U型钢支护技术

U型钢支护技术（精选8篇）

U型钢支护技术 第1篇

关键词：U型钢棚,安全快速,巷道返修,注化学浆

引言

U型钢棚支护广泛应用于矿山二期及三期矿压大、围岩破碎等不稳定围岩巷道掘进施工。由于地压大或受采动影响, U型钢棚支护巷道也经常会发生变形和破坏, 影响巷道使用功能, 因此需要进行巷道返修施工。在返修施工过程中, 顶帮煤岩极易片落、冒顶, 施工安全风险大, 施工速度慢。

经过不断研究和实践, 在赵固一矿东翼胶带运输大巷、赵固二矿辅助回风大巷、古汉山矿东翼轨道大巷等巷道的返修施工中, 形成了一套成熟的U型钢棚支护巷道安全快速返修施工技术。该技术采取超前预注化学浆, 搭设移动式工作平台, 超前金属骨架支护, 先松钢棚螺栓释放压力再拆钢棚, 锚网支护架新钢棚, 喷射混凝土封闭钢棚及壁后注浆充填平行作业施工方式, 在实现了安全和快速施工的前提下, 返修后巷道整体抗压能力大幅增强, 节约了重复巷修的费用。

1 施工工艺特点

1.1 注化学浆

进行巷道返修施工的区域, 围岩往往破坏比较严重, 特别是巷道顶板围岩松软破碎, 返修施工时如不采取措施极易发生冒顶、片帮事故。使用普通的锚网或者锚索支护加固, 存在打眼困难、无法锚固等问题, 施工难度大, 安全风险高, 支护效果不理想。

采用化学注浆加固的方法, 使化学浆液和煤、岩体凝固生产高强度、有韧性的固结体, 对围岩进行加固, 能有效防止拆棚返修施工期间发生冒顶、片帮事故, 同时还可以提高返修施工进度。注化学浆采用波雷音加固材料, 波雷因高分子双液型注浆材料具有燃点高、反应温度低, 不易氧化自燃, 使用安全等优点。注化学浆采用压注法将化学浆液注入到煤、岩体中, 化学浆液反应产生粘结、挤压及锚固等多重作用。固化后的材料在破碎煤岩体内形成网状整体, 加固材料对周围破碎岩块具有较高的粘结力, 使破碎岩块形成一个新的整体。加固过程中化学浆液靠泵压及自身反应膨胀压力, 对破碎煤岩节理裂隙具有较强的渗透挤压作用, 使加固后的破碎煤岩体完整性系数显著提高。顶板围岩由水平拉应力向压应力转化, 增大了体系的平衡稳定性。钻孔内注浆管与加固材料及固结的破碎煤岩形成一体, 沿孔深方向拉住被挤压的松散体, 对控制裸露煤岩体的脱落起重要作用。

返修施工前, 首先根据需返修巷道的破坏程度和地质情况, 确定需要注化学浆的区段, 制定化学注浆方案, 对需要进行化学注浆的区段进行注浆加固, 防止拆棚返修施工期间发生冒顶、片帮事故, 给返修施工创造有利条件。

1.2 搭设移动式工作平台

为了方便风镐扩刷、拆棚、架棚、锚网、锚索支护等作业, 同时在不影响原巷道皮带或轨道运输的条件下, 使用3寸钢管、钢丝绳套和木板在返修施工地点搭设移动式工作平台。移动式工作平台高度与宽度要满足皮带或轨道运输需要。

使用吊挂在U型钢棚或锚索上的准12.5钢丝绳套及专用钢丝绳卡将沿巷道前进方向布置3根3寸4m钢管进行悬吊 (每根不少于2个吊挂点) , 钢管上铺设厚度50mm的木板, 并用铁丝把木板整体固定在钢管上形成工作平台。每段巷道返修结束, 先将3根钢管分别向前移动, 然后用绳套从新固定, 最后铺板形成整体, 满足移动施工需要。

1.3 施工超前金属骨架

围岩较破碎时, 首先沿返修巷道轮廓线外, 巷道上倾15°施工超前金属骨架钻孔, 然后在钻孔内打入准25mm3000mm长螺纹钢筋或1寸钢管作为超前金属骨架。金属骨架从巷道正顶向两肩窝方向按间距200~300mm均匀布置;实现超前支护作用, 防止拆除原支护时出现冒顶情况。

1.4 临时支护

巷道返修前, 首先使用前探梁临时支护措施, 前探梁间距800mm。根据巷道断面大小, 使用3~5根3m长前探梁。前探梁应采用准50mm、厚度不少于4mm的无缝钢管制做。逐棚返修过程, 前探梁超前临时支护长度不小于1架棚距。前探梁采用专用吊环, 固定在U型钢棚焊接好的专用螺丝孔内。

1.5 先松钢棚螺栓释放压力, 后拆钢棚

拆除钢棚前, 首先将3~5架钢棚卡缆螺栓使用废油润湿;使用风动扳手将巷道拱部钢棚卡缆螺栓提前松动5mm左右 (螺丝剩余连接长度不小于10mm) , 以便于变形钢棚自然释放压力, 防止拆棚期间螺栓突然弹起释压发生意外。

每次拆除钢棚控制一架棚距。返修巷道发生底鼓的, 拆棚前要先把巷道底板卧底至设计高度再进行拆棚作业。拆棚时, 首先使用8号铁丝将拱部U型钢与顶板锚杆、锚索进行临时固定, 然后施工人员站在作业平台上使用风动扳手拆除钢棚卡缆螺栓, 按照先拱后墙的顺序逐节拆除U型钢棚。

1.6 全断面扩刷并锚网和架棚支护

根据巷道中腰线, 采用G10型风镐自上而下逐段进行断面扩刷, 扩帮够一排锚杆距离支护一排。采用MQT-120锚杆机打设锚杆、锚索支护。底板以上扩刷至设计位置后开始挖底拱坑, 底拱坑挖至设计深度后及时补打底脚锚杆、挂网。

锚网支护完毕后, 按照设计尺寸架设带有底拱设计的新钢棚, 提高巷道的支护强度。

1.7 喷射混凝土封闭和棚后注浆充填

钢棚架设完毕、底拱回填结束, 及时进行喷射混凝土封闭和棚后注浆充填加固, 防止巷道再次压坏, 减少反复维修巷道成本。

喷射混凝土、注浆充填和拆棚架棚可以平行作业。架棚施工20m后可以开始喷射混凝土;喷射混凝土30m左右可以开始注浆充填。

巷道棚后采用单液水泥浆注浆充填加固。注浆管布置为间排距3000mm3000mm, 五花布置, 注浆孔深1600mm, 底角注浆管与巷道底板成30°, 其余注浆管均与巷道周边轮廓成垂直布置。

