全面、系統(tǒng)的測試與研究不同掘進設備的截割比能，分析與可掘性的關系，為提高掘進速度提供必要的基礎。

5.2 圍巖的可鉆性

在掘進與支護過程中，破巖主要有2個環(huán)節(jié):① 前述的掘進，對于寬度5 m、高度3.5 m的矩形斷面巷道，每米破巖量為17.5 m3，規(guī)模比較大;② 錨桿、錨索支護所需要的鉆孔，對于直徑28 mm的鉆孔，每米鉆孔的破巖量僅為6.2×10-4m3，規(guī)模很小。假設每米巷道布置12根錨桿，2根錨索，錨桿孔深2.3 m，錨索孔深6 m，則每米巷道總的鉆孔破巖量為0.024 m3，僅為每米巷道掘進破巖量的0.14%。

雖然鉆孔破巖量遠小于掘進，但鉆孔速度顯著影響錨桿、錨索支護速度，因此根據(jù)錨固巖層性質(zhì)，選擇合適的鉆具對提高支護速度有重要作用。巖石可鉆性是判別巖石鉆進難易程度的指標，在石油天然氣鉆井工程中研究的比較充分，并頒布了行業(yè)標準[27]。巖石可鉆性測試采用微型鉆頭，根據(jù)鉆頭鉆進規(guī)定深度所需要的時間，將巖石分為3類(Ⅰ軟、Ⅱ中、Ⅲ硬)10級。其他行業(yè)也對巖石可鉆性進行了研究[28-29]，建立了巖石可鉆性級值和巖石硬度、強度等力學參數(shù)的相關性模型，并研究了圍壓對巖石可鉆性的影響。巖石可鉆性研究成果為鉆頭選型、提高鉆進速度提供了依據(jù)。

在煤炭行業(yè)，早在20世紀90年代，有的學者就研究了煤系地層中巖石可鉆性分級的指標體系及測試方法，并研制了野外巖石可鉆性測試儀器[30]。有的學者采用壓入硬度法和普氏硬度法對煤層可鉆性進行了測試，并研究了壓入硬度與巖石抗壓強度、彈性模量和抗拉強度的相關關系，為全面了解煤層力學性質(zhì)提供了參考[31]。

上述巖石可鉆性研究成果主要是以石油天然氣鉆井工程、地質(zhì)鉆探工程為主，煤炭行業(yè)研究的較少，更缺乏針對巷道支護中錨桿、錨索鉆孔可鉆性的研究。對于錨桿、錨索鉆孔，2個極端條件是:① 煤巖體極破碎，成孔困難;② 巖石非常堅硬，鉆孔速度很慢。在比較穩(wěn)定的煤層、軟及中等強度的巖層中，鉆孔速度比較快。因此，應根據(jù)煤巷圍巖條件及錨桿、錨索鉆孔的特點，研究煤巖體可鉆性，并制定分級標準，以提高錨桿、錨索孔鉆進速度。

5.3 圍巖的可錨性

圍巖的可錨性是評價錨桿、錨索在不同煤巖層中錨固性能的指標，只有可錨性滿足設計要求，巷道才能采用以錨桿、錨索為主的支護形式。國家標準《煤礦巷道錨桿支護技術規(guī)范》(GB/T 35056—2018)規(guī)定了采用短錨固錨桿拉拔試驗測定圍巖的可錨性[32]，在樹脂錨固長度300 mm條件下的錨固力不低于100 kN。

影響錨桿錨固力的因素很多，包括桿體形狀與尺寸、鉆孔直徑及與桿體直徑的匹配性;錨固劑物理力學性質(zhì)、錨固長度;圍巖強度與完整性，圍巖含水量、溫度及施工質(zhì)量等[33-34]，其中圍巖條件是錨桿錨固力的重要影響因素。在掘進施工前，應對設計錨桿、錨索錨固范圍內(nèi)的各煤層、巖層進行可錨性試驗，分析圍巖條件變化對可錨性的影響，確保錨桿、錨索支護的安全、可靠。

6 煤巷快速掘進實現(xiàn)的技術途徑

如前所述，煤巖體的可掘性、圍巖穩(wěn)定性、圍巖可鉆性是影響掘進速度的主要地質(zhì)因素，掘進與支護工藝、參數(shù)、裝備是決定掘進速度的生產(chǎn)因素。只有將巷道地質(zhì)與生產(chǎn)因素相互匹配，選擇合理的掘進工藝、支護形式與參數(shù)及配套裝備，才能在保證巷道安全與支護效果的前提下實現(xiàn)快速掘進、減人提效。

