一、轻放工作面切眼锚杆支护的应用(论文文献综述)
杨方旭[1](2018)在《汶南煤矿跨采大巷围岩稳定性分析及控制技术研究》文中提出汶南煤矿主要生产巷道由于受到工作面跨采影响,巷道变形严重,围岩较为破碎。为了解决汶南煤矿巷道支护困难的问题,本文针对跨采巷道围岩稳定性及控制技术展开研究,提出了跨采巷道围岩联合控制技术、关键部位锚索加固支护的方案,并应用于现场实践。论文的主要工作及结论如下:(1)以汶南煤矿131109工作面跨采-550m水平大巷为研究背景,结合跨采工作面支承压力分布、煤层底板应力传递、巷道围岩塑性区分布及围岩变形分析预测对跨采底板巷道围岩变形规律进行研究,发现跨采大巷围岩稳定性主要受围岩内部因素与外部环境因素影响。(2)运用FLAC3D数值模拟软件,模拟了影响跨采巷道围岩稳定性的两个重要因素,结果表明:法向距离越小,底板巷道受工作面跨采影响越大,不利于巷道维护。与跨采工作面法向距离为30m时布置底板巷道,围岩受力较小且易于维护。水平距离为10~20m时,跨采巷道围岩应力达到最大,此时跨采巷道容易发生破坏。水平距离为-24m时,底板巷道处于工作面采空区卸压区域,受采动影响较小,围岩塑性区最大深度减至1m以内,但巷道底鼓问题比较严重,矿井应及时采取控底措施,防止巷道变形扩大。(3)针对汶南煤矿生产巷道布置,提出了高强预应力防冲让压锚杆系统、关键部位采用新型预应力笼形锚索加固的优化支护方案,采用“让压锚杆+让压锚索+钢筋网+钢筋梯+喷浆”联合加固方式,经过现场实测,优化方案取得了较好的支护效果。该支护方案成功解决了汶南煤矿-550m水平大巷变形严重的问题,有效缓解了该矿采掘接替紧张局面,为后续工作面的安全高效开采提供了保障,并为类似条件的巷道支护提供了参考依据,推动了跨采巷道支护技术革新。
王晨光[2](2017)在《长平煤矿3#煤层区段小煤柱合理尺寸研究》文中研究说明区段煤柱的合理尺寸一直是影响煤矿安全高效生产和煤炭资源回采率的技术难题。针对具体条件下综放工作面区段煤柱合理尺寸研究,不仅对生产矿井进行技术改造、缓和采掘关系和延长矿井寿命具有现实意义,而且也是煤炭企业改善安全条件和技术经济指标,增产、增盈减亏的主要途径之一。论文以长平煤矿综放工作面区段煤柱合理尺寸留设为研究背景,通过地质力学参数测试和区段煤柱破坏规律分析,得出长平煤矿区段煤柱应力分布规律及上覆岩层破断位置距采空区侧为16 m处,具备区段小煤柱留设的可行性;然后分析了综放工作面区段小煤柱上覆岩层的破断规律,得出关键块B对综放开采煤柱巷道稳定性的影响。并对关键块进行力学分析,得出关键块对煤柱的作用力为8.96 MPa,利用煤柱强度理论和极限平衡理论计算出煤柱合理宽度的极小值为4.2 m,结合应力降低区的范围,可以确定出煤柱合理宽度的取值范围;利用FLAC3D数值模拟软件分析掘巷期间和回采期间不同宽度区段煤柱的应力场、破坏场和位移场分布规律,最终确定区段煤柱的合理尺寸为6 m;在长平煤矿4309综放工作面进行现场工业性试验并进行位移观测,实验结果验证了 6 m区段小煤柱方案的可行性。论文的研究为长平煤矿综放工作面区段小煤柱的留设提供了理论基础,并为其他相似条件下区段小煤柱的留设提供一定的参考价值。
王国洪[3](2016)在《王家岭煤矿首采工作面的矿压显现特征及关键技术研究》文中指出目前,在国内以围岩力学性质测定为基础,矿压监测资料为辅助的采区巷道优化设计体系日益受到重视。采区矿压显现规律的观测不仅保证工作面安全生产,而且能够验证工作面支架选型,并优化上下顺槽的巷道支护技术。因此,开展大采高工作面煤炭安全高效开采关键技术的研究,以及矿井首采工作面的巷道围岩物理力学测试和采场巷道矿压监测工作,对于提高巷道支护设计的合理性,确保巷道安全,降低支护成本,实现高产高效具有重要意义。同时,对于保证我国煤炭工业的持续、安全发展,保障能源的安全供给具有重要工程指导价值。王家岭煤矿是山西煤炭运销集团有限公司新建项目,井田位于山西省保德县南部,处于河东煤田北部。王家岭煤矿属于保德王家岭循环经济工业园区的六大项目之一,是山西煤炭运销集团公司重点建设工程和转型发展的重要支撑项目。