史苗壮１ꎬ２ ꎬ石永生１ꎬ２ ꎬ赵 辉３ ꎬ张开加１ꎬ２
(１.煤科集团沈阳研究院有限公司ꎬ辽宁 抚顺 １１３１２２ꎻ２.煤矿安全技术国家重点实验室ꎬ辽宁 抚顺 １１３１２２ꎻ ３.平顶山天安煤业股份有限公司 四矿ꎬ河南 平顶山 ４６７０００)
摘 要:为了确保长平煤矿 ４３２１１、４３２１２ 巷安全快速地通过陷落柱ꎬ同时保证后期回采过程中工作面 通过破碎带巷道围岩的稳定ꎬ在分析矿井褶曲构造内陷落柱的形成机理、数值仿真原始应力状态的基 础上ꎬ提出了前期须锚网带与架棚主被动联合支护、中期须注浆加固围岩、后期巩固围岩强度的支护 措施ꎮ 研究结果表明:溶洞形成后ꎬ原岩应力发生变化ꎬ由于不同层位的岩层受张力与挤压力作用ꎬ背 斜构造陷落柱截面呈正楔形ꎬ而向斜构造中陷落柱形状则反之ꎻ正楔形陷落柱在正常岩层边界产生局 部应力集中ꎬ柱体内垂直应力整体呈低应力状态ꎬ柱体内水平应力小于正常岩层应力ꎻ现场初期支护 使用主被动联合支护措施作用于应力集中带ꎬ中期取合理注浆滞后时间 ２０ ｄꎬ采取深部、浅部混合注 浆模式ꎬ后期为了防止外载荷的扰动进一步巩固围岩强度ꎬ采用架棚支护提高柱体影响带强度ꎬ矿压 监测围岩状态稳定ꎮ 关键词:陷落柱ꎻ巷道支护ꎻ背斜ꎻ向斜。
０ 引 言
岩溶陷落柱是我国华北地区普遍存在的一种地 质现象ꎬ是北方型石炭二叠纪煤田的一种特殊岩溶 塌陷ꎬ山西西山及汾河沿岸、太行山中段更为多见ꎮ 陷落柱的存在严重影响了地下开采的正常作业ꎬ多 发育于地质构造区域ꎬ褶曲构造内最为常见ꎮ 在煤 矿井下ꎬ岩溶陷落柱经常会引起巷道冒顶、片帮、突 水等灾害性事故ꎬ多位学者对其岩溶陷落柱成因以 及巷道过陷落柱支护方案做了深入研究ꎮ 尹尚先 等[１－２]对华北煤田矿区岩溶陷落柱特征及成因进行 了探讨ꎬ从力学上解释了‘华北地区岩溶陷落柱集 中发育多在向斜褶曲部位而不是背斜轴部’这一基 本规律ꎻ张村等[３]通过对陷落柱周边应力变化的分 析ꎬ建立了陷落柱围岩的应力厚筒壁四区模型并提 出密集拱形棚支护方案ꎻ付力伟等[４] 通过现场勘 探、数值模拟、工程类比等方法对巷道过陷落柱支护 方式研究ꎬ提出采用锚网和架棚支护过陷落柱巷道 的支护设计方案ꎮ 然而在众多研究中ꎬ对于某一具 体类型的陷落柱形成的机理、应力分布、过陷落柱巷 道围岩控制措施一整套系统理论措施研究较少ꎬ因 此弄清特定情况的陷落柱应力分布规律ꎬ并提出巷 道围岩相应的控制措施使巷道顺利穿过岩溶陷落柱 是非常必要的ꎮ 笔者根据山西省高平市长平煤矿 ４３２１ 工作面 背斜构造内陷落柱的实际地质条件ꎬ运用物理力学 分析ꎬ对褶曲构造内陷落柱应力分布以及形成机理 做详细研究ꎬ同时结合数值仿真模拟软件分析ꎬ提出 ４３２１１、４３２１２ 巷过 ＤＸ２１４ 陷落柱的最优方案ꎬ确保 巷道顺利通过陷落柱和巷道后期回采的稳定ꎮ
１ 工程概况
１.１ 地质条件
