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17201工作面采用单体支柱支护,支柱加硬质木垫板带帽支护,直线点柱3~4硐缓慢下沉法管理顶板,最大控顶距为3.8m,最小控顶距为2.8m,支柱穿铁鞋,工作面切顶排采用对柱支护。 相似文献
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本文分五种情况探讨了自然垮落单体支柱工作面的控顶距离,推导了支柱对顶板支护强度与控顶距的关系式。 相似文献
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孙村煤矿31112工作面采高1.8m,倾角14°,顶板岩石中硬,回柱后即行垮落。周期来压比较明显,初次来压步距为35.8m,周期来压步距为12~13.6m。HZWA型金属支柱与铰接顶梁配套支护,80机组割煤。循环进度0.8m,最大控顶距4.4m,放顶步距1.6m,密集支柱切顶,支护密度2.35棵/米~2。在该工作面共设间距为1.6m的三条测压线,每条测线布5个测点。共经历初次来压和3次周期来压,获取数据几万个。通过观测进行如下分析: 相似文献
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本文分五种情况探讨了自然垮落单体支柱工作面的控顶距离,推导了支柱对顶板支护强度与控顶距的关系式。 相似文献
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1999年4月 17日 15时30分,峰峰局羊渠河矿上6607回采工作面放顶时,发生一起顶板事故工亡1人。鉴于该事故较具典型性通过剖析有利于共同吸取教训。1事故地点自然情况 该回采工作面位于该矿一坑口正负零水平南二盘区,走向长 160m,倾斜长平均65m,倾角8°,煤层厚 1.0—1.5m,平均1.3m,直接顶为石灰岩,厚1.0—1.5m,老顶为粉砂泥岩厚5m.采用单体液压支柱配合搪材柱帽支护顶板,三、四排控顶管理顶板,最大控顶距4.4m,最小控顶距3.4m,放顶步距1m.采空区管理采用密集支柱切顶… 相似文献
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采场顶板控制设计涉及到支架阻力与围岩活动的相互作用关系。大量事实说明,支架工作阻力P与顶底板移近量S(折合成每m采高每m控顶距的移近量)呈双曲线,二者是互相制约的动态变化过程。引用临界阻力概念、确定合理的支护强度、指导工作面控顶设计;分析影响单体支柱工作面支护强度的主要因素,进行支护改革,取得明显效果。…… 相似文献
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本文介绍了在松软顶、底板条件下的回采工作面端头使用四组八架抬棚钻底所采取的措施。这些措施是:避免支柱钻底采用穿0.3×0.2×0.1m的木鞋;增大支护密度使抬棚间距缩小到0.8m;缩小机头、机尾的控顶距,机头改为2.6m,机尾改为2.0m 和采用四组八架抬棚的支护方式。 相似文献
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1992年3月底,荥阳县王河煤矿购置了40台ZQS14型双伸缩切顶支柱(技术特征见表),在矿井东翼下山113010回采工作面进行了试用。该采面走向长为260m,倾斜宽120m,煤厚1.09m,煤层倾角平均14°,可采储量5.2万t,顶板为10m厚的石灰岩,底板为9.18m的铝土泥岩。切顶支柱之间支设4组8根摩擦支柱,排距1.2m,柱距0.75m,最大控顶距离4.8m,最小控顶距离为3.6m;工作面配备80T可弯曲刮板运转机,外加铲煤板、挡煤板。采用微差爆破法落煤,边采边准备,循环进度为1.2m,一日三循环(见图1) 相似文献
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硬夹矸薄煤层单产提高的探索 总被引:1,自引:0,他引:1
为获得采面矿压规律,共观测了工作而15个,巷道20条,顶板来压预测10次,测得数据41.8万个,完成矿压报告21份,为北宿煤矿采煤工作面支护改革提供了可靠的依据。投产初期,工作面采用HZJA型摩擦支柱支护顶板,切顶排为单排密集,柱距0.2m,10棵1组,7m一个木垛,第一、二排为单柱,柱排距1m。自1981年10月,改为对柱无密集支护,柱 相似文献
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山西晋煤集团成庄矿3号采煤工作面两巷采用单体液压支柱+木梁的联合超前支护方式,距工作面10m范围内为1梁4柱支护,10~20m范围内为1梁3柱支护。这种支护方式支护强度低,底板较软时单体支柱易陷入底板内,而发生安全事故;而且支护工作量大,支护效率低,不能适应高产高效综采工作面对超前支护的要求。因此,提出采用超前液压支架进行超前支护的方案。 相似文献
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火成岩的侵入导致某矿10#煤层赋存不稳定,顶板局部地段过于坚硬,工作面回采期间顶板空顶范围过大,对工作面的安全生产造成重大威胁,针对以上情况,开展工作面放顶技术研究。研究表明:顶板不能充分垮落时,必须采取"切顶排加强支护+人工强制放顶"措施处理坚硬顶板;放顶线上另增密集支柱的线密度nzmc为5.85根/m,可保证工作面初放阶段安全回采;为保证切断顶板,应在放顶排正常支柱之间加强布置1根支柱,则支柱柱距由0.5 m变为0.25 m。 相似文献
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对门山矿深部矿体属典型的缓倾斜薄层状难采矿体。用全面法开采,地压管理困难,作业安全不能保证;用房柱法开采,留存矿柱损失大。引进单体水压支柱护顶技术能够很好地解决上述问题。设计水压支柱护顶全面采矿法,其中采场尺寸为40 m×8 m×4 m;基于塌落拱理论推导工作面支护强度计算公式,可得支护强度26.42 kPa,进而确定了支护密度为0.275根/m2;应用FLAC3D软件计算比选,最终确定最佳支护网度为3 m×1.2 m;通过工业试验,监测和分析支柱初撑力、工作阻力、活柱下缩量、顶板沉降量等数据,证明单体水压支柱护顶技术很好地控制了采场地压,并通过回归分析确定了该采场水压支柱合理初撑力和工作阻力分别为128.36,150.18 kN。 相似文献
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传统的支护方式使工作面支护密度强度下降,回收工作强度增加,制约了安全生产。新立煤矿改变并对方式,变并在采空区侧为并在煤壁侧。并对并在煤壁侧的主要优点是缩小了工作的控顶距、减少了顶板及支柱压力,增加了支护密度、增强了支柱的有效支撑等。 相似文献
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《煤炭工程》2017,(8)
针对沿空留巷坚硬顶板条件,在传统巷旁密集单体支柱切顶支护的基础上,提出了"锚索+单体液压支柱"巷旁主动强力切顶支护技术。巷旁先采用密集单体支柱支护,然后打锚索支护,构成强力切顶结构,待采空区顶板垮落后,将密集支柱回出,支设新的一排柱距较大的单体支柱。通过力学分析得到了巷旁单体支柱和实体煤的支护阻力大小,并对木城涧煤矿六槽东四壁运输巷进行沿空留巷试验。围岩监测数据表明:一次采动后沿空留巷顶底板移近量达125mm,两帮移近量达到52mm;二次采动对顶底板及两帮的移近量影响较小,仅分别增加了40mm、5mm。可见,采用"锚索+单体液压支柱"巷旁支护对坚硬顶板沿空留巷的围岩稳定性具有良好的控制作用。 相似文献