CN116025356A - 开采补偿控制方法 - Google Patents
开采补偿控制方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116025356A CN116025356A CN202310309948.4A CN202310309948A CN116025356A CN 116025356 A CN116025356 A CN 116025356A CN 202310309948 A CN202310309948 A CN 202310309948A CN 116025356 A CN116025356 A CN 116025356A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- roof
- roadway
- gangue
- mining
- volume
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- 238000005065 mining Methods 0.000 title claims abstract description 106
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 72
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims abstract description 129
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims abstract description 87
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 claims abstract description 77
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 30
- 238000012360 testing method Methods 0.000 claims abstract description 11
- 230000000903 blocking effect Effects 0.000 claims description 27
- 230000000694 effects Effects 0.000 claims description 19
- 239000003814 drug Substances 0.000 claims description 14
- 229940079593 drug Drugs 0.000 claims description 14
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 239000010959 steel Substances 0.000 claims description 12
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims description 8
- 238000007906 compression Methods 0.000 claims description 8
- 230000006835 compression Effects 0.000 claims description 8
- 239000004567 concrete Substances 0.000 claims description 8
- 230000005540 biological transmission Effects 0.000 claims description 7
- 239000003566 sealing material Substances 0.000 claims description 7
- 238000009412 basement excavation Methods 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 6
- 238000005452 bending Methods 0.000 claims description 5
- 238000005507 spraying Methods 0.000 claims description 5
- 230000035515 penetration Effects 0.000 claims description 4
- 230000008859 change Effects 0.000 claims description 2
- 238000005336 cracking Methods 0.000 abstract description 2
- 230000008093 supporting effect Effects 0.000 description 14
- 230000008569 process Effects 0.000 description 10
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 8
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 8
- 238000004590 computer program Methods 0.000 description 7
- 230000004044 response Effects 0.000 description 7
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 5
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 4
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 230000009471 action Effects 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 238000005755 formation reaction Methods 0.000 description 3
- 230000001788 irregular Effects 0.000 description 3
- 238000004873 anchoring Methods 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 230000006870 function Effects 0.000 description 2
- 230000001360 synchronised effect Effects 0.000 description 2
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 2
- 241001391944 Commicarpus scandens Species 0.000 description 1
