殷帅峰１ ꎬ石建军１ ꎬ冯吉成１ ꎬ刘锦荣２
(１.华北科技学院 安全工程学院ꎬ河北 三河 ０６５２０１ꎻ２.大同煤矿集团有限责任公司ꎬ山西 大同 ０３７０００)
摘 要:针对葛泉矿 １５２８ 工作面无巷旁充填沿空留巷顶板控制难题ꎬ通过建立煤层界面应力力学模 型和留巷煤体塑性区演化数值模型对基本顶断裂位置进行了力学解析和数值计算ꎬ结合基本顶断裂 位置影响因素关键性分析ꎬ提出了无巷旁充填沿空留巷强力切顶支架围岩控制技术ꎮ 研究结果表明: 距留巷煤壁 ２.４ ｍ 位置基本顶开始塑性破坏ꎬ且剪应力达到最大值ꎬ数值模拟结果与基于煤体
弹塑性 交汇位置计算得到的基本顶断裂位置基本吻合ꎻ基本顶断裂位置关键影响因素为煤层厚度、开采深 度、煤层界面力学性质及应力集中系数ꎻ沿空留巷采空一侧由 π 型钢梁和单体液压支柱构成的强力 切顶支架改变了基本顶的切落位置ꎬ卸压作用显著ꎬ保障了无巷旁充填沿空留巷的安全稳定ꎬ为地质 生产条件相似矿井提供给了技术借鉴ꎮ
关键词:沿空留巷ꎻ无巷旁充填支护ꎻ断裂位置ꎻ切顶卸压
０ 引 言
无煤柱开采是一项先进的护巷技术ꎬ而沿空留 巷技术对于提高回采率ꎬ缓解掘巷速度慢等矛盾更 是一项重大改革ꎮ 因此ꎬ沿空留巷就成为了煤矿开 采技术的很重要的发展方向ꎬ成为矿山压力与岩层 控制的一个重要的研究方向ꎮ 国内外学者对沿空留巷相关理论和技术进行了有益的前期探索ꎮ 文献[１－４]对留巷上覆围岩运动 过程及其变形特点进行了分析ꎬ根据顶板和充填体 互相作用原理ꎬ明确了各个时期巷旁充填体支护阻 力的设计原则ꎬ并建立了关于合理压缩量和支护阻 力的数学模型ꎻ文献[５－７]在弹塑性力学相关理论 和煤层顶板特征的基础上ꎬ把长壁采场中沿空留巷 的顶板岩层简化为层间结合力可忽略的矩形" 叠加 层板" ꎬ得出留巷支撑荷载只与短支承边的荷载有 关ꎻ文献[８－１１]指出沿空留巷巷旁支护顶板控制的 关键是满足顶板早期强度较高、增阻较快的特性ꎬ切 断直接顶减小巷旁支护载荷ꎬ使巷道形变得到抑制ꎮ
留巷顶板断裂破坏后向采空侧方向旋转下沉是 引起沿空巷道变形、沉降和破坏的主要原因[１２－１３] ꎮ 为了适应以及缓解顶板的这种特性ꎬ那么采用合适 的支护方式ꎬ合理的支护强度ꎬ以及合适切顶措施在 采空侧切断直接顶乃至基本顶就显得特别重要ꎮ 巷 道上方的基本顶断裂的位置不同ꎬ对留巷的维护情 况差别很大ꎬ因而研究沿空巷道上方基本顶断裂位 置ꎬ以及通过采取措施去控制基本顶断裂的位置ꎬ来 改善巷道维护状况ꎬ对井下的安全生产具重要的现 实意义ꎮ 本研究根据葛泉矿的无巷旁充填支护沿空 留巷条件ꎬ研究巷道顶板的断裂位置以及支护问题ꎮ 无巷旁充填支护沿空留巷指在巷旁空间不专门构筑 人工支护物ꎬ任由顶板垮落形成巷旁支撑ꎬ巷道内侧 布置组合切顶支护ꎮ
１ 沿空留巷技术条件
葛泉矿 １５２８ 工作面开采的是 ２ 号煤层ꎬ煤层厚 度平均 ２.３５ ｍꎬ煤厚 ２.２ ~ ２.６ ｍꎻ煤层平均倾角 １５°ꎬ 倾角范围 ０° ~ ２５°ꎮ １５２８ 运输巷为沿空留巷ꎬ直接 顶以泥质粉砂岩为主ꎬ基本顶是粉砂岩ꎬ直接顶可以 根据标准划为Ⅲ类顶板属于中等稳定岩层ꎮ 工作面 煤层柱状如图 １ 所示ꎮ ２ 基本顶断裂位置分析 基本顶在巷道上方的断裂情况对巷道结构稳定 影响较大ꎮ 通过研究ꎬ回采后基本顶破断基本上在煤 体内部的弹塑性交汇处ꎬ并且基本顶侧向破断后就在 巷道上方形成悬臂梁ꎬ在沿空巷道上方该梁在煤壁内 向采空区方向悬顶ꎬ并且向采空区方向回转下沉ꎮ 研究葛泉矿留巷煤体塑性区应力分布规律ꎬ建立 煤体的力学模型如图 ２ 所示ꎮ 图中 ａｂｃｄ 是极限平衡 区ꎻ σｘ 是在 ｘ ＝ｘ０处煤层上水平应力平均值ꎬｈ 是巷道 高度ꎮ Ｋ 为应力集中系数ꎬ取 ２.５ꎻＰｘ为巷道煤帮支护 阻力ꎬ取 ０.２ ＭＰａꎻγ 为覆岩平均容重ꎬｋＮ / ｍ３ ꎻＨ 为巷 道所在埋深ꎬｍꎮ
