Mechanism and practice of rock control in deep large span cut holes

Deep large span cut holes are difficult to stabilize. The 7801 cut hole in the Lu'an Wuyang Mine was used as this project's background. The main factors affecting large span cut hole stability are analyzed. Pre- stressed bolting theory was used to design a roof control method for a large span roadway. By reducing the span and applying equal strength coordinated supports the rock could be stabilized. The control prin- ciples and methods are given herein along with the analysis. A double micro arch cross section roadway is defined and its use in solving the current problem is described. Beam arch theory was used to build a model of the double micro arch cross section roadway. A support reverse force model for the arch foot intersection was also derived. A support method based upon reducing the width of the large span in the cut hole is presented. These results show that the reduced span of the roadway roof plus the use of cable anchors and single supports gives an effective way to control the large span cut hole. On site monitoring showed that the reduced span support from the double micro arch cross section roadway design had a significant effect. The roadway surface displacement was small and harmful deformation of the cut hole was effectively controlled. This will ensure its long term stability.

大厚度钢锭氧-丙烷火焰切割热影响区组织及性能

火焰切割所产生的被切割金属材料的组织变化直接影响到精密金属切削机床的加工余量,因此对切割断面区域的金相组织研究是优化切割工艺参数和提高断面质量的前提和基础.通过对厚度为900 mm的34CrNiMo6钢以及厚度为450 mm的45钢铸锭进行氧-丙烷火焰切割试验,并对切割断面热影响区宏观及微观组织进行观察,分析了热影响区组织变化对工件性能的影响,确定了切割热影响区的范围以及精密金属切削的机械加工余量,为进一步优化曲柄切割工艺参数及切割后加工起指导作用.

松软破碎厚顶煤大跨度切眼变形破坏特征与控制技术

安阳主焦煤矿大断面切眼常采用被动支架沿顶布置,围岩变形量大、易漏冒,工人劳动强度大。针对上述问题,采用数值模拟方法研究了裂隙发育、位移和应力分布与切眼跨度之间的关系,提出了围岩控制策略和支护方案。结果表明,随着切眼跨度的增大,围岩塑性区范围逐渐增加,顶板以剪切滑移或拉剪破坏为主,两帮以泊松效应膨胀拉伸—剪切破坏为主;顶板下沉量、巷帮内挤和底鼓量均逐渐增大;顶煤、直接顶和基本顶部分岩层逐层渐次移动,顶板部分区域出现较大的裂隙,冒落拱以上深部顶板发生整体移动;巷道顶底板中有害拉伸应力区域范围呈现拱形分布,且逐渐增大。根据切眼围岩变形破坏特征,提出了高强度、高刚度、高预紧力的强力支护和被动单体液压支柱补强的主被动联合支护方法。现场工业性试验表明,切眼围岩得到了有效控制,可为类似裂隙发育托顶煤大断面切眼围岩控制提供参考。

特厚煤层短壁综放大断面切眼巷道围岩控制研究

以山阴金海洋南阳坡煤矿特厚煤层短壁综放工作面为研究对象,针对跨度达8.7 m的综放大断面切眼支护设计,既要满足有效控制切眼巷道围岩变形,又要尽可能减少支护材料浪费和支护成本偏高的问题,利用数值模拟软件FLAC3D研究了不同支护方案下顶板预应力场分布特征,确定了大跨度切眼的支护形式为锚杆、金属菱形网、锚索+W钢带以及单体支柱等的联合支护形式,通过校核支护参数,支护设计均能够满足要求,最后对围岩变形量进行了现场观测,浅部、深部基点离层值分别为9 mm、12 mm,巷道顶板下沉量约为140 mm,煤壁侧巷道变形量约为105 mm,老塘侧巷道变形量约为98 mm,围岩变形量小,说明大断面切眼巷道得到了有效控制,能够满足安全生产使用要求,为其他类似工程条件的大断面切眼支护问题提供了借鉴。

大断面切眼一次成巷施工工艺优化与应用

随着井工煤矿开采深度逐渐增加,井下巷道及采掘工作面受地应力的影响越来越大,导致巷道支护难度增大。顺和煤矿针对大埋深高应力下巷道支护难的问题,通过优化施工工序以及增加支护强度,采取高强应力锚杆+W钢带+单体柱与π型梁搭配联合支护的方法,实现了综采工作面切眼大断面一次成巷,成功解决了大埋深高应力巷道支护和快速掘进问题。

近距离采空区下大断面切眼支护技术应用

以9101采煤工作面为工程实例,该采面切眼跨度为8 m,且上覆为8^(#)煤层采空区及煤柱。切眼拟采用分次掘进方法施工,首先掘进巷道宽度4.5 m,后刷扩3.5 m;在掘进期间,通过探测切眼顶板与上覆8^(#)煤层采空区层间距,再设计切眼顶板支护方案;现场应用后,切眼顶底板、巷帮变形量分别为60 mm、73 mm,实现了近距离采空区下大断面切眼围岩变形有效控制。

