组合支架（共7篇）
组合支架 篇1
0 引言
国投煤炭有限公司河南分公司教学三矿位于登封市徐庄乡内, 矿井生产能力为84万t/a。开采煤层为石炭二叠系山西组二1煤层, 井田内煤厚0~17.43 m, 平均5.26 m, 煤层厚度变化较大, 属“三软”不稳定煤层, 不易自燃。工作面采用走向、倾斜长壁后退式采煤法, 单体液压支柱配π型钢梁支护、放顶煤一次采全高采煤工艺进行采煤。在生产过程中, 这种支护方式存在工人劳动强度大、煤炭回收率低、支架稳定性差等缺点。随着开采技术、支护工艺、装备的不断进步, 一些新型支架相继推出, 为了解决单体液压支柱配π型钢梁支护在生产过程中存在的问题, 确定使用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架。
1 11111工作面概况
11111工作面位于11采区东翼, 工作面标高在+44.1~+68.0 m之间。煤层走向为67°, 平均倾角为10°, 工作面走向长320 m, 倾向长100~150 m, 可采储量为29.0万t。工作面内煤层厚0.5~6.0 m, 局部有夹矸及薄煤带;直接顶为细粒、中粒砂岩, 局部以泥岩为主, 平均厚9.0 m;老顶为灰色、浅灰色中粒砂岩;直接底板主要为泥岩、炭质泥岩, 平均厚3.2 m;老底为中粒砂岩、砂质泥岩, 平均厚6.8 m, 底板属极软-松软类型。工作面上巷进风, 下巷回风。
2 悬移支架主要结构特性及运输、液压系统设备
ZH1600/16/24Z整体顶梁组合悬移液压支架长2.8~3.6 m, 架宽0.96 m, 支架高1.6~2.4 m, 支架行走步距为0.8 m, 每架4柱。最大控顶距为3.6 m, 最小控顶距为2.8 m, 支架中心距1 000 mm±20 mm。
2.1 悬移支架主要结构特性
悬移支架主要结构特性有以下几点: (1) 顶梁体前端加装伸缩梁, 伸缩梁长800 mm, 并预留放煤口。伸缩梁可对工作空间及初露顶板进行有效的支护, 伸缩灵活, 支撑安全可靠, 可有效防止片帮冒顶; (2) 每根柱子各一组单向阀, 如有漏液现象不会造成两根柱子同时卸压; (3) 中穿孔吊挂式柱鞋 (铸件) , 直径360 mm, 每架4个; (4) 在操作阀组前加装挡板, 以防止放炮时崩坏操作阀组, 支架前端预留吊挂防炮帘装置的位置; (5) 顶梁架与架之间留设安装胶皮带的位置, 并可用螺丝固定, 以防架间隙漏煤; (6) 后部挡矸板采用H型, 防止移架时矸石从侧面涌入工作面;每架支架的挡矸板下方预留4个吊挂挡矸帘的位置; (7) 架间隙喷雾装置, 每架支架安装降尘和洒水阀组管路接口及降尘钢管, 便于自行布置喷雾系统, 在支架移动时, 喷雾装置主要对准架间隙漏煤, 喷雾降尘; (8) 集控装置是利用悬移支架上的液压系统进行设置、操作的, 从控制支架前、后支柱的升降到整体悬梁支架的移动, 从伸缩梁的使用到拖梁的整体移动, 全部设置成把手开关, 安全控制悬移支架; (9) 移溜器的推广应用。移溜器是利用液压动力, 每隔20 m设置1个, 布置在老塘侧, 固定在溜槽的外沿侧。使用该移溜器避免了损坏溜槽、伤人、移溜不稳定等事故的发生。
2.2 运输、液压系统设备
工作面使用一部SGB-40T型刮板运输机运煤, 回风巷运输采用一部SGB-150型刮板运输机、一部SJ-800型皮带运输机运煤, 液压泵站安装2台PRB5型液压泵 (1备1用) , YT-2.4凿岩机2台, EZI-21/2煤钻2台。
3 使用情况
3.1 采煤方法
工作面采用整体顶梁组合悬移液压支架支护, 走向长壁后退式回采, 放顶煤一次采全高, 全部跨落法管理顶板。煤质松软时采用风镐、手镐落煤。采高2.2 m, 移架步距0.8 m, “三八制”正规循环作业。
3.2 采煤工艺流程
打注水眼→注水→打炮眼、装药、放炮→挖梁窝、伸缩梁护顶→卸载老塘柱→移站老塘柱→收伸缩梁、移架→站煤墙柱→放顶煤→清煤→移溜子→移托梁→整修工程。
3.3 工作面特殊支护
工作面上安全出口用长4 m、宽0.96 m ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架4架 (包含1架过渡支架) , 下安全出口采用单体液压支柱配合4 mπ型钢梁进行支护, 安全出口长4 m、宽0.7 m, 推进过程中切眼逐渐延长, 上、下两巷平行, 将更换为4 m整体顶梁组合悬移液压支架4架。
工作面在上、下顺槽自工作面煤墙向外使用端头步移液压支架和单体液压支柱配π型钢梁支护不少于20 m的“一梁三柱”进行支护。
4 试采期间存在问题及解决办法
使用整体顶梁组合悬移液压支架支护, 根据使用情况制定出支架工程质量管理标准, 并对试采期间出现的问题采取有效措施, 保证了采煤工作的安全有序进行。
(1) 顶梁不平:先采低洼处, 然后向两边采;
(2) 托梁不平:升柱时落高升低降顶梁调平;
(3) 支柱不直:拉线定柱窝和移架步距;
(4) 支架与支架间隙控制:以支架之间能夹住镐尖为准, 用自制架间隙调节器、导链或拉木机进行调整架间隙;
(5) 增装支架:由于工作面上、下巷不平行, 造成切眼长度不断增长, 在增长的支护部分, 推进过程中机头处支架逐渐向机尾方向移动, 移动期间不足1.2 m长度时暂时用单体液压支柱配π型钢梁代替支护, 待增长的部分打到1.2 m时, 条件达到装设标准时开始装架: (1) 先拆除单体液压支柱配π型钢梁支护, 用单体液压支柱配钎椽做临时支护护顶, 保证装架地点顶板稳定可靠; (2) 装架临近单体液压支柱配π型钢梁支护侧打上坚固的抬棚; (3) 用4个导链分别利用抬棚和临架选择四个角平稳将增加的支架顶梁缓缓吊起; (4) 安设支架液压支柱。此安装方法, 在最短的时间里既保证了生产又达到了安全的效果。
