999精品在线视频,手机成人午夜在线视频,久久不卡国产精品无码,中日无码在线观看,成人av手机在线观看,日韩精品亚洲一区中文字幕,亚洲av无码人妻,四虎国产在线观看 ?

高應(yīng)力集中區(qū)域沿空掘巷支護(hù)的研究與實踐

2014-06-16 08:46:45董清旺和吉敏
科技創(chuàng)新導(dǎo)報 2014年4期

董清旺 和吉敏

摘 要:紅陽二礦為了保證礦井正常生產(chǎn)接續(xù),安全高效發(fā)展,在西三采區(qū)7煤工作面的高應(yīng)力集中區(qū)域沿空掘巷,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計,取得了良好的實踐效果,具有良好的推廣前景。

關(guān)鍵詞:高應(yīng)力 巷道 支護(hù)技術(shù)

中圖分類號:TD52 文獻(xiàn)標(biāo)識碼:A 文章編號:1674-098X(2014)02(a)-0114-02

紅陽二礦西三采區(qū)七煤煤層走向長1.08 km,傾斜方向1.67 km,自北向南傾斜,采區(qū)軌道巷、回風(fēng)巷、集中運煤巷沿煤層的邊緣布置,采場布置為單翼開采,共講可設(shè)計采面5個走向長壁式采面,設(shè)計開采順序沿傾斜依次為3700~3705。因為采面為依次開采,形成了采面后退采煤與掘進(jìn)前掘相向進(jìn)行的局面。又因為最大限度的回收煤炭資源,減少煤柱的占煤量,且必須考慮上一采面老空水的危害,我礦確定了下一采面的回順與上一采面的保留10 m煤柱布置,根據(jù)大量的科學(xué)依據(jù)及我礦歷史資料顯示,10 m煤柱為我礦應(yīng)力集中區(qū)域,因此采掘相向施工時,巷道收斂、變形量很大,十分必要對巷道的支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化,為安全高效的進(jìn)行煤炭生產(chǎn)活動提供技術(shù)支持。

1 巷道受力變形特征及原因分析

(1)巷道變形的特征:在應(yīng)力集中區(qū)內(nèi)開掘的巷道受上鄰近采空區(qū)的影響較明顯,尤其是回采過程中表現(xiàn)最為突出。在采用常規(guī)支護(hù)的方案時,往往是掘進(jìn)期間巷道圍巖變形量小于采場開采后的變形量。采動影響后,巷道圍巖變形明顯加大;相對于底板移近量,圍巖變形主要以兩幫為主,變形特征主要向巷內(nèi)擠入。在掘進(jìn)期間,左、右?guī)鸵平炕疽恢拢锏雷冃卧诰嗑蜻M(jìn)工作面50 m后趨于穩(wěn)定。在回采期間,煤柱側(cè)幫移近量明顯大于另一幫。在頂?shù)装逡平恐校谑懿蓜佑绊憰r,巷道底鼓明顯大于頂板下沉。

(2)巷道變形破壞的原因:主要是以鄰近采空區(qū)應(yīng)力集中的影響。我礦回采工作面的回順(或運順)為沿空掘巷,掘進(jìn)巷道與上一區(qū)段采場煤柱為10 m。受采空區(qū)影響巷道布置鄰近采空區(qū)的應(yīng)力集中區(qū)的最高點。掘巷前后應(yīng)力分布圖見圖1。

1——掘巷前應(yīng)力分布;2——掘巷后應(yīng)力分布;

I—松散區(qū);Ⅱ—松馳區(qū);Ⅲ—塑性區(qū);Ⅳ—彈性區(qū)應(yīng)力升高部分;Ⅴ—原始應(yīng)力區(qū);

x-KB0

U=k1e-λ(__________________)+ u0

B0

式中:

u——巷道圍巖相對移近量,mm;x——護(hù)巷煤柱寬度,m; B0——能使巷道保持穩(wěn)定狀態(tài)的煤柱最小寬度,m;

u0——沒有側(cè)向支承壓力影響時巷道圍巖相對移近量,mm;K1、λ——待定系數(shù);K——系數(shù),K取1/3—1/5;