- 230000002457 bidirectional effect Effects 0.000 description 1
- 238000005422 blasting Methods 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 238000009472 formulation Methods 0.000 description 1
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 description 1
- 238000007789 sealing Methods 0.000 description 1
- 239000011378 shotcrete Substances 0.000 description 1
- 230000003068 static effect Effects 0.000 description 1
- 239000000758 substrate Substances 0.000 description 1
- 230000005641 tunneling Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02W—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES RELATED TO WASTEWATER TREATMENT OR WASTE MANAGEMENT
- Y02W30/00—Technologies for solid waste management
- Y02W30/50—Reuse, recycling or recovery technologies
- Y02W30/91—Use of waste materials as fillers for mortars or concrete
Landscapes
- Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
Abstract
本发明属于地下工程安全技术领域,公开了一种开采补偿控制方法。所述方法包括:利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取所述巷道围岩的随钻参数;根据所述巷道围岩的随钻参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度;根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数;根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数;基于所述切顶参数,对所述巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落碎胀的矸石对采空区进行补偿。本发明可实现深部煤炭资源的绿色安全开采。
Description
技术领域
本申请涉及地下工程安全技术领域,特别是涉及一种开采补偿控制方法。
背景技术
目前我国常用的采煤方法为长壁采煤法,该方法开采工作1个工作面,需要提前掘进2条回采巷道,分别用于煤炭运输和工作面通风,并需留设1个煤柱,用于维护下一工作面回采巷道的稳定性。长壁采煤法广泛应用于煤炭开采,但是在煤炭开采过程中会形成大范围的采空区,易产生地表不均匀沉降等环境损伤,不利于生态保护。针对上述问题,亟需一种开采补偿控制方法。
发明内容
基于此,有必要针对上述技术问题,提供一种开采补偿控制方法。
第一方面,提供了一种开采补偿控制方法,所述方法包括:
利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取所述巷道围岩的随钻参数;
根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度;
根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数;
根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数;
在超前工作面预设距离,基于所述切顶参数,对所述巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落矸石的碎胀效应对上覆岩层进行开采补偿。
作为一种可选的实施方式,所述随钻参数包括钻进速度、钻进扭矩、钻头转速和钻进压力,所述预设的钻头参数包括钻头半径和钻头切削刃长度,所述根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的和抗拉强度的公式为:
;
其中,表示抗拉强度,
V表示钻进速度,
N表示钻头转速,
M表示钻进扭矩,
F表示钻进压力,
μ表示钻头切削刃与孔底岩石间的摩擦系数,
R c 表示钻头半径,
l表示钻头切削刃长度,
α表示第一拟合系数,
β表示第二拟合系数。
作为一种可选的实施方式,所述根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数的公式为:
;
其中,
K表示顶板垮落矸石碎胀系数,
K 0 表示顶板垮落矸石初始碎胀系数,
α表示预设的碎胀拟合系数,
t表示碎胀时长。
作为一种可选的实施方式,开采活动会导致采空区顶板的岩层中出现垮落带、裂隙带和弯曲下沉带,采矿引起的地表沉降损伤变量、裂隙带岩层裂隙损伤变量和垮落矸石碎胀损伤变量之和等于1,具体的公式为:
;
其中,Δ
V S表示地表沉降变化体积,Δ
V C 表示岩层裂隙增加体积,Δ
V B 表示垮落矸石碎胀体积,Δ
V m 表示采矿体积,Δ
V S
/Δ
V m 表示地表沉降损伤变量,Δ
V c
/Δ
V m 表示裂隙带岩层裂隙损伤变量,Δ
V B
/Δ
V m 表示垮落矸石碎胀损伤变量。
作为一种可选的实施方式,所述方法利用岩体的碎胀特性可以实现顶板垮落矸石碎胀体积和所述采矿体积的平衡,即Δ
V B
=Δ
V m ,Δ
V C
=0,Δ
V S =0,其中,Δ
V S 表示地表沉降变化体积,Δ
V C 表示岩层裂隙增加体积。
作为一种可选的实施方式,所述切顶参数包括切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量,所述根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数,包括:
根据所述预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积;
根据所述垮落矸石碎胀体积、所述顶板垮落矸石碎胀系数和所述预先获取的开采面积,确定所述切顶高度;
根据所述抗拉强度,确定所述切顶角度、所述孔间距和所述装药量。
作为一种可选的实施方式,所述方法还包括:
采用高预应力吸能的锚杆和锚索对所述巷道顶板进行开挖补偿控制,所述锚杆和所述锚索具有高强、高延伸率和高吸能的特性,可以对所述巷道顶板施加高预应力。
作为一种可选的实施方式,所述方法还包括:
在采煤工作面推进后,在所述工作面后方,对巷道施加临时支护和挡矸支护,所述临时支护采用单体液压支架,所述挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、所述挡矸网和所述可伸缩U型钢。
