刘洪涛，李家全
( 中国矿业大学( 北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)
摘 要: 针对深部巷道顶板变形量大，锚杆锚索易破断、失效，不断维修耗工耗时等问题，应用流变 元件建立了顶板支护结构的本构模型，结合邢东矿－980 水平巷道交叉点顶板变形监测数据，分析 研究了锚网喷－锚索－锚注支护体系在不同支护时期的变形规律与特点，得出了联合支护方案中各 支护单元的合理支护时机。结果表明: 合理选择补强与注浆施工时间，可有效提高围岩稳定性，支 护单元的性能得到了充分发挥，并在一定程度上抑制了围岩收敛速度，试验条件下一次支护后 10， 17 ～ 25 d 分别为补强支护与注浆加固的合理时间，支护后 100 d 内顶板下沉量平均减小了 23%，注 浆 15 d 进入缓慢收敛阶段，平均变形速率 0．51 mm / d
针对深部巷道支护问题，国内外许多专家、学者 提出了“先控再让后支”的支护理念，并在此基础上 对支护体系中各支护单元的支护时机进行研究，以充 分发挥各支护单元的支护特点和优势，达到更佳的支 护效果［6－9］。在这一背景下，“深部大变形巷道变形 破坏机理及稳定性控制”重点项目研究逐步展开: 康 红普等通过对煤巷锚杆－锚索支护的预应力协调作 用分析，表明合理预应力组合的锚杆锚索联合支护系 统可以有效控制围岩变形［10］; 何满潮等采用锚网索 耦合支护技术，成功的解决了夹河矿深部复合顶板煤 巷支护的技术难题［11］; 李学彬、杨仁树、高延法等以 杨庄矿 III 水平南大巷为研究对象，提出了锚杆与钢 管混凝土支架联合方案，并达到了合理的支护效 果［12］; 王卫军、袁越等以江西高坑矿底板暗斜井为研 究对象，提出了锚网索+注浆+底板锚索的控制方法， 有效控制了围岩的大变形［13］; 严红、何富连等提出了 控制大断面深井煤巷的双锚索衍架支护系统［14］; 贺 永年、张农等通过对巷道滞后注浆加固与滞后支架的 分析，提出了确定滞后时间的设计方法［15］。针对深 部巷道支护问题，本文在前人研究成果基础上以邢东 矿－980 m 水平巷道交叉点顶板为研究对象，构建了 锚网喷注各单元和不同时期支护系统的力学模型，重 点研究锚网喷－锚索－锚注协调支护机理。
1 工程概况
1. 1 顶板岩性组合
邢东矿主采煤层为 2 号煤，采深由 600 m 到接近 1 300 m，矿井分为 2 个开采水平，分别为－760 水平 和－980 水平( 图 1) ，－980 m 大巷所处位置埋深大约 1 000 m。井下开采巷道顶板质量取决于顶板岩石成 分、结构和沉积构造以及沉积后早期差异压实和后期 构造作用等，而顶板岩体由于沉积环境的演化，岩性 岩相在横向和纵向上变化很大。为分析邢东矿巷道 顶板赋存特征，采用顶板 TYGD12 型岩层钻孔探测 仪，分析绘制了顶板岩层岩性、岩层组合特征情况。 顶板岩性和塑性区发展特性是支护设计的重要 依据。顶板窥视显示，交叉点顶板自上而下为粉砂 岩、灰岩、煤和灰岩，其中煤、深部灰岩和浅部灰岩分 别出 现 了 裂 隙 和 破 碎 带，厚 度 分 别 为 2. 28 和 1. 56 m，如此大范围的裂隙和破碎带必然会导致顶板 大变形和失稳，是顶板变形破坏的主要原因。
1. 2 顶板围岩变形破坏监测分析
－980 m 水平交叉点采用锚网索喷支护，锚杆型 号为 22 mm×3 000 mm 的螺纹钢锚杆，间距和排距 均为 800 mm，顶板锚索型号为 21. 8 mm×8 500 mm的 钢 绞 线 锚 索，帮 部 锚 索 型 号 为 21. 8 mm× 6 500 mm的钢 绞 线 锚 索，初喷与复喷的厚度均为 50 mm。但巷道的维护问题突出，围岩破坏范围较 大，矿压显现明显，巷道断面变形收敛严重，支护体严 重破坏，局部甚至出现断锚索、断锚杆和局部冒顶现 象，需要多次扩修，影响正常生产，如图 2 所示
在交叉点采用深部位移监测仪对巷道顶板围岩 变形规律进行监测，测站钻孔垂直布置于顶板中，测 点分别位于钻孔内 1，2，4 和 8 m 处。在巷道掘进期 间，对该巷道 2 处测站顶板进行了 3 个月的监测( 图 3) 。