作为新建矿井,在设计、施工等多个方面存在经验不足:一方面是煤岩体性质的相关数据缺乏造成巷道围岩支护方案设计时缺少参数选取的依据;另一方面缺少矿山压力实测数据,使得工作面支架选型、巷道围岩支护方案设计时的荷载无法准确计算。在实际生产过程中顶板的运动及矿压显现规律和相应的控制技术等方面,必然会出现新的问题,所以必须针对具体条件进行具体研究。本文立足王家岭首采工作面开采面临的技术难题,提出首采工作面矿压监测和围岩控制技术研究,通过矿山压力监测数据的整理分析,对工作面采场矿压和巷道矿压显现规律进行系统研究;结合煤岩的物理力学参数和地质构造特征,得到采场围岩运动特征,构建矿压资料基础数据库,所得成果服务于巷道围岩控制参数设计和合理性验证;通过工作面矿压数据的分析,在把握顶板运动规律的基础上,以采场力学模型为基础,分析支架的合理性,提出支架选型的优化方案;从矿压角度分析现有开采条件下工作面长度的合理性;通过现场实测监测数据分析和反馈,结合工作面围岩变形规律以及采场矿压显现规律,得出巷道合理的支护形式与参数、煤柱的合理留设尺寸,为矿区持续、安全和高效的开采提供保证。本文主要获得以下五个方面成果:1.通过单轴、三轴和巴西劈裂实验测得王家岭煤岩弹性模量、泊松比、抗压强度、抗拉强度、粘聚力和摩擦角等物理力学参数,为巷道支护提供依据。同时,根据XRD实验和SEM实验可知,煤层中以石英为主要矿物质,其主要矿物成分为黏土矿物,反映了王家岭矿煤体有一定的强度,但膨胀性较大。顶板岩样石英高达39.5%,粘土矿物总量平均为54.2%,直接顶泥岩的结构较为松散,总体呈团块状,孔隙大,岩层不仅遇水易膨胀还容易垮落。因此,在巷道支护设计中必须考虑围岩的防水措施。2.从整个工作面阻力分析来压,具有中间略小、两端略高的特点,端头部位及相邻部位阻力波动较频繁,支架阻力应可以维持在40MPa左右;随着采高增加顶板运动更加充分,支架工作阻力分布更加均匀,随着采高增加,顶板来压步距减小,来压持续时间增加。覆岩层载荷随采高增加而增大,载荷分布规律为工作面中部大,两端小;上覆岩层的载荷随采高增加有增加的趋势。开采初期随着顶板垮落次数增加,工作面载荷呈指数规律增加,支架强度有增大趋势;工作面应力集中系数随采高增加而减小,随垮落次数增加而增加。大采高工作面长度越大,所需要的工作阻力越大。加快采面推进速度,采面压力有所减弱,周期来压步距增大,有利于采场顶板管理。3.采用钻孔窥视分别对胶带巷及大断面切眼的顶板和两帮进行巷道围岩破碎范围的地质勘探,在胶带巷内,最大松动范围出现在切眼与巷道交汇处附近,该位置表现出多层松动的现象。距离切眼越远,松动圈数有减小的趋势,松动范围亦表现出缩小的趋势。但靠近端头位置,受应力集中影响,靠近煤壁处裂隙较为发育,需要加强对两端头的支护。4.经理论计算和工程类比综合分析认为王家岭煤矿放顶煤支架合理的支护参数为:选择ZF16000/23/43D型放顶煤液压支架,设计初撑力12818 kN(P=31.5MPa),工作阻力16000k N(P=39.3MPa),支护强度1.51.55MPa,中心距1.75 m(宽度),宽度1.661.86 m;根据本工作面实测支架阻力及下一个工作面实际开采需要,确定虽然当前支架具有一定富余能力,对支架架型并不做减小优化。5.相似模拟和数值模拟结果显示,大采高工作面顶板垮落波及范围大,老顶岩块不易形成稳定的砌体梁结构。顶板有明显的板破断特征,采面位移载荷大、两端位移小。工作面长度影响的覆岩运动规律研究表明:当工作面长度不同时,无论工作面前后,监测点的位移值随着工作面宽度的增加而增大。工作面采高-覆岩运动规律研究表明:上覆岩层的运动显现出随采高增加线性增加。工作面推进速度-覆岩运动规律研究表明:随着推进速度增大,上覆岩层位移减小。6.依据理论分析以及数值模拟得出首采工作面留设2025m煤柱较为合理。同时,在分析大采高工作面矿压显现规律的基础上,进行了工作面液压支架的合理选型,研究了基于工作面合理长度和综采设备选型配套的提高煤炭资源回收率关键技术研究,现场实施效果良好。