图 １ 工作面煤层柱状图
Ｆｉｇ.１ Ｃｏｌｕｍｎ ｍａｐ ｏｆ ｒｏｃｋ ａｂｏｕｔ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ
图 ２ 煤层界面应力计算简图
Ｆｉｇ.２ Ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎ ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｔｈｅ ｓｅａｍ ｉｎｔｅｒｆａｃｅ ｓｔｒｅｓｓ
极限平衡区的宽度也就是基本顶断裂距上个区 段煤壁距离 Ｘ０为
其中:ｍ 为煤层采高ꎬ取 ２.３５ ｍꎻＡ 为侧压系数ꎬ 取 ０.５６ꎻφ０为煤层的内摩擦角ꎬ取 ２９°ꎻＣ０为煤层黏 聚力ꎬ取 ２ ＭＰａꎻγＨ 取 ８.３ ＭＰａꎮ 因此得出基本顶断 裂位置 Ｘ０ ＝ ２.１５ ｍꎮ
３ 基本顶断裂数值分析
１５２８ 工作面运输巷是上区段回风巷留巷而 来ꎬ模拟研究的内容是开采后边缘煤体覆岩基本 顶断裂位置以及煤体内的剪应力状况ꎮ 计算模型 采用二维模型模拟ꎬ考虑煤层倾角ꎬ建立如图 ３ 所示ꎮ 梯形模型ꎬ共有 ２ ８００ 个网格ꎬ５ ８５８ 个节点ꎮ 采用应力边界条件ꎬ模型上表面施加均匀的垂直压 应力ꎬ模型下表面垂直位移固定ꎮ 计算时采用摩 尔－库仑准则作为破坏准则ꎬ巷道围岩特征和力学 参数见表 １ꎮ
图 ３ 数值模型
Ｆｉｇ.３ Ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ
表 １ 巷道围岩特征和力学参数
Ｔａｂｌｅ １ Ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ａｎｄ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ
上个采面回采结束后ꎬ煤帮剪应力分布如图 ４ 所 示ꎬ距煤帮２~ ３ ｍ 有应力集中出现ꎬ最大应力在约２.４ ｍ 处ꎬ应力值约 ２５ ＭＰａꎮ 通过模拟结果ꎬ基本顶断裂 位置 Ｘ０ ＝ ２.０~ ３.０ ｍꎬ与前面理论计算相差不大ꎮ
图 ４ 煤帮剪应力分布
Ｆｉｇ.４ Ｓｈｅａｒ ｓｔｒｅｓｓ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｒｉｂ
上区段回采结束后ꎬ煤帮塑性区分布如图 ５ 所示ꎮ
图 ５ 煤帮塑性区分布
Ｆｉｇ.５ Ｐｌａｓｔｉｃ ａｒｅａ ｏｆ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｒｉｂ
煤壁内约 ２.４ ｍ 基本顶开始塑性破坏ꎬ断裂线 从右上开始往左下发展ꎬ分析原因:由于回采ꎬ顶板 断裂在图示位置ꎬ由于采动裂隙致使岩体受力发生 变化ꎬ因而出现模型的顶部塑性破坏ꎮ 通过弧形三 角块作为理论基础分析ꎬ基本顶断裂位置 Ｘ０ ＝ ２. ４ ｍꎬ塑性区模拟与垂直应力模拟结论差异较小ꎬ二者 总体与理论结果吻合ꎮ
４ 影响基本顶断裂位置主要因素
影响基本顶断裂位置因素比较多ꎬ根据式( １) 可知ꎬ主要是开采深度、原岩应力状况、采高、煤层性 质、直接顶和基本顶特性等ꎮ
４.１ 采深
当原岩应力状况、采高ꎬ煤层性质、直接顶和基 本顶特性等一定时ꎬ在稳定煤层界面、较稳定煤层界 面、中等稳定煤层界面、不稳定煤层界面条件下ꎬ基 本顶断裂位置根据采深增加呈对数增加ꎬ如图 ６ 所 示ꎬ其中对应的 １—４ 号条件如下:
１)φ０ ＝ １５°ꎬＣ０ ＝ ０.５ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
