何富连1 ,高 峰1 ,孙运江2 ,李世俊1 ,宋宝华1 ,杨亚峰1
( 1.中国矿业大学( 北京) 资源与安全工程学院,北京 100083; 2.中国矿业大学( 北京) 力学与建筑工程学院,北京 100083)
摘 要: 针对王家岭煤矿窄煤柱综放煤巷围岩控制难题,分析指出相邻大型综放工作面覆岩剧烈活 动及其基本顶对巷道区域直接顶的倾斜挤压力是导致顶板产生水平移动和非对称破坏的本质原 因。建立考虑基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型,得出巷道顶板最 大变形区域( 7.5≤x≤9.5 m) 。研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至顶板纵深处锚索为关键 部件的多锚索钢梁桁架系统,阐明其控制原理。建立多锚索钢梁桁架非对称支护的力学模型,得出 非对称弯矩减小量分布特征,探讨其与非对称变形的一致性,并结合现场实践确定控制方案。现场 实践表明,20103 运输巷采用钢梁桁架非对称支护技术后,围岩变形量均控制在安全范围内,实现 了对窄煤柱综放煤巷围岩非对称变形破坏的有效控制
回采巷道窄煤柱布置方式因其具有提高资源采 出率、延长矿井生产服务年限等特点,已经成为我国 多数矿井工作面主要布置方式之一[1]。我国学者亦 针对窄煤柱巷道围岩控制以及复杂困难条件下巷道 支护新技术方面进行了不断探索与实践,取得了诸多 成果。柏建彪等[2]研究了综放沿空掘巷围岩变形、 窄煤柱稳定性与煤柱宽度、煤层力学性质及锚杆支护 强度之间的关系。何满潮等[3]提出了实现支护一体 化与荷载均匀化的锚网索耦合支护技术。高明仕 等[4]得出综放沿空掘巷留设的最佳煤柱宽度以及特 殊支护手段。康红普等[5]提出了高预应力强力支护 理论,开发了高预应力、强力支护系统,并进行了井下 试验。谢广祥和杨科[6]揭示了综放留窄煤柱护巷回 采期间巷道围岩的应力分布及其演化特征。何富连 等[7]提出与厚煤顶特大断面切眼相匹配的高强高预 紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术。谢生荣 等[8]提出了深部软岩巷道锚喷注强化承压拱支护技 术。
为了提高煤炭资源采出率,王家岭煤矿将 201 采 区区段煤柱宽度由 19. 4 m 缩减为 8 m,在常规支护 条件下,巷道顶板出现了显著水平位移与非对称大变 形特征。本文针对特殊矿压显现特征,研发了能适应 顶板水平移动和非对称变形的多锚索钢梁桁架系统, 有效控制了大断面窄煤柱综放煤巷围岩的非对称变 形破坏,对于开展支护革新、提高煤炭资源采出率、保 障矿井安全高效生产具有重要意义。
1 工程概况
王家 岭 煤 矿 2 号 煤 平 均 埋 深 265 m,厚 度 6. 21 m,煤层倾角 2° ~ 5°,平均 3°,节理裂隙发育,结 构复杂,煤层冒放性较好; 2 号煤层普氏系数 1. 5,煤 层较软,直 接 顶 为 2. 0 m 厚 砂 质 泥 岩,基 本 顶 为 9. 6 m 细砂岩,底板为泥岩,厚度为 1. 61 m。20103 运输巷设计长度 1 490 m,矩形断面,宽 5. 6 m,高 3. 55 m,沿 2 号煤底板掘进。20103 运输巷与 20105 工作面间煤柱宽度为 8 m,在巷道掘进期间即出现了 顶板水平移动和非对称大变形的矿压显现。在顶板 中部区域出现了一条沿巷道走向方向上的挤压破碎 带,W 钢带出现了较为明显的褶曲破坏( 图 1( a) ) , 这表明顶煤产生了较为明显的水平移动,且位移量达 180 mm。钻孔窥视结果表明,由于煤岩力学性质的 差异性,使得顶板煤岩分界线处出现了较为明显的错 动,如图 1( b) 所示。此外,巷道断面方向上巷道非对 称下沉差值达 0. 4 m 以上。
图 1 20103 运输巷顶板变形破坏与钻孔窥视
Fig. 1 Deformation failure and borehole camera images of the roof in the roadway of No. 20103
2 窄煤柱综放煤巷非对称变形破坏机理
2. 1 窄煤柱综放煤巷非对称变形破坏原因分析
根据矿压理论和 20103 运输巷所处的地质生产 条件,分析认为相邻大型综放工作面覆岩活动产生的 强采动应力以及基本顶对直接顶的倾斜挤压力是窄 煤柱综放煤巷产生顶板水平移动和非对称破坏的本 质原因。
( 1) 相邻大型综放工作面覆岩活动影响。