两条回采巷道整体中间高两端低ꎬ工作面整体 呈背斜构造ꎬ掘进中局部顶板节理发育ꎬ煤体疏松破 碎ꎬ如图 １ 所示ꎮ 三维地震勘探得出 ＤＸ２１４ 陷落柱 长轴约 ７２ ｍꎬ短轴约 ６５ ｍꎮ 该陷落柱上大下小ꎬ陷 落角 ６５°左右ꎬ陷落柱内岩性以二叠系上石盒子组 紫红色泥岩碎块为主ꎬ夹杂少量块状浅绿色中粒砂 岩、灰白色泥岩ꎬ胶结密实ꎬ充填物中无滴淋水现象ꎮ ４３２１１ 巷、４３２１２ 巷分别在掘进工作面的 ３００、３１６ ｍ 揭露陷落柱ꎬ由于三维地震勘探的偏差ꎬ在 ４３２１１ 巷 揭露 ＤＸ２１４ 陷落柱后实际探测其破碎带影响宽度 至少 １００ ｍꎬ地应力为 １１.３０ ~ １４.０８ ＭＰａꎬ埋深 ４５２ ~ ５６３ ｍꎮ
图 １ ４３２１ 综放工作面陷落柱概况
Ｆｉｇ.１ Ｏｖｅｒｖｉｅｗ ｏｆ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｃｏｌｕｍｎ ｏｆ Ｎｏ.４３２１ ｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｔｏｐ ｃｏａｌ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ
１.２ 水文条件
４３２１ 工作面水文地质条件中等ꎬ其主要充水因 素为掘进面属带压掘进区域ꎬ整体低于奥灰水位标 高＋１２５—＋１５２ ｍꎬ带压为 １.２３ ~ １.４９ ＭＰａꎬ最大突水 系数为 ０.０１２ ＭＰａ / ｍꎬ无底板突水危险性ꎮ
２ 陷落柱力学分析
２.１ 形成机理
地层由于受较大水平应力作用ꎬ形成挤压构造 褶曲ꎮ 如图 ２ 所示ꎬ褶曲主要包括背斜和向斜ꎬ其背 斜轴部上拱ꎬ顶部岩层受较大张应力作用ꎬ底面岩层 受挤压力作用ꎻ而向斜轴部则反之ꎬ其下凹轴底部岩 层受张力作用ꎬ上部岩层受挤压力作用ꎮ
图 ２ 背斜、向斜受力分析
Ｆｉｇ. ２ Ｆｏｒｃｅ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ａｎｔｉｃｌｉｎｅ ａｎｄ ｓｙｎｃｌｉｎｅ
华北陷落柱的形成以奥灰岩层中岩溶发育为基 础ꎬ地下水的强烈交替为条件ꎬ产生溶蚀空洞ꎬ之后 受岩体自重、水平地应力以及岩溶后真空负压的动 力作用使得空洞破碎塌陷ꎬ如此便形成了陷落柱垮 落发展的初始条件ꎮ 溶洞垮落后改变了原岩应力状 态ꎬ受张力作用向斜轴部下端产生张性裂隙ꎬ依次往 上延伸ꎬ由于岩石的抗压强度远大于抗拉ꎬ如图 ３ 所 示ꎬ裂隙张开度由下往上呈减小趋势ꎬ加其受重力作 用ꎬ岩体塌陷ꎬ因此其向斜轴部破碎带形成下大上小 的倒楔形轴部截面ꎻ而对于背斜ꎬ轴部下端产生溶洞 后ꎬ产生卸压空间ꎬ轴部两端收缩ꎬ顶部岩体下沉ꎬ轴 部顶端岩层由于出现张性裂隙最先受到破坏ꎬ内部 岩层则稍缓之ꎬ向下破坏宽度依次减小ꎬ形成正楔 形[１]轴部截面ꎮ 陷落柱的形成通常不止一次溶洞的垮落ꎬ刚开
图 ３ 褶曲内陷落柱塌陷轮廓
Ｆｉｇ.３ Ｃｏｌｌａｐｓｅ ｐｒｏｆｉｌｅ ｏｆ ｃｏｌｌａｐｓｅ ｃｏｌｕｍｎ ｉｎ ｆｏｌｄ
