掘进工作面围岩稳定性分析及快速成巷技术途径

康红普，姜鹏飞，高富强，王子越，刘 畅，杨建威

(1.中煤科工开采研究院有限公司，北京 100013; 2.煤炭科学研究总院 开采研究分院，北京 100013; 3.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室，北京 100013)

巷道掘进与支护是井工开采的关键技术之一，是保证煤矿安全、快速、高效建设与生产的必要基础。我国井工煤矿每年新掘进的巷道总长度超过12 000 km，其中煤、半煤岩巷道占比80%以上，是我国规模最大的地下工程。巷道掘进速度、效率、成本显著影响矿井的产量与效益。

与非煤矿山巷道、交通隧道等相比，煤矿巷道处于煤系沉积岩地层中，不仅围岩强度低，而且多数围岩结构面发育、稳定性较差[1]。同时，随着煤矿开采深度不断增加，高应力巷道越来越多;随着大型采掘设备的广泛采用及通风的要求，巷道断面越来越大;随着采煤工作面推进速度和产量的不断提高，采掘接续紧张的局面日益突出，要求在保证巷道安全与支护效果的条件下，显著提高巷道掘进速度;另外，为降低煤炭生产成本、提高矿井效益，巷道掘进与支护成本不能过高。所有这些因素给巷道掘进与支护提出更高的要求。

掘进包括割煤、运输、支护(临时支护、永久支护)、通风、降尘等多个工序，每个工序及各工序之间的相互协同均影响成巷速度。我国煤巷掘进技术、装备及机械化水平明显落后于采煤技术与装备。目前，全国综掘工作面平均月进尺不到200 m，掘进队与综采队平均配比为3.1∶1，采掘比例严重失衡[2-3]。

我国煤矿巷道掘进工艺经历了人工、钻爆法、综合机械化掘进的发展过程。目前，煤巷普遍采用综合机械化掘进，掘进设备主要有3种类型:悬臂式掘进机，连续采煤机及掘锚一体化机组[4]。前2者掘进与支护分离，需配套单体锚杆钻机、锚杆钻车等支护施工设备，而掘锚机组将割煤、运输、临时支护、永久支护设计为有机的整体，有利于实现掘支平行作业。锚杆、锚索支护是我国煤矿巷道的主体支护方式，已根据我国煤矿巷道地质与生产条件，开发出锚杆支护成套技术，广泛应用于不同类型的巷道，取得良好的技术经济效益[5-7]。但仍然存在支护工序复杂、支护密度偏大、支护速度慢、用人多、效率低等问题急需解决。

影响巷道掘进速度的因素众多，包括煤岩体地质条件、生产条件、掘进与支护工艺、装备等。地质条件是首要的因素，往往决定着掘进工艺与装备的选择。掘进前应进行全面、系统的煤岩体强度、结构及地应力等地质力学参数测试[8]，进而研究掘进工作面周围应力场、位移场分布特征，分析围岩稳定性[9]，为掘进工艺与装备、支护形式与参数选择提供基础。在这方面，孙晓明等[10]采用数值计算方法，模拟了巷道分步开挖及随后的锚网支护，研究了巷道围岩变形与至掘进工作面距离的关系。常聚才等[11]对比分析了巷道开挖前后围岩应力、位移场变化特征及破坏规律。肖红飞等[12]模拟计算了掘进过程中工作面内部和两帮应力集中和动态变化，为煤岩变形破裂电磁辐射信号与应力的耦合计算提供基础。

巷道掘进生产条件包括巷道断面形状与尺寸，巷道掘进方向及与地应力场的关系，护巷煤柱尺寸，巷道与邻近其他巷道、采煤工作面、采空区的时空关系等。掘进与支护工艺中，截割方式分为部分截割和全断面一次截割;临时支护分为前探梁、单体支柱、专门的临时支架及掘进机载临时支护等多种形式;支护顺序分为全断面一次支护和分次支护(包括锚杆先打，锚索滞后;顶板锚杆先打，帮锚杆滞后;部分顶、帮锚杆先打，其余锚杆滞后等)。所有上述因素均对掘进速度产生影响。其中，尤以锚杆、锚索支护占用时间长(60%左右)、用人多(60%以上)，导致掘进效率比较低[13]。

掘进与支护装备是决定掘进速度的关键。根据巷道地质与生产条件，选择合理的掘进工艺，配套适应的掘进与支护装备是实现快速掘进的必要前提。图1是我国煤矿巷道现有的掘进工艺与装备。“悬臂式掘进机+单体锚杆钻机”是目前我国煤矿主要的掘进工艺，占比90%以上。当围岩比较破碎时需要“掘一排、锚一排”。煤巷单面掘进速度多数为200～500 m/月，少数可达到500 m/月以上。该工艺掘进与支护反复换位、相互干扰;缺乏有效的临时支护;锚杆施工靠人工，劳动量大、效率低、占用时间长;掘进与支护配套性差，不能实现平行作业。为了解决临时支护、人工打锚杆问题，开发了“悬臂式掘进机+临时支架+锚杆台车”工艺，临时支架交替移架，节省了掘进机与打锚杆的换位时间，但增加了临时支架移架的时间，导致掘进循环用时变化不大。另一种方法是“悬臂式掘进机+机载临时支架+机载锚杆钻机”工艺，在悬臂式掘进机上设置临时支架和1～2台锚杆钻机，完成掘进、临时支护及打锚杆作业。在地质条件好、围岩稳定的多巷布置情况下，掘进可采用“连续采煤机+锚杆台车”工艺。神东矿区采用该工艺，煤巷平均进尺达到2 000 m/月，并创造了多项全国纪录[4]。掘锚联合机组是适用于单巷掘进的先进掘进工艺，具有全断面一次截割、机载临时支护、掘锚平行、连续运输等特点。我国在引进、消化、吸收国外先进技术的基础上，开发出国产掘锚联合机组及配套设备，在陕北、鄂尔多斯等围岩条件较好的矿区，掘进速度达到1 500～2 000 m/月。“全断面掘进机+锚杆钻车”是适用于顶板稳定、前掘后支的掘进工艺，包括全断面掘进机、跨骑式锚杆台车、连续运输系统等。在神东大柳塔矿应用，最高进尺达3 088 m/月[14]。

图1 我国煤矿巷道掘进工艺与装备Fig.1 Heading technologies and equipment applied in Chinese coal mines

近年来，我国煤矿智能化开采技术及智慧煤矿建设发展迅速[15]。掘进是煤矿生产中的一个关键环节，掘进自动化、智能化水平也得到一定程度的提升[16]。探索了掘进机自主导航、记忆截割，自动化锚杆、锚索施工工艺与设备，智能通风、除尘，掘支运多工序智能协同控制等技术，并在鄂尔多斯、陕北矿区较好的围岩条件下得到应用，显著提高了煤巷掘进速度。

笔者采用数值模拟方法研究掘进工作面围岩应力、变形、破坏分布特征，研究围岩地质力学参数、掘进与支护参数对掘进工作面围岩稳定性的影响。分析掘进工作面围岩稳定性、煤岩可掘性、可钻性、可锚性，指出巷道掘进存在的问题，及提高煤巷掘进速度的方法。最后，构建掘进自动化、智能化总体技术架构，分析自动化、智能化关键技术，提出我国煤矿自动化、智能化掘进技术的发展路径。

1 掘进工作面围岩应力与变形分布特征及地质力学影响因素

1.1 掘进工作面围岩应力与变形分布特征

巷道开挖后对原岩应力场产生扰动，掘进工作面周围应力重新分布，围岩向开挖空间移动。当应力达到围岩强度后，围岩会发生破坏，甚至会出现围岩结构失稳、冒顶片帮等现象。掘进工作面周围属于空间问题，必须采用三维力学模型进行研究。