由該公式可以得出u—x的曲線關(guān)系圖,如圖2。由此可見圍巖變形在煤柱寬度10 m左右存在最大值。因此說主要影響來自采空區(qū)的應(yīng)力集中。巷道變形與護(hù)巷煤柱寬度的曲線圖見圖2。

2 常規(guī)支護(hù)技術(shù)的優(yōu)化

2.1 常規(guī)支護(hù)技術(shù)存在的主要問題

主要問題是關(guān)鍵部位支護(hù)強度不夠。受高應(yīng)力的影響,支護(hù)體首先在較為薄弱的地方(即巷道支護(hù)關(guān)鍵部位)出現(xiàn)過量變形、巖石松動和破壞,進(jìn)而形成破碎區(qū)。原來的常規(guī)支護(hù)忽視了對底膨的治理,兩底腳的錨桿均為長度2.1 m左旋無縱筋螺紋鋼錨桿進(jìn)行支護(hù)。對于兩幫沒有針對受垂直壓力向內(nèi)擠入、防潰幫進(jìn)行特殊支護(hù)。優(yōu)化前巷道支護(hù)斷面圖見圖3。

2.2 常規(guī)支護(hù)的優(yōu)化

支護(hù)工藝流程:巷道掘進(jìn)→頂板支護(hù)→打注幫錨桿進(jìn)行護(hù)→巷道前掘30米后打煤柱幫錨索進(jìn)行支護(hù)補強。

頂板支護(hù):矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合錨桿支護(hù),并進(jìn)行錨索補強。∮20 mm長2400 mm的右旋無縱筋螺等強錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm。金屬網(wǎng)采用10#鐵線編制成,網(wǎng)孔70×80 mm,其規(guī)格為5×1.1 m。錨索選用7股17.8 mm×5000 mm的鋼絞線扭制成,間排距2400 mm×800 mm。配用12#礦用工字鋼或U型鋼加工成的托盤,托盤長度250~300 mm。錨桿托盤選用7 mm厚鋼板制成,規(guī)格120×120 mm,中孔21 mm。錨索采用3支Z2350樹脂藥卷,錨桿采用2支Z2350樹脂藥卷進(jìn)行錨固。

幫支護(hù):每側(cè)幫3根長∮20 mm長2100 mm左旋無縱筋螺等強錨桿。兩底腳錨桿支護(hù)加長至2.4 m。煤柱幫采用兩根錨索與矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合補強。錨桿間排距800 mm×800 mm。優(yōu)化后巷道支護(hù)斷面圖見圖4。

3 效果檢驗

為了檢驗優(yōu)化支護(hù)方案的支護(hù)效果,在巷道中布置每50 m布置一個圍巖表面位移監(jiān)測斷面,每20 d監(jiān)測一次,共監(jiān)測120 d,監(jiān)測結(jié)果見圖4所示。從圖中可以看出,巷道的頂板下沉量、底臌量、兩幫位移量和頂?shù)装逦灰屏慷疾皇呛艽螅ㄟ^與常規(guī)支護(hù)的監(jiān)測數(shù)據(jù)比對:其中頂板的下沉量與優(yōu)化前無顯著變化。兩幫的底腳錨桿的加長有效的控制了底臌,底臌量由由優(yōu)化前的最大350 mm,降至292 mm。兩幫位移量由優(yōu)化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱側(cè)幫由優(yōu)化前的338 mm降至145 mm,由此可見優(yōu)化支護(hù)方案提高了支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性和支撐能力,有效地控制了采空區(qū)高應(yīng)力集中區(qū)域?qū)ο锏赖钠茐模蟠鬁p少了巷道維護(hù)量保證了巷道的穩(wěn)定和礦井的正常生產(chǎn)。優(yōu)化支護(hù)前后巷道變形量監(jiān)測圖見圖5。