始发育阶段ꎬ其影响带范围均较小ꎮ 垂直方向上ꎬ当 离层岩块的自身重量大于周边摩擦力时ꎬ溶洞顶板 塌陷ꎮ 溶洞垮落后由下往上依次包括冒落带、裂隙 带和下沉带ꎬ地下水渗透、流过裂隙带ꎬ同时产生溶 蚀搬运作用ꎬ进而裂隙带空隙变大ꎬ形成溶洞后垮 落ꎬ陷落柱高度继续加大ꎻ水平方向上作用于褶曲的 水平应力转化为拱外部的张力和拱内部的挤压力ꎬ 来控制楔形大小两端的差异程度ꎬ褶曲平缓则差异 小ꎬ褶曲倾角大则反之ꎮ 在此基础上ꎬ空洞产生后形 成的负压则巩固了水平应力和上覆岩层重力的作 用ꎬ进一步加剧了岩溶陷落柱的发育ꎮ
２.２ 陷落柱周边应力的数值模拟
２.２.１ 数值模型
模型的长宽高分别为 ２００、２００、１００ ｍꎬ模型的 １ / ４ꎬ如图 ４ 所示ꎬ３ 号煤层水平方向的陷落柱影响 带直径设置为 １００ ｍꎮ 模型中煤厚 ５.７ｍꎬ陷落柱边 界与水平方向呈 ６５°夹角ꎮ 模拟所建模型柱体外围 岩体采用摩尔－库伦弹塑性本构模型ꎬ陷落柱采用 应变软化本构模型[５－６] ꎮ 位移边界约束ꎬ模型水平 应力取 １４ ＭＰａꎬ根据上覆岩层厚度取上覆岩层重力 １１.７ ＭＰａꎬ煤岩物理力学参数见表 １ꎮ
图 ４ 陷落柱数值模型
Ｆｉｇ .４ Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｃｏｌｕｍｎ
２.２.２ 原始应力状态分析
ＤＸ２１４ 陷落柱中心的原始垂直应力云图和原 始水平应力云图如图 ５ 所示ꎮ 图 ５ａ 云图中的颜色 变化显示陷落体外围岩体随着埋深的增大应力值同 时增加ꎬ且整体应力值均较高ꎬ变化幅度不大ꎬ但由 于正楔形陷落柱对外围正常岩体的楔子作用ꎬ同时
表 １ 岩体物理力学参数取值
Ｔａｂｌｅ １ Ｐｈｙｓｉｃａｌ ａｎｄ ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｖａｌｕｅｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｂｏｄｙ
外围岩体又给了其下滑的阻力ꎬ在柱体边界产生了 一小区域应力集中带ꎬ这就是背斜构造内陷落柱不 易发育或者发育程度低的原因之所在ꎮ 在图 ５ａ 中 深蓝色应力集中带ꎬ应力值最大的位置点垂直于模 型顶部中点ꎬ而此两点的垂直距离比其它中心轴到 柱体边界的距离都大ꎬ由力学常识可知ꎬ随着柱体斜 面边界到轴心的垂直距离的减小ꎬ应力值则变低ꎬ同 时柱体边界之间的应力差减小ꎮ 在实际工程应用中 应尽量避开应力峰值最大的位置ꎬ而现场探测则很 难准确定位柱体顶部发育终止的层位ꎬ因此要加大 地质勘测力度和在掘进过程中矿压显现的观测ꎬ以 防发生大面积冒顶、片帮等灾害性事故ꎮ
图 ５ 正楔形陷落柱垂直、水平应力云图
Ｆｉｇ.５ Ｖｅｒｔｉｃａｌ ａｎｄ ｈｏｒｉｚｏｎｔａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｎｅｐｈｏｇｒａｍ ｏｆ ｎｏｒｍａｌ ｗｅｄｇｅ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｃｏｌｕｍｎ
图 ５ｂ 中水平应力值随着埋深的增大而增加ꎬ而 对于模型中同一水平的应力值ꎬ其柱体内部的应力 值则小于正常岩体ꎬ因此ꎬ在巷道从外围岩体穿过陷 落柱时必然存在较大的水平应力差ꎬ这样便对支护 设备产生很大影响ꎬ由此务必采取一定的防倒措施ꎮ 陷落体上部中心绿色位置由于水平挤压作用产生小 ３２区域应力增幅区ꎮ 水平地应力在交界面上产生平行 倾斜面向上的阻力和垂直于截面朝向柱体内的挤压 力ꎬ由于软弱层 ３ 号煤层的存在ꎬ边界附近煤层破碎 产生应力差同时在柱体腰部区域产生“耳状” 浅蓝 色应力增大区域ꎬ这部分将严重影响巷道支护的安 全与稳定ꎬ因此在柱体与外围岩体过渡段确定好加 固方案与加固范围是相当重要的ꎮ
３ 现场工程实践
３.１ 陷落柱回采巷道控制理论与技术
长平煤矿４３２１ 工作面整体呈背斜构造ꎬＤＸ２１４ 陷落竖直方向上的剖面轮廓也基本呈正楔形ꎬ基本 验证了其背斜构造内陷落柱形成机理ꎮ 现场揭露陷 落柱之前存在 １５ ｍ 的裂隙发育带ꎬ岩性逐渐杂乱ꎮ 根据数值模拟可知ꎬ此部分应力集中明显ꎬ最易发生 灾害性事故ꎮ 对于围岩应力大且松散破碎的软岩ꎬ 首先坚持其改善围岩的力学特性ꎬ再增大其支护强 度的原则ꎮ 改善围岩力学特性一方面为增大其岩体 的黏聚力和内摩擦角ꎬ使其松散岩块之间镶嵌紧密ꎬ 让岩体的抗剪能力有所增强ꎻ另一方面锚杆体控制 浅部松散岩体ꎬ在巷道开挖后支护锚杆体的围岩产 生一定范围内的变形ꎬ释放掉一部分应力集中的能 量ꎬ保证局部结构的稳定ꎬ使基本顶以上自身荷体变 成其深部围岩的承载体ꎮ
为了增大巷道浅部围岩的稳定性ꎬ采用注浆加 固技术ꎮ 在其围岩变形卸压后ꎬ注浆液充于松散围 岩ꎬ充填裂隙ꎬ形成网状骨架ꎬ进一步巩固了其锚固 效果ꎬ提高了弹性模量ꎬ实现了主动支护ꎮ 采动过程 中会伴随新生裂隙的产生ꎬ注浆后抑制了其这一过 程的发生ꎬ因此就减小了裂隙水渗入陷落柱及巷道 围岩的可能ꎬ起到了封闭、隔水的作用ꎮ 陷落柱内含 有大量的胶结物ꎬ岩块粒度大小不一ꎬ具有明显的塑 性和流变特性ꎬ来压早且持续时间长ꎬ围岩自稳时间 长ꎬ围岩变形呈现加速蠕变的特点ꎬ注浆则阻止了蠕 变的进一步扩展ꎬ提高了破碎岩体的残余强度ꎮ
３.２ 过陷落柱破碎带支护方案
３.２.１ 初期支护
正楔形陷落柱过渡段顶板应力集中程度较大ꎬ 根据数值仿真结果其煤层顶板最大应力值已达 １８ ＭＰａꎬ但其下部煤层应力则在 １３ ＭＰａ 左右ꎬ应力差 较大ꎬ一旦巷道掘开矿压显现剧烈ꎬ应变量大ꎬ极易 破坏巷道ꎬ因此在离陷落柱边界 １５ ｍ 破碎发育开始 即采用主被动联合支护ꎬ在加密锚杆、锚索的基础上 外部施以刚性梯形棚支护ꎬ直到巷道掘至陷落柱应 力降低区ꎮ
４３２１１ 运输巷、４３２１２ 回风巷均揭露陷落柱ꎬ在 临近陷落柱 １５ ｍ 岩性开始杂乱、裂隙发育、矿压显 现增大时ꎬ采用过构造带锚杆(索) 加密支护方案ꎬ 其断面支护参数如图 ６ 所示ꎮ
图 ６ 构造带锚固体支护参数
