CN106050283B - 一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置 - Google Patents

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CN106050283B CN201610330412.0A CN201610330412A CN106050283B CN 106050283 B CN106050283 B CN 106050283B CN 201610330412 A CN201610330412 A CN 201610330412A CN 106050283 B CN106050283 B CN 106050283B
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    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH DRILLING; MINING
    • E21DSHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
    • E21D21/00Anchoring-bolts for roof, floor in galleries or longwall working, or shaft-lining protection

Abstract

本发明提供一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置,属于煤矿开采技术领域。用于解决现有技术中针对三软煤层回采巷道支护参数设计不合理,导致巷道支护失效和巷道返修成本增大,严重影响矿井的安全和高效生产。该方法包括将三软煤层回采巷道结构,从上至下依次分为巷道顶板、两巷帮和巷道底板;根据三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;根据顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露长度,确定顶板锚索长度;根据两巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,确定两巷帮锚杆长度。

Description

一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置
技术领域
[0001] 本发明属于煤矿开采技术领域,更具体的涉及一种三软煤层回采巷道支护设计方 法及装置。
背景技术
[0002] 在我国大约占三分之一以上的回采巷道属于三软煤层回采巷道,随着矿井开采的 发展,地质条件好的区域逐渐减少,煤矿开采越来越多面临三软煤层的开采,三软煤层回采 巷道的支护问题日益突出。
[0003] 三软煤层回采巷道围岩为容易变形的软岩和松软煤层构成,由于其自身强度较 弱、自稳性差,在原岩应力和采掘形成的支承压力影响下,易产生两巷帮移近、底鼓、顶板下 沉和冒落。此外,工作面回采周期一般在1至2年,三软煤层回采巷道围岩的持续蠕变,导致 巷道发生失稳,影响工作面的通风、运输和安全。这类巷道支护难度大、维护成本高,是煤矿 安全高效生产的技术难题。
[0004] 现有的三软煤层回采巷道支护设计方法,主要借鉴一般软岩巷道支护设计方法进 行。其主要缺点如下:
[0005] (1)主要关注顶板的支护,忽视两巷帮变形破坏对顶板的影响;
[0006] (2)忽视巷道底板变形对两巷帮破坏发展的影响;
[0007] (3)忽视两巷帮和顶板结合部俩肩)和两巷帮与巷道底板结合部俩巷帮脚)的支 护;
[0008] ⑷缺乏一种将“巷道底板-两巷帮-巷道顶板”作为一个相互作用的整体的支护设 计方法。
[0009] (5)顶板锚索长度的确定不能形成较长的锚索和较短的锚杆的协调支护,导致锚 索受力过大而破坏和支护失效。
[0010] 综上所述,现有技术中针对三软煤层回采巷道支护参数设计不合理,导致巷道支 护失效和巷道返修成本增大,严重影响矿井的安全和高效生产。
发明内容
[0011] 本发明实施例提供一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置,可以解决三软煤 层回采巷道支护参数设计不合理,出现锚索和锚杆拉断、巷道变形,导致巷道返修成本增 大,严重影响矿井的正常生产的问题。
[0012] 本发明实施例提供一种三软煤层回采巷道支护设计方法,包括:
[0013] 根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次分为巷道顶 板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层;
[0014] 所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三软煤层回采巷道 围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述巷道顶板岩 层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡拱方程,顶板 极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;
[0015]根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露长度,采用公式⑴确 定顶板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式(2),确定顶板锚杆长度;根据所述顶板 锚杆长度,巷道两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚杆间排距;根据所述两巷帮最 大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确定两巷帮锚杆长度;
[0016] 其中,公式⑴如下:
[0017] lms = b+ls+li
[0018] 其中,公式⑵如下:
[0019] lmg = 2ka
[0020] 其中,公式⑶如下:
[0021]
Figure CN106050283BD00061
[0022] 其中,公式⑷如下:
[0023] Lmg = 2L+lg+l2
