何 峰１ꎬ２ ꎬ王振伟３ ꎬ于 洋１ ꎬ张胜云２ ꎬ周玉龙２ ꎬ张小康２ 

(１.辽宁工程技术大学 力学与工程学院ꎬ辽宁 阜新　 １２３０００ꎻ２.霍州煤电集团有限责任公司ꎬ山西 霍州　 ０３１４００ꎻ３.北方工业大学ꎬ北京　 １００１４４) 

摘 要:为了解决复采巷道掘进时频繁过空巷和破碎顶板区巷道支护的难题ꎬ采用理论分析、数值计 算和现场实测相结合的方法ꎬ通过分析“破碎顶板－工字钢梁”相互作用机理ꎬ建立 ２ 种梯形棚梁力学 计算模型ꎬ研究了复采残采松软破碎围岩梯形棚被动支护强度确定问题ꎻ并根据梯形巷道几何参数及 覆岩力学参数ꎬ计算不同棚梁跨长不同棚距下顶板压力值并与工字钢梁最大支护载荷进行比较ꎻ对复 采巷道过实体煤和破碎顶板区围岩控制平面应变力学模型进行数值计算ꎮ 结果表明:将梯形棚立柱 和顶梁简化成简支压弯构件模型ꎬ更符合实际ꎻ当棚梁跨长为 ３.２ ｍꎬ单梁最大允许棚距为 ０.７ ｍꎻ巷道 顶板压力小于梯形棚梁抗拉强度和屈服强度ꎬ可满足复采掘进巷道支护要求ꎮ 研究为复采矿井破碎 顶板工字钢梯形棚支护方案确定提供理论依据ꎮ

０　 引　 　 言

  我国煤炭资源多年来采用旧式房柱式、巷柱式 等不规范开采方法造成了大量资源破坏及浪费ꎮ 采 用特殊正规的长壁综采技术回收被旧式开采方法破 坏的残留煤炭资源简称为复采[１] ꎮ 旧式采煤方法 导致复采矿井顶板破碎ꎬ围岩松软ꎬ严重影响矿井正 常采掘活动ꎻ且巷道掘进过程中受小窑破坏影响ꎬ局部顶板离层ꎬ锚杆锚索施工在离层层位时ꎬ锚固剂不 能送至钻眼底部ꎬ锚固强度达不到标准要求ꎬ故不宜 采用锚网梁支护方式[２－３] ꎻ在复采矿井回采巷道支 护中ꎬ虽然棚式支架属于被动支护ꎬ控制围岩早期变 形的能力较差ꎬ由于支护坚固、安全性高、材料加工 方便、架设简单、可回收重复使用等经济技术优点ꎬ 是特殊地质条件下常用的支护形式[４－５] ꎮ 近年来ꎬ 我国学者围绕复采残采巷道支护技术方面做了大 量的研究与实践工作ꎬ李杨等[ ７] 得到了复采工作 面过小煤窑巷道顶板破断力学模型和支架合理工 作阻力计算公式ꎻ胡高建等[ ８] 建立了大尺度复杂 空区群三维力学计算模型ꎬ得到了承压矿柱以及 围岩的应力演化规律ꎮ 但由于复采煤层赋存条件 即空巷、采空区和破碎顶板分布差异性较大ꎬ不同 复采煤层赋存条件及巷道支护技术具有一定的特 殊性ꎮ 基于复采巷道赋存条件及被动支护架棚工 艺ꎬ建立 ２ 种梯形棚梁力学计算模型ꎬ解决复采残采 松软破碎围岩梯形棚被动支护强度确定问题ꎻ对复 采巷道架棚支护设计、施工以及破碎顶板控制有重 要的指导意义ꎮ 