Ｆｉｇ.６ Ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｆｏｒ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｚｏｎｅ
其临时支护使用液压锚杆钻车临时支护或机载 式临时支护或前探梁临时支护方式支护控顶ꎮ 构造 带加密支护锚杆排距 １ ｍꎬ锚索排距 １ ｍꎬ使用 ＭＳ￣ ＧＬＷ－５００ ２２ / ２４００ 型顶板高强度锚杆ꎬＳＫＰ２２ × １ / １７２０—６３００ 型锚索ꎻ顶板采用孔口 ３５ ｍｍ× ３５ ｍｍ 尺寸大小的 ５. ４ ｍ × １. ４ ｍ 金属网ꎬ 顶板锚杆用 Ｔ４７００Ｘ８０ / １６ 型钢筋托梁连接ꎬ两帮使用孔口为 ５０ ｍｍ×５０ ｍｍ 尺寸大小的 １.４ ｍ×３.２ ｍ 钢塑复合 网护帮ꎮ 顶板较好时采用此支护方案ꎬ顶板较破碎 时使用双层金属网补强ꎬ并根据现场情况决定加强 顶板锚索支护(更换 ８ ３００ ｍｍ 或 ８ ３００ ｍｍ 以上的 锚索) ꎮ 此锚网带支护目的在于短时间内阻止围岩 大应变的产生ꎬ不使巷道破坏ꎬ为后期进一步巩固围 岩强度做好铺垫ꎮ
应力集中部位待锚网带支护完毕后ꎬ围岩变形 在可控范围之内卸压一段时间后随即架棚支护ꎬ以 防止大变形的迅速发展ꎬ此初期架棚支护范围为进 入柱体前 １５ ｍ 和穿过柱体 １５ ｍ 应力集中区ꎮ 目的 在于承载正楔形陷落柱施加给围岩的正应力载荷ꎬ 阻止过渡段破碎带的发展ꎮ 架梯形棚支护断面参数 如图 ７ 所示ꎮ 其梯形棚顶梁选用 １２ 号工字钢梁ꎬ规 格为 ４ ３００ ｍｍꎬ净长 ４ ０００ ｍｍꎬ棚腿用 Ｕ－２５ 型钢ꎬ 上腿长度为 １ ８００ ｍｍ、下腿长度为 ２ ０００ ｍｍꎮ 上下 腿使用卡缆固定ꎬ用拉杆联锁梁腿ꎬ规格为 ø１６ ｍｍ× １ ０８０ ｍｍ 金属拉杆ꎮ 棚距 １ ２００ ｍｍꎬ柱窝深度为 ２００ ｍｍ(误差为±５０ ｍｍ) ꎬ棚腿要扎到实底上ꎬ超挖 时可以垫一个无孔柱帽ꎬ 柱窝棚腿距帮不大于 ４５０ ｍｍꎬ棚腿扎脚长度为 ３５０ ~ ４５０ ｍｍꎮ
图 ７ 架棚支护参数
Ｆｉｇ.７ Ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｓｈｅｌｆ
３.２.２ 中期注浆
由于陷落柱内块体粒度不一ꎬ泥质胶结物充填 于杂乱块体之间ꎬ具有明显的塑性和流变特性ꎬ矿压 显现迅速ꎬ且持续时间较长ꎬ应力集中带架棚破坏严 重ꎬ其锚网带支护已不能满足其支护要求ꎬ为了进一 步提高围岩强度以及保证后期采掘工作安全、高效 的进行ꎬ待围岩变形释放掉一部分载荷能量后ꎬ使用 浆液加固围岩ꎮ 巷道开挖即开始注浆ꎬ围岩应力卸 压会产生裂隙破坏了其注浆岩体ꎬ而注浆过晚ꎬ则围 岩变形大ꎬ巷道失稳ꎬ造成冒顶、片帮等灾害性事故ꎬ 同时ꎬ滞后时间长注浆渗透范围将合理增大ꎬ但又不 利于注浆围岩强度的提高ꎮ 因此确定好注浆滞后时 间是至关重要的[７] ꎮ 文献[８]介绍了注浆滞后时间 指示锚杆的方法和原理ꎬ同时分析了开始注浆时巷 道围岩裂隙系数的合理取值范围ꎬ给出了确定巷道 轮廓合理滞后注浆位移量的诺模图ꎮ 此文从诺模图 以及矩形巷道的尺寸得出其合理位移量在 ３０ ~ ５０ ｍｍ ꎬ时间一般为 １５ ~ ２０ ｄꎬ根据现场实际情况ꎬ起初 围岩变形速率较快ꎬ待速率逐渐平缓时ꎬ则是注浆的 较佳时机ꎬ此处取滞后时间为 ２０ ｄꎮ
