850m埋深采空区上大跨度切眼围岩控制技术研究-69页
大采高工作面切眼安全稳定研究
大采高工作面切眼安全稳定研究众所周知,大采高工作面切眼跨距较大,影响其安全稳定的因素较多,不仅受工作面埋深影响,并且受切眼巷道支护参数和跨距大小的影响。
文章以工程实践为契机,建立了切眼跨距力学模型,推算出极限跨距计算公式,并结合实际工程条件,选择合理支护参数,保证了切眼巷道的安全稳定。
标签:大断面;安全跨距;力学模型前言工作面开切眼是工作面回采开始准备的场所,回采设备的安装、准备需要在此空间内进行,因不同的回采工艺,需要的回采设备的不同,也就决定开切眼的断面大小不同[1-2]。
开切眼断面过小,回采设备安装不了,不能顺利进行生产,开切眼断面过大,巷道支护困难,故开切眼合理跨距选择以及巷道支护参数直接影响煤矿安全高效生产[3-4]。
1 工程概况河南某矿主采二1煤,煤层平均厚度6.3m,煤层倾角平均8°,属于大采高近水平煤层,煤层回采采用走向长壁一次采全高综合机械化采煤法;伪顶主要为泥岩、炭质泥岩,厚度不超过0.5m,仅零星分布;直接顶板厚度一般1~6.5m,以泥岩顶板为主。
老顶多为厚度0.94~19.85m、平均7.46m的粗、中、细粒砂岩(大占砂岩)。
底板以泥岩、砂质泥岩为主,厚度9.1~17.27m,平均12.84m。
工作面属于大采高综采,切眼需要的设备体积较大,一般跨度需要9m左右,局部跨度需要10m左右,大断面切眼巷道安全稳定问题亟需解决。
2 切眼巷道稳定性影响因素分析大采高工作面巷道围岩稳定性受多种因素影响,切眼作为巷道比较特殊的一种,断面一般较大,其稳定性受到影响的因素更加复杂,并且可能因地、因时、因工艺不同而变化[5-6]相互交叉影响,故在确定切眼巷道合理跨距以及支护参数之前,有必要先分析一下影响切眼巷道的影响因素。
(1)巷道断面。
巷道围岩由于采出空间围岩应力重新分布发生变形,不仅顶板发生下沉,两帮以及底板也会发生不同程度的变形。
一般而言,采出空间越大,顶底板以及两帮变形越严重,主要是因为采动空间越大,人工扰动深度越深,围岩裂隙及破碎范围越大,围岩完整性被破坏的越严重,围岩本身的强度和自稳能力越弱,故围岩变形量越大。
大跨度切眼巷道联合支护技术研究及应用
眼木 棚 下靠 扩 帮侧 垂 直 于原 木 棚 打 盯型梁 + 单
体 柱进 行加 固
3 . 扩 巷部 分 支 护 设 计
顶板 : 每 排布 置 6根锚 杆 , 均匀 布置 , 共 用
一
根 W 钢 带 。扩 帮侧 : 每 排 布置 3根 玻 璃 钢锚
杆. 均匀 布置 锚 杆排 距 0 . 8 m, 在 每两 排锚 杆 中
施工 前组 织培 训 .从而 使全 体 管理 和施 工 人员 熟 悉锚 杆锚 索施 工各 项工 序 的技术 要 求及
安全 注意事 项 每班 开工前 . 结合上 班情况 进行
风 险评估 : 施 工 过程 中 . 要 结合 手 指 口述 对 各道 工 序进 行安 全确 认 .关 键 工序 必须 经 当班 队长 确认 : 每班必 须认真 做好施 工原始 记录 每 根锚 杆锚 索 实行 编号 和挂牌 管 理 生产 技术科 负责 施 工技 术 指导 和 监 督 , 每天按《 安 全 检 查 表》 的 项 目对各 道 工序 进行 巡 回检查 .收集施 工相 关
严格 按照 MT / T 1 1 0 4 — 2 0 0 9《 煤巷 锚 杆支 护 技术 规 范》 要求 , 进行 锚杆 抗拔 力试 验 。并 在实 际施 工 中 . 坚 持定 期进 行锚 索抗 拔力 试验 . 从 而 发现 并解 决 了施 工 中存 在 的一 系列 问题 与此 同时. 还在 新 旧切 眼每 1 5 m布置 一个测 站 . 顶板 压力 大及原 冒顶 区每 5 m 布置一个 测 站 . 每 天进 行锚 杆锚索 受力监 测和顶板 离层 监测 。
四、 支 护 效 果 分 析
锚 固剂 搅拌 结 束 .达 到其说 明书规 定 的等 待 时 间后 , 才 能开 始 上 托梁 、 托板 、 索具 、 涨拉千斤 ,
沿空留巷围岩控制技术在2-300采面的应用
沿空留巷围岩控制技术在2-300采面的应用
马君蒲
【期刊名称】《江西煤炭科技》
【年(卷),期】2024()2
【摘要】干河煤矿2-300工作面开采厚煤层,采用110工法。
为控制工作面沿空留巷的围岩变形,设计了“切顶卸压+恒阻锚索”围岩控制方案,配合使用“金属网+钢筋网+可伸缩U型钢”联合挡杆技术隔绝采空区。
应用结果表明,留巷巷道回采期间顶底板移近量最大为76mm,巷帮变形量最大为49mm,围岩变形均在可控范围内。
【总页数】4页(P78-80)
【作者】马君蒲
【作者单位】山西焦煤霍州煤电干河煤矿
【正文语种】中文
【中图分类】TD823.48;TD353
【相关文献】
1.坚硬顶板大采高沿空留巷围岩控制技术研究
2.薄煤层沿空留巷巷旁支护阻力分析与围岩控制技术应用
3.大采高倾斜长壁工作面沿空留巷围岩控制技术
4.煤矿大采高工作面沿空留巷围岩控制技术研究
5.深埋大采高沿空掘巷窄煤柱留设及围岩控制技术研究
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大采高综采工作面切眼大断面支护技术论文
大采高综采工作面切眼大断面支护技术论文大采高综采工作面切眼大断面支护技术论文【摘要】大断面切眼成巷的关键是支护技术。
本文总结了特大断面成巷掘进工艺及顶板支护技术的先进做法和成功经验。
【关键词】大断面切眼支护技术神华宁夏煤业集团羊场湾矿于2008年6月装备了一套6.2m大采高综采设备,根据设备配套要求,按照先摆支架后稳输送机、上采煤机的顺序进行切眼设备安装。
这就使切眼断面一次达到宽×高=8400mm×4050mm的要求。
宽断面一次成巷最关键是顶板控制技术。
1 工作面概况大采高首采工作面Y120201位于2#煤层12采区,总走向长度3720m,工作面倾斜长350m,煤厚6.85~7.37m,平均厚7.0m,煤层倾角3°~14°,平均为8°。
2#煤层伪顶岩性为泥岩,直接顶岩性为粗砂岩,老顶为粉砂岩。
2 切眼施工工艺2.1 掘进工艺(1)受掘进条件的限制,8400mm宽的切眼不可能一次掘够宽度。
采用先导硐施工4700mm宽,成巷后再扩帮370mm宽的方式。
采用ABM20S型掘锚机及配套设备施工。
使用ABM20S型掘锚机来完成割煤和装煤及临时支护、永久支护工序,破碎机破碎、转运。
具体为:每次掘进前,司机将掘锚机调整到巷道前进方向的中间位置,按由左向右,由上向下的顺序割煤,逐步扩大到设计断面的要求。
循环截割深度不大于1000mm。