王晓明[4](2015)在《特大断面综放开切眼复合锚索桁架主动控制研究》文中提出随着国家对煤矿企业的规划和煤炭资源产业的整合,单个煤矿的产能出现了大幅的提升,而且随着“一井一面”的逐步推进,矿井的现代化水平逐步提高。为了满足现代化特大型矿井高产高效的要求,工作面装备大型化的发展趋势越发明显,大断面区段巷道跨度和断面增加成为大型集约化矿井发展的必然选择,具体来讲,巷道跨度由原来的3.5m扩展到现在的6m左右,高度则由原来的2.5m增大到4m以上;而相应的工作面开切眼巷道的断面也在不断增大,开切眼的跨度由5.5m逐渐增加到8.010.0m。王家岭煤业公司矿井设计年产量五百万吨,18101综放面开切眼设计净宽度达9.5m,针对其在使用和维护过程中可能存在的控制难题,本文采用现场调研、力学建模、理论计算、计算机数值模拟、现场施工试验与实测方法,提出了采用复合锚索桁架主动控制的原理与相应技术,主要研究内容如下:探究特大断面开切眼的变形破坏特征并建立力学模型分析开切眼顶板煤梁弯曲变形破坏的弹性、塑性和极限阶段,得出保持顶板自稳的最小煤梁厚度及缩小煤梁厚度的办法;详细分析了锚索桁架布置的几种方法,提出复合锚索桁架主动控制原理、布置方式及优越性,重点在考虑锚索预紧力衰减条件下分析了特大断面巷道岩梁内中性轴的下移规律;详细计算优化了复合锚索控制技术的锚索角度、锚索长度、搭接宽度、桁架跨度等关键控制参数,得出适应于现场的详细支护方案并实施,实现了支护革新。主要结论如下:(1)通过对特大断面开切眼围岩特点调研和围岩变形破坏特征的分析得出特大断面巷道围岩控制存在如下问题:①原有支护方式参数选择不合理,在5.0m胶带顺槽采用普通锚网索支护时已出现了顶板较严重下沉现象,而开切眼跨度为区段平巷的近两倍,其最大拉应力和顶板下沉量显着增加。②单体锚索不具有水平方向预紧力和支护力,不利于顶板煤岩体处于三向压应力状态和增加强度,在支护原理上尤其不利于巷道顶板在水平方向上形成稳定结构。③原有方案设计的单体锚索和锚杆全部垂直于巷道顶板和两帮布置,不能发挥锚杆(索)的抗剪性能。④单体锚索与顶板是点接触,锚固点位于巷道正上方,可能随顶板离层、垮落而松动失效,不能实现协同支护效果。⑤原有开切眼支护设计,锚杆(索)使用的树脂锚固剂全部是超快的,且帮部的锚固剂只使用一支,由于凝固时间短,不能得到充分搅拌,不符合锚固剂的锚固原理,锚固效果差。⑥原有支护设计方案中,两帮锚杆支护强度偏低,不符合“控顶先控帮”的原则。(2)根据开切眼维护的实际特点,建立综放开切眼矩形截面顶板煤梁超静定结构模型,分析了顶板煤梁在受弯矩作用下的弹性阶段、塑性阶段和极限阶段,得出了三个阶段的弯矩值表达式。结合18101综放开切眼的实际参数计算得出在没有锚杆索锚固作用下顶板煤梁的最小高度,并提出了缩小顶板锚固岩梁高度的办法为增加锚杆索支护或者增加截面的屈服强度。锚杆索支护能够增加岩梁稳定性的原因:一是锚杆支护可以减小顶煤自稳岩梁的高度;二是锚杆支护可以使锚固区顶煤形成组合梁结构共同承载;三是锚杆支护可以使顶板浅部围岩处于多向应力状态,增加锚固岩梁的截面屈服应力;四是采用复合锚索桁架主动控制技术,可以给锚固岩梁内的顶板施加水平预紧力,减少或抵消岩梁内产生的正应力;五是锚索桁架支护将锚索锚固点置于巷帮深部稳定三向受压区,控制锚固岩梁下沉,相当于对锚固岩梁减跨,从而实现岩梁的稳定控制。(3)提出特大断面开切眼围岩控制的方向与策略:在特大断面巷道进行锚杆索支护需要改进支护系统结构,重点使用锚索桁架系统提供特大断面巷道所必需的水平支护力,发挥桁架锚索系统的卓越支护性能;合理设计并保障锚杆支护中锚杆的长度和预紧力,提高巷道顶板锚固岩梁的强度和尺寸,增加岩梁的自承载能力;坚持控顶先控帮的原则,加强巷道两帮及顶角的支护,防止巷道出现剪切破坏。(4)复合锚索桁架主动控制系统是指针对特大断面巷道的支护要求,利用单式锚索桁架为基本锚索支护单元,间隔一定排距采取单双循环方式布置桁架锚索,通过在不同断面上设计错位重叠的方式,充分利用巷道顶板岩体的自身强度、承载力、内聚力和对力的传递作用,使施加于桁架锚索的水平力能最大范围的作用于巷道顶板,增强特大断面巷道稳定性,提高支护质量的一种支护布置方式。其优越性表现在:控制巷道跨度大;巷道顶板水平支护力合理且分布均匀;桁架锚索支护作用分配合理;锚索锚固和连接方便,能够满足现场的快速施工要求。(5)提出锚索预紧力衰减的概念,并指出在同一类岩体中预紧力衰减率为一恒定值。