2 工艺原理和优越性

U型钢棚支护巷道安全快速返修施工技术针对返修施工的各个工序工步的安全风险点和能够增强巷道抗压能力的技术要点制定了一套行之有效的返修作业流程。此种施工工艺存在如下优点:

(1) 提高了施工的安全性

U型钢棚支护巷道进行返修前, 先注化学浆加固顶、帮;采用超前金属骨架支护和临时支护措施, 有效预防了拆棚时发生冒顶、片帮事故发生, 提高了施工安全性。

(2) 采用移动式工作平台, 操作方便

使用钢丝绳套将钢管组合作业平台吊挂在U型钢棚, 保证原返修巷道内皮带或轨道运输系统正常运行。返修施工过程, 采用提前设置吊挂点前后移动工作平台较为方便, 有利于作业人员安全施工和提高工作效率。

(3) 优化拆、架棚顺序, 保证拆、架棚安全

采用“先超前支护后拆棚;先松螺栓释放压力再拆棚;短掘短支”的施工方法, 由拱向墙的施工顺序进行拆除、架设钢棚安全可靠。

(4) 采用喷射混凝土和棚后注浆充填加固围岩

在架设新钢棚后及时进行喷射混凝土封闭和壁后充填注浆, 大幅增加巷道抗压能力, 确保巷道经久耐用。

(5) 分区平行作业, 施工速度快

返修坚持由外向里的顺序, 采取超前预注化学浆, 确保工作面安全的前提下, 返修架棚和喷射混凝土注浆分区平行作业, 提高了工作面的利用率, 加快了返修进度。

(6) 作业流程详细, 适用性强

U型钢棚支护巷道返修施工, 工序多, 安全风险高, 该施工技术制定了详细的施工操作方法和安全措施, 适用性广。

3 结语

U型钢棚支护巷道安全快速返修施工技术针对返修施工的各个工序工步的安全风险点和能够增强巷道抗压能力的技术要点制定了一套行之有效的返修作业流程, 该技术施工安全系数高, 灵活性大, 施工速度快, 效率高, 虽然返修施工成本有所增加, 但是巷道抗压强度大幅增加, 巷道服务年限大幅提高, 节约了反复巷修的成本, 经济效益突出。

该技术可以广泛应用于井下U型钢棚支护巷道的返修施工, 具有较高的推广应用价值。

参考文献

[1]邢福康.煤矿支护手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[2]董长龙, 郝建斌, 陈亮, 等.巷道壁后波雷音化学注浆治水实践[J].建井技术, 2012 (5) :21~23.

U型钢支护技术 第2篇

关键词：硐室加固 联合支护技术

八矿坐落在鹤壁矿区南部，井田南北、东西走向分别为5.25km和1.7-1.9km，面积7.9km2。井田作为隐伏井田，属于单斜构造。井田内地质构造比较复杂，属于断裂构造发育，并且小断层比较多，煤层缺乏稳定性等，局部存在变薄现象，并呈条带状分布。随着开采时间的不断延长，生产采区的采动对井下大部分巷道都产生过影响，个别巷道存在二次、三次重修现象。

1 工程概况

在井田中央-520辅助水平三零采区3004工作面上部煤层底板中，布置鹤煤八矿-520水泵房，全长30m。该水泵房担负我矿三零及三二采区排水任务，硐室原设计宽5200mm，高4400mm，断面形状为半圆拱，原设计为锚网喷+U形棚支护。水泵房在建成短短2年时间内受高矿压影响，使得水泵房在一定程度上出现局部顶板裂缝、掉浆皮等。如果不加以控制，任由继续损坏，那么将会直接影响水泵房的正常使用，甚至矿井的使用安全将会受到威胁。

2 确定硐室联合支护加固技术方案

在施工过程中，为了进一步控制硐室的变形，防止硐室的正常使用在一定程度上受到继续破坏。首先采用锚索等进行加固，但是实施该方案后，施工却无法进行。原因在岩巷掘进期间由于该硐室巷道顶部岩石破碎，在泵房施工期间泵房就出现轻微变形，采取了套架U形棚加强巷道泵房巷道支护强度，进而在一定程度上难以打锚索，同时导致无法装药等，并且泵房硐石较多，在施工过程中通过单一的支护方式难以解决问题。为此，需要对支护方式进行真分析，按照下列方案进行施工：

①架设U36型棚后，需要进行喷浆处理，实施初次支护。②通过灌注水泥沙浆进行加固处理。③对于永久性支护，通常情况下，通过锚索来进行。

3 施工技术要求及注意事项

3.1 施工技术要求

3.1.1 架U36型棚后喷浆，进行初次支护的技术要求

首先采用扩帮挑顶后架U36型棚支护对该泵房硐室进行处理，规格为5.2m×4.4m，棚距、背板间距等分别控制在0.5m和0.3m，借助金属菱形网对全断面进行铺设处理，并用背板背严，维修到泵房硐室位置时，设计为硐室两侧架U形棚对棚后穿11号矿工钢支护，矿工钢间距控制在0.4m；维修完成后，通常情况下需要对该硐室进行进行喷浆处理，喷射混凝土的强度等级一般为C20，喷浆厚度与U型棚铁拉杆等平，水泥大沙配合比1∶3。

3.1.2 注浆加固支护技术要求

①钻孔：在钻孔过程中，通过采用风钻钻机进行钻孔。②注浆管的安装：在安装注浆管的过程中，通常情况下需要将注浆钢管插入到孔内。③注浆：进行注浆时，连接注浆管路与钢管，在注浆过程中，一般可以通过多孔的方式进行同时注浆。④封孔止浆：在止浆过程中，通常情况下用多层胶管连接注浆孔口管出口端与注浆管路，同时安设相应的阀门。⑤注浆过程中，注浆压力控制在2.0～3.0MPa，进而在一定程度上确保喷层不发生开裂。

3.1.3 锚索进行永久支护技术要求

注好浆间隔24小时后，需要及时打锚索进行永久性支护。

3.2 施工注意事项

3.2.1 架棚

①在施工现场，采取措施保护施工地段的电缆、水泵、开关等，防止出现损坏。②在施工过程中，设置一名有经验的职工进行观顶，在一定程度上防止顶板跨落。③架好一棚后，用木料把顶绞实绞严，杜绝空顶。