(6) 拆减支架:工作面上、下巷与切眼不垂直, 随着工作面向前推进, 为保证支架间隙与安全出口达到规定要求, 支架向机尾方向移动, 拆掉与机尾安全出口相邻的2.8 m支架, 下架前在支架顶梁上方铺设钎椽、荆芭进行护顶, 在老塘侧铺设进行背帮, 然后进行拆架工作, 拆架后调整支架间隙。
5 结论
5.1 支架优点
支架稳定性好;护顶面积大;所有支柱均吊在顶梁上, 消除了支柱倒翻伤人的不安全隐患, 消除了因放炮崩翻支柱造成空顶、冒顶的不安全隐患;利用挡矸板和加装挡矸链, 有效地防止了老塘窜矸, 老塘煤的混矸率大大降低;空顶面积小, 空顶时间短, 能实现及时支护, 易于控制顶板, 移架工序简单, 移架速度快, 工效高, 生产成本低;煤炭回收率可达93%以上。
5.2 需要优化改进之处
前固定螺丝与伸缩梁缸体进液管间隙太小, 受力后易变形、破裂;伸缩梁缸体密封质量差, 漏液严重不易更换, 操作台位置不合理, 易碰人;在移架过程中, 移过后的支架与未移动的支架间的巷道断面较小, 不方便行人、通风和作业;崩碴炮时老塘侧支柱上的测压表无法进行保护。
摘要：通过引进整体顶梁组合悬移支架在教学三矿的应用, 介绍了悬移支架的结构及工作面布置情况, 据使用情况制定出支架工程质量管理标准, 并对试采期间出现的问题采取有效措施, 分析了使用整体顶梁悬移支架的好处与不足, 为采场安全生产奠定了基础。
关键词：“三软”煤层,滑移支架,工程质量管理
组合支架 篇2
关键词：整体悬移液压支架,拆除方案,施工组织,安全管理
1、工作面基本情况
1.1概括
工作面位于井下北一采区下山北翼中部, 原4315上分层工作面倾斜上部, 北一上部运输巷以西, 4315下分层上部工作面倾向长度700m走向宽度110m, 平均煤厚6.95m, 煤层容重 1.38T∕m3, 地质储量73.85万吨, 可采储量62.77万吨。
1.2地质构造
北一采区下山3#煤层总的构造形态为一走向NE、倾向NW单斜构造, 在单斜面上发育有宽缓褶曲和断裂。本面大致处于北一下山区域向斜的轴部, 为仰采的炮采放顶煤工作面, 煤层倾角较大, 一般为6～13°, 平均 8°。由于受后期构造及沉积作用3#煤层底板局部凹凸不平, 底鼓严重, 对回采造成影响。
1.3煤层赋存情况
工作面煤层两极厚度1.8～16.0m平均厚度6.95m。对工作面52个煤厚点分析结果表明, 煤层属于不稳定煤层。煤层厚度等值线图上可以看出:工作面进风巷中上部有一处最大煤厚14m的厚煤区, 回风中下部有一处最大煤厚16m的厚煤区相对薄煤区, 两顺均揭露有多处煤厚2.0m左右的薄煤带, 最小煤厚1.8m, 位于回风侧。工作面煤层结构相对复杂, 部分范围内有夹矸, 夹矸最大厚度0.2m, 岩性为砂质泥岩。
1.4煤层顶底板
1.4.1 煤层顶板:
3#煤层顶板为再生胶结假顶, 岩性为粉砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩, 灰黑色, 厚层状, 厚度4.5m, 单向抗压强度500-1200kg/cm2;基本顶为中粒石英砂岩, 灰白色, 厚层状, 厚度1.5～14.3m, 平均8.5m, 单向抗压强度1500kg/cm2。煤层顶板分类为Ⅱ类。
1.4.2 煤层底板:
3#煤层直接底板岩性为石英质细砂岩, 黑、灰黑色, 坚硬致密, 中厚层状, 厚度0.78～3.12m, 平均2.00m, 单向抗压强度1800kg/cm2。由于受沉积因素控制和后期构造作用, 煤层底板在局部地段出现凸凹不平的现象, 部分地方地鼓严重, 对回采有一定影响。煤层底板分类为Ⅱ类。
2、拆除工作面临的问题及要求
本次拆除工作为3#煤层使用悬移支架放顶煤面在我矿尚属首例, 沿空留巷、留顶煤拆除, 又3#煤属“三软”煤层, 拆除难度更大;况且这次拆除工作是利用春节放假期间进行, 时间紧, 任务重;拆除整体悬移液压支架后使用π型梁二次支护进行放顶煤回采。
3、整体悬移支架的主要参数
4、拆除方案的选择
工作面在停采前8—10m范围内, 人工劈帮, 架木棚, 铺金属网, 按每循环0.8m, 劈6.4m。
4.2.1老塘侧, 顶部及煤帮铺上金属网, 特别是控制切顶线的顶煤以及窜矸。
4.2.2所架设的木棚为密集棚, 木棚之间插接, 保证拆除支架时有相邻支架上的木棚进行支护顶板, 预防了漏顶。
4.2.3费用低, 投入圆木及铁丝网100×730+1100×20=95000元=9.5万元。
4.2.4缩短工期, 提前生产;减少了煤炭损失, 资源浪费。
5、拆除支架前的准备工作
5.1拆除支架前的准备工作重点是顶板管理, 人工造假顶, 进行劈帮、架棚、铺网。
5.2施工顺序:人工劈帮—架棚 (单体配合2.4m木梁) —铺网—前移支架—刹帮。
5.3技术要求
5.3.1劈帮:人工手镐挖煤墙, 严禁放炮。
5.3.2木棚:架顺山木棚, 一梁两柱, 棚间距为圆木直径, 木梁间插接200mm, 圆木长2.4m, 有效长度2m。
5.3.3铺网:金属网规格1.2×3=3.6m2, 网搭接100mm, 每100mm用扎丝扭结成死结, 要求老塘侧顶部煤墙侧全部铺设, 由梁子上挂至底板。
5.3.4前移支架:要求本班架完木棚, 网铺好, 统一前移支架。
5.3.5停采前最后一条帮, 工作面煤墙侧架设两排顺山木棚, 一排护顶, 一排护帮, 帮单体间距0.5m, 采高1.8m以上。
6、现场施工组织
6.1劳动组织