截割下的煤落在装煤铲板上,同时圆盘耙杆连续运转,将煤炭装入中部运输机,运输机再将落煤转载至破碎机处,再利用带式输送机转运至运输大巷处的带式输送机上。
采用掘锚机自带顶护板完成临时支护,最大控顶距离为2300mm。
每一循环截割完毕后施工人员将钢筋网及钢带放在顶板液压支撑架横梁上,然后靠两个液压缸顶起液压支撑架到顶板。
两个尾部液压稳定架缸稳定住掘锚机,并且辅助支撑顶板。
在液压缸顶起液压支撑架到顶板的同时,锚杆机开始永久支护工作。
截割结束并进行临时支护后,开始进行顶、帮永久支护。
矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究
矿井深部开采沿空巷道的围岩控制技术研究摘要:针对深部综放沿空巷道围岩稳定性差、变形大、难支护的特点,通过理论分析、数值模拟和现场实验等方法,从巷道支护方式和巷道断面优化两方面讨论了深部综放沿空巷道的控制技术。
研究结果表明:直墙半圆拱形断面、锚梁网索联合支护方式能够较好的控制深部综放沿空巷道围岩,减少巷道围岩变形,增强其稳定性。
关键词:深部综放沿空巷道半圆拱形锚网索联合支护断面优化1、引言随着对能源需求量的增加和开采强度的不断加大,我国矿山相继进入深部开采。
目前,我国煤矿开采深度以每年8~12m的速度增加,而东部矿井更以每年10~25m的速度增加,预计未来20年,我国很多煤矿将进入1000m~1500m的深度开采。
另一方面,我国已探明煤炭资源埋深在1000m以下的储量为2.95万亿吨,约占煤炭资源总量的53%,因此,现在及未来一段时间内,我国煤矿开采将逐渐转入深部开采。
由于深部岩体所处的地球物理环境及其应力场的复杂性,在浅部开采基础上发展起来的传统支护理论、支护参数已难以适应深部巷道支护设计和实践的需要。
深部综放沿空巷道,作为一类较特殊的回采巷道,与普通的回采巷道相比,具有以下特点:(1)综放沿空巷道布置在靠近采空区的煤体中,巷道围岩结构破碎,在掘进和回采过程中,巷道将发生较大的变形;(2)对于综放沿空巷道而言,由于巷道上方为顶煤,上覆岩层运动波及的范围及影响程度相应地增大,回采过程中的矿压显现将更加剧烈;(3)综放工作面年产量多在100万t左右,开采强度大,机械设备体积较大,且所需风量剧增,这就要求巷道具有较大的断面;(4)深部综放沿空巷道埋深大,地应力相对较大。
由于以上原因,深部综放沿空巷道围岩的稳定性及其控制一直是采矿领域中的研究热点和难点。
本文主要从支护方式与参数、巷道断面优化等方面讨论深部综放沿空巷道围岩的控制技术。
2、综放沿空巷道断面的优化由于施工简单,易于成型等优点,矩形和梯形断面形状是目前国内综放沿空煤巷的主要断面形状。
8.8m超大采高综采工作面覆岩活动规律研究
第52卷第12期煤炭工程C O A L E N G I N E E R I N G Vol. 52,No. 12doi:10.11799/ce2020120138.8m超大采高综釆工作面覆岩活动规律研究杨俊哲(国家能源集团神东煤炭集团有限责任公司,陕西神木719315)摘要:为了掌握浅埋深8.8m以上特厚煤层一次采全高开采覆岩活动规律,以上湾煤矿8.8m 超大采高综采工作面为研究对象。
利用理论计算,相似模拟以及数值模拟等方法,通过顶板位移深基点观测、微震监测、矿压监测等多种手段,将远场覆岩活动与近场矿压显现相结合,对8.8m超大采高综采工作面采场覆岩运移规律和顶板结构形式进行研究。
推演得出浅埋深8. 8m超大采出空间下覆岩垮落的结构模型,揭示了工作面远场顶板断裂与垮落时空演化规律,分析了8.8m超大采高综采工作面矿压机理及支架与围岩的力学关系,为类似条件下特厚煤层综采工作面支架选型及安全高效开采提供理论及技术指导。
关键词:浅埋煤层;超大采高;覆岩结构模型;上覆岩层;矿压显现规律;支架-围岩关系;微震监测中图分类号:TD325 文献标识码:A文章编号:167卜0959(2020) 12-0055-06Overburden activity law of 8. 8m super-high-cutting fully-mechanized working faceY A N G J u n-z h e(C H N Energy Shendong Coal Group, S h e n m u 719315, China)Abstract :In order to grasp the overburden activity law of full-seam mining in shallow-buried extra—thick coal s e a m thicker than8. 8m,based o n the engineering background of 8. 8m super -high fully m e chanized mining face in S h a n g w a n Coal M i n e,theoretical calculation,similar simulation and numerical simulation are carried o u t,a n d through observation of roof displacement at d eep base point, microseismic monitoring, monitoring of ore pressure a n d other m e a n s,the far-field overburden activity is analyzed combining with near-field m i n e pressure behaviors, the law of overburden migration a n d roof structure is studied for the8. 8m super high cutting fully m echanized mining face. Structure mo d e l of the overlying strata caving is obtained for the shallow-buried 8. 8m s uper-high m i n e d out space, the space-time evolution law of far field roof fracturing a n d caving is revealed, the m i n e pressure m e c h a n i s m of the 8. 