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摘要：本文围绕煤矿掘进效率偏低的问题，构建了以扩大空顶距和分阶段支护为核心的快速掘进工艺体系。通过薄板模型计算极限空顶距并引入安全系数获得工程参数，再结合数值模拟确定补强滞后距离。现场应用表明，该工艺可同时提升掘进速度、设备利用率与顶板稳定性，具有良好工程适用性。

关键词：煤矿掘进；空顶距；支护体系；工艺优化

1.工程地质与巷道条件

1.1巷道断面、煤层与顶板结构

工程地质方面，研究段为大断面矩形煤巷，净宽5.5m×净高3.2m，采层总体厚约8m；顶板自下而上依次为1.05m顶煤、0.40m夹矸、3.35m顶煤、3.70m粉砂岩及约11m中砂岩。覆岩属坚硬顶板，中砂岩短期承载力较高（抗压约40–55MPa），埋深约320m。该地层组合在短期内表现出良好承载性，但地应力集中与局部裂隙演化仍是支护设计与掘进安全控制的关键因素。

1.2原支护工艺及其局限性

原采用经验空顶距0.80m并执行“一掘一支”作业模式，支护构造具有较大强度裕度，但频繁的截割与支护切换导致工序繁琐、设备闲置，循环进尺受限，现场月进尺约260m，设备利用率偏低。该模式虽保证短期安全，但严重制约掘进效率与生产接续，因而需通过空顶距调整与分阶段支护设计，实现作业并行与工序简化以提升综合效益[1]。

2.快速掘进核心思路

该思路以合理放大巷道空顶距为前提，通过允许顶板在受控范围内发生弹塑性变形以释放围岩变形能，从而减少单次支护强度和频次；同时采用“一次让压支护＋二次补强支护”的分阶段体系，一次让压以柔性、低密度支护形式约束顶板初期变形、形成让压结构，二次补强在滞后距离内实施高强度锚索与补打锚杆以实现长期稳定[2]。两阶段支护相互配合，既能提高掘进循环进尺和设备利用率，又能控制顶板离层与片帮风险，实现掘进与支护的平行作业与安全可控。

3.空顶距计算与合理参数确定

3.1顶板简支薄板模型建立

在对巷道顶板进行力学分析时，将位于巷道顶板上的1.05m顶煤视为简支薄板，受其上方软弱覆岩的均布荷载作用。模型基本假定为：薄板跨中简支，两短边与两长边可近似视为简支边界，板受均布荷载作用产生弯曲和弯拉应力。板的抗弯刚度表达式:

（1）

式中：E为顶煤弹性模量、t为薄板厚度（1.05m）、v为泊松比。

均布荷载表达式:

（2）

取岩层平均容重

,考虑主要承载层厚度

得

。

基于上述模型，可用薄板弯曲与极限拉应力判据（弯曲应力与材料抗拉强度比较）确定允许的极限，通过数值或解析求解得到理论极限跨度，为后续极限空顶距计算与参数敏感性分析提供基础。

3.2极限空顶距计算

在简支薄板模型下，采用弯曲极限判据求解极限空顶距

，即当板中性面弯曲应力达到材料抗拉强度时的跨度阈值，理论上可表达为：在均布荷载q下板的最大弯矩

与薄板的最大表面弯曲应力

表达式：      

（3）

距中性轴最外纤维的距离：y=t/2，截面惯性矩：

；结合薄板刚度D与边界条件可求出

的解析或数值根。

将工程参数代入：

巷道净宽与净高用于确定等效板宽比后，解得理论极限空顶距

。

该数值代表在理想弹性条件与及时支护的前提下，顶煤作为简支薄板可承受的最大不支撑跨度，超过该值将导致板面裂开、片帮或失稳风险显著增大，应作为工程极限参考而非直接施工值。

3.3引入安全系数后的实际空顶距

考虑工程不确定性、材料异质性与施工误差，将理论极限值转为可施工参数需引入安全系数

。按照工程保守原则，取

对理论极限跨度进行修正，得到实际可采用的空顶距为3.32m。

该取值综合考虑了顶板短期承载、长期流变、裂隙发育与支护施工延迟等因素，既允许围岩产生有限变形以释放应力，又能保证在二次补强到位前不出现失稳事故。工程上应将3.23m作为一次让压段的空顶距控制目标，并以此参数指导锚杆、钢带及临时支护强度与排距设计，同时在现场通过监测顶板离层、位移与锚杆受力来验证并必要时调整安全系数与设计值。

