杨俊彩
(国能神东煤炭集团有限责任公司, 陕西 神木 719315)
摘 要: 为解决综采面过大断面空巷群的安全生产难题, 对国内外过空巷技术进行了调研研 究, 分析了跳采、 充填、 常规补强支护面临的技术问题, 研究了空巷群围岩变形失稳及泵送支护机 理, 提出了泵送支护和锚杆索支护相结合的空巷群治理方案。 通过数值模拟、 理论计算, 确定了空 巷采用 “锚索+W 钢带+帮网+泵送支柱” 的设计方案。 在乌兰木伦煤矿的工业性试验表明, 过空巷 期间工作面及两平巷均未发生底鼓, 空巷内共布置 10 个测点, 最大下沉量 12cm 以内, 泵送支柱被 截割超过直径 2 / 3 时, 才发生失稳垮塌, 说明泵送支柱具有抗矿压动载、 大变形让压、 稳定性好、 易于切割的特点, 满足大断面空巷围岩控制需要。
关键词: 空巷群; 泵送支柱; 大变形让压; 大断面空巷; 围岩控制
随着国家碳达峰、 碳中和[1,2]目标的提出, 煤矿 资源审批收紧, 煤炭生产由原先的粗放型发展逐步 转入集约化、 规模化发展, 走资源节约、 安全高效、 绿色低碳的高质量发展道路[3,4] 。 在边角资源回收, 提升资源回收率时, 过空巷问题越来越普遍。 空巷 的存在导致应力集中和煤岩破碎, 造成工作面及临 近巷道变形量增大, 支架受力增加, 煤壁片帮增多, 工作面顶板管理难度增大, 对正常生产带来不利影响[5,6] 。 国内外对综采工作面过空巷一般采取跳采重 开切眼、 煤块或膏体充填、 锚杆(索)或单体、 木垛 补强支护等措施进行处理。 曹丹弟[7] 对大巷回收工 作面提出了 “挑顶+充填+木垛+锚网索” 支护的空 巷补强支护方案和调压、 调斜、 定层位过空巷回采 工艺。 葛万成[8]提出了以支架工作阻力和空巷顶板 下沉量来评价空巷支护效果的方法。 王炜[9] 研究了 高水材料充填过空巷的工艺。 撖书一[10] 分析了过空 巷异常来压、 切冒的根本原因, 提出了充填开采的 回采策略。 郝玉辉[11]分析了空巷围岩垂直应力分布 规律, 徐青云[12]对充填过空巷顶板失稳机理进行了 分析, 提出了不同的高水速凝材料充填支护方案。 李鹏[13] 对过 空 巷 支 架 工 作 阻 力 进 行 了 研 究。 JP Zhang[14]介绍了弯曲 D 型钢管混凝土支柱支护在巷 道支护中的研究与应用。 上述研究成果虽然在一定 程度提出了过空巷的解决方案, 但是重开切眼的方 法浪费煤炭资源, 增加新掘巷道支出和搬家倒面费 用[15] ; 充填支护方案没有初期主动支护能力, 充填 材料为脆性材料, 没有塑性变形能力, 变形后承载 力急剧下降[16,17] ; 补强支护方案依赖传统经验, 效 果有好有差, 没有一定通用性[18-22] 。 为此本文以乌 兰木伦煤矿 12404 综采工作面过空巷为例, 对空巷 支护强度、 支护方案、 过空巷工艺等方面进行研究, 提出了工作面过空巷尤其是平行大断面(大于原巷道 断面)、 超高空巷(高于工作面安全回采高度) 的技 术方案, 消除了采空区遗煤自然发火隐患, 达到了 多回收煤炭资源, 提高资源回收率的目的。
1 工程概况
乌兰木伦煤矿 12404-1 工作面推进过程中计划 回收 12425 和 12426 工作面回撤通道外的遗留煤柱。 该煤柱回收工作面内有 6 条基本平行于工作面的空 巷, 累计长度约 787m, 12404 工作面巷道布置如图 1 所示。 各巷道长度及断面尺寸见表 1。
工作面基本顶为泥岩, 厚度 1. 5 ~ 12. 98m, 深 灰色, 泥质结构, 块状构造, 质密, 分选性较好, 断口平坦; 直接顶为细粒砂岩, 厚度 4. 4 ~ 9. 48m, 灰色~浅灰色, 成分以石英和长石为主, 分选性较 差, 呈棱角状, 泥质胶结, 交错层理。 直接底为砂 质泥岩, 厚度 5. 7 ~ 6. 88m, 灰色~深灰色, 厚层状, 致密, 泥质胶结, 断口见植物化石根系。 工作面上 方基岩厚 115 ~ 135m, 松散层厚 10 ~ 15m, 松散层