8m super-high-cutting fully-mechanized working face a n d the mechanical relationship between the support a n d surrounding rock are analyzed. T h e study can provide theoretical a n d technical guidance for the support selection,a n d safe a n d efficient mining in ultra-thick s e a m fully m e chanized mining face under similar conditions.K e y w o r d s:shallow d e p t h;supper - high - cutting;structure m o d e l of overlying strata;overlying strata;m i n e pressure behavior;relationship b e tween support a n d surrounding rock我国煤炭在一次能源消费中的比例达60%以上[1]。
综放孤岛工作面巷道围岩控制技术研究
综放孤岛工作面巷道围岩控制技术研究对综放孤岛工作面回采过程中巷道变形破坏进行分析,根据分析结果,从加强超前支护强度、改进设备控制巷道顶板、巷道顶板及巷帮补强锚索和控制回采巷道断面四方面控制巷道变形。
解决了综放孤岛工作面因跳采而引起的巷道围岩控制问题,实现了该矿井的安全高效生产。
标签:综放孤岛工作面;矿山压力;围岩控制引言煤矿开采过程中,因采掘衔接,或避开工作面采动对相邻工作面顺槽围岩的影响,工作面开采顺序采用跳采,从而产生了孤岛工作面。
孤岛工作面处于应力集中区,矿山压力显现明显,巷道维护困难,严重制约着煤矿的安全高效开采。
因此,进行综放孤岛回采工作面巷道围岩控制技术研究,是实现矿井安全高效生产的基础。
1 工作面概况唐安煤矿位于高平市西南部,矿井生产能力1.50Mt/a,主采3#煤层,平均厚度6.0m,3号煤层基本顶为中粒砂岩,厚15.13m,直接顶为泥岩,厚2.04m,直接底为泥岩、细粉砂岩与泥岩互层,厚为6.77m;围岩层理发育。
3403综放孤岛工作面位于七五二水平四盘区,东为3404全采空区,西为3402工作面采空区,南为四盘区专用回风大巷、轨道运输大巷和皮带运输大巷,北为实体煤,煤层埋深平均250m,工作面长度176m,推进长度1115m。
3403工作面回采至3402及3404工作面采空区段,工作面应力集中明显,围岩变形严重,直接威胁巷道安全。
2 综放孤岛工作面回采巷道变形破坏特征综放孤岛工作面变形破坏原因存在地域性差别。
3403工作面进、回风巷采用液压柱加木板梁超前30m支护,推进距离距切眼80m处时,矿山压力明显增强,超前支护内液压单体柱支护受到了影响,出现液压单体柱变形、压折现象,端头回柱困难,移动时间过长,造成综放回采工作面施工困难,施工人员劳动强度大;随着矿山压力的增大,锚杆、锚索出现断裂现象,安全隐患极大;工作面进入应力集中区,巷道断面急剧变小,工作面通风困难,瓦斯涌出量异常,造成现场作业人员施工环境极差。
深部大断面硐室围岩控制技术
深部大断面硐室围岩控制技术董金勇【摘要】Aiming at the problem of surrounding rock difficult to control for deep and large section chamber of manned aerial cableway in a coal mine,secondary support of the whole section is proposed.Based on FLAC2D nu-merical simulation,it's found that the most suitable time for secondary support is the turning point from violent deform-ation stage to gentle deformation stage.Bolt (cable)pre -tightening force should be properly matched in anchor nets support.After the whole section secondary support being applied to manned aerial cableway chamber,the deformation degree of the chamber surrounding rock decreases,so the surrounding deformation is effectively controlled.%针对某矿架空乘人装置人车深部大断面硐室围岩控制难度大的问题,提出了二次全断面支护方法,基于FLAC2D 数值模拟得出了二次支护在变形剧烈阶段到变形平缓阶段的拐点进行为宜,锚网支护中锚杆(索)预紧力应合理匹配,对架空乘人装置人车硐室实施二次全断面支护后,硐室围岩变形量小,围岩变形得到有效控制。
切眼大断面围岩控制一次成巷快速掘进技术概述
科学与信息化2021年3月下 125
工业与信息化
TECHNOLOGY AND INFORMATION
图1 4901工作面切眼各断面锚杆索支护布置图(单位:mm)
落山帮侧均采用Φ20×2000mm螺纹钢锚杆(螺纹段 长度不低于 150mm)、1.9米3眼圆钢钢带,配套使用一块 130mm×130mm×16mm高强度拱形可调心托盘,调心球垫和 减摩尼龙垫圈,碟形高度不低于36mm,10×1m双抗网支护。 采煤帮侧采用Φ20×2000mm玻璃钢锚杆、Φ150×8mm玻璃 钢锚杆托盘、350mm×200mm×60mm木托板以及10×1m双抗 网支护。帮锚杆最上一排帮锚距顶板为0.3m,间距0.8m、排距 0.9m;帮锚钻头直径为28mm,锚固端上一支MSCK2455树脂药 卷,锚杆预紧扭矩:≥300N.m,锚固力不得低于105KN。4901 工作面切眼各断面锚杆(索)支护布置如图1所示。
TECHNOLOGY AND INFORMATION
工业与信息化
切眼大断面围岩控制一次成巷快速掘进技术概述
樊纲 华晋焦煤有限责任公司沙曲二号煤矿 山西 吕梁 033000
摘 要 4901切眼大断面巷道一次成巷快速掘进技术,解决了大断面巷道、切眼等支护难题,改善了井下巷道、切 眼支护现状,降低了支护密度,避免了巷道二次掘进工艺复杂、劳动强度大、施工慢的弊端,并降低了支护成本, 提高了单进水平,为同类条件下巷道、切眼的支护提供了参考和依据。 关键词 大断面,围岩控制,一次成巷,技术