1.1.1 数值模型建立

采用3DEC BBM(Bonded Block Model)方法建立掘进工作面数值计算模型，围岩采用黏结到一起的四面体单元集合体模拟，可分析围岩裂隙场发展过程。数值模型根据晋城寺河矿5310工作面回采巷道的工程地质条件建立。巷道沿煤层底板掘进，煤层、顶底板厚度及力学参数见表1。各岩层弹性模量和泊松比通过将实验室单轴压缩试验结果折减的方法得到，折减准则为GSI及Hoek-Brown破坏准则。各岩层的结构面力学参数通过经验设置。煤层和顶底板BBM模型的结构面力学参数经过校准取得，校准方法是采用块体尺寸一样的BBM模型进行一系列的单轴压缩试验测试，直到模型反映出的宏观力学参数与目标岩体的力学参数一致。

表1 模拟巷道顶底板岩层分布及力学参数Table 1 Roof and floor strata around simulated entry and mechanical parameters

巷道埋深300 m，垂直应力为7.5 MPa，最大、最小水平主应力分别为垂直应力的2.1，1.2倍。最大水平主应力垂直巷道轴向。巷道断面呈矩形，宽5.5 m，高4.2 m，掘进工作面断面积为23.1 m2。根据巷道断面大小及掘进工作面影响范围，选取模型尺寸为宽×高×厚=55.5 m×63 m×16 m。模型4个侧面和底面法向位移固定，顶面采用应力边界，模拟上覆岩层压力。数值模型如图2所示。

图2 掘进工作面数值模型Fig.2 Numerical model for heading face

巷道分步开挖、分步支护，分6个开挖和支护步骤，每步开挖2 m，以模拟掘进工作面应力场、位移场和裂隙场的演化过程。每步巷道开挖后，在周边(顶底板、两帮及掘进工作面)施加原岩应力并逐步减小，模拟现场开挖后围岩应力真实的释放过程。采用幂指数方程释放，即开始释放快，后期释放慢，当应力释放到原岩应力的30%时，安装锚杆、锚索支护。锚杆和锚索采用3DEC内置的Cable结构单元来模拟。锚杆直径22 mm，长度2.4 m，锚固长度1.2 m;锚索直径17.8 mm，长度6 m，锚固长度2 m。顶板锚杆排距1 m，每排6根锚杆，间距0.9 m，锚杆全部垂直顶板布置。两帮锚杆排距1 m，每排4根锚杆，间距1.1 m，全部垂直巷帮。顶板锚索采用2-0-2(隔1排打2根锚索)布置，间距为1.8 m，排距2 m，全都垂直巷道顶板。数值模型中锚杆、锚索力学参数见表2。

表2 模拟巷道锚杆锚索力学参数Table 2 Mechanical parameters of rock bolts and cables used in simulated entry

1.1.2 数值模拟结果分析

开挖过程中掘进工作面周围最大主应力分布、位移分布、破坏范围分布分别如图3～5所示。顶板中心以上1 m、煤帮中心以深1 m位置的三向应力变化曲线如图6所示，其中，σxx，σyy，σzz分别为x,y,z方向的应力。巷道围岩裂隙面积、破坏煤岩体积与至掘进工作面距离的关系曲线如图7所示。巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系曲线如图8所示。需要说明的是，由于离散元软件计算的随机性以及BBM模型块体分布的不均质性，在围岩变形较大时块体之间互相脱离产生离层，甚至个别块体会脱离出来，造成位移曲线上下起伏，尤其是在破坏、离层比较严重的顶板。

图6 围岩三向应力变化曲线Fig.6 Variation curves of three-dimensional stresses around heading face

图7 巷道围岩裂隙面积、破碎煤岩体积与至掘进工作面距离的关系Fig.7 Total fracture area and volume of broken rock vs distance to heading face

图8 巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系Fig.8 Surface displacement of entry vs distance to heading face

从图3～8中可得出:

图3 掘进工作面周围应力分布Fig.3 Stress distribution around heading face

(1)巷道开挖以后，掘进工作面周围应力重新分布。在掘进工作面顶角和巷道四角周围出现应力集中区，在工作面中部前方、后方的顶底板和两帮中部出现应力降低区。工作面前方应力降低区范围小，而且随工作面推进变化不大。在工作面后方，紧邻工作面2 m范围内应力降低区小，随着远离工作面不断扩大，应力升高区不断向围岩深部转移，到一定距离后应力分布基本保持稳定。顶板中部以上1 m位置的水平应力和巷道轴向应力随着运算时步增加先增大后降低，垂直应力一直处于下降趋势。煤帮中部以深1 m位置的水平应力与垂直应力随着运算时步增加不断降低，水平应力降幅明显大于垂直应力;巷道轴向应力出现先增大后降低的趋势。

(2)围岩位移在超前工作面相当于巷道宽度一半左右的位置开始明显增加。在刚开挖的2 m范围内，顶底板位移小，分布范围不大。随着远离掘进工作面，顶板下沉量、两帮移近量不断增大，达到2倍巷道宽度时围岩位移基本稳定。顶板下沉量明显大于两帮移近量。顶板发生明显位移的深度已经超过锚杆长度;底板由于是岩石，底臌量及底臌范围较小;两帮发生明显位移的深度大于顶板。

图4 掘进工作面周围位移分布Fig.4 Displacement distribution around heading face

(3)掘进工作面围岩破坏范围随工作面不断推进而发生变化。在刚开挖的2 m范围内，只有零星的裂隙出现，破坏范围很小。开挖到4 m时，裂隙大面积出现，顶板内出现较小破坏区。随着至工作面距离增加，顶板破坏深度不断增大，最大接近锚杆长度的2/3。两帮出现大量裂隙和一定范围破坏区，但破坏深度明显小于顶板。底板在开挖6 m 后出现破坏，之后逐渐扩大。围岩破坏范围在至工作面2倍巷道宽度时基本达到稳定。

1.2 掘进工作面围岩应力与变形的地质力学影响因素

影响掘进工作面围岩应力与变形的地质力学因素主要有围岩强度、地质构造及围岩结构、地应力的大小与方向。下面以上述数值模型为基础模型，通过改变顶板煤层强度、顶煤中的分层厚度和强度、地应力，分析地质力学参数的影响程度，数值模拟计算结果见表3。

表3 掘进工作面围岩稳定性的地质力学影响因素模拟结果Table 3 Numerical modelling results of geomechanical parameter effects on rock stability around heading face

1.2.1 围岩强度

煤层强度对巷道变形与破坏的影响十分显著。高、中、低煤层强度下两帮移近量相差不大，但顶板下沉相差近1倍。高、中强度煤体巷道顶板裂隙面积没有显著差别，但破碎煤体体积相差1倍，说明在煤体强度与原岩应力比在一定范围时，锚杆支护对煤体内微裂隙的产生和发育作用有限，但是对抑制裂隙贯通、扩展形成宏观破坏面效果显著。低强度煤层巷道顶板、两帮裂隙面积比高强度煤层成倍增加，顶板、两帮破碎煤体体积分别增加了1.89，35.29倍，如图9所示。

图9 巷道周围破坏范围分布Fig.9 Damage distribution around entry

1.2.2 围岩结构与地质构造

顶煤水平层理的存在对巷道顶板裂纹的产生和发育有一定影响。层理面越多，裂隙越发育。但是顶煤水平层理的存在对顶煤破碎影响不是特别显著，而且没有规律性，特别是在锚杆、锚索支护的条件下，没有层理面顶煤反而比有层理面顶煤更为破碎。原因可能是由于锚杆垂直层理面，更易发挥抑制层理面张开、滑动的作用。相对于没有层理面条件下的不规则BBM块体，锚杆对支护水平层理的效果更好。层理面强度对围岩变形、顶煤裂隙的产生和发育呈现较好的规律性，即层理面强度越低，顶板下沉越大，围岩裂隙越发育。

