近距离煤层采空区下综掘巷道顶板支护技术
旧街矿近距离煤层采空区下工作面掘进巷道支护研究
旧街矿近距离煤层采空区下工作面掘进巷道支护研究作者：郑海青，陈理强，李权来源：《科技资讯》 2014年第34期郑海青1 陈理强2 李权2(1.山西煤炭运销集团旧街煤业有限公司山西阳泉 045000; 2.山东科技大学矿业与安全工程学院山东青岛 266510)摘要:旧街煤矿8、9煤层为近距离煤层,9101工作面位于上部8煤层工作面采空区下,煤层层间距仅为0.3～3 m,上煤层开采造成开采范围内的层间岩层(上煤层顶板,也是下煤层的顶板)变形破坏、裂隙发育,自稳性和完整性损失严重,下煤层工作面巷道顶板锚网支护无法起到应有作用,部分区域顶板甚至无法实施锚杆支护。
该文根据近距离煤层9101工作面实际地质和开采条件,选取“架棚和帮部锚网”联合支护作为采空区下掘进巷道支护方式,并确定了支护参数,通过现场实施和优化,保证了掘进巷道的良好支护,巷道得以正常掘进。
关键词:近距离煤层采空区下掘进巷道锚网支护架棚支护中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2014)12(a)-0029-011 工作面基本概况旧街煤矿9101工作面煤层标高为406～451m,地面标高为853～963m,埋深约为402～557m。
工作面西部为东区轨道巷;东部为矿界,以东为坡头煤矿;南部为9102准备工作面;北部为矿界,以北为新景煤矿;上部为8煤层8101、8102工作面采空区;下部无开采。
如图1所示。
9煤层煤厚度实测为3.2～3.5 m,平均3.35 m;接顶为0.3～5.5 m厚的灰黑色泥岩,直接顶上为8号煤采空区;煤层倾角在4～6°之间,平均倾角5°;煤层结构简单;煤层位于太原组上部,局部(主井附近)与8号煤层合并,为井田内稳定可采的中厚煤层。
2 采空区下掘进巷道支护影响因素分析(1)巷道岩层的地质条件。
9101工作面埋深为402～557 m左右,属于中等埋深工作面;工作面上覆盖山厚度在400 m左右,因此工作面主要受重力作用,垂直应力大。
近距离煤层群采空区下开采巷道支护技术研究
近距离煤层群采空区下开采巷道支护技术研究发布时间：2021-05-07T10:24:16.903Z 来源：《基层建设》2020年第34期作者：张承祖[导读] 摘要：在我国，近距离煤层群在煤炭赋存资源中占据了很大的比例，如西山矿区、大同矿区与神东矿区等。
晋能控股煤业集团小窑头煤业有限公司山西大同 037037摘要：在我国，近距离煤层群在煤炭赋存资源中占据了很大的比例，如西山矿区、大同矿区与神东矿区等。
随着开采规模的不断增大，许多矿区都对近距离煤层群下煤层进行开采，当煤层的层间距较小时，上煤层的开采对下煤层产生了较大的采动影响，上部工作面遗留煤柱会在底板岩层中传递应力，使下部煤层工作面巷道所处位置应力分布不均匀，巷道围岩稳定性差，支护较为复杂。
本文对近距离煤层群采空区下开采巷道支护技术进行研究。
关键词：支护；巷道；合理位置1工程概况某矿43104工作面位于井下西十一采区，开采3号煤层，东为43106采空区，南邻3号煤回风巷，西部为已回采的43102工作面，北为随老母断层。
该面上覆2号煤均已回采，北部切眼附近为巨成矿2号煤的小窑破坏区，2号煤与3号煤的层间距为7～15m，平均11m左右，属于典型的近距离煤层。
2号煤层厚度为2.25～3.43m，平均2.8m；3号煤层厚度为1.20～2.60m，平均1.9m，煤层平均倾角为5°，属于全区稳定可采煤层，3号煤层顶底板岩层情况如表1所示。
