基于临时支护新装置的工序优化与支护性能分析

王云柱，成云海，王贯东，苏 畅，李峰辉，许文涛，马梦想

(1.安徽理工大学 矿业工程学院，安徽 淮南 232001；2.山东东安云矿业科技有限公司，山东 济南 271100；3.安徽理工大学 机械工程学院，安徽 淮南 232001；4.淮南师范学院 机械与电气工程学院，安徽 淮南 232038)

煤矿井下环境复杂，条件恶劣，给巷道掘进作业带来诸多挑战[1]。现有的快速掘进技术与装备受时空等因素制约，存在掘支平行作业难、支护整体耗时长、设备间协调能力差等问题。有数据表明：支护用时占成巷时间的60%，用工数占比达70%[2]。掘、支用时占比严重失调，形成掘快支慢的窘迫局面，极大的影响成巷效率。合理的施工技艺优化与支护装备设计，可为其发展提供新动力。而临时支护作为辅助永久支护的技术手段，依靠其支护的及时性，解决了掘进工作面空顶作业难问题，为后续支护作业提供安全保障。基于我国煤矿的快速掘进作业现状，研发掘进工作面临时支护新装置、优化工序，从而对提高支护效率，推动快速掘进作业安全、高效、健康发展有着重要意义。

现阶段，临时支护装置主要为四类：传统简易式、迈步自移式临时支架、机载式临时支护和新型临时支护机器人[3]。第一类为单体支柱配铰接梁和工字钢前探梁，存在控顶效果差、作业风险高、效率低等问题，正被各种新装备逐步取代。国内外学者大多从后三类对临时支护装置展开研究，并取得不错的成果。杨东辉等[4]设计框架滑移交替迈步结构体系，解决支架的行走、铺网等问题。薛光辉等[5]利用FLAC3D建立围岩与支架力学耦合模型，对装置支护性能进行分析。刘一凡[6]首次提出弱支撑、强防护的思路，设计新型临时防护支架。李杰[7]引入长距离空顶区临时有效支护的思想，设计“大循环组合梁式”临时支护装置。卓军等[8]针对弱黏结复合顶板巷道，研发掘进工作面快速掘进强力掩护装备。韩军[9]提出高初撑力主动护顶临时支护技术的新概念，研发高初撑主动护顶临时支护装置。贾志军等[10]设计迈步式刚柔耦合临时支架，建立动力扰动下支架仿真模型。李瑞等[11]设计综掘巷道自移式超前支护装备，提出异步耦合多液压缸调平控制方法。Krauze Krzysztof等[12]建立巷道综掘机械化临时支护体系，形成钢拱架模块化运输以及机械化组装，实现连续作业。DING Shuhui等[13]提出可多机协同作业的临时支护方案，设计自移式临时支护装置。

在上述研究中，学者们都对装置结构设计进行研究，而对作业系统的工序和装置的临时支护作用机理研究较少。基于此，设计临时支护新装置；对作业系统的工序进行优化，提出一种分区平行作业施工技术；并分析装置的临时支护作用机理；最后对装置支护性能进行分析。

1 掘进工作面临时支护新装置

1.1 装置结构

装置主要由顶梁、中间梁、横推油缸、斜撑油缸、斜撑杆、立柱、护帮臂和底座组成。考虑综掘巷道的服务期限，以及后期采煤工作面端头支护，从工程应用的实用性、经济型、操作性等角度综合考虑多采用矩形断面。所以，装置外形为Π状，可骑跨在综掘机上进行支护作业，在矩形巷道内空间利用率高。装置样机如图1所示。顶梁通过中间梁内的横推油缸伸缩完成支护宽度变化；立柱动作完成支护高度的调整；顶梁与立柱采用销钉连接；斜撑杆采用螺纹杆经耳座连接立柱与顶梁，通过调节来适应不同的巷道肩角，可用于斜顶直角梯形巷道中。

图1 装置样机Fig.1 Device prototype diagram

1.2 装置支护模式

装置以架群形式，沿着巷道走向布置，采取架下车载移架、尾架变首架的循环支护模式，达到快速响应，及时支护。装置的车载搬运，移架效率高；首尾接替下对顶板同一位置仅单次撑顶，不会出现迈步式支架的反复撑顶。装置实施思路为：收缩状态的装置由梭车转运至掘进工作面空顶处；通过导轨滑动和接架臂举升装置接近顶板；控制装置的横推油缸动作，顶梁伸展，直至护帮臂接触巷帮；控制立柱动作，直至底座接触巷道底板；调整各油缸达到初撑压力；安装臂收回，梭车返回，等待运输下一装置。

2 分区平行作业施工技术

为使临时支护装置支护模式的实施思路能更好的匹配于现场，以新巨龙煤矿综掘巷道施工技术为例，对其工序进行优化设计，提出一种分区平行作业的施工技术。装置所配套的分区平行作业系统如图2所示。图2中：迎头下方为综掘机的破煤区，综掘机和梭车上方为装置的临时支护区，架群尾部为锚杆台车的钻锚区。掘、支、运、锚、辅等工序分区呈多工位平行作业，实现工序在空间上的分离；通过梭车尾部和锚杆台车的钻机，实现支护断面内多角度同时钻锚作业，提高效率。