4 結(jié)語

采空區(qū)影響下的高應(yīng)力集中區(qū)域內(nèi)巷道的支護(hù)是一個時間、空間上的問題,即在巷道的變形過程中采用合理的支護(hù)方式進(jìn)行適時支護(hù),巷道支護(hù)的成功與否,與每個支護(hù)措施的支護(hù)順序、位置、時間緊密相關(guān),每個環(huán)節(jié)都很重要。針對我礦主要采用的沿空掘巷,在回采過程由于動壓所產(chǎn)生的前支撐壓力以及側(cè)支撐壓力,對巷道的破壞,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計能夠有效的控制巷道的收斂變形,取得了良好的實踐效果。endprint

摘 要:紅陽二礦為了保證礦井正常生產(chǎn)接續(xù),安全高效發(fā)展,在西三采區(qū)7煤工作面的高應(yīng)力集中區(qū)域沿空掘巷,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計,取得了良好的實踐效果,具有良好的推廣前景。

關(guān)鍵詞:高應(yīng)力 巷道 支護(hù)技術(shù)

中圖分類號:TD52 文獻(xiàn)標(biāo)識碼:A 文章編號:1674-098X(2014)02(a)-0114-02

紅陽二礦西三采區(qū)七煤煤層走向長1.08 km,傾斜方向1.67 km,自北向南傾斜,采區(qū)軌道巷、回風(fēng)巷、集中運煤巷沿煤層的邊緣布置,采場布置為單翼開采,共講可設(shè)計采面5個走向長壁式采面,設(shè)計開采順序沿傾斜依次為3700~3705。因為采面為依次開采,形成了采面后退采煤與掘進(jìn)前掘相向進(jìn)行的局面。又因為最大限度的回收煤炭資源,減少煤柱的占煤量,且必須考慮上一采面老空水的危害,我礦確定了下一采面的回順與上一采面的保留10 m煤柱布置,根據(jù)大量的科學(xué)依據(jù)及我礦歷史資料顯示,10 m煤柱為我礦應(yīng)力集中區(qū)域,因此采掘相向施工時,巷道收斂、變形量很大,十分必要對巷道的支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化,為安全高效的進(jìn)行煤炭生產(chǎn)活動提供技術(shù)支持。

1 巷道受力變形特征及原因分析

(1)巷道變形的特征:在應(yīng)力集中區(qū)內(nèi)開掘的巷道受上鄰近采空區(qū)的影響較明顯,尤其是回采過程中表現(xiàn)最為突出。在采用常規(guī)支護(hù)的方案時,往往是掘進(jìn)期間巷道圍巖變形量小于采場開采后的變形量。采動影響后,巷道圍巖變形明顯加大;相對于底板移近量,圍巖變形主要以兩幫為主,變形特征主要向巷內(nèi)擠入。在掘進(jìn)期間,左、右?guī)鸵平炕疽恢拢锏雷冃卧诰嗑蜻M(jìn)工作面50 m后趨于穩(wěn)定。在回采期間,煤柱側(cè)幫移近量明顯大于另一幫。在頂?shù)装逡平恐校谑懿蓜佑绊憰r,巷道底鼓明顯大于頂板下沉。

(2)巷道變形破壞的原因:主要是以鄰近采空區(qū)應(yīng)力集中的影響。我礦回采工作面的回順(或運順)為沿空掘巷,掘進(jìn)巷道與上一區(qū)段采場煤柱為10 m。受采空區(qū)影響巷道布置鄰近采空區(qū)的應(yīng)力集中區(qū)的最高點。掘巷前后應(yīng)力分布圖見圖1。

1——掘巷前應(yīng)力分布;2——掘巷后應(yīng)力分布;