为了使拆除按期完工, 成立了拆除领导小组, 现场指挥。每天共有两班拆除, 一班准备;拆除班分为两组, 一组拆除支架, 一组拉运, 各组有专人负责。
6.2拆除工序
由机头向机尾逐架拆除, 拆除一架后必须及时支护 (架设2.4mΠ型梁, 一梁三柱) , 机头和机尾因端头支架较长, 分别架设4.5m和3.5mΠ型梁。
拆除顺序:先维护被拆除支架周围的支护—挂导链4个 (并在支架的前后柱间各打一根单体) -拆除液压管路—拆除侧护板、挡矸板、托梁套—立柱插销—降双向立柱—松导链 (两人同时降前后单体, 保证平衡, 在距离底板0.5～1.0m时, 微降老塘单体, 煤墙单体不降, 使顶梁翻背) ——架设Π型梁或圆木为临时支护——调向——运出工作面拆除地点。
6.3.1先对所要拆除支架周围加强支护, 支架拆除后要立即支护控顶范围, 每次只能拆一架, 梁子为对梁支护, 采用2.2m单体配合2.2～2.4mΠ型梁, 一梁三柱, 一端顶在煤墙, 柱距0.6m, 排距1m, 机头四对八根采用4.5m长钢梁, 一梁四柱。
6.3.2预防支架调向困难, 在所架设Π型梁靠煤墙侧架设顺山抬棚。
6.3.3支架调向, 采用JH-8T型绞车进行调向。先用绞车将支架后端拉向煤墙200～300mm, 绳挂在支架的机头侧方向, 用绞车将支架的后端调向机头方向, 再用绞车将支架的前端调向机尾方向, 使支架长边平行于切眼方向。
7、拆除支架期间的安全管理
7.1 顶板管理
拆除前对被拆支架周围进行维护, 单体二次注液, 煤帮刹帮、联网。支架落地后, 及时对暴露的顶板进行维护, 架设临时木棚, 连铁丝网, 架正规支架 (Π型梁) 。降柱时, 人员站在距所拆支架外侧0.5m, 严禁人员或身体进入所拆支架内作业。
7.2运输安全管理
7.2.1工作面机尾安设JH-14T绞车, 在工作面里每隔30m设有声光信号。溜子不直的地段用滑轮导向, 以防拉架时支架撞倒单体。
7.2.2拉运支架时, 专人指挥, 并安排2人跟在支架后, 距离支架2-3m, 若发现支架偏转等异常情况, 立即发出信号, 停止绞车运转。
8、施工经验总结
组合支架 篇3
1 工作面概况
(1) 位置。
15071工作面位于15下山采区上部, 南邻15轨道大巷, 西有15091工作面采空区, 北邻15111工作面。15071面标高+0.6～+59.5 m, 煤层埋深150～200 m。
(2) 参数。
工作面平均宽65 m, 可采长240 m, 斜面积15 600 m2;煤厚3.0～21.8 m, 平均煤厚6.5 m;工业储量18万t, 可采储量15.7万t。该面自2007年9月30日8:00班开始生产, 于2008年3月6日8:00班回采结束, 实际采出煤量19.1万t。
2 煤层顶底板及终采线处地质条件
基本顶为11.15 m厚的砂质泥岩, 深灰色, 砂质, 泥状结构, 含植物化石和白云母片, 中夹薄层细粒砂岩。直接顶为2.94 m厚的细粒砂岩, 浅灰色, 主要成分为石英、长石, 含炭质小白云母片。根据该区钻孔资料及生产过程中揭露情况, 伪顶不发育。直接底为8.32 m厚的泥岩, 深灰色, 含丰富的植物化石, 中夹薄层灰岩, 局部见灰铁矿结核。基本底为7.06 m厚的灰岩, 深灰色, 隐晶质结构, 发育有方解石脉, 含燧石块及个体较小的蜓科化石。
工作面终采线回风巷距15111外联巷25 m, 运输巷距15111外联巷55 m, 工作面沿底推进, 机尾以下15 m范围采渣, 厚度0.4～1.8 m;其余50 m顶煤厚4.3 m, 终采线处的厚顶煤给支架的回收带来了一定的难度 (图1) 。
3 工作面支护形式
15071工作面机头安全出口采用9对4 m Π型钢支护, 中部采用51架3 m长的悬移液压支架支护 (其中包括3架3.6 m的端头支架) , 上出口处采用6对3 m Π型钢和7对3.5 m端头支架支护, 坡度17°, 工程量65 m。
4 回收方案
(1) 技术要点。
①对三软煤层顶煤控制, 有效防止回收期间顶煤冒落, 包括煤壁和采空区侧矸石的滚落。②支架回收需保证作业空间, 使支架顺利调向, 在回柱绞车的帮助下将支架拉出工作面。
(2) 方案分析。
应根据煤层厚度及顶板情况确定合适的支架回收方案。①薄顶煤 (厚度小于0.5 m) 及坚硬顶板情况下支架采用直接回收法回收。即回采工作结束后, 根据具体情况, 采取合适的回收顺序, 直接打断回收支架。②顶煤较厚及顶板较活情况下支架采用超前护顶法回收。即工作面结束处前6 m, 在顶梁中间铺设编织网 (宽1.2 m, 长9 m) , 搭接宽度0.1 m, 连网间距不大于0.1 m, 打成死结, 塑料网下配合小径木打顶 (长1.8 m) , 小径木搭接不小于0.3 m, 间距不大于0.3 m。移架时, 采用小径木配合塑料网打顶, 使顶梁上方形成人工顶板;回收时, 先使用Π型钢单体柱临时支护, 维护1.2～1.8 m的作业空间, 再回收整体顶梁液压支架。支架回收工艺流程:材料准备到位→套棚增大支架调向空间→加固清理退路→回收支架→外运支架。
(3) 方案确立。
根据工作面停采处煤厚情况, 选择护顶法回收。从工作面机头处打断, 先回收机头处端头支架, 再回收整体顶梁组合悬移液压支架, 最后回收机尾处Π型钢及端头支架。
5 方案实施
(1) 准备工作。
①对煤体充分注水, 将回柱绞车及信号安装到位, 并将施工工具及物料运送到位;②敷设临时液压管路, 以备工作面升柱时使用, 再拆除所有的液压控制系统;③施工队上岗人员必须学习本措施并签字, 起吊工学习《起吊工操作规程》, 搬运工学习《搬运工操作规程》后, 方可上岗。
(2) 回收方案。