建立考虑锚索预紧力衰减的复合锚索桁架控制的特大断面开切眼顶板岩梁的中性轴分析模型,研究了在三组锚索桁架作用下,特大断面开切眼锚固岩梁内中性轴的下移规律,得出了岩梁内中性轴下移量的计算公式;进一步提出要使锚索桁架发挥作用,则需要中性轴下移量必须大于零,推导出锚索桁架的最大跨度的计算方法,并结合现场参数特点,计算得出复合锚索桁架主动控制技术控制王家岭煤业特大断面开切眼的桁架跨度最大值为2.4m。(6)运用岩土工程flac3d数值模拟软件建立王家岭煤业9.5m宽度的特大断面开切眼的三维数值模拟模型,研究复合锚索桁架主动控制技术的关键控制参数变化对开切眼围岩的应力、位移场和破坏范围的影响,优化确定了如下关键支护参数:锚索桁架的边角锚索倾角、锚索桁架的中间锚索倾角、锚索桁架的锚索长度、不同排锚索桁架的搭接长度以及顶板锚杆密度等。结合工程类比法分析得出了锚杆材质、锚杆直径、锚杆长度、锚索材料、锚固方式、锚杆间排距等其它技术方案的辅助参数,确定了有效控制王家岭煤业18101开切眼围岩稳定性的复合锚索桁架主动控制技术的总体布置方式,并对最终设计方案进行了安全性模拟和分析。(7)综合王家岭煤业18101开切眼煤巷具体特点、特大断面巷道围岩控制技术的要求以及复合锚索桁架主动控制技术关键参数的优点,得出18101开切眼应采用特大断面复合锚索桁架主动控制技术方案维护巷道稳定。该方案在开切眼顶板利用单双循环布置锚索桁架,并配合锚杆、单体锚索、钢筋梯子梁和钢筋网形成协调支护系统,在永久支护侧煤帮采用高强螺纹钢锚杆、钢筋梯子梁和钢筋网联合支护,靠采面侧煤帮采用玻璃钢锚杆、木托板配合菱形金属网联合支护。在王家岭煤业公司18101开切眼煤巷复合锚索桁架主动控制支护方案进行了工业性试验,并进行了相应的矿压观测,形成了一整套集锚索桁架支护新技术、施工方法、施工工艺、安全措施和矿压监测为一体的实用技术成果。现场的矿压观测结果表明:①在观测的近两个多月中,开切眼总体的围岩变形量很小,两帮最大移近量为46mm,顶板最大下沉量为87mm,没有发生围岩失稳现象。②开切眼初期顶板和巷帮变形速度最快,后逐渐变小,两帮变形量在两周达到稳定,顶板下沉经过两到三周逐步趋于稳定。③3个测站的离层监测表明,最大离层值为4mm,顶板处于稳定状态。④18101开切眼的锚杆锚固力和预紧力矩检测结果表明锚杆施工合格率高,施工质量满足设计要求,复合锚索桁架支护系统工作可靠。
马昌格[5](2013)在《慈林山矿断层孤岛煤柱轻放开采技术研究》文中指出山西潞安集团早期建成矿井普遍进入回采边角、孤岛型煤柱的残采阶段,孤岛工作面矿压显现剧烈,开采过程中易出现冲击地压、巷道支护与顶板管理困难等一系列安全问题。研究残采煤柱轻放开采技术对于最大限度回收有限的煤炭资源、延长矿井服务年限具有重大意义。论文以慈林山煤矿孤岛断层煤柱工作面安全生产为目标,通过理论分析、矿压观测相结合的方法,对2123孤岛断层煤柱轻放开采方法、工作面矿压显现规律和巷道维护控制技术进行了深入的分析;现场工业性试验期间对工作面液压支架受力、巷道变形、顶煤运动规律进行了全面的观测,较准确的掌握了孤岛煤柱轻放工作面矿压显现和沿空掘巷支护和过断层等系列安全控制技术,在整个工作面回采期间取得了良好的经济和社会效益,为在类似条件下推广该技术提供了借鉴。
范宝强[6](2011)在《轻放工作面切眼施工技术的应用》文中研究表明结合掘进大断面切眼施工技术的实践,总结出轻放工作面切眼施工技术要点,通过采用导硐和刷帮掘进技术和锚网索支护技术,能够保证施工安全、工程质量及支护强度等,应用此技术可很好地解决大断面巷道掘进难题,同时也节约成本、确保安全、提高经济效益。
李树荣,王国栋,朱现磊,张耀辉,温俊三,赵鹏飞[7](2009)在《新三矿大跨距切眼桁架锚索支护试验研究》文中提出采煤工作面轻放支架的应用迫使切眼满足大跨距的条件.常规的锚杆(索)支护不能满足大跨距切眼的支护要求.针对新三矿162403工作面切眼的大跨距厚层炭质泥岩顶板的地质条件,分析了桁架锚索支护原理及其与普通锚杆(索)支护原理的不同点;根据此原理,对切眼进行支护参数设计;通过对切眼巷道的表面位移、顶板离层的矿压观测进行支护效果检验,结果表明顶、底板移进量小于120mm,两帮移进量小于100mm,顶板未发生下沉,支护安全有效并取得了较好的经济和社会效益.