作为一种可选的实施方式,所述方法还包括:
待采空区顶板垮落完成后,撤出临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风。
作为一种可选的实施方式,所述方法还包括:
所述定向预裂切缝为利用岩体的抗压不抗拉特性,对所述巷道顶板按照预定方向张拉断裂形成切缝,切断采空区顶板和所述巷道顶板之间的矿山压力传递。
第二方面,提供了一种开采补偿控制装置,所述装置包括:
获取模块,用于利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取所述巷道围岩的随钻参数;
第一确定模块,用于根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度;
第二确定模块,用于根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数;
第三确定模块,用于根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数;
第一切缝模块,用于在超前工作面预设距离,基于所述切顶参数,对所述巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落矸石的碎胀效应对上覆岩层进行开采补偿。
作为一种可选的实施方式,所述切顶参数包括切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量,所述第三确定模块,具体用于:
根据所述预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积;
根据所述垮落矸石碎胀体积、所述顶板垮落矸石碎胀系数和所述预先获取的开采面积,确定所述切顶高度;
根据所述抗拉强度,确定所述切顶角度、所述孔间距和所述装药量。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
控制模块,用于采用高预应力吸能的锚杆和锚索对所述巷道顶板进行开挖补偿控制,所述锚杆和所述锚索具有高强、高延伸率和高吸能的特性,可以对所述巷道顶板施加高预应力。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
施加模块,用于在采煤工作面推进后,在所述工作面后方,对巷道施加临时支护和挡矸支护,所述临时支护采用单体液压支架,所述挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、所述挡矸网和所述可伸缩U型钢。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
撤出模块,用于待所述采空区顶板垮落完成后,撤出所述临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
第二切缝模块,用于所述定向预裂切缝为利用岩体的抗压不抗拉特性,对所述巷道顶板按照预定方向张拉断裂形成切缝,切断采空区顶板和所述巷道顶板之间的矿山压力传递。
第三方面,提供了一种计算机设备,包括存储器及处理器,所述存储器上存储有可在处理器上运行的计算机程序,所述处理器执行所述计算机程序时实现如第一方面所述的方法步骤。
第四方面,提供了一种计算机可读存储介质,其上存储有计算机程序,所述计算机程序被处理器执行时实现如第一方面所述的方法步骤。
本申请提供了一种开采补偿控制方法,本申请的实施例提供的技术方案至少带来以下有益效果:通过对巷道围岩进行数字钻进测试,获得巷道围岩的随钻参数,并基于随钻参数确定巷道围岩的抗拉强度。基于岩体的抗拉强度,确定出巷道顶板的切缝参数。基于切缝参数对巷道顶板进行切缝,使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,使得切缝后的垮落矸石可以对采空区上覆岩层进行补偿。这样就避免了采空区上方不规则的坍塌,也就不会造成地表不均匀的沉降,降低了对环境的破坏。
应当理解的是,以上的一般描述和后文的细节描述仅是示例性和解释性的,并不能限制本申请。
附图说明
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。
图1为本申请实施例提供的一种开采补偿控制方法的示意图;
图2为本申请实施例提供的一种开采补偿控制方法的流程图;
图3为本申请实施例提供的一种开采补偿的矸石碎胀支撑-顶板支护的力学结构体系示意图;
图4为本申请实施例提供的一种地下工程开采补偿控制的示意图;
图5为本申请实施例提供的一种开采补偿控制装置的结构示意图;
图6为本申请实施例提供的一种计算机设备的结构示意图。
具体实施方式
为了使本申请的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对本申请进行进一步详细说明。应当理解,此处描述的具体实施例仅仅用以解释本申请,并不用于限定本申请。
现有技术中,采煤方法为长壁采煤法,该方法开采1个工作面,需要提前掘进2条回采巷道,分别用于煤炭运输和工作面通风,并需留设1个煤柱,用于维护下一工作面回采巷道的稳定性。并且,开采结束后,留设煤柱无法回收,造成煤炭资源浪费。工作面回采过程中伴随着巨大的矿山压力,易导致支护构件破断失效。长壁采煤法开采完成后会形成大范围的采空区,易产生地表不均匀沉降等环境损伤,不利于生态保护。
而本申请每个工作面只需重新挖掘1条巷道,减少了掘进费用,避免了挖掘巷道的工作量和导致采掘工艺失衡、工作面接续紧张的问题。且采用本申请也无需留设煤柱,减少了煤炭资源的浪费。以及对顶板进行预裂切缝,切断了采空区顶板和巷道顶板之间的压力传递,减少了支护构件破断失效的情况。以及将巷道顶板的垮落矸石填充采空区,避免了地表不均匀沉降等环境损伤,提高了对生态环境的保护。
图1为本申请实施例提供的一种开采补偿控制方法的示意图。如图1所示,对矿井进行开采补偿控制时,预先采用恒阻吸能锚固支护。其中,恒阻锚固支护采用高预应力吸能锚杆和锚索,具有高强、高延伸率和高吸能特性,可以对巷道顶板施加高预应力。上述锚杆和锚索具有良好的延伸和强度特性,能够忍受岩体大变形,且破断后无明显颈缩现象。其中,锚索可以为高强锚杆/索或吸能锚杆/索。然后,对巷道顶板进行定向预裂切缝。在对巷道顶板进行定向预裂切缝时,首先在工程地质勘察现场,在不扰动或基本不扰动地层的情况下,利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取巷道顶板的随钻参数。其次,根据巷道顶板的随钻参数、预设的钻头参数以及岩体抗压不抗拉的特性,确定巷道顶板的切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量,对巷道顶板进行定向预裂切缝。其中,可以采用双向聚能张拉***和单裂面瞬时切缝两种顶板定向预裂切缝技术对巷道顶板进行切缝。这两种切缝支护能够使炮孔围岩整体均匀受压,在垂直设定方向产生拉张作用力,致使巷道顶板的岩体沿预裂方向断裂,以及沿着裂隙的进一步扩展延伸。进一步的,对巷道顶板切缝后,在采煤工作面推采后,在工作面后方,对巷道施加临时支护和挡矸支护,临时支护采用单体液压支架,挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、挡矸网和可伸缩U型钢。挡矸支护装置既能提供较大的支撑力来抵抗顶板变形,又能保持“让压”功能应对上覆围岩的变形,起到主动让压支护的作用。挡矸支护还可以抵抗侧向岩体的载荷。最后,待采空区顶板垮落完成后,撤出临时支护,对矸石巷帮喷射混凝土进行封闭,防止漏风。本发明的有益效果为利用矿山压力做功,自动形成巷道。同时利用岩体碎胀特性,使得巷道顶板垮落矸石碎胀体积与采矿体积相等,对采空区上覆岩层顶板进行补偿。