由以上 2 处测站的观测数据可以看出:
( 1) 顶板 0 ～ 8 m 内变形量分别为 255，260 mm; 顶板变形主要发生在 0 ～ 2 m 内，变形量分别为 188 和 201 mm 左右，2 ～ 4 m 变形量分别为 41 和 34 mm， 4 ～ 8 m 内变形量很小，仅占总变形量的 10%左右，则 4 m 深的顶板相对较稳定。
( 2) 顶板 0 ～ 8 m 范围内围岩在整个监测期间变 形速率在第 20 ～ 40 天较小，变形速率分别为 0. 95 和
3 测点 1，2 顶板深基点位移曲线
Fig. 3 Displacement curves of points 1 and 2 deep basic point 0. 85 mm / d;
但在第 40 天左右变形速率增加分别为 9. 8 和 7 mm / d; 在第 50 天之后变形速率减小，但变 形量持续增加，变形速率分别为 0. 84 和 1. 12 mm / d。 顶板具有持续变形和大变形的特征。
1. 3 顶板变形破坏规律分析
现使用的 20MnSi 螺纹钢锚杆，其理论延伸率在 13. 8% ～ 16. 4%［16］，按锚杆自由长度 2. 0 m 计算，其 延伸量 227. 6 ～ 320. 8 mm。 锚索理论延伸率在 3. 5%左右［16－17］，在施工过程 中施加预紧力，其工程延伸量为 Δl ≥ 1. 8 － Fy 221 ( ) % × L 式中，Δl 为锚索延伸量，mm; Fy 为施加的预紧力，不 低于 100 kN; L 为锚索自由段长度，6 500 mm。 Δl = 1. 8 － 100 221 ( ) % × 6 500 = 87. 6 mm 监测顶板变形量超过了锚索的延伸量，甚至超过 了部分锚杆的延伸量，部分锚杆、锚索出现脱锚、断锚 等失效问题，对顶板达不到预期支护效果，更达不到 协调支护的作用。因此提出了锚网喷+锚索+注浆的 协调支护方案，并着重分析锚网喷－锚索－注浆支护 的时机选择和围岩控制效果。
2 协调支护机理分析
多种支护体的联合支护技术围岩控制的关键是 充分发挥各支护方式的优势以达到良好的围岩控制 效果［8，18］。锚杆－锚索－锚注支护系统中，锚杆具有 强度较小、锚固范围相对较小但延伸性好等特点，作 为及时支护方式以“支”、“让”为主，来控制浅部围岩 的快速变形破坏或冒落; 锚索具有延伸性差但强度 高、锚固范围大等特点，在围岩变形趋缓时，以“控”、 “限”为主，作为加强支护方式来控制原锚杆支护范 围内岩体的持续大变形和冒落; 滞后锚注支护形式通 过注浆将松散破碎的围岩胶结成整体，相当于提高了 岩体的等效黏聚力、内摩擦角及弹性模量，使趋于恶 化的围岩得到加固，同时强化原锚喷支护，进而保证 了岩体强度，利用围岩本身作为支护结构的一部分， 控制顶板持续变形破坏。 协调支护的关键是各支护单元支护时机的选择 和把握［8，18］。巷道掘进后，围岩进入快速变形破坏阶 段，且此时围岩扔具有很强的自承能力，此时采用具 有“支护”、“让压”特性的锚杆进行及时支护; 随后围 岩进入变形趋缓阶段，且未出现大变形，变形破坏速 率和总变形量较小，一般小于锚索的延伸量，采用具 有“控制”、“限制”顶板持续下沉的锚索进行强化支 护; 后期围岩处于基本稳定状态，围岩较为破碎，自承 能力低，应力较小，支护强度要求低，采用滞后注浆的 方式进行支护，固结浅部围岩，提高围岩整体性和自 承能力，以实现长期的维护。
3 支护体系力学模型
3. 1 支护单元力学模型
支护体系整体的变形破坏由体系中各单元的力 学特征决定，特别是应力、应变和应变速率，因此有必 要构建支护体系本构模型，用力学模型来分析其围岩 控制效果、支护时效性和协调性。背景矿区的顶板浅 部围岩基本都已破坏，进入了塑性阶段或峰后阶段， 主要依靠岩块间的挤压保持在非快速失稳状态，可以 简化为理想黏塑性体( N | Y 体) ; 锚杆、锚索锚固后有 一定的预紧力，在受力后破断前基本符合理想弹性体 的力学特性，可简化为胡克体( H 体) ; 注浆后围岩体 黏结 成 一 个 整 体，可以理想化为凯尔文体 ( H | N 体) ［19－21］。各力学模型、应力－应变关系如图 4 所示。