①回收时, 先采用3 m坑木支设在待回收支架下方, 使其托住打顶的小径木, 防止顶梁下落后顶部漏煤。②在梁下支设单体柱, 并给足初撑力, 在待回收支架上侧支架顶梁上挂2个手拉葫芦, 然后在顶梁下打单体柱加固。③去掉托梁套, 提起4根立柱 (拆除采空区侧上挡矸板) , 拆除4根立柱。④缓慢下落单体柱, 使采空区侧顶梁先下落, 待支架下落一定程度后将单体柱拆除, 此时手拉葫芦受力, 使用一根单体柱戗在煤墙侧顶梁下方, 确保支架顶梁采空区侧能够调出 (如果相邻支架后柱影响顶梁下落时可拆除支柱) 。⑤在回柱绞车牵引下顺利调向, 并拉出工作面 (图2) 。
6 劳动组织
回收作业每班出勤必须保证16人:其中杂工8人 (背坑木、抬支架) ;绞车司机1人 (开停绞车) ;回收工6人 (工作面回收支架) ;跟班队长1人 (负责全面指挥协调工作) 。该工作面自2008年3月13日8:00班开始回收支架, 19日4:00班回收结束, 共回收51架, 除了人员组织不到位停产1班和绞车出现故障停产1班外, 其他时间每班最多回收5架, 平均回收3架/班。
7 遇到的问题及解决方法
(1) 局部流煤问题。
在回收支架过程中, 工作面局部因注水质量差, 引起顶板、煤壁、舍帮流煤现象, 增大了工作人员回收支架的难度, 需要在回收过程中临时注水。采用长1.6～1.8 m的Ø60 mm钢管插入煤体, 另一端与注液枪连接, 通过临时注水防止局部流煤。
(2) 局部配件弯曲变形问题。
由于工作面在回采期间局部坡度不一致, 导致支架连接销膨胀变形, 销子不易拆出。为此设计加工了“退销器”, 用Ø18 mm圆钢焊接成T型退销器, 配合大锤将销子推出。
(3) 工作面余5
m时, 控制工作面不放顶煤, 需加强工作面煤壁注水管理, 确保煤体锈结良好, 为支架回收打基础。
8 结语
结合15071工作面结束时的地质情况, 通过采取超前上网、煤壁注水等措施, 选择直接回收法, 保证了悬移液压支架安全回收, 对悬移液压支架在豫西三软不稳定煤层中的推广应用起到了积极作用。同时, 该方案也存在不足之处:工作面结束前6 m, 使用编织网和小径木打顶, 但由于编织网搭接不牢固和小径木间距不均匀, 在回收顶梁过程中出现帮顶局部漏煤。
摘要：介绍了大平煤矿15071工作面悬移液压支架的回收工艺, 并对支架回收工艺过程中出现的问题进行了总结, 对类似条件矿井工作面的悬移液压支架回收有借鉴作用。
组合支架 篇4
1 工况介绍
南通市长江路西延高架Ⅲ标第一跨箱梁位于现状九圩港水闸河道中, 河床底标高-2.9m, 水深5m, 且随着长江涨落潮水位变化较大, 箱梁等高变宽, 由单箱四室加宽至单箱六室, 跨径27.984m, 梁高1.8m, 宽度由25.3m加宽至33.78m。端横梁宽1.8m, 中横梁宽1.5m, 顶板厚26cm, 底板厚25~35cm, 腹板梁厚40~70cm。采用钢管贝雷梁组合支架进行施工。
2 施工单位采取的搭设方案
施工单位方案中支撑体系从底到顶依次为: (1) 四排水中钢管桩, 直径609mm, 壁厚10mm, 纵桥向按照四排等间距布置; (2) H型钢, 截面尺寸为400*400*12*21mm, 布置在钢管桩上, 与钢管桩焊接牢固; (3) 贝雷梁, 按照单层三排布置, 按照腹板及箱室下各一道, 间距214cm; (4) 10#工字钢, 横桥向布置, 布置随立杆的纵距, 跨中间距90cm, 桥墩横梁处加密为60cm; (5) 支架体系, 高度约2.4m。
3 监理复核验算
本文仅对钢管贝雷梁组合支撑体系进行验算, 施工单位采用计算软件进行计算, 监理参照相关计算手册进行验算, 验算如下:
3.1 计算参数
(1) 箱梁钢筋混凝土容重:26 KN/m3;
(2) 模板自重:0.5 KN/m2;
(3) 施工荷载:2.5 KN/m2;
(4) 振捣荷载:对底模2 KN/m2, 对侧模4 KN/m2;
(5) φ48×3.5mm钢管:考虑实际情况, 其力学参数按照φ48×3.0mm钢管计算, E=2.06×105Mpa, [σ]=205Mpa, A=π (D2-d2) /4=4.24cm2, I=π (D4-d4) /64=10.78cm4, W=π (D4-d4) /32D=4.49cm4, i=D×[1+ (d/D2) ]0.5=1.595cm;
(6) 10#工字钢:E=2.06×105MPa, [σ]=205MPa, [τ]=141MPa, W=49cm3, I=245cm4, Sx=28.19cm3;
(7) H400型钢:E=2.06×105MPa, [σ]=205MPa, [τ]=141MPa, W=3340cm3, I=66690cm4, Sx=1800.06cm3;
(8) φ609×10mm钢管:E=2.06×105MPa, A=19732.5mm2;
(9) 三拼贝雷梁 (不加强) :W=10735.6cm3, I=751491.6cm4。
3.2 荷载组合
根据《建筑施工模板安全技术规范》 (JGJ162-2008) , 永久荷载的分项系数取1.2, 可变荷载的分项系数取1.4;计算强度时考虑永久荷载+可变荷载分别乘以相应的分项系数, 计算刚度时仅考虑永久荷载。
3.3 10#工字钢验算
(1) 强度验算
按照最不利荷载横梁处计算, 简化为跨中集中荷载
混凝土N1=1.8×26×0.9×0.6=25.272KN
模板自重N2=0.5×0.9×0.6=0.27KN
碗扣支架按照2.4m高度计算, 算3道横杆
则N3= (2.4+0.75×6) ×0.038=0.262 KN
工字钢自重忽略不计, 跨度取净跨度1.24m
(2) 抗剪验算
(3) 刚度验算
3.4 贝雷梁验算