下面将结合具体实施方式,对本申请实施例提供的一种开采补偿控制方法进行详细的说明,图2为本申请实施例提供的一种开采补偿控制方法的流程图,如图2所示,具体步骤如下:
步骤201,利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取巷道围岩的随钻参数。
在实施中,技术人员可以利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试。在对巷道围岩进行岩体数字钻进过程中,智能钻探装备可以获取巷道围岩的随钻参数和随钻参数对应的响应特征。并将获取到的巷道围岩的随钻参数和巷道围岩的随钻参数对应的响应特征发送给控制设备。其中,随钻参数包括转速、扭矩、钻速和钻压。其中,数字钻进技术是利用数字钻探设备对钻进过程中钻速、压力、扭矩、转速等随钻参数进行控制、监测与分析的技术。随钻参数对应的响应特征为随着总钻进深度的增加,当智能钻进设备遇到裂隙时,扭矩的数值会骤然下降,钻压的数值也会骤然下降,当智能钻进设备穿过裂隙后扭矩和钻压的数值会恢复至接近下降前的数值。其中,扭矩和钻压的数值变化范围都在各自的临界值范围内。同时,随钻参数在岩层界面的响应特征明显,可以通过随钻参数对应的响应特征,有效准确地识别岩层界面。因此,在钻进过程中,通过分析钻进扭矩随钻进深度的曲线,可以确定不同岩层的厚度。
步骤202,根据巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定巷道围岩的抗拉强度。
在实施中,根据智能钻进设备的随钻参数和预设的钻头参数,可以获得随钻参数对应的响应特征,并根据随钻参数对应的响应特征,可以确定巷道围岩的岩层厚度和抗拉强度。
作为一种可选的实施方式,预设的钻头参数包括钻头半径和钻头切削刃长度,根据智能钻进设备的随钻参数和预设的钻头参数,确定巷道围岩的抗拉强度的公式为:
;
其中,表示岩体抗拉强度,
V表示钻进速度,
N表示钻头转速,
M表示钻进扭矩,
F表示钻进压力,
μ表示钻头切削刃与孔底岩石间的摩擦系数,
R c 表示钻头半径,
l表示钻头切削刃长度,
α表示第一拟合系数,
β表示第二拟合系数。
进一步的,由于随钻参数与岩石强度参数之间有较好的相关性,因此,还可以根据智能钻进设备的随钻参数和预设的钻头参数,确定巷道围岩的抗压强度的公式为:
;
其中,表示岩体抗压强度,
V表示钻进速度,
N表示钻头转速,
M表示钻进扭矩,
F表示钻进压力,
μ表示钻头切削刃与孔底岩石间的摩擦系数,
R c 表示钻头半径,
l表示钻头切削刃长度,κ表示第三拟合系数,
λ表示第四拟合系数。
步骤203,根据巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数。
在实施中,为了减少对环境的破坏,所以在开采煤矿资源时,需要对采空区上覆岩层进行补偿。即利用采空区顶板垮落矸石的碎胀效应填充采空区,并对采空区顶板起到一定的支撑作用。其中,碎胀效应为岩石破碎后的体积比破碎前的体积增大的性质。由此,在应用碎胀效应时,需要先获取顶板垮落矸石碎胀系数。由于,每种岩石都有自身的初始碎胀系数。同时,巷道围岩不止一种岩石,存在多种岩石,因此还需要预先获取巷道顶板的多种岩石的预设的碎胀拟合系数和多种岩石的碎胀时长。这样,才可以根据巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数。
进一步的,由于不同岩石的碎胀时长不同,所以在确定碎胀时长时,可以通过从垮落矸石下落后的时间开始记录,到垮落矸石碎胀到体积几乎不在发生变化时,对应的时长,确定为碎胀时长。
作为一种可选的实施方式,根据巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数的公式为:
;
其中,
K表示顶板垮落矸石碎胀系数,
K 0表示顶板垮落矸石初始碎胀系数,
α表示预设的碎胀拟合系数,
t表示碎胀时长。
步骤204,根据巷道围岩的抗拉强度、顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数。
在实施中,开采煤炭资源时需要对采空区上覆岩层进行开采补偿,也就是说,使采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区,并对采空区顶板起到一定的支撑作用,这就需要精确计算垮落矸石的体积以及采矿体积。因此,根据巷道围岩的抗拉强度、顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数。其中,切顶参数包括切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量。根据切顶参数可以确定垮落矸石的体积。这样,才能使垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,减小地表不均匀沉降等环境破坏。
进一步的,开采活动会导致采空区顶板的上覆岩层中出现垮落带、裂隙带和弯曲下沉带,采矿引起的地表沉降损伤变量、裂隙带岩层裂隙损伤变量和垮落矸石碎胀损伤变量之和等于1,具体的公式为:
;
其中,Δ
V S 表示地表沉降变化体积,Δ
V C 表示岩层裂隙增加体积,Δ
V B 表示垮落矸石碎胀体积,Δ
V m 表示采矿体积,Δ
V S
/Δ
V m 表示地表沉降损伤变量,Δ
V c
/Δ
V m 表示裂隙带岩层裂隙损伤变量,Δ
V B
/Δ
V m 表示垮落矸石碎胀损伤变量。
本方法利用岩体的碎胀特性可以实现垮落矸石碎胀体积和采矿体积的平衡,即Δ
V B
=Δ
V m ,Δ
V C =0,Δ
V S =0,其中,Δ
V B 表示垮落矸石碎胀体积,Δ
V m 表示采矿体积,Δ
V S 表示地表沉降变化体积,Δ
V C 表示岩层裂隙增加体积。这样,通过垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,使得垮落矸石能够填充采空区,从而减小地表不均匀沉降等环境破坏。
具体的,执行步骤根据巷道围岩的抗拉强度、顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数的具体操作如下。
步骤一,根据预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积。
在实施中,在开采煤矿资源时,为了减少开采过后形成的采空区带来的地表不均匀沉降的问题,则需要对采空区上覆岩层进行补偿。因此,想要利用采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区。而采空区的体积等于采矿体积,因此需要垮落矸石碎胀体积等于采矿体积。所以,根据预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积。
