煤矿底抽巷快速掘进方法

1.本发明涉及煤巷掘进技术领域，尤其涉及一种煤矿底抽巷快速掘进方法。

背景技术：

2.为了降低高瓦斯高突出矿井煤巷瓦斯含量，消除突出危险，掩护煤巷正常掘进，掘进煤巷前需要预掘底抽巷，对底抽巷所在煤层进行瓦斯抽采。由于底抽巷掘进速度较低，会严重影响回采工作面的正常接续和可持续生产，一方面是矿井治理矿压投入人力物力影响，另一方面主要原因是煤巷抽放时间不足、抽放效果差等造成煤巷掘进效率低下。

3.因此提高掘进效率缓解衔接紧张需要解决的主要问题是瓦斯问题，所以提前施工底抽巷为抽放提供战场就成了解决问题的关键，而提高底抽巷单进水平就成为解决衔接问题的突破点。为了提高底抽巷单进水平，需要开展底抽巷快速掘进技术研究，分析影响底抽巷快速掘进的各种因素，优化底抽巷支护设计，确定合理的支护参数，同时改进掘进工艺和施工工序，对于改善巷道维护效果，加快巷道掘进速度，有效控制巷道围岩变形破坏，对于缓解矿井采掘衔接紧张，确保矿井安全、高效、可持续生产具有重要的实用价值和现实意义。

4.底抽巷掘进效率低，导致矿井采掘接续失调难题；底抽巷两帮为砂质泥岩，掘进期间帮部松动或大面积片帮；割矸期间巷道内粉尘大，能见度极低，滞后锚杆支护时看不清，操作缓慢；底抽巷作为煤巷掘进的主战场，需要多台普钻、千米钻机在巷道内施工钻孔，受巷道断面限制，抽放钻机占用了轨道空间，造成轨道线路无法延伸至工作面，导致运输困难等问题。

技术实现要素：

5.本发明要解决的技术问题是针对上述现有技术的不足，提供一种煤矿底抽巷快速掘进方法，很好地利用底抽巷顶板为灰岩的地质条件，充分利用掘进工作面的设备、时间和空间，将掘进各个工序最大限度地实现平行作业，缩短循环时间，增加日循环次数，极大地提高底抽巷的掘进效率。

6.为解决上述技术问题，本发明所采取的技术方案是：

7.一种煤矿底抽巷快速掘进方法，包括采用理论分析、实验测试、数值计算和工程类比法，得出煤矿底抽巷空顶区顶板与周围岩体、支护结构之间的关系，空顶距离对巷道围岩应力分布及塑性破坏范围的影响特征，揭示空顶区顶板稳定性的演化规律；采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的底抽巷快速掘进工艺；根据底抽巷顶板为灰岩的地质条件，调整底抽巷的作业工序，使掘进各个工序最大限度地实现平行作业；

8.依据煤矿底抽巷的地质资料，采用flac

3d

数值模拟软件，对煤矿底抽巷的支护设计方案进行数值模拟计算，分析底抽巷在采取支护设计方案后巷道围岩的应力和位移变化情况，检验底抽巷的支护设计效果；

9.综合底抽巷围岩结构、力学理论分析、工程类比法的经验数值及计算机数值模拟

结果，确定巷道支护设计方案，包括底抽巷支护参数设计和底抽巷支护设计校核；

10.底抽巷支护参数设计中，采用“锚网+锚索”组合支护方式，包括巷道顶板支护参数设计和巷道两帮支护参数设计；

11.巷道顶板支护参数设计中包括以下参数的确定：锚杆型号和规格、锚杆配件、锚索型号和规格、锚索托盘、钢筋托梁规格、锚杆的布置、锚索的布置、网片规格及连接方式、锚固方式；

12.巷道两帮支护参数设计中包括以下参数的确定：锚杆型号和规格、锚杆配件、锚杆的布置、网片规格及连接方式、锚固方式；

13.底抽巷支护设计校核包括锚杆直径计算、锚杆长度计算、锚杆间排距计算、锚索长度计算以及校核锚索间、排距；

14.锚杆型号和规格的确定中，锚杆直径的取值应不小于根据《采矿工程设计手册》和《煤巷锚杆支护理论与成套技术》锚杆直径计算公式得到的数值，锚杆长度的取值应不小于锚杆长度计算公式得到的数值；

15.锚杆的布置中，锚杆间排距不应大于a

1/2

，a为悬顶面积；

16.锚索型号和规格的确定中，锚索的总长度为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度、需要悬吊的不稳定岩层厚度、托板及锚具的厚度与外露张拉长度的总和，其中锚索深入到较稳定岩层的锚固长度的取值应不小于其中，k为安全系数，d1为锚索直径，f

a

为锚索抗拉强度，f

c

为锚索与锚固剂的粘结强度；

17.锚杆的布置中，锚索间、排距应满足小于g为锚索设计锚固力，k为安全系数， l2为锚索有效长度，γ为岩体容重；

18.在底抽巷采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的快速掘进工艺，通过实现割矸与支护平行作业来增加割矸循环次数，达到提高单进水平的效果，快速掘进工艺的施工工序为：割矸