3.2.2 注浆施工工艺流程

①拌浆与注浆：按照设计要求规定的水灰比，将水泥与水进行混合，进而在一定程度上行拌制水泥浆，拌浆时需要安排专人进行负责，在注浆过程中，需要科学合理地调整浆液参数，进而避免发生吸浆笼头堵塞等。②控制注浆泵：根据注浆变化的实际情况，实时开、停注浆泵，并对注浆泵的注浆压力进行了时刻注意和观察，进而在一定程度上防止发生堵塞崩管现象。③连接孔口管路：在连接孔口的过程中，通常情况下需要对前方的注浆情况给予高度的关注，及时发现并派出漏浆、堵管等事故。

3.2.3 锚索加固注意事项

①在打锚索的过程中。锚索眼的位置通常情况下需要选择不空顶或者注浆充分的部位。②锚索眼打好后，需要对锚索眼是否存在塌孔现象进行观测。

4 结语

在鹤煤八矿-520水泵房现场施工过程中，通过实际应用联合支护加固技术，对锚喷、架U形棚等单一的巷道维修支护模式在一定程度上进行适当地改变，进一步大大提高了硐室的支护强度，在围岩破碎空顶条件下，进一步解决因塌孔、孔空无法安装锚索造成的问题。在这种情况下，明确联合支护加固技术方案是切实可行的，并且具有一定的操作性。

参考文献：

[1]郭俊强，路建法，周铁垒，马瑞刚.大断面混合棚及注浆锚索联合支护技术实验[J].西部探矿工程，2011（11）.

[2]张国民，王四顺，路建法.联合支护技术加固硐室实践[J].煤，2010（10）.

[3]王志勇，郭俊强，王合涛.井底煤仓上口联合加固技术应用[J].西部探矿工程，2012（10）.

U型钢支护技术在煤矿巷道中的应用 第3篇

关键词：U型钢支护技术,煤矿巷道,应用

煤炭作为我国最重要的能源, 在现代化建设中发挥着重要作用。煤矿是开采煤炭资源的重要来源地, 确保煤矿安全是确保煤炭资源有效供应的最重要保障。随着煤矿开采的深入, 矿井也越来越深, 煤矿巷道也越来越多, 来自于各个方向的压力也越来越大, 这就对巷道抗压能力提出了更高的要求, 煤矿巷道在煤矿矿井中占据着重要的地位, 确保煤矿巷道的安全是保障整个矿井安全的重要内容, 在此背景下, U型钢支护技术在煤矿巷道中正在得到推广和应用。

1 U型钢支护及在煤矿巷道中应用的背景

U型钢是一种横截面像英文字母“U”的钢铁。目前在我国实行的最新标准是2008发布的, 从2009年4月1日开始执行的国家推荐标准GB/T 4697-2008。其具有承受压力大、支撑时间久、易安装不易变形等特点, 近些年来在煤矿巷道中逐步应用和推广。煤炭资源关系到国家经济社会的健康有序发展, 矿井的安全与否对国民经济的发展和社会发展都具有重大的作用。随着浅层煤炭资源开采日益枯竭, 煤矿逐步向更深的方向发掘、矿井越深承受的来自与各个方向的压力也就越大, 煤矿巷道的变形与否直接与煤矿安全开采有重大的关联。特别是近些年来, 煤矿事故不断发生, 也成为了媒体关注的焦点。如何才能够确保整个煤矿矿井的安全, 这就要求我们应该从大局出发, 从煤矿矿井的点点滴滴抓起, 尤其是在煤矿矿井巷道上不能出现差错, 为了抵抗来自各个方面的压力, 确保煤矿巷道安全, U型钢支护技术具有承受压力大、支撑时间久、易安装不易变形等特点, 在煤矿巷道中正在得到推广和应用。

2 煤矿巷道中U型钢支护技术的应用

U型钢技术在煤矿巷道中的应用主要是为了抗击来自煤矿巷道中各个方向的压力, 确保煤矿巷道不变形, 不变质, 能够抵住各种压力, 从而确保煤矿巷道的安全。从理论上来说, 对付煤矿压力可以采用“抗压”、“让压”、“躲压”和“移压”等四种方式, 但是由于煤矿巷道的特殊性, 通常绝大多数都是采用抗压的方式来进行布设的。抗压的方法主要是通过提高支架的支撑能力或支护密度, 用加强支护的手段去抑制或减少围岩移动, 增强巷道抗变形能力以对付矿压的作用。U型钢技术主要可以分为U型钢拱形可缩性支架和U型钢梯形可缩性支架, 在煤矿巷道中经常应用的是U型钢拱形可缩性支架。

2.1 煤矿巷道中U型钢拱形可缩性支架应用的优点。

随着煤矿矿井开采深度的增加, 受矿井所占区域地质构造和生产条件的影响, 深层矿井的开口和巷道以及变形巷道不断地增加, 来自于各个方面的压力也越来越大, 伴随而来是面临各种安全隐患方面的挑战, 为了确保煤矿矿井的安全, 对巷道支护技术要求越来越高。煤矿巷道中U型钢拱形可缩性支架的结构相对较简单, 一般是由顶梁、柱腿、连接件、架间拉杆、背衬材料等五个部分组成, 拱形的支护技术能够承载的压力比一般的矿工钢大, U型钢的可缩性能比较好, 具有应用大断面等优点。深层煤矿矿井巷道具有较大的压力, 一般的支护难以承受, 同时在特殊的地质构造和水文环境下, 对煤矿巷道的支护技术都提出了更高的要求, U型钢拱形可缩性支架能够在较大断面的煤矿巷道中应用, 同时具有较好的伸缩性, 能够很好地承受较大的压力。

2.2 煤矿巷道中U型钢拱形可缩性支架应用的不足。

U型钢拱形可缩性支架在煤矿巷道中使用的技术难度相对较大, 在建设过程中投资比较高, 巷道支架在运输、架设和回收等过程中都不是很容易的。当前在煤矿巷道支护中使用的U型钢支架支护承受的压力寿命和使用寿命相对较短。U型钢支护在煤矿巷道中的使用在一些技术上还存在一些难以克服的难题, 比如说U型钢支护在煤矿巷道中使用时主要是先利用矿用的工字钢对已经开口的煤矿巷道的顶梁进行联锁加固, 在此基础上再通过用U型钢棚双向开口的设计方法对巷道的十字口支护进行处理, 这种设计很容易引起顶部顶板因施工固定的不结实而发生顶煤冒落等方面的问题, 从而导致U型支架变形, 当U型钢拱形可缩性支架出现变形时进行相应的设备维护也是比较困难的。