如果掘进工作面前方有地质构造，对围岩的稳定性会产生影响。模拟分析了断层走向垂直巷道轴向，断层倾角为45°的情况，如图10所示。断层影响下的巷道围岩破坏范围分布、巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系分别如图11，12所示。断层的存在对断层附近巷道顶板和两帮的裂隙场和位移场扩展有促进作用。特别是断层与顶板相交的位置，顶板下沉量急剧增加。

图10 断层影响数值模型Fig.10 Numerical model with fault

图12 断层影响下巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系曲线Fig.12 Surface displacement of entry vs distance to heading face under affect of fault

1.2.3 地应力

模拟计算了低地应力(埋深150 m)、中等地应力(埋深300 m，基础模型)和高地应力(埋深600 m)的围岩变形、破坏状况。各种埋深条件下侧压系数均不变，最大水平主应力垂直巷道轴向。埋深150，600 m下围岩破坏状况如图13所示。埋深150 m时围岩位移很小，破坏范围主要分布在顶板浅部;当埋深增加到600 m时，顶板下沉、两帮移近量比基础模型分别增加3，2.2倍，顶底、两帮均出现较大范围破坏，其中顶板破坏深度最大，接近锚杆长度。即使是距离掘进工作面2 m范围内的围岩裂隙也非常发育。地应力大小对巷道变形、破坏影响极为显著。

最大水平主应力与巷道轴向呈不同角度的模拟结果表明:当最大水平主应力与巷道轴向平行时，顶板下沉、两帮位移及顶板围岩破碎程度均小于最大水平主应力垂直巷道轴向时的情况，但两帮破坏程度增大，而且大于顶板。最大水平主应力方向与巷道轴向呈45°时，巷道呈现明显非对称位移和破坏特征(图14)。与最大主应力相交的巷道右帮变形、裂隙和破碎明显大于左帮。

2 掘进参数对围岩稳定性的影响

掘进参数包括巷道断面形状与参数、开挖方式(一次开挖、分步开挖)、空顶距、掘进速度等，这些参数对掘进工作面围岩稳定性均有影响。此外，掘进方式(钻爆法、掘进机法)及掘进机的截割振动也会影响围岩的稳定性。不同巷道宽度、空顶距、掘进速度及分步开挖下的数值模拟结果见表4，下面分别论述这些影响因素。

表4 掘进参数对工作面围岩稳定性影响的模拟结果Table 4 Numerical modelling results of heading parameter effects on rock stability around heading face

2.1 巷道宽度

模拟了巷道宽度分别为4.5，5.5，6.5 m的3种情况，巷道高度均为4.2 m，锚杆、锚索间排距不变。不同巷道宽度围岩裂隙面积变化曲线如图15所示。3种宽度下两帮移近量、煤帮破碎程度变化不大;顶板下沉变化明显，宽度6.5 m时顶板下沉量比宽度5.5 m时增加了31.9%，而宽度4.5 m时顶板下沉量比宽度5.5 m时减少了30.8%。随着巷道宽度增加，顶板破碎程度明显增加，围岩稳定性变差。可见，巷道宽度对顶板变形破坏影响十分显著，对两帮有一定影响，但不明显。

图15 不同巷道宽度围岩裂隙面积变化曲线Fig.15 Variation curves of fracture area around entry with various width

2.2 开挖方式

模拟了2种开挖方式:全断面一次开挖(基础模型)和分步开挖。分步方式为每个掘进时步分2次开挖，第1次开挖巷道左边2.75 m，并安装左帮及顶板左侧锚杆、锚索;第2次开挖巷道右边2.75 m，安装右帮及顶板右侧锚杆、锚索。2种开挖方式下巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系曲线如图16所示。2种开挖方式两帮移近量相差不大，顶板下沉量在至掘进工作面6 m范围内也比较接近，之后，分步开挖的顶板下沉量快速增加，明显高于一次开挖，顶板的破坏程度也大于一次开挖。分析主要原因有2个:① 左侧开挖后，右侧未开挖煤体与顶板形成尖角，产生较大的应力集中，造成顶板中部破坏;② 巷道顶板左右两侧围岩应力释放和锚杆、锚索发挥作用时机不一致，不利于在顶板形成承载结构。

图16 不同开挖方式巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系Fig.16 Surface displacement of entry vs distance to heading face for various excavation pattern

2.3 空顶距

对比分析了空顶距分别为2 m(基础模型)、4 m 和6 m时的情况。6 m空顶距时顶板下沉量比2 m空顶距时增加了42.9%。不同空顶距围岩裂隙面积变化曲线如图17所示。空顶距对围岩裂隙场的影响比较显著，空顶距越大，两帮和顶板裂隙越多、分布越广，在距离掘进工作面的不同位置都是如此。空顶距较大时(大于4 m)，掘进工作面2 m范围内裂隙已经开始发育;而在空顶距较小时(2 m)，掘进工作面2 m范围内裂隙没有明显发育，表明锚杆及时支护不仅可抑制支护区域内的裂隙发育，对邻近未支护区域裂隙的发育也有一定的控制作用。

图17 不同空顶距围岩裂隙面积变化曲线Fig.17 Variation curves of fracture area around entry with various unsupported span

2.4 掘进速度

掘进速度的影响主要反映在巷道开挖后原岩应力不同的释放速度以及锚杆、锚索的支护时机上。较快的巷道掘进速度对应较慢的应力释放速度。为此，设置了不同的应力释放速度模拟不同的掘进速度，如图18所示，其中，Pr为应力释放率;cs为当前计算时步;s为应力开始释放时的计算时步。基础模型应力释放到原岩应力的30%时，安装锚杆、锚索支护;较慢掘进速度该值为18%，较快掘进速度该值为46%。不同掘进速度围岩裂隙面积变化曲线如图19所示。

巷道围岩变形、破坏程度整体表现为较快掘进速度>较慢掘进速度>中等掘进速度。较快速度巷道围岩变形破坏最多的原因在于锚杆安装时，巷道浅部应力释放较少，锚杆安装后围岩应力继续释放，围岩不断变形，导致锚杆变形量大、载荷高，甚至发生破断。较慢掘进速度巷道围岩变形破坏较多的原因是锚杆支护过于滞后，此时围岩已经发生裂隙张开和滑动，锚杆的主动支护作用不能充分发挥。可见，过快、过慢的掘进速度对围岩支护效果均有影响。

3 支护对掘进工作面围岩稳定性的影响

巷道开挖后，绝大多数需要支护，对于极破碎、极软围岩条件，还需超前支护或加固(管棚、锚杆、注浆等)。按支护时间可划分为临时支护和永久支护。临时支护是设置在掘进工作面空顶区保持围岩稳定、为永久支护施工提供安全空间的临时性支护，包括前探梁、单体支柱、掘进机载临时支护及喷层等;永久支护是临时支护之后设置的长期控制巷道围岩变形的支护，如锚杆、锚索，各种棚式支架、砌碹支架等。下面分析不同临时支护对围岩稳定性的影响，及永久支护为锚杆、锚索支护，一次支护和分两次支护对围岩控制效果的影响。数值模拟结果见表5。

表5 支护对工作面围岩稳定性的影响模拟结果Table 5 Numerical modelling results of support effects on rock stability around heading face