２)φ０ ＝ ２０°ꎬＣ０ ＝ １.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
３)φ０ ＝ ２９°ꎬＣ０ ＝ ２.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
４)φ０ ＝ ３５°ꎬＣ０ ＝ ５.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
由图 ６ 可知ꎬ随开采深度增加ꎬ基本顶断裂位置 增加ꎬ当开采深度在 １００ ~ ４００ ｍ 时ꎬ基本顶断裂增 加较快ꎬ基本顶断裂位置和采深成正比增加ꎬ这与回
图 ６ Ｘ０与 Ｈ 关系曲线
Ｆｉｇ.６ Ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ Ｘ０ ａｎｄ Ｈ 采巷道变形量统计大体吻合ꎬ因此开采深度增加ꎬ顶 板断裂条件变差ꎮ
４.２ 煤层界面力学性质
当原岩应力状况、采高ꎬ煤层性质、直接顶和基 本顶特性等条件一定时ꎬ采深固定(Ｈ ＝ ３３０ ｍ) ꎬ在 稳定煤层界面、较稳定煤层界面、中等稳定煤层界 面、不稳定煤层界面条件下ꎬ基本顶断裂情况如图 ７ 所示ꎮ 其中对应的 １—４ 号条件如下:
１)φ０ ＝ １５°ꎬＣ０ ＝ ０.５ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
２)φ０ ＝ ２０°ꎬＣ０ ＝ １.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
３)φ０ ＝ ２９°ꎬＣ０ ＝ ２.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
４)φ０ ＝ ３５°ꎬＣ０ ＝ ５.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬｍ ＝ ３ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎮ
图 ７ 同一采深煤层界面不同基本顶断裂位置曲线
Ｆｉｇ.７ Ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ｂｒｅａｋ ｐｏｓｔｉｏｎ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｓａｍｅ ｍｉｎｉｎｇ ｄｅｐｔｈ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｃｏａｌ ｉｎｔｅｒｆａｃｅ
由图 ７ 可知ꎬ当煤层界面不同对基本顶断裂位 置有较大影响ꎬ基本顶断裂位置距离上个区段采空 侧的煤壁距离是随着煤层界面的力学性质由稳定到 不稳定是增加的ꎬ也就是随着内摩擦角减小而加大、 随着粘聚力降低而加大ꎮ
４.３ 采高
当开采深度、原岩应力状况、煤层性质、直接顶 和基本顶特性等条件一定时ꎬ采高不同对基本顶断 裂距上个区段采空侧煤壁距离影响如图 ８ 所示ꎬ随 采高增加ꎬ基本顶断裂距离上个区段采空侧煤壁距 离成正比扩大ꎮ 因此采高增加ꎬ顶板断裂条件变差ꎮ 其主要参数为 φ０ ＝ ２９°ꎬＣ０ ＝ ２.０ ＭＰａꎬＫ ＝ ２.５ꎬＡ ＝ ０. ５６ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎬＨ＝ ３３０ ｍꎮ
图 ８ 采高不同对基本顶断裂位置曲线
Ｆｉｇ.８ Ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ｂｒｅａｋ ｐｏｓｔｉｏｎ ｉｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｍｉｎｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ
４.４ 应力集中情况
当原岩应力状况、采高ꎬ煤层性质、直接顶和基 本顶特性等条件一定时ꎬ沿空留巷要经历两次采动ꎬ 图 ９ 为应力集中系数不同时基本顶断裂位置距上个 区段采空侧煤壁距离的变化ꎮ 其主要参数为 φ０ ＝ ２９°ꎬＣ０ ＝ ２.０ ＭＰａꎬｍ ＝ ３ꎬＡ ＝ ０.５６ꎬγ ＝ ２.５ ｔ / ｍ３ ꎬＰｘ ＝ ０.２ ＭＰａꎬＨ＝ ３３０ ｍꎮ
图 ９ 不同应力集中系数对基本顶断裂位置影响曲线
Ｆｉｇ.９ Ｃｕｒｖｅ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ｂｒｅａｋ ｐｏｓｔｉｏｎ ｉｎ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｆａｃｔｏｒ
由图 ９ 可知ꎬ基本顶断裂位置随应力集中系数 增加成正比增长ꎬ与国内外研究统计结论一致也就 是巷道应力集中系数越大ꎬ巷道得变形量也会越大ꎬ 煤体破坏越严重ꎬ基本顶断裂距上个区段采空侧煤 壁距离也越大ꎮ
５ 采空侧煤壁切顶留巷
传统的有巷旁支护沿空留巷在巷旁采用各种支 护形式保护巷道的正常使用ꎮ 但是从另一方面考虑 这些巷旁支护使巷道顶板岩梁加长ꎬ如采用合理的 切顶支架以达到在巷道外侧切断顶板ꎬ可以减少巷 内支架的压力ꎮ 前面理论及数值模拟分析了顶板断裂的位置ꎬ 通过分析得知对巷道的维护不利ꎬ因此我们探讨通 过采空侧布置强力切顶支架ꎬ改变顶板的断裂位置ꎮ
５.１ 巷内支护
为减轻上区段工作面回采影响ꎬ留巷用补打顶 ６９１板锚索和梁来加强支护ꎮ 煤帮的加固:煤帮补打锚 索ꎬ采空侧和顶板交接处补打顶板锚杆来加固经纬 网ꎮ 巷道支护设计如图 １０ 所示ꎮ
图 １０ 巷道支护设计
Ｆｉｇ.１０ Ｄｅｓｉｇｎ ｃｈａｒｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ
５.２ 切顶设计
在巷道靠采空侧设置沿留巷轴向的 π 型钢梁 和液压单体支柱ꎮ 具体做法为:沿留巷轴向由切顶 支架连接形成切顶线ꎬ切顶线由 π 型钢梁与单体支 柱顶端用十字顶梁相接形成切顶支点ꎬ并且支架底 部由特制的铁鞋相连ꎬ以减少支架比压ꎮ
５.３ 试验结果验证
为了验证支护及切顶设计的可靠性观测留巷变 形量ꎬ设 ５ 个变形测点ꎬ开切眼位置设为 ０ 号点ꎬ后 面 ３ 测点间隔 ３０ ｍ 沿工作面在巷道轴向布置ꎬ最后 测点和 ３ 号相隔 ２９ ｍꎮ ５.３.１ 巷道变形分析 由 １ 号观测点结果做全变形数据曲线ꎬ以反映 在两次采动影响的留巷变形全程ꎬ观测结果曲线如 图 １１ 和图 １２ 所示ꎮ
图 １１ 顶底板移近与工作面距离关系
Ｆｉｇ.１１ Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｏｆ ｓｈｉｆｔ ｏｆ ｒｏｏｆ ａｎｄ ｆｌｏｏｒ ａｎｄ ｆａｃｅ ｄｉｓｔａｎｃｅ
图 １２ 两帮移近与工作面距离关系
Ｆｉｇ.１２ Ｒｅｌａｔｉｏｎｓｈｉｐ ｏｆ ｒｉｂｓ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｃｏａｌ ｆａｃｅ ｄｉｓｔａｎｃｅ
１)留巷顶底板移近分析ꎮ 从观测结果知顶板 位移都小于底鼓ꎬ底鼓是顶底板移近主要因素:顶板 的下沉占总位移 ３５％ꎬ底鼓为总位移 ６５％ꎬ如图 １１ 所示ꎮ 说明巷旁支护对巷道承压影响较大ꎮ
２)留巷两帮移近和位移分析ꎮ 煤帮变形是两 帮移近量大的重要因素ꎬ煤帮变形的速度都大于采 空侧ꎮ 煤帮变形量占 ６１％ꎬ采空侧变形占 ３９％ꎬ如 ５ 图 １２ 所示ꎮ 这归功于采空侧的切顶加强支护形式ꎮ .３.２ 留巷切顶效果