[0024] 公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高 度,Is为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因 子,(1_为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,18为锚杆锚固段长 度,h为锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
[0025] 优选地,根据下列公式确定顶板极限平衡拱方程:
Figure CN106050283BD00062
[0027] 根据下列公式确定顶板极限平衡拱高度:
Figure CN106050283BD00063
[0029] 其中,
Figure CN106050283BD00064
,b为顶板极限平衡拱高度,a+为等效回采巷道半 宽,λ为侧应力系数,f为顶板岩石坚固系数,h为巷道高度。
[0030] 优选地,根据下列公式确定等效回采巷道半宽:
[0031]
Figure CN106050283BD00065
[0032] 其中,a#为等效回采巷道半宽,a为回采巷道半宽,h为巷道高度,d为底鼓量,fb为两 巷帮煤岩坚固系数。
[0033] 优选地,所述根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述巷道顶板 岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,还可以确定巷道底板破坏深度;
[0034] 所述巷道底板破坏深度根据下列公式确定:
[0035]
Figure CN106050283BD00071
[0036] 根据下列公式确定两巷帮最大破坏深度:
[0037] L= (h+hd) /4fb
[0038] 其中,d为底鼓量,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0039] 本发明实施例还提供一种三软煤层回采巷道支护设计装置,包括:
[0040] 划分单元,用于根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下 依次分为巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层;
[0041] 参数确定单元,用于所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组 成三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以 及所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极 限平衡拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;
[0042] 支护参数确定单元,用于根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索 外露长度,采用公式(1)确定顶板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式(2),确定顶板 锚杆长度;根据所述顶板锚杆长度,巷道两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚杆间 排距;根据所述两巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确定两 巷帮锚杆长度;
[0043] 其中,公式⑴如下:
[0044] lms = b+ls+li
[0045] 其中,公式⑵如下:
[0046] lmg = 2ka
[0047] 其中,公式⑶如下:
Figure CN106050283BD00072
[0049] 其中,公式⑷如下:
[0050] Lmg = 2L+lg+l2
[0051] 公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高 度,Is为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因 子,(1_为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,18为锚杆锚固段长 度,h为锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
[0052] 优选地,根据下列公式确定顶板极限平衡拱方程:
Figure CN106050283BD00073
[0054] 根据下列公式确定顶板极限平衡拱高度:
[0055]
Figure CN106050283BD00074
[0056] 其中,
Figure CN106050283BD00075
,y = b,x = a'b为顶板极限平衡拱高度,为等效回采巷道半 宽,λ为侧应力系数,f为顶板岩石坚固系数,h为巷道高度。
[0057] 优选地,根据下列公式确定等效回采巷道半宽:
[0058]
Figure CN106050283BD00081
[0059] 其中,d为底鼓量,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0060] 优选地,所述参数确定单元还用于:确定巷道底板破坏深度;
[0061] 所述巷道底板破坏深度根据下列公式确定:
[0062]
Figure CN106050283BD00082
[0063] 根据下列公式确定两巷帮最大破坏深度:
[0064] L= (h+hd) /4fb
[0065] 其中,hd为巷道底板破坏深度,d为底鼓量,L为两巷帮最大破坏深度,h为巷道高 度,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0066] 本发明实施例中,提供一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置,包括:根据三 软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次分为巷道顶板岩层、两巷帮 煤层和巷道底板岩层;所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三软 煤层回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述 巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡 拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索 锚固段长度和锚索外露长度,采用下列公式丄szb+L+h,确定顶板锚索长度;根据回采巷 道宽度以及采用下列公式:lmg = 2ka,确定顶板锚杆长度;根据所述顶板锚杆长度,巷道两巷 帮移近量以及采用下列公式:
Figure CN106050283BD00083
,确定顶板锚杆间排距;根据所述两 巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用下列公式:Lmg = 2L+lg+l2,确定两 巷帮锚杆长度;其中,上述公式中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高度,Is为锚索锚固 段长度,Ii为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因子,dmg为锚杆间排 距,S为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,Ig为锚杆锚固段长度,I2为锚杆外露长 度。上述方法中,基于三软煤层回采巷道“底板-两帮-顶板”的相互影响,提出三软煤层回采 巷道围岩极限平衡圈理论,建立了三软强变形煤层回采巷道支护设计方法,为此类巷道的 支护控制提供科学合理的依据,可以解决三软煤层回采巷道支护参数设计不合理,出现锚 索和锚杆拉断、巷道变形,导致巷道返修成本增大,严重影响矿井的正常生产的问题。
附图说明
[0067] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现 有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本 发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以 根据这些附图获得其他的附图。
[0068] 图1为本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法流程示意图;
[0069] 图2A为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩破坏圈结构示意图;
[0070] 图2B为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩破坏区数值计算示意图;
[0071] 图3为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈原理示意图;
[0072] 图4为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道极限平衡圈力学模型;
[0073] 图5为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道的极限平衡圈支护示意图;
[0074] 图6为本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计装置结构示意图。
具体实施方式
[0075] 下面将结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完 整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于 本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他 实施例,都属于本发明保护的范围。
[0076] 图1为本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法流程示意图。该 方法至少可以应用在煤矿开采工程中。
[0077] 如图1所示,本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法,具体包括 下列步骤:
[0078] 步骤101,根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次分 为巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层;
[0079] 步骤102,所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三软煤层 回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述巷道 顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡拱方 程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;
[0080] 步骤103,根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露长度,采用 公式⑴确定顶板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式(2),确定顶板锚杆长度;根据 所述顶板锚杆长度,巷道两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚杆间排距;根据所述 两巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确定两巷帮锚杆长度;
[0081] 其中,公式⑴如下:
[0082] lms = b+ls+li
[0083] 其中,公式⑵如下:
[0084] lmg = 2ka
[0085] 其中,公式⑶如下:
[0086]
Figure CN106050283BD00091
[0087] 其中,公式⑷如下:
[0088] Lmg = 2L+lg+l2
[0089] 公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高 度,Is为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因 子,(1_为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,18为锚杆锚固段长 度,h为锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
[0090] 在对本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法之前,先对三软煤 层回采巷道的特点进行说明。
