CN110145326A - 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法 - Google Patents

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Abstract

本申请涉及煤矿开采技术领域,尤其涉及一种适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法。该方法包括以下步骤:对采区大巷的顶板和两帮在原有支护形式的基础上进行补强支护;沿煤矿设计要求的本工作面停采线位置开凿一条安全巷,并对安全巷进行支护,所述安全巷与采区大巷之间形成保护煤柱;在安全巷内施工顶板切缝爆破,炮孔布置在本工作面一侧的巷角线,形成预裂切缝;待本工作面回采推进至安全巷后即完成本工作面的采煤作业,进行下一工作面的回采。通过在工作面停采线位置进行切顶卸压,减弱了工作面回采过程中开采扰动对于采区大巷稳定性的影响,并且通过补强支护提高了采区大巷让压变形的能力,进一步提高了采取大巷围岩的稳定性。

Description

适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法
技术领域
本申请涉及煤矿开采技术领域,尤其涉及一种适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法。
背景技术
我国煤炭开采普遍采用长壁开采方法,在开采过程中沿工作面推进方向会产生超前工作面的压力,称为超前支承压力。随着工作面的推进,超前压力也向前移动,当工作面推进至采区大巷附近时,超前压力将作用于采区大巷,容易引发大巷的变形破坏。不仅如此,工作面推进及回撤过程中,由于应力集中和释放会在工作面附近一定范围内产生动压扰动,从而对采区大巷的稳定性控制产生不利影响。此外,由于本工作面及相邻工作面的回采、回撤会对大巷造成一定的动压扰动作用,从而导致大巷出现变形,难以维护。为抵抗动压对大巷的扰动作用,目前多采用锚索、注浆锚杆、架棚等技术进行大巷的加固,虽然取得了一定的效果,但是这些加固措施均以高强支护为特点,动压与支护结构之间相互对抗,导致应力集中从而引发巷道的破坏,不具备大变形特性,抗动压能力较弱,在多个工作面的而多次扰动下,容易引发大巷的变形破坏。
发明内容
为了解决上述技术问题,本申请提供了如下技术方案。
本申请提供了一种适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其包括以下步骤:
对采区大巷的顶板和两帮在原有支护形式的基础上进行补强支护;
沿煤矿设计要求的本工作面停采线位置开凿一条安全巷,并对安全巷进行支护,所述安全巷与采区大巷之间形成保护煤柱;
在安全巷内施工顶板切缝爆破,炮孔布置在本工作面一侧的巷角线,形成预裂切缝,并且所述预裂切缝施工完成的最晚时间为本工作面待回采长度等于所述保护煤柱宽度时;
待本工作面回采推进至安全巷后即完成本工作面的采煤作业,进行下一工作面的回采。
进一步的,所述预裂切缝的一端延伸至第一顺槽靠近上一工作面的巷角线,所述预裂切缝的另一端延伸至第二顺槽靠近下一工作面的巷角线,预裂切缝的两端分别沿两顺槽的巷角线向背离所述安全巷的方向延伸。
进一步的,所述预裂切缝沿第一顺槽或第二顺槽的巷角线延伸的长度为10m-15m。
进一步的,对采区大巷的顶板和两帮进行补强支护的步骤中,采用恒阻锚索与注浆锚索对顶板进行补强支护,采用注浆锚索对两帮进行补强支护。
进一步的,在安全巷内施工顶板切缝爆破的步骤中,炮孔的深度设计为8000~1000mm,炮孔直径设计为42mm,炮孔偏向工作面且与铅垂线夹角为10°-20°,切缝孔间距为400-700mm。
进一步的,在安全巷内施工顶板切缝爆破的步骤中,利用双向抗拉聚能装置装药进行聚能爆破,采用聚能爆破管装3#乳化炸药,不耦合间隔装药进行爆破,形成所述预裂切缝。
本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点:通过在工作面停采线位置进行切顶卸压,减弱了工作面回采过程中开采扰动对于采区大巷稳定性的影响,并且通过补强支护提高了采区大巷让压变形的能力,进一步提高了采取大巷围岩的稳定性。
