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13配电室施工安全技术措施

13#辅助配电室施工安全技术措施

为满足13#煤生产需求，需施工13#煤辅助配电室，为保证13#煤辅助配电室施工的安全顺利进行，特制定如下安全技术措施。

一、工程概况：

13#辅助配电室掘进工程包括四段：

Ⅰ段：

沿13110回风系统巷掘进44.3m；

Ⅱ段：

在Ⅰ段巷36米处开口沿顶板掘进10米；

Ⅲ段：

待Ⅱ段下山掘进10米后，以平巷向前掘进30米；

Ⅳ段：

Ⅲ段工程完成后，下山以11.3度掘进30米；

Ⅴ段：

Ⅳ段掘进到30米处以平巷掘进4.2米，4.2米为Ⅴ段巷宽，以中线向两头掘进分别与13#辅助材料巷和13#辅助皮带巷贯通。

详见平面布置图附图1及剖面图附图2

二、断面规格

Ⅰ段：

毛宽4.2m，毛高2.2m，毛断面积9.24m2；净宽4m，净高2m，净断面积8m2；

Ⅱ段：

毛宽4.2，毛高2.2m，毛断面积9.24m2；净宽4m，净高2m，净断面积8m2；

Ⅲ段：

毛宽4.6m，毛高3.2m，毛断面积14.72m2；净宽4.4m，净高3.0m，净断面积13.2m2；

Ⅳ段：

毛宽4.2m，毛高3.2m，毛断面积13.44m2；净宽4m，净高3.0m，净断面积12m2；

Ⅴ段：

毛宽4.2m，毛高3.2m，毛断面积13.44m2；净宽4m，净高3.0m，毛断面积12m2；

三、巷道开口

1、施工前地测人员必须提前标定出开口位置，标定巷道中腰线，施工队组严格按线施工。

2、开口前，必须对开口位置巷道进行锚索补强，间距不得大于1m。

3、开口前，应提前按设计要求，安设局扇、接好风筒，做好衔接准备工作。

四、施工方法与工艺：

1、施工方法

采用爆破法施工。

2、施工工艺

工作面配备两台煤电钻打眼，炮掘作业方式（附炮眼布置、爆破说明表及结构示意图附图3）采用起爆爆破落煤方式。

3、生产工艺流程

检查工作面隐患—煤电钻打眼放炮落岩—处理顶帮—打锚杆—工程质量检查—准备下一个循环。

4、循环进度

每个循环进度为2米，一个班可多次循环。

五、局部通风

1、通风方式

工作面采用局扇压入式通风，配备两部2×11KW风机，配∮600mm胶质风筒向工作面供风，风机必须实现双风机双电源，并能自动切换。

当正常工作的局部通风风机发生故障时能自动切换到备用通风机，保持掘进工作面正常通风，同时切断盲巷内的全部非本安型电气设备电源，停止盲硐里一切工作，排除故障。

待排除故障，恢复到正常的局部通风后方可恢复工作，正常工作和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。

局扇及其启动装置安装安设在盲硐口10米以外的新鲜风流中，局扇采用吊挂，必须打专用起吊锚索，吊挂风机时，采用正规的锚链配正规连接环套在锁具上，连接环必须带满扣拧紧螺丝。