孙利辉[8](2008)在《断层孤岛煤柱轻放工作面矿压显现规律研究》文中研究表明当前,国内上世纪50、60年代投产的矿井大部分面临资源短缺问题,很多矿井进入回采边角煤柱的残采阶段,这样就面临着开采各种孤岛型的煤柱,采场极易出现应力集中、冲击矿压等危险,给安全开采带来难题。目前该条件的开采方法及围岩控制技术等研究较少。本文通过理论分析、数值模拟、现场试验的方法对孤岛煤柱采场围岩结构特征、“下原位”沿空掘巷技术以及断层孤岛煤柱开采矿压显现规律进行了深入研究。并在潞安矿区石圪节煤矿2123断层孤岛煤柱工作面成功的进行了现场工业性试验。首先,通过分析石圪节煤矿2123孤岛工作面的顶煤、直接顶、老顶的力学性态,以及孤岛工作面回采时由三面孤岛型工作面向四面孤岛型工作面转化围岩空间结构的演化发展过程,建立了轻放孤岛工作面的力学结构模型,作为深入研究孤岛采场的理论基础。首次提出“下原位”沿空掘巷概念,并通过理论分析证明其布置的合理性,理论计算确定了窄煤柱的尺寸和巷道断面及支护参数。然后应用FLAC3D数值模拟技术对巷道的变形破坏、应力分布以及工作面支承压力分布规律进行了研究。最后在2123工作面进行了现场工业性试验,期间对工作面液压支架受力、巷道变形、顶煤运动、锚杆受力进行了全面的观测,较准确的掌握了孤岛煤柱工作面开采采场围岩变形规律、应力分布情况、巷道变形规律等。本研究对孤岛煤柱具有普遍的指导作用,为在类似条件下推广该技术提供了借鉴。
张焘,杨勇[9](2007)在《煤巷锚杆支护技术浅析》文中研究指明该文以一个年产240万吨矿井23314轻放工作面切眼为例,详细介绍煤巷锚杆支护在大断面切眼中的设计及应用,以及对实际条件下所采取的施工安全技术措施,具有一定借鉴意义。
韦庆舒[10](2006)在《大断面煤巷锚杆支护技术实践》文中提出以石台煤矿23511轻放工作面切眼为例,详细介绍了煤巷锚杆支护在大断面切眼中的设计及应用情况,以及在实际条件下所采取的安全施工技术措施。
二、轻放工作面切眼锚杆支护的应用(论文开题报告)
(1)论文研究背景及目的
此处内容要求:
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景,再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题,并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例:
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
(2)本文研究方法
调查法:该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法:用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法:通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法:通过调查文献来获得资料,从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法:依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法:对研究对象进行“质”的方面的研究,这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法:通过具体的数字,使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法:运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法:这是社会科学用来分析社会现象的一种方法,从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法:通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、轻放工作面切眼锚杆支护的应用(论文提纲范文)
(1)汶南煤矿跨采大巷围岩稳定性分析及控制技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 选题的背景及意义 |
1.2 跨采巷道支护理论研究现状 |
1.3 存在的问题 |
1.4 研究的意义 |
1.5 研究内容、方法、技术路线 |
2 工程地质概况 |
2.1 位置与交通 |
2.2 生产建设情况 |
2.3 工程概况及地质特征 |
3 跨采底板巷道围岩变形规律研究 |
3.1 跨采工作面支承压力分布规律 |
3.2 工作面煤层底板应力传递规律 |
3.3 跨采底板巷道自身稳定性分析 |
3.4 跨采巷道围岩塑性区分布规律 |
3.5 跨采巷道围岩变形分析与预测 |
3.6 本章小结 |
4 跨采巷道矿压显现规律数值模拟研究 |
4.1 FLAC~(3D)数值模拟简介 |
4.2 数值模型建立 |
4.3 工作面跨采对-550m水平大巷采动影响分析 |
4.4 跨采阶段原支护方案围岩变形分析 |
4.5 本章小结 |
5 支护优化与实测分析 |
5.1 巷道优化方案监测目的 |
5.2 跨采巷道变形控制理论 |
5.3 跨采巷道变形控制技术 |
5.4 支护方案优化 |
5.5 -550m水平大巷观测方案 |
5.6 -550m水平大巷支护优化后结果分析 |
5.7 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 主要结论 |
6.2 不足与展望 |
参考文献 |
致谢 |
攻读硕士期间主要成果 |
