一、切眼大断面锚杆支护技术的应用(论文文献综述)
张红军[1](2022)在《复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究》文中指出现如今采矿行业地下工作环境越来越复杂,给施工带来了安全隐患,因此必须要对复杂条件综采工作面切眼支护技术进行优化,保证施工的安全。裕丰公司井田22下02综采工作面布置于两组挠褶带附近,由于顶板受应力影响,在施工切眼时存在大中型冒顶事故的风险,原有支护方案不能满足本工作面的施工要求。因此,对切眼支护技术存在的问题进行分析,提出相应的优化方案,提高施工安全。
刘帅涛[2](2021)在《大采深复合顶大断面切眼支护设计》文中研究表明针对平顶山天安煤业股份有限公司十一矿己16-17-24030工作面采用大采高一次采全高采煤工艺所面临的矿压显现问题:矿压显现剧烈、顶板破碎严重、支护难度大,尤其在复合顶板条件下变形破坏问题,采用理论计算和数值模拟优化了切眼支护参数设计;通过现场监测,对方案进行验证。结果表明大断面切眼两帮顶底板支护取得了良好的效果。
杨玉玉[3](2021)在《本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究》文中指出陕北地区煤田储量丰富,由于技术水平的限制,整体利用率不高,造成了煤炭资源的浪费。为充分回采遗留煤炭资源,大柳塔煤矿近年来决定开采活鸡兔井1-2煤层下分层,现将1-2下203工作面开切眼布置在采空区下方,可能面临顶板冒落等问题,在保证开切眼围岩稳定的情况下,需要尽可能提高掘进及回采速率。本文通过分析开切眼顶煤破坏形式,建立了超静定煤梁模型,推导煤梁力学方程,利用自然平衡拱计算不稳定岩层厚度,结合煤梁拉应力及剪应力判断顶煤不发生破断的最小厚度;利用弹塑性理论分析了上分层开采底板破坏深度以及掘进时塑性影响范围。结合光纤、FBG传感器和DIC技术开展了物理相似模拟试验,监测顶煤厚度不同的三种开切眼布置方案的围岩受力变形,同时利用数值模拟进行对比三种方案在有无支护两种条件下的的顶板下沉值、塑性区范围、垂直应力分布规律,验证开切眼顶煤厚度以及支护方案的影响。在1-2下203工作面开切眼利用多种手段对围岩位移、应力、顶煤结构进行现场监测,研究开切眼围岩的稳定性,判断顶煤厚度与支护方案的合理性。试验表明,顶煤破坏形式主要为拉破坏与剪切破坏,开切眼顶煤最小留设厚度为3.5m,顶煤不会发生破断;顶煤最大塑性区范围为3.46m;采用“锚杆+锚索+钢梁+单体”进行联合支护。无支护条件下,相似模拟试验中开切眼顶煤厚度3m、3.5m、4m的顶板最大下沉量分别为1.13mm、0.71mm、0.24mm;数值模拟中顶煤最大垮落高度分别为4.088m、3.383m、3.195m;塑性区范围分别是2.63m、2.52m、2.23m,开切眼正上方最大拉应力值分别是0.1MPa、0.57MPa、0.82MPa。支护条件下,数值模拟中顶板下沉值为23mm、20mm、17mm,塑性区范围为1.95m、1.62m、1.31m,最大应力值达到0.31MPa、0.94MPa、1.33 MPa。开切眼掘进时顶煤厚度为3.4~4.8m,支护后围岩变形较小,顶煤较为完整,围岩稳定性好。研究成果可为活鸡兔井1-2煤北翼下分层工作面开切眼顶煤留设厚度以及支护方案提供科学合理的依据,为陕北地区特厚煤层开采提供理论基础。
杨玉亮,徐祝贺,韩浩[4](2020)在《浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术》文中指出为了解决浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护参数不合理,支护系统效能不足的问题,以红柳林矿25206工作面开切眼为工程背景,采用现场监测、数值模拟、理论分析、现场实践等手段对开切眼支护系统进行研究。研究表明:开切眼原支护参数能够较好控制围岩变形,但存在支护强度过高,锚杆(索)未能达到其额定支护阻力的问题;基于锚杆(索)协同支护方法,建立锚杆基础支护,锚索补强支护协同支护系统,计算合理支护参数,并利用数值分析进行锚杆和锚索方案的合理性和可靠性验证,确定在预紧力取50 kN时,顶板锚杆长度2.6 m,间排距1 200 mm×1 200 mm,帮锚杆长度2.2 m,间排距1 200 mm×1 200 mm,锚索直径17.8 mm,长度6.0 m,能够较好控制巷道围岩变形;优化支护方案后,顶部锚杆最大支护阻力稳定值78 kN,帮部锚杆为65 k N,顶部锚索为118 k N,锚杆(索)支护阻力显着提升,支护效能明显提高。通过矿井支护优化研究,形成了一套较完善的支护体系。