20103 运 输 巷 相 邻 的 20105 工 作 面 是 长 度 250 m,采高达 6. 2 m 的大型综放工作面,其回采后上 覆岩 层 活 动 程 度、影响范围与趋稳时间均较大。 6. 2 m 的采高使得采场顶板冒落范围大,裂隙带发育 程度高,相应的基本顶回转空间大,对巷道围岩区域 产生较大且持续的采动应力。250 m 长的大型综放 工作面在开采后,采空区中部区域覆岩能充分垮落, 即随着时间推移,下位岩层被逐渐压实,破断裂隙区 逐渐向上位岩层扩展,导致采空区周围砌体梁结构承 载力亦逐渐增加,这亦将进一步加大基本顶回转对直 接顶产生的采动应力,加剧了巷道围岩矿压显现。
2) 基本顶对巷道直接顶的倾斜挤压力。
根据矿山压力与岩层控制的相关理论计算可知, 基本顶为距煤层顶板 2. 0 m 的厚 9. 6 m 细砂岩,而 6. 2 m 的采高使得基本顶关键块 B 产生较大的回 转[1,9]。随着关键块回转的角度增加,必然会对其下 位且靠近关键块 A 侧区域的直接顶产生倾斜挤压应 力,且随着角度进一步增加,倾斜水平分力增长速率 大。此外,B 块回转运动是一个动态载荷传递过程, 水平应力分量远大于静态载荷下的理论值[10]。因 此,窄煤柱综放煤巷顶板呈现出较为明显的水平移 动,进而造成 W 钢带的褶曲破坏( 图 1( a) ) 。
2. 2 窄煤柱综放煤巷围岩结构力学模型
根据上述理论分析,笔者将直接顶受力分为支承 应力与倾斜挤压应力两部分,并建立窄煤柱综放煤巷 围岩结构力学模型,图 2 所示。图 2 中,q 为侧向支 承压力,p1为直接顶与基本顶间的相互作用力,p2为 区段煤柱对直接顶的均布支撑力,N1为弹性基础对 直接顶岩梁的水平作用力,σB为关键块 B 对直接顶 岩梁的倾斜挤压力,R 为实体煤帮的支撑力。
图 2 窄煤柱综放煤巷围岩结构力学模型
Fig. 2 Surrounding rock structure mechanical model of fully mechanized top caving roadway with narrow coal pillar
2. 2. 1 直接顶简支梁力学分析
将综放煤巷直接顶( 包括顶煤) 简化为简支梁。 σB可分解为偏心载荷 NB和载荷 σz,NB对简支梁产生 偏心力偶矩 MB,近似认为 σz与 NB的大小与梁的竖直 压缩量呈正比,如图 3 所示。图 3 中,x0为关键块断 裂线与煤 壁 间 距,m; x1 为侧向支承压力峰值点坐 标,m; x2为实体煤帮支撑力 R 的作用点,m; a 为煤柱 宽度,m; b 为巷道宽度,m; c 为实体煤帮侧塑性区深 度,m; θ 是关键块 B 回转角,( °) 。
p1可近似认为 q [11]:
图 3 直接顶简支梁力学模型
Fig. 3 Mechanical model of immediate roof simply supported beam
y为覆岩平均容重,kN/m3 ; H 为 201 采区综 式中, 放 工作面平均埋深,m; S 为 20105 工作面倾向长度,m; β 为岩层剪切角,( °) ; K 为顶煤直接顶刚度,MPa; Kp 为直接顶碎胀系数; h 为直接顶( 包括顶煤) 厚度,m; ∑h 为直接顶( 不包括顶煤) 厚度,m; λ 为侧压系 数; m 为 201 采区平均采厚,m; k 为最大应力集中系 数; C 为黏聚力,MPa; φ 为内摩擦角,( °) ; P 为煤柱 帮支护阻力,MPa; L 为关键块 B 长度,m。
2. 2. 2 直接顶简支梁弯矩与挠度计算
结合 20103 运输巷实际生产地质条件,可得其位 于区间[c,b+c]内,直接顶简支梁弯矩方程为20103 运输巷相关生产地质资料参数: a = 8 m, b =5. 6 m,γ = 25 kN /m3 ,H= 265 m,S = 250 m,β = 20°, K = 47. 75 MPa,Kp = 1. 1,h = 4. 6 m,∑h = 2. 0 m,λ = 1. 2,m = 6. 2 m,k = 1. 36,C = 2. 0 MPa,φ = 40°,P = 0. 6 MPa,L = 21. 7 m。根据以上参数得简支梁巷道顶 板区间[4. 4 m,10 m]的弯矩方程:
M( x) = e x 4 ( 353. 2 - 31x) + 3. 3x2 + 15. 25x - 168. 42 ( 7)
简支梁挠度与弯矩之间有 EIω″ = M( x) ( 8)
其中,E 为顶煤弹性模量,MPa; I 为惯性矩,m4 。对 式( 8) 进行二次积分,并结合连续性条件,得出简支 梁在区间[4. 4 m,10 m]内的挠度方程:
ω( x) = e x 4 ( 443. 4 - 22. 85x) + 0. 012 7x4 + 0. 117x3 - 3. 88x2 - 319. 44x + 4. 61 ( 9)