6.1 煤巷掘進存在的問題

(1)缺乏有效的臨時支護。臨時支護是割煤與錨桿支護的過渡過程，有效的臨時支護能為錨桿支護提供安全空間，為錨桿快速安裝創(chuàng)造有利條件。然而，目前的臨時支護，包括前探梁、支柱加頂梁、機載臨時支護和交叉邁步式自移支架等，大多只起臨時防護作用，不能主動支護圍巖，有效控制頂板早期離層;多數(shù)不能提供掘支平行作業(yè)所需的空間，而且反復支撐頂板、破壞煤巖層。此外，所有的臨時支護均沒有考慮對兩幫的支護，導致煤幫破碎時正常掘進非常困難。

(2)多數(shù)條件下，特別是采用懸臂式掘進機掘進時，不能實現(xiàn)掘支平行作業(yè)。對于一般、不穩(wěn)定、極不穩(wěn)定圍巖條件，巷道掘出后要求及時支護頂板和兩幫，掘進與支護反復交叉換位作業(yè)，相互干擾，不能平行作業(yè)，不能形成有效的作業(yè)線。

(3)現(xiàn)有樹脂錨桿、錨索施工工藝相對復雜、占用時間長。錨桿安裝包括鋪聯(lián)網(wǎng)、安裝鋼帶、打孔、安裝錨固劑、攪拌錨固、預緊等多個環(huán)節(jié)，很多工序需要人工操作，支護用時、用人均占總掘進的60%以上，支護效率低下，嚴重制約了掘進速度的提高。

(4)掘進施工涉及掘進機、錨桿鉆機、運輸機等多個設備。一方面是單機自動化程度低，如懸臂式掘進機前進方向、截割路徑、截割速度控制均依賴人工完成;多數(shù)掘進工作面錨桿支護由人工操作的單體錨桿鉆機完成，還沒有完全實現(xiàn)機械化;另一方面是掘進、支護、運輸設備之間缺乏有效的通信手段，多機協(xié)同作業(yè)能力差。

(5)掘進裝備可靠性較差、整體開機率較低。掘進裝備井下工作環(huán)境苛刻，工況復雜多變。國內(nèi)掘進裝備可靠性較低、故障率高，導致有效的掘進時間短、開機率低。

6.2 提高煤巷掘進速度的途徑

(1)確定適合的掘進模式。在巷道圍巖地質(zhì)力學測試的基礎上，全面、詳細評價圍巖穩(wěn)定性、可掘性及可鉆性，進而結合生產(chǎn)條件確定適合的掘進模式是實現(xiàn)快速掘進的必要條件?？筛鶕?jù)表7，8的煤巷掘進工作面圍巖穩(wěn)定性分類、可掘性分類，確定相應的掘進模式。對于非常穩(wěn)定、可掘性非常好的巷道，可采用先掘后支、掘支分離的模式，掘進機完成截煤、運輸作業(yè)，滯后一定距離(10～20 m)進行錨桿支護，掘進與支護相互不影響;對于穩(wěn)定、可掘性好的巷道，單巷掘進可采用掘支平行、分次支護的模式，采用掘錨聯(lián)合機組完成掘進和部分錨桿支護作業(yè)，滯后的錨桿鉆車補齊全部支護。雙(多)巷掘進可采用連續(xù)采煤機、錨桿鉆車交叉換位掘進模式;對于一般條件巷道，在采用有效臨時支護、嚴格控制空頂和空幫距的條件下，可采用掘支平行、分次支護的模式;對于不穩(wěn)定、可掘性差的巷道，應采用邊掘邊支、及時支護的掘進模式，掘進機掘出一個支護排距后需要立即支護，并施加足夠的預應力;對于極不穩(wěn)定、可掘性非常差的巷道，應采用超前加固、隨掘隨支的掘進模式，掘進前需要加固破碎圍巖，為隨后的掘進與支護提供空間，掘后必須立即支護。

(2)掘進工藝優(yōu)化。掘進作業(yè)需要多個工序完成，有些工序是串聯(lián)的，必須按先后順序完成，如掘進機截煤完成后才能架設臨時支護、安裝錨桿，錨桿安裝過程是鉆孔、裝藥卷、插入桿體、攪拌藥卷、擰緊螺母等工序按先后順序進行的。但是，有些工序是可以平行作業(yè)的，如部分掘錨聯(lián)合機組可實現(xiàn)割煤和支護同步進行，頂板、兩幫多錨桿同時打設，分次支護可實現(xiàn)前掘后支同步作業(yè)。掘進工藝優(yōu)化主要包括三大內(nèi)容:① 盡量縮短每個工序的時間;② 盡量縮短串聯(lián)工序的銜接時間;③ 盡量使多工序能平行作業(yè)。與采煤工作面相比，掘進工作面空間比較狹窄，給掘進工藝優(yōu)化帶來很多困難。需要根據(jù)掘進工作面圍巖條件，在時間與空間上綜合考慮，提出掘進工藝時空優(yōu)化方案，實現(xiàn)安全、有效、快速掘進。