白海军[5](2020)在《上榆泉煤矿长壁工作面回采巷道支护参数优化研究》文中进行了进一步梳理上榆泉煤矿具有煤层厚度大、浅埋深、薄基岩、厚表土层的特点,矿井9号煤层的开采实际表明,工作面回采巷道的支护效果并不理想。因此,针对10号煤层,论文采用现场调研、实验室测试、数值模拟、现场测试等研究手段,以1031003工作面回采巷道为研究背景对支护参数进行优化研究,优化对象包括工作面主、辅运顺槽,开切眼,以及工作面主回撤通道。论文针对1031003工作面巷道顶板和10号煤试件进行实验室测试,得出了煤与直接顶岩层的抗压强度、抗拉强度、内摩擦角及粘聚力指标,为后续理论计算与数值模拟研究提供了基础参数。对主运顺槽的顶板窥视表明,距回撤通道340~740m处,存在几条竖直的裂缝组,交界处的煤破碎且水平裂隙发育;距回撤通道940~1140m处,交界处的煤较为破碎,无明显裂隙,完整性差,表明针对10号煤层开展回采巷道参数优化是必要的。通过理论和工程对比的方法,针对工作面主、辅运顺槽、主回撤通道、切眼进行了锚杆锚索支护参数优化,列出了具体的支护参数和经济性分析,并对各个方案进行了定性分析,确定了优化后的方案。数值模拟针对工作面回采巷道的支护原方案、支护新方案借助FLac3D软件分析了垂直应力和塑性区的分布,两种支护方案相比较,新的支护方案在支护强度上有明显增加,支护的塑性区范围有明显减小,保证了优化后的方案能够在上榆泉煤矿巷道支护上取得良好效果。现场测试对主运顺槽布置30多个测点进行观测,结果表明采用新的支护方案,顶板岩层完整性良好,无明显离层及下沉现象,优化方案具有良好的应用效果。论文研究成果对于上榆泉煤矿10号煤层的安全开采具有重要的指导意义,对工作面巷道掘进和工作面回采期间的顶板安全提供了可靠保障,同时对类似地质条件的巷道支护具有借鉴指导意义。
范永利[6](2020)在《基于数值分析大断面综放开切眼支护技术研究》文中提出针对某煤矿大断面综放开切眼支护问题进行了研究,借助于FLAC3D有限差分数值模拟软件分析了该煤矿开切眼在无支护、锚杆支护、锚索锚杆联合支护技术下围岩变形特征,认为该煤矿大断面综放开切眼应采用锚索锚杆联合支护技术。同时,通过现场监测数据表明,联合支护技术能够取得良好效果。
傅鑫[7](2020)在《深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究》文中提出唐口煤业是山东能源淄矿集团在济宁市建造的第四座现代化矿井,核定生产能力400万吨/年,矿井开采深度为850m至1100m,其矿主采的3煤层厚度在10m左右,水平标高在-990m左右,一般采用放顶煤生产,具有开采深度大、顶板岩层强度高、冲击倾向性、瓦斯含量高、地热严重等特点,给采煤工作面的安全回采带来隐患。本论文基于唐口煤业630采区布局规划、采掘部署、空区形态、地质构造(断层)等因素,反演出深部复杂地质条件下的应力场基本是对称分布,影响范围基本是由两端向中部扩大,并构建深井特厚冲击煤层应力场区域等级划分标准。形成基于深部临空面开采危险性的评价机制,得到深井特厚冲击煤层不同应力分区的冲击矿压诱发关键因素,包括地质因素中的埋深、顶底板岩层等,以及回采因素中的采区布置、采煤方法等通过分析唐口煤业6304采煤工作面沿空掘巷大-小结构力学特点,研究不同区域应力场关键因素对大-小结构稳定性作用机理,揭示基于深部沿空掘巷围岩长时稳定性的大-小结构主控因素,提出符合唐口煤业实际情况的深井沿空掘巷围岩应力优化技术,并结合应力场分布、防灾等因素,最终确定唐口煤业采煤工作面最合适的煤柱宽度为7m通过对唐口 6304面分析,提出了强冲击深井沿空掘巷围岩破坏机理,并同时给出了造成围岩变形破坏的主要影响技术因素。根据围岩变形的影响因素针对性的给出了相应的围岩控制手段及推荐支护参数。并以此为基础,对巷道不同区域、不同时期的合理支护手段进行选择,提出多种支护方案,再根据工程类比和经验公式推算,最终得到最优支护方案。通过此次研究,最终确定唐口煤业冲击地压诱发因素和区段煤柱的合理尺寸以及最优支护方案,对今后矿井安全生产、防灾治灾、提高经济效益等方面起到积极作用,并对今后相似矿井的生产建设提供借鉴意义。