留巷切顶效果如图 １３ 所示ꎬ巷道使用保留效果 良好ꎬ没有出现影响生产的状况出现ꎬ说明采用的切 顶设计合理有效ꎮ
图 １３ 巷道支护效果
Ｆｉｇ.１３ Ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｒｏａｄｗａｙ ｓｕｐｐｏｒｔ
在巷道通过打孔探测ꎬ巷旁强制顶板切落后ꎬ切 顶的情况见表 ２ꎮ 经顶板探测ꎬ强制切顶收到比较 好效果ꎬ在留巷外侧和采空侧交界处顶板断裂ꎬ切顶 效果明显达到预期ꎮ
表 ２ 顶板断裂线探测情况
Ｔａｂｌｅ ２ Ｔｈｅ ｄｅｔｅｃｔｉｏｎ ｏｆ ｒｏｏｆ ｆｒａｃｔｕｒｅ ｌｉｎｅ
６ 结 论
１)利用留巷煤体弹塑性分布规律得出基本顶 破断位置表达式ꎬ计算得出葛泉矿无巷旁充填沿 空 留 巷 基 本 顶 断 裂 位 置 位 于 留 巷 煤 壁 ２. １５ ｍ 深度ꎮ
２)数值模拟得出 １５２８ 工作面距留巷煤壁 ２.４ ｍ 位置基本顶开始发生塑性破坏ꎬ且剪应力达到最 大值ꎮ
３)葛泉矿 １５２８ 工作面采用巷内强力组合支护 方式强制切顶ꎬ基本顶悬长得到有效控制ꎬ巷道安全 稳定性显著提高ꎮ
参考文献(Ｒｅｆｅｒｅｎｃｅｓ) :
[１] 李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计[ Ｊ].岩石力学与工程学 报ꎬ２０００ꎬ１９(５) :６５１－６５４. ＬＩ Ｈｕａｍｉｎ. Ｃｏｎｔｒｏｌ ｄｅｓｉｇｎ ｏｆ ｒｏｏｆ ｒｏｃｋｓ ｆｏｒ ｇｏｂ － ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ [ Ｊ]. Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ ２０００ꎬ １９ (５) :６５１－６５４.
[２] 石建军ꎬ师皓宇.沿空留巷矿压显现规律模拟研究[ Ｊ].中国煤 炭ꎬ２０１２ꎬ３８(１０) :４２－４４. ＳＨＩ ＪｉａｎｊｕｎꎬＳＨＩ Ｈａｏｙｕ.Ａ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｎ ｔｈｅ ｌａｗ ｏｆ ｍｉｎｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｆｒａｃｔｕｒｅ ａｂｏｕｔ ｔｈｅ ｇｏｂ－ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｔｈｅ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ [ Ｊ].Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌꎬ２０１２ꎬ３８(１０) :４２－４４.
[３] 石建军ꎬ马念杰ꎬ白忠胜.沿空留巷顶板断裂位置分析及支护 技术[ Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０１３ꎬ４１(７) :３５－４２. ＳＨＩ Ｊｉａｎｊｕｎꎬ ＭＡ Ｎｉａｎｊｉｅꎬ ＢＡＩ Ｚｈｏｎｇｓｈｅｎｇ. Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｆｒａｃｔｕｒｅ ａｂｏｕｔ ｔｈｅ ｇｏｂ － ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ[ Ｊ]. Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０１３ꎬ４１ ( ７) :３５ － ４２.