4.快速掘进工艺优化方案

4.1一次让压支护

一次让压支护以允许围岩适度变形为目的，采用高预紧锚杆配合柔性承压构件的低强度临时支护，设计循环进尺取3.23m。临时支护主要构件为P22mm×2400mm锚杆与W型钢带（280mm×5mm），排距约1.6m，错杆预紧力取150kN，形成可控柔性受压层；控制指标为顶板允许沉降≤30mm、离层量力求≤15mm。支护与掘进并行布置以缩短工序周期，施工强调锚杆预紧和钢带塑性配合，且在每一循环设置验收要点，确保预紧力、安装质量和构件完好性均有记录，以保障参数稳定并便于后续质量追溯[3]。

4.2二次补强支护

二次补强在让压支护滞后实施，旨在实现长期稳定并抑制顶板裂隙扩展。补强方案采用φ17.8mm×6300mm锚索为主，间排距1.6m×2.0m，预紧力约200kN；同时在两帮位置补打φ20mm×1800mm玻璃钢锚杆以抑制煤体流变，锚固深度须进入稳定中砂岩层（>8m）。滞后距离控制在≤12.8m（约4个掘进循环），以兼顾围岩变形能释放与及时应力重分布，补强施工应对锚索轴力进行复核并设置适度冗余，材料与锚固质量需满足抗拉、耐久性与注浆密实度的工程验收标准。

4.3工艺流程设计

工艺流程采用“掘进—临时支护—补强并行”的循环作业模式，单循环以3.23m为基准，掘进后立即实施机载临时支护完成一次让压，随后按滞后距离组织二次补强施工。施工组织采取掘支并行、设备轮换与分级验收相结合的管理模式，监测体系覆盖顶板离层、顶板位移、锚杆轴力及两帮移近量，监测采取在线记录与周期核验并用，数据用于实时预警与数值模型校正等。

5.二次补强支护滞后距离优化

5.1数值模拟方法与工况设置（UDEC）

采用离散元软件UDEC建立二维轴对称模型以再现顶板—覆岩响应，模型尺寸取100.0m×35.4m，力学本构采用摩尔—库伦破坏准则，设置均布重力载荷q=25kN/m³及分层地层参数。按掘进循环划分工况，选择二次补强滞后距离为9.6m、12.8m、16.0m、28.8m四组对比试验，控制边界约束与锚固施加时序一致，输出项包括顶板位移、裂隙发展、锚杆受力和应力重分布。通过时步推进和荷载迭加，模拟围岩随掘进演化过程，为滞后距离优化提供量化依据与破坏判据判定。

5.2顶板位移特征与破坏模式分析

模拟结果显示顶板位移随掘进呈“快速上升—平缓上升—再次快速上升”的三段特征，滞后距离较小时围岩变形能释放不足，裂缝分布较集中；滞后距离超大时裂缝贯通与片帮风险显著增加。典型工况下，巷道顶底板最大移近量约68mm，两帮最大移近量约42mm；当滞后距离接近或超出16.0m，位移曲线在补强后仍出现二次加速趋势，提示补强时机滞后致锚杆受力突增与顶板稳定性下降，出现裂隙深度和密度增长的破坏模式。

5.3合理滞后距离确定

综合位移演化、裂缝发展与锚杆受力分析，推荐二次补强滞后距离控制在12.8m以内（约4个掘进循环），以实现围岩充分释放变形能且及时通过补强实现应力重分布。该范围内顶板裂隙可控、位移增长受限，现场试验亦表明顶板离层可控制在15mm以下，掘支并行作业安全可控。工程实施建议结合在线位移和锚杆受力监测，若位移曲线出现二次加速或锚杆应力异常，应提前实施补强或调整滞后距离。

6.应用效果分析

优化后月进尺由约260米增至580米，设备利用率由45%升至78%；顶板离层量控制在15毫米以内，围岩未见片帮或锚杆失效。单位进尺成本下降约320元/米，年节约约96万元。主要由于扩大空顶距与分阶段支护实现掘进与补强并行，柔性构件吸收顶板变形能，施工组织与设备利用优化，从而在保证围岩长期稳定的前提下实现了掘进速度和经济效益的同步提升。

7.结束语

研究结果表明，合理增大空顶距并实施一次让压与二次补强组合支护，可在确保顶板稳定的前提下显著提高掘进效率。数值模拟与现场监测均验证了滞后补强的合理性，相关参数具备工程推广价值。该工艺为煤矿掘进提供了稳定、高效的技术方案，对提升整体生产能力具有积极作用。

参考文献：

[1] 韩顺明，李亮。煤矿快速掘进工作面支护技术与施工工艺研究 [J]. 冶金与材料，2024,44 (9):55-57.

[2] 李军军。工作面快速掘进工艺及设备优化研究 [J]. 机械管理开发，2021,36 (4):136-137.

[3] 王腾飞。煤矿工作面掘进工艺的优化设计 [J]. 山西化工，2023,43 (5):171-172+177.

王俊峰

河南宝雨山煤业有限公司宝雨山煤矿