图 1 乌兰木伦矿 12404 工作面巷道布置
不含水。 各条巷道均为矩形断面, 原支护方式均为 锚网索支护。 顶板采用⌀18mm×1800mm 圆钢锚杆, 托盘选用 Q235 型规格 120mm×120mm×10mm; 锚杆 锚固力不小于 49kN, 间排距为 1150mm × 1000mm。 顶板锚索选用⌀17. 8mm×6500mm, 平巷段顶锚索 2 根/ 3m, 机头段顶锚索 3 根/ 3m。
表 1 空巷情况统计
2 空巷群围岩变形及泵送支护机理
工作面过空巷群时, 顶板压力主要由工作面支 架、 工作面与空巷之间煤柱和空巷支护体共同承担, 随着工作面逐渐向空巷群推进, 工作面与空巷之间 煤柱逐渐变小, 煤柱逐渐进入塑性变形状态, 直至 达到屈服状态, 失去承载力, 工作面支架和空巷支 护体受力会大幅度增加, 此时若空巷或工作面支护 强度不够, 极易造成顶板事故。
在空巷群煤柱失稳过程中, 顶板砌体梁结构将发 生改变, 工作面及空巷内矿压特征与关键层块破断位 置和块体长度直接相关。 当基本顶破断发生在煤柱失 稳前, 且距空巷较近时, 则基本顶关键块 B 跨越工作 面, 此时周期来压步距正常, 矿压无明显异常, 如图 2(a)所示。
当基本顶在空巷附近出现周期来压时, 煤 柱发生失稳破坏导致上方关键块体提前发生回转, 关 键块 B 跨过煤柱和空巷, 在两空巷煤柱侧发生断裂, 如图 2(b)所示。 此时关键块 B 长度大于周期来压步距, 形成了 “跨巷长关键块”, 工作面与空巷均处于 危险状态, 不利于围岩变形控制。 此时, 若空巷内采取泵送支柱等形式进行外部 支护, 可在煤柱发生塑性变形破坏后, 减少工作面 支架承担的顶板应力, 缓解矿压动载显现, 防范顶 板事故发生。 空巷内增加支护后, 其与原有的锚杆 索支护体共同提供空巷内的均布载荷支撑 qz, 其力 学模型如图 3 所示。
图 2 空巷顶板断裂力学模型
图 3 空巷顶板承载结构特征
1) 在顶板弯曲下沉的过程中实体煤帮或巷间煤 帮一直发挥支撑作用, 该煤帮对顶板支撑力简化为 线性分布状态, 如图 3 所示, 关键块断裂线处、 煤 壁处的载荷强度大小假设分别为 q1 、 q2 , 则实体煤 对顶板作用力大小
F1 : F1 = 1 / 2L1(q1 + q2 )
式中, F1 为实体煤作用力, kN; L1 为断裂线距 煤壁距离, m; q1 为断裂线处单位宽度载荷强度, kN / m; q2 为煤壁处单位宽度载荷强度, kN / m。
2) 假设空巷煤柱对顶板作用力为梯形分布载 荷, 其等效载荷强度为 q3 , 则煤柱支撑力
F3 为: F3 = q3 L3
式中, F3 为煤柱支护作用力, kN; L3 为煤柱宽 度, m; q3 为单位宽度煤柱载荷强度, kN / m。
3) 顶板关键块触矸后, 采空区碎裂矸石受压产 生反力作用, 随着顶板不断下沉, 采空区矸石支撑 力大小不断增大。 假设矸石对顶板作用力为线性分 布, 触矸点处作用力最大且为 q4 , 采空区矸石支撑 力大小 F4 为: F4 = 1 / 2q4 L4 式中, F4 为采空区矸石支撑力, kN; L4 为单位 宽度矸石压缩长度, m; q4 为最大下沉处采空区矸 石载荷强度, kN / m。
4) 假设工作面支架对顶板作用为均布载荷, 其 支护强度 q5 , 则支架支撑力
F5 为: F5 = q5 L5
式中, F5 为工作面支架支撑力, kN; L5 为支架 接顶长度, m; q5 为支架支护强度, kN / m。
5) 假设空巷内泵送及锚杆索支护对顶板作用为 均布载 荷, 其 支 护 强 度 qz, 则 其 对 顶 板 支 撑 力
Fz 为: Fz = qzL2