→

架棚+锚索永久支护

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆；平行作业：在二运后锚杆补强支护

→

回棚；

19.所述快速掘进工艺的时间要求为：(1)3小时割2排矸，1.5小时架2架棚，支护2根锚索、4根锚杆；(2)早班、中班平行进行滞后锚杆支护，每班4排；

20.割矸工序为：进刀

→

截割

→

修边

→

成形；割矸要求为：

①

严格执行掘进要求；

②

严格控制巷道断面成型情况，顶板必须为一平面，禁止出现超挖、欠挖现象，重点管理左、右两顶脚的成型情况；

③

若掘进过程中出现地质构造、顶板不完整、淋水和受采动影响时，及时采取缩小循环进度，缩小锚杆锚索间排距，进行锚杆锚索永久支护；

21.架棚+锚索永久支护工序为：返托梁器

→

抬π型梁上托梁器

→

上顶网和钢带并与π型梁联

→

升托梁器、固定π型梁、上两侧拉杆

→

π型梁两端升起单体柱

→

用托梁器临时支护升起第二排网片

→

施工顶部两根锚索

→

放下托梁器临时支护

→

铺设风筒侧帮网

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆

→

联顶网和帮网；

22.架棚+锚索永久支护要求为：

①

每次割矸2排，先进行架棚支护，架棚排距为1.2米，然后进行锚索支护，锚索间排距执行原作业规程；

②

采用“单体柱+π型梁+锚索”永久支护方

式，顶部π型梁压经纬网，帮部只铺设风筒侧菱形网，临时联网间距均为300mm一道；

③

单体柱顶梁要受力均匀，若出现受力不均，两侧压弯梁的现象，根据现场实际情况在单体柱或π型梁上铺设柱帽或背板；

④

单体柱摆设角度要根据巷道坡度设立迎山角，迎山角为+1

°

，严禁出现过山、退山现象；

⑤

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆，锚杆打设位置见底抽巷架棚支护图，每次延伸风筒前必须施工完成；

23.滞后锚杆补强支护工序为：采用锚杆钻车支护，支护顶锚杆

→

施工行人侧帮角锚杆

→

铺设行人侧帮网

→

支护剩余帮锚杆，联网与支护平行作业；支护要求为：

①

补强支护距工作面迎头的距离不能超过50米；皮带距帮不小于0.5米，底角锚杆起锚高度不超过0.9米；永久抽放管路距工作面的距离不超过60米；

②

支护要求严格执行底抽巷断面支护图进行支护，横川、钻场交叉点支护执行交叉点支护设计；

24.回棚工序为：每天检修班利用锚杆钻车集中回棚，升起锚杆钻车临时支护与π型梁接实

→

拆除π型梁拉杆

→

将单体柱卸液

→

回收单体柱及柱鞋

→

降下临时支护和π型梁，离开顶板 100mm

→

升起钻车平台，距离π型梁1.5米

→

π型梁两侧各站2人、同时抬起π型梁

→

将π型梁放在指定地点；

25.回棚要求为：

①

在架棚前，将前一排的永久支护完毕后，撤去本排棚粱及单体柱，待工作面下一循环重复利用进行架棚支护；

②

回棚要安排专门观山人员，单体柱卸液后，先撤去两侧单体柱，再回收顶部π型梁；

26.所述快速掘进工艺对原设备的改进包括：将原有的皮带架改造成h架，底托辊，实现底皮带运料；每天检修班检查风筒质量，及时处理风筒破口的隐患，确保工作面风量足够；将永久抽采支管安装至距工作面迎头80m范围内，再通过4寸排水铁管将抽采系统接至工作面迎头5

?

10m范围内，保障工作面迎头始终有抽采系统；使用千米钻机在掘进后方向掘进方向未掘区域施工钻孔进行连抽；在滞后锚杆支护段至机组转载机之间安设2

?

3道捕尘网，距离捕尘网500mm范围安装降尘喷雾；对原风筒的悬挂位置进行调整，原则是司机位置与风筒布置在同一侧；

27.在底抽巷每隔150m布置一个钻场，打穿层钻孔进行瓦斯抽放；

28.钻场前后5米范围内，不实施快速掘进方案，按正常锚杆锚索支护进行。

29.采用上述技术方案所产生的有益效果在于：本发明提供的一种煤矿底抽巷快速掘进方法，很好地利用底抽巷顶板为灰岩的地质条件，充分利用掘进工作面的设备、时间和空间，将掘进各个工序最大限度地实现平行作业，缩短循环时间，增加日循环次数，极大地提高底抽巷的掘进效率。具体表现在以下几个方面：

30.(1)针对底抽巷掘进效率低，导致矿井采掘接续失调难题，提出了底抽巷掘进新工艺，最大限度地实现割矸和支护工序的平行作业，同时将滞后锚杆支护从人工施工支护转换成锚杆钻车支护，大大提高了单根锚杆的支护效率，大幅度缩短了支护时间，增加了日循环次数，将底抽巷月掘进效率提高了47％。

31.(2)底抽巷两帮为砂质泥岩，为防止掘进期间帮部松动或大面积片帮，在距掘进迎头 20m至滞后锚杆支护范围内的巷道帮部每2～3排打一根中部锚杆，加强帮部支护强度，同时加快滞后锚杆跟进速度，减少空帮时间，滞后锚杆支护距掘进工作面迎头的距离不能超过50 米。

32.(3)通过对原有的部分运输系统进行改进，将原有的皮带架改造成h架，底托辊，实

现底皮带运料，有效地解决了掘进工作面长距离运料困难的难题。

33.(4)新工艺实现了割矸和锚杆支护的平行作业，通过在滞后锚杆支护段至机组转载机之间安设2

?

3道捕尘网，距离捕尘网500mm范围安装降尘喷雾，有效地降低了截割期间的粉尘，保障锚杆滞后支护的效率。

34.(5)新工艺很好地利用了底抽巷顶板为灰岩的特殊地质条件，巷道顶板k6灰岩完整性好，岩石致密坚硬，是实施新工艺的前提条件和保障。

附图说明

35.图1为本发明实施例提供的巷道围岩结构模型；

36.图2为本发明实施例提供的timoshenko梁力学模型示意图；

37.图3为本发明实施例提供的底抽巷支护设计图；其中，(a)为巷道断面支护设计图；(b) 为底抽巷顶板支护设计图；(c)为巷道左帮支护设计图；(d)为巷道右帮支护设计图；

38.图4为本发明实施例提供的底抽巷掘进工艺工序图；

39.图5为本发明实施例提供的底抽巷架棚工序流程图；

40.图6为本发明实施例提供的底抽巷断面支护三视图；其中，(a)为正视图，(b)为俯视图，(c)为左视图；

41.图7为本发明实施例提供的钻场支护布置示意图。

42.图中：1、钢筋托梁；2、锚索；3、第一托盘；4、第二托盘；5、锚杆；6、第一金属网； 7、第二金属网；8、w型钢带护板；9、锚杆钻车；10、皮带；11、综掘机；12、单体支柱； 13、巷道迎头；14、单体柱；15、π型梁；16、拉钩套筒；17、风筒；18、钢筋梯；19、永久支护；20、联锁拉钩；21、经纬网；22、菱形网；23、底抽巷；24、钻场；25、锁口锚索； 26、钢筋梯子梁；27、钢筋网网格。