(3)掘進裝備優(yōu)選。根據(jù)被掘煤巖體物理力學性質(zhì)及變化選取合理的掘進與支護裝備是快速掘進的關鍵。對于可掘性非常好的煤巖體，可采用連續(xù)采煤機、掘錨一體機等全斷面一次掘進;對于可掘性差、非常差的煤巖體，連續(xù)采煤機、掘錨一體機等不能發(fā)揮優(yōu)勢，則需要采用懸臂式掘進機配合有效臨時支護的方式。當遇到斷層、陷落柱、破碎帶等構造時，還需采用其他方法。錨桿鉆機需要根據(jù)圍巖的可鉆性進行選擇，特別是在很破碎、很堅硬的兩種極端條件下，錨桿鉆機及鉆具的選擇對錨桿安裝速度有很大的影響。另外，掘進工作面用人多、頂板事故多發(fā)，為實現(xiàn)少人、安全、高效，應不斷提升掘進設備的自動化、信息化、智能化水平。

(4)支護形式與參數(shù)優(yōu)化。支護速度與錨桿及錨索安裝工藝、支護密度有很大關系，在保證巷道安全、支護效果的條件下，適當降低支護密度，減少單位巷道長度上的錨桿、錨索數(shù)量是提高支護速度的有效途徑。為此，錨桿支護設計應遵循高強度、高剛度、高安全度、低支護密度的“三高一低”原則，通過采用高強度、高預應力、全長預應力錨固錨桿與錨索支護，實現(xiàn)支護的快速、高效。如對于前述數(shù)值模擬的巷道，每排頂板錨桿6根，幫錨桿8根，共14根/排。當排距為0.8，0.9，1.0 m時，支護密度分別為1.26，1.12，1.01根/m2;如果將每排頂板錨桿、幫錨桿數(shù)分別減少到5，6根，排距放大到1.2 m，則支護密度降低為0.66根/m2，是上述3種支護密度的0.52，0.59，0.65倍，單位巷道長度錨桿數(shù)量大幅降低。

(5)掘進全系統(tǒng)整體配套與協(xié)同。除了截割、支護環(huán)節(jié)外掘進還包括超前探測、運輸煤炭及支護材料、通風、降塵等多個環(huán)節(jié)，屬于系統(tǒng)工程。不僅要求每個環(huán)節(jié)能正常運行，而且要求各環(huán)節(jié)、各工序、各設備之間應有效銜接、相互聯(lián)動、協(xié)同融合，形成一條龍配套的快速掘進作業(yè)線，才能顯著提高掘進速度。

7 煤巷掘進的自動化與智能化

提升掘進自動化、智能化水平是實現(xiàn)快速掘進的有效途徑和發(fā)展方向。下面結合我國煤巷地質(zhì)與生產(chǎn)條件，圍巖穩(wěn)定性、可掘性、可鉆性及可錨性，提出煤巷掘進自動化、智能化技術總體架構，論述相關關鍵、核心技術。

7.1 掘進自動化、智能化總體架構

掘進自動化、智能化包括智能感知、智能決策、自動執(zhí)行3個要素[35-36]。掘進自動化、智能化總體架構如圖24所示。掘進工作面智能感知涉及3個層面:① 掘進前進行全面、系統(tǒng)的煤巖體地質(zhì)力學測試，在掘進過程中進行超前探測、隨掘探測、隨鉆測量，實現(xiàn)對掘進工作面及配套系統(tǒng)“人-機-環(huán)”信息的全面感知，在此基礎上建立掘進工作面動態(tài)地質(zhì)模型，作為基礎環(huán)境;② 掘進工作面環(huán)境的感知，實時監(jiān)測頂板離層、巷道變形、圍巖應力、錨桿錨索支護體受力及瓦斯、粉塵質(zhì)量濃度等，監(jiān)測作業(yè)環(huán)境動態(tài)變化;③ 設備感知，實時監(jiān)測截割動載、截割軌跡、錨桿錨索鉆機扭矩、推力等信息，記錄設備工況并進行故障診斷，監(jiān)測設備的位置、姿態(tài)信息，實現(xiàn)設備的行走導航與各功能動作定位感知。感知信息通過高網(wǎng)速傳輸系統(tǒng)傳送至智能掘進自主決策平臺，通過該平臺進行多源異構數(shù)據(jù)的格式統(tǒng)一、通信協(xié)議轉換。

圖24 掘進智能化總體架構Fig.24 Overall framework for intelligence heading system

基于感知層數(shù)據(jù)，獲得煤巷掘進工作面圍巖穩(wěn)定性、可掘性、可鉆性、可錨性特征，掘進工作面圍巖應力場與位移場動態(tài)演化規(guī)律，確定掘進、支護、運輸?shù)葏f(xié)同平行作業(yè)模式與工藝。以上述數(shù)據(jù)為支撐，以下位傳輸?shù)膭討B(tài)數(shù)據(jù)為依據(jù)，建立基于掘進工作面動靜載疊加作用下截割控制模型，臨時支護、永久支護與圍巖耦合控制模型，探、掘、支、運等多機協(xié)同控制模型，進行控制邏輯自主決策，為自動執(zhí)行提供依據(jù)。