2.3 煤矿巷道中U型钢支护技术的具体实践应用。

煤矿矿井巷道中U型钢拱形可缩性支架一般是由顶梁、柱腿、连接件、架间拉杆、背衬材料等五个部分组成的, 按照支架的节数可以分为三节、四节、五节。在具体的煤矿矿井巷道应用中, 从理论上来说, 当煤矿矿井巷道的断面不是很大时, 侧面的压力也比较小时, 一般采用的是三节;随着煤矿矿井巷道断面的增大和侧面压力的增加, U型钢拱形可缩性支架的节数是随之增加的, 是呈正相关的关系。U型钢支护技术按照柱腿的曲直情况可以分为直腿式和曲腿式两种。根据在煤矿矿井巷道中U型钢支护技术的施工设计, 在煤矿矿井巷道施工进行到巷道开口处时, 需要迅速地进行U型钢支护的转换, 要用特殊的, U型钢支架支护, 等到这种特殊的U型钢支架施工完成后, 应该在开口的中心位置及对帮分别联锁2道和1道抬棚梁, 在此基础上再通过打锚索用托板加固法来对特殊U型钢支架的分差点进行加固。

参考文献

[1]程章允, 王维德.U型钢支护技术在应力集中区巷道维修中的应用[J].水力采煤与管道运输, 2007 (02) .

[2]董明陶, 张宏军, 孙志伟, 赵登科, 王振江.锚网喷U型钢支护技术在应力集中区巷道维修中的应用[J].水力采煤与管道运输, 2006 (01) .

U型钢支护技术 第4篇

鹤煤公司二矿于1958年6月投产, 现已属于衰老矿井, 资源面临枯竭, 所余储量均为各类保护煤柱。由于工作面呈 “孤岛”分布, 且处于地质构造带, 周围的采掘活动已导致围岩应力状态再度受到破坏, 压力集中于煤柱上, 普通U型钢支护棚梁弯曲变形甚至折断, 巷道断面缩小, 严重影响通风、运输和行人安全。为此, 就工作面两巷U型钢棚支护如何提高高应力区域煤巷U型钢承载能力进行了研究。通过对U型钢支架增设横竖支撑棚、U型钢棚双柱腿等方式, 增加了U型钢支架的承载能力, 形成系列增强型U型钢支架, 并完善相应施工工艺, 配合巷道卸压技术的应用, 解决了U型钢支架在深井高应力软岩条件下继续推广应用的问题。

1 试验工作面概况

试验巷道位于鹤煤公司二矿347煤柱工作面回风巷和运输巷, 该工作面开采二叠系山西组下部的二1煤层, 属于复杂结构煤层, 产状变化大, 煤层走向70°～80°, 倾向SE, 倾角10°～15°, 平均煤厚5.92 m, 煤层底板标高-327.5～-350 m。工作面四周为381、3206、3208、3205工作面的采空区。

2 原支护形式下巷道变形情况

347煤柱工作面回风巷掘进总长315 m, 运输巷掘进总长310 m。为分析巷道变形情况, 在工作面两巷掘进阶段的普通36U型钢支架支护地段, 采用“十字布点法”共布置了5个巷道变形监测站, 连续监测了2个多月, 巷道变形测试结果见表1。

从表1可以看出, 在347煤柱工作面两巷掘进2个多月后, 巷道顶底板移近量最大值超过1 000 mm (底鼓量占到近一半) , 两帮移近量最大为715 mm, 巷道变形非常严重, 部分支架发生严重屈服变形, 顶板、两帮的最大变形速度分别为30.8, 22.5 mm/d。因此, 普通36U型钢支护方式不适合该工作面巷道条件, 需提高U型钢支架的支护强度。

3 支护方案设计

为解决巷道变形问题, 根据371煤柱工作面回采巷道的实际情况和运输、通风、行人等需要, 并参考《煤矿支护手册》, 针对原支护方式设计了3个支护方案。

(1) 方案1。

U型钢顶棚加中纵撑支护。巷道顶压大时, 采用在顶梁下打U型钢金属可缩中心点柱进行加强支护。U型钢金属可缩点柱由2节U型钢、端头槽钢、卡缆组成, 下柱为1节长2.5 m的U型钢, 上柱节长1.5 m, 用2个U形卡缆固定, 搭接长度0.4 m, 2个卡缆间距0.2 m, 点柱设计高度2.6 m, 上柱顶端焊接1节槽钢与顶梁充分接触, U型钢2节点柱一次投入可以重复使用。当巷道来压时, 2节点柱依靠摩擦阻力可以承受压力并缓慢下沉, 支柱的伸缩性使支柱对传导的压力产生柔性阻力, 避免了支柱在巨大压强下的刚性损伤, 同时减小、减缓了U型钢棚梁的变形量 (图1) 。

(2) 方案2。

U型钢顶棚加上横梁和两侧纵撑支护。顶部侧压较大U型钢棚拱变形严重时, 在U型钢棚上端架设可缩撑梁加强对顶梁支护。撑梁采用2节回收的废旧U型钢棚组成, 顶托梁为U型钢, 梁分2节, 每节长2.0 m, 用2个U形卡缆固定, 搭接长度不少于0.4 m, 2个卡缆间距不少于0.2 m, 两端用长150 mm的U型钢与之焊接, 与撑梁之间的夹角为35°～40°, 增大了U型钢棚抗压强度, 顶托梁打在U型钢棚柱腿与梁固定梁头卡缆处正上方, 顶紧两帮, 在可缩撑梁两端打金属可缩点柱。在顶梁支护加强后, 压力传递至撑梁下金属可缩点柱, 增加了顶梁的抗压强度, 减缓了拱变形的速度 (图2) 。

(3) 方案3。

增加内侧柱支护。巷道底侧压较大时, 采用加内侧柱的方式加强支护。即采用比原U型钢棚棚腿短400 mm的U型钢棚柱, 柱头与梁头对齐, 留出150 mm的让压距离, 用U型钢棚卡缆将内、外柱固定在一起, 增大了柱腿的抗侧压强度。当压力增大时顶梁与外侧柱共同承受压力, 顶梁可让压下滑, 保持棚梁形状, 接触到内侧柱时, 则将压力作用到内侧柱上, 使U型钢棚梁不再下滑, 维持巷道形状。