(2)“三高一低”原则。即高强度、高刚度、高可靠性 与低支护密度原则。在提。高锚杆强度(如加大锚杆直径或提 高杆体材料的强度)、刚度(提高锚杆预应力、全长锚固), 保证支护系统可靠性的条件下,降低支护密度,减少单位面积 上锚杆数量,提高掘进速度[2]。
采空区下工作面切眼一次成巷技术研究
采空区下工作面切眼一次成巷技术研究作者:***来源:《山西能源学院学报》2020年第04期【摘要】针对切眼一次成巷围岩控制困难问题,文章采用理论分析以及工程类比方法分析了采空区下切眼围岩稳定性,并确定了切眼一次成巷支护参数,实现了切眼快速施工。
研究结果表明:1)21506切眼与10907采面采空区底板破碎岩层间存在有11.36m厚稳定岩层,上覆采空区对21506切眼掘进/支护造成影响较小,同时切眼位于应力降低区内;2)采用锚网索结合单体支柱方式可以对21506切眼一次成巷围岩进行控制;3)切眼一次成巷方式较传统二次成巷方式缩短时间约1/3,同时可以降低作业人员劳动强度。
【关键词】切眼;一次成巷;采空区;破碎岩层;围岩支护;应力降低区【中图分类号】 TD353 【文献标识码】 A【文章编号】 2096-4102(2020)04-0007-02 开放科学(资源服务)标识码(OSID):传统切眼采用二次成巷方式施工,虽然可以确保巷道围岩稳定,但是却存在施工速度慢、效率低等问题。
随着采矿技术不断发展,对切眼掘进及支护速度有了更高的要求,切眼一次成巷支护技术逐渐在矿井中推广应用。
1工程概况山西某矿21506综采工作面切眼长220m,开采15号煤层。
21506综采工作面与上覆9号煤层10907采面切眼内错15m,具体采面位置关系见图1。
21506综采工作面开采的15号煤层厚度均值为2.78m,直接顶为厚7.67m K2灰岩;基本顶为厚7.66m砂质泥岩,直接底为厚35m峰峰组灰岩,具体9号、15号煤层顶底板岩性见表1。
2 21506采面切眼受上覆9号煤层采空区影响分析2.1 9号煤层开采引起底板塑性区扩展深度根据弹塑性理论得知,当煤层底板受到水平应力P≥底板岩体抗拉强度T时,煤层底板会出现一定程度隆起,同时底板内岩层会产生大量的裂隙。
若切眼布置在上覆采面开采引起的底板裂隙发育带范围内,势必会给切眼围岩控制带来显著的不利影响。
大跨度综放工作面切眼支护技术研究
大跨度综放工作面切眼支护技术研究摘要:为实现中厚煤层放顶煤设备的升级换代,大淑村矿采用了zf4000/16/28型综放支架,支架外形尺寸:长度6400mm×宽度1500mm×高度1600mm,支架重量16028kg,工作面切眼跨度达到8m,支护难度明显增大。
我矿172207工作面大跨度切眼采取了锚网索支护,ebz—135型煤巷掘进机掘进施工,本文对大跨度切眼支护设计、施工进行了论述。
关键词:综放大跨度切眼设计施工1、工作面概述172207综放工作面地面位于大淑村矿工业广场以西,峰武公路以东,邯峰战备路以南,大淑村矿矸石山以北。
井下位于西二采区,南为172206采空区,北侧和西侧为f23断层,东侧为工业广场煤柱,下伏为已采的174205、174206保护层工作面。
本煤层属二叠系山西组地层,本区为单斜构造,走向se100°~120°,倾向ns190°~210°,倾角10°~22°,断裂构造是主要构造。
煤层赋存稳定,一般厚5.2m,局部煤层厚度有变化,煤层中含夹矸两层,夹矸为粉砂岩,其中顶夹矸厚0.03m~0.1m,距煤层直接顶板0.3m~0.5m,底夹矸厚0.1m~0.15m,距煤层直接底板1.4m~1.6m。
煤层平均倾角14°,煤层厚度2.2m~5.8m,平均煤厚5.2m。
直接顶为粉砂岩,厚度3.5m,老顶为细砂岩,厚度3.3m,底板为粉砂岩,厚度8.8m。
2、综放支架技术特征工作面采用zf4000/16/28型综放支架,支架高度最大为2800mm,最小1600mm,支架中心距1500mm,支撑高度1600~2800mm,支架宽度1430~1600mm,支架初撑力3195kn,工作阻力4000kn,支架外形尺寸:长度6400mm×宽度1500mm×高度1600mm,支架重量16028kg,采用整体顶梁加伸缩梁、四柱、四连杆、尾梁结构。
采煤工作面大断面切眼掘进及支护技术
采煤工作面大断面切眼掘进及支护技术陕西省延安市727300摘要:工作面切眼施工是煤矿开采时关键的目标之一。
因为受开拓深度和地质结构等不确定因素影响,采煤环节中存在支护难度大、顶板动态管理复杂的难题。
为应对这些挑战,需要选择适合的施工技术和支护参数,以实现快速、安全地进行切眼施工,为后续设备施工提供基础支持。
基于此,本文针对采煤工作掘进技术的特点,结合实际工程案例,深入探讨了采煤工作面的掘进和支护技术,以期为相关工作提供有效的指导和参考。
关键词:采煤工作面;工程案例;大断面;切眼掘进;支护技术1引言切眼施工是煤矿开采的重要环节,在很大程度上影响着煤炭开采过程中的安全及效率。
当前矿井巷道围岩支护强度较高,这不但增加了支护费用,而且也延长了支护时间。
造成巷道支护强度过大的原因如下,设计支护过程中,未将围岩与支护结构作为整体来考量;一味地增加支护材料布置密度及强度以提高支护效果;并未全面地调动锚杆、锚索等支护材料的积极作用。
采取合理的切眼支护方式,不但为满足围岩控制需求提供保障,同时还可以大幅度提升切眼掘进效率。
2采煤工作掘进技术特征分析采煤工作面大断面切眼掘进技术是一种机械化挖掘开采技术,能够实现较大的切割宽度和集运输、行走为一体。
根据工作面的运输情况,该技术通常分为两种模式。
其一,间断式运输模式。
为确保充分发挥作用,通常需要搭配煤炭运输设备、采煤机、原材料粉碎设备、铲车、胶带运输等设备。
其二,连续掘进模式。
需要搭配持续采煤设备、锚杆钻机,以及运输机等设备。
目前,该技术主要采用矩形断面掘进技术或多巷支护技术,通过技术优化和完善,已成为高效、高产的掘进技术之一[1]。
3工程案例在某煤矿工程中,工作面切眼位置处在断层处保护煤矿立柱。
南部即实体煤矿,北侧即井田边界保护开采面,而东部即断层保护煤柱。
因此,在开采煤矿能源期间,要求按照矩形断面长度为120米,净宽度为8.3米,净高度为3米的要求,顺着煤层底板结构予以挖掘。
《大采高回采巷道围岩控制技术研究》范文
《大采高回采巷道围岩控制技术研究》篇一一、引言随着煤炭资源的不断开采,大采高回采巷道在矿山生产中扮演着越来越重要的角色。
然而,由于地质条件复杂、采矿环境恶劣等因素的影响,大采高回采巷道的围岩控制问题一直是矿山安全生产中的难点和重点。