基于決策層控制邏輯，在執(zhí)行層進行掘進工作面各設備系統(tǒng)的導航定位、截割、支護、運輸、通風、降塵等動作，動作結果通過自主感知反饋至自主決策平臺，對巷道掘進各工序作業(yè)進行實時監(jiān)控、決策，對各動作進行執(zhí)行與修正，形成閉環(huán)控制。

7.2 掘進工作面自動化、智能化關鍵技術

7.2.1 自動化、智能化截割技術

煤巷截割時間占總掘進時間通常少于30%，截割過程僅需要一名掘進機司機，截割不是影響掘進智能化的主要制約因素。目前已經(jīng)能夠?qū)崿F(xiàn)一鍵啟停、地面遠程視頻遙控等自動化控制。要實現(xiàn)更高層次的自動化、智能化，應進一步深入研究低擾動截割、截割動載識別與控制、截割軌跡自動規(guī)劃等技術。

首先必須考慮巷道圍巖條件，開發(fā)低擾動截割技術，通過優(yōu)化截齒結構與布置方式，減少截割擾動對圍巖穩(wěn)定性影響。開展不同工況下截割實驗室試驗，可建立1∶1比例相似模型，深入研究不同煤巖層條件下截割擾動影響規(guī)律。開展井下現(xiàn)場原位截割測試研究，通過大量測試與統(tǒng)計數(shù)據(jù)，獲得不同截割方式對掘進工作面圍巖擾動影響規(guī)律。

開發(fā)截割動載荷識別技術與截割轉速交流變頻調(diào)速控制技術，實現(xiàn)不同工況下截割參數(shù)自動調(diào)節(jié)，包括截割轉速、單刀力、牽引速度和截割深度等參數(shù)，實現(xiàn)電機輸出轉速、扭矩與破巖效果匹配，提高截割對不同煤巖層條件的適應性。

開發(fā)截割巖石動載荷數(shù)據(jù)提取及識別技術，實現(xiàn)對截割載荷信號的傳輸及特征提取，并配套研發(fā)大容量、高速采集、存貯及數(shù)據(jù)處理技術，實現(xiàn)載荷信息的實時分析，并建立各參數(shù)匹配關系，實現(xiàn)現(xiàn)場截割過程中自動調(diào)整截割參數(shù)來適應工況的變化。

截割軌跡的自動規(guī)劃目前已開展大量的研究，應進一步在掘進裝備運動學模型的基礎上，以掘進裝備機身為測量基準，在掘進裝備導航定位基礎上，以慣性空間為基準，配套相應監(jiān)測技術，開發(fā)與掘進工作面圍巖穩(wěn)定性相匹配的截割軌跡自動規(guī)劃算法及控制技術。

7.2.2 臨時支護技術

巷道掘進后隨著應力釋放，圍巖會出現(xiàn)離層、破壞，導致圍巖自穩(wěn)能力差，甚至發(fā)生冒頂、片幫。不同類別的巷道圍巖對臨時支護的需求不同。對于易冒頂、片幫的圍巖，臨時支護尤為重要。如前所述，現(xiàn)有的多數(shù)掘進工作面臨時支護不能滿足快速掘進的要求，需要探索新型臨時支護技術，保障掘進工作面空頂、空幫范圍內(nèi)圍巖的穩(wěn)定性，為錨桿安裝提供較大的作業(yè)空間。臨時支護的發(fā)展主要有2個方向：① 改進現(xiàn)有臨時支護裝置，根據(jù)掘進工作面圍巖條件開發(fā)與之相匹配的臨時支護結構及自適應控制技術，提高對圍巖的適應能力，減少對圍巖的反復支撐，提高臨時支護效果;② 改變現(xiàn)有臨時支護方式，提出快速噴涂臨時支護技術(圖25)，采用快速凝固噴涂材料，配套自動化高效噴涂設備，在巷道表面形成高強度、高韌性護表噴層，起到臨時支護的作用，同時可防止煤巖體風化，并替代金屬網(wǎng)。

7.2.3 自動化錨桿施工技術

目前廣泛采用的樹脂錨桿的安裝工藝流程如圖26所示，包括:鋪聯(lián)網(wǎng)、安裝鋼帶等護表構件、鉆孔、卸鉆桿、安裝錨固劑、安裝錨桿、攪拌錨固劑、擰緊螺母等多道工序。如前所述，由于工序復雜、自動化水平低，占去了60%以上的時間與人員。因此要實現(xiàn)快速掘進，錨桿支護的自動化、智能化是關鍵技術。