进一步的,垮落矸石碎胀体积的确定公式为:
;
其中,
ΔV B 表示垮落矸石碎胀体积,
K表示顶板垮落矸石碎胀系数,
H C 表示顶板切缝高度,
S表示开采面积。
步骤二,根据垮落矸石碎胀体积、顶板垮落矸石碎胀系数和预先获取的开采面积,确定切顶高度。
在实施中,由于想要使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,而采矿体积为预先获取的,而垮落矸石碎胀体积的计算公式为。
因此,,其中,
ΔV m 表示采矿体积,
K表示顶板垮落矸石碎胀系数,
S表示预先获取的开采面积,
H C 表示顶板切缝高度,故,。同时,
Δ
V m 采矿体积是预先获取的,
K顶板垮落矸石碎胀系数也是已知的,
S开采面积也是预先获取的,所以可以根据上述公式求出
H C 切顶高度。因此,可以根据垮落矸石碎胀体积、顶板垮落矸石碎胀系数和预先获取的开采面积,确定切顶高度。
进一步的,在确定切顶高度时,还可以结合实际工程条件和技术人员的经验,对切顶高度进行调整。
作为一种可选的实施方式,结合实际工程条件和技术人员的经验,确定初始切顶高度。并根据初始切顶高度、顶板垮落矸石碎胀系数和预先获取的开采面积,确定初始垮落矸石碎胀体积。以及将初始垮落矸石碎胀体积与预先获取的采矿体积进行比较。并根据比较结果,对初始切顶高度进行调整。这样,也可以使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,进而实现对采空区进行开采补偿控制。
步骤三,根据抗拉强度,确定切顶角度、孔间距和装药量。
在实施中,基于岩体抗压不抗拉的特性,对巷道顶板进行预裂切缝,利用采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区,使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积。因此,为了确保垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,在确定巷道顶板的切顶高度后,还需要确定切顶角度、孔间距和装药量。技术人员预先针对抗拉强度,确定预裂切缝的切顶角度、孔间距和装药量,之后,控制器存储抗拉强度、切顶角度、孔间距和装药量四者的对应关系。根据当前的巷道顶板的抗拉强度,在上述的对应关系中,查询当前的巷道顶板对应的切顶角度、孔间距和装药量。这样,就可以根据抗拉强度,确定切顶角度、孔间距和装药量。在实际应用中,还可以结合实际工程调节,对确定出的切顶角度、孔间距和装药量进行调整。
进一步的,在开采补偿之前,还可以先采用高预应力吸能锚杆和锚索对巷道顶板进行开挖补偿控制。吸能锚杆和锚索具有高强、高延伸率和高吸能特性,可以对巷道顶板施加高预应力,并且能够忍受岩体大变形,且破断后无明显颈缩现象。
步骤205,在超前工作面预设距离,基于切顶参数,对巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落矸石的碎胀效应对上覆岩层进行开采补偿。
在实施中,开采煤矿资源时需要进行开采补偿,也就是说,需要对采空区上覆岩层进行补偿。即利用采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区,并对采空区顶板起到一定的支撑作用。因此,则需要对巷道顶板进行定向预裂切缝。由于定向预裂切缝利用岩体的抗压不抗拉特性,这样才能使巷道顶板上方的垮落矸石基于碎胀效应填充采空区。并且,对巷道顶板进行定向预裂切缝,同时也切断采空区顶板和巷道顶板之间的矿山压力传递。因此,需要在超前工作面预设距离,基于预先确定的切顶参数,对巷道顶板进行定向预裂切缝,以使采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区,实现开采补偿控制。其中,定向预裂切缝为在顶板进行预设方向的切缝,使得顶板根据切缝划分为采空区顶板和巷道顶板。这样就切断采空区顶板和巷道顶板之间的矿山压力传递,避免了除采空区顶板以外的地方的岩体垮落,造成地表不均匀沉降。
进一步的,工作面推采后,在工作面后方对巷道施加临时支护和挡矸支护,从而进行联合支护。临时支护采用单体液压支架,挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、挡矸网和可伸缩U型钢。在采空区顶板的垮落矸石垮落过程中,挡矸支护既能提供较大的支撑力来抵抗顶板变形,又能保持“让压”功能应对采空区顶板的变形。待采空区顶板垮落完成后,撤出临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风。其中,封闭材料可以为混凝土。其中,还可以通过采空区顶板和底板的距离不再变化,或者变化很小或锚杆和锚索受力不再变化,或者变化很小后,撤出临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风。
图3为本申请实施例提供的一种开采补偿的矸石碎胀支撑-顶板支护的力学结构体系示意图。如图3所示,1表示顶板上覆岩层荷载,2表示垮落矸石对切缝面的支撑力,3表示垮落矸石对垮落矸石后的采空区顶板的支撑力,4表示巷道实体煤帮的支撑力,5表示锚杆,6表示锚索,7表示临时支护,8表示挡杆支护。切缝后的巷道顶板除了受自身重力之外,主要还是受到上覆岩层的上覆岩层载荷的重力。上覆岩层载荷的重力一部分由垮落矸石来支撑,一部分由巷道的另一侧的巷道实体煤帮来支撑。由于定向预裂切缝不都是与水平面垂直的切缝,切面与铅直面存在一定的夹角,所以,垮落矸石对切面还有一定的斜支撑力。这样还能减小锚杆和锚索的支撑力。
图4为本申请实施例提供的一种地下工程开采补偿控制的示意图。如图4所示,5表示锚杆,6表示锚索,9表示顶板岩体的弯曲下沉带,10表示顶板岩体的裂隙带,11表示垮落矸石的垮落带。采矿活动会导致采空区上方出现大面积垮落和裂隙扩展,顶板岩层中出现垮落带、裂隙带和弯曲下沉带。在开采煤矿资源时,为了减少开采过程中形成的采空区带来的地表不均匀沉降的问题,则需要对采空区上覆岩层进行补偿。因此,想要利用采空区顶板的垮落矸石的碎胀效应填充采空区,而采空区的体积等于采矿体积,因此需要垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,即Δ
V B
=Δ
V m 。
本申请实施例提供了一种开采补偿控制方法,通过对巷道围岩进行数字钻进测试,获得巷道围岩的随钻参数,并基于随钻参数确定巷道围岩的抗拉强度。基于岩体的抗拉强度,确定出巷道顶板的切缝参数。基于切缝参数对巷道顶板进行切缝,使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,使得切缝后的垮落矸石可以对采空区上覆岩层进行补偿。这样就避免了采空区上方不规则的坍塌,也就不会造成地表不均匀的沉降,降低了对环境的破坏。
应该理解的是,虽然图1至图2的流程图中的各个步骤按照箭头的指示依次显示,但是这些步骤并不是必然按照箭头指示的顺序依次执行。除非本文中有明确的说明,这些步骤的执行并没有严格的顺序限制,这些步骤可以以其它的顺序执行。而且,图1至图2中的至少一部分步骤可以包括多个步骤或者多个阶段,这些步骤或者阶段并不必然是在同一时刻执行完成,而是可以在不同的时刻执行,这些步骤或者阶段的执行顺序也不必然是依次进行,而是可以与其它步骤或者其它步骤中的步骤或者阶段的至少一部分轮流或者交替地执行。