式中, Fz 为工作面支架支护作用力, kN; L2 为 空巷宽度, m; qz 为空巷内均布载荷, 包括支柱支 护和顶板锚杆索支护力, kN / m。 根据载荷平衡适应性可知, 空巷均布载荷[Fz] 需要满足下式:
[Fz] ≥ (L1 + L2 + L3 + L5 )Mzγz + L0ME γE - F1 - F3 - F4 - F5
式中, [Fz ] 为空巷均布载荷, kN; MZ 为直接 顶厚度, m; γz 为直接顶岩层容重, kN / m3 ; L0 为 顶板岩梁长度, m; ME 为基本顶厚度, m; γE 为基 本顶岩层容重, kN / m3 。
3 泵送支柱技术
早期泵送支柱, 是受桥梁工程中桥墩启发, 采 用钢结构模板形式, 泵注完成, 支柱形成一定强度 后, 拆除模板, 形成单一的混凝土支柱。 通过相关 工程实践, 存在混凝土支柱接顶不严、 强度高、 不 易截割、 无塑性变形能力让压性能差等问题。 针对 上述不足, 结合近年来的技术发展变化, 从材料、 结构两方面对泵送支柱进行了重新设计, 设计时需要考虑材料强度、 颗粒级配、 承载环境、 尺寸效应 对泵送支柱的影响
3. 1 支柱参数选取 。
3. 1. 1 材料选择
泵送支柱的强度主要取决于其使用的充填材料 强度。 材料强度越高, 支柱承载力越大。 目前泵送 支柱内常用的充填材料包括商用混凝土、 改性混凝 土、 高水材料等。 根据神东矿区实际情况, 本次泵 送支柱材料由 A 和 B 两种成分构成, A 成分以硫铝 酸盐水泥熟料为主, 并增加一定添加剂, B 成分以 石膏和石灰粉磨而成, 并增加一定添加剂。 两种成 分的浆液要求混合前浆液不凝固、 不泌水、 不沉淀。 混合后, 迅速失去流动性, 5 ~ 15min 完全固化, 1h 的强度能达到 8 ~ 15MPa 以上, 表现出速凝、 早强、 高流动性的特性, 且凝结时间及强度可调。
3. 1. 2 水灰比
泵送支柱材料中石膏和石灰的比例对材料性能 影响较大。 通过多次现场试验, 水灰比越大, 则泵 注浆液流动性就越好, 可注性就越强。 但是水灰比 越大, 浆液就越容易离析、 泌水而且在其他组份掺 量不变时, 水灰比越大, 泵送支柱强度越低。 通过 多次实验室试验, 本次将水灰比确定为 1. 0 ~ 1. 2。
3. 1. 3 柱体约束
不同承载环境下, 泵送柱的承载能力不同。 一 般来说, 一是通过增加约束材料尽量使泵送支柱处 于三轴受力状态, 发挥最大承载力; 二是保证垂直 安装, 使其承载垂直压应力, 避免偏载, 产生剪切 破坏。 通过在泵送支柱增加金属环筋, 能够约束泵送 支柱的受力状态, 提高其承载能力, 同时随泵送支 柱受压后发生变形, 直径增大, 环筋起到让压作用, 提高其残余强度, 从而支撑顶板。 根据以上要求, 选用 HPB300 钢筋, 屈服强度 300MPa, 抗拉强度 420MPa, 延伸率 25%。
3. 1. 4 高径比
尺寸效应是指随着结构尺寸的增大, 以强度为 代表的力学性能指标将发生变化。 泵送的承载能力 不仅与其材料强度有关, 还与其外形尺寸密不可分。 高径比越小, 残余承载能力越大。 但多数情况下, 墩柱高径比很难控制, 一般达到 3. 5 ~ 4. 5。 该工程 项目需求支柱强度指标结合采煤机截割能力, 一般 为 15MPa 左右。 根据实验数据可得支柱高径比为 4 ∶ 1 比较合适, 根据巷道断面尺寸, 当设计支柱的 直径为 1m, 高度根据巷道支护需求一般不大于 4m。
3. 2 支护设计
支护设计时, 一般按照锚索锚固范围内岩层全 部离层, 或者利用窥视仪或离层仪实测工作面受采 动影响时顶板离层情况及最大离层高度, 并留足一 定安全系数或动压系数来确定泵送支柱受力载荷, 进而反算确定支护参数。
1) 巷道需求支撑力:
式中, h′为锚索长度, m; w 为空巷巷道宽度, m; L 为泵送支柱间距, m; γ 为岩石容重, t / m3 ; n 为泵 送 支 柱 数 量, 个; f 为 安 全 系 数, 一 般 取 1. 0 ~ 2. 0。
该公式表征的含义为在考虑一定安全系数的条 件下, 原锚索支护巷道支护全部失效, 该范围内离 层的岩层重量全部由泵送支柱支护所支撑。
2) 泵送支柱设计承载力:
式中, r 为泵送支柱半径, m; σ 为支柱材料强 度, MPa; f s 为支柱结构性系数, 取 0. 9 ~ 1. 0; Φ 为支柱直径, m; h 为支柱高度, m。
该公式表征的含义为在考虑高径比的条件下, 单位体积泵送支柱达到的承载力。
施工工艺 P =Pb , 即可确定相关设计参数。
3. 3 设计时令
1) 定点。 按照设计参数, 确定支柱布置, 形成 施工方案。 在空巷内按照施工方案在巷道顶板上标 示支柱位置点, 作为支设泵送袋时的中心位置。 同 时, 将底板上的浮煤、 矸石清理干净、 平整, 以保 证支柱底部平齐稳固。
2) 挂设模袋。 按照事先确定好的位置, 通过绑 丝将泵送模袋上的挂钩与顶板网片绑扎牢靠, 使模 袋上方的第一个钢圈紧贴顶板, 以防注浆时模袋松 弛、 下垂造成支柱接顶不严。
3) 固定模袋。 用方木条均匀紧贴模袋四周固 定, 与模袋形成一个整体, 并垂直地面, 以保证后 期支柱竖直。 方木条长度低于巷道高度不超 100mm, 保证模袋上部稳固与竖直。
4) 泵注支柱。 泵注模袋时可采用一次成型充完承压层, 然后再充让压层。 如不设计让压层, 则直 接一次充填到位。 泵注时必须保证有足够的空模袋, 以保证泵注的连续性。
4 泵送支柱支护效果模拟
4. 1 模型建立
根据乌兰木伦矿地质条件, 采用 FLAC3D 软件建 立三维数学模型, 考虑到计算速度, 并未按实际的 空巷长度建立数值模型, 计算模型长 48m, 宽 49m, 高 35m, 近水平煤层, 未考虑倾角, 模型前后左右 四个侧面为单约束边界, 施加水平方向约束, 即边 界水平位移为 0, 边界结点只允许沿垂直方向运动; 模型底部为全约束边界, 即底部边界结点水平及垂 直位移均为 0; 根据模型埋深, 依据海姆假说, 原 岩自重应力作用于上部边界。
根据神东乌兰木伦矿 12404 工作面地质资料建 立模型规格(长×宽×高)为 112m×100m×42m, 选取 工作面回采方向为 X 轴, 切眼方向为 Y 轴, 竖直方 向为 Z 轴。 为避免边界效应, 工作面采空区两侧分 别保 留 30m, 工 作 面 直 接 顶 厚 4. 4m, 基 本 顶 厚 12. 9m, 直接底厚 5. 7m, 煤厚 2. 8m, 模型上部施加 3. 0MPa 的均布载荷。 本构关系使用摩尔-库仑模型。 数值模拟计算模型中选取的岩体物理力学参数见 表 2。
表 2 主要煤岩体物理力学参数
4. 2 单条空巷开挖分析计算
在模型中开挖单条空巷, 分施工和未施工泵送支 柱两种模型进行计算, 对计算结果对比分析。 两个模 型计算出的垂直应力分布如图 4 所示。 从图 4(a)可以 看出, 由于开挖空巷, 巷道两帮形成应力集中, 应力 集中系数可达 1. 7; 巷道顶板和底板伴随有岩体破坏, 出现应力降低现象。 从图 4(b)可以看出, 空巷中施 工的泵送支柱支护起到了一定的支护作用, 巷道顶 板、 底板中的应力降低程度有所减小, 特别是支柱上 方及下方的岩体中尤为明显, 说明泵送支柱的支护作 用降低了空巷顶底板岩层的变形破坏范围。
图 4 单空巷开挖垂直应力分布
