王成1,2，王1 ，熊祖强1,2，王春1,2
(1．河南理工大学能源科学与工程学院，河南 焦作 454003； 2．煤炭安全生产河南省协同创新中心，河南 焦作 454003)
摘要 针对厚煤层强矿压超长工作面过大断面空巷问题，通过力学模型分析和室内试验，综合开 展充填支柱支护技术研究。根据工作面过大断面空巷顶板的活动规律，建立充填支柱支护空巷基 本顶超前破断模型，分析得充填支柱的合理支护强度为 4 380 kN/m；不同让-承结构比例充填支柱 承载性能试验表明，让-承比例对充填支柱承载性能影响显著，高阻让抗特征随着让-承比例增大 明显减弱，充填支柱合理的让-承比例应不超过 1∶14。最后设计并实施大断面平行空巷的充填支 柱支护方案，保障超长工作面安全快速地通过空巷，为相似地质条件的空巷治理提供较强的经验 借鉴。
关键词 超长工作面；大断面；平行空巷；充填支柱；围岩控制
厚煤层综采工作面普遍存在空巷，工作面临近 空巷时，容易引起工作面片帮和空巷内冒顶等事 故，严重影响安全生产[1-2]。随着煤矿开采强度增大，超长工作面数目增多。超长工作面矿压显现更剧烈，当工作面直接通过空巷时，基本顶极容易在空 巷上方超前破断，诱发更严重的安全事故[3-5]。
关于空巷的治理，诸多学者[6-11]针对不同的空巷特征和工艺，在理论与技术上进行研究，取得显著成果。谢生荣等[12]通过展开综放工作面过空巷时支架-围岩稳定性控制研究，提出工作面过空巷时适当停采等压、锚杆索补强、煤壁注浆加固的综合治理措施。刘畅等[13]对工作面过空巷基本顶超前破断机理及控制技术进行研究，分析了工作面空巷基本顶超前破断前后覆岩破断特征。而从美国引进的充填支柱空巷支护技术，具有让-抗结合、可远距离泵送、采煤机可直接切割且不影响煤质等特点而逐渐被推广。Barczak等[14-15]针对充填支柱的材料、结构和施工工艺展开研究，并通过单轴压缩试验分析了充填支柱的基本力学特性；周海丰等[16]通过理论研究和数值模拟，分析了综采工作面过空巷期间采用充填支柱的效果，提出充填支柱与锚索联合支护技术；王䶮等[17]通过不同高径比充填支柱的单轴压缩试验，分析了充填支柱的尺寸效应及承载特性。
上述研究重点针对传统的过空巷工艺、充填支柱的工艺材料和基础的力学特性进行了研究，而鲜有对充填支柱支护特殊空巷时的合理强度的选择依据，及充填支柱不同让压层和承载层比例承载性能的探讨。在实际工程中治理复杂空巷时，如何设计充填支柱的强度及充填支柱的让-承比例，对于工 作面安全快速通过空巷有着重要意义。本文以超长工作面过充填支柱支护的大断面平行空巷为工程背景，通过分析大断面平行空巷上覆岩层运移演化 过程，建立充填支柱支护空巷顶板破断的力学模型，确定空巷所需充填支柱的合理支护强度，随后通过开展不同让-承组合比例的充填支柱试验分析 其承载性能，以期为超长工作面安全通过空巷提供理论指导。
1 超长工作面过大断面平行空巷工程概况
1.1 工作面地质参数
某矿 5314 工作面开采山西组 3 # 煤层，为近水 平煤层，工作面采高约 6.0 m，走向长度为 1 455 m， 倾向长度为 356.8 m，是某矿第一个大采高超长工 作面。工作面伪顶为 0.20 m的炭质泥岩，直接顶为 厚度 2.32 m的粉砂岩，基本顶为厚度 6.10 m的中粒 砂岩，直接底为厚度 0.54 m的粉细砂岩，基本底为 厚度 3.09 m的细粒砂岩。工作面顶底板赋存岩性均 比较稳定，综合柱状体如图 1 所示。 柱状 埋深/m 厚度/m 岩性描述 306.92 313.02 315.34 315.54 321.61 322.15 325.24 327.38 330.15 1.20 6.10 2.32 0.20 粗粉砂岩 中粒砂岩 粗粉砂岩 炭质泥岩 3煤 粉细砂岩 细粒砂岩 粗粉砂岩 粉细砂岩 6.07 0.54 3.09 2.14 2.77
图 1 工作面综合柱状体
Fig.1 Composite columnar section of working face
工作面回采初期，矿方计划绕过地表有村庄区域，后由于村庄搬迁，工作面回采计划改为全长开采，因此要治理原对接切眼等空巷，将废弃空巷对 工作面回采的影响降到最低。工作面的布置及空巷分布如图 2 所示。