[0091] 图2A为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩破坏圈结构示意图;图2B为本 发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩破坏区数值计算示意图。
[0092] 需要说明的是,上述图2A和图2B根据河南告成煤矿三软强变形煤层回采巷道的实 测数据绘制的,其中,巷道顶板、两巷帮和巷道底板都存在显著的破坏区,如图2A所示,巷道 顶板、两巷帮和巷道底板形成一个破坏圈。根据数字计算,验证了三软巷道不仅存在顶板破 坏,而且在两巷帮和巷道底板也存在较大破坏区,如图2B所示,顶板和巷道底板主要以拉破 坏为主,两巷帮以剪切破坏为主,巷道破坏圈的外界处于极限平衡状态。
[0093] 在实际应用中,由于三软煤层回采巷道底板岩层和两巷帮的煤体比较软弱,容易 破坏,一般都存在底鼓和两巷帮破坏现象。两巷帮破坏区的存在使巷道的等效宽度增大(即 相当于巷道变宽了),导致顶板拉破坏区范围扩大(即顶板极限平衡拱扩大)。而底鼓将进一 步造成两巷帮破坏范围的扩大,导致顶板极限平衡圈(顶部也称拱)进一步扩大。因此,巷道 顶板、两巷帮和巷道底板的变形是相互影响的一个整体。基于此,本发明实施例提出了三软 煤层回采巷道围岩的极限平衡圈,具体如图3所示。
[0094] 图3为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈原理示意图。具体 地,巷道开挖后,如果巷道底板和两巷帮稳定,巷道顶板存在较小的极限平衡拱,如图3中 “两巷帮稳定时的顶板极限平衡拱”所示。如果巷道两巷帮破坏,即两巷帮可承载的稳定边 界由〇点发展到E点,即巷道等效宽度变宽增加了2L (此时,L为OE段长度),顶板极限平衡拱 扩大,如图3中“两巷帮破坏时的顶板极限平衡拱”所示。如果巷道底板破坏,相当于巷道等 效高度增大了DG段,则两巷帮破坏宽度发展到F点,巷道等效宽度扩大了 2L (此时,L为OF段 长度),此时顶板极限平衡拱进一步扩大,形成图3所示“巷道底板和两巷帮破坏时的极限平 衡圈”。
[0095] 三软煤层回采巷道支护范围应当按照极限破坏圈的范围进行支护设计。此外,以 往的支护设计中往往忽视“两巷帮-巷道底板”和“顶板-两巷帮”结合部(图3中的阴影区)的 支护,而这些区域是巷道形成“巷道底板-两巷帮-顶板”整环控制的关键。本发明实施例所 提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法中,将“巷道底板-两巷帮-顶板”作为一个整 体,提出三软煤层回采巷道极限平衡圈理论,明确了巷道支护的对象是极限平衡圈内的岩 体,提高了巷道支护设计的准确性。
[0096] 在实际应用中,设巷道埋深为H(单位,m),地层平均容重为γ (单位:kN/m3),原岩 垂直应力为q (单位:kPa),侧压系数为λ,巷道高度为h (单位:m),回采巷道宽度为2a (单位: m),两巷帮最大破坏深度为L (单位:m),巷道等效半宽为a+ia+L (单位:m),巷道底鼓量为d (单位:m),岩石坚固性系数为f,顶板极限平衡拱的高度为b。
[0097] 下列详细介绍本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法:
[0098] 在步骤102中,巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层组成三软煤层回采巷道 围岩极限平衡圈如图3所示,图4为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道极限平衡圈力学 模型。如图4所示,该力学模型的基本假设为:顶板极限平衡拱受均布垂直载荷q=y H及均 布水平载荷Aq的作用;拱脚处的水平切力F = fq a'
[0099] 需要说明的是,图4中所示的极限平衡圈顶板部分通俗称为顶板极限平衡拱,根据 对称性原理,可以取顶板左半拱进行分析,在本发明实施例中,还可以取顶板右半拱进行分 析。
[0100] 由于顶板极限平衡拱是拉压力区和压应力区的边界,平衡拱上任意横截面上只有 轴向压力而无剪力和弯矩,在拱上任一点M的平衡方程可以用下列公式(5)表示:
[0101]
Figure CN106050283BD00111
[0102] 进一步地,左半拱沿X轴方向的平衡方程可用下列公式⑶表示:
[0103] T-Aqb_fqa*=0,即T = Aqb+fqa* (6)
[0104] 将(6)式代入到⑶式,可以得到下列公式⑵:
[0105] χ2+λγ2-2 (Ab+fa*) y = 0 (7)
[0106] 经变换,可以用下列公式⑶表示顶板极限平衡拱方程:
Figure CN106050283BD00112
[0108] 在公式⑶中,
Figure CN106050283BD00113
Λ同时可以确定极限平衡拱(圈)为椭圆曲线。
[0109] 进一步地,将x = a'y = b代入到公式⑶中,可以得到顶板极限平衡拱高度,其中, 顶板极限平衡拱高度可以用下列公式(9)表示:
[0110]
Figure CN106050283BD00114
[0111] 公式(9)中,b为顶板极限平衡拱高度,单位为m;a$为等效回采巷道半宽,单位为m; λ为侧应力系数;f为顶板岩石坚固系数;h为巷道高度,单位为m。
[0112] 设巷道底板破坏深度为hd,由数值计算回归分析可得两巷帮最大破坏深度,其中, 两巷帮最大破坏深度可以用下列公式(10)表示:
[0113] L= (h+hd) /4fb (10)
[0114] 在公式(10)中,L为两巷帮最大破坏深度,单位为m;h为巷道高度,单位wiem;hd为 巷道底板破坏深度,单位为m; fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0115] 根据数值计算和大量的实测统计,巷道底板破坏深度可用下列公式(11)表示:
[0116]
Figure CN106050283BD00115
[0117] 在公式(11)中,hd为巷道底板破坏深度,单位为m;a为回采巷道半宽,单位为m;d为 底鼓量,单位为m。
[0118] 由于巷道等效半宽为:a$ = a+L,将公式(10)和公式(11)式代入,则巷道等效半宽 可以用下列公式(12)表示:
[0119]
Figure CN106050283BD00116