I—松散區(qū);Ⅱ—松馳區(qū);Ⅲ—塑性區(qū);Ⅳ—彈性區(qū)應(yīng)力升高部分;Ⅴ—原始應(yīng)力區(qū);

x-KB0

U=k1e-λ(__________________)+ u0

B0

式中:

u——巷道圍巖相對移近量,mm;x——護(hù)巷煤柱寬度,m; B0——能使巷道保持穩(wěn)定狀態(tài)的煤柱最小寬度,m;

u0——沒有側(cè)向支承壓力影響時巷道圍巖相對移近量,mm;K1、λ——待定系數(shù);K——系數(shù),K取1/3—1/5;

由該公式可以得出u—x的曲線關(guān)系圖,如圖2。由此可見圍巖變形在煤柱寬度10 m左右存在最大值。因此說主要影響來自采空區(qū)的應(yīng)力集中。巷道變形與護(hù)巷煤柱寬度的曲線圖見圖2。

2 常規(guī)支護(hù)技術(shù)的優(yōu)化

2.1 常規(guī)支護(hù)技術(shù)存在的主要問題

主要問題是關(guān)鍵部位支護(hù)強度不夠。受高應(yīng)力的影響,支護(hù)體首先在較為薄弱的地方(即巷道支護(hù)關(guān)鍵部位)出現(xiàn)過量變形、巖石松動和破壞,進(jìn)而形成破碎區(qū)。原來的常規(guī)支護(hù)忽視了對底膨的治理,兩底腳的錨桿均為長度2.1 m左旋無縱筋螺紋鋼錨桿進(jìn)行支護(hù)。對于兩幫沒有針對受垂直壓力向內(nèi)擠入、防潰幫進(jìn)行特殊支護(hù)。優(yōu)化前巷道支護(hù)斷面圖見圖3。

2.2 常規(guī)支護(hù)的優(yōu)化

支護(hù)工藝流程:巷道掘進(jìn)→頂板支護(hù)→打注幫錨桿進(jìn)行護(hù)→巷道前掘30米后打煤柱幫錨索進(jìn)行支護(hù)補強。

頂板支護(hù):矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合錨桿支護(hù),并進(jìn)行錨索補強。∮20 mm長2400 mm的右旋無縱筋螺等強錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm。金屬網(wǎng)采用10#鐵線編制成,網(wǎng)孔70×80 mm,其規(guī)格為5×1.1 m。錨索選用7股17.8 mm×5000 mm的鋼絞線扭制成,間排距2400 mm×800 mm。配用12#礦用工字鋼或U型鋼加工成的托盤,托盤長度250~300 mm。錨桿托盤選用7 mm厚鋼板制成,規(guī)格120×120 mm,中孔21 mm。錨索采用3支Z2350樹脂藥卷,錨桿采用2支Z2350樹脂藥卷進(jìn)行錨固。

幫支護(hù):每側(cè)幫3根長∮20 mm長2100 mm左旋無縱筋螺等強錨桿。兩底腳錨桿支護(hù)加長至2.4 m。煤柱幫采用兩根錨索與矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合補強。錨桿間排距800 mm×800 mm。優(yōu)化后巷道支護(hù)斷面圖見圖4。

3 效果檢驗

為了檢驗優(yōu)化支護(hù)方案的支護(hù)效果,在巷道中布置每50 m布置一個圍巖表面位移監(jiān)測斷面,每20 d監(jiān)測一次,共監(jiān)測120 d,監(jiān)測結(jié)果見圖4所示。從圖中可以看出,巷道的頂板下沉量、底臌量、兩幫位移量和頂?shù)装逦灰屏慷疾皇呛艽螅ㄟ^與常規(guī)支護(hù)的監(jiān)測數(shù)據(jù)比對:其中頂板的下沉量與優(yōu)化前無顯著變化。兩幫的底腳錨桿的加長有效的控制了底臌,底臌量由由優(yōu)化前的最大350 mm,降至292 mm。兩幫位移量由優(yōu)化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱側(cè)幫由優(yōu)化前的338 mm降至145 mm,由此可見優(yōu)化支護(hù)方案提高了支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性和支撐能力,有效地控制了采空區(qū)高應(yīng)力集中區(qū)域?qū)ο锏赖钠茐模蟠鬁p少了巷道維護(hù)量保證了巷道的穩(wěn)定和礦井的正常生產(chǎn)。優(yōu)化支護(hù)前后巷道變形量監(jiān)測圖見圖5。