注浆材料为双液注浆料ꎬ２ 种浆液在混合前ꎬ６ ｈ 时内不凝固、不泌水、不沉淀ꎬ混合后凝结时间为 ３ ~ １０ ｍｉｎꎬ１ ~ ８ ｈ 的强度能达到 ８ ~ １５ ＭＰａ 以上ꎮ
注浆孔设在矩形巷道的四角ꎬ４ 个钻孔与水平 呈 ４５°夹角ꎬ孔深 ６ ｍꎬ对其巷道深部围岩进行强化ꎻ 顶板、两帮 ３ 个钻孔设在各处的中间位置ꎬ孔深 ２ ｍꎬ用于对巷道浅部围岩强化ꎮ 钻孔打好后ꎬ插入注 浆管ꎬ采用棉丝与化学浆耦合化学封口方式ꎮ 其浆 液水灰比为 ０.７ ∶ １.０ꎮ 采用风动双液注浆泵注浆ꎬ 起初浅部 ２ ｍ 注浆孔内注浆压力为 ２ ＭＰａꎬ深钻孔 注浆注浆压力取 ６ ~ ８ ＭＰａꎬ若在注浆过程中发现其 浅部围岩未注足浆液ꎬ则增大压力将其注浆管压破ꎬ 加强浅部表面封堵效果ꎬ 围岩变形严重时停止 注浆[９－１０] ꎮ
３.２.３ 后期巩固围岩强度
注浆后围岩变形速率降低ꎬ从见破碎发育至陷 落柱 １５ ｍ 处即采用架棚支护ꎬ在注浆加固围岩与锚 网带主动支护的基础上再施以被动支护ꎬ主被动联 合支护来共同维持两条跨陷落柱回采巷道后期的稳 定[１１－１３] ꎮ 梯 形 棚 支 护 为 刚 性 支 护ꎬ 可 缩 量 极 小[１４－１５] ꎮ 梯形棚支架灵活性高ꎬ较易安装拆卸ꎬ在 梯形棚破坏之后可在原有位置更换新的梯形棚支 架ꎬ来进一步保持巷道的稳定性ꎬ后期剧烈的矿压显 现已经减弱ꎬ梯形棚可提供较大的刚度ꎬ与主动支护 形成一个稳定的围岩环境ꎮ
３.３ 效果验证
跨陷落柱软岩回采巷道现场位移监测得出 围岩变形曲线如图 ８ 所示ꎬ监测点布置在柱体边 缘的浅部位置ꎬ图 ８ａ 在监测前 １ 周内顶板变形 迅速ꎬ前 １０ ｄ 顶板累计下沉量达 ８０ ｍｍꎬ松动压 力作用剧烈ꎮ 图 ８ｂ 在原有基础上架梯形棚ꎬ顶 板位移在 １０ ｄ 内增加了 ４０ ｍｍꎬ但变形速率依然 较高ꎬ两帮移近量则以同样趋势上涨ꎮ 图 ８ｃ 注 浆后ꎬ围岩变形速率降低ꎬ围岩强度明显提高ꎬ阻 止了围岩松动圈的发展ꎬ使得围岩逐渐自稳ꎮ 这 验明了注浆在控制构造带巷道软岩起着至关重 要的作用ꎬ在增大岩体内聚力和内摩擦角的同时 也阻止了软岩蠕变的发展和松动压力的扩大ꎬ将 松动压力转移到软岩深部ꎬ浅部岩层形成局部稳 定的承载圈ꎮ 
图 ８ 围岩变形曲线
Ｆｉｇ .８ Ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ
４ 结 论
１) 褶曲构造内向斜轴部底岩层受张力作用ꎬ产 生张裂隙ꎬ顶部受挤压力ꎬ塌陷呈倒楔形陷落柱ꎬ发 育程度较好ꎻ背斜轴部顶岩层受张力作用ꎬ内部底端 受挤压作用ꎬ塌陷呈正楔形陷落柱ꎬ由于受边缘岩体 的夹持作用ꎬ不易发育ꎮ