垂直于工作面的53141，53146空巷以及较短的A2~A8横川，通过补打锚索或者空巷充填的方法 能够起到立竿见影的效果，因此不作为分析的重点。A1横川与原切眼空巷形态相似，断面宽×高约 为 4 m×4 m。原对接切眼巷道，倾向长 189.3 m，大于工作面长度的 1/2，以 8.5 m×4 m断面为主，约为 36 m2 ，局部断面超过50 m2 (11 m×4.6 m)，属 于大断面的废弃平行空巷。
2 工作面布置及空巷分布示意
图 (m) Fig.2 Working face layout and distribution of abandoned roadways
1.2 空巷治理难点及支护方式
原对接切眼空巷内的支护主要是锚索网支护， 两帮锚杆索上下交叉布置，每列 3 根锚杆，间排距 1.5 m×1.5 m，锚索每列 2 根，间排距与锚杆相同。 顶板沿空巷走向每排5根锚杆，间排距为1 m×1 m， 锚索每排 3 根，间排距为 2 m×1.6 m。不受采动影 响时，该支护方式能够维持巷道稳定；但当超长工 作面临近空巷时，受到较大的采动影响，加上超长 工作面强矿压，必须加强空巷的支护。空巷治理主 要有以下难点：
1) 原切眼空巷断面大，长度大于工作面的 1/2， 需要支护的空间大，平行于工作面倾向布置，无法 避免工作面超前支承压力的影响，基本顶会在空巷 上方超前断裂，致使空巷强烈矿压显现，顶板急剧 下沉，造成冒顶等安全事故。
2) 由于空巷断面大，空巷围岩产生较大的应力 集中，与工作面采动影响叠加后，极高的应力作用 致使煤体破碎，工作面推过空巷的速度降低，会进 一步增大空巷围岩应力。
3) 传统的支护方式基本不能满足支护需求：木 垛的支护强度较低，补打锚杆、锚索的控制能力有 限；直接跳采、二次搬家方式会造成大量的煤炭资 源丢失；全充填空巷方式，成本过高，产生废弃料 影响煤质。 综合对比传统支护方式和充填支柱的特点，决 定使用充填支柱作为这 2 条空巷的主要支护手段。
2 充填支柱的合理支护强度分析
2.1 超长工作面过大断面平行空巷顶板活动规律
由于A1横川和原切眼巷道中间煤柱宽 90 m， 在工作面通过A1横川时，工作面的超前支承应力升 高区域和采动影响范围未超过煤柱宽度，因此不会 对原切眼空巷造成影响，故而将A1横川其余空巷一 起简化，如图 3 所示，建立超长工作面前方存在充 填支柱支护的大断面平行空巷的模型。 超长工作面前方 661 m处存在大断面的平行空 巷，当煤柱宽度 W 较大时，工作面回采时顶板的活 动规律不受影响。随着工作面的推进，煤柱的宽度 不断变窄，采场超前支承压力与空巷支承应力逐渐 叠加，将导致煤柱应力分布和基本顶破断规律发生 变化。 充填支柱 8.5
图 3 超长工作面过大断面空巷三维模型 (m)
Fig.3 Three-dimensional model of the abandoned roadway with a large section in the super-long working face
工作面推进过程中，煤柱不断变窄的同时，自 身载荷不断增加。由于煤柱具有与一般岩石相同的 力学性质，在载荷增大过程中，会经历弹性阶段到 塑性阶段，最后发生失稳破坏[18-20] 。当煤柱宽度W 较大，不考虑工作面煤壁的破碎，可认为煤柱呈现 弹性变形；随着W变小，煤柱内部破坏之前的阶段 称为煤柱塑性阶段；煤柱达到承载极限，内部裂隙 发育剧烈时称为煤柱失稳破坏阶段。
根据上述分析，首先提出 2 个临界值：① 煤 柱开始发生塑性变形阶段的宽度为WP(煤柱塑性变 形临界宽度)；② 煤柱发生失稳破坏的宽度为 WF(煤柱破坏失稳临界宽度)。工作面推进过程中， W逐渐减小，依据WP和WF这 2 个临界节点，提出 下述 3 种变形判据：
W≥WP (1)
WF＜W＜WP (2)
W≤WF (3)
式(1)表示煤柱处于弹性变形阶段；式(2)表示煤 柱主要处于塑性变形阶段；式(3)表示 W 在临界失 稳破坏范围内，煤柱破损严重，承载能力大大降低。
