陈 超，仇小祥，王晨辉，刘向伟 

( 河南能源化工集团 永煤公司城郊煤矿，河南 永城 476600) 

摘要: 超前支架在顶板平整、无大的地质构造、巷道矿压显现强度中等以下条件下可充分发挥其优越性，完全 替代单体支柱抬棚支护方式。21105 工作面生产实践表明: 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚，可解决超前 支架降架前移过程中的顶板空顶无支护难题，随之而来的是 Π 型梁消耗量与日俱增，因此急需研究基于顶 板安全的前提下优化超前支架立柱初撑力课题，以便降低 Π 型梁支护成本。

关键词: 超前支架; “T”型单体支柱抬棚; 立柱初撑力

     城郊煤矿二水平综采背拉工作面超前支护方式 先后经历了单体支柱抬棚支护、超前支架支护和超 前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护。其中采用单 体支柱抬棚支护时，循环支护长度为 0. 6 m 或 0. 8 m; 利用超前支架及超前支架配合“T”型单体支柱抬 棚支护时，循环支护长度为 6 m。为便于研究分析， 以长 6 m 的巷道顶板为研究对象［1-3］。 

1 超前支护方式分析 

1. 1 单体支柱抬棚支护 

    采用单体支柱抬棚超前支护时，“一梁三柱”， 根据巷道矿压显现情况确定棚距。本文以 800 mm 和 600 mm 的棚距为研究参数，每个假设循环内单 体支柱抬棚支护方式如图 1 所示。 

图 1 每个假设循环内单体支柱抬棚支护示意 

1. 2 超前支架支护

   21105 工作面为城郊煤矿首个使用超前支架。 两巷采用 4 组超前支架，中间巷采用 7 组超前支架 ( 图 2) 。

. 图 2 超前支架支护示意

1. 3 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护 

   21105 工作面回采过程中，中间巷及运输巷矿 压显现剧烈，特别是连续过泵坑、钻场或提前拆卸顶 板支护材料后，顶板下沉剧烈，底板鼓起严重，巷道 端头安全出口高度、宽度难以保证，需频繁拉底，职 工劳动强度大。利用超前支架配合“T”型单体支柱 抬棚支护顶板，可有效解决超前支架拉移期间顶板 空顶的问题( 图 3) 

 图 3 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护示意 

2 超前支架及 DW 型单体支柱参数

   ZQL2 × 3200 /17. 5 /35 型超前支架技术参数见 表 1。DW 型单体支架技术参数见表 2。 

表 1 ZQL2 × 3200 /17. 5 /35 型超前支架技术参数

3 支撑强度对比分析 

   无论是何种支护方式，液压支架( 支柱) 对顶板 的支护均属于主动支护。以循环支护长度( 6 m) 内 支护器材对顶板的支撑合力为主要研究对象进行不 同支护方式的支护强度对比分析。

   设初撑状态下支撑合力为 F0，卸载状态下支撑 合力为 F1，则有:

F0 = n × π × D2 /4 × P0 

F1 = n × π × D2 /4 × P1 

式中，F0 为初撑状态下支撑合力; n 为不同支护方式 下大立柱或支柱数量; D 为不同支护器材的直径; P0 为初撑力; F1 为卸载状态下支撑合力; P1 为安全阀 开启压力。

    根据城郊煤矿作业规程和安全阀特征，单体支 柱初撑力为 6. 5 MPa( 50 kN) ，卸载压力为 26 MPa ( 200 kN) ; 超前支架初撑力为 15 MPa( 622. 9 kN) ， 卸载压力 38. 5 MPa( 1 600 kN) 。

3. 1 单体支柱抬棚支护

( 1) 棚距为 800 mm。棚距为 800 mm 时，需架 设 8 棚( “一梁三柱”，共需 24 根单体液压柱) ，则 F10 = 1 224. 6 kN; F11 = 4 898. 4 kN。 

( 2) 棚距为 600 mm。棚距为 600 mm 时，需架 设 11 棚( “一梁三柱”，共需 33 根单体液压柱) ，则 F20 = 1 683. 8 kN; F21 = 6 735. 3 kN。