每处悬吊采用钢丝绳绳环套在锚链内，钢丝绳缠绕风机2—3圈，钢丝绳绳头采用不少于3道绳卡固定。

2、通风系统

新鲜风流：

地面→副斜井→13#辅助材料巷→掘进工作面

污风：

掘进工作面→13#辅助回风巷→13#回风巷

通风系统附图4

六、支护设计

（一）、永久支护：

1、顶部支护：

（Ⅰ段）支护形式为锚杆+锚索。

支护要求：

顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。

锚索占据锚杆眼位，第一排第二个眼位打注；第二排第四眼位打注；第三排第二个眼位打注；第四排第四个眼位打注；以此类推，循环向前实现排排见锚索

支护示意图附图5-1

（Ⅱ段）支护形式为锚杆+锚索。

支护要求：

顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距为0.9m，排距为1.0m。

锚索占据锚杆眼位，第一排第二个眼位，第二排第四个眼位，第三排第二个眼位，第四排第四个眼位，以此类推，循环向前实现排排见锚索。

支护示意图附图5-2

（Ⅲ段）支护形式为锚杆+锚索+喷砼联合支护。

支护要求：

顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距为1.0m，排距为1.0m。

锚索占据第二、第四锚杆眼位打注；以此类推，循环向前实现排排见锚索。

支护示意图附图5-3

（Ⅳ段）支护形式为锚杆+锚索+金属网+喷砼联合支护。

支护要求：

顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。

锚索占据锚杆第二、第四眼位打注以此类推，循环向前实现排排见锚索。

顶网为长边垂直于巷道中心线布置，长边与长边搭接，每隔20cm用专用联网丝捆扎牢固。

支护示意图附图5-4

（Ⅴ段）支护形式为锚杆+锚索+金属网+喷砼联合支护。

支护要求：

顶锚杆呈“矩形”布置，锚杆间距0.9m，排距为1.0m。

锚索占据锚杆第二、第四眼位以此类推，循环向前实现排排见锚索。

顶网为长边垂直于巷道中心线布置，长边与长边搭接，每隔20cm用专用联网丝捆扎牢固。

支护示意图附图5-5

2、煤帮：

采用锚杆+木托帽支护；支护要求：

帮锚杆呈“矩形”布置。

第一排锚杆距顶板Ⅰ、Ⅱ段为400mm，Ⅲ、Ⅳ和Ⅴ段为600mm，帮锚杆间排距为1000×1000mm。

托板为木托帽，垂直巷道顶底板紧贴巷帮布置。

支护示意图附图5

3、质量标准化要求：

A、锚杆锚固力检测工具：

DLZ—200型锚杆拉力机（1MPa=0.4t），顶锚杆锚固力不小于70KN，表压力不小于17.5Mpa；帮锚杆锚固力不小于50KN，表压力不小于12.5Mpa。

锚索预紧力160KN以上。

锚索张拉机具型号为：

DSL--70（1MPa=0.5t），表压力不小于32MPa。

B、扭力矩：

顶锚杆150N·m以上，帮锚杆120N·m以上。

C、锚杆外露长度自螺母下端至锚杆杆体端头为10-50mm。

钢绞线外

露长度为：

锚具下端至钢绞线端头150-200mm。

4、支护材料规格

锚杆支护材料规格

材料名称

材料规格（mm）

材料种类

锚杆

顶：

∮18×1800（麻花∮23×600）

帮：

∮16×1500（麻花∮23×400）

普通圆钢麻花锚杆

药卷

顶：

∮23×600

帮：

∮23×600

树脂药卷

垫片

100×100×8

铁垫片

顶网

1000×1100

成品金属网片

锚索支护材料规格

材料名称

材料规格（mm）

材料种类

钢绞线

∮17.8×5200mm

∮17.8×8200mm

1860级低松弛钢绞线

药卷

∮23×1000

树脂药卷

垫片

150×80×10

铁垫片

槽钢

L=400

14#槽钢

锚具

QLKM17

单孔锚具

喷砼材料规格

材料名称

材料规格（mm）

材料种类

喷砼

水泥：

黄沙：

石屑=1：

2：

3与10%-15%的速凝剂混合均匀搅拌

水泥、黄沙、石屑

5、材料数目预算

锚杆支护材料数目

材料名称

材料规格（mm）

数目

锚杆

顶：

∮18×1800（麻花∮23×600）

420根

帮：

∮16×1500（麻花∮23×400）

560根

垫片

100×100×8mm

980块

托板

400×300×40mm

980个

药卷

∮23×600mm

420根

∮23×400mm

560根

顶网

1000×1100

60卷

锚索支护材料数目

材料名称

材料规格（mm）

数目

钢绞

∮17.8×5200mm

170根

∮17.8×8200mm

120根

垫片

150×80×10

270块

槽钢

L=400

270个

药卷

∮23×1000mm

290根

6、支护校验

A、Ⅰ段：

（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。

L1——锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）

L3——锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4

其中围岩松动圈冒落高度

b=

c=

式中：

B、H——巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.2，H取2.2

——顶板煤普氏系数；取5.0

ω——两帮围岩的似内摩擦角，

=

=78.69°

b=0.378

c=0.207

顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.378+0.6=1.078

所选顶锚杆1.8m≥1.078m符合设计要求。

帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.207+0.4=0.707

所选帮锚杆1.6m≥0.707符合设计要求。

（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a

式中：

a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70

K——安全系数，一般取2；

L2——有效长度（顶锚杆取b）；

r——煤体容重（KN/m3）；取14.1

顶锚杆：

=

=1.63；

锚杆间、排距均符合设计要求。

（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

=

=1.05

其中：

K——安全系数；取2

d1——锚索直径；0.0178m

——锚索抗拉强度，1770N/mm2；

——锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8mm，锚具厚为50mm）

Ld——外露张拉长度，m；取0.15

La+Lb+Lc+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m

锚索长度取5.2m符合设计要求。

（5）、悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用ф17.8×5200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L≤nF2/[BHR-（2F1sinθ）/L1]