3.1 临时支护

考虑3种临时支护方式:① 单体支柱，工作面掘进2 m后架设两排单体支柱，再掘进2 m后打锚杆;② 掘锚一体机的临时支护;③ 喷层，工作面掘进2 m后喷层，再掘进2 m后喷层、打锚杆。图20为3种临时支护围岩裂隙面积变化曲线。与基础模型相比，由于设置临时支护导致锚杆支护安装滞后，使得顶板下沉均有所增加。单体支柱对顶板裂隙发育及煤体破碎的抑制作用不明显;掘锚一体机临时支护对顶板裂隙发育及煤体破碎有一定的抑制作用;喷层在至掘进工作面7 m范围内作用不明显，之后顶板裂隙发育及煤体破碎程度有所降低。可见，最有效的方法是尽快在较小的空顶距下安装永久支护。掘进后安装及时、主动、支护阻力大的临时支护效果较好;喷层可起到防风化、防破碎煤岩块掉落的作用。

图20 不同临时支护围岩裂隙面积变化曲线Fig.20 Variation curves of fracture area around entry with various temporary supports

3.2 永久支护

基础模型中，工作面掘进2 m后，锚杆、锚索支护一次完成。有些煤矿为了提高掘进速度，将支护分为2次，在巷道掘出后先安装部分锚杆，在掘进机后方补齐所有锚杆、锚索。为分析分次支护过程，模拟了如图21所示的分次锚杆锚索支护方案。工作面掘进2 m，顶板、两帮各安装2排锚杆，每排2根;之后掘进工作面逐步向前推进到第4开挖时步，补齐第1开挖时步的锚杆和锚索。一次与两次支护下巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系曲线如图22所示。2种支护方式两帮移近量相差不大，顶板下沉在滞后工作面6 m以后两次支护明显高于一次支护，围岩裂隙发育及煤体破碎也显著增大。由于部分锚杆和锚索支护不及时，顶板位移和围岩裂隙场的扩展均大于一次支护。可见，通过分次支护提高掘进速度是以影响锚杆、锚索支护效果为代价的。因此，分次支护应限定在一定的地质和生产条件下，使得两次支护效果不受到过大影响，确保支护的有效和巷道安全。

图21 两次锚杆锚索支护布置Fig.21 Layout of twice rock bolting and cable bolting

图22 一次与两次支护下巷道表面位移与至掘进工作面距离的关系曲线Fig.22 Surface displacement of entry vs distance to heading face for once support for ever and twice support

4 掘进工作面围岩稳定性分类

以上分析了影响掘进工作面围岩稳定性的地质力学参数及掘进、支护方式及参数，影响因素众多。我国煤矿巷道地质条件复杂、多变，除鄂尔多斯、陕北等少数矿区地质条件简单、围岩稳定外，大多数矿区围岩属于一般、不稳定、极不稳定条件，需要对掘进工作面围岩进行分类，然后分不同类型的围岩条件提出快速掘进工艺，配套相应的设备。

国内外在岩石分类方面已经做了大量工作，目前主要的岩石分类系统见表6[17-25]。从表6可知，影响岩体质量和稳定性的因素很多，包括岩块抗压强度，岩体结构面密度、强度，水敏性，原岩应力及采动应力影响等。有的分类系统只考虑了岩体本身的质量，没有考虑应力的影响(如RMR，GSI及美国煤矿顶板分类);有的分类系统则全面考虑了岩体质量、原岩应力及采动应力等各种因素对岩体分级的影响(如德国硬煤煤矿岩体分类，采矿岩体地质力学分类，我国缓倾斜、倾斜中厚煤层回采巷道围岩稳定性分类)。岩体分类指标RMR，Q及BQ值都给出相应的岩体自稳能力，如图23所示，这对判别掘进工作面围岩的稳定性是非常重要的。当Q<0.01或RMR<20时，空顶距1 m时的自稳时间仅为30 min左右;而当Q>100或RMR>80时，空顶距15 m时的自稳时间可达20 a。工程岩体质量指标BQ认为，对于Ⅰ类岩体，跨度≤20 m时可长期稳定，而对于Ⅴ类岩体，则没有自稳能力。

表6 国内外主要岩石分类系统Table 6 Main rock classification systems at home and abroad

图23 基于RMR与Q值的岩体自稳时间估计Fig.23 Rock mass standup time estimations based on RMR-value and Q-value

参考国内外岩石分类系统的成果，结合前述的掘进工作面围岩稳定性影响因素的数值模拟结果，充分考虑掘进工作面的时空特征，根据掘进工作面空顶距及空顶时间，将煤巷掘进工作面顶板与两帮的稳定性进行分类，见表7。将围岩稳定性分为5类:非常稳定、稳定、一般、不稳定、极不稳定，划分了每类围岩的空顶、帮距及自稳时间，提出了相应的支护要求。

表7 煤巷掘进工作面围岩稳定性分类Table 7 Stability classification system for rock surrounding coal heading faces

5 煤巷可掘性、可钻性及可锚性分析

煤巷掘进速度不仅与围岩类型、稳定性有关，而且与被截割煤岩体的性质密不可分。掘进中的关键工序是割煤与支护。割煤涉及掘进设备与被截割煤岩体的适应性，而锚杆、锚索支护均需要在围岩中钻孔，钻孔速度与效率显著影响支护速度。另外，围岩的可锚性是采用锚杆、锚索支护的必要前提，必须满足设计要求。

5.1 煤巷可掘性

在综合机械化掘进中，掘进机破岩能力与截割速度很大程度上取决于被截割煤岩体的物理力学性质。为了描述岩体开挖的难易程度，提出岩体可开挖性的概念。在硬岩隧道掘进方面，为了分析隧道掘进机TBM的适应性，BIENIAWSKI等[26]提出岩体可开挖性指标(RME)。该指标包括岩石单轴抗压强度、可钻性、掘进工作面岩体节理、自稳能力及地下水等5个参数。借鉴隧道掘进的研究成果，笔者提出煤巷可掘性的概念，并初步根据煤巷地质条件，提出可掘性分类，见表8。根据掘进工作面煤层赋存情况、煤层强度与结构、掘后围岩的稳定性等，将煤巷可掘性分为5类:非常好、好、一般、差、非常差。有些指标还需要进一步定量化。

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

开挖比能是评价岩体机械开挖难易程度的重要概念。对于隧道掘进机(TBM)[26]可表示为

Es=F/A+2π(NT/A)vA

(1)

式中，Es为开挖比能，kJ/m3;F为截割头推力，kN;A为掘进工作面面积，m2;N为截割头转速,r/s;T为施加的扭矩，kN·m;vA为平均掘进速度，m/s。

可见，开挖比能由掘进机截割头推力引起的比能和截割头旋转引起的比能两部分组成。BIENIAWSKI等研究了岩体可开挖性与开挖比能的相关关系。目前，用于煤巷掘进的设备有综掘机、连续采煤机及掘锚一体化机组。应全面、系统的测试与研究不同掘进设备的截割比能，分析与可掘性的关系，为提高掘进速度提供必要的基础。

5.2 围岩的可钻性

在掘进与支护过程中，破岩主要有2个环节:① 前述的掘进，对于宽度5 m、高度3.5 m的矩形断面巷道，每米破岩量为17.5 m3，规模比较大;② 锚杆、锚索支护所需要的钻孔，对于直径28 mm的钻孔，每米钻孔的破岩量仅为6.2×10-4m3，规模很小。假设每米巷道布置12根锚杆，2根锚索，锚杆孔深2.3 m，锚索孔深6 m，则每米巷道总的钻孔破岩量为0.024 m3，仅为每米巷道掘进破岩量的0.14%。