附图说明
此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分,示出了符合本发明的实施例,并与说明书一起用于解释本发明的原理。
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,对于本领域普通技术人员而言,在不付出创造性劳动性的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本申请实施例中采区大巷的补强支护设计断面示意图;
图2为本申请实施例中采区大巷的补强支护设计展开示意图;
图3为本申请实施例中采煤工作面的布局示意图;
图4为本申请中切顶炮孔一种布设方式的示意图;
图5为本申请中切顶炮孔另一种布设方式的示意图;
图6为切顶炮孔长度与角度设计示意图;
图7为切顶前围岩结构及支承压力变化示意图;
图8为切顶后围岩结构及支承压力变化示意图;以及
图9为工作面与采区大巷几何关系示意图。
图中:
1、采区大巷;2、本工作面;3、上一工作面;4、下一工作面;5、第一顺槽;6、第二顺槽;7、安全巷;8、保护煤柱;9、炮孔;10、恒阻大变形锚索;11、注浆锚索;12、普通锚杆。
具体实施方式
为了使本技术领域的人员更好地理解本申请方案,下面将结合本申请实施例中的附图,对本申请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申请一部分的实施例,而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例,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,都应当属于本申请保护的范围。
需要说明的是,本申请的说明书和权利要求书及上述附图中的术语“第一”、“第二”等是用于区别类似的对象,而不必用于描述特定的顺序或先后次序。应该理解这样使用的数据在适当情况下可以互换,以便这里描述的本申请的实施例。此外,术语“包括”和“具有”以及他们的任何变形,意图在于覆盖不排他的包含,例如,包含了一系列步骤或单元的过程、方法、系统、产品或设备不必限于清楚地列出的那些步骤或单元,而是可包括没有清楚地列出的或对于这些过程、方法、产品或设备固有的其它步骤或单元。
在本申请中,术语“上”、“下”、“内”、“中”、“外”、“前”、“后”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系。这些术语主要是为了更好地描述本申请及其实施例,并非用于限定所指示的装置、元件或组成部分必须具有特定方位,或以特定方位进行构造和操作。
并且,上述部分术语除了可以用于表示方位或位置关系以外,还可能用于表示其他含义,例如术语“上”在某些情况下也可能用于表示某种依附关系或连接关系。对于本领域普通技术人员而言,可以根据具体情况理解这些术语在本申请中的具体含义。
此外,术语“设置”、“连接”、“固定”应做广义理解。例如,“连接”可以是固定连接,可拆卸连接,或整体式构造;可以是机械连接,或电连接;可以是直接相连,或者是通过中间媒介间接相连,又或者是两个装置、元件或组成部分之间内部的连通。对于本领域普通技术人员而言,可以根据具体情况理解上述术语在本申请中的具体含义。
需要说明的是,在不冲突的情况下,本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图1-8并结合实施例来详细说明本申请。
本申请实施例提供了本申请提供了一种适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其包括以下步骤:
步骤一:对采区大巷1的顶板和两帮在原有支护形式的基础上进行补强支护;
步骤二:沿煤矿设计要求的本工作面2停采线位置开凿一条安全巷7,并对安全巷7进行支护,所述安全巷7与采区大巷1之间形成保护煤柱8;
步骤三:在安全巷7内施工顶板切缝爆破,炮孔9布置在本工作面2一侧的巷角线,形成预裂切缝,并且所述预裂切缝施工完成的最晚时间为本工作面1待回采长度等于所述保护煤柱8宽度时;
步骤四:待本工作面2回采推进至安全巷7后即完成本工作面2的采煤作业,进行下一工作面4的回采作业。