李晓博[8](2020)在《分层围岩体切眼巷道不同开挖方式协同支护技术研究》文中认为随着企业对地下开采煤炭资源产量及效率的提升,表现出生产设备大型化的特点,切眼巷道断面尺寸相应增大,运输、通风巷道的跨度在4.5 m6 m之间,而工作面切眼巷道的跨度在7 m10 m。分层围岩体的大跨度切眼巷道稳定性研究尚且较少,并且大跨度切眼巷道围岩控制问题随着工作面生产能力的提高与跨度的增加而日益严峻,这些巷道具有大变形,离层的特点,不利于围岩的稳定与控制,特别是大跨度切眼巷道围岩由浅到深逐步离层裂隙相互贯通。研究分层围岩体的大跨度切眼巷道稳定性及控制技术对煤炭企业的高产高效具有重要意义。为了提高万利一矿大跨度切眼巷道的支护效果,本文以该矿综采207分层围岩体切眼巷道为研究对象,分析围岩破坏特点、掘进思路和支护技术。首先,为了解分层围岩体切眼巷道工程地质条件情况进行实地调研,发现其直接岩层围岩条件复杂,表现出节理裂隙发育,裂隙水弱化破坏围岩等现象,易诱发切眼巷道顶板离层的不良状态,对生产掘进造成不良影响;为了进一步研究现场切眼巷道表现出的问题,应用FLAC3D数值模拟分析分层围岩体切眼巷道在未支护状态条件下围岩受力破坏特点,及多组结构面内聚力、内摩擦角及围岩渗流因素对切眼巷道的变形失稳特征,围岩表现出受力不均衡,变形量高,塑性破坏范围广的特点;然后,为了较为精确的计算顶板冒落高度,根据已有巷道顶板梁结构冒落文献,分析了不同参数对分层围岩体切眼巷道顶板围岩破坏范围,应用顶板稳定性力学方程求得切眼巷道顶板冒落失稳的高度为5.595 m,并应用相关力学建模推导公式分析不同长度锚杆及锚索数量对切眼巷道顶板下沉量的影响,确定预应力钢锚杆+钢筋网+锚索+钢带+单体的协同支护方案、配合顶板疏导水的措施控制大跨度切眼巷道围岩变形;最后,在确定支护方案的基础上,优化分层围岩体切眼巷道开挖方式,数值模拟3种开挖方案,比较围岩受力变形指标,选择5 m初次开挖支护,后2.6 m扩帮开挖支护方式对围岩干扰较小,现场钻孔窥视及锚索受力监测表明支护情况良好,为该矿其余切眼巷道的开挖支护提供参考。
姚文浩[9](2020)在《石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究》文中研究表明本文以石拉乌素矿221上01工作面轨道顺槽为研究载体,结合现场调研情况,通过理论分析和实验室试验得出深部大断面沿空掘巷巷道底鼓机理;结合窄煤柱合理宽度的设计原则和理论计算,通过数值模拟确定合理宽度;基于高强预应力锚杆索支护原理和钻孔卸压原理,提出了深部大断面沿空掘巷底鼓支护卸压动态控制技术,并通过工业性试验进行了验证。(1)石拉乌素矿221上01工作面沿空掘巷,巷道埋深大、断面大,面临地应力大,应力条件复杂等情况,底板岩石内黏土矿物含量多,底板遇水易膨胀。沿空掘巷巷道受多次采动以及煤体水浸弱化等多重复杂条件影响,巷道生产条件为复杂的多灾耦合生产条件,该生产条件下巷道围岩控制难度大,极易产生底鼓。(2)基于深部大断面留窄煤柱的沿空掘巷巷道上覆岩层运动规律的分析,得出巷道围岩应力应变变化规律;根据底板岩层的应力应变分布,建立了底板力学模型;分析得出巷道底鼓发生的主要因素有复杂的围岩应力场、底板围岩的性质、水理作用以及支护方案等;确定巷道应为挠曲褶皱型、挤压流动型和遇水膨胀型多种类型复合的底鼓。(3)基于221上01工作面轨道顺槽地质条件,构建FLAC3D三维计算模型,研究了掘进期间不同窄煤柱宽度以及不同支护参数对底鼓的控制效果以及实体煤帮部钻孔卸压对底鼓的控制分析。确定合理窄煤柱宽度为5m,确定锚杆(索)材质、直径、间排距以及预紧力等参数,卸压孔深度为20m,卸压孔间距为1m。(4)提出了“高强锚杆索+钢带+金属网+喷浆+卸压孔”支护卸压动态控制技术。通过巷道表面位移监测、锚杆支护阻力监测、围岩裂隙发育监测以及煤体内应力分布监测等手段对巷道进行观测,结果表明该试验巷段维护状态较为完整。验证了该技术能够有效的控制巷道底鼓。该论文有图70幅,表9个,参考文献83篇