２) 垂直应力云图中柱体边界出现蓝色高应力 集中区ꎬ其位置在顶部中心到斜面边界的垂足处ꎬ而 对应的柱体内则为红色应力降低区ꎬ其柱体内整体 呈低应力状态ꎻ同一水平外围岩体水平应力值则高 于内部ꎬ过渡段需设防倒装置ꎮ
３) ２ 条回采巷道掘至离陷落柱 １５ ｍ 处时ꎬ破 碎发育ꎬ矿压显现剧烈ꎬ锚网带加密支护ꎬ待围岩变 形速率减缓之后在应力集中带施以架棚支护ꎮ 为提 高岩体强度ꎬ选择 ２０ ｄ 合理的注浆滞后时间进行注 浆加固围岩ꎮ 后期为了缓解采动影响ꎬ对柱体两段 应力集中区以及柱体内巷道均施以梯形棚支护ꎮ
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乾坤矿装的便携式螺旋支柱介绍
【联 系 人】：苏女士
【联系电话】：18075188209
乾坤矿装的便携式螺旋支柱是一款矿井临时支护设备，是矿井适用的金属单体支柱。
便携式螺旋支柱由五部分组成：上承压板、上支柱、螺杆、下支柱、下承压板。
具有轻便、结构简单、价格实惠、可回收反复使用、可远距离拆除等特点。
上承压板：
尺寸：63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
上承压板主要用于增大支柱与顶板的接触面积，从而加大支柱承压重量。四个触角有利于加大支柱在支护时的抓取力度，防止滑动，确保支柱持久支护和稳固。
下承压板：
下承压板尺寸与上承压板尺寸相同：
63型号的为175mm x 175mm;
48型号的为150mm x 150mm
下承压板主要用于增大支柱与底板的接触面积，从而加大支柱承压重量。中心的回环有利于加大支柱下承压板与下支柱的契合，加大在支护时的抓取力度，防止滑动，确保支柱持久支护和稳固。
上支柱：
由无缝钢管制造而成，钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号，63和48指的是钢管的直径，直径越大，支柱的承重能力越大；直径越小，支柱承压能力越小。
相对于下支柱，上支柱稍长。
下支柱：
由无缝钢管制造而成，钢管壁厚4mm。支柱有63和48两种型号，63和48指的是钢管的直径，直径越大，支柱的承重能力越大；直径越小，支柱承压能力越小。
相对于上支柱，下支柱稍短。
支柱常用的规格型号有：1.5米，1.8米，2.米，2.5米，3米，3.5米。
便携式螺旋支柱的含义：以1.5米为例，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米范围内的任意高度，其他以此类推。
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。
螺杆：
支柱的螺杆由螺纹钢特制而成。
特制螺杆，尺寸为80厘米，安装在支柱上以后主要用来保证支护的升缩，一般升缩在50厘米之间。我们确认的型号为拉升后可支撑的高度，比喻63-3.5.就是这根支柱最高可支撑3.5米的高度，最低可支撑3米的高度，之间可以拧动螺杆拉升，可以支撑3-3.5米之间的任意高度。