具体实施方式

43.下面结合附图和实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。

44.本实施例提供的一种煤矿底抽巷快速掘进方法，包括采用理论分析、实验测试、数值计算和工程类比法，得出胡底矿底抽巷空顶区顶板与周围岩体、支护结构之间的关系，空顶距离对巷道围岩应力分布及塑性破坏范围的影响特征，揭示空顶区顶板稳定性的演化规律；采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的底抽巷新型快速掘进工艺；根据底抽巷顶板为灰岩的地质条件，调整底抽巷的作业工序，合理的利用设备、时间和空间特点，使掘进各个工序最大限度地实现平行作业；

45.综合底抽巷围岩结构、力学理论分析、工程类比法的经验数值及计算机数值模拟结果，确定巷道支护设计方案，包括底抽巷支护参数设计和底抽巷支护设计校核。

46.根据巷道围岩的特点，建立锚杆(索)支护条件下的巷道围岩结构模型，如图1所示，图中梁结构为顶板岩层中的似连续体短梁、夹层梁或者层梁，垫层为梁结构与网之间的松软破碎岩体，垫层的完整性不冒落是控制前三区域不扩大的关键。

47.巷道在锚网索联合支护条件下，巷道顶板支护结构控顶范围内岩层可看作梁结构，考虑到岩层的岩性和构造特点，可用弹塑性理论求解。因此运用timoshenko梁理论展开

计算，建立锚杆(索)支护条件下梁的载荷力学计算模型如图2，图中竖向均布荷载为q，集中力为p1、 p2、p3、p4和p5，与集中力相对应的符号ξ1、ξ2、ξ3、ξ4和ξ5分别是该力作用于梁上点在 x轴向上的坐标值。倾斜载荷p4和p5与梁轴线方向的夹角均为α。根据研究对象自身结构和受力条件的对称性特点，可定义边界力为q0和m0。然后就不同载荷展开计算。经过计算分析可得知，设计锚网索支护方案必须考虑支护强度(或密度)和锚杆(索)布置方式两方面因素。

48.锚杆支护的实质就是锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构，相对于深部围岩的关键承载结构而言是围岩次生承载结构。巷道围岩锚固体强度提高后，可以减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的周边位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。

49.巷道围岩支护参数确定原则如下：

50.(1)一次支护原则。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形，避免二次或多次支护。一方面，这是矿井实现高效、安全生产的要求，为采矿服务的巷道和硐室等工程，需要保持长期稳定，不能经常维修；另一方面，这是锚杆支护本身的作用原理决定的。巷道围岩一旦揭露立即进行锚杆支护效果最佳，而在己发生离层、破坏的围岩中安装锚杆，支护效果会受到显著影响。

51.(2)高预应力和预应力扩散原则。预应力是锚杆支护中的关键因素，是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数，只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护，才能充分发挥锚杆支护的作用。一方面，要采取有效措施给锚杆施加较大的预应力；另一方面，通过托板、钢带等构件实现锚杆预应力的扩散，扩大预应力的作用范围，提高锚固体的整体刚度与完整性。

52.(3)“三髙一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度(如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度)、刚度(提高锚杆预应力、加长或全长锚固)，保证支护系统可靠性的条件下，降低支护密度，减少单位面积上锚杆数量，提高掘进速度。

53.(4)临界支护强度与刚度原则。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度，如果支护强度与刚度低于临界值，巷道将长期处于不稳定状态，围岩变形与破坏得不到有效控制。因此，设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。

54.(5)相互匹配原则。锚杆各构件，包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互匹配，锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配，以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。

55.(6)可操作性原则。提供的锚杆支护设计应具有可操作性，有利于井下施工管理和掘进速度的提高。

56.(7)在保证巷道支护效果和安全程度，技术上可行、施工上可操作的条件下，做到经济合理，有利于降低巷道支护综合成本。

57.底抽巷支护参数设计中，某煤矿底抽巷断面形状为为矩形断面，掘进宽度

×

掘进高度＝4600mm

×

3200mm，净宽度

×

净高度＝4400mm

×

3100mm；s

毛

＝14.72m2，s

净

＝13.64m2，采用“锚网+锚索”组合支护方式。

58.(1)巷道顶板支护

59.锚杆型号和规格：ф22

×

2400mm，msglw—500/22/2400高强度左旋无纵肋螺纹钢锚杆。

60.锚杆配件：采用强力锚杆螺母，配合高强度托盘调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用高强度拱形托盘，规格为长

×

宽

×

厚＝150

×

150

×

10mm钢板、400

×

280

×

4mm型w钢带护板。

61.锚索型号和规格：ф22

×

6300mm，skp22

?

1/1720

?

6300股高强度低松驰钢铰线锚索，头部设有树脂锚固剂搅拌头，尾部配有高强度锁具。

62.锚索托盘：长

×

宽

×

厚＝300

×

300

×

16mm钢板。

63.钢筋托梁规格：采用φ14mm的钢筋焊接而成，宽度为80mm，钢筋托梁长度4200mm，型号φ14－4200－80－5(眼距1000mm)。

64.锚杆布置：排距1.2m，间距1.0m，每排5根锚杆，距帮0.3m开始布置，靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂直线成15度角，其余与顶板垂直。

65.锚索布置：采用矩形布置，每排2根，排距为2.4m，间距2.0m，居中布置，距帮1.3m，锚索施工角度与顶板垂直。

66.网片规格及连接方式：网片规格为4600

×

1400mm，网格50

×

50mm，采用10#铁丝编织的金属菱形网；网与网采用搭接方式连接，搭接长度100mm，采用双股16#镀锌铅丝拧紧，至少拧3圈，将剩余联网丝扭成麻花状，并使之紧贴在所联网片上(联网丝剩余长度长时，且宜梳小辫)。顶帮铺设菱形金属网，顶网与帮网连接在一起。

67.锚固方式：树脂加长锚固。锚杆采用两支锚固剂，先放一支规格为msk2335，再放一支规格为msz2360，钻孔直径为30mm，锚固长度不小于1200mm，锚固力不小于150kn，预紧力距不小于400n

·

m，外露长度为10

?

