基于臨時支護新裝置的工序優化與支護性能分析

王云柱，成云海，王貫東，蘇 暢，李峰輝，許文濤，馬夢想

(1.安徽理工大學 礦業工程學院，安徽 淮南 232001；2.山東東安云礦業科技有限公司，山東 濟南 271100；3.安徽理工大學 機械工程學院，安徽 淮南 232001；4.淮南師范學院 機械與電氣工程學院，安徽 淮南 232038)

煤礦井下環境復雜，條件惡劣，給巷道掘進作業帶來諸多挑戰[1]?，F有的快速掘進技術與裝備受時空等因素制約，存在掘支平行作業難、支護整體耗時長、設備間協調能力差等問題。有數據表明：支護用時占成巷時間的60%，用工數占比達70%[2]。掘、支用時占比嚴重失調，形成掘快支慢的窘迫局面，極大的影響成巷效率。合理的施工技藝優化與支護裝備設計，可為其發展提供新動力。而臨時支護作為輔助永久支護的技術手段，依靠其支護的及時性，解決了掘進工作面空頂作業難問題，為后續支護作業提供安全保障?；谖覈旱V的快速掘進作業現狀，研發掘進工作面臨時支護新裝置、優化工序，從而對提高支護效率，推動快速掘進作業安全、高效、健康發展有著重要意義。

現階段，臨時支護裝置主要為四類：傳統簡易式、邁步自移式臨時支架、機載式臨時支護和新型臨時支護機器人[3]。第一類為單體支柱配鉸接梁和工字鋼前探梁，存在控頂效果差、作業風險高、效率低等問題，正被各種新裝備逐步取代。國內外學者大多從后三類對臨時支護裝置展開研究，并取得不錯的成果。楊東輝等[4]設計框架滑移交替邁步結構體系，解決支架的行走、鋪網等問題。薛光輝等[5]利用FLAC3D建立圍巖與支架力學耦合模型，對裝置支護性能進行分析。劉一凡[6]首次提出弱支撐、強防護的思路，設計新型臨時防護支架。李杰[7]引入長距離空頂區臨時有效支護的思想，設計“大循環組合梁式”臨時支護裝置。卓軍等[8]針對弱黏結復合頂板巷道，研發掘進工作面快速掘進強力掩護裝備。韓軍[9]提出高初撐力主動護頂臨時支護技術的新概念，研發高初撐主動護頂臨時支護裝置。賈志軍等[10]設計邁步式剛柔耦合臨時支架，建立動力擾動下支架仿真模型。李瑞等[11]設計綜掘巷道自移式超前支護裝備，提出異步耦合多液壓缸調平控制方法。Krauze Krzysztof等[12]建立巷道綜掘機械化臨時支護體系，形成鋼拱架模塊化運輸以及機械化組裝，實現連續作業。DING Shuhui等[13]提出可多機協同作業的臨時支護方案，設計自移式臨時支護裝置。

在上述研究中，學者們都對裝置結構設計進行研究，而對作業系統的工序和裝置的臨時支護作用機理研究較少?；诖?，設計臨時支護新裝置；對作業系統的工序進行優化，提出一種分區平行作業施工技術；并分析裝置的臨時支護作用機理；最后對裝置支護性能進行分析。

1 掘進工作面臨時支護新裝置

1.1 裝置結構

裝置主要由頂梁、中間梁、橫推油缸、斜撐油缸、斜撐桿、立柱、護幫臂和底座組成?？紤]綜掘巷道的服務期限，以及后期采煤工作面端頭支護，從工程應用的實用性、經濟型、操作性等角度綜合考慮多采用矩形斷面。所以，裝置外形為Π狀，可騎跨在綜掘機上進行支護作業，在矩形巷道內空間利用率高。裝置樣機如圖1所示。頂梁通過中間梁內的橫推油缸伸縮完成支護寬度變化；立柱動作完成支護高度的調整；頂梁與立柱采用銷釘連接；斜撐桿采用螺紋桿經耳座連接立柱與頂梁，通過調節來適應不同的巷道肩角，可用于斜頂直角梯形巷道中。