１ 工作面概况 

  薛虎沟煤矿地质构造简单ꎬ总体为倾向北西的 单斜构造ꎻ地层倾角平缓ꎬ一般 １° ~ ７°ꎬ断层不发育ꎮ ２ 号煤层直接顶为砂质泥岩ꎬ厚 ４ ~ ６ ｍꎬ层理比较发 育ꎮ 能够随采随冒ꎬ垮落块度较小ꎬ多呈片状ꎬ一般 块度 ０.２ ~ ０.３ ｍꎮ 属中等稳定顶板ꎻ基本顶为细粒 砂岩ꎬ厚 ５ ~ ６ ｍꎬ稳定性较好ꎬ底板为粉砂岩或砂质 泥岩ꎬ厚 ３ ~ ５ ｍꎬ较为稳定ꎬ层理发育ꎬ质较软ꎮ 煤层 平均厚度 ４.９２ ｍꎬ煤层容重 １４.９ ｋＮꎬ垂直节理发育ꎻ 盖山厚度 ８０ ~ １７０ ｍꎻ施工 ２ 号煤层巷道过程中ꎬ 多处煤层已被小煤窑破坏ꎬ局部煤层存留较好的巷 道煤层厚度为 ４ ~ ６ ｍꎬ平均为 ４.５ ｍꎬ被小煤窑破坏 的煤层厚度为 ２.５ ~ ４.５ ｍꎬ平均厚度为 ３ ｍꎮ 矿井为 瓦斯矿井ꎬ煤层为Ⅱ级自燃煤层ꎮ 复采巷道 ２－１０６ 掘进过程中 ５０％顶板和 ２－１０５ 复采工作面 ２０％面 积受小窑破坏影响ꎬ由于顶板破碎和煤体松软ꎬ锚网 梁支护不可行ꎮ 与之相比ꎬ工字钢架棚工艺简单ꎬ巷 道报废工字钢可重复使用ꎬ综合考虑支护工艺、支护 成本等因素ꎬ回采巷道确定用工字钢架棚支护工艺ꎮ 复采巷道顶底板剖面ꎬ如图 １ 所示ꎮ 

图 １　 复采巷道布置 

Ｆｉｇ.１　 Ｒｅ－ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｌａｙｏｕｔ 

薛虎沟煤矿架棚支护体为 １２ 号工字钢ꎬ材质 Ｑ２７５ꎬ其主要尺寸参数、力学性能等见表 １ 和图 ２

２　 工字钢梁简支纯弯力学模型 工字钢梯形梁为支护体ꎬ围岩为载荷ꎬ顶梁可简 化成受均布载荷类型的简支梁[１４] 力学模型ꎬ如图 ３ 所示ꎮ 工字钢棚式顶梁的破坏机理是由于顶梁弯曲 力矩达到极限后ꎬ产生的最大拉应力超过材料的抗 拉强度ꎬ从而导致顶梁变形、破坏而失去承载力ꎮ 在梁的中点截面处弯矩最大ꎬ其值为: Ｍｍａｘ ＝ ｑｌ２ / ８ (１) 式中:Ｍｍａｘ为工字钢顶梁受到的最大弯矩ꎻｑ 为均布

载荷ꎻｌ 为工字钢梁的净跨长度ꎬ不含棚爪部分ꎮ 弯矩最大的截面为危险截面ꎬ最大正应力位于 最大弯矩所在截面上距中性轴最远的地方ꎮ 在工字 钢梁的中点处的截面上ꎬ沿中性轴上侧工字钢受压 应力ꎬ下侧受拉应力ꎬ当所受拉应力大于工字钢的抗 拉强度时ꎬ工字钢下侧破坏ꎮ 最大正应力计算公式为 σｍａｘ ＝Ｍｍａｘ / Ｗｚ (２) 式中:Ｍｍａｘ为顶梁受到的最大弯矩ꎻＷｚ 为顶梁横截 面的抗弯截面模量ꎬ是衡量截面抗弯强度的几何量ꎬ 可查表获得ꎻσｍａｘ为最大正应力ꎮ 将式(１)代入式(２)得顶梁受到的均布载荷: ｑ ＝ ８σｍａｘＷｚ ｌ ２ (３) 　 　 其中:若 σｍａｘ若代入工字钢顶梁的屈服极限ꎬ求 出的 ｑ 为梁的使用载荷ꎬ代入的是抗拉强度ꎬ即得梁 的破坏载荷ꎮ 根据式( ３) ꎬ可得任意一根长度的工 字钢顶梁所承受的顶板压力ꎮ 不同跨长工字钢梁的 承受荷载ꎬ如图 ４ 所示ꎮ 

图 ４　 不同跨长工字钢梯形棚梁的计算承载能力 

Ｆｉｇ.４　 Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｂｅａｒｉｎｇ ｃａｐａｃｉｔｙ ｏｆ ｔｒａｐｅｚｏｉｄａｌ ｂｅａｍ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｐａｎ

梁的最大挠度发生在梁的中点ꎬ其公式为: ｙｍａｘ ＝ ５ｑｌ４ ３８４ＥＩｚ (４) 其中:ｙｍａｘ为工字钢顶梁在中间位置的最大下沉 量ꎻＥ 为工字钢的弹性模量ꎮ 根据上述式( ４) ꎬ得到 不同跨长工字钢梁的弯曲下沉量ꎬ如图 ５ 所示ꎮ 利用计算的支架顶梁使用载荷ꎬ以及巷道顶板 计算压力ꎬ可进行支护参数初始设计与后期修正ꎮ 复采巷道冒落顶板压力采取自然平衡拱理论[１５] 进 