因此,研究大采高回采巷道围岩控制技术,对于保障矿山生产安全、提高生产效率具有重要意义。
二、大采高回采巷道围岩特点大采高回采巷道的围岩特点主要表现为高地应力、高强度岩体和复杂地质条件等。
高地应力导致围岩变形大,易发生破坏;高强度岩体使得支护难度大,需要采用更强的支护措施;而复杂地质条件则增加了围岩的不确定性和风险性。
这些特点使得大采高回采巷道的围岩控制成为矿山安全生产中的关键问题。
三、围岩控制技术研究现状目前,国内外学者针对大采高回采巷道围岩控制技术进行了大量研究。
研究主要集中在以下几个方面:一是支护技术的研究,包括支护材料的研发、支护结构的优化等;二是围岩稳定性分析方法的研究,包括数值模拟、现场试验等;三是围岩与支护的相互作用机制研究,以更好地指导现场实践。
虽然取得了一定的研究成果,但仍存在一些问题需要进一步解决。
四、围岩控制技术的研究方法针对大采高回采巷道围岩控制技术的研究,主要采用以下方法:1. 理论分析:通过岩石力学理论、弹塑性力学理论等,对围岩的应力分布、变形规律等进行理论分析,为支护设计提供依据。
2. 数值模拟:采用有限元、离散元等方法,对大采高回采巷道的围岩变形、破坏过程进行数值模拟,预测围岩的稳定性。
3. 现场试验:通过在矿山现场进行试验,验证理论分析和数值模拟的可靠性,同时为支护设计提供实践经验。
五、围岩控制技术的实践应用在大采高回采巷道围岩控制技术的实践应用中,需要综合考虑地质条件、采矿环境、支护材料等因素。
目前,常用的支护技术包括锚杆支护、锚网支护、U型钢支护等。
其中,锚杆支护是一种常用的支护方式,通过在围岩内部设置锚杆,提高围岩的承载能力。
同时,还需要根据实际情况选择合适的支护材料和结构,以确保支护效果和安全性。
综采工作面大跨度切眼施工及支护工艺应用
陕西陕煤黄陵矿业公司是陕西煤业化工集团下属 大型现代化绿色循 环经济核心企业 , 位 于陕西省延安 市黄陵县店头镇 , 公司现有两对 生产矿井 , 即一号煤 矿 和二号煤矿。陕西陕煤黄陵矿业公司一 号煤矿现有生 产能力 6 M t / a , 属高瓦斯矿井。主采 煤层为 2号煤 , 掘 进 范 围 内煤层 厚度 2 . 2 5 m一 2 . 3 5 m, 平均厚度约 2 . 3 m, 结 构 简单 , 属 于稳 定煤 层 。直 接 顶 板 为 粉 砂岩 、 细粒 砂 岩和砂质泥岩平均厚度 约 9 . 3 5 m。老顶为中粒砂岩 与 细粒砂岩互层 , 平均厚度约 8 . 6 7 m, 该顶板属中等冒落 顶板 , 应及时支护 。底板为砂质泥岩及细粒砂岩 , 平 均 厚度约 l 1 . 7 2 m, 遇水 膨胀 , 易底 鼓 , 应 及 时维 护 。
综 采 工 作面 大 跨 度 切眼 施 工 及 支 护 工 艺 应 用
赵群 ( 陕西陕煤黄陵矿业有 限公司 一号煤矿 , 陕西 延安 7 2 7 3 0 7 ) 摘 要: 随着矿 井综采工作面智能化设备 的应用 , 要 求综 采工作面切 眼宽 度不 断增大。大跨 度对 施工和支护 带来一 系列亟待解 决的 问题 , 严重影 响矿 井安全生产 , 本文针对黄陵矿业一号 煤矿 1 0 0 3智能化 综采工作 面切眼的施 工情况 , 总结出大跨 度煤巷 掘进工 艺及支护 技术先进经验 。 关键 词 : 综 采工作面 ; 大跨 度 分类 号 : F 4 0 6 . 3 ; T D 2 6 3
文献标 志 码 : B
文 章编 号 : 1 0 0 8— 0 1 5 5 ( 2 0 1 5 ) 1 1- 0 1 3 7- 0 2
次巷临时支护采用 Z J C 2 X 8 0 0 / 2 1 / 3 0型 交错迈 步式掘进超前支护, 一个正规循环掘进 作业完成后将 1工作 面概 况及 掘进 工 艺 交 错迈 步式 掘进超 前支 护 移入 前 方裸 露 巷 道对 顶 板 进 1 . 1工作 面概 况 行临 时支 护 , 人 员 进入 交 错 迈 步 式掘 进 超 前 支 护 下 方 十盘区位于黄陵一号煤矿 主要大巷西侧 , 南邻五 进行锚网支护 , 在交错迈步式掘进超前 支护后方进 行 盘区 , 东邻十二盘区 , 西接六盘区。1 0 0 3工作面为十盘 锚 索支 护 。 区 第三 个 工 作 面 , 北为 1 0 0 4工 作 面 暂 未 形 成 , 西 邻 六 切眼顶板采用锚杆 +锚索梁 + 塑钢 网联合 支护 , 盘区 , 南为 1 0 0 2综采工 作面正在 开采 , 东接北一进风 锚杆采用  ̄ b 2 0 m m× 2 5 0 0 m m左旋无 纵筋螺纹钢 锚杆 , 巷 。该 工 作进风顺 槽 、 回冈U 顷槽 长度 均 为 2 3 2 6 m, 矩 形 间排 距 8 0 0 mm×8 0 0 m m, “ 9— 9 ” 矩 形 布置 , 每孔 消 耗 3 断面 ; 进风顺槽 宽度 4 . 6 m, 高度 2 . 8 m; 回风顺 槽宽度 节 2 3 3 5 型树脂, 锚杆配套使用2 0 0 m m× 2 0 0 m m× 1 2 m m 5 . 2 m, 高度 2 . 8 m; 切眼长度 2 3 5 m, 矩形断面, 宽度 钢托板一块; 锚 索梁 采用 1 6 # 槽钢加工 , 梁长 4 2 0 0 m m 6 . 6 m, 高度 2 . 8 m。 ( 一梁四素 , 间距 8 0 0 a r m) 和3 0 0 0 m m( 一梁三素 , 间距 根据 s 1 0 5 钻孔资料分析 , 切眼直接顶 为粉砂岩和 1 6 0 0 m m ) 两根并在一起 支护 , 中间套打一梁 四索锚索 砂 质泥 岩 互层 , 厚度 3 m 一7 m, 粉砂岩 : 深灰色 , 成 分 以 梁 , 梁长 4 2 0 0 m m, 间距 1 6 0 0 m m, 采用 6 1 7 . 8 a r m× 石英为主 , 钙质胶结, 中夹薄层砂质泥岩 ; 砂质泥岩 : 灰 8 3 0 0 mm普通 锚 索 , 锚深 8 0 0 0 mm, 每 孔 消 耗 3节 2 3 7 0 黑色 , 易断裂 , 含云 母碎片。老 顶为粉砂岩 、 细砂岩互 型树脂 ; 主、 副帮采用锚杆 +塑钢 网支护 , 间排 距均为 层, 厚度 7 m一 1 2 m, 细粒砂岩 : 浅灰色 , 成分以石英 为 1 0 0 0 m m X 1 0 0 0 m m, “ 三 一三” 矩 形布置 , 副 帮侧采 用 主, 分选 性 较好 , 钙质胶 结 ; 中粒 砂 岩 : 灰 白色 , 成 分 以 q b 2 O m m× 2 5 0 0 m m 左旋无 纵 筋螺纹 钢 锚杆 , 锚杆 配 套 使 石英为主 , 分选 性中等 , 泥质胶 结 , 含云母碎 片及暗色 用 2 0 0 m m ×2 0 0 m m ×1 2 m m钢托板 , 每 孔 3节 2 3 3 5型 矿物。