郝阳[10](2020)在《巷道围岩变形的能量演化机制及高强吸能支护技术研究》文中进行了进一步梳理在煤矿中由于深部开采或高强开采引起的高应力集中使得巷道变形日益严重,动力灾变事故显现频率不断增加。巷道围岩破坏的本质是外力对其做功超过其储能极限后剩余能量释放的结果,仅通过应力对巷道围岩的变形破坏进行分析和支护,对于动力灾变事故的防治具有明显的局限性。因此,本论文基于巷道围岩能量演化的角度,通过理论分析、数值计算、试验研究、现场工业性试验,对巷道在掘进和回采过程中围岩稳定性进行分析,并提出高强吸能支护理论和技术。主要结论如下所述:(1)基于弹性力学和能量守恒定律,利用高斯散度定律建立了巷道掘进和回采过程中围岩能量输入、积聚、耗散、释放密度的演化模型;给出了不同断面形状的巷道围岩能量分布和演化的求解方法及算例。针对煤矿井下复杂的地质和应力条件,利用建立的能量演化模型结合数值模拟,分析了巷道埋深、侧压系数、围岩强度、巷道长径比、掘进和回采速度等因素对围岩能量演化的影响。(2)根据巷道围岩能量演化的特点,提出高强吸能支护理论,其内涵为围岩支护不仅需要考虑以高强阻力来抵抗围岩变形,同时需要减少围岩内部能量积聚、吸收围岩能量释放;研发了实现该理论的高强吸能支护材料,包括高强吸能锚杆和高强吸能单体支柱。(3)采用理论分析和实验室试验的方法对高强吸能锚杆的结构、原理、工作机制等进行了深入研究,得到了其稳定工作阻力、支护距离、吸能能力等力学特性。通过研究证明了所研发的高强吸能支护材料具有高强度、高刚度、高吸能性能、适应性强的特征。(4)根据高强吸能锚杆和支柱的力学特性曲线,建立了支护单元的数值计算模型;结合能量演化模型,研究了巷道在回采和掘进中高强吸能支护系统与围岩的协调变形机制,分析了变形破坏以及能量演化的作用,得到了巷道围岩的变形破坏及能量演化特征。(5)利用高强吸能支护技术结合大断面切眼开掘特点,提出了大断面切眼的“等效巷宽”支护理念,并在某矿大断面切眼进行工业性试验。结果表明:高强吸能支护系统不仅能够控制大断面开切眼先掘部分围岩的变形,同时能够减弱先掘部分围岩内的能量积聚,吸收围岩的能量释放,证明高强吸能支护技术对控制围岩变形和抵抗动压有良好的效果。总结应用结果,给出了大断面巷道“等效巷宽”支护的设计流程。该论文有图95幅,表15个,参考文献205篇。
二、切眼大断面锚杆支护技术的应用(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、切眼大断面锚杆支护技术的应用(论文提纲范文)
(1)复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究(论文提纲范文)
引言 |
1 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护概述 |
1.1 研究背景 |
1.2 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护现状 |
1.3 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护概述 |
2 巷道冒顶的原因分析 |
3 复合顶板离析和变形原因分析 |
3.1 复合顶板易离层 |
3.2 顶板及两帮变形量大 |
4 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护优化分析 |
4.1 采工作面大断面切眼支护参数设计优化措施 |
4.1.1 锚杆支护参数的选择 |
4.1.2 锚索支护参数的选择 |
4.1.3 开切眼锚杆索支护方案优化 |
4.2 切眼优化措施 |
4.2.1 切眼成巷方式进行模拟 |
4.2.2 开切眼围岩应力分布 |
4.2.3 开切眼围岩变形 |
4.3 大采深复合顶大断面支护设计优化措施 |
4.3.1 应该加强对切眼支护结构和设计技术的研究 |
4.3.2 加强复杂条件下综采工作面大断面切眼支护设计的意识 |