50mm；锚索采用四支锚固剂，两支规格为msk2335，两支规格为msz2360(先放快速药卷msk2335，后放两支中速药卷msz2360)，钻孔直径 30mm，锚固长度不小于2416mm，外露长度锁具外150

?

250mm，预紧力不小于250kn。

68.(2)巷道两帮支护

69.锚杆型号和规格：ф22

×

2400mm，msglw—500/22/2400高强度左旋无纵肋螺纹钢锚杆。

70.锚杆配件：采用强力锚杆螺母，配合高强度托盘调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用高强度拱形托盘，规格为长

×

宽

×

厚＝150

×

150

×

10mm钢板、400

×

280

×

4mm型w钢带护板。

71.锚杆布置:排距1.2m，间距1.1m，每排每帮3根锚杆，顶锚杆距顶板0.4m，安设角度与水平成向上10度角，底锚杆距底板0.6m，安设角度与水平成向下10度角，中部锚杆施工角度与巷帮垂直。

72.网片规格及连接方式：网片规格为3200

×

1400mm，网格50

×

50mm，采用10#铁丝编织的金属菱形网；网与网采用搭接方式连接，搭接长度100mm，采用双股16#镀锌铅丝捆扎，每隔150mm捆扎一道，拧结不少于3圈。

73.锚固方式：锚杆采用两支锚固剂加长锚固，先放一支规格为msk2335，再放一支规格为 msz2360，锚固长度不小于1200mm，锚固力不小于150kn，预紧力距不小于400n

·

m，钻孔直径为30mm，外露长度为10

?

50mm。

74.巷道支护设计如图3所示。

75.底抽巷支护设计校核包括锚杆直径计算、锚杆长度计算、锚杆间排距计算、锚索长度计算以及校核锚索间、排距，具体如下：

76.(1)锚杆直径计算

77.根据《采矿工程设计手册》和《煤巷锚杆支护理论与成套技术》锚杆直径计算公式

为：

[0078][0079]

式中：d—锚杆直径，m；

[0080]

q—锚杆锚固力，取现场拉拔力试验数据的平均值或经验数据，根据作业规程资料，锚杆设计锚固力取150kn；

[0081]

σ

t

—锚杆抗拉强度，取值为630mpa。

[0082]

将以上数据代入锚杆直径计算公式得：

[0083]

d＝0.0174m≈0.018

[0084]

因此，锚杆直径取值应不小于18mm，根据矿井现有支护施工经验，锚杆直径取22mm，满足要求。

[0085]

(2)锚杆长度计算

[0086]

锚杆长度计算公式为：

[0087]

l＝l1+l2+l3[0088]

式中：l1—外露长度，取值0.1m；

[0089]

l2—锚杆有效长度，m；

[0090]

l3—锚杆深入老顶长度，m。

[0091]

①

锚杆有效长度计算

[0092]

按经验公式计算锚杆长度l(加固拱理论)

[0093]

l2＝n(1.1+b/10)＝1.0

×

(1.1+4.6/10)＝1.56(m)；

[0094]

式中：l2—锚杆长度，m；

[0095]

n—围岩稳定影响系数，取系数1.0；

[0096]

b—巷道跨度，取4.6m。

[0097]

②

锚杆深入老顶长度计算

[0098]

l3的长度计算有两种方法：

[0099]

1)根据经验公式取值0.3～0.4m。

[0100]

2)按照锚固粘结力与拉断承载力关系计算

[0101][0102]

式中：d—为锚杆直径，取值0.022m；

[0103]

σ

t

—为锚杆抗拉强度，材质为hrb500钢筋的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，其值为630mpa；

[0104]

τ

c

—为粘结强度，取6mpa。

[0105]

将数据代入公式计算得：

[0106]

l3＝0.022

×

630/(4

×

6)＝0.578m

[0107]

故l3的取值为0.578m。

[0108]

根据以上计算，锚杆长度为：

[0109]

l＝l1+l2+l3＝0.1+1.56+0.578＝2.238m

[0110]

因此，顶板锚杆长度取值应不小于2.238m，根据矿井现有支护施工经验，锚杆长度取 2.4m，满足要求。

[0111]

(3)锚杆间排距计算

[0112]

顶板悬顶面积计算公式：

[0113][0114]

式中：a—悬顶面积，m2；

[0115]

q—锚杆设计锚固力，kn；

[0116]

k—安全系数，一般取2.0；

[0117]

r—被悬吊岩石容重，取28kn/m3；

[0118]

l2—冒落拱高度，取0.875m；

[0119]

a＝150/2.0*28*0.875＝3.06m2[0120]

锚杆间排距为：

[0121]

a＝b＝a

1/2

＝1.75m

[0122]

以上计算可以得出锚杆间排距不应大于1.75m，根据工程类比法，顶板较完整，锚杆间排距取0.8～1.2m，结合本矿现有支护施工经验，锚杆排距取1200mm，间距取1000mm，满足要求。

[0123]

(4)锚索长度计算

[0124]

锚索的长度应满足：

[0125]

l＝l

a

+l

b

+l

c

+l

d

[0126]

式中：l—锚索的总长度，m；

[0127]

l

a

—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；

[0128][0129]

式中：k—安全系数，取2.0；

[0130]

d1—锚索直径，取21.8mm；

[0131]

f

a

—锚索抗拉强度，取1720n/mm2；

[0132]

f

c

—锚索与锚固剂的粘结强度，10n/mm2；

[0133]

l

b

—需要悬吊的不稳定岩层厚度2.4m；

[0134]

l

c

—托板及锚具的厚度，0.1m；

[0135]

l

d

—外露张拉长度，0.25m。

[0136]

l＝1.87+2.4+0.1+0.25＝4.62m

[0137]

根据工程类比法，参照本矿同类巷道支护情况，锚索长度取6.3m，满足要求。

[0138]

(5)校核锚索间、排距：应满足

[0139][0140]

式中：a——锚索间、排距，m；

[0141]

g——锚索设计锚固力，250kn/根；

[0142]

k——安全系数，取2.0；(松散系数)；

[0143]

l2——有效长度(取b)；

[0144]

l2＝b(锚索取围岩松动圈冒落高度)；

[0145][0146]

式中：b——巷道掘宽(掘宽4.6m)；

[0147]

h——巷道掘高(3.2m)；

[0148]

f

顶

——顶板岩石普氏系数为4.8

?