(1) 强度验算
方案中型钢间距均为60cm, 则选取最不利荷载腹板处进行计算。该处梁高1.8m, 顶板厚26cm, 底板厚25, 腹板宽度70cm, 取腹板2.14m宽计算得S=2.406m2。
混凝土Q1=2.406×26/2.14=29.232 KN/m2
模板自重Q2=0.5 KN/m2
碗扣支架按照2.4m高度计算, 算3道横杆
则Q3= (2.4+0.75×6) ×0.038/0.6×0.6=0.73 KN/m2
贝雷梁自重Q4=2 KN/m
10#工字钢按照间距90cm计算
自重Q5=0.113×1/0.9=0.13 KN/m2
q=[ (29.232+0.5+0.73+0.13) ×2.14+2]×1.2+ (2+2.5) ×1.4=87.26KN/m
按照简支计算, 跨径:按照最不利情况L=10m
Mmax=q L2/8=87.26×102/8=1090.75 KN·m<[M]=2246.4 KN·m, 满足要求。
(2) 抗剪验算
Rmax=0.5 q L=0.5×87.26×10=436.3 KN<[R]=698.9KN, 满足要求。
(3) 刚度验算
荷载:q= (29.232+0.5+0.73+0.13) ×2.14+2=67.467 KN/m
fmax=5q L4/384EI=5×67.467×103×104/384×2.06×108×751491.6×10-8=5.67mm
3.5 H400型钢验算
(1) 强度验算
型钢下部钢管桩间距4m, 按照平面图简化计算为跨中集中荷载。
该处单组贝雷梁的支反力为436.3KN
σmax=Mmax/W=436.3×103/3340×10-6=130.6MPa<[σ]=205MPa, 满足要求。
(2) 抗剪验算
(3) 刚度验算
3.6 609mm钢管桩验算
(1) 承载力验算
取最不利荷载横梁处计算
贝雷梁验算中q=87.26KN/m
4m宽范围内空腔面积S=3.66m2
则端横梁处钢管桩支反力:N1=q L/2+26×3.66×1.5×1.2=607.588KN
H400型钢自重:N2=4×1.72×1.2=6.88 KN
钢管自重:N3=65.7KN (按4m算)
钢管受力N=N1+N2+N3=680.168KN
取2倍的安全系数, 则单桩的承载力
河床底标高-2.9m, 考虑冲刷2m, 则入土深度从-4.9计算。查勘查报告, -4.35至-27.9极限侧阻力qsik=50KPa, 桩周长u=1.912m, 钢管桩有效埋深16m。
Quk=0.5× (u∑qsikli+λpqpkA) 不考虑桩端承载力
Quk=0.5×u∑qsikli=0.5×1.912×103×0.05×16×103=764.8KN>N=680.168KN, 承载力满足要求。
(2) 稳定性验算
自由端16m
查表得ψ=0.744
σ=N/Anψ=680.168×103/19732.5×0.744=46.3MPa<[σ]=205MPa, 满足要求。
3.7 验算结论
经监理复核, 除10#工字钢强度不能满足要求外, 其它受力均能满足规范要求。施工单位方案中将工字钢上的集中荷载按照均布荷载计算, 错误出现方案满足要求的情况。
4 结束语
此方案监理在验算过程中及时发现了存在的问题, 避免了后续施工过程中出现安全隐患。在目前全国范围内出现的多次箱梁支架垮塌事故中, 不少是由于方案本身存在问题, 这就要求监理在方案审核时不能仅对文字叙述的东西提出意见, 而是应该重点对计算书进行复核, 特别应注意参数取值的正确性、受力方式的合理性和工况的代表性, 应选择最不利的工况进行复核, 当计算满足要求时, 还应注意整体构造上有无缺陷, 防止因方案错误而导致安全事故的发生。
摘要：近年来, 全国各地在城市高架施工过程中屡次出现支架垮塌事故, 分析原因, 不少是因为方案出现错误而导致的, 本文从监理角度, 结合在南通市长江路西延高架监理实践, 介绍监理如何对钢管贝雷梁组合箱梁支架进行复核验算, 防止因方案错误而导致支架垮塌事故的发生。
关键词：监理,箱梁,钢管,贝雷梁,验算
参考文献
[1]简明施工计算手册 (第三版)
组合支架 篇5
郑州能源开发有限公司教学三矿位于河南省登封市徐庄乡境内中心西北, 距登封市27km, 所采煤层为二1煤层地质构造条件复杂, 煤质松软易碎, 开采标高+170m-135m, 煤层厚度0.38m-17.43m, 平均煤厚5.26m, 煤层倾角0—20°, 平均倾角10°, 矿井采用立井单水平上下山开拓, 采煤方法为倾斜长壁炮采放顶煤一次采全高, 煤层顶板为Ⅰ—Ⅱ级, 均属豫西“三软”不稳定煤层, 在采煤过程中以控制顶板为管理中的重中之重。
2 片帮冒顶的影响因素
悬移支架采煤工作面片帮冒顶的影响因素主要包括地质条件、支架安装、现场管理、工程质量、工作面回撤等。
3 地质条件
我矿所采煤层属于典型的豫西“三软”煤层, 煤体强度低, 其坚固性系数f=0.5~1.0, 在超前支撑压力的作用下, 煤壁前方减压区内煤体松散破碎、自身承载能力差, 在顶板压力的作用下, 煤体容易被挤出, 造成煤壁片帮, 如果不及时护帮易引起架前冒顶。支架在推进过程中, 不加强工程质量管理, 架间隙超过规定不及时调整会出现漏顶。
3.1 地质构造
工作面过断层或破碎带时, 顶板的完整性被破坏, 容易造成架前煤壁片帮和冒顶。
3.2 底板的影响
我矿二1煤层底板以泥岩、砂质泥岩为主, 强度低, 易造成支架下扎, 移架困难, 使支架处于非正常工作状态, 同时, 底板松软, 降低了整体支护强度, 致使围岩变形加剧, 导致片帮, 若煤帮和顶板得不到及时支护易造成冒顶事故。