直接底板为砂质泥岩和细粒砂岩 , 砂质泥岩 : 约 树脂, 主帮侧采用  ̄ b 2 O m m× 2 1 0 0 a r m玻璃钢锚杆 , 每孔 0 . 7 5 m, 深 灰色 , 团块状 。细粒 砂岩 : 浅灰、 灰黑色, 成 分 2节 2 3 3 5型 树 脂 , 主 帮 每 根 帮 锚 杆 另增 加 3 5 0 mm × 以石英为主 , 钙质胶结 , 含云母碎片及暗色矿物。 2 0 0 mm× 5 0 am木托 板一 块 。 r 1 . 2切 眼 掘 进 工 艺 次巷掘进 4 . 6 m宽切眼时, 顶锚杆“ 6— 6 ” 矩形布 受掘进设备及条件限制 , 6 . 6 m宽的巷道不能一次 置 , 锚索梁 长 4 2 0 0 m, 一 梁 四索 , 排距 8 0 0 m m, 副 帮采 用 掘够宽度 , 必须采 用先掘进一 次巷 宽度 4 . 6 m, 然后扩 q b 2 O m m X 2 5 0 0 m m左旋无纵筋螺纹钢锚杆 , 锚杆间排距 帮 宽度 2 m 的方法进行施 工。一次巷采 用 E B Z 1 6 0型 均为 l O 0 0 m m× l O 0 0 m m, “ 三一 三” 矩形布置, 每根帮锚
综放工作面大跨度切眼支护技术研究及应用
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
Fu l l y me c h a ni z e d c a v i ng f a c e l a r g e s pa n o pe n— — o f c ut s up po r t i ng
2 0 1 3 年 第5 期
童 娃j i ; 舛技
9
综 放 工 作 面大 跨 度 切 眼支 护 技 术 研 究及 应 用
张 久 里
( 济宁矿业集 团有限公司 , 山东济宁 2 7 2 0 0 0 )
摘 要 利用高 强预应 力锚杆 +w 钢 带配合 支护, 形成组合梁, 然后利用 长度合适 的锚 索穿入稳定岩层形成悬 吊梁 , 最后利用单体液压支柱 在
1 工作 面概 况 1 3 0 7综 放 工作 面 切 眼 , 为矩 形 , 荒高 3 . 2 m, 净 高 3 . 0 m, 荒宽 7 . 8 m, 净宽 7 . 6 m, 荒断面积 2 4 . 9 6 m , 净断 面积 2 2 . 8 m 。切眼长度 2 1 3 m, 沿3 # 煤层底 板掘 进 , 埋 藏深 度 一5 6 0一 一6 2 0 m。煤 层 倾 角 1 9 。~2 5 。 , 平 均 2 1 。 。煤层普氏硬度系数 f =1 . 5 , 中硬 。煤 层伪 顶 0~ 0 . 2 m, 平均厚度为 0 . 1 m, 灰色泥岩 , 易脱落 。老顶 为砂 岩, 一般 3~1 2层 , 平均 6层 , 总厚度 1 3 . 8~ 4 8 . 1 m, 平
2 支 护方 案
按照 设 计 , 1 3 0 7工 作 面 安 装 时 端 头 支 架 选 用 Z F G 7 5 0 0 / 2 0 / 3 2型液 压 支 架 , 正常支架选用 Z F 7 2 0 0 / 1 8 / 3 2型液压支架 , 其主要技术参数分别如下 : ( 1 ) 端头支架 支架型号 : Z F G 7 5 0 0 / 2 0 / 3 2型放顶煤 液压支架 支撑高度 : 2 0 0 0~ 3 2 0 0 m m; 支架宽度 : 1 4 9 0~1 6 6 0 B i n ; 支架长度 : 6 7 2 0~ 8 7 5 0 m m;
大跨度切眼刷大施工方式的优化与应用
大跨度切眼刷大施工方式的优化与应用摘要目前庄煤矿掘进工作面多数采用综掘机进行截割,综掘掘进拐弯调向施工一直是影响掘进施工效率提升的难点问题,尤其是大跨度切眼的施工,巷道拐弯通常采用剥犄角的方式,但该方式存在以下问题:一是切眼本身跨度较大,刷大施工需剥两次犄角,最大跨度在14m以上,顶板管控难度大;二是先施工一侧断面,在退后施工另一断面,需回撤胶带机,并将掘进机、二运转载机、滑靴退至原开门点处,工程量较大;三是需两次剥犄角,对施工进度影响较大。
为此,我们在3下1001外切刷大施工过程中对施工方式进行了优化。
一是3下1001外切开门处剥犄角仅考虑超前侧施工,减少顶板跨度;二是超前侧施工到位后,后退掘进机在距开门点30m处斜向刷大施工至设计位置;三是后段刷大侧施工到位后,利用贯通点空间大进行调头,二运转载机在巷道内进行拆解,调头后再重新组装;四是掘进机反向开至刷大侧煤垛处,掘进机、二运转载机、滑靴合茬,反向缩滑靴施工。
此次开拓性切眼刷大施工,节省了大量施工时间、人力,为综掘快速高效生产节约了时间、提供了新思路。
关键词:大跨度切眼、刷大、综掘掘进拐弯调向、施工优化一、前言目前庄煤矿掘进工作面多数采用综掘机进行截割,掘进拐弯调向施工一直是影响掘进施工效率提升的难点问题,尤其是大跨度切眼的施工,综掘巷道拐弯通常采用剥犄角的方式,但该方式存在以下问题:一是切眼本身跨度较大,刷大施工需剥两次犄角,最大跨度在14m以上,顶板管控难度大;二是先施工一侧断面,再退后施工另一断面,需回撤胶带机,并将掘进机、二运转载机、滑靴退至原开门点处,工程量较大;三是需两次剥犄角,对施工进度影响较大。
为此,我们在3下1001外切刷大施工过程中对施工方式进行了优化。
二、项目简介(一)项目创新背景掘进拐弯调向施工一直是影响掘进施工效率提升的难点问题,尤其是大跨度切眼的施工,综掘巷道拐弯通常采用剥犄角的方式,但该方式存在以下问题:一是切眼本身跨度较大,刷大施工需剥两次犄角,最大跨度在14m以上,顶板管控难度大;二是先施工一侧断面,再退后施工另一断面,需回撤胶带机,并将掘进机、二运转载机、滑靴退至原开门点处,工程量较大;三是需两次剥犄角,对施工进度影响较大。
近距离煤层采空区下工作面大跨度切眼支护设计
近距离煤层采空区下工作面大跨度切眼支护设计张鹏【摘要】相比于一般巷道,大跨度切眼围岩变形较大,支护更加困难.本文以某矿近距离煤层采空区下工作面大跨度切眼为工程背景,建立顶板力学模型,分析受力情况,确定支护参数,并通过对围岩变形和锚杆受力情况的监测,认为该支护方案取得了良好的效果,为相似条件下巷道支护设计提供了一定的借鉴意义.【期刊名称】《煤矿现代化》【年(卷),期】2018(000)004【总页数】3页(P15-16,19)【关键词】采空区;切眼;支护设计【作者】张鹏【作者单位】长治市煤炭安全纠察支队,山西长治 046000【正文语种】中文【中图分类】TD3531 引言相比于单一煤层开采,近距离煤层开采时矿压显现规律更为复杂,尤其是下煤层开采时,受上煤层开采影响,层间岩层受到一定的损伤破坏,下煤层顶板管理支护更加困难。