4 巷道变形监测

在347煤柱工作面回风巷和运输巷掘进时分别采用3个方案进行支护, 采用“十字布点法”总共布置了6个巷道变形监测站, 连续监测了2个多月, 巷道变形测试结果见表2。

从表2可以看出, 在347煤柱工作面两巷采用增强型U型钢支护掘进2个多月后, 巷道顶底板移近量最大值为180 mm (底鼓量小于移近量1/2) , 两帮移近量最大值为110 mm, 巷道变形得到了控制, 没有发生支架屈服变形现象。巷道顶板、两帮的最大变形速度分别为9.1, 5.1 mm/d, 2个月左右巷道变形速度基本达到稳定。因此, 采用方案2、方案3能够有效控制巷道变形, 支护效果非常明显。

5 效益分析

鹤煤二矿通过在381煤柱、347煤柱、3204和3405等工作面采用增强型系列U型钢支架强化支护, 巷道维修量明显减少, 维修人工费、材料费用显著降低。鹤煤二矿回采工作面均为各类煤柱, 掘进工作面受应力影响较大, 每年掘进量达3 000 m, 需进行强化支护巷道占75%左右, 若不使用强化支护技术, 则有1 500 m巷道 (1/2维护量) 需重复维护, 根据测算, 每维修1棚费用在3 500～5 000 元, 考虑到加工费用及相应的材料投入, 1 a可节约维修人工费用和材料投入642万元。

目前, 增强型系列U型钢支架强化支护技术已全面在鹤煤公司推广应用, 并在集团公司其他子公司的一些矿井得到推广应用。在实际工作中根据现场情况灵活采取金属可缩点柱、双柱腿、加打撑梁或采取联合支护等, 能有效地提高巷道支护强度和巷道形状的稳定性, 提高单进工效, 节约资金, 使安全生产得以保障。

6 结论

(1) 对鹤煤公司二矿采用3种不同支护方案的支护效果进行了分析, 结果表明:方案2 (U型顶棚加上横梁和两侧纵撑支护) 以及方案3 (增加内侧柱支护) 支护效果明显, 相对于原支护方案, 围岩的塑性区范围大大减小, 巷道的顶底板和两帮变形量减少了90%以上。

(2) 对不同方案的支架进行了受力分析, 结果表明:U型钢支架的受载形式得以改善, 集中受力程度降低明显, 降低了U型钢支架发生屈服变形的概率, 增强了U型钢整体的承载能力。

U型钢支护技术 第5篇

米村矿260071工作面掘进范围内煤层为二1煤, 黑色, 粉末状, 光亮型、半金属光泽;据附近已揭露地质资料, 预计掘进范围内煤层最小厚度为0.8 m, 最大厚度为10.1 m, 平均厚度为4.8 m;煤层厚度变化较大, 无夹矸。基本顶为中粒砂岩, 平均厚2.23 m;直接底和直接顶为砂质泥岩, 平均厚分别为9.2, 8.6 m;伪顶为灰质泥岩, 平均厚0.7 m;基本底为L8灰岩, 平均厚2.0 m。其直接顶板物理性质为:真密度2.66 g/cm3, 视密度2.56 g/cm3, 孔隙率1.02%, 含水率为4.7%;其力学性质见表1。

2外部环境

米村矿260071工作面北部和南部分别为正在回采的260051工作面和26071工作面, 运输巷、回风巷与采空区净煤柱仅2 m, 受回采动压影响, 顶压及侧压均会比较大, 预计掘进中巷道收缩将会比较剧烈。

3支护形式的确定

根据地质生产条件以及外部环境, 影响260071工作面正常掘进的地质因素主要包括几个方面:①受回采动压影响比较明显, 巷道收缩剧烈;②据煤底板等高线形态、钻孔资料及附近已得地质资料总体分析, 260071工作面地质构造条件相对较复杂, 断裂、褶皱构造发育, 且局部煤底板起伏变化明显, 对正常掘进造成影响;③260071工作面掘进范围内存在2条正断层, 位置分别为辅助巷开口向里9 m处以及运输巷第1变向点向里218 m处, 将会对切巷正常掘进造成影响。综上分析, 根据以往在此类巷道中的掘进经验, 采用加大帮扎角度的新U型钢可缩性支架支护。

4U型钢支护参数确定

U型钢可缩性支架支护是一种广泛应用于矿山巷道的支护方式, 其具有较高的初撑力, 支护强度大, 主要有直墙拱、内曲腿和外曲腿3种结构。U型钢可缩性支架的最大优点是, 当围岩作用于支架上的压力达到一定值时, 支架便产生屈服缩动, 缩动的结果使围岩作用于支架上的压力下降, 从而避免了围岩的压力大于支架的承载力而导致支架的破坏, 所以U型钢可缩性支架越来越多地被应用在煤矿的主要巷道和软岩地段。

(1) 确定支架初始断面尺寸。

一般根据巷道用途 (通风、运输、行人、设备布置等) 先设定一个基本矩形断面, 再加上预留支架可缩面积得出支架初始矩形断面。也可以直接运用设备大小、行人安全间隙以及巷道围岩允许变形的测定, 来确定支架初始断面尺寸。

(2) 确定搭接长度C。

搭接长度C的确定方法有2种:①按支架初始净断面积S净选取 (表2) 。②按支架跨度来确定。搭接长度主要是为保持支架稳定性而设计的, 而影响其稳定性的参数是支架跨度及构件的长短。因此, 可用支架初始净宽B为参变量来选定搭接长度C (表3) 。

(3) 确定拱顶圆心角α1。

拱顶圆心角是影响支架承载能力和保证支架可缩性能的重要参数之一。拱顶圆心角的选定应根据巷道围岩的特性来确定, 若巷道顶板压力P1与侧帮压力P2的比值较大, 拱顶圆心角选大些;反之, 则选小些。拱顶圆心角的取值范围应在90～140°之间。

(4) 确定顶拱曲率半径R1及侧拱曲率半径R2。

为使支架具有较好的承载能力和良好的可缩性能, R1应满足:N=R2/R1=1.0～1.4。其中, 当顶板压力P1与侧帮压力P2相等时, 取N=1.0, 支架承载能力最好, 即在承受均压时的半圆拱。