(2)长平煤矿3#煤层区段小煤柱合理尺寸研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 研究的背景与意义 |
1.2 区段小煤柱研究现状 |
1.2.1 区段小煤柱稳定性研究现状 |
1.2.2 区段小煤柱宽度研究现状 |
1.2.3 国外区段小煤柱研究现状 |
1.3 研究内容和技术路线 |
1.3.1 研究的主要内容 |
1.3.2 技术路线 |
2 长平煤矿区段小煤柱可行性分析 |
2.1 工程背景 |
2.2 地质力学参数测试 |
2.2.1 地应力的分布特征 |
2.2.2 煤岩物理力学参数测试 |
2.3 长平煤矿区段煤柱破坏规律分析 |
2.3.1 长平煤矿区段煤柱巷道破坏分析 |
2.3.2 长平煤矿区段煤柱应力测试 |
2.4 本章小结 |
3 区段小煤柱的合理尺寸研究 |
3.1 综放工作面矿压显现的基本规律 |
3.2 区段小煤柱的理论分析和计算 |
3.2.1 区段小煤柱理论分析 |
3.2.2 区段小煤柱受力分析 |
3.2.3 区段小煤柱宽度的理论计算 |
3.3 区段煤柱宽度的数值模拟研究 |
3.3.1 区段小煤柱模型的建立 |
3.3.2 数值模拟方案及分析 |
3.4 本章小结 |
4 区段小煤柱现场实验及结果分析 |
4.1 4309工作面概况 |
4.2 4309工作面支护参数选取 |
4.2.1 区段小煤柱巷道支护参数计算 |
4.2.2 喷浆支护和注浆加固技术 |
4.3 工作面的监测方案设计和结果分析 |
4.3.1 巷道围岩监测方案设计 |
4.3.2 巷道围岩监测结果分析 |
4.4 本章小结 |
5 结论和展望 |
5.1 结论 |
5.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(3)王家岭煤矿首采工作面的矿压显现特征及关键技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 绪论 |
1.1 论文研究背景及意义 |
1.2 国内外研究现状汇总 |
1.2.1 采场上覆岩层结构理论研究现状 |
1.2.2 上覆岩层移动变形规律研究现状及存在问题 |
1.2.3 大采高综放开采研究现状 |
1.2.4 大采高综放开采工作面矿压显现的特征 |
1.3 论文研究内容 |
1.4 研究工作总体思路、研究方法及技术路线 |
1.4.1 总体思路 |
1.4.2 研究方法及技术路线 |
第二章 王家岭矿区工程背景概况 |
2.1 王家岭矿概况 |
2.1.1 矿区位置与交通 |
2.1.2 地质构造特征 |
2.1.3 地层发育特征 |
2.1.4 煤层发育概况 |
2.1.5 煤质 |
2.2 王家岭矿水文地质特征 |
2.2.1 区域水文地质概况 |
2.2.2 矿井水文类型 |
2.3 其他开采技术条件 |
2.3.1 可采煤层顶底板性质 |
2.3.2 瓦斯 |
2.3.3 煤尘 |
2.3.4 自燃倾向 |
2.3.5 地温 |
2.4 王家岭矿首采工作面概况 |
2.4.1 工作面位置及井上下关系 |
2.4.2 煤层赋存特性及顶底板情况 |
2.5 本章小结 |
第三章 工作面煤岩体物理力学性质测试 |
3.1 煤岩实验样本概况 |
3.1.1 取样地点 |
3.1.2 取样煤层概况 |
3.2 煤岩体宏观物理力学性质测试 |
3.2.1 单轴压缩变形实验 |
3.2.2 三轴压缩实验 |
3.2.3 抗拉劈裂实验 |
3.2.4 抗剪实验 |
3.2.5 岩石密度实验 |
3.3 煤岩细观结构特性 |
3.3.1 煤岩细观结构特征的X射线衍射分析 |
3.3.2 煤岩体扫描电镜SEM细观结构实验 |
3.4 本章小结 |
第四章 大采高工作面矿压显现规律研究 |
4.1 工作面采高影响的采场矿压显现规律 |
4.1.1 支护阻力-采高的规律研究 |
4.1.2 覆岩层载荷-采高的规律研究 |
4.1.3 工作面应力集中系数-采高的规律研究 |
4.2 工作面长度影响的采场矿压显现规律 |
4.2.1 工作面长度影响的矿压显现规律 |
4.2.2 工作面长度影响的矿压显现规律 |
4.3 采面开挖速度影响的采场矿压显现规律 |
4.3.1 采面开挖速度影响的矿压显现规律现场实测 |
4.3.2 采面开挖速度产生的影响的数值模拟结果及分析 |
4.4 顺槽矿压显现规律研究 |
4.4.1 研究方法及测站布置 |
4.4.2 顶底板移近量研究 |
4.4.3 巷道两帮收敛量研究 |
4.4.4 小结 |
4.5 本章小结 |
第五章 大采高采场覆岩运动规律研究 |
5.1 大采高典型采场覆岩运动特征 |
5.1.1 采场覆岩结构特征的二维相似模拟研究 |
5.1.2 采场覆岩结构特征的三维相似模拟研究 |
5.2 采高变化对位移分布规律影响 |
5.2.1 位移分布基本规律 |
5.2.2 不同采高位移分布规律 |
5.2.3 不同采高、不同开采步的位移演化规律 |
5.3 工作面宽度变化对位移分布规律影响 |
5.4 不同开采强度对于位移分布的影响 |
5.5 本章小结 |
第六章 大采高工作面采区优化技术研究 |
6.1 基于数值模拟的工作面合理长度研究 |
6.1.1 数值模拟软件介绍 |
6.1.2 数值模拟模型的建立 |
6.1.3 不同工作面长度条件下顶板冒落高度 |
6.1.4 不同工作面长度对矿压显现规律影响 |
6.2 王家岭矿综放工作面垮带高度综合分析 |
6.2.1 综放工作面长度优化力学模型分析 |
6.2.2 综放工作面长度经济技术预测 |
6.2.3 王家岭矿综放工作面合理长度的确定 |
6.3 王家岭矿巷道支护设计及优化 |
6.3.1 现有巷道支护 |
6.3.2 巷道支护参数优化 |