式中L------锚索间距，m

B-------巷道最大冒落宽度，4.2m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

R-------岩体容重15KN/m³；

L1------锚杆排距，1.0m；

F1-------锚杆锚固力，70KN;

F2------锚索极限承载力，取170KN;

θ------角锚杆与巷道顶板的夹角，取750；

n-------锚索根数，取1；

通过上述计算，得出理论上锚索间距为3.15m，而实际布置锚索的间距为1.8m，故所选锚索参数满足设计要求。

B、Ⅱ段：

（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。

L1——锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1。

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）。

L3——锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4

其中围岩松动圈冒落高度。

b=

c=

式中：

B、H——巷道掘进毛宽、毛高m；B取3.2，H取2.2

——顶板煤普氏系数；取5.0

ω——两帮围岩的似内摩擦角，

=

=78.69°

b=0.363

c=0.217

顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.363+0.6=1.063

所选顶锚杆1.8m≥1.069m符合设计要求。

帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.217+0.4=0.717

所选帮锚杆1.6m≥0.717符合设计要求。

（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a

式中：

a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70

K——安全系数，一般取2；

L2——有效长度（顶锚杆取b）；

r——煤体容重（KN/m3）；取14.1

顶锚杆：

=

=1.63；

锚杆间、排距均符合设计要求。

（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

=

=1.05

其中：

K——安全系数；取2

d1——锚索直径；0.0178m

——锚索抗拉强度，1770N/mm2；

——锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8mm，锚具厚为50mm）

Ld——外露张拉长度，m；取0.15

La+Lb+Lc+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m

锚索长度取5.2m符合设计要求。

（5）、悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用ф17.8×5200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L≤nF2/[BHR-（2F1sinθ）/L1]

式中L------锚索间距，m

B-------巷道最大冒落宽度，3.2m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

R-------岩体容重15KN/m³；

L1------锚杆排距，1.0m；

F1-------锚杆锚固力，70KN;

F2------锚索极限承载力，取170KN;

θ------角锚杆与巷道顶板的夹角，取750；

n-------锚索根数，取1；

通过上述计算，得出理论上锚索间距为18m，而实际布置锚索的间距为1.8m，故所选锚索参数满足设计要求。

C、Ⅲ段：

（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。

L1——锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）

L3——锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4

其中围岩松动圈冒落高度

b=

c=

式中：

B、H——巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.6，H取3.2

——顶板煤普氏系数；取5.0

ω——两帮围岩的似内摩擦角，

=

=78.69°

b=0.521

c=0.306

顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.521+0.6=1.221

所选顶锚杆1.8m≥1.221m符合设计要求。

帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.6=1.06

所选帮锚杆1.6m≥1.06符合设计要求。

（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a

式中：

a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70

K——安全系数，一般取2；

L2——有效长度（顶锚杆取b）；

r——煤体容重（KN/m3）；取14.1

顶锚杆：

=

=1.63；

锚杆间、排距均符合设计要求。

（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

=

=1.05

其中：

K——安全系数；取2

d1——锚索直径；0.0178m

——锚索抗拉强度，1770N/mm2；

——锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8mm，锚具厚为50mm）

Ld——外露张拉长度，m；取0.15

La+Lb+Lc+Ld=1.05+3.7+0.066+0.15=4.966m

锚索长度取5.2m符合设计要求。

（5）、悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用ф17.8×5200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L≤nF2/[BHR-（2F1sinθ）/L1]

式中L------锚索间距，m

B-------巷道最大冒落宽度，4.6m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

R-------岩体容重15KN/m³；

L1------锚杆排距，1.0m；

F1-------锚杆锚固力，70KN;

F2------锚索极限承载力，取170KN;