通过现场实际操作, 确定参数为:弧形顶梁曲率半径R1=2 000 mm, 弧长L梁=3 945 mm;两柱腿上端曲率半径R2=2 500 mm, 柱腿直线部分为1 133 mm, 弧形部分为1 699 mm;顶梁与柱腿的搭接长度C=400 mm;拱顶圆心角α1=110°。确定参数后的U型钢支护如图1所示。

5结语

(1) 合理的支护形式及其参数的设计, 结合过硬的工艺实施技术和强有力的安全管理制度, 能有效地减少巷道冒顶、片帮事故的发生。

(2) 科学选择金属可缩性支架的参数, 可以充分发挥支架的承载能力, 减少维修费用, 增加支架的使用次数。

(3) 合理设计U型钢可缩性支架的结构, 合理使用和维护支架, 对矿井安全生产和提高经济效益具有重要意义。

参考文献

[1]汪成兵, 勾攀峰, 韦四江.U型钢可缩性支架支护设计及应用研究[J].有色金属 (矿山部分) , 2006 (5) :30-34.

[2]徐树.井巷掘进[M].北京:煤炭工业出版社, 1992.

浅谈大断面U型钢支护柱腿固定方法 第6篇

U型钢支护是煤矿巷道支护中广泛采用的一种方式,适用于围岩变形较大的巷道。由于巷道施工过程中会造成巷道规格较大,所以支设U型钢时需采用较大规格断面。支设大断面U型钢时,U型钢存在容易失稳、柱腿变形严重等一些列问题,会导致巷道需要多次整修,破坏已形成应力的平衡状态,并造成一定的经济损失。要想防止U型钢柱腿发生变形,则必须要进行加固。

具体做法是:在已施工巷道基础上架设U36型钢,采用U型钢卡子与锚杆固定柱腿。

2 巷道概况

主井底车场绕道位于井田西北部,巷道沿煤层顶板施工,矩形断面,大断面巷道规格为:宽4.5 m,高4.1 m;小断面巷道规格为:宽4.3 m,高4.3 m,锚网喷支护。巷道开口段施工过程中架设U36型钢,柱腿未加固。巷道施工过程中揭露落差为4 m的正断层,原岩应力遭到严重破坏。

就巷道顶底板及两帮岩性来看,直接顶:石灰岩,厚度3.5 m,灰色;老顶:石灰岩,厚度6.2 m,深灰色;直接底:泥岩,厚度3.5 m,灰黑色;两帮岩性:上部为煤,下部为泥岩。

主井底车场绕道施工结束后,1～2个月之内,巷道变形严重,巷道两帮喷层面开裂,两帮向巷道内侧凸出。在断层附近,巷道变形更为严重。

3 巷道支护方案

巷道支护分为原巷道架设U36型钢加固和U型钢柱腿加固两部分。

3.1 原巷道架设U36型钢加固

在已成型锚网喷支护巷道基础上采用架设U型钢支护加固巷道,大断面U型钢规格为宽4.5 m,高3.8 m,小断面U型钢规格为宽3.6 m,高4.0 m。U型钢采用直腿半圆拱形,两柱腿向巷道内侧倾斜3°,增加了U型钢柱腿的稳定性。U型钢搭接长度为450 mm,U型钢基础300 mm,间距700 mm。采用抗阻燃塑料网配木板梁裱褙U钢,背木间距0.4 m(中-中),U钢两拱间及柱根处加设撑木。U钢与围岩之间的空隙采用木板粱裱褙严实,接顶靠帮,严禁空顶。巷道喷射混凝土,混凝土层面与U型钢表面齐平。详见图1、图2.

3.2 U型钢柱腿加固

U型钢柱腿较长,小断面U型钢柱腿达2.6 m,这会降低U型钢的稳定性,使U型钢易弯曲。通过U型钢柱腿,采用U型钢卡子与锚杆联合支护的方法来加同柱腿,可以增强U型支架的稳定性。

大断面:第一道卡子距硬化面300 mm,第二道卡子距地面1 300 mm,间距700 mm。详见图1、图3.

小断面:第一道卡子距硬化面300 mm,第二道卡子距地面1 800 mm,间距700 mm。详见图2、图3.

4 矿压规律

4.1 柱腿变形情况

通过对巷道开口段架设未固定柱腿的U型钢进行观测,发现U型钢在形成1～2月内变形严重,变形剧烈期间,柱腿变形速度最大为4 mm/d。加固后,柱腿变形基本趋于稳定,变形量较小,最大时期柱腿变形速度为1.6 mm/d,经过长时间的监测,柱腿变形量逐步减少。

4.2 数据对比

数据对比见图4.

5 实施效果

5.1 支护稳定性

经过数据对比分析,对架设U型钢柱腿采用U型钢卡子配锚杆加强支护后,变形量明显减小,变形也在U型钢变形要求范围内。通过长时间对U型钢观测、总结得出,U型钢卡子与锚杆加固对阻止U型钢变形起到很大的作用,U型钢柱腿发生较小变化。这说明该设计很合理。

5.2 经济效益与社会效益

5.2.1 经济效益

通过对架设的U型钢柱腿进行加固,避免了U型钢柱腿因变形严重而造成多次整修形成的浪费。

5.2.2 社会效益

U型钢棚式支护失效原因分析及改进 第7篇

在软岩巷道支护特别是煤巷支护中, 由于巷道围岩松散、破碎、锚固性差, 巷道一般采用护表较好的U型钢支架作为基本支护。但以U型钢支架作为基本支护的棚式支护属于被动支护, 支架必须等围岩变形到与支架接触后才能承载, 其承载能力往往受支架与围岩接触不均匀、支架强度低、支架本身的结构不稳定等因素的影响而大大降低。郑煤集团伟业煤矿目前主采的二1煤属于“三软”煤层, 并且在矿井开拓准备初期由于急于出煤以获得更好经济效益, 该矿将轨道、皮带和回风上山都布置在煤层中。故上山巷道围岩岩性软弱, 支护均采用U型钢支架作为基本支护。具体支护方式如下:巷道断面为直墙半圆拱形断面, 巷道净断面尺寸为4.2 m2.9 m。基本支护采用29U型钢支架, U型钢支架棚距为600 mm, 在棚与围岩之间铺双抗网, 棚子之间用椽子和拉杆连接, 三根拉杆分别布置在顶部和两帮中。由于巷道围岩岩性较差, 且围岩应力较高, 再加上经过多次工作面开采扰动影响, 该支护没过多久就因承载能力得不到发挥而失效。