4.3.3 对复杂条件下综采工作面大断面切眼支护减少进行管理 |
4.4 切眼支护施工优化措施 |
5 结语 |
(2)大采深复合顶大断面切眼支护设计(论文提纲范文)
1 工程概况 |
2 支护参数优化设计 |
2.1 锚杆支护参数的选择 |
2.2 锚索支护参数的选择 |
2.3 开切眼锚杆索支护方案优化 |
3 切眼支护效果 |
4 结束语 |
(3)本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究(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 采空区下开采研究现状 |
1.2.2 开切眼研究现状 |
1.2.3 覆岩结构研究现状 |
1.2.4 稳定性监测研究现状 |
1.3 研究内容、方法及技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 研究方法 |
1.3.3 技术路线 |
2 顶煤承载结构稳定性力学分析 |
2.1 地质概况 |
2.1.1 矿井概述 |
2.1.2 1~(-2)煤层赋存条件 |
2.1.3 工作面开切眼概况 |
2.2 开切眼围岩力学参数 |
2.3 开切眼顶煤破坏形式与稳定性影响因素 |
2.3.1 顶煤破坏形式 |
2.3.2 稳定性影响因素 |
2.4 煤梁稳定性分析及最小厚度 |
2.4.1 基本假设 |
2.4.2 煤梁力学模型 |
2.4.3 煤梁上覆载荷计算 |
2.4.4 煤梁最小厚度分析 |
2.5 顶煤塑性区最大范围 |
2.5.1 上分层开采底板破坏深度 |
2.5.2 掘进影响下塑性区范围 |
2.6 开切眼支护方案确定 |
2.7 本章小结 |
3 开切眼稳定性相似模拟试验研究 |
3.1 试验设计 |
3.1.1 相似比例 |
3.1.2 材料配比 |
3.1.3 开切眼布置 |
3.1.4 模型加载力确定 |
3.2 模型监测系统布置 |
3.2.1 内部变形监测 |
3.2.2 表面变形监测 |
3.3 试验结果分析 |
3.3.1 开切眼掘进过程 |
3.3.2 开切眼加载过程 |
3.4 本章小结 |
4 开切眼顶煤稳定性数值模拟研究 |
4.1 模拟软件简介 |
4.1.1 3DEC简介 |
4.1.2 FLAC简介 |
4.2 开切眼巷道数值模拟 |
4.2.1 模型建立与优化 |
4.2.2 无支护条件下围岩稳定性情况 |
4.2.3 支护条件下围岩稳定性情况 |
4.3 本章小结 |
5 现场监测与稳定性分析 |
5.1 监测内容 |
5.2 监测方法与设备 |
5.2.1 十字布点法 |
5.2.2 顶板离层仪 |
5.2.3 数显型测压计 |
5.2.4 FBG传感器 |
5.2.5 机械式与光纤光栅式锚杆索测力计 |
5.2.6 钻孔成像仪 |
5.3 监测结果分析 |
5.3.1 表面位移监测结果分析 |
5.3.2 深部位移监测结果分析 |
5.3.3 单体支柱支撑载荷监测结果分析 |
5.3.4 棚梁应变监测结果分析 |
5.3.5 锚杆索轴力监测结果分析 |
5.3.6 钻孔窥视结果分析 |
5.4 开切眼稳定性分析 |
5.4.1 稳定性情况说明 |
5.4.2 开切眼顶煤厚度探测 |
5.5 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 主要结论 |
6.2 研究展望 |
参考文献 |
致谢 |
附录 |
(4)浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术(论文提纲范文)
0 引言 |
1 工程概况 |
2 开切眼围岩变形与锚杆(索)支护载荷监测 |
2.1 开切眼表面位移监测 |
2.2 深基点位移监测 |
2.3 锚杆(索)阻力监测 |
3 锚杆-锚索与围岩协同锚固理论 |
4 开切眼围岩控制技术 |
4.1 支护方案 |
4.2 支护方案数值模拟分析 |
4.2.1 锚杆支护参数模拟 |
4.2.2 锚索支护参数模拟 |
5 现场工业性试验 |
5.1 巷道表面位移监测 |
5.2 深基点位移监测 |
5.3 锚杆(索)阻力监测 |