根据此判据，结合顶板应力的演化过程，可以 分析工作面基本的活动规律。如图 4 所示，以空巷 靠近工作面一侧为坐标轴原点(O)建立坐标轴，横轴 (W)表示煤柱宽度，纵轴(σ)表示顶板应力值。We表 示煤柱处于弹性变形的宽度，W'p表示靠近空巷一侧煤柱的塑性宽度，Wp表示靠近工作面一侧煤柱的 塑性宽度，σi表示原岩应力，σf表示工作面超前支 承应力的峰值，σr表示空巷支承应力的峰值，σc表 示空巷内充填支柱的应力。
由图 4(a)可知，工作面超前支承应力与空巷支 承应力并没有叠加，空巷及煤柱W大部分处于σi的 范围，只有采场支承应力的升高区域内有小范围的 Wp和W'p，其余煤柱部分均为We区域。故而，认为 该阶段煤柱W大于等于煤柱临界塑性宽度WP时 (W≥WP)，煤柱主要表现为弹性变形。基本顶周期 破断不受影响，与工作面正常回采一致。
由图 4(b)可知，工作面超前支承应力与空巷的 支承应力两者的应力升高影响范围开始在煤柱上 方叠加，但超前支承应力峰值σf与空巷支承应力峰 值σr并未受到影响，即煤柱的最大载荷仍然不变， 空巷也未受到影响。此时由于煤柱Wp和W'p的范围 增大，We逐渐消失，认为此时W小于煤柱临界塑性 宽度WF而大于失稳破坏宽度WP，即WP＜W＜WF， 煤柱均处于塑性变形阶段。此时顶板应力出现叠加 现象，峰值应力未出现变化，煤柱承载能力良好， 周期来压步距有减小的趋势。
由图 4(c)可知，工作面超前支承应力与空巷支 承应力在煤柱进一步叠加，煤柱顶板应力峰值为σf 与σr两者之和，空巷左侧的支承应力峰值及影响范 围也开始增大，σc也增大。当煤柱顶板应力达到煤 的强度极限时，煤柱就会从内部开始破坏，逐步丧 失承载能力。
图 4 超长工作面过空巷顶板活动规律
Fig.4 Characteristics of the roof movement of the super-long working face passing through the abandoned roadway
由图 4(d)可知，W≤WF后，根据“固支梁”理 论，顶板的破断点应该在待采煤体的上方，即基本 顶发生超前破断后顶板应力重新分布，应力峰值近 似于σf，σc明显增大而接近峰值，煤柱顶板应力处 于应力降低区域，略小于原岩应力σi。
2.2 充填支柱支护空巷的力学模型
根据基本顶活动规律，煤柱W≤WF后，基本顶 发生超前破断，力学模型如图 5 所示。基本顶破断 瞬间，应力集中在断裂线区域，也就是说关键块B 断裂处的剪切力(QS)最大。
图 5 基本顶超前破断模型
Fig.5 The support model of in advance breaking roof
此时为了防止基本顶出现阶梯式下沉或者切 落，工作面液压支架、煤柱、充填支柱三者共同提 供支护阻力。随后工作面推进，直接顶随采随落、 基本顶 B 回转下沉释放压力后，工作面压力显现逐 渐降低。参照文献[6-7]中煤柱宽度的计算方法，得 到基本顶超前破断的煤柱宽度 W 为 6.34 m。在基本 顶破断瞬间，关键块 B 并没有发生明显的回转，故 而认为θ≈0°。液压支架控顶距 D 为 4 m，K 为 8.5 m，故而 L 为 18.84 m。
由于块体A与B间的作用，点S受到水平推力TS 和铅垂方向的作用力QS，块体B与块体C间作用点R 点同时受到水平作用力TR和铅垂方向的作用力QR。 根据材料力学梁的简化理论，有铅垂和水平 2 个方 向约束的点可以简化为固定铰支座。因此，将S点 和R点简化为固定铰支座后，建立关键块B的梁力学 模型，如图 6 所示，进而分析充填支柱的合理支护 强度。
6 充填支柱支护空巷物理简化模型
Fig.6 Physical simplified model of supporting roof
根据梁的极限平衡理论列方程，梁上各个作用 力对点 S 的力矩表示如下：
上述式中：MPc表示充填支柱对于S点的力矩， Pc表示充填支柱的支护阻力，kN；MPm表示煤柱对 于S点的力矩，k2表示煤柱强度折减系数，Pm表示 煤柱的强度，MPa；MPd表示液压支架对于S点的力 矩，Pd表示液压支架的支护阻力，kN；MQR表示右 方铰接点的垂直作用力对于S点的力矩；L表示基本 顶断裂的长度，m；H表示上覆岩层的高度，m；h 为直接顶的厚度，m；MQ(x)为上覆岩层的载荷对S 点的力矩。将各点的力矩方程代入式(4)可得