根据式( 8) ,( 9) 可得 20103 巷道直接顶简支梁 弯矩与挠度图,如图 4 所示。由图 4 可知: ① 巷道直 接顶简支梁弯矩与挠度图类似一个( 倒) “勺子”形, 关于巷道中轴线呈现明显的非对称分布特征,实体煤 帮侧弯矩( 挠度) 较小,煤柱侧较大; ② 弯矩( 挠度) 最大值横坐标约位于 x = 8. 5 m 位置,偏离巷道中轴 线 1. 3 m; ③ 在区间[7. 5 m,9. 5 m]内,弯矩( 挠度) 值较大,此区域内易发生破坏。20103 运输巷顶板所 受非对称弯矩是导致巷道非对称变形的直接原因,区 间[7. 5 m,9. 5 m]内浅部直接顶最易被拉断而发生 破坏,是巷道顶板控制的重点区域。
图 4 直接顶简支梁弯矩与挠度
Fig. 4 Distribution characteristics of immediate roof simply supported beammoment and deflection
3 多锚索钢梁桁架非对称支护机理与技术
3. 1 多锚索钢梁桁架系统及其支护原理
针对王家岭煤矿 20103 运输巷顶板水平移动与 非对称变形以及 W 钢带褶曲破坏的矿压控制难题, 项目组研发了能对顶板实现双向控制的多锚索钢梁 桁架系统,它是由高强锚索、高强圈梁、长孔槽钢和锁 具等组成,具有锚点稳固、抗剪性强、错动协同、线面 接触和高强承载等特点,其支护原理如图 5 所示。它 是一种能在巷道顶板设置连续的非对称式钢筋多锚 索复合结构,每个非对称式钢筋多锚索复合结构由非 对称式钢筋托梁和多根与其连接并固定到顶板纵深 处的顶板单体锚索构成,形成多锚索钢梁桁架支护的 高强度、大厚度的预应力承载结构[13-14]; 其中连接钢 筋托梁两侧的顶板单体锚索倾斜穿过煤帮上方附近 的最大剪应力区,深入煤帮上方稳固区域[15]。该系 统不对称布置机理: 煤柱侧顶板锚索支护密度大于实 体煤侧支护密度,可对薄弱煤柱侧顶板进行加强支 护,且锚索的锚固点位于煤巷两肩窝深部不易破坏的 三向受压岩体内,不易受煤巷上方顶板离层和变形的 影响,为发挥高锚固力提供了可靠稳固的承载基础。 两端薄钢板上矩形半圆锚索孔的设计在有效控制顶 板垂直下沉运动的同时,对巷道顶板剧烈水平运动亦 有较强的适应性,可避免采用锚索 W 钢带组合或锚 索槽钢组合结构时存在弯曲导致结构永久失效问题; 钢梁连接构件集成了控制顶板下沉与适应岩层水平 移动功能,提升了桁架系统在岩层水平移动过程中的 适应能力与抗损毁能力。
图 5 多锚索钢梁桁架支护原理
Fig. 5 Supporting principle ofmultiple-cable-girder-truss system
3. 2 多锚索钢梁桁架非对称性支护机理与技术
根据现场工程实践,确定桁架系统采用 3 根锚索 进行布置,并将与顶板面接触的钢带偏向煤柱侧布 置。为了计算方便,对模型做如下假设: ① 钢筋梯子 梁刚度较小,将其视为柔性的; ② 槽钢的刚度较大, 将其对顶板的支护力视为均布的; ③ 忽略锚固体质 量对结构体的影响。建立的多锚索桁架非对称支护 的力学模型如图 6 所示。
图 6 中,F 为锚索预应力,kN; p 为槽钢对顶板的 平均支护强度,kN /m; s 为实体煤帮侧锚索坐标,m; t 为槽钢与煤柱帮间距,m; l 为槽钢长度,m; ΔR1,ΔR2 为采用钢梁桁架系统后,实体煤帮与煤柱帮支撑力减 小量,kN。
图 6 多锚索钢梁桁架非对称支护力学模型
Fig. 6 Multiple-cable-girder-truss asymmetric support mechanical model
由∑z = 0 可得 ΔR1 + ΔR2 - pl - F = 0 ( 10) 对 O 点取矩,可得 Fs + pl( b - t - l /2) - ΔR2 b = 0 ( 11) 式中,p = 2F /l。 联立式( 10) ,( 11) 可得
根据窄煤柱综放煤巷直接顶简支梁弯矩与挠度 计算结果和现场工程实践,确定王家岭煤矿 20103 运 输巷支护参数取: F = 250 kN,s = 1. 6 m,l = 2. 2 m,b = 5. 6 m,t = 0. 5 m,代入式( 13) ,可绘出 20103 运输巷 采用钢梁桁架非对称支护后的顶板弯矩减小量分布, 如图 7 所示。
由图 7 可看出,采用非对称支护系统后: ① 在巷 道顶板区间[0 m,2. 9 m]内弯矩减小量( ΔM) 从零线 性增加; 在[2. 9 m,5. 1 m]内 ΔM 整体呈现先增加后 减小的抛物线趋势; [5. 1 m,5. 6 m]内 ΔM 逐渐减小 到零。② 在坐标 3. 2 m 处有 ΔM 最大值618. 4 kN· m,偏离 20103 运输巷中轴线 0. 6 m。③ 顶板弯矩控 制最有效区域为 1. 6 m≤x≤4. 2 m,这与未支护条件 下直接顶弯矩最大区域( 7. 5 m≤x≤9. 5 m) 基本吻