6 结论 |
(5)上榆泉煤矿长壁工作面回采巷道支护参数优化研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 选题背景和意义 |
1.1.1 选题背景 |
1.1.2 研究意义 |
1.2 国内外研究现状及发展趋势 |
1.2.1 巷道围岩破坏机理 |
1.2.2 巷道支护研究现状 |
1.3 研究内容及技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 技术路线 |
2 上榆泉煤矿地质概况及支护现状 |
2.1 上榆泉煤矿概况 |
2.2 工作面位置及地质情况 |
2.2.1 综放工作面介绍 |
2.2.2 煤层及顶底板 |
2.2.3 水文特征 |
2.3 原支护方案及效果分析 |
2.3.1 现有支护方案 |
2.3.2 支护效果及优化方向 |
2.4 本章小结 |
3 巷道围岩实验室测试和钻孔窥视 |
3.1 回采巷道围岩基本力学性质测试 |
3.1.1 围岩基本力学性质测试取样方案 |
3.1.2 实验方法 |
3.1.3 煤岩基本力学参数测试 |
3.1.4 实验测试结果 |
3.2 工作面回采巷道围岩破碎情况窥视 |
3.2.1 窥视仪器 |
3.2.2 测点布置 |
3.2.3 窥视结果 |
3.3 本章小结 |
4 巷道支护方案设计及特征分析 |
4.1 回采巷道锚杆支护方案理论依据 |
4.2 主、辅运顺槽优化方案 |
4.2.1 支护方案一 |
4.2.2 支护方案二 |
4.3 主回撤通道优化方案 |
4.3.1 支护方案一 |
4.3.2 支护方案二 |
4.4 切眼支护方案 |
4.4.1 机头段方案一 |
4.4.2 机头段方案二 |
4.4.3 正常段方案一 |
4.4.4 正常段方案二 |
4.5 锚杆、锚索支护参数校核 |
4.5.1 锚杆支护参数校核 |
4.5.2 锚索支护参数校核 |
4.5.3 锚固力及锚固长度参数校核 |
4.6 本章小结 |
5 数值模拟研究 |
5.1 模型建立 |
5.2 主、辅运顺槽支护方案 |
5.2.1 主、辅运顺槽未支护前 |
5.2.2 主、辅运顺槽支护原方案 |
5.2.3 主、辅运顺槽支护新方案 |
5.3 主回撤通道支护方案 |
5.3.1 主回撤通道未支护前 |
5.3.2 主回撤通道原方案 |
5.3.3 主回撤通道新方案 |
5.4 开切眼支护方案 |
5.4.1 开切眼未支护前 |
5.4.2 开切眼原方案 |
5.4.3 开切眼新方案 |
5.5 本章小结 |
6 工程实践及经济性分析 |
6.1 顶底板离层监测 |
6.1.1 测点布置 |
6.1.2 监测结果 |
6.2 锚杆受力监测 |
6.3 经济性分析 |
6.4 本章小结 |
7 结论 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(6)基于数值分析大断面综放开切眼支护技术研究(论文提纲范文)
0 引言 |
1 工程背景 |
2 数值分析 |
2.1 模型建立及参数选取 |
2.2 模拟方案及结果 |
3 现场监测 |
4 结论 |
(7)深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 研究的背景和意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 主要研究内容 |
1.4 研究目标 |
1.5 研究方法及技术路线 |
2 深部临空面区域应力环境及分类评价 |
2.1 矿井及工作而概况 |
2.2 应力场模拟反演 |
2.3 不同区域应力场分类评价 |
2.4 不同区域应力环境诱发冲击地压的关键因素 |
2.5 本章小结 |
3 大采高综放面沿空掘巷围岩长时稳定控制机理 |
3.1 沿空掘巷围岩长时稳定控制机理与临空面应力优化 |
3.2 大采高综放面应力环境下煤柱合理尺寸确定 |
3.3 基于防灾角度的煤柱合理尺寸选择 |
3.4 不同区域最优巷道掘进位置确定 |
3.5 本章小结 |
4 深井强冲击沿空掘巷围岩分类动态强化控制技术 |
4.1 强冲击沿空掘巷围岩变形特征及机理分析 |