表13号煤层顶底板特征2下煤层工作面巷道合理位置的确定根据前人研究结果可知，目前近距离煤层采空区下巷道布置方式可以分为外错式、重叠式、内错式三种。
结合西铭矿43104工作面的实际条件，采用内错式布置巷道方式(如图1所示)，不但可以改善巷道所处应力环境，也可以减小上部遗留煤柱对下煤层工作面的影响。
图1巷道布置示意根据矿山压力力学分析和前人总结出的内错距计算公式，将下煤层巷道布置于上煤层遗留煤柱影响范围之外，可以按照下式计算内错距离：式中：L为上、下煤层巷道错距，m；h1为层间岩层厚度，取均值11m；h2为下煤层巷道高度，取1.9m；θ为应力影响角，取35°。
近距离煤层采空区下切巷支护技术
切巷 端头 采 用 十 字抬 棚 支护 方 式 ，基 抬 梁 、 棚 腿、 穿梁 均 由 １ １ 号 工 字钢 制 作 。 双 基抬 垂 直 正 巷法 向布 置 与 切 巷 口两 侧 ．间距 为 ７ ５ ０ ０ ｍ ｍ ｆ 内沿 间
关键 词 ： 切巷 支护 ； 近 距 离煤 层 ； 十 字 抬 棚
中图分类 号 ： Ｔ Ｄ ３ ５ ３
文 献标 志码 ： Ｂ
１ 工 程 概 况
ｉ 交河煤矿 ２ 一与 ２ 煤层层 间 距 ０ ． １ ０ １ ２ ． ０ ０ ｍ， 平均 ５ ． ６ ０ ｍ， 为 近 距 离煤 层 。２ － ２ — ６ ０ １工 作 面位
任文奎
（ 山 西 焦煤 霍 州 煤 电集 团 公 司 安 全 监 察 局 ， 山 西霍 州 ０ ３ １ ４ ￣）
摘 要 ： 以霍州煤 电三交河煤 矿近 距 离煤层 采 空 区下 首采 工作 面 ２ － ￣６ ０ １ 切巷 为工 程 背景 ， 提 出 了锚 网梁 索联合 架棚 支护 方式 ． 经现场 监测 表 明该 支 护 方式有 效地控 制 了近距 离采 空 区下 裂 隙发 育切巷 顶板 。
ｍ ｍ ．
在安 装锚 杆 （ 索） 时， 把锚 杆 测 力计 预 先 放前 需要 测试 初 读数 ． 安
装后再 及 时测试 安装后 数 据
距 基 抬梁 ｌ ０ ０ ０ ｍｍ： 靠 近双基 抬 外侧 各 架设 一
组 １ １号 工 字 钢 棚 ： 穿 梁 中部 两 侧 采 用 ４根 ４ ， １ ８×
（ ａ ）煤 柱 下
网梁 索联 合架棚 （ 单 体柱 、 叮 ｒ 梁） 支 护方式 。 为保 证切 巷安 全施 工 ．需 对 近距离 大断 面切 巷支 护技 术进行
近距离煤层采空区下巷道支护技术研究
量横 向裂隙 ，纵 向裂 隙贯通 发育 ，岩 层不 完整 。因此 ，在
此 地 段 支 护 时 必 须 进 行 锚 杆 锚 固 力 测 试 ，加 强 巷 道 瓦 斯 监
测 ，避免采空 区瓦斯沿纵 向裂隙 向巷道渗透 。
改进 ，目前钻孔窥 视仪 已具备 日常使 用 的功能 ，在探 测精
度 、使用便捷性方 面有 了长 足的进 步 ，能够应用 于 日常 的 围岩结构 窥视 。 西 山煤 电集 团马 兰矿 １ ２ ５ ０ ３胶 带 运 输巷 位 于 ２ 煤层，
煤
ｄｏ ｉ ：１ ０ ．１ １ ７９ ９ ／ｃ ｅ ２ ０１ ３ ０ ８ ０１ ６
炭
工
程
２ ０ １ ３年第 ８期
近 距 离煤 层 采 空 区下 巷 道 支 护技 术 研 究
武文浩 ，刘爱卿 ，李 挺
（ １ ．西山煤电股份有限公司 马兰矿 ，山西 太原 ０ ３ ０ ２ ０ ５ ；２ ．天地科技股份有限公司 开采设计事业部 ，北京 １ ０ ０ ０ １ ３ ）
关键 词 ：近 距 离煤层 ；采 空 区下 ；钻孔 窥视 ；应 力 降低 区
中 图分 类号 ：Ｔ Ｄ ３ ５ ３
文献 标识 码 ：Ｂ