圖1 裝置樣機Fig.1 Device prototype diagram

1.2 裝置支護模式

裝置以架群形式，沿著巷道走向布置，采取架下車載移架、尾架變首架的循環支護模式，達到快速響應，及時支護。裝置的車載搬運，移架效率高；首尾接替下對頂板同一位置僅單次撐頂，不會出現邁步式支架的反復撐頂。裝置實施思路為：收縮狀態的裝置由梭車轉運至掘進工作面空頂處；通過導軌滑動和接架臂舉升裝置接近頂板；控制裝置的橫推油缸動作，頂梁伸展，直至護幫臂接觸巷幫；控制立柱動作，直至底座接觸巷道底板；調整各油缸達到初撐壓力；安裝臂收回，梭車返回，等待運輸下一裝置。

2 分區平行作業施工技術

為使臨時支護裝置支護模式的實施思路能更好的匹配于現場，以新巨龍煤礦綜掘巷道施工技術為例，對其工序進行優化設計，提出一種分區平行作業的施工技術。裝置所配套的分區平行作業系統如圖2所示。圖2中：迎頭下方為綜掘機的破煤區，綜掘機和梭車上方為裝置的臨時支護區，架群尾部為錨桿臺車的鉆錨區。掘、支、運、錨、輔等工序分區呈多工位平行作業，實現工序在空間上的分離；通過梭車尾部和錨桿臺車的鉆機，實現支護斷面內多角度同時鉆錨作業，提高效率。

圖2 分區平行作業系統Fig.2 Partition parallel operation system diagram

依據該礦綜掘施工流程，進行工序優化，闡明分區平行作業原理。工序優化方案如圖3所示，上部是該礦采用的綜掘施工技藝，表現為單向串行作業線，作業時上一環節未完成，則無法進行下一環節。將施工技術劃分為三個主要階段：掘進作業階段、臨時支護階段、永久支護階段，用不同顏色表示，進行區分。首先，綜掘機開機進行掏槽；待綜掘機截割完畢時，停機后撤至永久支護區域，進行敲幫問頂；人員將錨網、鋼帶等安放在綜掘機機載臨時支護裝置上；接著綜掘機再次進入，舉升臨時支護裝置，人員進入安裝錨網、鋼帶等護表構件；隨后，人員與綜掘機再次后撤至永久支護區域；人員與設備進入，進行頂板和兩幫的永久支護；支護完畢后，人員與設備再次撤離，綜掘機進入開機。在上述流程中，人員與綜掘機反復進入和撤離，存在人員與設備頻繁交叉換位作業的問題。

圖3 工序優化方案Fig.3 Process optimization diagram

優化后的施工技術流程如圖3所示，為兩條平行作業線同時開工，支、掘互不干擾，同時間段下開機率可實現大幅提高。在綜掘機割煤期間，錨桿臺車對頂板和兩幫進行永久支護；永久支護完成后，架群尾部的臨時支護裝置收縮，將錨網安放在裝置上，通過梭車進行轉運前移；待掘進機停機后，先進行敲幫問頂，然后臨時支護裝置轉運至迎頭，并進行撐頂，完成臨時支護；梭車尾部鉆機在臨時支護結束后可返回架群尾部，停留在架群尾部位置，對頂板進行低密度錨固作業；上述過程結束后，掘進機開機，完成一個循環。