可以理解的是,本说明书中上述方法的各个实施例之间相同/相似的部分可互相参见,每个实施例重点说明的是与其他实施例的不同之处,相关之处参见其他方法实施例的说明即可。
本申请实施例还提供了一种开采补偿控制装置,如图5所示,该装置包括:
获取模块501,用于利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取所述巷道围岩的随钻参数;
第一确定模块502,用于根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度;
第二确定模块503,用于根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数;
第三确定模块504,用于根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数;
第一切缝模块505,用于在超前工作面预设距离,基于所述切顶参数,对所述巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落矸石的碎胀效应对上覆岩层进行开采补偿。
作为一种可选的实施方式,所述切顶参数包括切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量,所述第三确定模块504,具体用于:
根据所述预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积;
根据所述垮落矸石碎胀体积、所述顶板垮落矸石碎胀系数和所述预先获取的开采面积,确定所述切顶高度;
根据所述抗拉强度,确定所述切顶角度、所述孔间距和所述装药量。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
控制模块,用于采用高预应力吸能的锚杆和锚索对所述巷道顶板进行开挖补偿控制,所述锚杆和所述锚索具有高强、高延伸率和高吸能的特性,可以对所述巷道顶板施加高预应力。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
施加模块,用于在采煤工作面推进后,在所述工作面后方,对巷道施加临时支护和挡矸支护,所述临时支护采用单体液压支架,所述挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、所述挡矸网和所述可伸缩U型钢。
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
撤出模块,用于待所述采空区顶板垮落完成后,撤出所述临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风
作为一种可选的实施方式,所述装置还包括:
第二切缝模块,用于所述定向预裂切缝为利用岩体的抗压不抗拉特性,对所述巷道顶板按照预定方向张拉断裂形成切缝,切断采空区顶板和所述巷道顶板之间的矿山压力传递。
本申请实施例提供了一种开采补偿控制装置,通过对巷道围岩进行数字钻进测试,获得巷道围岩的随钻参数,并基于随钻参数确定巷道围岩的抗拉强度。基于岩体的抗拉强度,确定出巷道顶板的切缝参数。基于切缝参数对巷道顶板进行切缝,使得垮落矸石碎胀体积等于采矿体积,使得切缝后的垮落矸石可以对采空区上覆岩层进行补偿。这样就避免了采空区上方不规则的坍塌,也就不会造成地表不均匀的沉降,降低了对环境的破坏。
关于开采补偿控制装置的具体限定可以参见上文中对于开采补偿控制方法的限定,在此不再赘述。上述开采补偿控制装置中的各个模块可全部或部分通过软件、硬件及其组合来实现。上述各模块可以硬件形式内嵌于或独立于计算机设备中的处理器中,也可以以软件形式存储于计算机设备中的存储器中,以便于处理器调用执行以上各个模块对应的操作。
在一个实施例中,提供了一种计算机设备,如图6所示,包括存储器及处理器,所述存储器上存储有可在处理器上运行的计算机程序,所述处理器执行所述计算机程序时实现上述开采补偿控制的方法步骤。
在一个实施例中,一种计算机可读存储介质,其上存储有计算机程序,所述计算机程序被处理器执行时实现上述开采补偿控制的方法的步骤。
本领域普通技术人员可以理解实现上述实施例方法中的全部或部分流程,是可以通过计算机程序来指令相关的硬件来完成,所述的计算机程序可存储于一非易失性计算机可读取存储介质中,该计算机程序在执行时,可包括如上述各方法的实施例的流程。其中,本申请所提供的各实施例中所使用的对存储器、存储、数据库或其它介质的任何引用,均可包括非易失性和/或易失性存储器。非易失性存储器可包括只读存储器(ROM)、可编程ROM(PROM)、电可编程ROM(EPROM)、电可擦除可编程ROM(EEPROM)或闪存。易失性存储器可包括随机存取存储器(RAM)或者外部高速缓冲存储器。作为说明而非局限,RAM以多种形式可得,诸如静态RAM(SRAM)、动态RAM(DRAM)、同步DRAM(SDRAM)、双数据率SDRAM(DDRSDRAM)、增强型SDRAM(ESDRAM)、同步链路(Synchlink)DRAM(SLDRAM)、存储器总线(Rambus)直接RAM(RDRAM)、直接存储器总线动态RAM(DRDRAM)、以及存储器总线动态RAM(RDRAM)等。
需要说明的是,在本文中,诸如第一和第二等之类的关系术语仅仅用来将一个实体或者操作与另一个实体或操作区分开来,而不一定要求或者暗示这些实体或操作之间存在任何这种实际的关系或者顺序。而且,术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含,从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素,而且还包括没有明确列出的其他要素,或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。在没有更多限制的情况下,由语句“包括一个……”限定的要素,并不排除在包括所述要素的过程、方法、物品或者设备中还存在另外的相同要素。
还需要说明的是,本申请所涉及的用户信息(包括但不限于用户设备信息、用户个人信息等)和数据(包括但不限于用于展示的数据、分析的数据等),均为经用户授权或者经过各方充分授权的信息和数据。
本说明书中的各个实施例均采用相关的方式描述,各个实施例之间相同相似的部分互相参见即可,每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处。尤其,对于***实施例而言,由于其基本相似于方法实施例,所以描述的比较简单,相关之处参见方法实施例的部分说明即可。
以上实施例的各技术特征可以进行任意的组合,为使描述简洁,未对上述实施例中的各个技术特征所有可能的组合都进行描述,然而,只要这些技术特征的组合不存在矛盾,都应当认为是本说明书记载的范围。
以上所述实施例仅表达了本申请的几种实施方式,其描述较为具体和详细,但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本申请构思的前提下,还可以做出若干变形和改进,这些都属于本申请的保护范围。因此,本申请专利的保护范围应以所附权利要求为准。
Claims (10)
1.一种开采补偿控制方法,其特征在于,所述方法包括:
利用智能钻进设备对巷道围岩进行数字钻进测试,获取所述巷道围岩的随钻参数;
根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度;
根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数;
根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数;
在超前工作面预设距离,基于所述切顶参数,对所述巷道顶板进行定向预裂切缝,利用垮落矸石的碎胀效应对上覆岩层进行开采补偿。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述随钻参数包括钻进速度、钻进扭矩、钻头转速和钻进压力,所述预设的钻头参数包括钻头半径和钻头切削刃长度,所述根据所述巷道围岩的随钻参数和预设的钻头参数,确定所述巷道围岩的抗拉强度的公式为:
;
其中,表示抗拉强度,V表示钻进速度,N表示钻头转速,M表示钻进扭矩,F表示钻进压力,μ表示钻头切削刃与孔底岩石间的摩擦系数,R c 表示钻头半径,l表示钻头切削刃长度,α表示第一拟合系数,β表示第二拟合系数。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述根据所述巷道围岩的顶板垮落矸石初始碎胀系数、预设的碎胀拟合系数和碎胀时长,确定所述巷道围岩的顶板垮落矸石碎胀系数的公式为:
;
其中,K表示顶板垮落矸石碎胀系数,K 0 表示顶板垮落矸石初始碎胀系数,α表示预设的碎胀拟合系数,t表示碎胀时长。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,开采活动会导致采空区顶板的岩层中出现垮落带、裂隙带和弯曲下沉带,采矿引起的地表沉降损伤变量、裂隙带岩层裂隙损伤变量和垮落矸石碎胀损伤变量之和等于1,具体的公式为:
;
其中,ΔV S表示地表沉降变化体积,ΔV C表示岩层裂隙增加体积,ΔV B 表示垮落矸石碎胀体积,ΔV m 表示采矿体积,ΔV S /ΔV m 表示地表沉降损伤变量,ΔV c /ΔV m 表示裂隙带岩层裂隙损伤变量,ΔV B /ΔV m 表示垮落矸石碎胀损伤变量。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法利用岩体的碎胀特性可以实现顶板垮落矸石碎胀体积和所述采矿体积的平衡,即ΔV B =ΔV m ,ΔV C =0,ΔV S =0,其中,ΔV B 表示垮落矸石碎胀体积,ΔV m 表示采矿体积,ΔV S 表示地表沉降变化体积,ΔV C 表示岩层裂隙增加体积。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述切顶参数包括切顶高度、切顶角度、孔间距和装药量,所述根据所述巷道围岩的抗拉强度、所述顶板垮落矸石碎胀系数、预先获取的开采面积和预先获取的采矿体积,确定巷道顶板的切顶参数,包括:
根据所述预先获取的采矿体积,确定垮落矸石碎胀体积;
根据所述垮落矸石碎胀体积、所述顶板垮落矸石碎胀系数和所述预先获取的开采面积,确定所述切顶高度;
根据所述抗拉强度,确定所述切顶角度、所述孔间距和所述装药量。
7.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法还包括:
采用高预应力吸能的锚杆和锚索对所述巷道顶板进行开挖补偿控制,所述锚杆和所述锚索具有高强、高延伸率和高吸能的特性,可以对所述巷道顶板施加高预应力。
8.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法还包括:
在采煤工作面推进后,在所述工作面后方,对巷道施加临时支护和挡矸支护,所述临时支护采用单体液压支架,所述挡矸支护采用切顶护帮支架、挡矸网和可伸缩U型钢或约束混凝土支架、所述挡矸网和所述可伸缩U型钢。
9.根据权利要求7所述的方法,其特征在于,所述方法还包括:
待采空区顶板垮落完成后,撤出临时支护,并对矸石巷帮喷射封闭材料防止漏风。
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述方法还包括:
所述定向预裂切缝为利用岩体的抗压不抗拉特性,对所述巷道顶板按照预定方向张拉断裂形成切缝,切断采空区顶板和所述巷道顶板之间的矿山压力传递。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310309948.4A CN116025356A (zh) | 2023-03-28 | 2023-03-28 | 开采补偿控制方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310309948.4A CN116025356A (zh) | 2023-03-28 | 2023-03-28 | 开采补偿控制方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN116025356A true CN116025356A (zh) | 2023-04-28 |
Family
ID=86089614
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202310309948.4A Pending CN116025356A (zh) | 2023-03-28 | 2023-03-28 | 开采补偿控制方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN116025356A (zh) |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106855897A (zh) * | 2016-11-25 | 2017-06-16 | 长江大学 | 适用于压力衰竭地层的井壁稳定的研究方法 |
CN107067333A (zh) * | 2017-01-16 | 2017-08-18 | 长沙矿山研究院有限责任公司 | 一种高寒高海拔高陡边坡稳定性监控方法 |
CN108663269A (zh) * | 2018-03-30 | 2018-10-16 | 山东大学 | 基于等效岩体强度的地下工程围岩数字钻探分区方法 |
CN113622913A (zh) * | 2021-08-20 | 2021-11-09 | 中国矿业大学 | 一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法 |
CN114483024A (zh) * | 2022-04-18 | 2022-05-13 | 中国矿业大学(北京) | 岩爆等级原位评价与控制设计方法 |
CN115618526A (zh) * | 2022-11-15 | 2023-01-17 | 中国矿业大学(北京) | 岩爆能量原位测试与评价方法 |
-
2023
- 2023-03-28 CN CN202310309948.4A patent/CN116025356A/zh active Pending
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106855897A (zh) * | 2016-11-25 | 2017-06-16 | 长江大学 | 适用于压力衰竭地层的井壁稳定的研究方法 |