文章 编号 ：１ ６ ７ １— ０ ９ ５ ９ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ８ － ０ ０ ４ ４ － ０ ３
煤层 厚 度 ２ ． ４ ０～３ ． ２ １ Ｉ Ｔ Ｉ ，平均 ２ ． ９ ２ ｍ，其 上 部 间 隔 ２ ． ５～
２ 巷道 合理 位置确 定
在煤柱集 中应力作用下 ，巷道 将会 出现强烈来 压 ｊ ， 巷道布置 的原则 之一是 将巷道 布置 在应 力降低 区之 内。上
收 稿 日期 ：２ ０ １ ３— ０ ３—１ ２
采空区下近距离煤层巷道掘进施工安全管理技术
［ １ ］ 樊志全． 近距 离煤层采 空 区下复合层顶 板巷道综掘技 术
［ Ｊ ］ ． 煤矿开采， ２ ０ ０ ８ （ ６ ） ． ［ ２ ］ 牛福龙． 极 近 距 离煤 层 采 空 区下 顺 槽 巷 道 掘 进 与 支护 技 术［ Ｊ ］ ． 煤 矿 支护 ， ２ ０ １ ２ （ ４ ） ．
通过认真分析采空 区下近距 离煤层掘进 过程 中可能存在
的各类安全隐患 ， 积极研究应对办法 ， 提前 做好 组织措施 ， 严格
落实规章制度 ， 特别是抓住顶板控制 、 瓦斯 防治 、 采空 区积水 预
防的 关键 ， 做 到超 前 预 防 ， 措施 到位 ， 最 终 实 现 了 马 脊 梁 矿 ｌ ４ 层４ ０ ４盘 区 ８ ４ ０ ８工作 面 ５ ４ ０ ８顺槽 巷 的施 工 安 全 。 参考文献 ：
该工作 面最 大 涌 水 量 为 ０ ． １ ３ ９ ｉ ｎ ／ ａｉ ｒ ｎ， 正 常 涌 水 量 为 ０ ． ０ ６ ９ ｍ ／ ｍ ｉ ｎ ； 采 空 区 积水 情 况 不 明 。 主要 采 取 以下 措 施 。 １ ） 坚持“ 有 掘必 探 ， 先探后掘” 的探 放 水 原 则 。 ２ ） 在 使 用 物探 及 长 探 孔 探 水 的基 础 上 ， 施 工 过程 中 每 班 开 ３ ） 探 到 上覆 采 空 区低 洼 处 积 水 时 ， 立 即停止作业 ， 撤 出 巷 内所 有 人 员 。待 排 空采 空 区积 水 后 ， 方可继续掘进。 ５ 过 地 质构 造 带 安全 技 术 措 施
３ ． １ 瓦 斯 涌 出量
在施工 ５ ４ ０ ８ 巷过程 中 ， 先 后分 别遇 见 Ｈ＝ ０ ． ５ ｍ／ ＿ ＿ ６ ０ 。 、
Ｈ：１ ． １ ｍ／ ＿ ７ ８ 。 、 Ｈ ＝１ ． ２ １ ／ １ －６ ／ ０ 。 、 Ｈ ＝１ ． ４ ０ ｍ／ ＿ ５ ５ 。 四 个 正
近距离采空区下煤巷顶板预应力全锚索支护技术研究
近距离采空区下煤巷顶板预应力全锚索支护技术研究摘要：在煤矿井下开采过程中，顶板支护体系是非常关键的，直接决定了井下开采空间的稳定性，避免发生不必要的安全事故。
而采空区跟正常区域有较大区别，对于顶板支护体系的要求更高，需要煤矿企业可以结合实际情况设计更高质量的支护技术。
本文先阐述了采空区煤矿巷道的特点，接着引入了顶板预应力全锚索支护技术，探索了这项技术在近距离采空区的实践应用方式，最后还从多个方面探究了煤巷顶板预应力全锚索支护技术应用过程中的保障措施，给煤矿安全生产提供完备的支撑。
关键词：采空区；煤巷顶板；预应力；全锚索支护当前我国大部分煤矿所开采的煤层都是近距离煤层，比如淮北矿区、神东矿区等。
但随着煤矿开采工作的进行，近距离煤层也会遭遇采空区，容易引发煤巷顶板失效、煤层下沉等问题，增加了煤矿井下开采的安全隐患，甚至会直接引发安全事故。
在这种情况下，煤矿企业就应该充分重视近距离采空区煤巷支护体系的建设，使用更高规格的支护技术，提高煤巷周围空间的稳定性，充分避免出现不必要的安全事故。