图 7 顶板弯矩减小量分布
Fig. 7 Distribution characteristics of the roof moment reduction
合,是槽钢支护区域。槽钢上开 25 mm×300 mm 矩形 半圆孔,巷道顶板发生水平移动也不影响槽钢支护区 域顶板的垂直受力,可有效控制巷道顶板的非对称变 形和水平移动问题。
4 工程实践
4. 1 20103 运输巷非对称支护方案
综合上述理论分析、力学模型计算与工程实践等 多种方法进行参数设计,确定 20103 运输巷多锚索钢 梁桁架支护方案如图 8 所示。
图 8 20103 巷道钢梁桁架非对称支护
Fig. 8 Multiple-cable-girder-truss asymmetric supporting of roadway No.20103
( 1) 顶板支护。
顶板锚索支护为多锚索钢梁桁架系统,锚索采用 17. 8 mm×8 300 mm 高强度预应力钢绞线,预紧力 250 kN,钻 孔 深 8. 0 m,树 脂 加 长 锚 固; 排 间 距 1 800 mm×1 600 mm,每 排 3 根,锚 索 距 煤 柱 帮 侧 800 mm,实体煤帮侧 1 800 mm,两侧锚索与顶板垂线 的夹角为 15°,中间锚索垂直顶板布置。桁架支护构件采用 16 mm、规格为 3 700 mm×70 mm( 长×宽) 钢 筋圈梁连接,配合使用长度 2 200 mm 的 16 号开长条 孔槽钢( 规格为 300 mm×25 mm) ,煤柱侧两根单体锚 索通过槽钢连接形成桁架结构。顶锚杆为 20 mm× 2 500 mm 左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆,间排距为 1 000 mm×900 mm,每排布置 6 根锚杆,角锚杆与煤 帮的距离为 300 mm,与铅垂线的夹角为 15°,其余顶 板锚杆垂直顶板布置。
( 2) 两帮支护。
实体煤帮选用 18 mm×2 000 mm 普通圆钢锚 杆,煤柱帮选用 20 mm×2 500 mm 螺纹钢锚杆,树脂 锚固,每排布置 4 根锚杆,间排距 950 mm×900 mm。 4. 2 非对称支护效果分析 为了验证新方案支护效果,对 20103 运输巷掘进 过程中进行矿压监测。由监测结果可知,20103 运输 巷掘进支护初期( 20 d 内) ,巷道处于剧烈变形期,其 中顶底板最大相对移近速度为 11 mm / d,两帮最大收 敛速度 9 mm / d; 40 d 后巷道变形趋于稳定,顶底板最 大相对收敛量为 56 mm,两帮相对收敛量 47 mm。矿 压监测表明,20103 运输巷采用多锚索钢梁桁架控制 新技术后,围岩变形量均控制在安全范围之内,实现 了对窄煤柱综放煤巷围岩的有效控制。
5 结 论
( 1) 建立了考虑倾斜挤压力的窄煤柱综放煤巷 直接顶简支梁的力学模型,得出弯矩( 挠度) 最大值 位置向煤柱侧偏移 1. 3 m,且区间[7. 5 m,9. 5 m]内 的弯矩( 挠度) 值较大,是控制重点控制区域。
( 2) 研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至 顶板纵深处锚索为关键部件的多锚索钢梁桁架系统, 并建立其非对称支护的力学模型,得出支护系统与非 对称变形破坏的一致性。
( 3) 20103 运输巷采用了多锚索钢梁桁架、顶板 高强锚杆和两帮非对称锚杆支护的综合控制技术,有 效解决了窄煤柱综放煤巷顶板水平移动与非对称变 形的控制难题。
参考文献:
[1] 张 炜,张东升,陈建本,等.孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩变 形控制[J].中国矿业大学学报,2014,43( 1) : 36-42. Zhang Wei,Zhang Dongsheng,Chen Jianben,et al. Control of surrounding rock deformation for gob-side entry diving in narrow coal pillar of island coalface[J].Journal of China University of Mining & Technology,2014,43( 1) : 36-42.