8.56；(取4.8)；

[0149]

ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω＝arctan(f

顶

)。

[0150]

将以上参数带入上式得：b＝0.55m；

[0151]

则l2＝0.55m；

[0152]

γ——岩体容重；28kn/m3；

[0153][0154]

底抽巷设计锚索排距为2.4m，间距为2m，锚索参数能够满足锚索间排距校核要求。

[0155]

在底抽巷采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的新型快速掘进工艺，通过实现割矸与支护平行作业来增加割矸循环次数，达到提高单进水平的效果。

[0156]

新型快速掘进工艺安全性分析如下：(1)顶板k6灰岩的稳定性；底抽巷以k6灰岩为顶板，平均厚度1.8m，深灰色灰岩，岩石致密坚硬，普氏系数约6

?

8，顶板完整性好，采用架棚工艺可以有效结实顶板，保证顶板受力均匀。(2)架棚支护的可靠性；采用“单体柱+π型梁”一梁两柱架棚支护，单体柱初撑力不下于12mpa，棚与棚之间采用拉钩联锁，每一列单体柱采用钢绞线联锁，每一根单体柱加设防倒绳，同时按照原设计每两排打两根锚索，锚索预紧力不下于250kn，保证了架棚支护段的顶板安全。(3)滞后锚杆的及时性；滞后锚杆补强支护随掘进及时跟进，距迎头不超50米，确保了补强支护的及时性，保证顶板支护安全可靠。(4)矿压监测的准确性；掘进过程中每50米安装一组顶板离层仪、一块锚杆测力计和一块锚索测力计、一组十字位移测点，工作面50米范围每班进行观测，50米以外每周观测1

?

2次，通过矿压监测分析巷道围岩变化情况。目前底抽巷累计掘进2000米，通过矿压监测分析，架棚支护期间及回棚后巷道围岩变化不明显，说明了架棚支护工艺的可靠性和安全性。

[0157]

新型快速掘进工艺施工工序为：割矸

→

架棚(锚索)永久支护

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆；平行作业：在二运后锚杆补强支护

→

回棚，如图4所示。

[0158]

快速掘进工艺的时间要求为：

[0159]

(1)3小时割2排矸，1.5小时架2架棚，支护2根锚索、4根锚杆；

[0160]

(2)早班、中班平行进行滞后锚杆支护，每班4排。

[0161]

割矸工序为：

[0162]

(1)进刀

→

截割

→

修边

→

成形。

[0163]

(2)割矸要求为：

[0164]

①

严格执行掘进要求，沿煤顶板，k6灰岩为顶板进行掘进；

[0165]

②

严格控制巷道断面成型情况，顶板必须为一平面，禁止出现超挖、欠挖等现象，重点管理左、右两顶脚的成型情况；

[0166]

③

若掘进过程中出现地质构造、顶板不完整等情况，及时采取缩小循环进度，缩小锚杆 (索)间排距，进行锚杆锚索永久支护。

[0167]

架棚(锚索)永久支护工序为：

[0168]

(1)返托梁器

→

抬π型梁上托梁器

→

上顶网(提前将钢带联在网片上)并与π型梁联 2

?

3道

→

升托梁器、固定π型梁、上两侧拉杆

→

π型梁两端升起单体柱(初撑力达到12mp)

?→

用托梁器临时支护升起第二排网片

→

施工顶部2根锚索

→

放下托梁器临时支护

→

铺设风筒侧帮网

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆

→

联顶网和帮网。

[0169]

(2)架棚要求为：

[0170]

①

每次割矸2排，先进行架棚支护，架棚排距为1.2米，然后进行锚索支护，锚索间排距执行原作业规程；

[0171]

②

采用“单体柱+π型梁+锚索”永久支护方式，顶部π型梁压经纬网，帮部只铺设风筒侧菱形网，临时联网间距均为300mm一道(行人侧帮部菱形网补强支护时再铺设)；

[0172]

③

单体柱顶梁要受力均匀，若出现受力不均，两侧压弯梁的现象，可根据现场实际情况在单体柱或π型梁上铺设柱帽或背板；

[0173]

④

单体柱摆设角度要根据巷道坡度设立迎山角，迎山角为+1

°

，严禁出现过山、退山等现象；

[0174]

⑤

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆，锚杆打设位置见底抽巷架棚支护图，每次延伸风筒前必须施工完成。

[0175]

滞后锚杆补强支护工序为：

[0176]

(1)采用锚杆钻车支护，支护顶锚杆

→

施工行人侧帮角锚杆

→

铺设行人侧帮网

→

支护剩余帮锚杆，联网与支护平行作业。

[0177]

(2)支护要求为：

[0178]

①

补强支护距工作面迎头的距离不能超过50米；皮带距帮不小于0.5米，底角锚杆起锚高度不超过0.9米；永久抽放管路距工作面的距离不超过60米；

[0179]

②

支护要求严格执行底抽巷断面支护图进行支护，横川、钻场交叉点支护执行交叉点支护设计；

[0180]

回棚工序为：

[0181]

(1)每天检修班利用锚杆钻车集中回棚，升起锚杆钻车临时支护与π型梁接实

→

拆除π型梁拉杆

→

将单体柱卸液

→

回收单体柱及柱鞋

→

降下临时支护和π型梁，离开顶板100mm

→

升起钻车平台，距离π型梁1.5米

→

π型梁两侧各站2人、同时抬起π型梁

→

将π型梁放在指定地点

[0182]

(2)回棚要求为：

[0183]