虽然钻孔破岩量远小于掘进，但钻孔速度显著影响锚杆、锚索支护速度，因此根据锚固岩层性质，选择合适的钻具对提高支护速度有重要作用。岩石可钻性是判别岩石钻进难易程度的指标，在石油天然气钻井工程中研究的比较充分，并颁布了行业标准[27]。岩石可钻性测试采用微型钻头，根据钻头钻进规定深度所需要的时间，将岩石分为3类(Ⅰ软、Ⅱ中、Ⅲ硬)10级。其他行业也对岩石可钻性进行了研究[28-29]，建立了岩石可钻性级值和岩石硬度、强度等力学参数的相关性模型，并研究了围压对岩石可钻性的影响。岩石可钻性研究成果为钻头选型、提高钻进速度提供了依据。

在煤炭行业，早在20世纪90年代，有的学者就研究了煤系地层中岩石可钻性分级的指标体系及测试方法，并研制了野外岩石可钻性测试仪器[30]。有的学者采用压入硬度法和普氏硬度法对煤层可钻性进行了测试，并研究了压入硬度与岩石抗压强度、弹性模量和抗拉强度的相关关系，为全面了解煤层力学性质提供了参考[31]。

上述岩石可钻性研究成果主要是以石油天然气钻井工程、地质钻探工程为主，煤炭行业研究的较少，更缺乏针对巷道支护中锚杆、锚索钻孔可钻性的研究。对于锚杆、锚索钻孔，2个极端条件是:① 煤岩体极破碎，成孔困难;② 岩石非常坚硬，钻孔速度很慢。在比较稳定的煤层、软及中等强度的岩层中，钻孔速度比较快。因此，应根据煤巷围岩条件及锚杆、锚索钻孔的特点，研究煤岩体可钻性，并制定分级标准，以提高锚杆、锚索孔钻进速度。

5.3 围岩的可锚性

围岩的可锚性是评价锚杆、锚索在不同煤岩层中锚固性能的指标，只有可锚性满足设计要求，巷道才能采用以锚杆、锚索为主的支护形式。国家标准《煤矿巷道锚杆支护技术规范》(GB/T 35056—2018)规定了采用短锚固锚杆拉拔试验测定围岩的可锚性[32]，在树脂锚固长度300 mm条件下的锚固力不低于100 kN。

影响锚杆锚固力的因素很多，包括杆体形状与尺寸、钻孔直径及与杆体直径的匹配性;锚固剂物理力学性质、锚固长度;围岩强度与完整性，围岩含水量、温度及施工质量等[33-34]，其中围岩条件是锚杆锚固力的重要影响因素。在掘进施工前，应对设计锚杆、锚索锚固范围内的各煤层、岩层进行可锚性试验，分析围岩条件变化对可锚性的影响，确保锚杆、锚索支护的安全、可靠。

6 煤巷快速掘进实现的技术途径

如前所述，煤岩体的可掘性、围岩稳定性、围岩可钻性是影响掘进速度的主要地质因素，掘进与支护工艺、参数、装备是决定掘进速度的生产因素。只有将巷道地质与生产因素相互匹配，选择合理的掘进工艺、支护形式与参数及配套装备，才能在保证巷道安全与支护效果的前提下实现快速掘进、减人提效。

6.1 煤巷掘进存在的问题

(1)缺乏有效的临时支护。临时支护是割煤与锚杆支护的过渡过程，有效的临时支护能为锚杆支护提供安全空间，为锚杆快速安装创造有利条件。然而，目前的临时支护，包括前探梁、支柱加顶梁、机载临时支护和交叉迈步式自移支架等，大多只起临时防护作用，不能主动支护围岩，有效控制顶板早期离层;多数不能提供掘支平行作业所需的空间，而且反复支撑顶板、破坏煤岩层。此外，所有的临时支护均没有考虑对两帮的支护，导致煤帮破碎时正常掘进非常困难。

(2)多数条件下，特别是采用悬臂式掘进机掘进时，不能实现掘支平行作业。对于一般、不稳定、极不稳定围岩条件，巷道掘出后要求及时支护顶板和两帮，掘进与支护反复交叉换位作业，相互干扰，不能平行作业，不能形成有效的作业线。

(3)现有树脂锚杆、锚索施工工艺相对复杂、占用时间长。锚杆安装包括铺联网、安装钢带、打孔、安装锚固剂、搅拌锚固、预紧等多个环节，很多工序需要人工操作，支护用时、用人均占总掘进的60%以上，支护效率低下，严重制约了掘进速度的提高。

(4)掘进施工涉及掘进机、锚杆钻机、运输机等多个设备。一方面是单机自动化程度低，如悬臂式掘进机前进方向、截割路径、截割速度控制均依赖人工完成;多数掘进工作面锚杆支护由人工操作的单体锚杆钻机完成，还没有完全实现机械化;另一方面是掘进、支护、运输设备之间缺乏有效的通信手段，多机协同作业能力差。

(5)掘进装备可靠性较差、整体开机率较低。掘进装备井下工作环境苛刻，工况复杂多变。国内掘进装备可靠性较低、故障率高，导致有效的掘进时间短、开机率低。

6.2 提高煤巷掘进速度的途径

(1)确定适合的掘进模式。在巷道围岩地质力学测试的基础上，全面、详细评价围岩稳定性、可掘性及可钻性，进而结合生产条件确定适合的掘进模式是实现快速掘进的必要条件。可根据表7，8的煤巷掘进工作面围岩稳定性分类、可掘性分类，确定相应的掘进模式。对于非常稳定、可掘性非常好的巷道，可采用先掘后支、掘支分离的模式，掘进机完成截煤、运输作业，滞后一定距离(10～20 m)进行锚杆支护，掘进与支护相互不影响;对于稳定、可掘性好的巷道，单巷掘进可采用掘支平行、分次支护的模式，采用掘锚联合机组完成掘进和部分锚杆支护作业，滞后的锚杆钻车补齐全部支护。双(多)巷掘进可采用连续采煤机、锚杆钻车交叉换位掘进模式;对于一般条件巷道，在采用有效临时支护、严格控制空顶和空帮距的条件下，可采用掘支平行、分次支护的模式;对于不稳定、可掘性差的巷道，应采用边掘边支、及时支护的掘进模式，掘进机掘出一个支护排距后需要立即支护，并施加足够的预应力;对于极不稳定、可掘性非常差的巷道，应采用超前加固、随掘随支的掘进模式，掘进前需要加固破碎围岩，为随后的掘进与支护提供空间，掘后必须立即支护。

(2)掘进工艺优化。掘进作业需要多个工序完成，有些工序是串联的，必须按先后顺序完成，如掘进机截煤完成后才能架设临时支护、安装锚杆，锚杆安装过程是钻孔、装药卷、插入杆体、搅拌药卷、拧紧螺母等工序按先后顺序进行的。但是，有些工序是可以平行作业的，如部分掘锚联合机组可实现割煤和支护同步进行，顶板、两帮多锚杆同时打设，分次支护可实现前掘后支同步作业。掘进工艺优化主要包括三大内容:① 尽量缩短每个工序的时间;② 尽量缩短串联工序的衔接时间;③ 尽量使多工序能平行作业。与采煤工作面相比，掘进工作面空间比较狭窄，给掘进工艺优化带来很多困难。需要根据掘进工作面围岩条件，在时间与空间上综合考虑，提出掘进工艺时空优化方案，实现安全、有效、快速掘进。

(3)掘进装备优选。根据被掘煤岩体物理力学性质及变化选取合理的掘进与支护装备是快速掘进的关键。对于可掘性非常好的煤岩体，可采用连续采煤机、掘锚一体机等全断面一次掘进;对于可掘性差、非常差的煤岩体，连续采煤机、掘锚一体机等不能发挥优势，则需要采用悬臂式掘进机配合有效临时支护的方式。当遇到断层、陷落柱、破碎带等构造时，还需采用其他方法。锚杆钻机需要根据围岩的可钻性进行选择，特别是在很破碎、很坚硬的两种极端条件下，锚杆钻机及钻具的选择对锚杆安装速度有很大的影响。另外，掘进工作面用人多、顶板事故多发，为实现少人、安全、高效，应不断提升掘进设备的自动化、信息化、智能化水平。