3 裝置臨時支護作用機理分析

3.1 掘進工作面空頂區頂板巖梁力學分析

從掘進工作面推進方向來看，掘進后空頂區頂板由迎頭和兩幫的煤壁進行支撐，并受到空頂區后方永久支護區域錨桿、錨索的支護作用，而設計的臨時支護裝置主要對空頂區頂板進行支護。將空頂區頂板簡化為被兩幫煤壁支撐的簡支巖梁結構，并建立力學模型，如圖4所示[14]。頂板巖梁在上覆巖層壓力F作用下發生彎曲變形下沉，巖梁下端部存在拉應力，上端部存在壓應力；考慮巖石自身具有抗壓不抗拉的特點，巖梁的受拉處極易發生破斷；當所受拉應力大于極限抗拉強度后，巖梁會發生拉斷破壞；同時，在接觸層面間產生滑移剪切，致使破斷的巖梁塊體失穩、切落，發生冒頂。所以，著重分析巖梁的撓度(即豎向位移)和彎曲應力變化，為裝置的支護作用提供有關依據。假設巖梁高度為H，跨度為L，其截面寬度為單位1，截面形狀近似為矩形，所受均布載荷為q=F/L。

圖4 頂板兩端簡支巖梁力學模型Fig.4 Mechanical model of simply supported rock beam at both ends of roof

在坐標平面內，可得到巖梁跨度方向任一點x(0≤x≤L)處，截面上剪力Fs(x)、彎矩M(x)和撓度W(x)的函數表達式：

則巖梁上任一點x處截面所受的彎曲正應力為：

式中，q為巖梁所受的均布載荷，N/m；L為巖梁的跨度，m；E為彈性模量，GPa；IZ為巖梁截面對中性軸的慣性矩，m4；H為巖梁的高度，m；y為巖梁截面上任一點x到中性層的距離，m；W為巖梁截面上任一點x的撓度，m。

依據材料力學理論，巖梁左右兩端點x=0、x=L處剪力值最大，為F/2。因此，在頂板與兩幫的肩窩位置極易發生剪切破壞。巖梁的豎向位移最大值出現在跨度中心位置x=L/2處，為：

以中性層為界，同一截面上的最大彎曲正應力存在于距離中性層最遠處，理論上x=L/2截面處的彎曲正應力是整個巖梁的最大值，則：

σmax=3F/4H2

由此，在頂板巖梁的中部也易發生拉斷破壞。根據表達式(3)、式(4)，可知：頂板巖梁在跨度方向不同位置處的撓度W與彈性模量E和慣性矩IZ成反比，與上覆巖層壓力F和均布載荷q成正比，與跨度L有關；其所受的彎曲正應力σ與彎矩M和到中性層的距離y成正比，與慣性矩IZ成反比。

3.2 裝置的支護控制技術

依據前節分析的巖梁力學模型表達式，結合現場施工時，各參數存在相對固定的情況，若想實現巖梁的撓度W減小以及所受彎曲正應力σ的降低，需使用外部技術手段進行干預，通常為采取支護作用。此外，對頂板與兩幫的肩窩位置，以及頂板巖梁中部都是支護的重點對象。為此，支護時可對頂板巖梁的下端部，提供一定的反向均布載荷進行支撐，同時對兩幫施以載荷，加強兩幫的防護；通過力的相互作用，疊加后達到變相減小表達式(1)—(3)中q的效果，以此降低頂板巖梁的撓度W，減小頂板下沉位移量，降低彎曲正應力σ，維護巖梁穩定。

臨時支護裝置在掘進工作面空頂后，快速響應，及時支護；通過提供一定的反向均布載荷作用于空頂區頂板，對頂板的臨空面形成支撐作用；對頂板下沉變形進行控制，減弱頂板下沉趨勢；改善頂板的應力狀態，即巖梁在跨度方向上的剪力Fs、彎矩M、撓度W和彎曲正應力σ都會較空頂狀態下明顯減小。裝置的控制作用對初期的頂板圍巖裂隙發育、變形等進行抑制，但并不完全限制圍巖的位移，而是在出現有害位移前達到平衡；從而保持頂板圍巖結構的完整性、連續性和穩定性；同時控制作用形成的主動支護，可減小偏應力，對已經產生破碎、損傷圍巖的殘余強度進行增強，使其再次擠壓，得到密實加固，發揮圍巖自承能力。另一方面，在裝置支護期間圍巖應力狀態逐步趨于穩定，可為后續的永久支護提供很好的契機；避免空頂期間頂板裂隙發育和下沉導致的離層增大，使得錨桿、錨索安裝后的所受剪應力和軸向拉力過大，在錨固界面發生黏結失效，影響支護效果。