①

在架棚往前(往工作面方向)一排的永久支护完毕后，可撤去本排棚粱及单体柱，待工作面下一循环重复利用进行架棚支护；

[0184]

②

回棚要安排专门观山人员，单体柱卸液后，先撤去两侧单体柱，再回收顶部π型梁。

[0185]

底抽巷架棚工序流程如图5所示。

[0186]

新工艺支护设备及材料如下：

[0187]

(1)网片：顶网采用经纬网，顶网规格为：长4.6m

×

宽1.4m，网孔规格为38

×

38mm，搭接长度为100mm，初次联网450mm一道，后期补联150mm一道。帮部采用菱形网，规格为长2.9m

×

宽1.4m，网孔规格为50

×

50mm，搭接长度为100mm，初次联网300mm一道，后期补联150mm一道。

[0188]

(2)π型梁：长4.5m，在梁上加设2根拉杆套筒，距离两端0.7m。

[0189]

(3)单体柱：型号为dw35

?

30/100，单体柱必须穿专用柱鞋，架棚后单体柱要加防倒绳和联锁绳。

[0190]

(4)拉杆：拉杆采用18号圆钢加工，拉杆长度为1100mm。

[0191]

(5)乳化液泵：型号为brw40/20，升单体柱时保证单体柱压力不小于90kn(12mp)。

[0192]

(6)施工临时支护锚杆：迎头施工超前探孔时，可以平行施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆，每次延伸风筒前必须施工到位。

[0193]

(7)锚杆钻车：采用两臂锚杆钻车进行支护。

[0194]

(8)锚索张拉泵：在锚杆钻车上加工锚索张拉装置。

[0195]

(9)锚杆(索)材料、钢筋梯、间排距及支护工艺与原设计一致。

[0196]

本实施例中的底抽巷断面支护三视图见图6。

[0197]

根据底抽巷现场生产地质条件、支护现状和理论分析，提出三种设计方案进行优化，方案一采用“锚杆+长锚索”联合支护方式，方案二和方案三采用“短锚索+长锚索”联合支护方式，具体参数见表1。

[0198]

表1设计方案表

[0199][0200]

根据对三种掘进新工艺方案进行数值模拟计算，结果对比分析可知，方案二距掘进工作面迎头50m处，顶板最大下沉量为202.96mm，超出了200mm，不能满足要求；方案一与方案三均能满足生产和安全要求，方案一距掘进工作面迎头50m处，顶板最大下沉量为 188.83mm；方案三距掘进工作面迎头50m处，顶板最大下沉量为187.56mm，都控制在200mm 以内。方案一锚杆间排距与方案三全锚索相比较小，能够很好地抑制浅部岩层离层，裂隙张开，保持围岩的完整性，减少岩层弯曲引起的拉伸破坏改善岩层应力状态，防止间排距过大造成的浅部岩块松动掉落。方案三因全锚索预紧力较大，使围岩完全处于受压状态，抑制围岩弯曲变形、拉伸与剪切破坏的出现，使围岩成为承载的主体，在锚固区内形成刚度较大的预应力承载结构，阻止锚固区内围岩产生离层，同时改善了围岩深部的应力状态。

[0201]

方案三长锚索采用三花布置，平均每1.0m布置一根长锚索，方案一长锚索采用矩形布置，平均每1.2m布置一根长锚索，从掘进效率考虑方案一优于方案三；另外从现场巷道施工经验考虑，顶板采用“锚杆+锚索”是目前比较成熟的支护方式，因此，建议底抽巷掘进工艺选用方案一。

[0202]

掘进新工艺对原设备和技术改进如下：

[0203]

(1)远距离运料设备的改进；

[0204]

底抽巷作为煤巷掘进的主战场，需要多台普钻、千米钻机在巷道内施工钻孔，受巷道断面限制，抽放钻机占用了轨道空间，造成轨道线路无法延伸至工作面，导致运输困难，通过研究对原有的部分运输系统进行改进，将原有的皮带架改造成h架，底托辊，实现底皮

带运料，有效地解决掘进工作面长距离运料困难难题。

[0205]

(2)通风系统的改进；

[0206]

每天检修班检查风筒质量，及时处理风筒破口等隐患，确保工作面风量足够。

[0207]

(3)瓦斯管理的改进；

[0208]

①

将永久抽采支管安装至距工作面迎头80m范围内，再通过4寸排水铁管将抽采系统接至工作面迎头5

?

10m范围内，保障工作面迎头始终有抽采系统。

[0209]

②

使用千米钻机在掘进后方向掘进方向未掘区域施工钻孔进行连抽，减少瓦斯通过裂隙等方式向掘进工作面涌出，避免巷道瓦斯影响掘进效率。

[0210]

(4)粉尘管理的改进；

[0211]

新工艺实现了割矸和锚杆支护的平行作业，割矸期间巷道内粉尘大，能见度极低，滞后锚杆支护时看不清，操作缓慢，通过在滞后锚杆支护段至机组转载机之间安设2

?

3道捕尘网，距离捕尘网500mm范围安装降尘喷雾，有效地降低截割期间的粉尘，保障锚杆滞后支护的效率。

[0212]

(5)风筒位置的调整；

[0213]

为了减小掘进期间粉尘对机组司机视线的影响，对原风筒的悬挂位置进行调整，原则是：司机位置在哪边，风筒就布置在哪边，目的是让掘进机组司机掘进期间视线清楚，防治受割矸期间巷道内粉尘影响看不见巷道边界，从而影响掘进质量和掘进效率。如选用三一重工的机组，司机位置在左侧，风筒就布置在左侧；天地机组，司机位置在右侧，风筒就布置在右侧。

[0214]

掘进新工艺技术要求如下：

[0215]

(1)割矸不能破顶，才能保障顶梁接实顶板，提高支护强度；

[0216]

(2)底板平整度要求高，才能保证柱腿支到实底，保障单体柱的初撑力；

[0217]

(3)截割两帮平齐，确保裸露岩石是一个整体，可以有效防止风化片帮；

[0218]

(4)割矸时将底板浮矸一次铲净，可以减少挖柱窝的时间，保障架棚效率。

[0219]