(4)支护形式与参数优化。支护速度与锚杆及锚索安装工艺、支护密度有很大关系，在保证巷道安全、支护效果的条件下，适当降低支护密度，减少单位巷道长度上的锚杆、锚索数量是提高支护速度的有效途径。为此，锚杆支护设计应遵循高强度、高刚度、高安全度、低支护密度的“三高一低”原则，通过采用高强度、高预应力、全长预应力锚固锚杆与锚索支护，实现支护的快速、高效。如对于前述数值模拟的巷道，每排顶板锚杆6根，帮锚杆8根，共14根/排。当排距为0.8，0.9，1.0 m时，支护密度分别为1.26，1.12，1.01根/m2;如果将每排顶板锚杆、帮锚杆数分别减少到5，6根，排距放大到1.2 m，则支护密度降低为0.66根/m2，是上述3种支护密度的0.52，0.59，0.65倍，单位巷道长度锚杆数量大幅降低。

(5)掘进全系统整体配套与协同。除了截割、支护环节外掘进还包括超前探测、运输煤炭及支护材料、通风、降尘等多个环节，属于系统工程。不仅要求每个环节能正常运行，而且要求各环节、各工序、各设备之间应有效衔接、相互联动、协同融合，形成一条龙配套的快速掘进作业线，才能显著提高掘进速度。

7 煤巷掘进的自动化与智能化

提升掘进自动化、智能化水平是实现快速掘进的有效途径和发展方向。下面结合我国煤巷地质与生产条件，围岩稳定性、可掘性、可钻性及可锚性，提出煤巷掘进自动化、智能化技术总体架构，论述相关关键、核心技术。

7.1 掘进自动化、智能化总体架构

掘进自动化、智能化包括智能感知、智能决策、自动执行3个要素[35-36]。掘进自动化、智能化总体架构如图24所示。掘进工作面智能感知涉及3个层面:① 掘进前进行全面、系统的煤岩体地质力学测试，在掘进过程中进行超前探测、随掘探测、随钻测量，实现对掘进工作面及配套系统“人-机-环”信息的全面感知，在此基础上建立掘进工作面动态地质模型，作为基础环境;② 掘进工作面环境的感知，实时监测顶板离层、巷道变形、围岩应力、锚杆锚索支护体受力及瓦斯、粉尘质量浓度等，监测作业环境动态变化;③ 设备感知，实时监测截割动载、截割轨迹、锚杆锚索钻机扭矩、推力等信息，记录设备工况并进行故障诊断，监测设备的位置、姿态信息，实现设备的行走导航与各功能动作定位感知。感知信息通过高网速传输系统传送至智能掘进自主决策平台，通过该平台进行多源异构数据的格式统一、通信协议转换。

图24 掘进智能化总体架构Fig.24 Overall framework for intelligence heading system

基于感知层数据，获得煤巷掘进工作面围岩稳定性、可掘性、可钻性、可锚性特征，掘进工作面围岩应力场与位移场动态演化规律，确定掘进、支护、运输等协同平行作业模式与工艺。以上述数据为支撑，以下位传输的动态数据为依据，建立基于掘进工作面动静载叠加作用下截割控制模型，临时支护、永久支护与围岩耦合控制模型，探、掘、支、运等多机协同控制模型，进行控制逻辑自主决策，为自动执行提供依据。

基于决策层控制逻辑，在执行层进行掘进工作面各设备系统的导航定位、截割、支护、运输、通风、降尘等动作，动作结果通过自主感知反馈至自主决策平台，对巷道掘进各工序作业进行实时监控、决策，对各动作进行执行与修正，形成闭环控制。

7.2 掘进工作面自动化、智能化关键技术

7.2.1 自动化、智能化截割技术

煤巷截割时间占总掘进时间通常少于30%，截割过程仅需要一名掘进机司机，截割不是影响掘进智能化的主要制约因素。目前已经能够实现一键启停、地面远程视频遥控等自动化控制。要实现更高层次的自动化、智能化，应进一步深入研究低扰动截割、截割动载识别与控制、截割轨迹自动规划等技术。

首先必须考虑巷道围岩条件，开发低扰动截割技术，通过优化截齿结构与布置方式，减少截割扰动对围岩稳定性影响。开展不同工况下截割实验室试验，可建立1∶1比例相似模型，深入研究不同煤岩层条件下截割扰动影响规律。开展井下现场原位截割测试研究，通过大量测试与统计数据，获得不同截割方式对掘进工作面围岩扰动影响规律。

开发截割动载荷识别技术与截割转速交流变频调速控制技术，实现不同工况下截割参数自动调节，包括截割转速、单刀力、牵引速度和截割深度等参数，实现电机输出转速、扭矩与破岩效果匹配，提高截割对不同煤岩层条件的适应性。

开发截割岩石动载荷数据提取及识别技术，实现对截割载荷信号的传输及特征提取，并配套研发大容量、高速采集、存贮及数据处理技术，实现载荷信息的实时分析，并建立各参数匹配关系，实现现场截割过程中自动调整截割参数来适应工况的变化。

截割轨迹的自动规划目前已开展大量的研究，应进一步在掘进装备运动学模型的基础上，以掘进装备机身为测量基准，在掘进装备导航定位基础上，以惯性空间为基准，配套相应监测技术，开发与掘进工作面围岩稳定性相匹配的截割轨迹自动规划算法及控制技术。

7.2.2 临时支护技术

巷道掘进后随着应力释放，围岩会出现离层、破坏，导致围岩自稳能力差，甚至发生冒顶、片帮。不同类别的巷道围岩对临时支护的需求不同。对于易冒顶、片帮的围岩，临时支护尤为重要。如前所述，现有的多数掘进工作面临时支护不能满足快速掘进的要求，需要探索新型临时支护技术，保障掘进工作面空顶、空帮范围内围岩的稳定性，为锚杆安装提供较大的作业空间。临时支护的发展主要有2个方向：① 改进现有临时支护装置，根据掘进工作面围岩条件开发与之相匹配的临时支护结构及自适应控制技术，提高对围岩的适应能力，减少对围岩的反复支撑，提高临时支护效果;② 改变现有临时支护方式，提出快速喷涂临时支护技术(图25)，采用快速凝固喷涂材料，配套自动化高效喷涂设备，在巷道表面形成高强度、高韧性护表喷层，起到临时支护的作用，同时可防止煤岩体风化，并替代金属网。

7.2.3 自动化锚杆施工技术

目前广泛采用的树脂锚杆的安装工艺流程如图26所示，包括:铺联网、安装钢带等护表构件、钻孔、卸钻杆、安装锚固剂、安装锚杆、搅拌锚固剂、拧紧螺母等多道工序。如前所述，由于工序复杂、自动化水平低，占去了60%以上的时间与人员。因此要实现快速掘进，锚杆支护的自动化、智能化是关键技术。

围绕锚杆施工自动化、智能化主要有2个方向，一是基于传统锚杆施工工艺进行自动化改进，例如中国煤炭科工集团太原研究院通过高压气体将树脂锚固剂送入孔中，并研发了自动钻孔、输送锚固剂、自动安装锚杆的台车。景隆重工机械有限公司在锚杆前方安装塑料套筒，将锚杆与锚固剂联结为一体，通过锚杆将锚固剂送入孔中，研制出钻孔、安装锚固剂并预紧的自动化锚杆台车，设置专门的锚杆存储机构。上述技术实现了钻孔、输送锚固剂、安装锚杆、搅拌及预紧的自动作业，但没有改变锚杆施工工艺，锚杆施工用时与人工相比并没有缩短，且对塌孔、锚固剂入孔困难、因围岩片落引起的锚杆外露超长等问题难以解决，抗干扰能力差。