4 結(jié)語

采空區(qū)影響下的高應(yīng)力集中區(qū)域內(nèi)巷道的支護(hù)是一個時間、空間上的問題,即在巷道的變形過程中采用合理的支護(hù)方式進(jìn)行適時支護(hù),巷道支護(hù)的成功與否,與每個支護(hù)措施的支護(hù)順序、位置、時間緊密相關(guān),每個環(huán)節(jié)都很重要。針對我礦主要采用的沿空掘巷,在回采過程由于動壓所產(chǎn)生的前支撐壓力以及側(cè)支撐壓力,對巷道的破壞,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計能夠有效的控制巷道的收斂變形,取得了良好的實踐效果。endprint

摘 要:紅陽二礦為了保證礦井正常生產(chǎn)接續(xù),安全高效發(fā)展,在西三采區(qū)7煤工作面的高應(yīng)力集中區(qū)域沿空掘巷,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計,取得了良好的實踐效果,具有良好的推廣前景。

關(guān)鍵詞:高應(yīng)力 巷道 支護(hù)技術(shù)

中圖分類號:TD52 文獻(xiàn)標(biāo)識碼:A 文章編號:1674-098X(2014)02(a)-0114-02

紅陽二礦西三采區(qū)七煤煤層走向長1.08 km,傾斜方向1.67 km,自北向南傾斜,采區(qū)軌道巷、回風(fēng)巷、集中運煤巷沿煤層的邊緣布置,采場布置為單翼開采,共講可設(shè)計采面5個走向長壁式采面,設(shè)計開采順序沿傾斜依次為3700~3705。因為采面為依次開采,形成了采面后退采煤與掘進(jìn)前掘相向進(jìn)行的局面。又因為最大限度的回收煤炭資源,減少煤柱的占煤量,且必須考慮上一采面老空水的危害,我礦確定了下一采面的回順與上一采面的保留10 m煤柱布置,根據(jù)大量的科學(xué)依據(jù)及我礦歷史資料顯示,10 m煤柱為我礦應(yīng)力集中區(qū)域,因此采掘相向施工時,巷道收斂、變形量很大,十分必要對巷道的支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化,為安全高效的進(jìn)行煤炭生產(chǎn)活動提供技術(shù)支持。

1 巷道受力變形特征及原因分析

(1)巷道變形的特征:在應(yīng)力集中區(qū)內(nèi)開掘的巷道受上鄰近采空區(qū)的影響較明顯,尤其是回采過程中表現(xiàn)最為突出。在采用常規(guī)支護(hù)的方案時,往往是掘進(jìn)期間巷道圍巖變形量小于采場開采后的變形量。采動影響后,巷道圍巖變形明顯加大;相對于底板移近量,圍巖變形主要以兩幫為主,變形特征主要向巷內(nèi)擠入。在掘進(jìn)期間,左、右?guī)鸵平炕疽恢拢锏雷冃卧诰嗑蜻M(jìn)工作面50 m后趨于穩(wěn)定。在回采期間,煤柱側(cè)幫移近量明顯大于另一幫。在頂?shù)装逡平恐校谑懿蓜佑绊憰r,巷道底鼓明顯大于頂板下沉。

(2)巷道變形破壞的原因:主要是以鄰近采空區(qū)應(yīng)力集中的影響。我礦回采工作面的回順(或運順)為沿空掘巷,掘進(jìn)巷道與上一區(qū)段采場煤柱為10 m。受采空區(qū)影響巷道布置鄰近采空區(qū)的應(yīng)力集中區(qū)的最高點。掘巷前后應(yīng)力分布圖見圖1。

1——掘巷前應(yīng)力分布;2——掘巷后應(yīng)力分布;

