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王台矿井综采工作面处理坚硬顶板技术 总被引:7,自引:0,他引:7
为了使王台矿井XV号煤综采工作面坚硬顶板能随工作面推进而及时垮落,减轻对工作面冲击和矿压显现,采用了超前深孔预裂爆破的方式对XV号煤综采工作面坚硬顶板进行弱化处理.经过对坚硬顶板的弱化处理,破坏了顶板内部的完整性,使岩体内应力重新分布,增加和扩展了顶板原始裂隙,达到了减小初次来压和周期来压步距,坚硬顶板能及时垮落,保证了综采工作面的回采安全. 相似文献
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针对煤峪口矿回采工作面顶板坚硬且不易自然垮落的问题,通过现场实测考察与分析,决定采用超前深孔预裂爆破的方式对工作面顶板进行提前处理,以达到提前弱化顶板的目的。研究表明:经在工作面回采巷道向煤层坚硬顶板内布置超前深炮孔进行爆破后,工作面顶板来压情况稳定,且在来压期内工作面煤壁稳定,液压支架工作正常。 相似文献
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针对纳林河二号煤矿“见方”区域冲击事件频发的问题,分析了工作面静载、动静载量化叠加支承压力分布特征,得出了强冲击倾向性顶板特殊区域冲击机理,即:工作面采空区对宽煤柱一侧的工作面巷道施加静载,使影响区域煤岩体临近冲击状态;冲击临界状态煤岩体在强冲击倾向性顶板破断释放的大量弹性能的影响下,发生冲击地压灾害。据此设计了顶板爆破预裂和煤层大直径卸压钻孔方案,经对施工区域的效果进行检验发现,该方案可以降低工作面“见方”影响区域的冲击危险性,实现工作面的防冲安全。 相似文献
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针对漳村煤矿2306工作面的顶板岩性作了分析研究,采用定向水力压裂对工作面切眼顶板稳定层位进行弱化处理,有效消除了初次来压冲击荷载,人为控制了工作面老顶的初次来压步距,达到了弱化顶板并保证老顶及时垮落的目的,提高了工作面的煤炭资源回收率。 相似文献
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以峰峰集团山西大远煤业1201急倾斜工作面为背景,系统研究了急倾斜厚煤层走向长壁综放开采的基本问题,指出支架的合理设计是该类煤层成功开采的首要条件,支架设计要充分考虑急倾斜厚煤层综放开采的顶板活动规律,以工作面上部顶板的冲击载荷确定支架的工作阻力。同时急倾斜支架要有足够的抗侧向挤压能力,结合工作面采放工艺确定侧护板的抗挤压能力。急倾斜厚煤层综放开采的顶煤放出体与煤岩分界面具有明显的不对称性。结合顶煤放出规律、支架稳定性等综合确定采放工艺,提出“下行动态分段、段内上行放煤”的采放工艺,适用于急倾斜厚煤层走向长壁综放开采,可最大限度地减少采放过程中对支架的不利影响,并可获得较高的顶煤采出率。工作面安装前需对软弱底板进行加固。 相似文献
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晋能王家岭煤业回采面均采用“两进一回”布置,其中上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。 相似文献
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为了提高大倾角松软厚煤层综放开采顶煤采出率,以庞庞塔煤矿9-301工作面为工程背景,综合采用理论分析、现场实测、工业性试验的方法,研究了大倾角松软厚煤层顶煤运移规律和放煤特征。研究表明,9-301工作面顶煤在距离采煤工作面30~50 m范围内开采产生移动,且受倾角影响明显,回风巷顶煤位移量远大于运输巷;统计了不同放煤步距和放煤方式对厚煤层顶煤采出率的影响,结果表明,一刀一放(放煤步距0.8 m)的回采率高于二刀一放(放煤步距1.6 m),且有利于顶板控制,同时,采用一刀一放、多轮顺序放煤相比一刀一放、单轮顺序放煤顶煤采出率可提高5.5%。研究结果对提高大倾角松软厚煤层综放开采顶煤回采率具有重要指导意义。 相似文献
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为了解决深井强冲击倾向性厚煤层开采过程中冲击地压下巷道变形难以控制的问题,以孟村煤矿4#煤层巷道层位布置为例展开探讨。在明确煤层顶底板及冲击性等概况的基础上,结合首采煤层巷道布置及支护情况,提出3种巷道层位布置技术方案。通过对3种方案的技术优缺点对比,认为方案三是适合孟村煤矿综采工作面巷道层位布置的最优方案。即综采工作面巷道布置在煤层距顶板7.5 m处,选用深入砂质泥岩顶板不少于1.3 m的φ21.8 mm×8800 mm锚索;该方案具有更好的抗冲击能力,可以在此基础上开展基于顶板对抗冲击地压的支护理论分析,是一种更为优化的工作面层位布置形式。 相似文献
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深孔预裂爆破是弱化坚硬顶板的一种有效方式,预裂爆破参数的选择对顶板弱化效果有很大影响。以山西某矿22205厚煤层坚硬顶板综放工作面的具体工程地质条件为背景,采用基于Hoek-Brown强度准则的岩体深孔预裂爆破影响区等效连续力学参数估算方法,运用FLAC3D软件建立了坚硬顶板深孔预裂爆破的三维数值计算模型,研究了不同的爆破孔距开切眼距离、爆破孔深度等关键参数对坚硬顶板初次来压的影响规律。在此基础上,合理设计优化了22205综放工作面坚硬顶板的深孔预裂爆破方案与参数,并进行了现场工程实践。现场矿压监测结果表明,采用深孔预裂爆破技术后,坚硬顶板的初次来压步距减小了约20m,显著改善了坚硬顶板来压期间的安全状况,保障了工作面的正常安全生产。 相似文献
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When stepped coal getting technology was applied to high seam mining working face, with field observations the following aspects of working face were analyzed based on the inherent conditions of extremely soft thick seam mined by Liangbei Mine, such as the brokenness and activity law of rock seam in the working face, the law of load-bearing of its supports, and the instability character of coal or rock in tip-to-face area. The following are the major laws. Pressure intensity of roof in high seam mining with extremely soft thick seam is stronger than one in slicing and sublevel-caving as a whole. But the greater crushing deformation of coal side makes pressure intensity of roof in the middle of working face be equivalent to one in sublevel-caving. In the middle of working face the roof brokenness has less dynamic load effect than roof brokenness in the two ends of working face. The brokenness instability of distinct pace of roof brings several load-bearings to supports. In condition of extremely soft thick seam, the ratio of resistance increment of supports in two ends of working face is obviously greater than that of supports in the middle. Most sloughing in coal side is triangular slop sloughing caused by shear slipping in high seam mining with extremely soft thick seam. Ultrahigh mining is the major reason for roof fall. Instability of coal or rock in tip-to-face area can be controlled effectively with the methods such as improving setting load of supports, mining along roof by reinforcing floor and protecting the immediate roof in time, and so on. 相似文献