锚杆自动化施工的另一个方向是对传统施工工艺进行改变，开发出新型钻锚一体化锚杆及配套施工工艺，以高强度无缝钢管为杆体，前端镶嵌一次性钻头，锚杆作为钻杆在钻箱带动下逆时针旋转打孔钻进，顺时针旋转拧紧螺母进行预紧。研发出新型触变性锚注材料，由A，B两组分组成，1∶1混合均匀后具有触变性。该锚注材料通过泵注进入锚杆尾部混合，自钻头流入钻孔，充填锚杆与钻孔间的环形空隙。停止泵送后，锚固剂触变特性可使锚固剂克服重力作用不沿钻孔流动，从而实现端锚至全长锚固任意长度锚固。选用高扭矩、高转速液压马达，实现了锚杆高扭矩预紧。该钻锚一体化锚杆实现了钻孔、注锚、预紧工序由同一机构完成，避免了施工机具的反复切换，同时节省了拆卸钻杆的时间，施工效率明显提高。克服了塌孔、锚固剂难以输送、围岩片落引起的锚杆外露超长等问题导致锚杆安装失败。基于钻锚一体化锚杆施工工艺，开发出“一键打锚杆”控制系统，实现了锚杆自动化快速施工。井下试验数据表明:单根锚杆施工时间不超过2 min，施工速度提高1倍。

7.2.4 超前探测技术

掘进工作面探测是巷道掘进必要的安全保障，目前主要采用物探、钻探结合的方法。物探主要采用槽波、地震波对掘进构造进行超前探测，采用瞬变电磁进行超前探水[37]。物探需要停止掘进作业，布设信号发射、接收装置，影响正常掘进。由于掘进工作面空间有限信号收发装置无法按照理想条件布设，一定程度上影响了物探的精度。另外，还开发了基于掘进机随掘震源的巷道前方构造探测技术[38]，以掘进机切割煤壁和岩石时产生的地震波作为震源，通过连续采集地震波并从中寻找反射波实现巷道超前探测。钻探是最可靠的超前探测手段，随着掘进装备集成化程度提高，整机装备体积增大，钻探与掘进装备换位困难，超前钻探逐步成为影响巷道快速掘进的重要因素。为实现便捷的超前钻探，研发了掘探一体化的装备[39]，包括基于悬臂式掘进机的掘探装备、基于掘锚一体机的掘探装备，通过将超前液压钻机集成于掘进机、掘锚一体机上避免了掘探换位作业。

为了解决随掘随探存在的问题，中国煤炭科工集团西安研究院提出区域探测技术方案，在掘进前利用千米定向钻机一次性完成整条巷道的钻探，通过钻孔物探一次性完成拟开掘巷道周围区域的物探，并开发出物探与钻探相结合的综合探测技术，实现了“探测先行、掘探分离”，消除了超前探测对掘进的影响。

7.2.5 定位与导航技术

定位与导航技术是掘进工作面装备实现自动化、智能化的重要技术，包括掘进装备行走的定位导航和锚杆支护的定位等。

掘进装备行走定位导航现有陀螺惯导、激光指引、全站仪测量、超宽带定位等单一导航设备和方法，难以满足强振动、高湿度等掘进工作面环境工况。定位导航有2个发展趋势:① 提高现有导航技术的精度，② 采用多传感器测试、数据融合方法与技术[40]，将具有不同特点多种导航传感器、位姿检测方法进行组合，充分发挥各自特点与优势，实现高效、精确导航。组合导航技术包括:超声波和惯性导航组合、机器视觉和惯性导航组合、激光标靶和倾角传感器的组合、全站仪与惯性导航组合等多种方式。另外掘进行走的定位还应根据实际掘进成型的巷道为基准，进行相对定位，在掘进装备前方和两侧布设测距雷达，计算掘进装备与煤壁距离，判断掘进装备的位置和角度偏差。

锚杆支护定位目前有多种方式，首先可根据锚杆设计间排距进行定位。以掘锚一体机为例，掘进装备按固定排距行走，锚杆钻臂与掘进装备保持同步，通过示教技术，锚杆钻臂按锚杆间排距以示教路径进行定位施工锚杆。锚杆支护还可采用基于深度学习的目标检测技术定位，例如以已支护完成的锚杆托板为目标进行深度学习目标检测(图27)，采用卷积神经网络对锚杆托板进行特征提取，根据所提取到卷积神经网络特征对目标的坐标和大小等信息进行回归预测，根据已支护锚杆托板的位置坐标，来判定下一个循环锚杆安装位置。在井下巷道中经常会出现局部漏顶、片帮情况，应以冒顶、片帮后的煤岩表面为基准，否则达不到预期的钻孔深度，这就要求锚杆钻机能实时根据工况调整钻进深度。可通过基于视觉传感的锚杆支护实时位姿解算(图28，其中，β为锚杆钻机与垂直方向的角度;d为锚杆钻机至锚杆孔打设位置的距离)，对漏顶、片帮不同畸变特征图像进行检测，判断漏顶、片帮深度，从而实时调整锚杆钻机的作业位姿补偿量，及时补偿现场工况改变造成的支护参数变化，提高锚杆支护定位的准确性。

图27 基于深度学习的锚杆托板检测Fig.27 Detection of bolt plates based on deep learning

图28 基于视觉传感的锚杆实时位姿解算原理示意Fig.28 Schematic diagram of real-time pose calculation principle of rock bolt based on visual sensing

7.2.6 围岩稳定性与环境监测及大数据分析

掘进工作面及巷道围岩稳定性监测可为掘进自动化、智能化提供重要基础数据。掘进工作面周围瓦斯、粉尘质量浓度、温度等参数的实时监测与分析，是保障巷道安全的必要条件。

围岩稳定性监测内容主要包括围岩应力、位移、离层、破坏监测，支护体受力、变形、破坏监测。现有围岩稳定性监测技术主要存在3个问题:① 通过在巷道中布置测站进行某一断面的监测，监测点固定，代表性差，难以反映全长巷道围岩的稳定性;② 监测实时性差，监测频率低，监测特征点少，例如巷道表面位移监测十字布点法只能反映顶、底、两帮4个特征点变化数据，无法满足巷道全断面监测的需求;③ 监测多集中在巷道永久支护段，监测仪器多需要打孔安装，施工繁琐，缺少可供掘进设备搭载的随掘监测技术，无法反映掘进工作面围岩稳定性随掘变化规律。

随着计算机图像识别与处理技术的发展，激光扫描测量技术与视觉测量技术等非接触式测量方法可应用于巷道围岩变形监测[41-42]。图29为巷道表面三维激光扫描点云分布，精度达到毫米级，能够满足巷道变形监测的需求。另外探索研发了随掘关键特征点双目视觉监测技术，随掘过程中每隔一定排距在巷道顶板和两帮布置若干反光辅助特征点，掘进设备上安装立体视觉相机实时监测特征点之间的相对距离，可实现两帮和顶板相对变形量的实时监测，用于判断顶板的相对下沉量，并可根据该数据的实时反馈，实现掘进工作面支护参数的动态调整。