CN107067333A (zh) * | 2017-01-16 | 2017-08-18 | 长沙矿山研究院有限责任公司 | 一种高寒高海拔高陡边坡稳定性监控方法 |
CN108663269A (zh) * | 2018-03-30 | 2018-10-16 | 山东大学 | 基于等效岩体强度的地下工程围岩数字钻探分区方法 |
CN113622913A (zh) * | 2021-08-20 | 2021-11-09 | 中国矿业大学 | 一种全垮落法开采下井上下一体化隧道围岩变形控制方法 |
CN114483024A (zh) * | 2022-04-18 | 2022-05-13 | 中国矿业大学(北京) | 岩爆等级原位评价与控制设计方法 |
CN115618526A (zh) * | 2022-11-15 | 2023-01-17 | 中国矿业大学(北京) | 岩爆能量原位测试与评价方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Kang et al. | Understanding mechanisms of destressing mining-induced stresses using hydraulic fracturing | |
Dammyr et al. | Feasibility of tunnel boring through weakness zones in deep Norwegian subsea tunnels | |
Liu et al. | The position of hydraulic fracturing to initiate vertical fractures in hard hanging roof for stress relief | |
Huang et al. | Cavability control by hydraulic fracturing for top coal caving in hard thick coal seams | |
Xie et al. | A case study on control technology of surrounding rock of a large section chamber under a 1200-m deep goaf in Xingdong coal mine, China | |
CN111305876A (zh) | 深部巷道锚固-劈裂注浆-水力压裂卸压协同控制方法 | |
Kang et al. | A combined “ground support-rock modification-destressing” strategy for 1000-m deep roadways in extreme squeezing ground condition | |
Xu et al. | Mining induced strata movement and roof behavior in underground coal mine | |
CN113914862B (zh) | 切顶卸压无煤柱自成巷开采设计与评价方法 | |
Yang et al. | Study on presplitting blasting the roof strata of adjacent roadway to control roadway deformation | |
Ning et al. | Soft–strong supporting mechanism of gob-side entry retaining in deep coal seams threatened by rockburst | |
An et al. | Field and numerical investigation on roof failure and fracture control of thick coal seam roadway | |
Wang et al. | Research on the energy criterion for rockbursts induced by broken hard and thick rock strata and its application | |
CN115559728B (zh) | 无煤柱自成巷平衡开采方法与装备 | |
CN113914861A (zh) | 无煤柱自成巷平衡开采方法与装备 | |
WO2023197573A1 (zh) | 冲击地压煤层巷道防冲卸压掘进方法 | |
Yu et al. | Investigations of support failure and combined support for soft and fractured coal-rock tunnel in tectonic belt | |
Guo et al. | Fracturing mechanisms and deformation characteristics of rock surrounding the gate during gob-side entry retention through roof pre-fracturing | |
Sun et al. | Field application of directional hydraulic fracturing technology for controlling thick hard roof: a case study | |
Li et al. | Research on the failure mechanism and control technology of surrounding rock in gob-side entry driving under unstable overlying strata | |
Li et al. | Longwall mining method with roof-cutting unloading and numerical investigation of ground pressure and roof stability | |
CN114320459B (zh) | 矿井动力灾害分类控制方法 | |
Wang et al. | Ground response mechanism of entries and control methods induced by hard roof in longwall top coal caving panel | |
Kong et al. | Study of roof stability of the end of working face in upward longwall top coal | |
Kumar et al. | Influence of overlying roof strata on rib design in mechanised depillaring |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20230428 |