I—松散區(qū);Ⅱ—松馳區(qū);Ⅲ—塑性區(qū);Ⅳ—彈性區(qū)應(yīng)力升高部分;Ⅴ—原始應(yīng)力區(qū);

x-KB0

U=k1e-λ(__________________)+ u0

B0

式中:

u——巷道圍巖相對移近量,mm;x——護(hù)巷煤柱寬度,m; B0——能使巷道保持穩(wěn)定狀態(tài)的煤柱最小寬度,m;

u0——沒有側(cè)向支承壓力影響時巷道圍巖相對移近量,mm;K1、λ——待定系數(shù);K——系數(shù),K取1/3—1/5;

由該公式可以得出u—x的曲線關(guān)系圖,如圖2。由此可見圍巖變形在煤柱寬度10 m左右存在最大值。因此說主要影響來自采空區(qū)的應(yīng)力集中。巷道變形與護(hù)巷煤柱寬度的曲線圖見圖2。

2 常規(guī)支護(hù)技術(shù)的優(yōu)化

2.1 常規(guī)支護(hù)技術(shù)存在的主要問題

主要問題是關(guān)鍵部位支護(hù)強度不夠。受高應(yīng)力的影響,支護(hù)體首先在較為薄弱的地方(即巷道支護(hù)關(guān)鍵部位)出現(xiàn)過量變形、巖石松動和破壞,進(jìn)而形成破碎區(qū)。原來的常規(guī)支護(hù)忽視了對底膨的治理,兩底腳的錨桿均為長度2.1 m左旋無縱筋螺紋鋼錨桿進(jìn)行支護(hù)。對于兩幫沒有針對受垂直壓力向內(nèi)擠入、防潰幫進(jìn)行特殊支護(hù)。優(yōu)化前巷道支護(hù)斷面圖見圖3。

2.2 常規(guī)支護(hù)的優(yōu)化

支護(hù)工藝流程:巷道掘進(jìn)→頂板支護(hù)→打注幫錨桿進(jìn)行護(hù)→巷道前掘30米后打煤柱幫錨索進(jìn)行支護(hù)補強。

頂板支護(hù):矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合錨桿支護(hù),并進(jìn)行錨索補強。∮20 mm長2400 mm的右旋無縱筋螺等強錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm。金屬網(wǎng)采用10#鐵線編制成,網(wǎng)孔70×80 mm,其規(guī)格為5×1.1 m。錨索選用7股17.8 mm×5000 mm的鋼絞線扭制成,間排距2400 mm×800 mm。配用12#礦用工字鋼或U型鋼加工成的托盤,托盤長度250~300 mm。錨桿托盤選用7 mm厚鋼板制成,規(guī)格120×120 mm,中孔21 mm。錨索采用3支Z2350樹脂藥卷,錨桿采用2支Z2350樹脂藥卷進(jìn)行錨固。

幫支護(hù):每側(cè)幫3根長∮20 mm長2100 mm左旋無縱筋螺等強錨桿。兩底腳錨桿支護(hù)加長至2.4 m。煤柱幫采用兩根錨索與矩形Φ12.5 mm×4.9 m鋼絲繩鋼帶組合補強。錨桿間排距800 mm×800 mm。優(yōu)化后巷道支護(hù)斷面圖見圖4。

3 效果檢驗

為了檢驗優(yōu)化支護(hù)方案的支護(hù)效果,在巷道中布置每50 m布置一個圍巖表面位移監(jiān)測斷面,每20 d監(jiān)測一次,共監(jiān)測120 d,監(jiān)測結(jié)果見圖4所示。從圖中可以看出,巷道的頂板下沉量、底臌量、兩幫位移量和頂?shù)装逦灰屏慷疾皇呛艽螅ㄟ^與常規(guī)支護(hù)的監(jiān)測數(shù)據(jù)比對:其中頂板的下沉量與優(yōu)化前無顯著變化。兩幫的底腳錨桿的加長有效的控制了底臌,底臌量由由優(yōu)化前的最大350 mm,降至292 mm。兩幫位移量由優(yōu)化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱側(cè)幫由優(yōu)化前的338 mm降至145 mm,由此可見優(yōu)化支護(hù)方案提高了支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性和支撐能力,有效地控制了采空區(qū)高應(yīng)力集中區(qū)域?qū)ο锏赖钠茐模蟠鬁p少了巷道維護(hù)量保證了巷道的穩(wěn)定和礦井的正常生產(chǎn)。優(yōu)化支護(hù)前后巷道變形量監(jiān)測圖見圖5。