[４] 马念杰ꎬ侯朝炯.采准巷道矿压理论及应用[ Ｍ].徐州:中国矿 业大学出版社ꎬ１９９５:８２－９１.
[５] 李 胜ꎬ李军文ꎬ范超军.综放沿空留巷顶板下沉规律与控制 [ Ｊ].煤炭学报ꎬ２０１５ꎬ４０(９) :１９８９－１９９４. ＬＩ ＳｈｅｎｇꎬＬＩ ＪｕｎｗｅｎꎬＦＡＮ Ｃｈａｏｊｕｎ. Ｒｏｏｆ ｓｕｂｓｉｄｅｎｃｅ ｌａｗｓ ａｎｄ ｃｏｎ￣ ｔｒｏｌ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ｇｏｂ－ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｉｎ ｆｕｌｌｙ－ｍｅｃｈａｎｉｚｅｄ ｔｏｐ ｃｏａｌ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ [ Ｊ].Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ２０１５ꎬ４０(９) : １９８９－１９９４.
[６] 王卫军ꎬ侯朝炯ꎬ柏建彪.综放沿空巷道顶煤受力变形分析[ Ｊ]. 岩土工程学报ꎬ２００１ꎬ２３(２) :２０９－２１１. ＷＡＮＧ Ｗｅｉｊｕｎꎬ ＨＯＵ Ｃｈａｏｊｉｏｎｇꎬ ＢＡＩ Ｊｉａｎｂｉａｏ. Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｄｅ￣ ｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎａｌｙｓｉｓ ｏｆ ｔｈｅ ｒｏｏｆ ｃｏａｌ ｏｆ ｒｏａｄ ｄｒｉｖｉｎｇ ａｌｏｎｇ ｎｅｘｔ ｇｏａｆ ｉｎ ｓｕｂｌｅｖｅｌ ｃａｖｉｎｇ ｆａｃｅ [ Ｊ]. Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｇｅｏｔｅｃｈｎｉｃａｌ Ｅｎｇｉ￣ ｎｅｅｒｉｎｇꎬ２００１ꎬ２３( ２) :２０９－２１１.
[７] 孙晓明ꎬ刘 鑫ꎬ梁广峰.薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数 研究[ Ｊ].岩石力学与工程学报ꎬ２０１４ꎬ３３(７) :１４４９－１４５６. ＳＵＮ ＸｉａｏｍｉｎｇꎬＬＩＵ ＸｉｎꎬＬＩＡＮＧ Ｇｕａｎｇｆｅｎｇ.Ｋｅｙ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｇｏｂ －ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｆｏｒｍｅｄ ｂｙ ｒｏｏｆ ｃｕｔ ａｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｅａｓｉｎｇ ｉｎ ｔｈｉｎ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ[ Ｊ].Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉ￣ ｎｅｅｒｉｎｇꎬ２０１４ꎬ３３(７) :１４４９－１４５６.
[８] 武精科ꎬ阚甲广ꎬ谢生荣ꎬ等.深井沿空留巷非对称破坏机制与 控制技术研究[ Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ２０１７ꎬ３４ ( ４) :７３９ － ７４７. ＷＵ ＪｉｎｇｋｅꎬＫＡＮ ＪｉａｇｕａｎｇꎬＸＩＥ Ｓｈｅｎｇｒｏｎｇꎬｅｔ ａｌ.Ｋｅｙ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｇｏｂ－ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｆｏｒｍｅｄ ｂｙ ｒｏｏｆ ｃｕｔ ａｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｒｅｌｅａｓｉｎｇ ｉｎ ｔｈｉｎ ｃｏａｌ ｓｅａｍｓ [ Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ ２０１７ꎬ３４(４) :７３９－７４７.