3.3 顶板压力
在工作面顶板初次来压和周期来压期间, 顶板来压强度较大, 是煤壁及端面最难控制的时期。顶板整体性较好的情况下, 老顶来压强度较大, 为减小老顶来压强度, 顶板滞后不落时应在制定专项安全技术措施后强制放顶, 降低老顶来压强度, 以保证采煤工作面的整体安全。
4 现场管理不到位
现场管理混乱安全技术措施不执行、操作不规范、未严格按工程质量标准作业、未及时采取针对性的措施, 会造成支架处于非正常工作状态。工作面经常会出现薄煤带, 碴格装药量过大时, 放炮容易将前柱摧向舍帮, 使支架对顶板不能形成有效的控制, 当连续崩脱若干架支架时, 顶板压力及支架自身重力将全部作用在托梁上, 可能会切断托梁造成严重的顶板事故。
5 支架工作状态不合理
由于矿山压力、煤层起伏变化、操作不当等原因, 工作面液压支架经常出现咬架、间隙过大、前倾或者后仰的非正常状态, 此时, 支架的支撑力不能充分发挥, 在相同的顶板压力作用下, 会造成较大的收缩量, 同样, 煤体会跟着支架的收缩发生较大的变形, 当积蓄的能量超过煤层所能承受的能力时, 形成煤壁片帮漏顶, 造成端面距增大, 引发冒顶事故。
煤壁片帮与支架工作阻力的关系如图1所示, 随着支架工作阻力的增大, 煤壁片帮深度呈反比减少, 当支架实际工作阻力偏低时, 容易发生片帮冒顶事故。
6 片帮冒顶事故预防措施
(1) 工作面工程质量必须达到动态达标, 确保工作面达到“四直”、“两平”、“两通”, 为工作面文明生产和安全生产创造条件。
(2) 移架时, 坚持带压移架, 不得使支架顶梁完全脱离顶板, 以免因顶板大面积悬顶而冒落。升架时, 支架要稳定供液3s~5s, 保证支架初撑力。
(3) 移架过程中, 若煤墙出现掉碴、掉煤现象时, 要密切注意煤墙动态, 必要时停止移架进行临时超前支护, 待煤墙支护好后, 方可继续移架作业, 避免随拉随流引起冒顶。
(4) 严格控制工作面采高, 采高应保持在2.0m—2.4m之间, 片帮严重地段采高可降为1.8m—2.0m。防止支架过高而引起煤墙片帮冒顶。
(5) 要及时伸出伸缩梁护顶, 不管顶板是否完好, 工作面推完架后, 要及时站煤墙柱, 防止冒顶事故的发生。若伸缩梁伸出后, 仍抵不住煤墙时, 应在梁端空顶范围内用单体柱配合板木做临时支护, 用大拍、椽子打顶。
(6) 加强支架维护管理, 保证支架液压系统完好, 确保支架的支护强度和支护质量。
(7) 正常推进过程中, 严格控制机头、机尾推进度, 避免出现机头与机尾推进度不一致现象, 防止采面支架整体上移或下滑。当采面支架整体移动时, 采取调伪斜开采方法。即当采面支架整体下滑时, 调整推进度, 使机头段推进度大于机尾段推进度进行推进;当采面支架整体上移时, 调整推进度, 使机尾段推进度大于机头段推进度进行推进;防止支架整体上移或下滑的现象, 避免发生支架咬架现象, 咬架或间隙过大处及时处理。
7 机头段防止煤墙片帮、冒顶措施
(1) 加强支柱初撑力管理, 移架后顶板与架要接触严密, 若超伸缩梁伸出后, 仍抵不住煤墙时, 应在梁端空顶范围内用单体柱配合板木做临时支护, 单体柱做好防倒措施。
(2) 机头安全出口处移架时应由第一架逐架向机尾方向进行, 后路要保持清理畅通, 防止出现片帮时人员能及时撤离。
(3) 移架时, 坚持使用带压接顶移架, 不得使支架顶梁完全脱离顶板, 以免因顶板大面积悬顶而冒落。升架时, 支架要稳定供液3s~5s, 保证支架的初撑力。
(4) 移架过程中, 若煤墙出现掉碴、掉煤现象时, 要密切注意煤墙动态, 必要时停止移架进行临时超前支护, 待煤墙支护好后, 方可继续移架作业, 避免随拉随流引起冒顶。
8 坚持煤层注水, 保证注水效果
研究表明, 注水可使工作面前方煤体大幅度卸压, 应力向深部转移 (见图2) , 并且这种趋势随注水压力及钻孔长度增大, 表现的愈加明显, 越有利于煤壁的稳定;并且合理控制松散煤体的含水率和水煤相互作用的时间可增大松散煤体的黏结力, 提高破碎区煤体的整体性, 有效预防片帮冒顶事故。
因此, 作业前应坚持提前煤层注水, 摸索合理的注水压力 (若水压过大, 煤体易被压裂, 水体从裂隙中流出, 无法使煤体均匀湿润;若水压过小, 注水慢, 影响正常生产) , 条件允许时, 应适当增大注水压力及钻孔深度, 保证注水质量。
9 加强现场管理
(1) 对作业地点认真落实交接班制度, 上班跟班队长、班长对工作面安全生产、工程质量等情况及时向调度室和本区队汇报, 以便合理正确有针对性的安排本班工作。
(2) 做好风险预控、风险评估及危险源辨识, 严格落实“班前、岗前、班中”三项评估工作。各项工作明确责任, 在生产过程中预先采取措施消除或控制风险, (对危险源及其风险的控制应遵循消除、预防、减弱、隔离、连锁警示的原则) 导致形成隐患。
(3) 悬移支架的操作, 要做到快、匀、正、直、稳、严、净, 即:各种操作要快, 推移支架时两人要配合好, 实现快速移架。
(4) 要保证支架的支护质量, 特别是在坡度大的工作面, 支架容易倾倒、下滑, 要采取积极的防倒架措施。
(5) 工作面初次来压、周期来压前, 必须安排专人及时检查支架工作状态做好二次注液, 保证每根支柱初撑力。
(6) 在工作面遇断层、破碎带、初采初放等特殊时期, 严格按专项措施组织生产并做好现场动态管理, 做到不评估不生产、隐患不消除不生产、没有防范措施不生产的原则。
1 0 结论
本文详细分析了煤体性质、地质构造、现场管理、支架工作状态等对采煤工作面稳定性的影响, 指出为预防片帮冒顶事故, 应采取的措施。同时在现场管理上应当巩固好悬移支架成果, 推动整体组合悬移支架在豫西“三软”不稳定煤层的推广使用, 防止片帮冒顶事故的发生。