本申请实施例提供的围岩稳定性控制方法主要采用在停采线位置切顶卸压配合采区大巷内补强支护进行卸压和加固控制围岩变形,技术优势如下:减弱了支承压力和开采扰动对大巷的影响。通过在停采线处进行切顶爆破,改变了围岩结构,形成切顶短壁梁,切断了工作面顶板与保护煤柱顶板的联系,从而减小了支承压力和开采扰动对保护煤柱及大巷稳定性的影响。由于保护煤柱宽度设计过程中考虑了避免回采动压对大巷的扰动,因此为了避免回采动压作用于安全巷,防止工人在动压影响范围内切缝作业,参考保护煤柱宽度,应当使切缝施工作业在本工作面待回采长度等于所述保护煤柱宽度之前完成,可以有效保证施工安全,并且可以进一步保证回采动压向保护煤柱和采区大巷的传递。需要说明的是,本申请中提及的保护煤柱的宽度应当理解为工作面停采线与采区大巷之间的最短距离,当采区大巷与工作面的回采方向垂直时,采区大巷平行于停采线,保护煤柱为矩形结构,保护煤柱的长度即为采区大巷与停采线之间的距离,当采区大巷与工作面的回采方向不垂直时,保护煤柱的宽度为工作面停采线与采区大巷之间在两顺槽处的距离中较短的一个,例如在如图3所示的工作面结构中,保护煤柱的宽度为第一顺槽5处停采线与采区大巷之间的距离。
具体的,在一些实施例中,步骤一中采用恒阻支护结构对采区大巷1的顶板进行补强支护,采用巷帮支护结构对采区大巷1的两帮进行补强支护。如图1和2所示,给出了一种可选的补强支护方式,大巷顶板恒阻支护结构包括钢筋网、普通锚杆12、W钢带、注浆锚索11、高预应力的恒阻大变形锚索10,其中钢筋网紧贴采区大巷1顶板,W钢带布置于钢筋网的外侧,普通锚杆12通过W钢带端头锚固于顶板,普通锚杆12间排距为900×1000mm;恒阻大变形锚索10和注浆锚索11均分为3列布置于采区大巷1的顶板,锚索垂直巷道顶板布置,第一列距一侧巷帮600mm,第二列沿采区大巷1的中线布置,第三列距另一侧巷帮600mm,锚索的排距为2000mm,普通锚杆12的规格可以选择为φ22×2500mm的螺纹钢锚杆,横阻大变形锚索10的规格可选择为φ21.8mm×8300mm,支护顶板的注浆锚索11的规格可以选择为φ21.8mm×8300mm;巷帮支护结构包括钢筋网、普通锚杆、W钢带和注浆锚索11,其中钢筋网紧贴巷道壁,W钢带布置于钢筋网的外侧,普通锚杆通过W钢带端头固定,普通锚杆间排距为900×1000mm,注浆锚索11间排距为1800×1000mm,锚索方向与帮部垂直,支护两帮的注浆锚索11的规格可以选择为φ21.8mm×6300mm。
现有技术中,一方面,采区大巷支护结构(例如普通锚杆、普通锚索、架棚等)均为小变形支护材料,不能在保证支护强度的同时产生较大的伸长变形,因此在工作面回采动压扰动下不能及时释放能量,从而造成局部应力集中,引发巷道破坏支护结构,即刚度有余变形不足;另一方面,支护结构预应力施加不足,由于普通锚杆、锚索变形量较小,如果施加预应力过高,消耗了一部分锚杆(索)变形量,当围岩变形时锚杆(索)很容易被拉断,因此使用过程中不能施加较大的预应力,其主动支护效果减弱。
本申请上述实施例的补强支护结构一方面可以提高采区大巷1的围岩让压变形能力。当巷道围岩大变形时,当围岩对恒阻大变形锚索10压力达到恒阻大变形锚索10恒阻值时,恒阻大变形锚索10的恒阻器在保持支护阻力不变的同时开始产生滑移变形,同时吸收能量,给围岩适当让压,减小围岩压力;最后,当压力降低至小于恒阻值时,恒阻器停止拉伸变形,阻止围岩松动区和塑性区向岩体内部发展,避免采区大巷1关键部位破坏,从而达到采区大巷1围岩稳定性控制的目的。
本申请上述实施例的补强支护结构另一方面可以提高采区大巷1的围岩强度。进行高预应力的恒阻大变形锚索10支护,首先能给围岩一个大的预应力,使两向应力状态变为三向,改善围岩应力状态,提高围岩整体强度;其次在工作面回采过程中,利用注浆锚索11可以向产生裂隙的采区大巷顶板及巷帮内进行注浆,提高顶板和巷帮围岩的强度。通过注浆锚索11的反复注浆,能够及时恢复破坏岩体的强度,从而提高围岩整体性,加强其稳定性。
具体的,在步骤二中,开掘安全巷7的目的在于为步骤三施工切缝爆破提供准备,如图3所示,安全巷7的开掘时机处于本工作面2回采结束之前,属于在实体煤内开掘巷道,安全巷7的两端分别连通本工作面2两侧的第一顺槽5和第二顺槽6。