(5)由于巷道帮部为砂质泥岩，空帮时间长容易导致岩石风化、离层，造成片帮，为了防止大面积片帮，工作面支护作业时帮部每3排打一根中部锚杆，加强帮部支护强度，同时加快滞后锚杆跟进速度，减少空帮时间。

[0220]

为了降低瓦斯含量，消除突出隐患，在底抽巷每隔150m布置一个钻场，打穿层钻孔进行瓦斯抽放，钻场支护布置参数如图7所示。

[0221]

由于钻场附近顶板揭露面积大，从而引起周围岩体内的应力重新分布，容易造成应力集中，为了有效控制钻场附近围岩变形和保证安全掘进，钻场前后5米范围内，不实施快速掘进方案，按正常锚杆锚索支护进行。

[0222]

通过对某煤矿的某底抽巷1号测站和2号测站进行矿压监测，1号测站顶板锚杆工作阻力为79.2kn，帮锚杆工作阻力为63.2kn，锚索工作阻力为142.2kn；2号测站顶板锚杆工作阻力为76.4kn，帮锚杆工作阻力为65.2kn，锚索工作阻力为139.8kn，监测结果表明两个监测断面锚杆(索)受力处于合理状态，围岩处于稳定结构状态。该底抽巷1号测站断面顶板 2m处深部位移为71mm，4m处深部位移为17mm，顶板总计下沉88mm；2号测站断面顶板 2m处深部位移为67mm，顶板4m处深部位移位16mm，顶板总计下沉83mm，监测结果表明巷道顶板松动离层值很小，巷道围岩控制效果较好。

[0223]

本实施例很好地利用了底抽巷顶板为灰岩的地质条件，充分利用掘进工作面的设备、时间和空间，将掘进各个工序最大限度地实现平行作业，缩短了循环时间，增加了日循环次数，极大地提高了底抽巷的掘进效率，具体表现在以下几个方面：

[0224]

(1)针对底抽巷掘进效率低，导致矿井采掘接续失调难题，深入研究了底抽巷掘进效率低的主控因素和可能提效的途径，提出了底抽巷掘进新工艺，最大限度地实现了割矸和支护工序的平行作业，将原掘进工艺两排支护22根锚杆、2根锚索施工与割矸顺序作业，优化为只有4根锚杆、2根锚索施工与割矸顺序作业，剩余的18根锚杆施工就实现了与掘进割矸等工序的平行作业，同时将滞后锚杆支护从人工施工支护转换成锚杆钻车支护，大大提高了单根锚杆的支护效率，大幅度缩短了支护时间，增加了日循环次数，将底抽巷月掘进效率提高了47％。

[0225]

(2)底抽巷两帮为砂质泥岩，为防止掘进期间帮部松动或大面积片帮，在距掘进迎头 20m至滞后锚杆支护范围内的巷道帮部每2～3排打一根中部锚杆，加强帮部支护强度，同时加快滞后锚杆跟进速度，减少空帮时间，滞后锚杆支护距掘进工作面迎头的距离不能超过50 米。

[0226]

(3)底抽巷作为煤巷掘进的主战场，需要多台普钻、千米钻机在巷道内施工钻孔，受巷道断面限制，抽放钻机占用了轨道空间，造成轨道线路无法延伸至工作面，导致运输困难，通过研究对原有的部分运输系统进行了改进，将原有的皮带架改造成h架，底托辊，实现了底皮带运料，有效地解决了掘进工作面长距离运料困难的难题。

[0227]

(4)新工艺实现了割矸和锚杆支护的平行作业，割矸期间巷道内粉尘大，能见度极低，滞后锚杆支护时看不清，操作缓慢，通过在滞后锚杆支护段至机组转载机之间安设2

?

3道捕尘网，距离捕尘网500mm范围安装降尘喷雾，有效地降低了截割期间的粉尘，保障锚杆滞后支护的效率。

[0228]

(5)新工艺很好地利用了底抽巷顶板为灰岩的特殊地质条件，巷道顶板k6灰岩完整性好，岩石致密坚硬，是实施新工艺的前提条件和保障。

[0229]

最后应说明的是：以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明权利要求所限定的范围。技术特征：

1.一种煤矿底抽巷快速掘进方法，其特征在于：该方法包括采用理论分析、实验测试、数值计算和工程类比法，得出煤矿底抽巷空顶区顶板与周围岩体、支护结构之间的关系，空顶距离对巷道围岩应力分布及塑性破坏范围的影响特征，揭示空顶区顶板稳定性的演化规律；采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的底抽巷快速掘进工艺；根据底抽巷顶板为灰岩的地质条件，调整底抽巷的作业工序，使掘进各个工序最大限度地实现平行作业；依据煤矿底抽巷的地质资料，采用flac

3d

数值模拟软件，对煤矿底抽巷的支护设计方案进行数值模拟计算，分析底抽巷在采取支护设计方案后巷道围岩的应力和位移变化情况，检验底抽巷的支护设计效果；综合底抽巷围岩结构、力学理论分析、工程类比法的经验数值及计算机数值模拟结果，确定巷道支护设计方案，包括底抽巷支护参数设计和底抽巷支护设计校核；底抽巷支护参数设计中，采用“锚网+锚索”组合支护方式，包括巷道顶板支护参数设计和巷道两帮支护参数设计；巷道顶板支护参数设计中包括以下参数的确定：锚杆型号和规格、锚杆配件、锚索型号和规格、锚索托盘、钢筋托梁规格、锚杆的布置、锚索的布置、网片规格及连接方式、锚固方式；巷道两帮支护参数设计中包括以下参数的确定：锚杆型号和规格、锚杆配件、锚杆的布置、网片规格及连接方式、锚固方式；底抽巷支护设计校核包括锚杆直径计算、锚杆长度计算、锚杆间排距计算、锚索长度计算以及校核锚索间、排距；在底抽巷采用“割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护”的快速掘进工艺，通过实现割矸与支护平行作业来增加割矸循环次数，达到提高单进水平的效果，快速掘进工艺的施工工序为：割矸