圍繞錨桿施工自動化、智能化主要有2個方向，一是基于傳統(tǒng)錨桿施工工藝進行自動化改進，例如中國煤炭科工集團太原研究院通過高壓氣體將樹脂錨固劑送入孔中，并研發(fā)了自動鉆孔、輸送錨固劑、自動安裝錨桿的臺車。景隆重工機械有限公司在錨桿前方安裝塑料套筒，將錨桿與錨固劑聯(lián)結為一體，通過錨桿將錨固劑送入孔中，研制出鉆孔、安裝錨固劑并預緊的自動化錨桿臺車，設置專門的錨桿存儲機構。上述技術實現(xiàn)了鉆孔、輸送錨固劑、安裝錨桿、攪拌及預緊的自動作業(yè)，但沒有改變錨桿施工工藝，錨桿施工用時與人工相比并沒有縮短，且對塌孔、錨固劑入孔困難、因圍巖片落引起的錨桿外露超長等問題難以解決，抗干擾能力差。

錨桿自動化施工的另一個方向是對傳統(tǒng)施工工藝進行改變，開發(fā)出新型鉆錨一體化錨桿及配套施工工藝，以高強度無縫鋼管為桿體，前端鑲嵌一次性鉆頭，錨桿作為鉆桿在鉆箱帶動下逆時針旋轉打孔鉆進，順時針旋轉擰緊螺母進行預緊。研發(fā)出新型觸變性錨注材料，由A，B兩組分組成，1∶1混合均勻后具有觸變性。該錨注材料通過泵注進入錨桿尾部混合，自鉆頭流入鉆孔，充填錨桿與鉆孔間的環(huán)形空隙。停止泵送后，錨固劑觸變特性可使錨固劑克服重力作用不沿鉆孔流動，從而實現(xiàn)端錨至全長錨固任意長度錨固。選用高扭矩、高轉速液壓馬達，實現(xiàn)了錨桿高扭矩預緊。該鉆錨一體化錨桿實現(xiàn)了鉆孔、注錨、預緊工序由同一機構完成，避免了施工機具的反復切換，同時節(jié)省了拆卸鉆桿的時間，施工效率明顯提高。克服了塌孔、錨固劑難以輸送、圍巖片落引起的錨桿外露超長等問題導致錨桿安裝失敗。基于鉆錨一體化錨桿施工工藝，開發(fā)出“一鍵打錨桿”控制系統(tǒng)，實現(xiàn)了錨桿自動化快速施工。井下試驗數(shù)據(jù)表明:單根錨桿施工時間不超過2 min，施工速度提高1倍。

7.2.4 超前探測技術

掘進工作面探測是巷道掘進必要的安全保障，目前主要采用物探、鉆探結合的方法。物探主要采用槽波、地震波對掘進構造進行超前探測，采用瞬變電磁進行超前探水[37]。物探需要停止掘進作業(yè)，布設信號發(fā)射、接收裝置，影響正常掘進。由于掘進工作面空間有限信號收發(fā)裝置無法按照理想條件布設，一定程度上影響了物探的精度。另外，還開發(fā)了基于掘進機隨掘震源的巷道前方構造探測技術[38]，以掘進機切割煤壁和巖石時產(chǎn)生的地震波作為震源，通過連續(xù)采集地震波并從中尋找反射波實現(xiàn)巷道超前探測。鉆探是最可靠的超前探測手段，隨著掘進裝備集成化程度提高，整機裝備體積增大，鉆探與掘進裝備換位困難，超前鉆探逐步成為影響巷道快速掘進的重要因素。為實現(xiàn)便捷的超前鉆探，研發(fā)了掘探一體化的裝備[39]，包括基于懸臂式掘進機的掘探裝備、基于掘錨一體機的掘探裝備，通過將超前液壓鉆機集成于掘進機、掘錨一體機上避免了掘探換位作業(yè)。

為了解決隨掘隨探存在的問題，中國煤炭科工集團西安研究院提出區(qū)域探測技術方案，在掘進前利用千米定向鉆機一次性完成整條巷道的鉆探，通過鉆孔物探一次性完成擬開掘巷道周圍區(qū)域的物探，并開發(fā)出物探與鉆探相結合的綜合探測技術，實現(xiàn)了“探測先行、掘探分離”，消除了超前探測對掘進的影響。

7.2.5 定位與導航技術

定位與導航技術是掘進工作面裝備實現(xiàn)自動化、智能化的重要技術，包括掘進裝備行走的定位導航和錨桿支護的定位等。

掘進裝備行走定位導航現(xiàn)有陀螺慣導、激光指引、全站儀測量、超寬帶定位等單一導航設備和方法，難以滿足強振動、高濕度等掘進工作面環(huán)境工況。定位導航有2個發(fā)展趨勢:① 提高現(xiàn)有導航技術的精度，② 采用多傳感器測試、數(shù)據(jù)融合方法與技術[40]，將具有不同特點多種導航傳感器、位姿檢測方法進行組合，充分發(fā)揮各自特點與優(yōu)勢，實現(xiàn)高效、精確導航。組合導航技術包括:超聲波和慣性導航組合、機器視覺和慣性導航組合、激光標靶和傾角傳感器的組合、全站儀與慣性導航組合等多種方式。另外掘進行走的定位還應根據(jù)實際掘進成型的巷道為基準，進行相對定位，在掘進裝備前方和兩側布設測距雷達，計算掘進裝備與煤壁距離，判斷掘進裝備的位置和角度偏差。