两个模型中计算得出的煤岩体塑性区分布如图 5 所示。 从图 5(a)可以看出, 开挖空巷后, 周边岩 体产生了大范围的塑性破坏, 空巷顶板塑性破坏范 围可达 3m, 空巷底板塑性破坏范围可达 1. 5m。 从 图 5(b)可以看出, 空巷内施工泵送支柱后, 顶底板 塑性破坏范围明显减小, 顶板中的塑性破坏范围降 低为 1m, 支柱上方岩层未发生塑性破坏; 底板岩体 塑性破坏范围降为 1m; 需要指出的是, 中部泵送支 柱内部产生了较大范围的塑性破坏, 而两侧的支柱 并未发生大范围的塑性破坏, 说明支柱支护效果明 显, 自身承压稳定性较好。
图 5 单空巷开挖时煤岩体塑性区分布
4. 3 生产条件下空巷开挖分析计算
为了模拟现场生产的实际情况, 在建好的模型中开挖空巷, 同时推采工作面, 以模拟计算工作面 与空巷贯通时的围岩变形情况。 两个模型中的垂直 应力及塑性区分布分别如图 6、 图 7 所示。
图 6 空巷与工作面贯通时垂直应力分布
图 7 开挖空巷及工作面条件下塑性区分布
从图 6 和图 7 中可以看出, 工作面与空巷贯通 时, 在没有柔模泵送支柱支护的情况下, 围岩中的 应力集中系数约为 2. 6; 围岩破坏较为严重, 其中工 作面顶板塑性破坏范围扩大至 4m, 工作面底板塑性 破坏范围增大至 3m。 当空巷内施工柔模泵送支柱 后, 围岩应力集中系数降低为 2. 4; 支柱对巷道顶底 板起到了良好的支护作用, 围岩破坏降低, 顶板塑 性破坏范围呈拱形分布, 最大为 3m, 且支柱上方塑 性破坏范围明显减少; 底板塑性破坏范围也同步明 显减小; 支柱内部产生了较大范围的塑性破坏, 但 是破坏形态多为剪切破坏和拉伸破坏, 说明支柱虽 然在贯通过程中能够保持一定的整体性和承载能力, 但需辅助采取快速推采、 工作面调斜、 煤岩体补强 支护等其他措施。
5 泵送支柱现场应用
根据数值模拟的成果, 过空巷时采取 “泵送支 柱+常规锚索补强” 的支护方案, 首先在 12425 绕道 措施巷和 12425 运输巷绕道进行工业性试验。
两条空巷宽度为 5m, 实际高度为 2. 9 ~ 3. 2m, 空巷采用 “锚索+W 钢带+帮锚网+柔模泵送支柱” 支护方式。 顶网重新挂设一层 40mm×40mm 金属网。 补强锚索每排 3 根, 排距 1. 5m。 泵送支柱直径 700mm, 设计承载强度 17MPa, 间排距 2. 5m × 3m。 典型的支护形式如图 8 所示。
图 8 平行空巷泵送支柱支护(mm)
工作面距离 12425 绕道措施巷空巷 7 ~ 8m 时工 作面来压, 过空巷至 1 ~ 3m 范围内工作面再次来压, 过完 12425 绕道空巷后由于生产不连续, 停机时间 较长导致工作面底鼓, 过空巷期间工作面及两巷均 未发生底鼓(较大变形); 空巷内共布置 10 个测点观 察顶底板移进量, 工作面与空巷贯通后实测顶板下 沉 3 ~ 12cm。
工作面从揭露空巷至泵送支柱截割完毕, 支柱整体效果良好。 采煤机截割支柱达直径的 2 / 3 时, 支柱才发生失稳垮塌, 支柱硬度与实体煤相近, 易 于切割, 说明泵送支柱支护强度及设计硬度均满足 现场要求。
6 结 论
1) 通过数值模拟分析, 泵送支柱能承受一定的 塑性变形, 可吸收动载矿压冲击能量, 且支柱稳定 性好, 可改善空巷的围岩受力状态, 能够减少顶底 板塑性变形范围, 保证空巷主动支护的有效性。
2) 通过支护方案设计及计算验证泵送支柱配合 原有锚杆索支护能有效支护工作面上覆岩层重量, 保证工作面过空巷期间的顶板安全。
3) 通过现场工业试验, 泵送支柱作为大断面空 巷群支护的核心, 锚索补强控顶作为护顶防冒落压 架的重要措施, “两位一体” 耦合支护, 立体护顶, 协同让压, 共同破解了大断面空巷群制约煤炭资源 回收难题。
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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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