3. 2 超前支架支护 

    采用超前支架支护时，循环支护长度内顶板由 1 组超前支架( 4 根大立柱) 共同支护，则 F30 = 2 492 kN; F31 = 6 395 kN。

3. 3 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护  

    采用超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护 时，循环支护长度内顶板由 1 组超前支架和 8 棚 “T”型单体支柱抬棚( 4 根大立柱、8 根单体支柱) 共 同支护，则超前支架与单体支柱合力为 F4。则有: 

F4 = n1 × π × D2 1 /4 × P' + n2 × π × D2 2 /4 × P″ 

式中，F4 为不同状态下支撑合力; n1 为单体支柱的 数量; D1 为单体支柱直径，100 mm; P'为不同状态下 单体支柱压力; n2 为超前支架大立柱数量; D2 为超 前支架大立柱直径，230 mm; P″为不同状态下超前 支架大立柱压力。 

( 1) 单体支柱、超前支架初撑力均满足要求时， 则有 F40 = 2 900 kN。

( 2) 当巷道矿压显现增强，单体支柱开始卸载 且超前支架处于初撑状态时时，则有 F41 = 4 124. 8 kN。

( 3) 当巷道矿压显现增强，单体支柱、超前支架 均发生卸载时，则有 F42 = 8 027. 8 kN。 综上所述，不同支护形式下顶板支护强度比较 如图 4 所示。 

图 4 不同支护形式下顶板支护强度比较 

4 不同支护形式下 Π 型梁承载分析   

    城郊煤矿二水平回采巷道超前支护强度在不断 加强，特别是超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支 护方式下，Π 型梁应力集中明显，弯曲变形严重，为 了降低支护材料消耗，急需对该支护方式进行优化。 设 Π 型梁承载不同支护器材的压力为 F，承载 面积为 S，则有: σ = F / S 式中，σ 为 Π 型梁承载应力。

4. 1 单体支柱抬棚支护 

    单体支柱抬棚支护方式下，Π 型梁受单体支柱 柱头垂直向上的支撑力和顶板垂直向下的反作用 力。为便于计算，柱头支护面积取 0. 01 m2 。

( 1) 单体支柱处于初撑状态时，Π 型梁承载应 力为 σ10 = 5. 1 MPa。

( 2) 单体支柱处于卸载状态时，Π 型梁承载应 力为 σ20 = 20. 4 MPa。

   单体支柱抬棚支护方式下 Π 型梁的受力曲线 如图 5 所示。

4. 2 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护 

    超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护方式 下，Π型梁受超前支架顶梁( 中间梁) 和单体支柱柱 

图 5 单体支柱抬棚支护方式下 Π 型梁的受力曲线 

头垂直向上的支撑力和顶板垂直向下的反作用力。 经实测超前支架顶梁长 4. 0 m、宽 0. 45 m; 中间梁长 2. 0 m、宽 0. 45 m。“T”型单体支柱抬棚棚距取 0. 8 m，则每组超前支架顶梁上支设 5 棚，中间梁上支设 3 棚。

     由于中间梁下无立柱，故对中间梁上 Π 型梁不 予分析，此处仅对顶梁上的 Π 型梁进行分析。

( 1) 单体支柱、超前支架均处于初撑状态。① 超前支 架 顶 梁 上 方 Π 型 梁 承 载 应 力 σ21 = 27. 7 MPa; ②中间点柱上方 Π 型梁承载应力 σ22 = 5. 1 MPa。单体支柱、超前支架均处于初撑状态时，Π 型 梁的受力曲线如图 6( a) 所示。

( 2) 单体支柱卸载、超前支架初撑状态。①超 前支架顶梁上方 Π 型梁承载应力 σ31 = 27. 7 MPa; ②中间点柱上方 Π 型梁承载应力 σ32 = 20. 4 MPa。 单体支柱处于卸载状态、超前支架处于初撑状态时， Π 型梁的受力曲线如图 6( b) 所示。