[0120] 公式(12)中,a#为等效回采巷道半宽,单位为m;a为回采巷道半宽,单位为m;h为巷 道高度,单位为m; d为底鼓量,单位为m; fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0121] 将公式(12)式代公式(9),可得三软煤层回采巷道顶板极限平衡拱高度,其中,三 软煤层回采巷道顶板极限平衡拱高度可以进一步地用下列公式表示:
[0122]
Figure CN106050283BD00121
[0123] 公式(13)中,b为顶板极限平衡拱高度,单位为m;a为回采巷道半宽,单位为ηι;λ为 侧应力系数;f为顶板围岩坚固系数;fb为两巷帮煤岩坚固系数;h为巷道高度,单位为m;d为 底鼓量,单位为m。
[0124] 在步骤103中,需要依次确定顶板锚索长度,顶板锚杆长度,顶板锚杆间排距,两巷 帮锚杆长度。
[0125] 在实际应用中,还需要确定顶板锚索间排距,帮部锚杆间排距,巷道两肩和两帮脚 支护参数以及其它支护参数。
[0126] 下列依次介绍上述参数的确定方法:
[0127] a.顶板支护参数设计
[0128] ①顶板锚索长度确定
[0129] 按照极限平衡圈力学模型,顶板支护对象为极限平衡圈(拱)内的岩体。因此,可以 根据顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露长度,通过公式(1)确定顶板锚索长 度,其中公式⑴如下:
[0130] lms = b+ls+li (I)
[0131] 公式⑴中,Ims为锚索长度,单位为m;b为顶板极限平衡拱高度,单位为m; Is为锚索 锚固段长度,单位为m; 1:为锚索外露长度,单位为m。
[0132] ②顶板锚杆长度确定
[0133] 根据现场实测,顶板锚杆长度可以通过下列公式⑵确定:
[0134] lmg = 2ka (2)
[0135]公式(2)中,Img为锚杆长度,单位为m;a为回采巷道半宽,单位为m;k为长度因子,在 实际应用中,可取0.18-0.22。
[0136] ③顶板锚杆间排距确定
[0137] 根据工程类比统计分析,锚杆间排距,顶板锚杆长度,巷道两巷帮移近量,可以通 过下列公式(3)确定顶板锚杆间排距:
[0138]
Figure CN106050283BD00122
[0139] 公式(3)中,dmg为锚杆间排距,单位为m; s为巷道两巷帮移近量,单位为m;a为回采 巷道宽度,单位为m。
[0140] ④顶板锚索间排距确定
[0141] 顶板锚索的间排距应大于等于顶板锚杆间排距的2倍,且同时小于锚索长度的1/ 3。即,顶板锚索的间排距可以通过下列公式(14)确定:
[0142]
Figure CN106050283BD00123
[0143]公式(14)中,dms为锚索间排距,单位为m; dmg为锚杆间排距,单位为m; Ims为锚索长 度,单位为m。
[0144] b.帮部支护参数设计
[0145] ①两巷帮锚杆长度确定
[0146] 两巷帮长锚杆:三软巷道两巷帮中部的破坏深度最大,应该对两巷帮的中部采用 长锚杆加固。由于巷道破坏区宽度为等效破坏区矿区的2倍,根据极限平衡圈力学模型,两 巷帮中部长锚杆的长度可以通过下列公式(15)确定:
[0147] Lmg = 2L+lg+l2 (15)
[0148]公式(15)中,L为两巷帮最大破坏深度;Ig为锚杆锚固段长度;h为锚杆外露长度。
[0149] 需要说明的是,两巷帮普通锚杆:巷道帮部其它部位的锚杆长度可与顶板锚杆长 度一致。
[0150] ②帮部锚杆间排距确定
[0151] 帮部锚杆间排距应保证帮部锚杆均匀对称分布,间排距可与顶板锚杆间排距相 同,可根据围岩变形量的大小,取锚杆间排距为0.2〜0.3倍的锚杆长度。
[0152] c.巷道两肩和两巷帮脚支护参数的确定
[0153] 图5为本发明实施例提供的三软煤层回采巷道的极限平衡圈支护示意图。其中, “两巷帮-巷道底板”和“顶板-两巷帮”结合部的支护是形成巷道“巷道底板-两巷帮-顶板” 整环控制的关键,应加强对此区域的支护。可以采用斜45°锚杆来加强巷道两肩和两巷帮脚 的控制,锚杆长度与两巷帮普通锚杆长度一致。
[0154] d.其它支护参数确定
[0155] 锚杆和锚索的直径、锚固力、预紧力等其它支护参数根据支护强度要求,按照现有 的巷道支护参数计算公式来进行计算即可。
[0156] 本发明实施例中,提供一种三软煤层回采巷道支护设计方法及装置,包括:根据三 软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次分为巷道顶板岩层、两巷帮 煤层和巷道底板岩层;所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三软 煤层回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述 巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡 拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索 锚固段长度和锚索外露长度,采用下列公式丄szb+L+h,确定顶板锚索长度;根据回采巷 道宽度以及采用下列公式:lmg = 2ka,确定顶板锚杆长度;根据所述顶板锚杆长度,巷道两巷 帮移近量以及采用下列公式:
Figure CN106050283BD00131
,确定顶板锚杆间排距;根据所述两 巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用下列公式:Lmg = 2L+lg+l2,确定两 巷帮锚杆长度;其中,上述公式中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高度,Is为锚索锚固 段长度,Ii为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因子,dmg为锚杆间排 距,S为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,Ig为锚杆锚固段长度,I2为锚杆外露长 度。上述方法中,基于三软煤层回采巷道“底板-两帮-顶板”的相互影响,提出三软煤层回采 巷道的极限平衡圈理论,建立了三软强变形煤层回采巷道支护设计方法,为此类巷道的支 护控制提供科学合理的依据,可以解决三软煤层回采巷道支护参数设计不合理,出现锚索 和锚杆拉断、巷道变形,导致巷道返修成本增大,严重影响矿井正常生产的问题。
[0157] 为了能够清楚说明本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计方法,基 于相同的发明构思,以下介绍一个实施例:
[0158] 假设某矿工作面回采巷道沿2煤层巷道底板掘进,巷道埋深H = 450m,上覆岩层岩 容重γ =25kN/m3,侧应力系数λ = 〇.5。煤层厚度平均4.2111,倾角3°。顶板及煤层岩石坚固性 系数f〜fb〜1,煤层及顶板和巷道底板受滑动构造影响而遭受破坏,强度较低,属于典型的 三软强变形煤层。回采巷道为矩形断面,巷道宽2a = 6.0m,两巷帮高hw=4.0m。巷道底鼓量d =0.73m。巷道两巷帮移近量S = 0.9m。
[0159] 1)在确定上述参数的基础上,可以根据式(12)确定巷道等效半宽:
[0160]
Figure CN106050283BD00141
[0161] 2)根据公式(9),代入相关参数可以确定顶板极限平衡拱高度:
[0162]
Figure CN106050283BD00142
[0163] 3)顶板锚索长度确定
[0164] 锚索锚固长度Is = I. lm,外露长度^取。.2m,由公式(1),可以确定顶板锚索长度:
[0165] lms = b+ls+li = 5.7+1.1+0.2 = 7. Om
[0166] 4)顶板锚杆长度确定
[0167] 根据围岩强度和工程经验,顶板锚杆长度因子k取0.2,由公式(2)求得顶板锚杆长 度:
[0168] lmg = 2ka = 2X0.2X6.0 = 2.4m
[0169] 5)顶板锚杆间排距确定
[0170] 由公式式⑶,求得顶板锚杆间排距:
[0171] dmg = 0.35X0.85X2.4 = 0.7m
[0172] 故,顶板锚杆的间排距可取700mm X 700mm。
[0173] 6)顶板锚索间排距确定
[0174] 根据式(14),确定顶板锚索间排距为:
[0175] 1.4<dms<2.2
[0176] 考虑到锚杆间排距为700mm X 700mm,且巷道为三软巷道,锚索间排距取2倍锚杆间 距,即锚索间排距1400mm X 1400mm。
[0177] 7)帮部锚杆长度确定
[0178] 由公式(15),锚杆锚固段长度取0.8m,夕卜露段长0. lm,求得两巷帮中部长锚杆的长 度:
[0179] Ug = 2.3+0.8+0.1 = 3.2m
[0180] 帮部其它位置锚杆长度与顶板锚杆长度一致,取2.4m。
[0181] 8)帮部锚杆间排距确定
[0182] 帮部锚杆间排距与顶板锚杆间排距相同,取700mm X 700mm。
[0183] 锚杆和锚索其它参数按照现有的巷道支护参数计算公式来进行计算。
[0184] 该矿应用三软煤层回采巷道(围岩极限平衡圈)支护设计方法得出的支护参数,完 善了21061工作面回采巷道支护方案,实践表明,该三软煤层回采巷道复修率降低75%,两 巷帮移近量下降了 68%,底鼓下降了 60%,巷道使用情况良好,无需大修,取得了良好的经 济效果。
[0185] 基于同一发明构思,本发明实施例提供了一种三软煤层回采巷道支护设计装置, 由于该装置解决技术问题的原理与一种三软煤层回采巷道支护设计方法相似,因此该装置 的实施可以参见方法的实施,重复之处不再赘述。
[0186] 如图6所示,为本发明实施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计装置结构示 意图,该装置包括划分单元601,参数确定单元602和支护参数确定单元603。
[0187] 划分单元601,用于根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至 下依次分为巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层;
[0188] 参数确定单元602,用于所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层 组成三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论 以及所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板 极限平衡拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度;
[0189] 支护参数确定单元603,用于根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚 索外露长度,采用公式⑴确定顶板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式⑵,确定顶 板锚杆长度;根据所述顶板锚杆长度,巷道两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚杆 间排距;根据所述两巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确定 两巷帮锚杆长度;
[0190] 其中,公式⑴如下:
[0191] lms = b+ls+li
[0192] 其中,公式⑵如下:
[0193] lmg = 2ka
[0194] 其中,公式⑶如下:
[0195]
Figure CN106050283BD00151
[0196] 其中,公式⑷如下:
[0197] Lmg = 2L+lg+l2
[0198] 公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高 度,Is为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因 子,(1_为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,18为锚杆锚固段长 度,h为锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
[0199] 优选地,根据下列公式确定顶板极限平衡拱方程:
[0200]
Figure CN106050283BD00152
[0201] 根据下列公式确定顶板极限平衡拱高度:
[0202]
Figure CN106050283BD00153
[0203] 其中,
Figure CN106050283BD00161
,7 = 13^ = &amp;'13为顶板极限平衡拱高度,&amp;$为等效回采巷道半 宽,λ为侧应力系数,f为顶板岩石坚固系数,h为巷道高度。
[0204] 优选地,根据下列公式确定等效回采巷道半宽:
[0205]
Figure CN106050283BD00162
[0206] 其中,d为底鼓量,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0207] 优选地,所述参数确定单元602还用于:确定巷道底板破坏深度;