抽水蓄能电站勘探平洞掏槽爆破方法研究

为解决抽水蓄能电站勘探平洞钻爆掘进单循环进尺低问题,加快抽水蓄能电站工程地质勘察施工进度,提出了“大直径空孔环+桶式多阶段”新型掏槽方法,并分析了其参数合理性和破岩机理。工程实例应用表明,掏槽方法可将抽蓄勘探平洞(小断面)单循环平均进尺、月平均进尺分别提高并稳定在3.12 m和280 m水平,在抽蓄勘探平洞(小断面)钻爆法快速施工中具有显著适用性和优越性,同时,在抽蓄勘探平洞、矿山岩巷、抽蓄排水廊道等有快速掘进需求的小断面隧洞中具有极高的推广应用价值。

电大尺寸进气系统隐身与进气综合特性

针对电大尺寸进气系统屏蔽结构设计的复杂性,本文对电大尺寸进气系统的隐身性能和流动性能进行了综合研究。对一种新型百叶屏蔽结构参数化进行研究;基于射线追踪法,对进气舱室及屏蔽结构进行隐身性能的计算及分析;利用计算流体动力学,对进气屏蔽结构的流动性能进行计算及分析;基于正交实验、信噪比分析方法,对评估隐身性能的重要指标雷达散射截面积、评估流动性能的重要指标总压损失进行综合分析研究。结果表明:新型百叶屏蔽结构的安装可以有效提升进气系统的隐身性能。百叶安装角度为50°、百叶间距为50 mm、百叶板长为60 mm时所得到的结构是在保证优异的进气流动特性情况下所得到的最优雷达散射截面积特性结构。百叶角度对隐身性能以及流动性能的影响均为最大。数值仿真结果与实验吻合较好,本文分析方法及结果对进气系统综合设计提供理论设计基础。

富水泥化顶板条件下开切眼围岩控制技术研究

基于富水泥化顶板大断面巷道掘进、支护困难的问题,以申家庄煤业N11511综采工作面开切眼为例,研究了富水泥化大断面开切眼掘进支护技术,结合现场实际地质条件研究确定了大断面开切眼支护所需锚杆和锚索长度、直径以及间排距等参数,优化工作面顺槽前期顶板注浆加固、切眼一次贯通、二次扩巷等工序。结果表明,注浆区域采用锚梁悬吊替换单体柱,节省占用空间,为搬家创造条件,二次扩巷提前打设中柱,有效防止围压增大,做到了有效管控,为类似地质条件下的大断面巷道掘进与支护以及后续综合利用提供借鉴。

大断面开切眼顶板水力压裂后稳定性判别与控制

隆德煤矿开切眼通常使用单体被动加强支护,成本高、劳动强度大,采用现场实测、理论分析论证了213开切眼顶板水力压裂后的稳定性与主动支护的可行性,提出了“W型钢带+锚索”的一带三锚加强支护方案代替单体支柱被动加强支护。结果表明,水力压裂后的顶板深部离层最大值为4 mm,浅部离层最大值为7 mm,顶板自稳性仍然良好。主动支护后的顶底板移近量最大值为7.2 mm,两帮移近量最大值为5.8 mm,达到了预期效果。

复杂条件下大断面巷道双向开口施工工艺

基于韩家洼煤矿203运输顺槽开口段断面大,施工条件复杂,巷道掘进效率低,煤矸运输难度大等技术难题,通过研究对203运输顺槽施工方案进行优化,提出了双向开口施工工艺,与传统施工工艺相比,施工工期缩短了8.5d,取得了显著应用成效。

大断面开切眼迈步式分次截割一次成巷技术研究应用

对砚北煤矿250203下工作面切眼截割工艺、支护参数进行了分析与研究,并与大断面开切眼二次成巷施工工艺进行了比对,最终确定采用左右迈步式分次截割一次成巷的截割工艺,以及锚网索联合支护和码设木垛加强支护的支护工艺,实现了大断面开切眼安全、高效施工,为冲击地压和特殊地质条件矿井大断面开切眼一次成巷施工积累了有效经验,提供了有利依据。

厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

针对厚煤顶大断面切眼宽度日益增大，围岩控制难题日益凸显的窘境，选取山西五家沟煤矿5203切眼为工程背景，采用UDEC数值模拟了切眼宽度6～10m过程中，围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。结果表明：围岩裂隙场分为3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区，均呈“半椭圆”状；切眼宽度的增加，顶板裂隙3区深度与切眼宽度成正比关系；两帮裂隙3区呈“台阶式”增长；底板裂隙贯通区呈“台阶式”增长，其余两区线性增长。同时，加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化。由侧压系数1．0时不同切眼宽度等应力轴比分析，可知：顶板塌落区高度与巷高呈正指数增大，两帮塌落区厚度呈负指数减小。认为：性能优越的锚杆可更好的限制裂隙滑移，延缓围岩碎胀变形；双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区，可封闭顶板中部裂隙贯通区。基于此提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术，切眼掘出后10d实现自稳，顶底板相对移近量125mm，两帮相对移近量94mm，顶板累计离层3mm。该研究丰富了大断面切眼围岩控制理论及实践经验。

深井大采高综采工作面切眼联合支护技术

针对深井大采高综采工作面切眼断面大、深埋层、支护难的实际情况,对传统的支护方式进行了论证研究。结果表明,相对于传统的锚网索支护或棚式支护,"锚网索加挑棚和木垛联合支护"方式能够较好地控制大跨度、大高度条件下的切眼顶板及两帮围岩的变形。介绍了该支护方式的具体支护参数及施工工艺,并成功应用于潘集第一煤矿2141(3)工作面。

综放工作面大断面切眼锚网索支护技术研究

根据现场工程地质条件调查分析、岩石物理力学特性和超厚坚硬高瓦斯大断面综放切眼围岩力学变形机制及其转化研究 ,提出了超厚坚硬高瓦斯综放工作面巷道锚网锚索耦合支护设计方案。根据试验结果 ,证明在白芨沟矿采用锚网锚索耦合支护技术在技术上是可行的、安全上是可靠的 。

复合顶板大断面开切眼锚网索支护技术研究

为解决复合顶板大断面开切眼支护难题,根据王家岭煤矿20106工作面大断面开切眼的地质条件,通过物理模拟试验分析了复合顶板大断面开切眼围岩变形破坏特征,结果表明:大断面复合顶板开切眼顶底角及顶板易变形破坏,开切眼扩帮期间围岩变形破坏明显超过掘巷期间围岩变形,提出了具有针对性的围岩控制对策,确定工作面开切眼采用"二次成巷+锚网索+单体液压支柱"联合支护方式,现场工程实践结果显示,开切眼最大离层量为9 mm,最大断面收缩率为6.6%,支护方案较好地控制了大断面开切眼的围岩变形。

特厚煤层综放工作面大断面切眼支护技术

为了解决塔山煤矿综放工作面跨度10 m切眼的支护难题,采用理论分析、数值计算方法确定了大跨度切眼的支护形式为高强度锚杆、组合锚索、W钢带、金属网、混凝土联合支护,以形成群锚封闭效应,维护切眼巷道围岩的稳定性和安全性。试验中锚索锚固力达140~160 kN,锚固区内顶板最大离层值7 mm,顶底板移近量最大值38 mm,试验结果表明,设计提出的锚杆-组合锚索-混凝土支护提高了支护结构的整体承载力,有效控制了切眼巷道围岩的变形,保证了大断面切眼的安全使用。

大断面切眼煤巷锚杆支护技术研究

以黄陵二号煤矿107工作面切眼巷道锚杆支护项目为工程背景,运用等效椭圆的方法计算了大跨度矩形巷道围岩破坏范围,确定了巷道支护参数。现场监测结果表明,巷道支护效果良好,支护参数计算正确,为煤矿大跨度矩形巷道支护设计提供了一种新的有效方法。

薄基岩大断面切眼超长锚杆锚索联合支护技术研究

针对赵固二矿1105大采高工作面切眼矿压显现剧烈、围岩变形大、难以维护等问题,以理论分析、数值模拟和现场试验为主要研究方法,对切眼支护参数进行优化设计。结果表明,常规锚杆锚索联合支护无法锚固到稳定岩层内;而采用新型的5m超长锚杆和锚索联合支护,切眼围岩变形得到了较为明显的控制,顶板下沉量由212mm降低到170mm,变形速率大大降低,两帮片帮程度明显较小。

大断面开切眼中导硐超前开挖一次成巷技术

为解决大断面开切眼在开挖过程中的顶板下沉量大及底鼓严重问题,提出了一种适合大断面开切眼掘进的中导硐超前开挖一次成巷技术,采用Midas/GTS数值模拟研究了在中导硐超前开挖一次成巷与断面分区二次成巷2种开挖施工方式下,开切眼围岩变形特点及应力分布特征。研究结果表明:采用中导硐超前开挖技术,顶板下沉量减少43 mm、底鼓量减少110 mm,围岩塑性区较小,且巷道围岩受力也均匀,更有利于围岩稳定。在新窑矿4502开切眼采用此种开挖技术,矿压监测结果显示顶板下沉量为98 mm、底鼓量为172 mm,围岩变形在控制范围内,能维持巷道稳定。