根据相关资料，煤层顶板多为质地坚硬的砂 岩，重力密度γ取 25 kN/m³，液压支架的初撑力Pd 约为 6 000 kN。工作面回采过程中，W减小是一个 轴压增大、围压逐渐减小的过程，3# 煤在加轴压的 同时卸围压试验中，煤样到达峰值强度后，应力随 应变增大而降低速率变缓慢，有约为峰值应力 40%～60%的稳定承载阶段。考虑安全系数，临界 煤柱承载力的折减系数取 0.4，则煤柱Pm为 7.6 MPa。根据钱鸣高院士提出的岩层活动规律以及计 算工作面需要提供的额外支护阻力的方法[21-22] ，代 入 5314 工作面的上覆岩层参数。当所求值为负时， 表明工作面不需要提供额外的支护阻力就可达到 平衡状态。分析至煤层上方 43.48 m处的中粒砂岩， 求得充填支柱在断面宽 8.5 m的空巷中，沿着空巷 倾向每米需要提供约 4 380 kN的支护力。
3 不同让-承比例充填支柱的承载性能试验
充填支柱采用“让-承”结合的支护理念，实 际工程应用中，充填支柱上部设计适当高度的让压 层，当巷内来压剧烈时，使顶板能够有一定的回转 下沉空间，有助于顶板形成“铰接梁”的大结构， 进而减小空巷支护的压力。由于不同让压层与承载 层的比例会影响充填支柱的承载性能，因此，试验 根据工程实际，设计 5 种不同“让-承”比例的充填 支柱试样，同时与未加让压层的充填支柱对比，为 工程应用提供理论指导。 3.1 不同让-承比试样承载性能试验方案设计
充填支柱承载层材料为双液组分，混合后表现 出快凝、早强等特性。材料的凝结时间和强度可通 过水灰比调节。材料具有以下特征：① 2 种浆液在 混合前，6 h 内浆液不凝固、不泌水、不沉淀；② 2 种浆液混合后，0~5 min 失去流动性，5~15 min 完 全固化；③ 浆液在(0.5~2)∶1 水灰比下浆体结石率可达100%；④ 结石体2 h的强度能达到8~15 MPa。
试验水灰比定为 1∶1，在 20 ℃、相对湿度大 于 95%的条件下养护 7 d 后试验。让压层材料是在 承载层材料加入膨胀剂得到，抗压强度约为 5.03 MPa。以直径 50 mm、高 150 mm 的充填支柱为参 照，即试样的总高度均为 150 mm，改变让压层的 厚度，分别为 0，5，10，15，20，25 mm。让-承组 合试样实物如图 7 所示。
图 7 让-承组合试样实物图
Fig.7 Samples of different yield-bearing combination
采用 GCTS 加载试验系统展开不同让-承比例 的充填支柱单轴压缩试验。本次试验加载利用位移 控制的方式，轴向加载速率设定为 0.005 mm/s，选 择 1 500 kN 的力传感器。试验过程中，为了防止试 样破碎而崩落，影响后续的分析，在试样外部套上 内径 52 mm 的热缩管，如图 8 所示。
图 8 GCTS 试验机与试验过程
Fig.8 GCTS tester and test process
3.2 不同让-承比例充填支柱试样承载性能分析
试验结果如表 1 所列。由结果可知：基准试样 的峰值抗压强度约为 18.72 MPa，峰值应变为 1%； 有让压层的试样的单轴抗压强度明显较低，随着让 压层由 5 mm 增加至 25 mm，让-承比例从 1∶29 增 大至 1∶5，试样单轴抗压强度从 11.68 MPa 降低至 6.02 MPa，降低了 48.46%；随着厚度增大，单轴抗 压强度降低幅度由 24%逐渐减小至 1%后，趋于不 变，接近于让压层材料的强度，峰值应变从 1.34% 增大至 11.71%，由此可知，随着让压层厚度的增大， 充填支柱的应变增大，但单轴抗压强度却降低。因 此在实际工程中，应该选择合适的让-承比例，使 充填支柱在保证较高峰值强度的前提下适当变形 让压，体现其高阻让-承结合特性。
表 1 让-承组合充填支柱单轴压缩试验结果
Table 1 Test results of composite columns
3.3 不同让-承比例充填支柱试样破坏特征分析