结合当前煤矿井下开采实践经验来看，煤巷顶板预应力全锚索支护技术可以得到较好的应用。
下面也结合这项技术的具体内容展开深入分析，探索其实践应用方式。
一、采空区煤矿巷道特点相较于正常巷道来说，近距离采空区的煤矿巷道更加特殊，具有三个方面的特点。
第一，近距离煤层的煤矿中，各个煤层的间距比较小，因此在开采过程中更容易形成大片的采空区，给巷道支护工作带来了较多困难。
第二，近距离采空区在形成以后，顶板支护体系不仅仅要考虑到采空区地质环境的稳定性，同时还要考量到后续开采施工对顶板支护的影响，这也给顶板支护体系提出了更高要求。
第三，近距离采空区煤巷的顶板支护工作是一个动态的过程，需要煤矿企业在井下开采过程中关注顶板支护模块的实时变化，做好事前管控工作。
综合来看，近距离采空区的煤巷顶板支护体系具有更高的要求，需要煤矿企业结合井下实际情况选择合适的支护技术，充分保证煤矿巷道的稳定性。
近距离煤层采空区下掘进巷道支护技术研究
近距离煤层下层煤掘进巷道综合支护技术研究与应用
作者简介 ： 张玉柏 （ １ ９ ８ ６ 一） ， 男， 山东邹城人 ， 大学本科 ， ２ ０ １ ０ 年
毕业于山东科 技大学采矿工程专业 ， 助 理工程师 。现在 兖矿集 团南
在相邻两排锚 杆 中间平 顶位 置 ， 沿巷 道 中线两侧 各１ ｍ分别 布置一根 ２× ４ ５ ０ ０ ｍ ｍ锚 索 ， 锚索与水平
２ ． ２ 方案 二 ： 锚 索 吊槽 钢顶 梁支 护形 式
１ ． ２ 掘 进 中出现 的 问题 由于本工作面顺槽与 ３ 巷道重叠布置 ， 位于上方
小煤柱下顶板压力较大 ， 且 夹矸分布不均 匀 ， 部分较薄
区域 由于 自重影 响 出现 缓慢下 沉 ， 巷道 两帮及顶 板移
近量都很大 ， 造成 棚子严 重变形 ， 锚杆拉 断 ， 后期 维护
著影响。 ２ 支 护形 式研 究方 案
地质资料显示 ， 该 工作面 掘进过程 中预计 将揭露 ６条
根据兖 矿集 团发 ［ ２ ０ ０ ６ ］ １ ８ ３号 文件 ： ３ 与 ３ 下煤 间夹矸厚度 小 于或等 于 ５ ｍ时 ， 应 采用 架棚 支 护或架 棚与锚网复合支护 ； 夹矸厚度 ５—１ ０ ｍ时 ， 应 采用架棚
124j4el2013年第2期近距离煤层下层煤掘进巷道综合支护技术研究与应用兖矿集团有限公司南屯煤矿山东邹城273515摘要针对南屯煤矿3下煤与3煤采空区间夹矸厚度的不稳定性结合多年来矿井巷道支护丰富经验的基础上探讨和总结了近距离煤层下层煤巷道掘进综合支护技术方法
１ ２ ４
东 撼菘 舛ｌ 枝
２ ０ １ ３ 年 第２ 期
矿总工程师组织论证 ， 论证通过后方可实施 。
考虑到各种 因素影响 ， 本工作 面顺槽与 ３ 工作面
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近距离煤层采空区下综掘巷道顶板支护技术摘要：阐述了该矿区地质概况，介绍了近距离煤层采空区下巷道掘进过程中的动压特征和高应力作用下的支护措施，并结合现场实际情况及时调整生产工艺和支护措施，总结出了近距离煤层采空区下掘进及围岩控制的一些技术经验。
关键词：近距离煤层顶板支护技术经验
1 概述
本矿3#煤资源已经枯竭，作为潞安集团最早的一个矿井，近年来致力于下组煤的开采，井田内下组煤可采煤层为15-1和15-3，煤层赋存稳定，平均厚度分别为1.12米和1.52m，为近距离薄煤层，层间距极不稳定，平均为4.83m。
层间还有一层15-2煤层，平均厚度为0.43m，15-3煤层顶板为泥岩，层理、节理。
