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时间:2019-05-30
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1、七矿己16—17—21011上分层炮采工作面单体渡压支柱合理支护密度的研究七矿李守仁陈根选科研所黄炳才一研究的目的度越密越好,越密越安垒的概念。支护更我矿炮采工作面使用HZWA型金属新采用单体液压支柱后,工作面柱矩8O%摩擦支柱配合lidJA一10OO型。金属铰接以上仍然在300mm一5OOmm范围内.这顶梁支护顶板时,工作面柱距由800mm样在某种程度上虽然能够有效的控制顶缩小至600mm.500mm、300mm,在扳,但不能充分发挥单体液压支柱支撑能人们思想上似乎已形成回采工作面支护密力大的作用,工作面排与排之向由于柱距施)的管理规定,必须严格,认真地执作面中,必衡采取防采措赫而防突工行.
2、这是确保人身安全最有效的技术、安作,打眼工作量较太(予爵孔、橙爆孔、全管理措施。效果拴验孔补救摊赫:钻孔等)。孔髑1四、藏进意见t3~s.5m瑟巍工场所限制_施工也比较1.在突出采区回采巷道的准备过程困难,为了减少防突工作最,又舱达鞋防中,必须积累各种瓦斯参数测定的资料,究措施的落实,四证一体.的予耐,'氆:以便采面形成后,在地质说明书中准确地验又能正常进行采取予铡孔,橙壤孔,指出有突出危险地医及突出威胁地区的范效果检验孔统一与采面放炮同时进行;这围,为回采提供采取防突措施及只需采取样即能减少躲炮次数,又能进行防荛,从防护措施的依据,避免在目采当中增加不而达到安全回采的县舯。具体方法。防突必要
3、的工序,有利于单产的提高。钻孔与采面爆破孔同时避{其钻孔布置2.鉴于在突出采区里爆破应采取远与上述布置相同,只是采商毫秒爆破与防距离放炮,且爆破后为了防止煤与瓦斯的突橙爆一起起精,松爆孔在装药前予测q滞后突出,需3O分钟后瓦斯浓度在1%以值(同时亦是效果检验值)。通过所取得下时方能进入工作场所。所以在条件允许的资科分析,这样效果较分别进行效果情况下应尽量设法增大每次构爆破度,好,原因是爆破后(包括拯爆)可以有充既保证了安全又能减少放炮时间,以便增分的排放瓦斯时间,一般都不少放八小大场所作业时间,提高l回采工作面的单产时,松爆超前工作面1~2米,_比原方法和工效。所以回采工作面应采用大功率的其超
4、前值增加i米,所以应该是安全,可运输机,以防止爆破煤量大压死溜子。靠的。此方案将在褰践后方能给予肯3.由于在煤与瓦斯突出危险回采工定。4一王9窄间凉小来往行人不便,同时增多了采场各5In处,设置三条观测线,使用的仪表是支柱使用数量,加重了工人的劳动强度。三用阔测力计。从1989年4月27日初采开为使炮采工作面使用单体液压支柱有一个始到1989年6月4日结束,历时38天,推比较合理的支护密度,达到安全上可靠,进步距90m(即9O个循环)获得11340个技术上可行,经济上合理的目的,我矿与数据,通过整理计算t采场周期来压步距局科研所台作在己。一.煤层上分层回采C=0m相对稳定步距b=5111来压前
5、后采工作面进行了矿压观测,对使用单体液压场顶板下沉量△h225mm△h=320支柱的支护密度进行初步探讨和研究。mm,活柱最大下缩量∑=201mm,老二,观测现场的地质技术条件顶断裂步距35m~-.42m。(详见支柱平均已J。一j,一21O儿回采工作面位于二载荷曲线图和顶板平均下沉量曲线图)水平已一采区上山东异,北部为已采的已四、根据实测数据对支护密度的计算。一.-21o31回采工作面风巷,南边尚计算方法是依据柬扬、袁传法编写的未采动,切眼距、三采区边界线IOOnl。单体支柱工作面矿压观测与研究方法”左右,西边为上山煤柱,工作面走向长的有关方法和计算公式。550m倾斜长90m,颤角平均2O。,
6、煤厚单体支柱工作面的合理支护密度表达3.4m~-.4.sm,分两层开采,直接顼为深灰式是t色记岩和砂质记岩,厚度1O.25nl,底板n=鲁为下分层底煤。(见地质柱状图)工作面H走向长壁后退式采煤法,n一采场台理支护密度(根/m)九工回柱,全部陷落j击管理顶板,使用的Pt一采场合理支护强度(吨/111)支柱是郑州煤枕厂生产的PDZ一22型、Rt一采场支柱的实际支撑能力(吨/缸径8omm、工作阻力R=24吨的单柱)体液压支柱配合HDJA一1OOO型金属铰从上式可以看出确定采场合理支护密度关接顶桨,正悬臂齐梁直线柱,初采和正常键是如何确定Pt和Rt的值。回采均采用二一三排控顶。(最大控顶距(~)关于
7、采场支柱实际支撑能力为3.置m)R的计算矿·f.冠彗噼Bt=KB·RP=K日·Kz·KG·RB蕞IK,点量牡舞寸堂l蠲琏K一支柱工作的不均匀系数-_——磐堋膏瞳R——单根或部分支柱的实际支撑缸‘‘生■●,蕾能力。抽I.鞋随蠢南^正Kc——支柱的工作系数Kz——支柱工作的增阻系数躁亲e趸学扣明《硅R。——支柱的理论承载值考袅{j}时毒1,单根支柱的实际支撑能力Rr叶tjL量取推进步距中顶板来压完成时
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