3. 2 一次支护分析
一次支护为锚网喷支护，忽略因托盘变形和孔口 围岩破碎而导致的围岩支护体变形不一致，锚杆简化 胡克体并联到所支护顶板简化的理想黏塑性体模型 中，力学模型如图 5( a) 所示。 锚杆支护时本构方程如下:
根据收敛速率的不同可划分为快速收敛阶段 AB、过渡阶段 BC 和等速收敛阶段 CD。第 1 和第 2 阶段以第 3. 40 天为分界点，第 2 和第 3 阶段以第 9. 96 天为分界点。顶板变形量仍在持续增加，第 10 天变形速率 6 mm / d，但变形速率变化趋于平稳，第 10 ～ 25 天每天减小量小于 0. 2 mm，此时顶板下沉量 为 117 mm。
一次支护在有效锚固期间，第 1 阶段锚固力快速增加，变形速率大但呈现迅速减小的趋势; 第 2 阶段 变形速率减低的趋势减缓; 第 3 阶段顶板得到了较大 下沉量“让压”，围岩应力得到一定的释放，锚固力非 常大，进入了变形速率较小但仍缓慢收敛的时期。 一次支护缓解了顶板持续大变形，变形速率得到 了一定程度的遏制; 减小了补强支护需要的支护体延 伸量和强度。锚索作为一种延伸量较小但强度高、锚 固范围大的支护体，在第 10 天左右变形速率较小时 进行补强，是较为适宜的支护时机，如果补强支护在 此刻进行，由于巷道整体收敛量有限，断面可以满足 安全生产需要，则无需进行刷大断面，锚杆无需重打， 锚索无需张拉，有效节约成本，既能够充分发挥锚索 的支护特性，又能有效控制顶板的变形。
3. 3 补强支护分析
补强支护时，巷道收敛量过大的部分需要进行扩 修，扩至设计断面尺寸，将原有锚索进行张拉并重新 补打锚杆，将锚索简化胡克体并联到锚网喷和顶板围 岩力学模型中，构成力学模型如图 5( b) 所示。
3. 3. 1 变形速率分析
锚索支护时本构方程如下: ε02 = ε12 = ε22 = ε32 = ε42 σ02 = σ12 + σ22 + σ32 + σ42 ( 5) σ12 = k1ε02 + k1ε01，σ22 = k2ε02 σ32 = η32ε · 02，ε · 02 = dε02 dt ，σ42 = σs2 ( 6) σ02 = k1ε02 + k1ε01 + σs2 + η32 dε02 dt + k2ε02 ( 7) 接微分方程: ε02 = σ02 － σs2 － k1ε01 k1 + k2 + Ae － k1+k2 η32 t t = 0，ε02 = 0 代入上式得: A = － σ02 － σs2 － k1ε01 k1 + k2 ε02 = σ02 － σs2 － k1ε01 k1 + k2 1 － e － k1+k2 η32 t ( ) ( 8) ε' 02 = σ02 － σs2 － k1ε01 η32 e － k1+k2 η32 t ( 9) ε' 02 = σ02－σs2－k1ε01 η32 e－ k1 +k2 η32 t 表达锚索支护时下沉速 率的变化，可假设 A02 = σ02－σs2－k1ε01 η32 ，B02 = k1+k2 η32 。则 ε' 02 = A02 e－B02t 。 将实测数据中 t = 1 d，ε' 02 = 5 mm / d; t = 3d，ε' 02 = 3. 5 mm / d; 代入式( 9) 求得 A02 = 5. 98，B02 = 0. 179。 那么 ε' 02 = 5. 98e－0. 179t 。 将 t = 5 d，ε' 02 = 2. 9 mm / d; t = 8 d，ε'02 = 2. 2 mm / d; 代入式( 9) 求得 A02 = 4. 594，B02 = 0. 092。那么ε' 02 = 4. 594e－0. 092t 。 将 t = 20 d，ε' 02 = 1. 1 mm / d; t = 30 d，ε' 02 = 1 mm / d; 代入式( 9) 求得 A02 = 1. 331，B02 = 0. 009 53。那 么 ε' 02 = 1. 331e－0. 009 53t 。 根 据 ε' 02 = 5. 98e－0. 179t ，ε' 02 = 4. 594e－0. 092t ，ε' 02 = 1. 331e－0. 009 53t 可绘制变形速率图，如图 6( b) 所示。