[0208] 所述巷道底板破坏深度根据下列公式确定:
[0209]
Figure CN106050283BD00163
[0210] 根据下列公式确定两巷帮最大破坏深度:
[0211] L= (h+hd) /4fb
[0212] 其中,hd为巷道底板破坏深度,d为底鼓量,L为两巷帮最大破坏深度,h为巷道高 度,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
[0213] 应当理解,以上一种三软煤层回采巷道支护设计装置包括的单元仅为根据该设备 装置实现的功能进行的逻辑划分,实际应用中,可以进行上述单元的叠加或拆分。并且该实 施例提供的一种三软煤层回采巷道支护设计装置所实现的功能与上述实施例提供的一种 三软煤层回采巷道支护设计方法一一对应,对于该装置所实现的更为详细的处理流程,在 上述方法实施例一中已做详细描述,此处不再详细描述。
[0214] 本领域内的技术人员应明白,本发明的实施例可提供为方法、系统、或计算机程序 产品。因此,本发明可采用完全硬件实施例、完全软件实施例、或结合软件和硬件方面的实 施例的形式。而且,本发明可采用在一个或多个其中包含有计算机可用程序代码的计算机 可用存储介质(包括但不限于磁盘存储器、CD-ROM、光学存储器等)上实施的计算机程序产 品的形式。
[0215] 本发明是参照根据本发明实施例的方法、设备(系统)、和计算机程序产品的流程 图和/或方框图来描述的。应理解可由计算机程序指令实现流程图和/或方框图中的每一流 程和/或方框、以及流程图和/或方框图中的流程和/或方框的结合。可提供这些计算机程序 指令到通用计算机、专用计算机、嵌入式处理机或其他可编程数据处理设备的处理器以产 生一个机器,使得通过计算机或其他可编程数据处理设备的处理器执行的指令产生用于实 现在流程图一个流程或多个流程和/或方框图一个方框或多个方框中指定的功能的装置。
[0216] 这些计算机程序指令也可存储在能引导计算机或其他可编程数据处理设备以特 定方式工作的计算机可读存储器中,使得存储在该计算机可读存储器中的指令产生包括指 令装置的制造品,该指令装置实现在流程图一个流程或多个流程和/或方框图一个方框或 多个方框中指定的功能。
[0217] 这些计算机程序指令也可装载到计算机或其他可编程数据处理设备上,使得在计 算机或其他可编程设备上执行一系列操作步骤以产生计算机实现的处理,从而在计算机或 其他可编程设备上执行的指令提供用于实现在流程图一个流程或多个流程和/或方框图一 个方框或多个方框中指定的功能的步骤。
[0218] 尽管已描述了本发明的优选实施例,但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造 性概念,则可对这些实施例作出另外的变更和修改。所以,所附权利要求意欲解释为包括优 选实施例以及落入本发明范围的所有变更和修改。
[0219] 显然,本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精 神和范围。这样,倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围 之内,则本发明也意图包含这些改动和变型在内。

Claims (8)

1. 一种三软煤层回采巷道支护设计方法,其特征在于,包括: 根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次分为巷道顶板岩 层、两巷帮煤层和巷道底板岩层; 所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三软煤层回采巷道围岩 极限平衡圈,根据三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所述巷道顶板岩层、所述两 巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平衡拱方程,顶板极限平衡 拱高度和两巷帮最大破坏深度; 根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露长度,采用公式(1)确定顶 板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式(2),确定顶板锚杆长度;根据所述顶板锚杆 长度,回采巷道宽度,两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚杆间排距;根据所述两巷 帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确定两巷帮锚杆长度; 其中,公式⑴如下:
Figure CN106050283BC00021
其中,公式⑵如下:
Figure CN106050283BC00022
其中,公式⑶如下:
Figure CN106050283BC00023
其中,公式⑷如下:
Figure CN106050283BC00024
公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高度,Is 为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因子,dmg 为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,Ig为锚杆锚固段长度,I2为 锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
2. 如权利要求1所述的方法,其特征在于,根据下列公式确定顶板极限平衡拱方程:
Figure CN106050283BC00025
根据下列公式确定顶板极限平衡拱高度:
Figure CN106050283BC00026
其中
Figure CN106050283BC00027
,7 = 13,1 = &amp;:1:,13为顶板极限平衡拱高度,&amp;:1:为等效回采巷道半宽,入 为侧应力系数,f为顶板岩石坚固系数,h为巷道高度。
3. 如权利要求2所述的方法,其特征在于,根据下列公式确定等效回采巷道半宽:
Figure CN106050283BC00028
其中,d为底鼓量,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