图 ５　 不同跨长工字钢梯形支架梁下沉量 

Ｆｉｇ.５　 Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｏｆ ｔｒａｐｅｚｏｉｄ ｂｅａｍ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｐａｎ 

行计算ꎬ公式如下: Ｑｄ ＝ ４γａ ２ ３ｆ (５) 式中:Ｑｄ 为每米巷道顶板岩石作用在钢梁上的压 力ꎻγ 为顶板岩石容重ꎬ取 ２４.３ ｋＮ / ｍ３ ꎻｆ 为顶板岩石 的普氏系数ꎬ取 ４.２ꎻａ 为巷道顶板宽度 １ / ２ꎮ 跨长 ２ａ 取 ３.２ ｍ 和 ３.５ ｍꎻ底板宽 ４.３ ｍꎬ高 ３.０ ｍꎻ考虑到动压力及其他因素影响ꎬ对梁安全系数取 １.５ꎬ单梁棚安全系数取 １.８ꎻ计算得冒落拱内岩石质 量ꎬ对比对梁和单梁 ２ 种不同跨长支护方式棚距下 顶板压力值ꎬ与最大支护载荷比较ꎬ确定最佳棚距ꎮ 不同跨长工字钢梯形支架梁的顶板压力计算值如图 ６ 和图 ７ 所示ꎮ 

图 ６　 对梁棚距与顶板压力关系 

Ｆｉｇ.６　 Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｏｆ ｄｏｕｂｌｅ ｂｅａｍｓ ｓｈｅｄ ｄｉｓｔａｎｃｅ ａｎｄ ｒｏｏｆ ｐｒｅｓｓｕｒｅ 

可得当梁跨长为 ３.２ ｍ 时ꎬ对梁棚距为 １.０ ｍ 时 顶板压力值 ５９. ２５ ｋＮ / ｍ 小于临界支撑荷载 ６２. ０８ ｋＮ / ｍꎬ支护能满足要求ꎻ单梁棚距 ０.８ ｍ 时顶板压 力值 ２８.４４ ｋＮ / ｍ 小于临界支撑荷载 ３１. ０４ ｋＮ / ｍꎬ 支护能满足要求ꎻ当梁跨长为 ３.５ ｍ 时ꎬ对梁棚距为 ０.８ ｍ 时顶板压力值 ５６.７０ ｋＮ / ｍ 小于临界支撑荷载 ６２.０８ ｋＮ / ｍꎬ支护能满足要求ꎻ单梁棚距 ０.７ ｍ 时顶 板 压 力 值 ２９. ７７ ｋＮ / ｍ 小 于 临 界 支 撑 荷 载 ３１.０４ ｋＮ / ｍꎬ支护能满足要求ꎮ 由图 ６—图 ７ 可知ꎬ当梁跨长为 ３.２ ｍꎬ对梁支护时棚距不得超过 １.０ ｍꎻ单梁支护时棚距不得超过 ０.８ ｍꎻ当梁跨长为 ３.５ ｍꎬ对梁支护时棚距不得超过 ０.８ ｍꎻ单梁支护时棚距不得超过 ０.７ ｍꎮ 

３　 工字钢梁简支压弯力学模型     

  依据刚性支护体的力学模型[１５－１６] ꎬ将梯形棚顶 梁和立柱简化为简支压弯构件ꎬ分别计算工字钢棚 的顶梁与棚腿的支护强度ꎬ验证是否满足护巷要求ꎮ 顶梁其强度条件为 Ｍｍａｘ ( ) ｂ Ｗｂ ＋ Ｎ１ ｅ１ φＦｂ ≤ σ０ [ ] ｂ (６) 式中:(Ｍｍａｘ)ｂ 为顶梁受到的最大弯矩ꎻＷｂ 为顶梁 横截面的抗弯截面模量ꎬ可查表获得ꎻ σ０ [ ] ｂ 为顶梁 承受的最大正应力ꎮ Ｎ１ 为顶梁受到的轴力ꎻｅ１ 为立 柱上端反力对顶梁轴线的偏心距ꎻＦｂ 为顶梁的截面 面积ꎻφ 为截面系数ꎮ 立柱强度条件为 (Ｍｍａｘ)０ Ｗ０ ＋ Ｎ２ ｅ２ φＦ０ < σ０ [ ] ０ (７) 式中:(Ｍｍａｘ)０ 为立柱受到的最大弯矩ꎻＷ０ 为立柱 横截面的抗弯截面模量ꎬ可查表 １ 获得ꎻ σ０ [ ] ０ 为立 柱承受的最大正应力ꎮ Ｎ２ 为立柱受到的轴力ꎻｅ２ 为 顶梁上端反力对立柱轴线的偏心距ꎻＦ０ 为顶梁的截 面面积