根据收敛速率不同划分为快速收敛阶段 A' B'、 过渡阶段 B'C'和等速收敛阶段 C'D'。第 1 和第 2 阶 段以第 3. 03 天为分界点，第 2 和第 3 阶段以第 15. 02 天为分界点。此时顶板变形量持续增加，补强后第 15 天变形速率 1. 3 mm / d，补强阶段顶板变形量为 40 mm。
充分发挥补强锚索的控制作用，将变形速率控 制在较小的范围内，并使其逐渐趋于稳定; 进一步 减小了长期支护的变形量和强度。锚注支护属于 一种延伸量小但强度高、整体性强的刚性支护体。 补强支护后第 15 天变形速率基本平稳且处于较小 的水平。
深部围岩具有典型大地压、大变形的特点，且处 于给定变形状态，支护的主要作用为遏制围岩的变形 速度，如支护参数合理，可保证在巷道的服务期限内 将围岩的变形量控制在允许的范围内。补强支护与 稳定时间关系如图 7 所示。
图 7 补强支护与稳定时间关系
Fig. 7 Ｒelationship between reinforcement support and stability time
图 7 中 t1，t2，t3，t4 为一次支护、补强支护、无补 强支护状态下失稳、补强状态下失稳时间。只采用锚 杆进行一次支护后围岩变形量为 ε1 = ∫ t 3 t1 ε' 1 dt。 如 在 t2 时刻补强支护，则 ε2 = ∫ t 2 t1 ε' 1 dt + ∫ t 4 t2 ε' 2 dt，因给定 变形，则图中阴影部分面积 S1 与 S2 相等，围岩变形 速率降低，稳定时间增加，t4 －t3 即为补强后围岩稳定 时间的增量。
3. 4 塑性软化强度按双曲线衰减时的围岩应力
为了使岩体塑性软化强度更接近岩体的全应 力－应变曲线的后破坏段，可用双曲线方程拟合［8］。式中，σ0. 5 c 为岩体全应力－应变曲线上最大应变与弹 塑性交界处应变之和一半处的塑性软化应力，对应的 应变为 1 2 ( εeP θ + εa θ ) ; σc，σP c ，σ* c 为岩体极限抗压强 度、塑性软化强度和残余强度; εeP θ ，εP θ ，εa θ，uP 为巷道 围岩在弹塑性区交界处、塑性区范围内和巷道围岩周 边处的切向应变，围岩径向位移。
图 8 顶板塑性软化全应力－应变曲线
Fig. 8 Full stress-strain curve of plastic softening of roof
在分析的某个时间点，可假设 b1，b2，b3，r 不变， uP 与变形量 ε 一致，σP c 与围岩应力一致。则在某一 时间点，岩体塑性软化阶段应力与变形量是近似反比 的关系。
图 9 锚注支护前顶板变形曲线
Fig. 9 Deformation curve of the roof before lagging support
在 17 ～ 25 d 以 后 总 位 移 量 已 经 达 到 148 ～ 157 mm，变形速率平均减小到 1. 3 mm / d 以下，位移 量变化斜率趋于平缓，可作为合理的锚注时机，既能 够充分发挥锚注支护的支护特性，又能实现长期有效 控制顶板的变形。
3. 5 锚注分析
后期锚注支护时，锚杆、锚索简化的胡克体并联 到锚注简化的凯尔文体中构成力学模型如图 10 所 示。
ε' x = σP c η6 e － k1+k2+k5 η6 t 表达锚注时变形速率随时间的 变化，假设 σP c ，k1，k2，k5，η6 整个支护阶段保持不变， 则可假设 Ax = σP c η6 ，Bx = k1+k2+k5 η6 ，则 εx '= Ax e－Bxt 。
将实测数据中当 t = 1 d，εx '= 1. 15 mm / d; t = 3 d， εx '= 0. 95 mm / d; 代入式( 15) 求得 Ax = 1. 265，Bx = 0. 095 5。那么 εx '= 1. 265e－0. 095 5t 。
将 t = 8 d，ε'x = 0. 7 mm / d; t = 10 d，εx '= 0. 65 mm / d; 代 入 式 ( 15 ) 求 得 Ax = 0. 942，Bx = 0. 037 1。那么 εx '= 0. 942e－0. 037 1t 。