4. 如权利要求1所述的方法,其特征在于,所述根据三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈 理论以及所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,还可以确 定巷道底板破坏深度; 所述巷道底板破坏深度根据下列公式确定:
Figure CN106050283BC00031
根据下列公式确定两巷帮最大破坏深度:
Figure CN106050283BC00032
其中,hd为巷道底板破坏深度,d为底鼓量,L为两巷帮最大破坏深度,h为巷道高度,fb为 两巷帮煤岩坚固系数。
5. —种三软煤层回采巷道支护设计装置,其特征在于,包括: 划分单元,用于根据三软煤层回采巷道结构,将所述三软煤层回采巷道从上至下依次 分为巷道顶板岩层、两巷帮煤层和巷道底板岩层; 参数确定单元,用于所述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层组成三 软煤层回采巷道围岩极限平衡圈,根据所述三软煤层回采巷道围岩极限平衡圈理论以及所 述巷道顶板岩层、所述两巷帮煤层和所述巷道底板岩层的受力分析,依次确定顶板极限平 衡拱方程,顶板极限平衡拱高度和两巷帮最大破坏深度; 支护参数确定单元,用于根据所述顶板极限平衡拱高度,锚索锚固段长度和锚索外露 长度,采用公式⑴确定顶板锚索长度;根据回采巷道宽度以及采用公式(2),确定顶板锚杆 长度;根据所述顶板锚杆长度,回采巷道宽度,两巷帮移近量以及采用公式(3),确定顶板锚 杆间排距;根据所述两巷帮最大破坏深度,锚杆锚固段长度,锚杆外露长度,采用公式⑷确 定两巷帮锚杆长度; 其中,公式⑴如下:
Figure CN106050283BC00033
其中,公式⑵如下:
Figure CN106050283BC00034
其中,公式⑶如下:
Figure CN106050283BC00035
其中,公式⑷如下: Lmg — 2L+lg+l2 公式(1),公式(2),公式⑶和公式⑷中,Ims为锚索长度,b为顶板极限平衡拱高度,Is 为锚索锚固段长度,I1为锚索外露长度,Img为锚杆长度,a为回采巷道半宽,k为长度因子,dmg 为锚杆间排距,s为巷道两巷帮移近量,L为两巷帮最大破坏深度,Ig为锚杆锚固段长度,I2为 锚杆外露长度,Lmg为两巷帮锚杆长度。
6. 如权利要求5所述的装置,其特征在于,根据下列公式确定顶板极限平衡拱方程:
Figure CN106050283BC00036
根据下列公式确定顶板极限平衡拱高度:
Figure CN106050283BC00041
其中,
Figure CN106050283BC00042
,7 = 13,1 = &amp;:1:,13为顶板极限平衡拱高度,&amp;:1:为等效回采巷道半宽,入 为侧应力系数,f为顶板岩石坚固系数,h为巷道高度。
7. 如权利要求6所述的装置,其特征在于,根据下列公式确定等效回采巷道半宽:
Figure CN106050283BC00043
其中,d为底鼓量,fb为两巷帮煤岩坚固系数。
8. 如权利要求5所述的装置,其特征在于,所述参数确定单元还用于:确定巷道底板破 坏深度; 所述巷道底板破坏深度根据下列公式确定:
Figure CN106050283BC00044
根据下列公式确定两巷帮最大破坏深度:
Figure CN106050283BC00045
其中,hd为巷道底板破坏深度,d为底鼓量,L为两巷帮最大破坏深度,h为巷道高度,fb为 两巷帮煤岩坚固系数。
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Families Citing this family (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN106567721A (zh) * 2016-11-04 2017-04-19 大同煤矿集团有限责任公司 高预应力锚索桁架支护方法
CN107133381B (zh) * 2017-04-01 2020-11-06 中国矿业大学 一种巷道支护用锚杆的长度确定方法
CN107503795B (zh) * 2017-08-29 2019-06-14 西安科技大学 一种回采巷道底板破坏范围的确定方法
CN108071405B (zh) * 2017-09-12 2019-10-29 中国矿业大学(北京) 一种煤矿矩形巷道顶板等强梁支护方法
CN109057839B (zh) * 2018-09-06 2019-07-05 北京交通大学 一种基于围岩结构性的隧道锚固体系设计方法及系统
CN109339834B (zh) * 2018-11-02 2019-09-24 山东科技大学 一种锚杆-锚索协同变形受力的支护方法
CN110219687B (zh) * 2019-06-21 2020-08-21 安徽理工大学 一种监测全长锚固锚杆杆体应力分布的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN201170106Y (zh) * 2008-03-28 2008-12-24 尚海峰 巷道锚杆支护系统
CN101761338A (zh) * 2010-03-13 2010-06-30 中国矿业大学 一种固体充填采煤半断面单腿棚沿空留巷方法
CN103277124A (zh) * 2013-06-06 2013-09-04 武汉科技大学 一种用于高硫破碎矿岩的联合锚杆支护方法
CN103742177A (zh) * 2013-12-30 2014-04-23 北京科技大学 一种强矿压巷道支护设计方法
CN104405424A (zh) * 2014-11-17 2015-03-11 神华集团有限责任公司 一种全长锚固的锚杆及锚固方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN201170106Y (zh) * 2008-03-28 2008-12-24 尚海峰 巷道锚杆支护系统
CN101761338A (zh) * 2010-03-13 2010-06-30 中国矿业大学 一种固体充填采煤半断面单腿棚沿空留巷方法
CN103277124A (zh) * 2013-06-06 2013-09-04 武汉科技大学 一种用于高硫破碎矿岩的联合锚杆支护方法
CN103742177A (zh) * 2013-12-30 2014-04-23 北京科技大学 一种强矿压巷道支护设计方法
CN104405424A (zh) * 2014-11-17 2015-03-11 神华集团有限责任公司 一种全长锚固的锚杆及锚固方法

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