并且,为满足工作面设备安装、运输等工作,开切眼尺寸往往较大,给支护设计带来了新的挑战[1-2]。
本文以某矿近距离煤层采空区下大跨度切眼为工程背景,研究切眼破坏机理以及支护设计,为工作面安全生产提供有力保障。
2 工程概况某矿可采煤层由上至下分别有2号、3号、8号和9号煤层,其中,6918工作面主采9号煤层,上距8号煤层距约6.5m,属于近距离煤层,层间岩层岩性以砂质泥岩和中粒砂岩为主。
煤层厚度为2.13~3.51m,平均2.77m,工作面采用ZY5200/19.5/42型两柱掩护式支架,综合考虑煤层地质条件、设备安装、通风、行人等因素,确定工作面切眼为矩形断面,断面宽度为6.3m,高度为2.8m,属于大跨度切眼,围岩控制相对较难,所以,确定合理的切眼支护方案,是影响工作面安全开采的主要因素之一。
3 大跨度切眼断面破坏机理一般来讲,我们把宽度大于5.5m的巷道称之为大跨度巷道。
相比而言,对于大跨度巷道,更容易发生冒顶、片帮等安全事故,围岩更加破碎,在顶部2个边角处以发生应力集中,导致巷道破坏,巷道支护更加困难。
千米深井巷道围岩控制技术
• 引言 • 千米深井巷道围岩控制技术概述 • 千米深井巷道围岩控制的关键技术 • 千米深井巷道围岩控制技术的应用
实例 • 未来展望
01
引言
背景介绍
01
随着我国矿产资源开采的深入, 千米深井巷道围岩控制技术成为 研究的热点问题。
02
深井巷道围岩控制技术对于保障 矿产资源开采安全、提高开采效 率具有重要意义。
面临挑战
在深井巷道中,围岩承受着巨大的地压,易 发生变形和破坏;同时,深部地温高,对设 备和人员都是一大考验。因此,需要采取针 对性的围岩控制技术。
技术实施过程
技术方案设计
根据矿区的实际情况,设计出适 合的围岩控制方案,包括选择合 适的支护方式、确定合理的支护
参数等。
施工工艺
详细描述施工工艺流程,包括巷道 掘进、支护安装、监测设备布置等 环节,确保施工质量和安全。
05
未来展望
技术发展趋势
智能化监测
高效掘进技术
利用物联网、大数据和人工智能技术, 实现千米深井巷道围岩的实时监测和 预警,提高监测效率和精度。
发展高效、安全的掘进技术,提高千 米深井巷道的掘进速度,降低施工成 本。
新型支护材料
研发具有更高强度、耐久性和适应性 的新型支护材料,以应对千米深井巷 道的高压、高地温等恶劣环境。
VS
常用的监测仪器包括收敛计、压力计、 位移计等,通过数据采集和处理系统 对监测数据进行实时分析和处理,为 支护设计和优化提供依据。同时,监 测数据还可以用于评估支护效果和安 全性,为后续工程提供参考和借鉴。
04
千米深井巷道围岩控制技术的应 用实例
应用场景介绍
矿区概况
以某大型矿区为例,该矿区具有千米深度的 矿井,巷道围岩条件复杂,需要采取有效的 围岩控制技术以确保安全和高效的生产。
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摘
要
我国煤层群分布广泛,为解决上部煤层含水量大、煤与瓦斯突出、冲击矿压 等问题,上行开采被广泛采用,已经逐渐成为一种常规的开采技术。工作面开切 眼是煤矿采煤工作面相关设备安装并开始回采的场所, 其支护的安全稳定性对于 工作面设备安装与顺利回采起着至关重要的作用。 本文以淮南矿业集团朱集东矿 1111(3)工作面切眼为工程背景,采用理论 分析、数值模拟和现场观测相结合的方法,分析了采空区上深井大跨度切眼的失 稳机理和增稳手段,研究了切眼合理的布置位置、成巷方式和支护形式,提出了 卸荷减跨和悬索墩柱联合减跨的减跨理论,过程控制和协同支护的维控理念,并 在工程实践中得到了成功应用。 建立了大跨度巷道的等效椭圆模型, 表明巷道跨度过大是大跨度巷道围岩失 稳的关键原因。提出了等效跨度的概念,建立了卸荷减跨的力学模型,实算得到 切眼经二次成巷后等效跨度。借鉴桥梁工程的减跨理论,提出大跨度巷道悬索墩 柱联合减跨的理论。 根据三带理论、概率积分和材料力学知识,通过理论分析得出了上行开采上 位 13 槽煤的应力变形方程,实算得出合理的切眼布置位置。应用 FLAC3D 数值 模拟 11 槽煤采空后上位 13 槽煤的应力变形特征,选择合理的切眼布置位置。 根据巷道围岩轴变论和极限平衡理论, 推导出导硐合理跨度及扩刷跨度方程。 应用 FLAC3D、Tecplot10 和 Photoshop 等软件,从表面位移、深部位移、应力集 中区和应力降低区四个方面进行分析,得到了切眼合理的成巷方式。 应用 FLAC3D 软件对无支护、锚杆索支护、单体支护和单体锚杆索联合支护 四种方式进行了模拟, 定性得出主动的锚杆支护对塑性区的抑制作用要强于被动 的单体支护,锚杆索+单体联合支护的效应要明显大于单体支护与锚杆索单独支 护效益的叠加的规律。 提出了过程控制和深井软岩巷道协同支护的理念,在朱集东矿 1111(3)切 眼进行了工业性实验,设置测站对导硐段和扩刷段进行了观测分析,证明了深井 大跨度切眼维控理论的成功性。 论文共有图 61 幅,表 7 个,参考文献 78 篇。 关键词:大跨度切眼;采空区上;卸荷减跨;悬索墩柱;过程控制;协同支 护
导师签字: 年 月 日
致
杂念。感谢父母和大姐二姐。
谢
感谢父母和大姐二姐,是你们无微不至的关怀,让我在研究生学习阶段心无 感谢我的导师张农教授,导师平时日理万机,但每次需要指导帮助,他都会 推开一切事务为学生指导一二,让我深深体会到“听君一席话,胜读十年书”不 是虚妄之语。 感谢郑西贵、韩昌良、阚甲广、许兴亮、李桂臣、赵一鸣、吴海老师,在那 些灰头土脸的日子里给了我许多指导和帮助,正是他们的鞭策和鼓励,让我的研 究生生活过的紧张又充实。 感谢潘东江博士、薛飞博士、李宝玉博士、于宪阳博士,感谢陈红、刘飞、 刘娜、王晓卿、史英男等师兄,感谢我的同窗余浩、徐华君、马百龙、王磊、麻 卫、邱鹏、路抗、李伟豪、杨林、蔡胜海、孟幻及师弟付世雄、胡程程等硕士。 正是这些才华横溢、机智幽默、敢作敢为的同学,陪我一起思考、疯狂、荒唐、 欢乐,让我的生活不再单调。 感谢淮南朱集东矿矿长常国清、采煤矿长孙军、总工程师张锤金、杨海俊副 总、晁俊奇科长的大力支持和帮助,对朱集东矿何欣、张熙、张庆利等技术骨干 在矿进行科研活动时给予的帮助一并表示谢意。 最后衷心感谢各位专家、老师在百忙之中评审本文,由于作者水平有限,论 文仍有诸多不足之处,希望能够得到指导和建议! 赵桂斌 2015 年 5 月 26 日