6.4 煤柱宽度优化 |
6.4.1 煤柱宽度的数值模拟研究 |
6.4.2 工作面合理煤柱尺寸确定 |
6.4.3 巷道支护与煤柱尺寸间的关系 |
6.5 本章小结 |
第七章 大采高工作面支架选型提高回收率关键技术研究 |
7.1 大采高综放开采支架的选型优化 |
7.1.1 首采工作面合理支护强度的计算及支架选型 |
7.1.2 大采高综放开采支架的优化 |
7.1.3 采煤机的选取 |
7.2 工作面长度优化 |
7.2.1 工作面长度优化依据 |
7.2.2 工作面长度优化 |
7.3 本章小结 |
第八章 结论 |
8.1 主要研究结论 |
8.2 创新点 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
在学期间发表的学术论文 |
在学期间参加科研项目 |
(4)特大断面综放开切眼复合锚索桁架主动控制研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第一章 引言 |
1.1 特大断面巷道在煤炭工业发展中的必要性及存在的问题 |
1.2 国内外特大断面巷道围岩控制发展动态与文献综述 |
1.2.1 传统锚杆、锚索支护技术研究概况 |
1.2.2 桁架锚杆支护技术研究现状 |
1.2.3 桁架锚索支护技术研究现状 |
1.2.4 大断面开切眼围岩控制技术研究现状 |
1.3 论文的研究内容与技术路线 |
1.3.1 本论文的研究内容 |
1.3.2 本论文研究的技术手段与路线 |
第二章 王家岭煤业公司的地质生产条件 |
2.1 矿井地质条件 |
2.1.1 井田地质构造与煤层煤质 |
2.1.2 地形地貌及水文 |
2.2 矿井生产条件 |
2.3 18101特大断面综放开切眼现场概况 |
2.3.1 18101综放工作面现场概况 |
2.3.2 18101综放开切眼现场生产条件 |
2.4 本章小结 |
第三章 特大断面开切眼变形破坏特征与控制对策 |
3.1 特大断面开切眼原有支护及存在的问题分析 |
3.1.1 开切眼原设计方案的控制效果分析 |
3.1.2 开切眼维护存在的问题 |
3.2 特大断面开切眼顶板岩梁结构的力学分析 |
3.3 特大断面开切眼围岩控制的方向与策略 |
3.4 本章小结 |
第四章 特大断面开切眼复合锚索桁架主动控制理论与技术 |
4.1 单式锚索桁架控制理论与技术 |
4.2 锚索桁架的反对称布置控制技术 |
4.3 锚索桁架的内嵌组合布置控制技术 |
4.4 复合锚索桁架的主动控制理论与技术 |
4.4.1 复合锚索桁架主动控制基本原理与优越性 |
4.4.2 复合锚索桁架主动控制的中性轴理论分析 |
4.5 不同支护方式下特大断面开切眼围岩的稳定性分析 |
4.6 本章小结 |
第五章 复合锚索桁架主动控制系统参数设计优化 |
5.1 特大断面开切眼复合主动控制的数值模拟 |
5.1.1 数值模拟计算的意义与FLAC3D简介 |
5.1.2 开切眼数值计算模型的建立和方案设计 |
5.1.3 不同支护参数的数值模拟结果与分析 |
5.2 复合锚索桁架主动控制系统辅助支护参数设计 |
5.3 复合锚索桁架支护关键参数的确定与模拟 |
5.4 本章小结 |
第六章 王家岭煤业现场试验及观测 |
6.1 18101特大断面开切眼支护形式与参数 |
6.1.1 开切眼导硐试验段支护方案 |
6.1.2 开切眼扩帮试验段支护方案 |
6.2 复合锚索桁架主动控制系统的现场施工 |
6.3 特大断面开切眼试验段的现场观测 |
6.3.1 矿压观测方案的设计 |
6.3.2 矿压观测方法 |
6.3.3 矿压观测结果及分析 |
6.4 本章小结 |
第七章 结论与展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(5)慈林山矿断层孤岛煤柱轻放开采技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 研究背景及意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 煤柱回收开采技术研究 |
1.2.2 孤岛综放工作面矿压显现规律研究 |
1.2.3 孤岛工作面回采巷道支护技术研究 |
1.3 研究的内容、方法和技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 研究方法及技术路线 |
2 慈林山矿断层孤岛煤柱开采方法的确定 |
2.1 工作面地质与生产条件 |
2.2 工作面布置方式 |
2.2.1 工作面巷道布置设计 |
2.2.2 沿空掘巷技术 |
2.3 工作面主要设备选型 |
2.3.1 工作面液压支架选型 |
2.3.2 采煤机选型 |
2.3.3 工作面刮板输送机选型 |
2.3.4 工作面其他设备选型 |
2.3.5 工作面主要设备选型结果 |
2.4 工作面回采工艺与主要参数 |
2.5 小结 |
3 慈林山矿断层孤岛煤柱轻放工作面矿压显现规律 |
3.1 现场观测 |
3.1.1 观测内容 |
3.1.2 矿压显现观测方法 |
3.1.3 工作面支架工作阻力观测数据及数据变化曲线图 |
3.2 矿压显现特征 |
3.3 顶煤运移规律 |
3.4 断层扰动作用 |
3.4.1 断层基本情况 |
3.4.2 断层对回采的影响和扰动 |
3.5 支架可靠性分析 |
3.6 小结 |
4 慈林山矿断层孤岛煤柱工作面巷道矿压显现特征与控制技术 |
4.1 巷道变形破坏情况调查 |
4.2 巷道围岩矿压(位移)显现特征 |
4.2.1 巷道表面位移的观测及分析 |
4.2.2 巷道内部相对位移的观测及分析 |