具体的,在一些实施例中,在安全巷7内施工顶板切缝爆破的步骤中,炮孔9的深度设计为8000~1000mm,炮孔9直径设计为42mm,炮孔9偏向本工作面2且与铅垂线夹角为10°-20°,炮孔9间距为400-700mm,具体参数可以根据现场岩层情况和效果进行调整。如图4和6所示,给出了一种可选的切缝爆破方式,切缝孔即炮孔9深度设计为1000mm,炮孔直径为42mm,偏向本工作面,与铅垂线夹角为10°,切缝孔间距为500mm,采用聚能爆破管装3#乳化炸药,不耦合间隔装药进行爆破,起到切断本工作面基本顶板和煤柱顶板联系的作用。图7和图8分别为切顶前后围岩结构及支承压力变化示意图,两图对比可知,通过上述实施例中的切顶卸压可以明显减弱应力传递,降低围岩结构的支承压力。
目前的爆破断顶卸压技术,均是通过深孔爆破技术进行顶板切断,存在着一定的缺点与不足,一方面,深孔爆破容易对保护煤柱造成损伤。深孔爆破不能控制爆炸能量的传播方向,爆破过程中炮震、冲击波及爆生气体向四周随机传播,造成了矿柱及围岩的损伤,对大巷的稳定性造成不利影响,另一方面,深孔爆破卸压炸药单耗大,成本高,由于爆炸的能量向四周随机传播,导致能量耗散较快,因此为了保证断顶效果,需增加炮孔密度,加大炸药量,这就造成了切顶成本的增加。
本实施例的上述技术方案可以减弱爆破对煤柱及围岩的损伤。本实施例采用聚能定向切顶卸压技术,具体是指利用双向抗拉聚能装置装药进行聚能爆破,从而切断顶板实现在停采线部位切顶卸压的目的;通过使用双向聚能爆破装置可以控制爆炸能量的传播方向,爆破后在两个设定方向上产生聚能流,并产生集中张拉应力,利用岩石抗压不抗拉特性形成切缝,从而最大限度的减弱爆破对围岩的损伤,且炸药单耗小,成本低。
补强支护及切顶工作完毕后,在工作面回采过程中,会有采动压力作用于采区大巷处,当采动压力超过大巷支护强度时,恒阻锚索开始缩进变形,实现让压功能,扰动结束后,可以通过注浆锚索对顶板裂隙部位进行注浆,从而恢复顶板岩体强度,如此反复通过多次让压和注浆,实现释放压力和顶板加固的双重目的,同时针对帮部变形区域,通过帮部注浆锚索进行注浆加固来提高帮部稳定性,从而使得采区大巷能够承受多次动压扰动而仍保持稳定。
随工作面的回采,在工作面前方、倾斜方向都会产生支承压力和采动压力,其中前方支承压力和采动压力作用于工作面前方煤体,而切斜方向支承压力和采动压力作用于相邻工作面煤体,但是当所护大巷与工作面之间存在一定角度的时候,随着工作面离大巷越来越近,倾斜方向的支承压力和采动压力也会作用在大巷上,在一些实施例中,如图5所示,预裂切缝的一端延伸至第一顺槽5靠近上一工作面3的巷角线,所述预裂切缝的另一端延伸至第二顺槽6靠近下一工作面4的巷角线,预裂切缝的两端分别沿两顺槽的巷角线向背离保护煤柱8的方向延伸。该方案可以有效避免倾斜方向的支承压力作用于大巷上,此外切缝向两端头延伸还有利于采空区内顶板的充分垮落。
采区大巷与工作面的回采方向之间夹角为α,两端头切缝延伸长度为Xm,其几何关系如图9所示。申请人在实践中发现,为了避免倾斜支承压力作用于大巷,应当以下满足几何关系:
(A+X)*tanα≥B;
即X≥B/tanα-A;
其中,
X为预裂切缝沿第一顺槽或第二顺槽的延伸长度,单位为m;
α为采区大巷与工作面的回采方向之间夹角,单位为°;
A为工作面超前支承压力影响范围,通常为40~60m;
B为工作面倾斜方向支承压力范围,通常为15~30m;
除了满足上述关系式外,预裂切缝向两端延伸还需有利于临近停采线位置的顶板岩层的充分垮落,结合工程经验以及考虑经济效益,最终确定预裂切缝沿第一顺槽或第二顺槽延伸长度X的选择计算方式为:
当B/tanα-A≤10m时,为了保证岩层充分垮落,选取X=10m;
当10<B/tanα-A≤15m时,X=B/tanα-A;
当B/tanα-A>15m时,此时,切缝的成本已经高于工程可允许成本,选取X=15m,通过补强支护等措施来抵消倾斜方向的支承压力。
本发明提供一种采区大巷围岩卸压技术和围岩支护结构,主要包括聚能定向切顶卸压技术、顶板恒阻支护结构和巷帮支护结构。聚能定向切顶卸压技术是指利用双向抗拉聚能装置装药进行聚能爆破,从而切断顶板实现在停采线部位切顶卸压的目的;围岩支护结构包括大巷顶板恒阻支护结构和巷帮支护结构,顶板恒阻支护结构指的是对采区大巷顶板进行恒阻支护,从而提高其抗动压能力。