  　 根据梯形巷道几何参数ꎬ顶板跨长 ３.２ ｍꎬα ＝ ８０°ꎬβ ＝ １０°ꎻ顶板跨长 ３.５ ｍꎬα ＝ ８２°ꎬβ ＝ ８°ꎻ覆岩力学 参数ꎬ计算冒落拱内岩石重量ꎬ从而计算单梁不同棚 距下顶板压力值ꎬ与最大支护载荷比较ꎬ确定最佳棚 距ꎻ考虑到动压力及其他因素影响ꎬ单梁棚安全系数 取 １.８ꎮ 通过分析计算得到单梁棚距为 ０.７ ｍꎬ顶板应 力 ２.６６×１０８ Ｐａ 小于 ２.７５×１０８ Ｐａꎬ所以根据煤矿设计 手册计算单梁允许棚距为 ０.７ ｍꎬ如图 ８ 所示ꎮ

图 ８　 单梁棚距与顶板压力关系 

Ｆｉｇ.８　 Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｏｆ ｓｉｎｇｌｅ ｂｅａｍ ｓｈｅｄ ｄｉｓｔａｎｃｅ ａｎｄ ｒｏｏｆ ｐｒｅｓｓｕｒｅ 

４　 复采梯形棚支护数值模拟 

  复采掘进梯形巷道简化成平面应变问题[１７] ꎬ分 别建立实体煤和破碎顶板区梯形棚梁支护模型ꎬ梯 形棚 １２ 号工字钢梁参数见表 １ꎻ围岩本构关系采用 Ｍｏｈｒ－Ｃｏｕｌｕｍｂ 模型ꎮ 岩体参数见表 ２ꎻ通过数值计 算分别得到围岩应力分布和梯形棚梁的内力图ꎬ计 算结果如图 ９—图 １０ 所示ꎮ  

  通过对梯形平巷实体煤和破碎顶板区围岩控 制的数值计算ꎬ对比分析分别得到在实体煤区和 破碎区梯形棚支护平巷围岩的垂直应力及梯形棚 内力分布图ꎻ由计算结果可知ꎬ实体煤区梯形平巷 垂向应力最大值为 ６ ＭＰａꎬ位于巷道下部两拐角 处ꎻ水平应力最大值为 １. ６ ＭＰａꎬ位于巷道上部两 个拐角处ꎻ梯形棚最大轴力为 ６１５.４ ｋＮꎬ最大弯矩 为 １.８５ ｋＮ􀅰ｍꎬ最大剪力为 １.０９８ ｋＮꎬ最大位移为 ７.８２３ ｍｍꎻ破碎区梯形平巷垂向应力最大值为 ２ＭＰａꎻ水平应力最大值为 １ ＭＰａꎻ梯形棚最大轴力 为 １１４.５ ｋＮꎬ最大弯矩为 ４.９０ ｋＮ􀅰ｍꎬ最大剪力为 １.６０５ ｋＮꎬ最大位移为 ３２.７ ｍｍꎻ总之ꎬ巷道顶板压 力小于梯形棚梁抗拉强度和屈服强度ꎬ可满足复 采掘进巷道支护要求

５　 现场应用及监测分析 

５.１　 工字钢梯形棚支护方案   

  通过理论分析和数值计算ꎬ确定支护方案为 １２ 号矿用工字钢梯形棚单梁棚距为 ０.６ ｍꎬ顶梁跨长为 ３.２ ｍꎬ立柱 ３.４ ｍꎻ柱窝深度 ２００ ｍｍꎻ两帮及顶帮用 方木背实ꎬ方木规格为 １ ０００ ｍｍ×１５０ ｍｍ×８０ ｍｍꎬ 顶帮采用钢筋网片紧靠梯形棚全断面铺网(采用菱 形网和钢筋网双层铺设ꎬ钢筋网紧贴工字钢梁) ꎬ钢 筋网规格为 ø６ ｍｍ×１ ２００ ｍｍ×９００ ｍｍꎬ网格大小为 １００ ｍｍ×１００ ｍｍꎬ菱形网规格为 ３ ５００ ｍｍ×９００ ｍｍꎬ 网格大小为 ４０ ｍｍ× ４０ ｍｍꎬ网片搭接 １００ ｍｍꎬ每 １００ ｍｍ 用联网丝联一道ꎬ联网用 １４ 号铅丝ꎬ每道不 小于 ３ 圈ꎮ 工作面区段煤柱留宽 ３０ ｍꎮ 