θ------角锚杆与巷道顶板的夹角，取750；

n-------锚索根数，取2；

通过上述计算，得出理论上锚索间距为4.7m，而实际布置锚索的间距为2m，故所选锚索参数满足设计要求。

D、Ⅳ段：

（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。

L1——锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）

L3——锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4

其中围岩松动圈冒落高度

b=

c=

式中：

B、H——巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.0，H取3.2

——顶板煤普氏系数；取5.0

ω——两帮围岩的似内摩擦角，

=

=78.69°

b=0.46

c=0.306

顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.46+0.6=1.16

所选顶锚杆1.8m≥1.16m符合设计要求。

帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.4=0.86

所选帮锚杆1.6m≥0.86符合设计要求。

（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a

式中：

a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70

K——安全系数，一般取2；

L2——有效长度（顶锚杆取b）；

r——煤体容重（KN/m3）；取14.1

顶锚杆：

=

=1.63；

锚杆间、排距均符合设计要求。

（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

=

=1.05

其中：

K——安全系数；取2

d1——锚索直径；0.0178m

——锚索抗拉强度，1770N/mm2；

——锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8mm，锚具厚为50mm）

Ld——外露张拉长度，m；取0.15

La+Lb+Lc+Ld=1.05+5+0.066+0.15=6.266m

锚索长度取8.2m符合设计要求。

（5）、悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用ф17.8×8200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L≤nF2/[BHR-（2F1sinθ）/L1]

式中L------锚索间距，m

B-------巷道最大冒落宽度，4m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

R-------岩体容重15KN/m³；

L1------锚杆排距，1.0m；

F1-------锚杆锚固力，70KN;

F2------锚索极限承载力，取170KN;

θ------角锚杆与巷道顶板的夹角，取750；

n-------锚索根数，取2；

通过上述计算，得出理论上锚索间距为7.5m，而实际布置锚索的间距为1.8m，故所选锚索参数满足设计要求。

E、Ⅴ段：

（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：

L——锚杆总长度m；顶锚杆取1.8，帮锚杆取1.6。

L1——锚杆外露长度m；（包括垫片、螺母厚度）；顶锚杆取0.1，帮锚杆取0.1

L2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c）

L3——锚入岩（煤）层内深度m；顶锚杆取0.6，帮锚杆取0.4

其中围岩松动圈冒落高度

b=

c=

式中：

B、H——巷道掘进毛宽、毛高m；B取4.2，H取3.2

——顶板煤普氏系数；取5.0

ω——两帮围岩的似内摩擦角，

=

=78.69°

b=0.48

c=0.306

顶锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.48+0.6=1.18

所选顶锚杆1.8m≥1.18m符合设计要求。

帮锚杆L=L1+L2+L3=0.1+0.306+0.4=0.86

所选帮锚杆1.6m≥0.86符合设计要求。

（2）、校核顶锚杆间、排距；应满足a

式中：

a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力，KN/根；顶锚杆取70

K——安全系数，一般取2；

L2——有效长度（顶锚杆取b）；

r——煤体容重（KN/m3）；取14.1

顶锚杆：

=

=1.63；

锚杆间、排距均符合设计要求。

（3）、加强锚索长度校核，应满足L=La+Lb+Lc+Ld

式中：

L——锚索总长度，m；

La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度

=

=1.05

其中：

K——安全系数；取2

d1——锚索直径；0.0178m

——锚索抗拉强度，1770N/mm2；

——锚索与锚固剂的粘合强度，15N/mm2；

Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——托板与锚具的厚度，m；取0.066（槽钢和垫片厚都为8mm，锚具厚为50mm）

Ld——外露张拉长度，m；取0.15

La+Lb+Lc+Ld=1.05+6+0.066+0.15=7.266m

锚索长度取8.2m符合设计要求。

（5）、悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板煤、岩层发生大面积离层、整体垮落，用ф17.8×8200mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬的煤、岩层中。

校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

在忽略岩体粘接力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L≤nF2/[BHR-（2F1sinθ）/L1]

式中L------锚索间距，m

B-------巷道最大冒落宽度，4.2m；

H-------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.0m；

R-------岩体容重15KN/m³；

L1------锚杆排距，1.0m；

F1-------锚杆锚固力，70KN;

F2------锚索极限承载力，取170KN;

θ------角锚杆与巷道顶板的夹角，取750；

n-------锚索根数，取2；

通过上述计算，得出理论上锚索间距为6.3m，而实际布置锚索的间距为1.8m，故所选锚索参数满足设计要求。

（二）、临时支护工艺、工序及要求

（1）、支护方式：

柱用