图29 巷道三维激光扫描点云分布Fig.29 Distribution of 3D laser scanning point cloud in roadway

由于围岩条件的复杂性、多变性，单一监测很难客观评价围岩稳定性。采用多传感器、多信息融合技术才能对围岩稳定性进行全面、系统、可靠的评价。同时基于大量井下实测数据，建立掘进工作面及全长巷道围岩稳定性监测数据库，开发围岩稳定性监测数据云平台，通过大数据分析实时评价围岩稳定性及支护设计的合理性，为自动化、智能化掘进与支护提供数据支撑。

巷道掘进过程中会涌出瓦斯、产生粉尘，影响掘进工作面的安全和矿工职业健康，特别是对于高瓦斯煤层，瓦斯还显著影响巷道掘进速度。应研究不同围岩条件、不同截割方式下掘进工作面瓦斯、粉尘质量浓度随掘进的变化规律，建立通风量、瓦斯体积分数、粉尘质量浓度、粉尘颗粒分布等各参量之间的动态数据模型，实时分析监测数据，快速、准确识别掘进工作面周围瓦斯、粉尘分布情况，实现随掘过程中瓦斯、粉尘等工作面环境参数的准确监测与预警。

7.3 煤巷自动化、智能化掘进技术发展路径

我国煤矿巷道围岩地质条件千差万别、复杂多变，掘进技术与装备发展很不均衡，发展掘进自动化、智能化技术不能“一刀切”，应根据前述的围岩稳定性、可掘性、可钻性、可锚性等条件，结合煤矿的具体情况，分条件、分类别、分区域、分步骤实施。

对于鄂尔多斯、陕北等矿区非常稳定(Ⅰ类)、稳定(Ⅱ类)围岩条件，目前多数大型矿井的掘进已实现机械化、部分实现自动化，开始向智能化迈进。有些煤矿的掘进速度已达到1 500～2 000 m/月，但掘进工作面用人较多。① 应重点攻关锚杆、锚索自动化施工技术，显著减少用人、提高支护效率;同时，提升掘进定位导航技术、自动截割技术、多机协同控制技术，真正实现掘进自动化;② 应突破智能感知、智能决策、自动执行的技术瓶颈，在掘进工作面环境、围岩稳定性、装备工况、全时空巷道矿压监测与感知及大数据分析技术的基础上，建立掘进与支护控制模型，提出相应的算法和决策模型，形成以大数据支撑的动态化、信息化、智能化快速掘进技术，实现快速、少人、高效。

对于我国大部分巷道围岩条件(一般Ⅲ类、不稳定Ⅳ类)，目前多数煤矿实现了截煤机械化，部分达到自动化程度，但支护主要依靠人工。此类条件需要经历全部机械化、自动化到智能化的发展过程。① 需重点解决人工支护的问题，研发新型机械化、自动化临时支护技术，锚杆与锚索机械化、自动化施工技术，实现临时支护与永久支护的快速施工;② 构建掘支一体化系统，提升掘进与支护平行作业能力。开发适用的掘锚一体机，降低截割扰动，增强过地质构造的能力，掘进全过程实现自动化;③ 开发掘进环境、围岩稳定性、装备工况、支护状况感知系统及大数据分析技术，根据Ⅲ类、Ⅳ类围岩特点提出掘进与支护控制模型、决策模型，实现掘进的动态化、信息化施工，逐步提升智能化水平。

对于围岩稳定性非常差(Ⅴ类)的巷道条件：① 应开展掘进工作面地质构造超前探测技术研究，超前支护与加固技术、材料及装备研发，如超前深孔注浆技术、先卸压后掘进技术等，提高巷道围岩的可掘性;② 开展低扰动截割技术研究，开发钻锚注一体化锚杆、锚索自动化施工技术，提高掘进系统的机械化、自动化水平;③ 开展掘进各工序的自动化控制，掘进环境、围岩稳定性实时监测，信息反馈、控制、执行等技术研究，不断提升掘进自动化、智能化水平。

8 结 论

(1)巷道开挖后在掘进工作面顶角和巷道四角周围出现应力集中区，在工作面中部前方、后方的顶底板和两帮中部出现应力降低区;围岩位移在超前工作面相当于巷道宽度一半左右的位置开始明显增加。在刚开挖的2 m范围内，顶底板位移小。随着远离掘进工作面围岩位移量不断增大，达到2倍巷道宽度时基本稳定;围岩破坏范围随工作面不断推进发生变化。在刚开挖的2 m范围内破坏范围很小。随着至掘进工作面距离增加，顶板破坏深度不断增大，在至掘进工作面2倍巷道宽度时基本达到稳定。

(2)影响掘进工作面围岩稳定性的地质力学因素主要有围岩强度、地质构造、围岩结构及地应力。煤层强度对巷道变形与破坏的影响十分显著，高、低煤层强度下顶板下沉相差近1倍;层理对巷道顶板裂纹的产生和发育有一定影响，层理面越多，裂隙越发育;断层对其附近巷道围岩的裂隙场和位移场扩展有促进作用;随着地应力增大，围岩变形与破坏显著增加，当巷道轴向与最大水平主应力方向呈一定角度时，呈现明显的非对称位移和破坏特征。

(3)掘进参数包括巷道断面形状与参数、开挖方式、空顶距、掘进速度等，对掘进工作面围岩稳定性均有影响。随着巷道宽度增加，顶板破碎程度明显增加。分步开挖的顶板下沉量、顶板破坏程度明显大于一次开挖。空顶距对围岩裂隙场的影响显著，空顶距越大，围岩裂隙越多、分布越广。过快、过慢的掘进速度对围岩稳定性均不利。

(4)掘进工作面支护分为临时支护和永久支护。掘进后安装及时、主动、支护阻力大的临时支护效果好，应在较小的空顶距下及时安装永久支护。分次支护由于部分锚杆和锚索支护不及时，围岩位移和裂隙场的扩展均大于一次支护。通过分次支护提高掘进速度是以影响锚杆、锚索支护效果为代价的，应限定在一定的地质和生产条件下，使得二次支护效果不受到过大影响。

(5)根据煤巷掘进工作面空顶距及空顶时间，对煤巷掘进工作面围岩稳定性进行了分类。将煤巷围岩稳定性分为非常稳定、稳定、一般、不稳定、极不稳定等5类，并划分了每类围岩的空顶、空帮距及自稳时间，提出了相应的支护要求，为煤巷快速掘进提供了基础。

(6)掘进速度与被截割煤岩体性质有很大关系，据此提出煤巷可掘性的概念并进行了分类。根据掘进工作面煤层赋存条件、煤层强度与结构及掘后稳定性，将煤巷可掘性分为非常好、好、一般、差、非常差5类。分析了围岩的可钻性，指出应充分研究煤岩体的可钻性，并制定分级标准，以提高锚杆、锚索孔钻进速度。分析了围岩的可锚性及井下锚固煤岩层可锚性试验的重要性。

(7)目前我国煤巷掘进存在的突出问题为:缺乏有效的临时支护，不能实现掘支平行作业;锚杆与锚索施工工艺复杂、人工操作、占用时间长;单机自动化程度低，多机协同作业能力差;掘进装备可靠性差，整体开机率较低。提高煤巷掘进速度的主要途径为:根据巷道条件确定适合的掘进模式，优化掘进工艺，优选掘进装备;确定合理的支护形式与参数，适当降低支护密度;掘进全系统整体配套与协同。

(8)掘进自动化、智能化是实现快速掘进的有效途径。结合巷道围岩稳定性、可掘性、可钻性及可锚性，提出煤巷掘进自动化、智能化技术总体架构，应解决自动化、智能化截割、临时支护、自动化锚杆施工、超前探测、定位与导航、围岩稳定性与环境监测及大数据分析等关键技术。根据我国煤矿巷道地质条件的复杂性、多变性及掘进技术水平不平衡，提出煤巷自动化、智能化掘进技术的发展路径。