在螺杆的中间有4个齿状设计，主要是方便员工使用时升缩方便。
乾坤矿装的这款便携式螺旋支柱，参数经过多次试验和客户使用数据验证的，正是因为这个原因，培新矿机的这款支柱不能超高度超承载能力使用，超高和超载使用将影响支柱的稳定性，甚至发生安全事故；也正因为这个原因，本着客户至以上，一切从客户的利益出发的原则，培新矿机不提供定制和特殊规格的制作。为此，很多客户不理解，指责我们不满足客户需求。
其实，这款支柱自从研发十年来，我们的客户遍布全国各地，得到了客户的一致好评，虽然我们拒绝过不少的客户，但十年来，我们从没有因为质量和使用问题接到客户投诉，是一款轻便、简单、实用、实惠的好产品。
便携式螺旋支柱适用范围：
1、所有采场风爆工、出渣工、支护工作业时；
2、顶板破碎、倒三角节理发育、岩石不稳固的掘进工程作业时；
3、巷道破碎进行永久支护前。
便携式螺旋支柱使用方法和要求：
1、作业人员经过通风 、洒水、处理完松石后方可进行螺旋支柱支护；对上盘不稳固的采场要用锚杆和螺旋支柱结合支护。
2、支护时首先要根据矿体倾角或岩石破碎情况选择好支柱使用地点，在支柱的上下端均垫加长度适宜的木板，沿进入作业面的方向向前逐根支护，调整支柱顶住顶底板，用套管将丝杠拧紧确认无误后，方可进行作业。对当场用两根撬棍也无法撬下、需动炮处理的松石，对顶板破碎及上下盘围岩滑帮比较明显的采场，对上部有采空区的地点，必须进行加密支护。
3、便携式螺旋支柱支护时必须根据作业面的采幅宽度和顶板压力来确定使用支柱的数量，每个矿房不少于15根螺旋支柱。2米以上采幅采用双排支柱支护，1.5米以下的采幅采用单排支护，但不论是单排还是双排支柱支护，顶部都必须加承压板、木板等护住顶板，以加大接触面积。
4、便携式螺旋支柱不能超高度超承载能力使用（具体要求见附表），超高和超载使用将影响支柱的稳定性，甚至发生安全事故。
5、作业过程中，作业人员要经常检查丝杠松紧和顶板变化情况，及时将支柱拧紧，确保作业安全。
6、风爆工装药结束后，要按顺序由前向后依次拆卸支柱并清点数量；拆卸支柱时要及时观察顶板变化情况，发现异常立即停止拆卸，迅速撤离。
7、出渣工和支护工作业完毕后，须对丝杠重新紧固确认无误方可离开作业现场。撤下来的支柱须将螺母调至最低点，将丝杠置于套管内进行防护。
便携式螺旋支柱使用规定
1、无论作业现场的岩石结构是否存在危险，出渣工、风爆工在进行采矿或掘进作业时必须使用、支护工在顺路支护时必须使用、使用时必须按照上述方法规范支护。
2、把螺旋支柱的使用作为作业现场安全确认的重要内容，带班长或跟班领导必须在确认卡上填写支柱使用情况。
3、螺旋支柱要作为工具进行管理，要及时涂油防锈。使用时必须轻拿轻放，不得随意乱扔。
4、支柱外表出现损伤（如开裂、压扁、明显弯曲等）不能继续使用。
【联 系 人】：苏女士
【联系电话】：18075188209
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