錨桿支護定位目前有多種方式，首先可根據(jù)錨桿設計間排距進行定位。以掘錨一體機為例，掘進裝備按固定排距行走，錨桿鉆臂與掘進裝備保持同步，通過示教技術，錨桿鉆臂按錨桿間排距以示教路徑進行定位施工錨桿。錨桿支護還可采用基于深度學習的目標檢測技術定位，例如以已支護完成的錨桿托板為目標進行深度學習目標檢測(圖27)，采用卷積神經(jīng)網(wǎng)絡對錨桿托板進行特征提取，根據(jù)所提取到卷積神經(jīng)網(wǎng)絡特征對目標的坐標和大小等信息進行回歸預測，根據(jù)已支護錨桿托板的位置坐標，來判定下一個循環(huán)錨桿安裝位置。在井下巷道中經(jīng)常會出現(xiàn)局部漏頂、片幫情況，應以冒頂、片幫后的煤巖表面為基準，否則達不到預期的鉆孔深度，這就要求錨桿鉆機能實時根據(jù)工況調(diào)整鉆進深度?？赏ㄟ^基于視覺傳感的錨桿支護實時位姿解算(圖28，其中，β為錨桿鉆機與垂直方向的角度;d為錨桿鉆機至錨桿孔打設位置的距離)，對漏頂、片幫不同畸變特征圖像進行檢測，判斷漏頂、片幫深度，從而實時調(diào)整錨桿鉆機的作業(yè)位姿補償量，及時補償現(xiàn)場工況改變造成的支護參數(shù)變化，提高錨桿支護定位的準確性。

圖27 基于深度學習的錨桿托板檢測Fig.27 Detection of bolt plates based on deep learning

圖28 基于視覺傳感的錨桿實時位姿解算原理示意Fig.28 Schematic diagram of real-time pose calculation principle of rock bolt based on visual sensing

7.2.6 圍巖穩(wěn)定性與環(huán)境監(jiān)測及大數(shù)據(jù)分析

掘進工作面及巷道圍巖穩(wěn)定性監(jiān)測可為掘進自動化、智能化提供重要基礎數(shù)據(jù)。掘進工作面周圍瓦斯、粉塵質(zhì)量濃度、溫度等參數(shù)的實時監(jiān)測與分析，是保障巷道安全的必要條件。

圍巖穩(wěn)定性監(jiān)測內(nèi)容主要包括圍巖應力、位移、離層、破壞監(jiān)測，支護體受力、變形、破壞監(jiān)測?，F(xiàn)有圍巖穩(wěn)定性監(jiān)測技術主要存在3個問題:① 通過在巷道中布置測站進行某一斷面的監(jiān)測，監(jiān)測點固定，代表性差，難以反映全長巷道圍巖的穩(wěn)定性;② 監(jiān)測實時性差，監(jiān)測頻率低，監(jiān)測特征點少，例如巷道表面位移監(jiān)測十字布點法只能反映頂、底、兩幫4個特征點變化數(shù)據(jù)，無法滿足巷道全斷面監(jiān)測的需求;③ 監(jiān)測多集中在巷道永久支護段，監(jiān)測儀器多需要打孔安裝，施工繁瑣，缺少可供掘進設備搭載的隨掘監(jiān)測技術，無法反映掘進工作面圍巖穩(wěn)定性隨掘變化規(guī)律。

隨著計算機圖像識別與處理技術的發(fā)展，激光掃描測量技術與視覺測量技術等非接觸式測量方法可應用于巷道圍巖變形監(jiān)測[41-42]。圖29為巷道表面三維激光掃描點云分布，精度達到毫米級，能夠滿足巷道變形監(jiān)測的需求。另外探索研發(fā)了隨掘關鍵特征點雙目視覺監(jiān)測技術，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，掘進設備上安裝立體視覺相機實時監(jiān)測特征點之間的相對距離，可實現(xiàn)兩幫和頂板相對變形量的實時監(jiān)測，用于判斷頂板的相對下沉量，并可根據(jù)該數(shù)據(jù)的實時反饋，實現(xiàn)掘進工作面支護參數(shù)的動態(tài)調(diào)整。