2 原有支护破坏特征

2.1 U型钢整体变形严重

原来的半圆形顶梁已逐渐被压直, 直墙半圆拱型巷道变成了矩型巷道;U型钢支架顶梁被压弯, 在巷道拱顶出现“尖顶”型破坏;支架柱腿被压弯, 特别是在巷道帮中部柱腿弯曲严重, 原来的直墙半圆拱巷道逐渐变成圆形巷道;标准的29U型钢被扭曲成“麻花”状。

2.2 顶梁与柱腿搭接处破坏特征

由于顶部压力大, 顶梁向下滑移过程中促使下部卡缆螺杆拉断, 顶梁与棚腿之间出现张嘴叉开;顶梁和柱体发生相对滑移, 顶梁与柱体接触处下部张嘴叉开后推动下部卡缆向上滑移;两个卡缆滑到一起后, 棚腿上端上卡缆以上部位局部承载, 由于应力集中使棚腿上端裂开。

3 原支护失效原因分析

3.1 支架强度不够

在支架各构件中, 卡缆对支架的强度和稳定性起着非常重要的作用。首先, 卡缆预紧力不够会降低支架的稳定性。由于卡缆预紧力低, 在搭接处阻止顶梁和柱腿相对滑移的摩擦阻力很低, 柱腿不能给顶梁两端提供足够的控制两帮内移的力, 顶梁两端在帮部围岩内移所产生的两水平力作用下内移并且相对柱腿向下低阻滑移, 从而形成了“尖桃”型破坏。其次, 卡缆强度不够会影响支架支护强度的发挥。下部卡揽螺丝被拉断, 在顶压的作用下顶梁由于端部缺少卡缆的约束于是以柱腿端部为支点逆时针旋转, 致使支架失稳。再者, 卡缆与型钢的制约关系差会降低支架的支护强度。由于下卡缆与顶梁抓握不紧, 下卡缆与顶梁之间的静摩擦阻力小于下卡缆与柱腿之间的静摩擦阻力 (支架可缩时的阻力) , 型钢所受轴力只要大于下卡缆与顶梁之间的静摩擦阻力加上上卡缆及柱腿对顶梁的摩擦阻力 (与下卡缆与顶梁抓紧力无关, 不予考虑) 时顶梁便相对柱腿向下滑动且下卡缆保持不动, 当滑动量较大时顶梁与柱腿接触处下部便会张嘴叉开并推动下部卡缆向上滑动, 造成破坏。因此, 卡缆与型钢的制约关系差降低了支架工作时的工作阻力, 应采用限位卡缆加强卡缆对型钢低阻滑移的制约[1]。

3.2 U型钢支架节与节之间搭接不合理

首先, 原有支护有些地方在顶梁与柱体连接处只采用2付普通夹板卡缆, 由于卡缆在实际承载过程中存在大量滑移和断裂现象, 现有支架的工作特性表现为低阻滑移, 支架的承载性能较低。

其次, 有些地方虽采用了3付卡缆, 但中间卡缆布置的位置不合理。

采用3付卡缆的型钢搭接处受力分析如图1所示, 以柱腿作为受力分析对象, 连接处受力矩M作用后, 对上卡缆中心有力矩平衡[2]:

式中, F1为中间卡缆对柱腿的拉力, kN;F2为下卡缆的拉力, kN;d1为上卡缆与中间卡缆的距离, m;d2为近似等于搭接长度, m。

当作用的力矩M大小一定时, 减小中、上卡缆的距离d1会增大中间或者下部卡缆的拉力。原支护中间卡缆紧靠上卡缆布置, 这样就增加了中间和下部卡缆的拉力, 如果卡缆拉力超过其屈服强度则会发生破段, 影响支架承载能力的发挥。因此, 中间卡缆紧靠下卡缆布置更为合理。

3.3 支架与围岩的相互作用关系较差

棚子支护本身是一种被动支护, 只有等待围岩变形到围岩与支架接触后支架才能承载。由于掘进过程中巷道与围岩间存在大量不均匀间隙, 导致U型钢支架与围岩接触关系差, 使得支架大多局部承载, 很容易产生扭曲和滑移。如支架顶部被压平肩窝破坏处出现“尖顶”的形式, 就是巷道扩修后在巷道肩窝处支架与围岩间有空隙, 而在巷道顶部支架与围岩紧密接触, 在支护后初始阶段支架顶部承载而肩窝处不承载造成“尖顶”。

3.4 背板强度不够

原有支护采用的双抗网为柔性网, 椽子在承载过程中大多折断, 不能有效传递围岩的载荷。虽然在支护初期柔性双抗网能起到防止碎裂岩块跨落的作用, 但在围岩变形过程中其对围岩的作用力非常小, 不能有效控制围岩的变形, 于是形成了“网兜”。此外, 由于椽子大多滑移或者折断使得双抗网的刚度太小, 造成网兜的挠度过大, 当挠度达到一定限度时, 网就会出现撕裂破坏。再者, 有计算表明[3]:网对围岩的作用力, 主要取决于网的强度、棚间距、网的挠度以及他们之间的合理匹配, 需强调的是作用力随棚间距的加大呈三次方减少, 所以在施工中网与网的搭接及绷紧尤为重要。

3.5 原有棚式支护结构稳定性差

井下支护, 其实质都是在围岩的浅部形成具有自稳能力的承载结构[4]。支护作用本身就是要控制围岩的过度变形, 防止支护一围岩结构失稳破坏。从拱形支护的承载特性看, 拱的承载能力较高, 而两帮的承载能力较低[5]。由于巷道底鼓十分严重, 加速了两帮内移, 很容易造成支护结构整体失稳。因此, 应在原有支护承载结构的薄弱处, 采用锚索与U型钢支架耦合, 对支护承载结构进行结构补偿, 提高支护结构的整体稳定性。

3.6 无控底措施

原有支护只针对帮部和顶部的变形采取措施, 底板成为最大的自由面, 而且往往由于底鼓量较大, 不得不进行卧底, 一方面由于卧底过程中人为对底板岩层造成扰动, 使得巷道围岩松动圈发育范围进一步扩大;另一方面, 巷道反复卧底进一步降低了巷道支护承载结构的稳定性, 促使巷道两帮内移, 导致支护承载结构稳定性进一步降低。