裂隙发育，局部顶板为风化软岩，稳定性差，掘进和回采时顶板不易维护，易发生顶板事故。
2 采区地质概况
井田位于沁水煤田的东部边缘，井田内地质构造简单，地层走向近南北，向西倾斜。
总体以宽缓的向斜、背斜为主。
地层倾角较平缓，一般3°～6°。
15-1煤层直接顶：为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，薄层状，厚度2.67～5.19m，平均厚3.70m。
性脆，砂岩中波状层理发育，普氏系数1.9，属软岩。
老顶：一般为石灰岩，灰色，中厚层状，厚度2.20～17.95m，质硬，垂直裂隙发育，局部有小溶洞，普氏系数6.3～8.2，
属坚硬岩石。
直接底板：岩性为泥岩，深灰色～灰黑色，薄层状，厚度0.46～8.44m，含植物化石，性脆，致密，有节理，属半坚硬岩石。
15-3煤层直接顶板：岩性为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，薄层状，厚度0.53～5.71m，含植物化石，性脆，有节理，属软岩。
直接底板：岩性为泥岩，岩相及厚度变化较大，深灰色～灰黑色，薄层状，含植物化石，厚度0.00～5.90m，普氏系数2.0～2.3，属软岩石。
老底：岩性为中粒砂岩，岩相及厚度变化较大，灰色，薄层状，含植物化石，厚度0.80～9.50m，普氏系数3.7，属半坚硬岩石。
该采区为低瓦斯，最大相对瓦斯涌出量为9.26 m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为17.54m3/min；无瓦斯和二氧化碳突出倾向，煤尘具有爆炸性危险，具有自燃倾向。
3 采区巷道及工作面巷道布置
3.1 采区巷道
3.1.1 采区巷道布置
725水平北翼采区为三巷联合布置，分别为725水平回风巷、725水平轨道巷、725水平胶带巷，其中725回风巷2081m，725轨道巷1623m，725胶带巷1375m。
其中725胶带巷断面为4400mm×3000mm，轨道巷断面为4900mm×3850mm，回风巷断面为4200mm×3000mm。
采区左翼设计3个工作面，采区右翼设计了2个工作面，其中一个为15-3煤层工作面，即15302工作面顺槽走向长1710m，倾斜长180m，两条顺槽巷道为矩形断面，断面大小为4200mm×2400mm，切
眼断面为6000mm×2400mm。
3.1.2 采空区下巷道掘进及维护设计
15302工作面顺槽巷道均沿15-3层顶板掘进，胶带顺槽在上层15102工作面采空区下掘进，，15302轨道顺槽采用外错式在煤柱中掘进，支护形式为锚杆、锚索联合支护，工作面巷道非采面帮挂金属网，采面帮挂尼龙网。
基本参数如下: 胶带顺槽采11#矿用工字钢架棚支护，棚距为1000mm，两帮背三根刹杆，间距为600mm，顶背八根刹杆，间距为500mm。
轨道顺槽锚网支护：工作面非采面帮及顶板锚杆采用ф20－m22－2000mm左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆；工作面采面帮锚杆为ф20－
m22－2000mm高强度玻璃钢树脂锚杆；间排距为900m×1200m，金属菱形网规格1000mm×9600mm，10＃铁丝编制，网孔规格（mm）：40×40。
顶部上钢筋托梁，采用φ14钢筋焊接而成，宽度70mm，长度3.8m。
锚索采用ф18.9－7300mm钢绞线，锚索托板为300mm ×300mm×6mm高强度钢板，锚索为单排布置，位于巷道顶板正中，间距为3600mm。
3.2 工作面顺槽巷道掘进及矿压分析