本申请中各未述及结构的对应的布置位置和连接关系,各未述及步骤的相互时序和控制参数均可参考现有技术中的同类装置和方法,各未述及结构的连接关系、操作及工作原理对于本领域的普通技术人员来说是可知的,在此不再详细描述。
本说明书中部分实施例采用递进的方式描述,每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处,各个实施例之间相同相似部分互相参见即可。
以上仅是本发明的具体实施方式,使本领域技术人员能够理解或实现本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的,本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下,在其它实施例中实现。因此,本将不会被限制于本文所示的这些实施例,而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

Claims (7)

1.一种适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,包括以下步骤:
对采区大巷的顶板和两帮在原有支护形式的基础上进行补强支护;
沿煤矿设计要求的本工作面停采线位置开凿一条安全巷,并对安全巷进行支护,所述安全巷与采区大巷之间形成保护煤柱;
在安全巷内施工顶板切缝爆破,炮孔布置在本工作面一侧的巷角线,形成预裂切缝,
并且所述预裂切缝施工完成的最晚时间为本工作面待回采长度等于所述保护煤柱宽度时;
待本工作面回采推进至安全巷后即完成本工作面的采煤作业,进行下一工作面的回采。
2.根据权利要求1所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,
所述预裂切缝的一端延伸至第一顺槽靠近上一工作面的巷角线,所述预裂切缝的另一端延伸至第二顺槽靠近下一工作面的巷角线,预裂切缝的两端分别沿两顺槽的巷角线向背离所述安全巷的方向延伸。
3.根据权利要求2所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,所述预裂切缝沿第一顺槽或第二顺槽的巷角线延伸的长度为10-15m。
4.根据权利要求1所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,对采区大巷的顶板和两帮进行补强支护的步骤中,采用横阻支护结构对顶板进行补强支护,采用注浆锚索对两帮进行补强支护。
5.根据权利要求1所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,在安全巷内施工顶板切缝爆破的步骤中,炮孔的深度设计为8000~1000mm,炮孔直径设计为42mm,炮孔偏向工作面且与铅垂线夹角为10°-20°,切缝孔间距为400-700mm。
6.根据权利要求5所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,在安全巷内施工顶板切缝爆破的步骤中,利用双向抗拉聚能装置装药进行聚能爆破,采用聚能爆破管装3#乳化炸药,不耦合间隔装药进行爆破,形成所述预裂切缝。
7.根据权利要求4所述的适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法,其特征在于,在工作面回采过程中,利用注浆锚索向产生裂隙的采区大巷顶板及巷帮内进行注浆,提高顶板和巷帮围岩的强度。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110552700A (zh) * 2019-09-04 2019-12-10 天地科技股份有限公司 一种基于二氧化碳爆破的顶板深部围岩卸压方法及系统
CN111022050A (zh) * 2019-12-16 2020-04-17 山东省邱集煤矿有限公司 一种注浆改造复合顶板的全闭合爆破卸压及自留巷方法