4.2.3 巷道煤帮破坏深度的确定 |
4.2.4 巷道顶板破坏范围的确定 |
4.2.5 现场测定 |
4.3 巷道围岩-支架的安全体系分析 |
4.4 巷道维护技术与参数确定 |
4.5 小结 |
5 现场实施过程与效果 |
6 结论 |
致谢 |
参考文献 |
(7)新三矿大跨距切眼桁架锚索支护试验研究(论文提纲范文)
1 工程概况 |
2 桁架锚索支护作用原理 |
3 支护参数设计 |
3.1 顶板支护 |
3.2 两帮支护 |
3.3 辅助支护 |
4 支护效果及效益分析 |
4.1 支护效果 |
4.1.1 巷道围岩表面位移 |
4.1.2 顶板离层 |
4.2 经济、社会效益分析 |
4.2.1 经济效益分析 |
4.2.2 社会效益分析 |
5 结论 |
(8)断层孤岛煤柱轻放工作面矿压显现规律研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
第1章 绪论 |
1.1 问题的提出及研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 孤岛放顶煤工作面矿山压力理论的研究现状 |
1.2.2 国内外矿压理论 |
1.2.3 放顶煤工作面矿山压力理论的国内外现状 |
1.3 研究内容及方法 |
1.3.1 主要研究内容 |
1.3.2 研究方法 |
1.4 课题创新点 |
第2章 断层孤岛煤柱工作面围岩结构特征 |
2.1 直接顶及顶煤的力学性质 |
2.1.1 直接顶的力学性态分析 |
2.1.2 直接顶的垮落 |
2.1.3 顶煤的力学特性 |
2.1.4 顶煤的力学性态转化 |
2.2 老顶的力学性质 |
2.2.1 老顶的初次来压 |
2.2.2 老顶断裂后的砌体梁结构及其稳定性分析 |
2.3 石圪节煤矿概况 |
2.3.1 矿井概况 |
2.3.2 2123断层孤岛煤柱工作面概况 |
2.4 孤岛煤柱工作面形成演化过程 |
2.4.1 2123孤岛煤柱空间结构形式 |
2.4.2 回采过程中孤岛煤柱覆岩运动形式 |
2.5 孤岛煤柱围岩结构力学模型及分析 |
2.6 本章小结 |
第3章 “下原位”沿空掘巷技术 |
3.1 “下原位”沿空掘巷概念及布置形式 |
3.2 沿空掘巷弧形三角块结构分析 |
3.3 沿空掘巷窄煤柱宽度计算 |
3.3.1 确定窄煤柱合理宽度的原则 |
3.3.2 煤柱屈服区宽度理论解 |
3.4 “下原位”沿空掘巷支护设计 |
3.5 本章小结 |
第4章 断层孤岛煤柱开采数值模拟分析 |
4.1 FLAC3D软件介绍 |
4.1.1 FLAC3D基本介绍 |
4.1.2 FLAC3D基本方程的有限差分形式 |
4.1.3 FLAC3D本构模型基本形式 |
4.1.4 INTERFACE单元受力原理 |
4.2 数值模拟模型的建立 |
4.3 数值模拟结果与分析 |
4.3.1 不同开挖步骤工作面垂直应力分布 |
4.3.2 不同开挖步骤工作面水平应力分布 |
4.3.3 沿空巷道围岩变形及应力分布 |
4.3.4 沿空巷道围岩破坏及锚杆受力 |
4.3.5 工作面超前支承压力分布 |
4.4 本章小结 |
第5章 2123断层孤岛煤柱轻放面矿压现场实测与分析 |
5.1 现场矿山压力观测内容和测站布置 |
5.1.1 现场矿山压力观测内容 |
5.1.2 井下测站布置 |
5.2 工作面支架受力观测与分析 |
5.2.1 工作面支架观测基础数据 |
5.2.2 工作面矿压显现规律 |
5.2.3 工作面支架适应性分析 |
5.3 工作面两沿空掘巷矿压规律 |
5.3.1 表面收敛观测与分析 |
5.3.2 顶煤运动观测与分析 |
5.3.3 锚杆受力分析 |
5.4 现场工业性试验效果分析 |
5.5 本章小结 |
第6章 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
攻读硕士学位期间发表的论文和科研成果 |
(10)大断面煤巷锚杆支护技术实践(论文提纲范文)
1 巷道断面及支护方式的选择 |
2 支护参数的确定 |
2.1 顶锚杆长度的确定 |
2.2 锚杆间排距的确定 |
2.3 锚杆直径的确定 |
2.4 加强支护 |
2.5 帮锚杆支护方式的选择 |
3 施工方法及安全技术措施 |
4 结语 |
1) 提高巷道支护质量, 有利于安全生产。 |
2) 降低劳动强度, 改善作业环境。 |
四、轻放工作面切眼锚杆支护的应用(论文参考文献)
- [1]汶南煤矿跨采大巷围岩稳定性分析及控制技术研究[D]. 杨方旭. 山东科技大学, 2018(03)
- [2]长平煤矿3#煤层区段小煤柱合理尺寸研究[D]. 王晨光. 辽宁工程技术大学, 2017(02)
- [3]王家岭煤矿首采工作面的矿压显现特征及关键技术研究[D]. 王国洪. 中国矿业大学(北京), 2016(07)
- [4]特大断面综放开切眼复合锚索桁架主动控制研究[D]. 王晓明. 中国矿业大学(北京), 2015(09)
- [5]慈林山矿断层孤岛煤柱轻放开采技术研究[D]. 马昌格. 西安科技大学, 2013(04)
- [6]轻放工作面切眼施工技术的应用[J]. 范宝强. 山西建筑, 2011(22)
- [7]新三矿大跨距切眼桁架锚索支护试验研究[J]. 李树荣,王国栋,朱现磊,张耀辉,温俊三,赵鹏飞. 矿业工程研究, 2009(02)
- [8]断层孤岛煤柱轻放工作面矿压显现规律研究[D]. 孙利辉. 河北工程大学, 2008(04)
- [9]煤巷锚杆支护技术浅析[J]. 张焘,杨勇. 科技信息(科学教研), 2007(33)
- [10]大断面煤巷锚杆支护技术实践[J]. 韦庆舒. 矿业安全与环保, 2006(05)