图2 分区平行作业系统Fig.2 Partition parallel operation system diagram

依据该矿综掘施工流程，进行工序优化，阐明分区平行作业原理。工序优化方案如图3所示，上部是该矿采用的综掘施工技艺，表现为单向串行作业线，作业时上一环节未完成，则无法进行下一环节。将施工技术划分为三个主要阶段：掘进作业阶段、临时支护阶段、永久支护阶段，用不同颜色表示，进行区分。首先，综掘机开机进行掏槽；待综掘机截割完毕时，停机后撤至永久支护区域，进行敲帮问顶；人员将锚网、钢带等安放在综掘机机载临时支护装置上；接着综掘机再次进入，举升临时支护装置，人员进入安装锚网、钢带等护表构件；随后，人员与综掘机再次后撤至永久支护区域；人员与设备进入，进行顶板和两帮的永久支护；支护完毕后，人员与设备再次撤离，综掘机进入开机。在上述流程中，人员与综掘机反复进入和撤离，存在人员与设备频繁交叉换位作业的问题。

图3 工序优化方案Fig.3 Process optimization diagram

优化后的施工技术流程如图3所示，为两条平行作业线同时开工，支、掘互不干扰，同时间段下开机率可实现大幅提高。在综掘机割煤期间，锚杆台车对顶板和两帮进行永久支护；永久支护完成后，架群尾部的临时支护装置收缩，将锚网安放在装置上，通过梭车进行转运前移；待掘进机停机后，先进行敲帮问顶，然后临时支护装置转运至迎头，并进行撑顶，完成临时支护；梭车尾部钻机在临时支护结束后可返回架群尾部，停留在架群尾部位置，对顶板进行低密度锚固作业；上述过程结束后，掘进机开机，完成一个循环。

3 装置临时支护作用机理分析

3.1 掘进工作面空顶区顶板岩梁力学分析

从掘进工作面推进方向来看，掘进后空顶区顶板由迎头和两帮的煤壁进行支撑，并受到空顶区后方永久支护区域锚杆、锚索的支护作用，而设计的临时支护装置主要对空顶区顶板进行支护。将空顶区顶板简化为被两帮煤壁支撑的简支岩梁结构，并建立力学模型，如图4所示[14]。顶板岩梁在上覆岩层压力F作用下发生弯曲变形下沉，岩梁下端部存在拉应力，上端部存在压应力；考虑岩石自身具有抗压不抗拉的特点，岩梁的受拉处极易发生破断；当所受拉应力大于极限抗拉强度后，岩梁会发生拉断破坏；同时，在接触层面间产生滑移剪切，致使破断的岩梁块体失稳、切落，发生冒顶。所以，着重分析岩梁的挠度(即竖向位移)和弯曲应力变化，为装置的支护作用提供有关依据。假设岩梁高度为H，跨度为L，其截面宽度为单位1，截面形状近似为矩形，所受均布载荷为q=F/L。

图4 顶板两端简支岩梁力学模型Fig.4 Mechanical model of simply supported rock beam at both ends of roof

在坐标平面内，可得到岩梁跨度方向任一点x(0≤x≤L)处，截面上剪力Fs(x)、弯矩M(x)和挠度W(x)的函数表达式：

则岩梁上任一点x处截面所受的弯曲正应力为：

式中，q为岩梁所受的均布载荷，N/m；L为岩梁的跨度，m；E为弹性模量，GPa；IZ为岩梁截面对中性轴的惯性矩，m4；H为岩梁的高度，m；y为岩梁截面上任一点x到中性层的距离，m；W为岩梁截面上任一点x的挠度，m。

依据材料力学理论，岩梁左右两端点x=0、x=L处剪力值最大，为F/2。因此，在顶板与两帮的肩窝位置极易发生剪切破坏。岩梁的竖向位移最大值出现在跨度中心位置x=L/2处，为：

以中性层为界，同一截面上的最大弯曲正应力存在于距离中性层最远处，理论上x=L/2截面处的弯曲正应力是整个岩梁的最大值，则：

σmax=3F/4H2

由此，在顶板岩梁的中部也易发生拉断破坏。根据表达式(3)、式(4)，可知：顶板岩梁在跨度方向不同位置处的挠度W与弹性模量E和惯性矩IZ成反比，与上覆岩层压力F和均布载荷q成正比，与跨度L有关；其所受的弯曲正应力σ与弯矩M和到中性层的距离y成正比，与惯性矩IZ成反比。

3.2 装置的支护控制技术

依据前节分析的岩梁力学模型表达式，结合现场施工时，各参数存在相对固定的情况，若想实现岩梁的挠度W减小以及所受弯曲正应力σ的降低，需使用外部技术手段进行干预，通常为采取支护作用。此外，对顶板与两帮的肩窝位置，以及顶板岩梁中部都是支护的重点对象。为此，支护时可对顶板岩梁的下端部，提供一定的反向均布载荷进行支撑，同时对两帮施以载荷，加强两帮的防护；通过力的相互作用，叠加后达到变相减小表达式(1)—(3)中q的效果，以此降低顶板岩梁的挠度W，减小顶板下沉位移量，降低弯曲正应力σ，维护岩梁稳定。