[2] 柏建彪,侯朝炯,黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究 [J].岩石力学与工程学报,2004,23( 20) : 3475-3479. Bai Jianbiao,Hou Chaojiong,Huang Hanfu. Numerical simulation study on stability of narrow coal pillar of roadway driving along goaf [J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004, 23( 20) : 3475-3479.
[3] 何满潮,齐 干,程 骋,等.深部复合顶板煤巷变形破坏机制及 耦合支护设计[J].岩石力学与工程学报,2007,26( 5) : 987-993. He Manchao,Qi Gan,Cheng Cheng,et al. Deformation and damage mechanisms and coupling support design in deep coal roadway with compound roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2007,26( 5) : 987-993.
[4] 高明仕,张 农,成 隆.综放沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定 [J].矿山压力与顶板管理,2004,21( 3) : 4-7. Gao Mingshi,Zhang Nong,Cheng Long. The appropriate width for gob-side entry driving in narrow coal pillar of fully mechanized top-coal caving[J].Journal of Mining & Safety Technology,2004,21( 3) : 4-7.
[5] 康红普,林 健,吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及 其在动压巷道 中 的 应 用[J]. 煤 炭 学 报,2009,34 ( 9) : 1153 - 1159. Kang Hongpu,Lin Jian,Wu Yongzheng.High pretensioned stress and intensive cablebolting technology set in full section and application in entry affected by dynamic pressure[J].Journal of China Coal Society,2009,34( 9) : 1153-1159.
[6] 杨 科,谢广祥.窄煤柱综放巷道围岩应力场特征[J].采矿与安 全工程学报,2007,24( 3) : 311-315. Yang Ke,Xie Guangxiang. Stress field of surrounding rocks of fully mechanized top-coal caving gateway with small pillars[J].Journal of Mining & Safety Technology,2007,24( 3) : 311-315.
[7] 何富连,许 磊,吴焕凯,等.厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围 岩稳定性分析[J].煤炭学报,2014,39( 2) : 336-346. He Fulian,Xu Lei,Wu Huankai,et al. Fracture field evolution and stability analysis of surrounding rock in thick coal roof large-section open-off cut[J].Journal of China Coal Society,2014,39( 2) : 336- 346.
[8] 谢生荣,谢国强,何尚森,等.深部软岩巷道锚喷注强化承压拱支 护机理及其应用[J].煤炭学报,2014,39( 3) : 404-409. Xie Shengrong,Xie Guoqiang,He Shangsen,et al.Anhor-spray-injection strengthened bearing arch supporting mechanism of deep soft rock roadway and its application[J].Journal of China Coal Society, 2014,39( 3) : 404-409.
[9] 王卫军,侯朝炯.底鼓力学原理及控制技术的研究[J].岩石力学 与工程学报,2004,23( 1) : 69-74. Wang Weijun,Hou Chaojiong. Study on mechanical principle and control technique of floor heave in roadway driven along next goaf[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2004,23( 1) : 69-74.
[10] 黄庆享,张 沛.厚砂土层下顶板关键块上的动态载荷传递规 律[J].岩石力学与工程学报,2004,23( 24) : 4179-4182. Huang Qingxiang,Zhang Pei.Study on dynamic distribution on key roof blocks of under thick sandy soil stratum[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23( 24) : 4179-4182.
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