4.2 巷道围岩动态强化控制原理及支护手段选择 |
4.3 不同支护参数下围岩控制效果模拟分析 |
4.4 最优支护方案确定 |
4.5 本章小结 |
5 结论与展望 |
5.1 结论 |
5.2 下一步工作展望 |
参考文献 |
作者简历 |
致谢 |
(8)分层围岩体切眼巷道不同开挖方式协同支护技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 论文研究背景及意义 |
1.1.1 论文研究背景 |
1.1.2 论文研究目的与意义 |
1.2 国内外技术发展水平及理论研究现状 |
1.2.1 国内外技术理论发展水平 |
1.2.2 工作面切眼巷道支护研究现状 |
1.3 论文主要研究内容及创新点 |
1.3.1 论文主要研究内容 |
1.3.2 论文创新点 |
1.4 论文研究方法及方案 |
1.5 论文技术路线 |
2 分层围岩体切眼巷道受力变形特征分析 |
2.1 万利一矿基本概况 |
2.2 207切眼巷道现场调研初步分析 |
2.3 207分层围岩体切眼巷道数值模拟分析 |
2.3.1 数值模拟目的 |
2.3.2 分层围岩体切眼巷道模型建立 |
2.3.3 分层围岩体岩层力学参数 |
2.3.4 分层围岩体切眼巷道模型运算过程 |
2.3.5 分层围岩体切眼巷道受力变形结果分析 |
2.4 多因素对207分层围岩体切眼巷道稳定性的数值模拟分析 |
2.4.1 数值模拟目的 |
2.4.2 不同类型结构面力学参数 |
2.4.3 不同类型结构面对围岩破坏结果分析 |
2.4.4 渗流条件下切眼巷道围岩破坏结果分析 |
2.5 分层围岩体切眼巷道顶板的失稳因素分析 |
2.6 本章小结 |
3 分层围岩体切眼巷道顶板断裂冒落力学分析 |
3.1 分层围岩体结构与破坏特征 |
3.2 分层围岩体切眼巷道顶板断裂力学解析 |
3.3 分层围岩体切眼巷道顶板冒落特征算例分析 |
3.4 207工作面切眼巷道顶板围岩冒落分布特征分析 |
3.5 本章小结 |
4 分层围岩体大跨度切眼巷道协同支护技术研究 |
4.1 207分层围岩体切眼巷道支护技术对策 |
4.2 207分层围岩体切眼巷道锚杆(索)支护稳定性力学分析 |
4.2.1 锚杆支护力学稳定性分析及其参数确定 |
4.2.2 锚索悬吊稳定性分析及其参数确定 |
4.3 207分层围岩体切眼巷道主动协同支护技术方案研究 |
4.3.1 切眼巷道主动协同支护设计 |
4.3.2 切眼巷道主动协同支护方案技术要求 |
4.4 本章小结 |
5 分层围岩体切眼巷道不同开挖方式围岩稳定性模拟研究 |
5.1 分层围岩体切眼巷道掘进的围岩稳定性影响问题 |
5.2 分层围岩体切眼巷道不同开挖方式围岩受力破坏模拟分析 |
5.2.1 数值模拟分析目的 |
5.2.2 切眼巷道开挖方式模拟对比方案设计 |
5.2.3 切眼巷道开挖方式模拟步骤 |
5.2.4 切眼巷道不同开挖方式围岩受力破坏对比分析 |
5.3 207工作面切眼巷道掘进技术工序评价 |
5.4 本章小结 |
6 分层围岩体切眼巷道掘进协同支护效果评价 |
6.1 207切眼巷道顶板围岩钻孔窥视反馈分析 |
6.1.1 顶板围岩钻孔窥视实施方案 |
6.1.2 顶板围岩钻孔窥视情况反馈评价 |
6.2 207切眼巷道顶板锚索构件支护稳定性反馈分析 |
6.2.1 顶板锚索测力计布置方案 |
6.2.2 顶板锚索构件支护稳定性评价 |
6.3 207切眼巷道支护效果数值模拟分析 |
6.3.1 协同支护预应力场效果模拟评价 |
6.3.2 协同支护加固围岩效果模拟评价 |
6.4 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 论文结论 |
7.2 前景展望 |
参考文献 |
在学科研成果 |
致谢 |
(9)石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 主要研究内容 |
1.4 技术路线 |
2 工程地质条件及测试分析 |
2.1 工程概况 |
2.2 巷道底板岩石物理力学性质 |
2.3 巷道围岩特征分析 |
2.4 本章小结 |