4 結(jié)語

采空區(qū)影響下的高應(yīng)力集中區(qū)域內(nèi)巷道的支護(hù)是一個時間、空間上的問題,即在巷道的變形過程中采用合理的支護(hù)方式進(jìn)行適時支護(hù),巷道支護(hù)的成功與否,與每個支護(hù)措施的支護(hù)順序、位置、時間緊密相關(guān),每個環(huán)節(jié)都很重要。針對我礦主要采用的沿空掘巷,在回采過程由于動壓所產(chǎn)生的前支撐壓力以及側(cè)支撐壓力,對巷道的破壞,通過優(yōu)化巷道支護(hù)設(shè)計能夠有效的控制巷道的收斂變形,取得了良好的實踐效果。endprint

主站蜘蛛池模板: 国产尤物在线播放| 亚洲黄色成人| 亚洲第一天堂无码专区| 一级黄色网站在线免费看| 亚洲成人黄色网址| 亚洲无限乱码| 欧美笫一页| 国产一区二区三区在线观看免费| 亚洲综合网在线观看| 在线精品视频成人网| 九九热在线视频| 亚洲视频二| 国产自在线播放| 欧美高清视频一区二区三区| 亚洲 日韩 激情 无码 中出| 亚洲成a∧人片在线观看无码| 女同国产精品一区二区| 日韩资源站| 一本色道久久88亚洲综合| 国产成人福利在线视老湿机| 亚洲一区网站| 中文字幕第4页| 亚洲熟妇AV日韩熟妇在线| 亚洲开心婷婷中文字幕| 日本福利视频网站| 免费在线观看av| 亚国产欧美在线人成| 刘亦菲一区二区在线观看| 91精品专区| 久久综合色88| 精品国产成人高清在线| 久久久久久尹人网香蕉| 四虎永久免费网站| 国产aⅴ无码专区亚洲av综合网| 婷婷五月在线| 久久婷婷五月综合97色| 综合社区亚洲熟妇p| 成人免费午夜视频| 国产成人高精品免费视频| 沈阳少妇高潮在线| 日本精品中文字幕在线不卡| 一级毛片免费观看不卡视频| 91精品aⅴ无码中文字字幕蜜桃 | 亚洲区欧美区| 韩国福利一区| 国产视频入口| 国产高清在线丝袜精品一区| 日韩成人免费网站| 国产亚洲男人的天堂在线观看| 国产杨幂丝袜av在线播放| 成人午夜福利视频| 亚洲婷婷丁香| 久久性视频| 美女一区二区在线观看| 国产男人天堂| 日韩精品成人网页视频在线| 国产91久久久久久| 国产成人a毛片在线| 亚洲天堂啪啪| 中文字幕在线一区二区在线| 国产一级在线观看www色| 全部毛片免费看| 欧洲免费精品视频在线| 亚洲中文字幕日产无码2021| 国产高清在线精品一区二区三区| 白丝美女办公室高潮喷水视频| 亚洲性视频网站| 国产18在线| 一本大道东京热无码av| 在线播放国产99re| 婷婷五月在线视频| 国内自拍久第一页| 亚洲人成网线在线播放va| 99伊人精品| 亚洲熟女中文字幕男人总站| 欧美黄网站免费观看| 草草影院国产第一页| 一区二区无码在线视频| 456亚洲人成高清在线| 男女精品视频| 国产成人做受免费视频| 一区二区三区国产精品视频|