→

架棚+锚索永久支护

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆；平行作业：在二运后锚杆补强支护

→

回棚；在底抽巷每隔150m布置一个钻场，打穿层钻孔进行瓦斯抽放；钻场前后5米范围内，不实施快速掘进方案，按正常锚杆锚索支护进行。2.根据权利要求1所述的煤矿底抽巷快速掘进方法，其特征在于：所述底抽巷支护设计校核具体包括：锚杆型号和规格的确定中，锚杆直径的取值应不小于根据《采矿工程设计手册》和《煤巷锚杆支护理论与成套技术》锚杆直径计算公式得到的数值，锚杆长度的取值应不小于锚杆长度计算公式得到的数值；锚杆的布置中，锚杆间排距不应大于a

1/2

，a为悬顶面积；锚索型号和规格的确定中，锚索的总长度为锚索深入到较稳定岩层的锚固长度、需要悬吊的不稳定岩层厚度、托板及锚具的厚度与外露张拉长度的总和，其中锚索深入到较稳定岩层的锚固长度的取值应不小于其中，k为安全系数，d1为锚索直径，f

a

为锚索抗拉强度，f

c

为锚索与锚固剂的粘结强度；

锚杆的布置中，锚索间、排距应满足小于g为锚索设计锚固力，k为安全系数，l2为锚索有效长度，γ为岩体容重。3.根据权利要求1所述的煤矿底抽巷快速掘进方法，其特征在于：所述快速掘进工艺的时间要求为：(1)3小时割2排矸，1.5小时架2架棚，支护2根锚索、4根锚杆；(2)早班、中班平行进行滞后锚杆支护，每班4排；割矸工序为：进刀

→

截割

→

修边

→

成形；割矸要求为：

①

严格执行掘进要求；

②

严格控制巷道断面成型情况，顶板必须为一平面，禁止出现超挖、欠挖现象，重点管理左、右两顶脚的成型情况；

③

若掘进过程中出现地质构造、顶板不完整、淋水和受采动影响时，及时采取缩小循环进度，缩小锚杆锚索间排距，进行锚杆锚索永久支护；架棚+锚索永久支护工序为：返托梁器

→

抬π型梁上托梁器

→

上顶网和钢带并与π型梁联

→

升托梁器、固定π型梁、上两侧拉杆

→

π型梁两端升起单体柱

→

用托梁器临时支护升起第二排网片

→

施工顶部两根锚索

→

放下托梁器临时支护

→

铺设风筒侧帮网

→

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆

→

联顶网和帮网；架棚+锚索永久支护要求为：

①

每次割矸2排，先进行架棚支护，架棚排距为1.2米，然后进行锚索支护，锚索间排距执行原作业规程；

②

采用“单体柱+π型梁+锚索”永久支护方式，顶部π型梁压经纬网，帮部只铺设风筒侧菱形网，临时联网间距均为300mm一道；

③

单体柱顶梁要受力均匀，若出现受力不均，两侧压弯梁的现象，根据现场实际情况在单体柱或π型梁上铺设柱帽或背板；

④

单体柱摆设角度要根据巷道坡度设立迎山角，迎山角为+1

°

，严禁出现过山、退山现象；

⑤

施工风筒侧顶角锚杆和帮角锚杆，锚杆打设位置见底抽巷架棚支护图，每次延伸风筒前必须施工完成；滞后锚杆补强支护工序为：采用锚杆钻车支护，支护顶锚杆

→

施工行人侧帮角锚杆

→

铺设行人侧帮网

→

支护剩余帮锚杆，联网与支护平行作业；支护要求为：

①

补强支护距工作面迎头的距离不能超过50米；皮带距帮不小于0.5米，底角锚杆起锚高度不超过0.9米；永久抽放管路距工作面的距离不超过60米；

②

支护要求严格执行底抽巷断面支护图进行支护，横川、钻场交叉点支护执行交叉点支护设计；回棚工序为：每天检修班利用锚杆钻车集中回棚，升起锚杆钻车临时支护与π型梁接实

→

拆除π型梁拉杆

→

将单体柱卸液

→

回收单体柱及柱鞋

→

降下临时支护和π型梁，离开顶板100mm

→

升起钻车平台，距离π型梁1.5米

→

π型梁两侧各站2人、同时抬起π型梁

→

将π型梁放在指定地点；回棚要求为：

①

在架棚前，将前一排的永久支护完毕后，撤去本排棚粱及单体柱，待工作面下一循环重复利用进行架棚支护；

②

回棚要安排专门观山人员，单体柱卸液后，先撤去两侧单体柱，再回收顶部π型梁。4.根据权利要求1所述的煤矿底抽巷快速掘进方法，其特征在于：所述快速掘进工艺的实施需要对原设备进行改进，包括：将原有的皮带架改造成h架，底托辊，实现底皮带运料；每天检修班检查风筒质量，及时处理风筒破口的隐患，确保工作面风量足够；将永久抽采支管安装至距工作面迎头80m范围内，再通过4寸排水铁管将抽采系统接至工作面迎头5

?

10m范围内，保障工作面迎头始终有抽采系统；使用千米钻机在掘进后方向掘进方向未掘区域施工钻孔进行连抽；在滞后锚杆支护段至机组转载机之间安设2

?

3道捕尘网，距离捕尘网

500mm范围安装降尘喷雾；对原风筒的悬挂位置进行调整，原则是司机位置与风筒布置在同一侧。

技术总结

本发明提供一种煤矿底抽巷快速掘进方法，涉及煤巷掘进技术领域。该方法确定巷道支护设计方案，包括底抽巷支护参数设计和底抽巷支护设计校核；底抽巷支护参数设计中，采用“锚网+锚索”组合支护方式，包括巷道顶板支护参数设计和巷道两帮支护参数设计；采用割矸+架棚+锚索永久支护+滞后锚杆补强支护的底抽巷快速掘进工艺；快速掘进工艺的施工工序为：割矸

技术研发人员：张立新 刘毅 张占杰 杨培忠 周文中 赵晋军 赵帅

受保护的技术使用者：辽宁工程技术大学

技术研发日：2021.04.28

技术公布日：2021/10/11