3 深部大断面沿空掘巷底鼓机理研究 |
3.1 底鼓影响因素及分类 |
3.2 掘进时期沿空掘巷底鼓变形分析 |
3.3 回采时期断裂结构与超前支承压力耦合因素分析 |
3.4 底板底鼓力学分析 |
3.5 本章小结 |
4 深部大断面沿空掘巷底鼓控制原理与技术研究 |
4.1 数值模型建立 |
4.2 沿空掘巷合理窄煤柱宽度的确定 |
4.3 不同支护参数对底鼓的控制研究 |
4.4 实体煤帮部钻孔卸压对底鼓的控制分析 |
4.5 支护卸压动态控制技术 |
4.6 本章小结 |
5 工业性试验 |
5.1 支护方案 |
5.2 巷道支护效果模拟分析 |
5.3 现场巷道维护效果分析 |
5.4 本章小结 |
6 主要结论 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(10)巷道围岩变形的能量演化机制及高强吸能支护技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 研究内容及技术路线 |
1.4 主要创新点 |
2 巷道掘进和回采过程中围岩的能量演化模型 |
2.1 力学模型与基本假设 |
2.2 巷道围岩能量演化模型 |
2.3 模型求解方法 |
2.4 算例分析 |
2.5 本章小结 |
3 巷道围岩能量演化的影响因素分析 |
3.1 数值计算模型和方案 |
3.2 埋深和侧压系数的影响 |
3.3 长径比的影响 |
3.4 围岩强度的影响 |
3.5 掘进和回采速度的影响 |
3.6 本章小结 |
4 高强吸能支护原理与技术的研发 |
4.1 高强吸能支护理论与技术 |
4.2 高强吸能锚杆的结构和工作机制 |
4.3 高强吸能锚杆力学分析 |
4.4 高强吸能锚杆静力学特性试验研究 |
4.5 高强吸能单体支柱原理与力学特性 |
4.6 本章小结 |
5 高强吸能支护系统控制巷道围岩变形的数值模拟 |
5.1 高强吸能支护系统的数值实现 |
5.2 深部高应力巷道在掘进和回采过程中围岩稳定性分析 |
5.3 大断面巷道在掘进和回采过程中围岩稳定性分析 |
5.4 本章小结 |
6 高强吸能支护在大断面开切眼围岩控制的应用 |
6.1 基于高强吸能支护系统的“等效巷宽”支护理念 |
6.2 工业性试验 |
6.3 矿压观测结果 |
6.4 大断面巷道等效巷宽支护设计流程 |
6.5 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
四、切眼大断面锚杆支护技术的应用(论文参考文献)
- [1]复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究[J]. 张红军. 山西化工, 2022(01)
- [2]大采深复合顶大断面切眼支护设计[J]. 刘帅涛. 内蒙古煤炭经济, 2021(16)
- [3]本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究[D]. 杨玉玉. 西安科技大学, 2021(02)
- [4]浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术[J]. 杨玉亮,徐祝贺,韩浩. 煤炭科学技术, 2020(12)
- [5]上榆泉煤矿长壁工作面回采巷道支护参数优化研究[D]. 白海军. 西安科技大学, 2020(01)
- [6]基于数值分析大断面综放开切眼支护技术研究[J]. 范永利. 能源技术与管理, 2020(03)
- [7]深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究[D]. 傅鑫. 山东科技大学, 2020(06)
- [8]分层围岩体切眼巷道不同开挖方式协同支护技术研究[D]. 李晓博. 内蒙古科技大学, 2020(01)
- [9]石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究[D]. 姚文浩. 中国矿业大学, 2020(01)
- [10]巷道围岩变形的能量演化机制及高强吸能支护技术研究[D]. 郝阳. 中国矿业大学, 2020