[９] 张自政ꎬ柏建彪ꎬ王卫军.沿空留巷充填区域直接顶受力状态 探讨与应用[ Ｊ].煤炭学报ꎬ２０１７ꎬ４２(８) :１９６０－１９７０. ＺＨＡＮＧ Ｚｉｚｈｅｎｇꎬ ＢＡＩ Ｊｉａｎｂｉａｏꎬ ＷＡＮＧ Ｗｅｉｊｕｎ. Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｓｔｒｅｓｓ ｓｔａｔｅ ｏｆ ｉｍｍｅｄｉａｔｅ ｒｏｏｆ ａｂｏｖｅ ｂａｃｋ ｆｉｌｌ ａｒｅａ ｉｎ－ｇｏｂ－ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅ￣ ｔａｉｎｉｎｇ ａｎｄ ｉｔｓ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ [ Ｊ ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ ２０１７ꎬ４２(８) :１９６０－１９７０.
[１０] 张自政ꎬ柏建彪ꎬ陈 勇.浅孔爆破机制及其在厚层坚硬顶板沿 空留巷中的应用[ Ｊ].岩石力学与工程学报ꎬ２０１６ꎬ３５ ( Ｓ１) : ３００８－３０１７. ＺＨＡＮＧ ＺｉｚｈｅｎｇꎬＢＡＩ ＪｉａｎｂｉａｏꎬＣＨＥＮ Ｙｏｎｇ.Ｓｈａｌｌｏｗ－ｈｏｌｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ａｎｄ ｉｔｓ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｇｏｂ －ｓｉｄｅ ｅｎｔｒｙ ｒｅｔａｉｎｉｎｇ ｗｉｔｈ ｔｈｉｃｋ ａｎｄ ｈａｒｄ ｒｏｏｆ [ Ｊ]. Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ２０１６ꎬ３５(Ｓ１):３００８－３０１７.
[１１] 蔡 峰ꎬ苗沛沛ꎬ王二雨ꎬ等.厚层灰岩直接顶沿空成巷切顶断 裂条件及围岩移动规律研究 [ Ｊ]. 采矿与安全工程学报ꎬ ２０１７ꎬ３４(３) :４８８－４９４. ＣＡＩ Ｆｅｎｇꎬ ＭＩＡＯ Ｐｅｉｐｅｉꎬ ＷＡＮＧ Ｅｒｙｕꎬ ｅｔ ａｌ. Ｆｒａｃｔｕｒｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ａｎｄ ｍｏｖｉｎｇ ｒｕｌｅ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋｓ ｉｎ ｔｈｅ ｊｏｉｎｔ ｃｕｔｔｉｎｇ ｉｍｍｅｄｉａｔｅ ｒｏｏｆ ｏｆ ｔｈｉｃｋ－ｌａｙｅｒ ｌｉｍｅｓｔｏｎｅ[ Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ２０１７ꎬ３４(３) :４８８－４９４.
[１２] 洛 锋ꎬ曹树刚ꎬ李国栋ꎬ.煤层巷道围岩破断失稳演化特征和 分区支护研究[ Ｊ].采矿与安全工程学报ꎬ２０１７ꎬ３４( ３) :４７９－ ４８７. ＬＵＯ ＦｅｎｇꎬＣＡＯ ＳｈｕｇａｎｇꎬＬＩ ＧｕｏｄｏｎｇꎬＬＩ Ｙｏｎｇꎬｅｔ ａｌ. Ｅｖｏｌｕｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｆｒａｃｔｕｒｅ ａｎｄ ｉｎｓｔａｂｉｌｉｔｙ ｉｎ ｃｏａｌ ｒｏａｄｗａｙｓ ａｎｄ ｓｕｂ －ｒｅｇｉｏｎａｌ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ[ Ｊ].Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆ Ｓａｆｅｔｙ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ ２０１７ꎬ３４(３) :４７９－４８７.
[１３] 韩昌良.沿空留巷围岩应力优化与结构稳定控制[ Ｄ].徐州: 中国矿业大学ꎬ２０１５.
[１４] 汤 雷ꎬ王五平.锚杆支护与围岩共同承载的协调性[ Ｊ].煤炭 学报ꎬ２００４ꎬ２９(１) :１２－１６. ＴＡＮＧ ＬｅｉꎬＷＡＮＧ Ｗｕｐｉｎｇ.Ｃｏｏｒｄｉｎａｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｂｏｌｔｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔ ａｎｄ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ａｆｆｅｃｔｅｄ ｂｙ ｇｒｏｕｎｄ ｐｒｅｓｓｕｒｅ[ Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ２００４ꎬ２９(１) :１２－１６.
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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