圖29 巷道三維激光掃描點云分布Fig.29 Distribution of 3D laser scanning point cloud in roadway

由于圍巖條件的復雜性、多變性，單一監(jiān)測很難客觀評價圍巖穩(wěn)定性。采用多傳感器、多信息融合技術才能對圍巖穩(wěn)定性進行全面、系統(tǒng)、可靠的評價。同時基于大量井下實測數(shù)據(jù)，建立掘進工作面及全長巷道圍巖穩(wěn)定性監(jiān)測數(shù)據(jù)庫，開發(fā)圍巖穩(wěn)定性監(jiān)測數(shù)據(jù)云平臺，通過大數(shù)據(jù)分析實時評價圍巖穩(wěn)定性及支護設計的合理性，為自動化、智能化掘進與支護提供數(shù)據(jù)支撐。

巷道掘進過程中會涌出瓦斯、產(chǎn)生粉塵，影響掘進工作面的安全和礦工職業(yè)健康，特別是對于高瓦斯煤層，瓦斯還顯著影響巷道掘進速度。應研究不同圍巖條件、不同截割方式下掘進工作面瓦斯、粉塵質(zhì)量濃度隨掘進的變化規(guī)律，建立通風量、瓦斯體積分數(shù)、粉塵質(zhì)量濃度、粉塵顆粒分布等各參量之間的動態(tài)數(shù)據(jù)模型，實時分析監(jiān)測數(shù)據(jù)，快速、準確識別掘進工作面周圍瓦斯、粉塵分布情況，實現(xiàn)隨掘過程中瓦斯、粉塵等工作面環(huán)境參數(shù)的準確監(jiān)測與預警。

7.3 煤巷自動化、智能化掘進技術發(fā)展路徑

我國煤礦巷道圍巖地質(zhì)條件千差萬別、復雜多變，掘進技術與裝備發(fā)展很不均衡，發(fā)展掘進自動化、智能化技術不能“一刀切”，應根據(jù)前述的圍巖穩(wěn)定性、可掘性、可鉆性、可錨性等條件，結合煤礦的具體情況，分條件、分類別、分區(qū)域、分步驟實施。

對于鄂爾多斯、陜北等礦區(qū)非常穩(wěn)定(Ⅰ類)、穩(wěn)定(Ⅱ類)圍巖條件，目前多數(shù)大型礦井的掘進已實現(xiàn)機械化、部分實現(xiàn)自動化，開始向智能化邁進。有些煤礦的掘進速度已達到1 500～2 000 m/月，但掘進工作面用人較多。① 應重點攻關錨桿、錨索自動化施工技術，顯著減少用人、提高支護效率;同時，提升掘進定位導航技術、自動截割技術、多機協(xié)同控制技術，真正實現(xiàn)掘進自動化;② 應突破智能感知、智能決策、自動執(zhí)行的技術瓶頸，在掘進工作面環(huán)境、圍巖穩(wěn)定性、裝備工況、全時空巷道礦壓監(jiān)測與感知及大數(shù)據(jù)分析技術的基礎上，建立掘進與支護控制模型，提出相應的算法和決策模型，形成以大數(shù)據(jù)支撐的動態(tài)化、信息化、智能化快速掘進技術，實現(xiàn)快速、少人、高效。

對于我國大部分巷道圍巖條件(一般Ⅲ類、不穩(wěn)定Ⅳ類)，目前多數(shù)煤礦實現(xiàn)了截煤機械化，部分達到自動化程度，但支護主要依靠人工。此類條件需要經(jīng)歷全部機械化、自動化到智能化的發(fā)展過程。① 需重點解決人工支護的問題，研發(fā)新型機械化、自動化臨時支護技術，錨桿與錨索機械化、自動化施工技術，實現(xiàn)臨時支護與永久支護的快速施工;② 構建掘支一體化系統(tǒng)，提升掘進與支護平行作業(yè)能力。開發(fā)適用的掘錨一體機，降低截割擾動，增強過地質(zhì)構造的能力，掘進全過程實現(xiàn)自動化;③ 開發(fā)掘進環(huán)境、圍巖穩(wěn)定性、裝備工況、支護狀況感知系統(tǒng)及大數(shù)據(jù)分析技術，根據(jù)Ⅲ類、Ⅳ類圍巖特點提出掘進與支護控制模型、決策模型，實現(xiàn)掘進的動態(tài)化、信息化施工，逐步提升智能化水平。

對于圍巖穩(wěn)定性非常差(Ⅴ類)的巷道條件：① 應開展掘進工作面地質(zhì)構造超前探測技術研究，超前支護與加固技術、材料及裝備研發(fā)，如超前深孔注漿技術、先卸壓后掘進技術等，提高巷道圍巖的可掘性;② 開展低擾動截割技術研究，開發(fā)鉆錨注一體化錨桿、錨索自動化施工技術，提高掘進系統(tǒng)的機械化、自動化水平;③ 開展掘進各工序的自動化控制，掘進環(huán)境、圍巖穩(wěn)定性實時監(jiān)測，信息反饋、控制、執(zhí)行等技術研究，不斷提升掘進自動化、智能化水平。