５.２　 工字钢梯形棚变形监测 

  在薛虎沟煤矿 ２－１０６ 工作面运输巷和回风巷 选取存在间隔破碎顶板区长度 ８０ ｍ 试验段ꎬ用于监 测巷道围岩变形特征ꎻ监测方案采用十字布点法ꎬ仪 器为三相激光测距仪测量随着工作面的推进ꎬ两巷 顶底板、两帮移近速率动态信息ꎬ监测结果如图 １１—图 １２ 所示ꎮ 

   由图 １１ 和图 １２ 可知ꎬ受采动影响产生表面位 移明显的区域为距离工作面 ８０ ｍ 范围内ꎻ巷道围岩 移近速度呈现 ３ 个阶段ꎻ距离工作面 ０ ~ ２０ ｍꎬ顶底 板(垂直)和两帮(水平)相对移近速度最大分别为

图 １１　 运输巷围岩动态监测 

Ｆｉｇ.１１　 Ｄｙｎａｍｉｃ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ

图 １２　 回风巷围岩动态监测曲线 

Ｆｉｇ.１２　 Ｄｙｎａｍｉｃ ｍｏｎｉｔｏｒｉｎｇ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ １.９ ｍｍ / ｈ 和 ２.１ ｍｍ / ｈꎬ

变形速率递增ꎬ该区域为围 岩变形剧烈区ꎻ距工作面 ２０ ~ ４０ ｍꎬ顶底板变形速率 稳定ꎬ是由于破碎顶板区影响ꎬ垂直动应力得到阻 隔ꎬ但两帮受水平应力影响ꎬ变形速率上下波动ꎬ通 过在梯形棚相邻两排中间补打帮锚杆和钢带ꎬ提高两帮支护强度ꎬ所以该区域为围岩变形显著区ꎻ７０ ｍ 以后ꎬ表面位移量逐渐幅度变小ꎬ直至趋于稳定ꎬ变 形速率趋于 ０ꎬ得出该区域为围岩变形稳定区ꎮ 

６　 结　 　 论 

１)通过研究“破碎顶板－工字钢梁”之间力学关 系ꎬ建立了 ２ 种刚性支护体的力学分析模型ꎬ通过对 比计算分析可得ꎬ将立柱和顶梁简化成简支压弯构 件模型ꎬ更符合实际ꎻ 根据梯形巷道几何参数及覆 岩力学参数ꎬ并考虑到动压力及其他因素影响ꎬ从而 计算单梁不同棚距下顶板压力值ꎬ与工字钢梁最大 支护载荷比较ꎬ当梁跨长为 ３.２ ｍꎬ单梁最大允许棚 距为 ０.７ ｍꎬ对梁支护时棚距不得超过 １.０ ｍꎮ 

２)建立了梯形巷道过顶板破碎区的平面应变 模型ꎬ通过对梯形平巷实体煤和破碎顶板区围岩控 制的数值计算ꎬ对比分析分别得到在实体煤区和破 碎区梯形棚支护平巷围岩的垂直应力及梯形棚内力 分布ꎻ巷道顶板压力小于梯形棚梁抗拉强度和屈服 强度ꎬ可满足复采掘进巷道支护要求ꎮ 

３)通过理论分析和数值计算ꎬ确定了复采巷道 支护方案ꎬ并通过现场监测得到巷道变形 ３ 阶段ꎬ且 在破碎顶板区ꎬ围岩主要是受水平应力影响ꎬ两帮变 形大ꎮ 可在梯形棚相邻 ２ 排中间补打帮锚杆和钢 带ꎬ提高两帮支护强度ꎮ 该研究可为类似条件下复 采残采煤矿巷道支护方案确定提供理论指导与技术 支撑ꎮ 

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——转载自“煤炭行业知识服务平台”

                 单体便携式螺旋支柱简介

湘潭乾坤的便携式螺旋支柱由五部分组成。

规格型号解读：

1.5米便携式螺旋支柱的含义：金属钢管直径有48和63两款，最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米的高度 。
钢管直径越大，支柱承重越大，可支撑高度越高。
支柱高度越高，支柱承重越小。