4 裝置支護性能分析

4.1 頂板支護的力學依據

根據該礦綜掘巷道的地質條件和裝置的特性，參照松動圈支護理論，采用等效圓法把矩形巷道轉化為等效的圓形巷道，將等效的圓形巷道塑性區半徑作為松動圈半徑來進行計算[17]。力學簡化模型如圖5所示。

圖5 力學簡化模型Fig.5 Simplified mechanical model

所研究矩形巷道的寬度為2a，高度為h，有關計算表達式如下：

式中，R為等效圓形巷道的半徑，m；Rs為等效圓形巷道的松動圈半徑，m；P0為等向原巖應力，取19.75 MPa：c為巖石的內聚力，取2.40 MPa；φ為巖石的內摩擦角，取30°；γ為巖石的容重，取2400 kg/m3。

已知巷道高度h=4 m，寬度2a=4.80 m。計算時取cotφ=1.73，得到：R=3.12 m，Rs=5.30 m。將巷道頂板松動范圍內(即0～Rs-h/2)的巖石重量視為裝置支護所需承受的載荷。裝置的頂部面積S為2 m2，取g為10 m/s2，則巷道頂板對裝置施加的載荷為：

4.2 裝置結構靜力學分析

利用SolidWorks繪制裝置的三維模型，并進行簡化[16，17]。在ANSYS Workbench中，對導入的模型賦予材料屬性，主體部件為Q690。隨后進行網格細化，添加約束，對裝置頂部添加158.40 kN的載荷。有關配置完成后，得到模型的節點數為970434，單元數為296202，最后運行求解。

求解后得到的等效應力分布如圖6所示，最大等效應力為57.37 MPa，出現在頂梁下端與耳座連接處，數值遠小于材料的屈服強度690 MPa，未出現材料的失效現象。位移分布如圖7所示，求解后得到的最大變形量為0.30 mm，發生在中間梁上端部位，與裝置整體尺寸相比可忽略不計，不影響裝置的正常運轉。頂梁和中間梁工作時直接與頂板接觸，是裝置主要的應力分布區域和變形區域。裝置的護幫臂在斜撐油缸作用下，與兩幫煤壁接觸，在靜態結構求解時插入了位移邊界條件，求解后也出現了微小變形。因此，頂梁和中間梁為影響裝置承載性能的關鍵結構件。后續工作中，通過對頂梁和中間梁結構進行優化，可減少對裝置整體優化的盲目性，提高效率。故在該掘進工作面的地質條件下，裝置的結構設計在承受頂板載荷時，未發生破壞失效，能夠滿足支護要求。

圖6 等效應力分布Fig.6 Equivalent stress cloud diagram

圖7 位移分布Fig.7 Displacement cloud diagram

5 結 論

1)設計了新型臨時支護裝置，可實現支護寬度與高度可自由調節，采取架下車載移架、尾架變首架的模式進行循環支護。

2)依據新巨龍煤礦綜掘施工流程，展開優化，在理論上提出一種分區平行作業施工技術；采取兩條平行作業線同時開工，可使支、掘互不干擾，解決人員與設備的反復交叉換位問題，從而提高開機率。

3)通過頂板兩端簡支巖梁力學模型，分析巖梁的撓度(即豎向位移)和彎曲應力變化，為裝置的支護作用提供依據；裝置對掘進工作面空頂區頂板進行及時支護、阻裂減沉，從而維護成巷初期的圍巖穩定，為保障安全作業環境，提供有利條件。

4)在巷道頂板松動范圍0～3.30 m時，裝置支護所承受的載荷為158.40 kN；靜力學仿真得到裝置的位移和等效應力分布情況，最大等效應力為57.37 MPa，在裝置頂梁下端與耳座位置交接處，最大位移量出現在中間梁上端中部，為0.30 mm；裝置的結構設計能滿足支護要求。