4 支护方案改进

根据对原有支护失效原因的分析, 提出了新型支护方案, 如图2所示。新型支护方案采用29U型钢高阻可缩支架作为基本支护控制巷道围岩变形, U型钢支架节与节之间采用3付卡缆, 2付双槽夹板限位卡缆, 一付普通夹板卡缆, 改进后的卡缆需经热处理。支架背后采用10#铁丝菱形金属网作背板, 且用铁拉条提高背板刚度。同时, 采用底板锚梁网索控制底板强烈鼓起。并且, 为提高支护承载结构的稳定性, 采用φ15.245 000 mm锚索对支架进行结构补偿。

通过在伟业煤矿轨道上山进行工业性试验, 新型支护取得了良好的效果。支护改进后使巷道完全满足了矿井的通风、运输要求, 有效防止了巷道的反复扩修, 节省了大量的人力物力, 取得了很好的经济效益。

5 结论

拱形软岩巷道棚式支护失效后, 巷道破坏主要表现为“尖顶”、“平顶”、帮脚内移、型钢扭曲及型钢搭接处破坏等;支架与围岩接触不均匀、支架强度低、支架本身的结构不稳定等是棚式支护失效的主要原因;软岩巷道采用棚式支护时应注意加强支架整体强度、改善支架与围岩的相互作用关系、提高支护结构本身的稳定性。

参考文献

[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994:15-129

[2]刘鸿文.材料力学[M].北京:高等教育出版社, 2002

[3]陆士良, 汤雷, 等.锚杆锚固力与锚固技术[M].北京:煤炭工业出版社, 1998

[4]孙其飞, 王晓亮, 等.高强稳定型耦合加固技术研究[J].采矿技术, 2009, 09 (1)

U型钢支护技术 第8篇

在综采工作面使用U型钢棚梁支护的拱形巷道中, 受采动影响, 棚梁受压变形收缩[3], 顶板下沉速度200 mm/d。综采工作面运输巷道由于受大型转载机影响, 超前支护所用的单体柱无法打到巷道中间最具支护效果的地方, 单体柱往往打在U型钢棚梁的垫肩处, 不但无法起到真正支护的作用, 而且还会由于顶板来压时, 单体柱柱头受力不均滑倒[4], 造成顶板及伤人事故。利用废旧的U型钢棚梁加工成的撑式梁配合单体柱支护[5], 既能真正起到抗压的效果, 又安全稳妥, 单体柱又不易伤人。提拉转载机又不用卸掉, 加工的U型钢梁可根据各采面的实际情况确定梁的长短, 适用范围广, 且做到了废物再利用, 减少了新的投入, 节支降耗。

1 U型钢撑式梁支护原理

利用废旧的U型钢棚梁加工成的撑式梁 (图1) 与单体液压支柱配合使用, 能有效抵抗巷道的正压力和侧压力[6], 回收时安全方便。在侧压较大的巷道中使用时, 还可以改变单体柱的受力方向, 以增强抗侧压能力。

2 U型钢撑式梁的支护性能分析

(1) U型钢撑式梁能紧紧卡在原U型钢棚梁上, 单体液压支柱能升至工作阻力而不会受力侧滑, 使撑式梁能有效地平衡拱形巷道周围的矿山压力。

(2) U型钢撑式梁与原U型钢棚梁连为一体, 提高了原U型钢棚梁支护的稳定性 (图2) 。

(3) U型钢撑式梁减少了重复支撑顶板的次数, 也减少了顶板因重复支撑卸载而增加的顶板下沉量。

3 U型钢撑式梁的操作流程

U型钢撑式梁的支护、回收操作可由3~4人进行。

3.1 支护操作流程

(1) 在需要的地方挖出单体液压支柱柱窝, 放入单体液压支柱, 将U型钢撑式梁的一端抬到单体柱上, 支柱在梁端适当位置放好。

(2) 一人扶好梁的另一端, 一人扶好柱子, 另一人负责升单体柱, 待撑式梁卡在待支护的U型钢棚梁上时, 再将另一端单体柱升好。

(3) 给两侧单体液压支柱加压, 直到达到单体柱的初撑力为止。

(4) 用铁丝把单体柱栓在棚梁上防止单体柱卸载伤人。如U型钢撑式梁不平衡造成单体柱无法正常升梁时, 可利用铁丝将另一端提前拴在原U型钢棚梁上, 防止撑式梁歪倒伤人。

3.2 回收操作流程

(1) 撑式梁进入替棚区时, 去掉防单体柱歪倒的铁丝。

(2) 一人扶好撑式梁, 另一人缓慢给单体柱卸压, 直到单体柱降到最低位置, 抬下撑式梁。

(3) 进入下一个循环, 重复上述支护程序。

4 安全经济效益分析

(1) 使用U型钢撑式梁, 加强了原U型钢棚梁支护的强度, 在抵抗工作面超前应力中, 巷道变形量明显变小, 保证了运输巷的通风、行人和运输断面, 确保了下出口的畅通。

(2) 增加了超前支护的稳定性, 避免了因超前支护不可靠而造成的工伤事故。

(3) 减少了因重复支撑顶板而带来的工作量, 减少了运输巷超前支护的人力, 缩短了超前支护时间。

(4) 因U型钢撑式梁是使用废旧的U型钢加工而成, 又可重复使用和安全回收, 减少了大量的材料投入。

5 结语

U型钢撑式梁是对U型钢棚梁支护的拱形巷道运输巷超前支护的一次创新。

(1) U型钢撑式梁制作简单, 成本低, 重复使用率高, 既能真正起到抗压的效果, 又安全稳妥, 单体柱又不易伤人。提拉转载机又不用卸掉, 加工的U型钢梁可根据各采面的实际情况确定梁的长短, 适用范围广。

(2) 降低了工人的劳动强度, 提高了工作效率, 巷道支护安全性好, 提高了煤矿经济效益。它的成功应用, 为今后实现综采工作面高矿压显现强烈巷道超前支护提供了宝贵经验。

参考文献

[1]张峰.矿用U型钢支架设计[J].煤炭技术, 2010, 29 (10) :16-17.

[2]赵宝友, 梁冰, 李风仪.U型钢三心拱支架的优化设计[J].矿山压力与顶板管理, 2005 (4) :38-40.

[3]钱鸣高, 石平五, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010.

[4]李俊斌, 熊晓英.单体液压支柱工作面顶板事故的原因与防治[J].工业安全与环保, 2004, 30 (1) :32-34.

[5]冯素明, 刘成河.液压支柱支撑效能分析[J].煤炭技术, 2005, 24 (1) :16-18.