WO2020216114A1 (zh) * 2019-04-23 2020-10-29 中国矿业大学(北京) 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103244180A (zh) * 2013-04-23 2013-08-14 山西潞安环保能源开发股份有限公司 一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法
CN103967522A (zh) * 2014-04-14 2014-08-06 山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司 预留巷道围岩控制综合治理方法
CN104763425A (zh) * 2015-02-03 2015-07-08 杨洪兴 一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法
CN106437712A (zh) * 2016-10-20 2017-02-22 山东科技大学 煤矿周边城市强矿震减灾方法
CN106437711A (zh) * 2016-10-20 2017-02-22 山东科技大学 一种煤层冲击型矿震防控方法
CN107956475A (zh) * 2017-12-13 2018-04-24 陕西煤业化工技术研究院有限责任公司 一种保护开拓巷道围岩稳定性的结构及构筑方法

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2284414C1 (ru) * 2005-03-28 2006-09-27 Институт угля и углехимии Сибирского отделения Российской Академии Наук (ИУУ СО РАН) Способ разработки пологого угольного пласта
CN110145326B (zh) * 2019-04-23 2020-05-05 中国矿业大学(北京) 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103244180A (zh) * 2013-04-23 2013-08-14 山西潞安环保能源开发股份有限公司 一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法
CN103967522A (zh) * 2014-04-14 2014-08-06 山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司 预留巷道围岩控制综合治理方法
CN104763425A (zh) * 2015-02-03 2015-07-08 杨洪兴 一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法
CN106437712A (zh) * 2016-10-20 2017-02-22 山东科技大学 煤矿周边城市强矿震减灾方法
CN106437711A (zh) * 2016-10-20 2017-02-22 山东科技大学 一种煤层冲击型矿震防控方法
CN107956475A (zh) * 2017-12-13 2018-04-24 陕西煤业化工技术研究院有限责任公司 一种保护开拓巷道围岩稳定性的结构及构筑方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2020216114A1 (zh) * 2019-04-23 2020-10-29 中国矿业大学(北京) 适用于煤矿采区大巷的围岩稳定性控制方法
CN110552700A (zh) * 2019-09-04 2019-12-10 天地科技股份有限公司 一种基于二氧化碳爆破的顶板深部围岩卸压方法及系统
CN110552700B (zh) * 2019-09-04 2021-04-20 天地科技股份有限公司 一种基于二氧化碳爆破的顶板深部围岩卸压方法及系统
CN111022050A (zh) * 2019-12-16 2020-04-17 山东省邱集煤矿有限公司 一种注浆改造复合顶板的全闭合爆破卸压及自留巷方法

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