将 t = 20 d，t = 30 d，ε' x0 = 0. 52 mm / d; 代入式( 15) 求得 Ax = 0. 551 4，Bx = 0. 001 98。那么εx '= 0. 551 4 e－0. 0019 8t 。
根据 ε' x = 1. 265e－0. 095 5t ，ε' x = 0. 942e－0. 037 1t ，ε' x = 0. 551 4e－0. 001 98t 可绘制出变形速率图。如图 11 所示。 图中顶板变形速率在第 0～ 4 天平均为 1. 06 mm / d 左 右，第 5 ～ 15 天平均为 0. 65 mm / d 左右，锚注后变形 量为 12 mm。
深部巷道注浆支护的主要作用为进一步遏制围 岩的变形速度，保证在巷道的服务期限内将围岩的总 变形量控制在允许的范围内。注浆支护与稳定时间 关系如图 12 所示。图中，t5 和 t6 为无注浆支护状态 下失稳和注浆状态下失稳时间。只采用锚索进行补
强支护后围岩总变形量为 ε2 = ∫ t 2 t1 ε' 1 dt + ∫ t 4 t2 ε' 2 dt。 如 在 t5 时刻进行注浆支护，则 ε3 = ∫ t 2 t1 ε' 1 dt + ∫ t 5 t2 ε' 2 dt + ∫ t 6 t5 ε' 3 dt，因给定变形，则图中阴影部分面积 S3 与 S4 相等，围岩变形速率降低，稳定时间增加，t6 －t4 即为 注浆后围岩稳定时间的增量。
4 应用分析
通过对支护形式及施工进行了优化，确定采用锚 网喷+锚索+锚注进行协调支护，支护参数如下:
锚杆型号为 20 mm×2 400 mm; 顶部锚杆间排 距 800 mm×800 mm，帮锚杆间排距 700 mm×800 mm， 托盘 厚 度 150 mm × 150 mm × 10 mm，钢 筋 梯 长 度 4 200 mm，间排距 800 mm，预紧力 80 kN。锚索为 17. 8 mm×8 250 mm，间排距 1 300 mm×1 600 mm， 锚固长度 2 400 mm。补强点锚索型号相同，间距为 1 600 mm，锚索预紧力不低于 25 MPa。采用双液注 浆系统，注浆压力升至设计注浆压力并维持 5 min 即 可结束注浆。顶板位移量如图 13 所示。
在 100 d 内位移总量为 200 mm 左右，顶板变形 量与同水平其他地段相比减小了 23%左右; 变形速 率在第 40 天进入缓慢变形阶段，0. 51 mm / d 左右，与 原方案相比降低了 46. 9%左右。围岩总收敛量以及 后期的变形速率相对其他地段有大幅减小，有效抑制
了围岩的持续大变形破坏，同时也确保了支护系统中 各单元都能充分发挥各自的支护作用和特点，减少了 由于支护配合不当导致的各支护单元被逐个击破，支 护失效甚至发生冒顶事故的概率。
5 结 论
( 1) 研究对象属于典型的深部大变形巷道，具有 变形量大、收敛速度快、锚杆锚索破断率高的特点，需 要多次返修。深部位移监测结果表明，在 100 d 的监 测时间内，顶板变形总量可达 260 mm，且集中于 4 m 以浅范围内，浅部围岩仍是支护控制的重点区域。
( 2) 深部大变形巷道围岩基本处于给定变形状 态，支护不能明显降低顶板变形量，但可以有效地遏 制变形速率，保证在巷道的服务期限内将变形总量控 制在允许范围内。选择合理的支护时机，采用锚网喷 注联合支护方式可抑制围岩收敛速率。
( 3) 在研究巷道的工程条件下，一次支护后 10 d 进行补强支护，17 ～ 25 d 进行注浆加固支护较为合 理。与同水平其他地段相比，支护后 100 d 内顶板变 形量可减少 23%，收敛速度可减低 46. 9%，各单元协 调支护，减少了支护失效的概率。
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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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