3.2.1 巷道掘进
由于15-3煤层与15-1煤层属近距离煤层，平均间距为4.83米，且层间距极不稳定，胶带顺槽布置在采空区下，上层采空区已形成近两年时间，采空区压力已经稳定，掘进中压力显现不明显，局部
由于层间距较薄，出现顶板塌透，与采空区联通，造成工钢棚压力显现，为防止塌透点漏风，引起采空区煤层自燃，已采取喷浆措施。
轨道顺槽布置在煤柱内掘进，掘进时压力显现明显，在15302轨道顺槽采面帮部分玻璃钢锚杆折断，巷道片帮严重，玻璃钢锚杆失效多，顶板压力大，局部出现顶板下沉，最大下沉量搭300mm，巷道底板出现底鼓现象，底鼓量最大达300mm。
3.2.2 矿压规律及支护形式分析
巷道顶板破坏的主要原因是:煤柱内围岩应力集中程度高，在巷道开掘后，破坏了围岩的稳定性，围岩由原来的三向应力状态变为双向应力，岩层产生塑性压缩变形破坏，垂直方向的变形与碎胀扩容引起岩层的弯曲下沉。
软弱夹层的存在造成顶板容易产生松动和破坏范围的延伸，导致局部顶板下沉。
我矿近距离煤层采空区下巷道压力显现原因分析:
①15302轨道顺槽采面帮失效支护多，巷道片帮严重，主要原因是玻璃钢锚杆的锚固力小，仅为60kn，当巷道压力增大时，不能有效满足支护要求。
②15302轨道顺槽在煤柱中掘进，由于上覆15-1煤层15102工作面已回采，15302轨道顺槽巷道左帮处在煤柱集中高应力的作用下，巷道出现强烈来压。
围岩的绝对位移量较大；在煤柱高支承压力的作用下回采巷道一定深度的底板岩层受到拉应力的作用产生
离层，抗弯刚度降低，由于两帮煤体在支承压力作用下向巷道内移动，同时产生水平应力，相对完整的底板被压曲破坏，产生褶皱性
底鼓，如果底板节理裂隙较发育则会产生沿裂隙面滑移，产生挤压流动性底鼓。
③在15302轨道顺槽掘进至材料宽断面处，巷道出现明显的压力，导致巷道变形严重，巷道失效增多，巷道顶板开始出现离层现象，主要原因是由于宽断面处断面增大为4800mm×2400mm，巷道跨度增大，加之施工过程中质量控制不到位，造成了巷道出现明显变形。
3.2.3 采取的安全技术措施
①为了提高巷道顶板的稳定性，在15302轨道顺槽采取了复合支护形式，即锚索加工钢棚联合支护，顶板每两米打设一排锚索，每排两根，间距为2米，并架设工字钢棚，棚距为0.6米。
②为了解决帮锚杆拉断、失效，巷道片帮问题，将15302轨道顺槽采面帮玻璃钢锚杆更换为高强度螺纹钢锚杆，锚固力达到
130kn，使锚杆支护系统刚度大大增强，有效地控制了巷帮变形。
③通过以上支护工艺变更后，巷道维护虽得到了一定改善，但由于15-3煤层顶板层理、节理、裂隙发育，稳定性差。
为此，在试验的基础上，在顶板支护采取锚索加强的基础上又补打一排锚杆，间距为0.9米，排距为2米，形成锚杆、锚索交叉，主动与被动支护联合的方式加强顶板管理。
④采用锚网梁索加工字钢棚联合支护形式，基本能保证有效地控制顶板下沉，控制了巷道里帮片帮变形，但高应力集中还是会通过巷道弱面向巷道空间内进行释放，在底板较完整段会出现轻微
的两帮移近，在底板较松软时则会出现较为明显的底鼓。
⑤在15302轨道顺槽后续的掘进过程中，出现工钢棚轻微变形处，及时沿巷内掘进皮带打设一排点柱，出现失效支护及时更换、修复，并严格按锚网支护要求，及时安装顶板离层指示仪，加强顶板离层监测，每班由跟班队长负责对压力显现段进行离层仪观测，有变化及时汇报，采取措施，以防顶板事故发生。
4 结束语
通过不断的试验探索，逐步总结出了一套适合我矿井下生产条件的支护方式，有效控制了顶板，保证了巷道掘进安全，同时提高了掘进效率，为15302轨道顺槽安全掘进提供了有力的技术保障。