试样的应力-应变曲线能够反映试样加载过程 中的力学性能特征，为了分析让-承比例对试样承载 性能变化的影响，选取第三组(尾标为 3 的试样)分 析试样的应力-应变曲线，如图 9 所示。
图 9 不同让-承比例组合试样应力-应变曲线
Fig.9 The stress-strain curve of samples in different yield-bearing ratios
由图 9 可知，随着让压层厚度增大，组合试样 的峰值强度不断降低，峰值应变不断增大。所有试 样的弹性变形阶段随着承载层增大逐渐变短，组合 试样的弹性模量呈现逐渐变小的趋势，在让-承比例 等于 1∶14 时，试样有明显的峰值强度，加载至峰 值强度前没有明显的拐点，曲线呈现上凹的趋势。 当让-承比例大于 1∶14 后，试样没有明显的峰值强 度，试样到达峰值强度前出现明显的拐点，且拐点强度与让压层材料的峰值强度接近。
为了分析组合试样的承载特征，选取承载层 145 mm、让压层厚度 5 mm、让-承比例 1∶29 的试 验曲线，分析充填支柱承载层上部加上让压层后充 填支柱的承载特性，如图 10 所示。3 组试样的应力 -应变曲线增长及后期变化趋势一致，试样的平均峰 值强度约为 11.68 MPa，峰值应变约为 1.34%。
图 10 让-承比例 1∶29 组合试样应力-应变曲线
Fig.10 The stress-strain curve of samples in same yield-bearing ratio
试样加载初期主要由于让压层被压缩，故而曲 线呈现略微上凹特征增长。在应力到达5 MPa左右， 3 组试样均出现拐点，应力曲线成线性增长，但是 强度增长变缓慢。总体来说，组合试样的塑性增强。 试样到达峰值强度后，会呈现波动式下降，但降低 幅度较小。当应变为 2%时，试样仍能承载 9.51 MPa 的应力，为平均峰值强度的 81.4%。
试样应变为 3.33%后，试样被压缩的高度大于 让压层的厚度(5 mm)，残余强度为峰值强度的 68.6%，试样仍有稳定的承载能力，强度会缓慢降 低，直至试样碎裂，无法保持柱体形态。总体来说， 组合试样的强度降低，但应变增大，承载稳定性显 著增强。有让压层的试样均表现较高的残余强度， 强度下降趋势缓慢。
试验结束后，由于发生破坏后的试样有热缩管 包裹，仍保持柱体的形态，如图 11 所示，将热缩 管去掉可看到试样的破坏形貌。
图 11 不同让-承比例组合试样破坏形貌
Fig.11 Failure morphology of samples with different yield-bearing ratio
试样均呈现劈裂破坏，让压层均被压密，部分 让压层压入承载层。分析可知，在试样的加载过程 中，由于让压层压缩后向承载层传递力不均匀，试 样部分区域出现应力集中的现象，故而试样的峰值 抗压强度均降低，并且随着让压层变厚，端部的不 平整导致的应力集中越发明显。
4 现场实施及效果考察
4.1 充填支柱布置
原对接切眼空巷高度平均在 4 m 左右，巷道平 均宽度为 8.5 m。考虑施工难度问题，选择直径为 1 m 的充填支柱，高径比约为 4∶1，强度折减系数为 0.905。充填支柱强度按照材料水灰比选择为 1∶1 计算，充填支柱的承载能力约为 10 205 kN。由于 超长工作面矿压显现剧烈，为保障充填支柱有较高 的峰值强度，充填支柱的让-承比例选择为 1∶29， 强度折减系数根据试验可知为 0.62，最终计算得充 填支柱最大支护强度约 5 611 kN。根据文中对充填 支柱合理强度部分计算，沿倾向空巷每米需要支柱 强度约 4 380 kN。通过代入空巷的实际参数可知， 按照进一法求得原对接切眼空巷共需要 191 根充填 支柱。考虑施工巷道的实际地质条件和其他施工因 素的影响，在设计充填支柱的布置方案时，根据巷 道特点，局部适当调整充填支柱直径及不同的布置 方式，在硐室等断面过大的地方加强支护，巷道中 部往往载荷较大，应适当地加粗充填支柱直径。充 填支柱布置如图 12 所示。
图 12 充填支柱布置示意图 (mm)
Fig.12 The layout of filled pillars
4.2 充填支柱工艺及系统设计