8 結 論

(1)巷道開挖后在掘進工作面頂角和巷道四角周圍出現(xiàn)應力集中區(qū)，在工作面中部前方、后方的頂?shù)装搴蛢蓭椭胁砍霈F(xiàn)應力降低區(qū);圍巖位移在超前工作面相當于巷道寬度一半左右的位置開始明顯增加。在剛開挖的2 m范圍內(nèi)，頂?shù)装逦灰菩?。隨著遠離掘進工作面圍巖位移量不斷增大，達到2倍巷道寬度時基本穩(wěn)定;圍巖破壞范圍隨工作面不斷推進發(fā)生變化。在剛開挖的2 m范圍內(nèi)破壞范圍很小。隨著至掘進工作面距離增加，頂板破壞深度不斷增大，在至掘進工作面2倍巷道寬度時基本達到穩(wěn)定。

(2)影響掘進工作面圍巖穩(wěn)定性的地質(zhì)力學因素主要有圍巖強度、地質(zhì)構造、圍巖結構及地應力。煤層強度對巷道變形與破壞的影響十分顯著，高、低煤層強度下頂板下沉相差近1倍;層理對巷道頂板裂紋的產(chǎn)生和發(fā)育有一定影響，層理面越多，裂隙越發(fā)育;斷層對其附近巷道圍巖的裂隙場和位移場擴展有促進作用;隨著地應力增大，圍巖變形與破壞顯著增加，當巷道軸向與最大水平主應力方向呈一定角度時，呈現(xiàn)明顯的非對稱位移和破壞特征。

(3)掘進參數(shù)包括巷道斷面形狀與參數(shù)、開挖方式、空頂距、掘進速度等，對掘進工作面圍巖穩(wěn)定性均有影響。隨著巷道寬度增加，頂板破碎程度明顯增加。分步開挖的頂板下沉量、頂板破壞程度明顯大于一次開挖?？枕斁鄬鷰r裂隙場的影響顯著，空頂距越大，圍巖裂隙越多、分布越廣。過快、過慢的掘進速度對圍巖穩(wěn)定性均不利。

(4)掘進工作面支護分為臨時支護和永久支護。掘進后安裝及時、主動、支護阻力大的臨時支護效果好，應在較小的空頂距下及時安裝永久支護。分次支護由于部分錨桿和錨索支護不及時，圍巖位移和裂隙場的擴展均大于一次支護。通過分次支護提高掘進速度是以影響錨桿、錨索支護效果為代價的，應限定在一定的地質(zhì)和生產(chǎn)條件下，使得二次支護效果不受到過大影響。

(5)根據(jù)煤巷掘進工作面空頂距及空頂時間，對煤巷掘進工作面圍巖穩(wěn)定性進行了分類。將煤巷圍巖穩(wěn)定性分為非常穩(wěn)定、穩(wěn)定、一般、不穩(wěn)定、極不穩(wěn)定等5類，并劃分了每類圍巖的空頂、空幫距及自穩(wěn)時間，提出了相應的支護要求，為煤巷快速掘進提供了基礎。

(6)掘進速度與被截割煤巖體性質(zhì)有很大關系，據(jù)此提出煤巷可掘性的概念并進行了分類。根據(jù)掘進工作面煤層賦存條件、煤層強度與結構及掘后穩(wěn)定性，將煤巷可掘性分為非常好、好、一般、差、非常差5類。分析了圍巖的可鉆性，指出應充分研究煤巖體的可鉆性，并制定分級標準，以提高錨桿、錨索孔鉆進速度。分析了圍巖的可錨性及井下錨固煤巖層可錨性試驗的重要性。

(7)目前我國煤巷掘進存在的突出問題為:缺乏有效的臨時支護，不能實現(xiàn)掘支平行作業(yè);錨桿與錨索施工工藝復雜、人工操作、占用時間長;單機自動化程度低，多機協(xié)同作業(yè)能力差;掘進裝備可靠性差，整體開機率較低。提高煤巷掘進速度的主要途徑為:根據(jù)巷道條件確定適合的掘進模式，優(yōu)化掘進工藝，優(yōu)選掘進裝備;確定合理的支護形式與參數(shù)，適當降低支護密度;掘進全系統(tǒng)整體配套與協(xié)同。

(8)掘進自動化、智能化是實現(xiàn)快速掘進的有效途徑。結合巷道圍巖穩(wěn)定性、可掘性、可鉆性及可錨性，提出煤巷掘進自動化、智能化技術總體架構，應解決自動化、智能化截割、臨時支護、自動化錨桿施工、超前探測、定位與導航、圍巖穩(wěn)定性與環(huán)境監(jiān)測及大數(shù)據(jù)分析等關鍵技術。根據(jù)我國煤礦巷道地質(zhì)條件的復雜性、多變性及掘進技術水平不平衡，提出煤巷自動化、智能化掘進技術的發(fā)展路徑。