( 3) 单体支柱、超前支架均卸载状态。①超前 支架顶梁上方 Π 型梁承载应力 σ41 = 71. 1 MPa。② 中间点柱上方 Π 型梁承载应力 σ42 = 20. 4 MPa。单 体支柱、超前支架均处于卸载状态时，Π 型梁的受 力曲线如图 6( c) 所示。 

图 6 Π 型梁的受力曲线示意

综上所述，超前支架配合“T”型单体支柱抬棚 支护方式下 Π 型梁被压弯、压扁、压裂和压断的原 因是超前支架顶梁初撑力及工作阻力过大，导致 Π 型梁受力处应力集中，发生变形、破坏。

5 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护 方式下超前支架初撑力优化 

    以中间巷点柱初撑力为 6. 5 MPa，在“T”型单体 支柱抬棚加强支护的基础上，以等效替代为原则，优 化循环支护长度内超前支架的初撑力。

( 1) 等效单体支柱抬棚( 棚距为 800 mm) 支护。 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护方式等效棚 距为800 mm的单体支柱抬棚时，则有F40 = F10 = 1 224. 6 kN; P0 ' = 4. 91 MPa。

( 2) 等效单体支柱抬棚( 棚距为 600 mm) 支护。 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护方式等效棚 距为600 mm的单体支柱抬棚时，则有F40 = F20 = 1 683. 8 kN; P0 ″ = 7. 68 MPa。

( 3) 超前支架配合“T”型单体支柱抬棚支护方 式、等效超前支架支护时，则有 F40 = F30 = 2 492 kN; P0= 12. 5 MPa。

  “T”型单体支柱抬棚中间点柱初撑力为 6. 5 MPa 时，超前支架大立柱初撑力在 4. 91 ～ 12. 50 MPa，即可满足支护要求。

6 结论及建议 

( 1) 由于超前支架立柱少，顶梁面积大，支护范 围广，存在支撑载荷应力集中现象。同时，随着超前 支架的频繁拉移，对直接顶产生二次扰动，导致直接 顶离层下沉量加剧，矿山压力大于∏型梁承载能力， 导致∏型梁出现被压坏现象。建议在使用超前支架 配合单体支柱、∏型梁组合“T”型支护顶板时，可以 在支架顶梁的上方放置道木，在确保单体柱初撑力 符合规定的情况下，以道木被挤压的变形量确保超 前支架立柱支撑载荷与单体支柱支撑载荷相匹配。

( 2) 单体支柱配合∏型梁支护，∏型梁将单体 支柱的支撑力均匀分散作用在顶板上，使单体支柱 支撑载荷应力分布均匀，从而减少了∏型梁被压坏 现象。可以提前拉移超前支架，在巷道超前支护段 更换为单体支柱、∏型梁抬棚支护，从而降低∏型梁 损坏率，同时防止顶板处理局部下沉网兜现象。

( 3) 21105 中间巷超前支架初撑力为 4. 91 ～ 12. 5 MPa( “T”型单体支柱抬棚中间点柱初撑力为 6. 5 MPa 时) 即可满足支护要求。

参考文献: 

［1］ 董春江． 芦岭煤矿掘进巷道超前支护方式的应用及选择［J］． 矿业安全与环保，2002( 1) : 51-52．

［2］ 焦守林． 浅埋大跨度隧道施工超前支护效应研究［D］． 济南: 山东科技大学，2009．

［3］ 王亮亮． 巷道超前支护液压支架的研究［D］． 邯郸: 河北工程 大学，2014． 

［4］ 张鹏程． 综采工作面端头及超前支护关键技术和装备研究 ［D］． 北京: 中国矿业大学( 北京) ，2013．

［5］ 何思明，李新坡． 高切坡半隧道超前支护结构研究［J］． 岩石力 学与工程学报，2008( S2) : 3827-3832．

［6］ 孟国胜，张金山，孙建岭，等． 改进综放工作面两巷超前支护方 式初探［J］． 煤矿机电，2012( 2) : 121-122．

( 责任编辑: 李留洋  ) 

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