施工之前，首先需要将充填膜袋固定好，用井 下压风把充填模袋充气成型，将膜袋上部挂钩孔固 定在巷道顶部的金属网上；其次用 4~6 根窄木条紧 贴充填膜袋，保证膜袋顶底垂直于巷道的顶底板； 最后通过充填系统，充填完成充填支柱。充填支柱 上部剩余 10~20 cm 部分，采用让压层材料，在承 载层完成浇筑后一次性充填，以利于充填支柱顶部膨胀接顶，确保支柱材料的均匀性和力学均匀性。
充填支柱的充填系统如图 13 所示，由于承载 层材料和让压层材料均为双液组分，故而系统主要 由 2 台高速制浆机、2 台定容水箱、2 个低速搅拌 机(作为称浆桶)、1 台气动注浆泵和管路组成。水箱 能根据需求蓄存水量，输送至高速搅拌机后通过人 工加料进行制浆，随后输送至低速搅拌机，循环制浆，可以提高制浆效率。
图 13 充填系统示意图
Fig.13 Filled pillars in abandoned roadway
原对接切眼空巷与 53142 巷的连接处断面更大 (11 m×4.6 m)，长度约 10 m，因此对此处的支柱适 当加密、加粗。沿着切眼轴向布置 4 列，间距为 1 m， 由于断面大，此处每排 4 根充填支柱直径为 1.2 m， 高 4.6 m，排距为 1 m。而在巷高稳定区域，中间充 填支柱直径为 1.5 m，靠近两帮的支柱直径为 1 m。 充填支柱现场布置情况如图 14 所示。
图 14 充填支柱现场布置情况图
Fig.14 Filled pillars in abandoned roadway
4.3 效果考察
为了分析充填支柱的施工效果，采用十字布点 法在对接切眼内布置 5 组观测点(分别距离 53142 巷 30，60，90，120，150 m)，以评价充填支柱保 障工作面过空巷的效果。对接切眼典型围岩变形曲 线如图 15 所示。
监测数据显示，工作面的推进至对接切眼前方 35 m 位置时，对接切眼巷道围岩开始发生变形，直 至工作面推进至空巷，对接切眼中部顶板下沉量、 两帮收缩量和底鼓量都远大于两端头范围。初期巷 道变形，除中部变形较大外，上部与下部的变形速 率较小。在工作面推进至距离切眼 14 m 左右时， 巷道变形速率开始骤增，因此巷道围岩变形主要发 生在距离工作面 14 m 以内范围。
图 15 对接切眼顶板下沉曲线图
Fig.15 Roof substance curve of abandoned roadway
距离工作面 6 m 左右时，矿方出于安全考虑禁 止入内观测数据。此时切眼上部测点处顶板最大下 沉量 160 mm，中部最大下沉量 450 mm，下部最大 下沉量 130 mm。中部巷道变形量最大，两端变形 量较小，切眼巷道平均最大顶板下沉量为 280 mm。 充填支柱出现局部破坏、压缩严重的情况，但整体 形态良好，最终工作面顺利通过空巷。
5 结 论
1) 超长工作面推进过程中，基本顶的活动规律 受煤柱的影响较大，根据其演化过程建立了顶板超 前破断的力学模型，通过将其简化为“固支梁”模 型，计算得出充填支柱原对接切眼空巷中，沿着轴 向需提供约 4 380 kN/m 的支护阻力。
2) 让压层对充填支柱力学性质的影响显著，随 着让-承比例从 1∶29 增大至 1∶5，充填支柱的单 轴抗压强度逐渐降低了 48.46%，接近让压层材料强 度。在实际工程中充填支柱让-承比例应不超过 1∶ 14，以保证充填支柱有较大应变的同时兼顾较高的 抗压强度。
3) 根据实际工程地质条件，设计了充填支柱的 高径比、让-承比例和布置方式，并通过观测切眼巷 道变形，对充填支柱的支护效果进行评价。观测结 果显示，原切眼巷道平均顶板下沉量约为 280 mm， 工作面过空巷期间煤壁未出现大面积片帮，超长工 作面顺利通过原对接切眼空巷，为类似条件的工作 面治理空巷提供了新思路。
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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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