摘要：煤壁片帮、架前与架间漏冒是制约松软煤层冒顶事故的主要因素, 因此进行松软煤层片帮冒顶防治的研究具有极其重要的意义, 本文针对悬移支架采煤工作面具体情况, 分析了地质条件、现场管理、工程质量等对片帮冒顶的影响提出了相应的预防措施:坚持煤层注水, 保证注水质量;规范支架操作, 加强现场管理;严格按标准作业, 确保支柱迎山和工程质量是预防片帮冒顶的重中之重。本文对采煤工作面片帮冒顶事故的预防能起到一定的指导作用。
组合支架 篇6
关键词：整体顶梁组合,悬移液压支架,开采工艺,应用效果
0 引言
皖北煤电公司百善煤矿由于衰老, 2010年10月确定矿井由以综采为主转为全部采用炮采。传统炮采工艺带来了以下问题:一是工作面矿压显现强烈, 在6545、6415及64北部煤柱等工作面都出现了单体支柱严重下陷、变形, 给安全生产带来了较大的影响;二是在一定程度上限制了单产的提高, 产量比以前大幅下滑;三是炮采工艺劳动强度大, 工作环境恶劣, 人员流失特别是骨干力量流失, 给生产带来了影响。百善煤矿通过对山东、河南等煤炭企业进行调研, 合理选择整体顶梁组合悬移液压支架作为炮采工作面的支护设备, 提高了生产效率和资源回收率, 提高了安全保障水平。
1 炮采工作面概况
通过安全技术比较, 结合现场地质条件选择64北部煤柱工作面为悬移支架的首采面, 并制定了相应的安全措施, 确保悬移支架井下运输、安装、调试、使用的安全。64北部煤柱工作面位于64采区东北部, 工作面范围内煤层赋存总体稳定, 煤层底板赋存标高-105.4～-196.2 m。百善矿主体向斜从工作面中部穿过。煤层厚度大部分在2.6～3.3 m, 一般煤厚3.0 m, 煤层倾角5°～13°。工作面基本顶为灰黄色泥岩, 较松散, 呈块状;直接顶为浅灰色顶部灰黄色粉砂岩, 致密均一;直接底板为深灰色粉砂岩, 较致密、均一。
2 应用情况
2.1 悬移支架型号和主要参数
皖北煤电公司百善煤矿从北京蓝畅机械有限公司引进整体顶梁组合悬移液压支架, 悬移支架型号为ZH2600/22/32Z型整体顶梁组合悬移液压。该型支架是一种介于悬移顶梁液压支架与综采支架之间的自移式轻型液压支架, 主要参数如表1所示。
2.2 悬移支架开采工艺
整体顶梁组合悬移液压支架通过支架的降、移、支达到放顶、支护和控制顶板的目的。最小控顶距为2.6 m, 最大控顶距为3.4 m, 放顶步距为0.8 m。采高控制在2.2～3.2 m范围内。悬移支架工作面布置示意图如图1所示。支架操作方式为邻架操作, 移架时采用人工分段按顺序移架方式支护顶板, 在工作面爆破、出煤结束后, 收回翻转梁进行移架。工作面两端要各用一根单体支柱支住端头小梁再进行移架。移架分两次进行, 即由本茬第一架开始在有支护情况下出煤, 第一架出煤宽度够400 mm时, 将支架向前拉移400 mm, 然后由下向上逐架进行出煤、拉架。第一次移架完成后, 再由本茬第一架开始按上述步骤进行第二次移架400 mm, 完成一个循环的移架工作。
3 应用效果、效益、评价
3.1 工作面安全状况显著改善
一是对顶板实现了可靠的封闭管理, 消除了单体支护棚顶板脱档掉矸等不安全隐患;二是通过整体托梁将支架连为一个整体, 消除了倒棚、垮棚等不安全隐患, 同时也减少了咬架现象的发生;三是所有立柱均吊挂在顶梁上, 消除了单体支护棚倒柱伤人的不安全隐患;四是利用翻转梁做到快速及时护帮和维护顶板, 有效消除了放炮后空顶的不安全隐患;五是工作面乳化液实现闭路循环, 工人不湿衣服, 作业环境得到改善。
3.2 减轻了工人劳动强度和节省工时利用
采用整体顶梁组合悬移液压支架支护与传统单体支柱配合铰接顶梁支护相比, 一是悬移支架使支、回两大工序合二为一, 实现了支架移设的半自动化及支、回的连续化, 不需要人工回柱, 这不仅大大降低了工人劳动强度, 还减少了循环工序, 缩短了循环时间, 加快了循环进度;二是省去了单体支柱反复人工支设、回撤和铰接顶梁反复的拆移等工作, 所有支柱不需要人工搬运, 降低了工人的体力消耗并节省了单体支柱和铰接顶梁等移挪时间;三是顶板支护只需通过扳动操作阀手把控制翻转梁和移架即可实现, 与单体支护棚人工过顶相比, 省时省力安全。
3.3 提高煤炭回收率降低生产成本
一是百善煤矿煤层赋存平均在3.0 m, 基本做到了一次采全高, 大大提高煤炭回收率;二是炮采工作面产量由改变支护形式前月平均1.8万t, 提高到3.0万t, 单产效率提高了约40%。三是与传统单体支柱配合铰接顶梁支护相比, 节省了塘柴棍和小笆等过顶材料和回柱使用的大笆, 按50 m长工作面计算, 每一循环节省塘柴棍约10捆、小笆约7捆、大笆约30捆, 每天3个循环, 合计全月节省塘柴棍90捆、小笆63捆、大笆270捆, 节约支护材料约80%;四是液压系统实现闭路循环, 减少了乳化油的消耗, 既降低了生产成本, 又减少了对地下水的污染。
4 应用效果展望
组合支架 篇7
1工程概况
以某公路路段第十五合同段为例, 对公路不同支架组合在连续现浇箱梁施工中的实际应用情况进行分析。该公路工程跨越两河, 分为左右两幅, 全幅宽达24米, 左幅上部结构为现浇预应力混凝土箱梁, 右幅上部结构为连续现浇预应力混凝土箱梁。下部结构桥墩为实心板墩接承台, 钻孔灌注桩基础。该工程桥梁所经地段的地质条件比较特殊, 地形地貌具有明显的复杂性, 地势起伏较大。
2现浇箱梁支架的合理化选择