江苏省高校优势学科建设工程资助项目(PAPD) 江苏高校优势学科建设工程资助项目(SZBF2011-6-B35) 国家重点基础研究发展计划资助(2013CB227904)
应用型硕士学位论文
850m 埋深采空区上大跨度切眼 围岩控制技术研究 Study on Surrounding Rock Control Technology of Above Goaf and Large-span Open-off Cut in 850m Deep Mine
作者签名: 年 月 日
导师签名: 年 月 日
中图分类号 UDC
TD353 622
学校代码 密 级
10290 公开
中国矿业大学 应用型硕士学位论文
850m 埋深采空区上大跨度切眼 围岩控制技术研究 Study on Surrounding Rock Control Technology of Above Goaf and Large-span Open-off Cut in 850m Deep Mine
I
Abstract
Coal seams are widely distributed in china,ascending mining has been one item of conventional technology in order to solve the problem of upper coal seams with large moisture content ,coal and gas outburst and impulsion pressure.As open-off cut is the place of working face equipment installment and beginning mining,supporting stability and security is very important for coal mining. Based on the engineering of 1111(3)working face open-off cut in Zhujidong mine coal of Huainan Mining Group Company, with integrated methods of theoretical analysis, numerical simulation and field measurement,we analysis on the instability mechanism and augmentation methods of above goaf and large-span open-off cut in deep mine,study on the reasonable assign position、tunneling mode and support form, put forward the reduced-span theory by pressure relief and suspended cable combined with pier column,the support idea of process control and synergetic support.It has been successfully applied to the engineering practice. In this paper,we establish the equivalent ellipse model of large-span roadway, the result shows that the span too large is the key cause of surrounding rock losing stability.Put forward the equivalent span concept and establish the model of reduced-span by pressure relief, equivalent span of open-off cut which enlargement for two times is obtained with calculation. Put forward the theory of reduced-span by suspended cable and pier column using experience of bridge engineering for reference. According to the theory of three zones,probability integral,material mechanics and FLAC3D numerical simulation, the stress and displacement distribution equations and characteristics of coal seam 13 are obtained.The reasonable assign position is calculated and chosen respectively. According to the theory of axial variation and limit equilibrium,the reasonable pilot tunnel and enlargement span formula are derived. The reasonable tunneling mode is obtained by analysis of surface displacement, deep displacement, stress increasing zone and stress decreasing zone, using FLAC3D ,Tecplot10, Photoshop and other softwares. Simulation on the schemes of no support ,bolt support, prop support and combined support,the result shows that the plastic zone area of active bolt support is smaller than passive prop support, the effect of combined support is greater than the
作 者:赵桂斌 导 师:张 农 教授