临时支护装置在掘进工作面空顶后，快速响应，及时支护；通过提供一定的反向均布载荷作用于空顶区顶板，对顶板的临空面形成支撑作用；对顶板下沉变形进行控制，减弱顶板下沉趋势；改善顶板的应力状态，即岩梁在跨度方向上的剪力Fs、弯矩M、挠度W和弯曲正应力σ都会较空顶状态下明显减小。装置的控制作用对初期的顶板围岩裂隙发育、变形等进行抑制，但并不完全限制围岩的位移，而是在出现有害位移前达到平衡；从而保持顶板围岩结构的完整性、连续性和稳定性；同时控制作用形成的主动支护，可减小偏应力，对已经产生破碎、损伤围岩的残余强度进行增强，使其再次挤压，得到密实加固，发挥围岩自承能力。另一方面，在装置支护期间围岩应力状态逐步趋于稳定，可为后续的永久支护提供很好的契机；避免空顶期间顶板裂隙发育和下沉导致的离层增大，使得锚杆、锚索安装后的所受剪应力和轴向拉力过大，在锚固界面发生黏结失效，影响支护效果。

4 装置支护性能分析

4.1 顶板支护的力学依据

根据该矿综掘巷道的地质条件和装置的特性，参照松动圈支护理论，采用等效圆法把矩形巷道转化为等效的圆形巷道，将等效的圆形巷道塑性区半径作为松动圈半径来进行计算[17]。力学简化模型如图5所示。

图5 力学简化模型Fig.5 Simplified mechanical model

所研究矩形巷道的宽度为2a，高度为h，有关计算表达式如下：

式中，R为等效圆形巷道的半径，m；Rs为等效圆形巷道的松动圈半径，m；P0为等向原岩应力，取19.75 MPa：c为岩石的内聚力，取2.40 MPa；φ为岩石的内摩擦角，取30°；γ为岩石的容重，取2400 kg/m3。

已知巷道高度h=4 m，宽度2a=4.80 m。计算时取cotφ=1.73，得到：R=3.12 m，Rs=5.30 m。将巷道顶板松动范围内(即0～Rs-h/2)的岩石重量视为装置支护所需承受的载荷。装置的顶部面积S为2 m2，取g为10 m/s2，则巷道顶板对装置施加的载荷为：

4.2 装置结构静力学分析

利用SolidWorks绘制装置的三维模型，并进行简化[16，17]。在ANSYS Workbench中，对导入的模型赋予材料属性，主体部件为Q690。随后进行网格细化，添加约束，对装置顶部添加158.40 kN的载荷。有关配置完成后，得到模型的节点数为970434，单元数为296202，最后运行求解。

求解后得到的等效应力分布如图6所示，最大等效应力为57.37 MPa，出现在顶梁下端与耳座连接处，数值远小于材料的屈服强度690 MPa，未出现材料的失效现象。位移分布如图7所示，求解后得到的最大变形量为0.30 mm，发生在中间梁上端部位，与装置整体尺寸相比可忽略不计，不影响装置的正常运转。顶梁和中间梁工作时直接与顶板接触，是装置主要的应力分布区域和变形区域。装置的护帮臂在斜撑油缸作用下，与两帮煤壁接触，在静态结构求解时插入了位移边界条件，求解后也出现了微小变形。因此，顶梁和中间梁为影响装置承载性能的关键结构件。后续工作中，通过对顶梁和中间梁结构进行优化，可减少对装置整体优化的盲目性，提高效率。故在该掘进工作面的地质条件下，装置的结构设计在承受顶板载荷时，未发生破坏失效，能够满足支护要求。

图6 等效应力分布Fig.6 Equivalent stress cloud diagram

图7 位移分布Fig.7 Displacement cloud diagram

5 结 论

1)设计了新型临时支护装置，可实现支护宽度与高度可自由调节，采取架下车载移架、尾架变首架的模式进行循环支护。

2)依据新巨龙煤矿综掘施工流程，展开优化，在理论上提出一种分区平行作业施工技术；采取两条平行作业线同时开工，可使支、掘互不干扰，解决人员与设备的反复交叉换位问题，从而提高开机率。

3)通过顶板两端简支岩梁力学模型，分析岩梁的挠度(即竖向位移)和弯曲应力变化，为装置的支护作用提供依据；装置对掘进工作面空顶区顶板进行及时支护、阻裂减沉，从而维护成巷初期的围岩稳定，为保障安全作业环境，提供有利条件。

4)在巷道顶板松动范围0～3.30 m时，装置支护所承受的载荷为158.40 kN；静力学仿真得到装置的位移和等效应力分布情况，最大等效应力为57.37 MPa，在装置顶梁下端与耳座位置交接处，最大位移量出现在中间梁上端中部，为0.30 mm；装置的结构设计能满足支护要求。