就连续现浇箱梁施工的实际情况来看, 支架组合方式具有明显的多样化特征, 其中碗扣式满堂脚手架比较常用, 但是在相对比较复杂的地质条件下, 该种支架组合方式存在一定不足, 难以有效的满足施工要求。结合公路工程的实际特点以及地形地貌、材料运输等多方面因素进行和衡量, 应当选取一种适应性较好的连续现浇箱梁支架组合体系, 实现质量控制与成本控制的有机结合。经过研究讨论, 施工人员决定通过军用墩或军用梁体系、制式器支架体系以及碗扣式满堂脚手架支撑体系等的协调配合, 促进不同支架组合体系的形成, 从而对公路连续现浇箱梁施工质量进行有效的控制。
新型脚手架应用范围也比较广, 其对高度也有严格的要求, 最多也不能超过30m, 通常情况下, 平原地区的公路施工建设会选择使用这种脚手架。因此该种脚手架也不能单独使用在本工程中。
通过对上述工程概况的详细分析, 施工人员认为选择一种组合方式来开展施工工作效果会比较好, 因为组合方式不仅能够满足工程的基本要求, 同时也能够节约成本。另外, 本工程中, 存在着河流, 而且河流相对比较宽, 因此流量比较大, 而且也不能将河床改道, 所以单独使用上述两种支架方式都不合适。况且, 退一步说, 即使该河流河床可以改道, 但是需要解决不均匀沉降的问题, 而解决该问题井没有合适的方法, 这样箱梁的质量将难以保证。再加之, 上述两个脚手架的高度一个是不能超过20m, 而另一个要求不能超过30m, 这两种方式都达到要求, 另外, 上述两种脚手架很大一部分都需要人工来完成, 效率以及质量都无法保证, 最终施工人员选择使用一种组合的方式, 即在某市前三跨选择使用CRAB模块式脚手架, 而在第2, 3联等选择采取制式器材支架, 也可以将其称作军用梁体系, 在另一个城市选择采取碗扣式满堂脚手架, 进而本段公路工程的支架组合方式完成。
3连续箱梁支架体系的布设
第1联中第1, 2.3跨地势比较陡峭, 起伏十分明显, 其最大的高度达到了26m, 这一阶段使用CRAB模块式脚手架支架体系。其主要结构利用大跨径方式来支撑, 该大跨径达到了5m, 架体主要有两部分组成, 一是横杆, 要求2.5m;另一部分是立杆, 两者配合连接, 需要连接2道, 每道都需要达到6m, 连接架体共6层, 每道3层, 步距保持在2m即可, 另外, 还需要安装斜拉杆以及水平拉杆, 这需要按照设计图纸来安装。脚手架底部应该选择使用可调底座, 其主要功能是调节高差, 以此来确保架体安装精度达到要求。
4支架体系在连续现浇箱梁施工中的实际应用
结合该工程的实际特点进行分析可以发现, 若使用八三墩的形式, 所预留的2.3米左右的预留宽度能够满足施工的实际要求, 但是相关施工人员应当注意在墩身高度方向预留对拉孔, 以切实提高支撑点的实际承载能力。在公路连续现浇箱梁施工过程中, 存在一个重要问题, 就是承台宽度有限, 这就导致横桥向宽度难以满足公路建设施工标准, 这一问题有待相关施工人员进行积极解决。
那么在实际施工过程中, 施工人员选择使用八三墩立柱, 在相应高度的立柱上, 进行应用方式的转变, 并自爱墩身位置进行对拉孔的预留, 有效的缓解了预留宽度的问题, 同时确保梁宽满足施工标准。而跨内主要应用临时支墩, 为保证临时支墩的实际承载力, 施工人员最终决定使用制式器材六五墩, 从而对施工质量进行有效的控制。
针对35m跨径且墩身较低的, 应当结合工程造价成本进行衡量, 在保证工程施工安全性的基础上, 施工人员决定对跨径内临时支墩选用2*6柱结构, 在其他跨径达到结构强度的基础上, 选用3*6柱结构。若在实际施工过程中墩身的实际高度比较高, 则施工人员在对跨径内临时支墩进行选取时, 应当充分考虑墩身的稳定性, 在墩身中部位置添加侧向支撑, 对自由段长度进行有效的控制, 相关实验研究表明, 军用墩具有良好的应用价值, 与其他类型的器材相比更具灵活性, 且实际应用过程中的经济成本比较低, 应用安全性也能够满足公路建设的实际要求。
相关施工人员应当注意, 在检查搭设基础确保其合格后, 可以进行架子的安装操作, 在基坑机承台周围敷设木板和木方, 并在路面部分敷设木板, 严格按照公路建设相关施工要求进行敷设操作, 对于基础状况不满足公路施工安全性要求的, 坚决不允许进行施工。在按照图纸设计要求进行梁底的搭设后, 进行立杆顶部安装并对顶托的状态进行适度调整, 保证安装操作的规范性。在公路连续现浇箱梁施工过程中, 针对桥梁纵向坡度变化以及标高的变化进行衡量, 采用不同长度的立杆来对支架组合进行调节, 确保公路不同支架组合的实际应用价值得到有效的发挥。在实际搭设过程中应当对节点搭设方式进行合理的把握, 避免出现搭设混乱、颠倒的情况出现, 而影响连续现浇箱梁施工质量。
结束语
从宏观层面来看, 公路连续现浇箱梁施工中, 公路不同支架组合具有良好的应用价值, 尤其是在公路工程地形地势比较复杂的情况下, 能够有效的解决工程中的问题, 在保证工程施工质量的同时, 最大程度上降低了工程施工成本, 保证公路工程建设的安全性和可靠性, 一定程度上推动了我国交通行业的发展。
摘要：公路不同支架组合在地形地势比较复杂的公路建设续现浇箱梁施工中具有良好的应用价值, 受到建筑行业相关人士的广泛关注。本文以某工程为例, 对现浇箱梁支架的选择进行分析, 并对连续箱梁支架体系的布设情况进行研究, 明确其在具体施工中的实际应用情况, 仅供相关人员参考。
关键词：公路,不同支架组合,连续现浇箱梁,施工,应用
参考文献
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[2]宏汉, 赵正明, 关新红.一种新型组合支架在山区现浇箱梁施工中的应用[J].公路交通科技:应用技术版, 2012.
[3]沈剑宇, 李扬.多种支架组合在山区公路现浇箱梁施工中的应用分析[J].商品与质量·建筑与发展, 2013.