一、刨煤机工作面大断面顺槽锚杆锚索支护技术(论文文献综述)
杨玉玉[1](2021)在《本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究》文中研究指明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。
王建[2](2020)在《霄云煤矿胶带顺槽护巷煤柱宽度优化设计与施工管理》文中指出霄云煤矿1314工作面胶带顺槽部分地段变形、破坏严重,支护失效,煤岩体的直观强度较低,上覆细砂岩顶板岩层呈现分层破断现象,且局部发生大面积冒顶,严重阻碍着霄云煤矿开采工作的进展。经现场调研发现,由于护巷煤柱留设宽度过窄,不足以维持巷道稳定,进而导致巷道变形严重,1314工作面被迫停止生产。因此,矿井急需设计一条合理护巷煤柱,在保证1314工作面能够安全开采的前提下,实现该工作面经济获益。首先,本文通过现场调研获取了工作面应力分布规律及现场地质条件,进行了1314工作面潜在风险预判,确定了优化护巷煤柱宽度为28m。在此基础上,通过模糊评定方法分析了该护巷煤柱宽度下的经济效益并通过6S管理方式加强了复工生产前的管理细节,规范了管理陋习。更进一步地,从采煤工艺、提高开采效率、顶板管理、通风安全管理等多个方面改进了现场施工过程中的管理工作,加强顶板来压特殊时期的现场施工管理工作,确保1314工作面开采工作顺利进行。加强现场煤炭生产过程中的煤质管理工作,提高了采出煤炭质量,降低了生产成本。最后,采用定量分析的方式比较分析了煤柱优化前后的经济效益。相比优化前护巷煤柱,护巷煤柱优化后的1314工作面生产可为霄云煤矿创造10653.15857万元的经济效益价值,该数值进一步验证了护巷煤柱宽度设计的合理性。
王彬[3](2020)在《煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究》文中研究表明在煤矿巷道掘进过程中,巷道支护速度远远赶不上掘进速度,锚杆(索)支护时间占整个巷道成巷时间的60~70%,且巷道掘进与锚杆(索)支护不能够完全平行作业,严重制约了巷道的快速掘进。由于巷道掘进工作面存在“空间+时间”效应,使得巷道围岩变形和应力释放不能一次性完成。本文依据掘进工作面的“空间+时间”效应,展开对掘进过程中巷道围岩变形和应力释放进行研究,并提出巷道锚杆(索)分次支护的思想,旨在提高巷道的掘进速度。研究主要结论如下:(1)分析并总结现有煤矿掘进巷道围岩的变形破坏类型以及围岩的变形特性,针对掘进工作面的“空间+时间”效应,分别从物理效应、力学效应以及时间效应进行描述。在开挖面“空间+时间”效应的影响下,巷道围岩纵向变形形式可分为:稳定变形型、持续变形型、加速变形型。(2)现有的煤巷支护设计均采用一次成巷的支护技术,锚杆(索)支护时间过长,忽略了开挖面的时空效应,未充分考虑巷道围岩的变形特性且支护理念不适应巷道的快速掘进,严重影响巷道的掘进效率。依据巷道掘进工作面的“空间+时间”效应影响,提出了煤巷锚杆(索)分次支护的思想,旨在减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,以此来提高巷道的掘进速度,实现煤矿巷道的快速掘进。(3)对掘进巷道建立时空效应下的力学模型,通过弹性-粘弹性对掘进巷道进行力学分析,推导出巷道在掘进时围岩的变形、应力随空间和时间的变化规律。随着掘进面的循环推进,巷道围岩应力释放逐渐增大,围岩的变形和塑性区半径逐渐增大。通过理论分析在靠近开挖面附近处,围岩变形和应力释放较小,紧跟工作面支护一定数量的锚杆保证掘进空间安全稳定,剩下的锚杆在不影响掘进的情况下进行支护,减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,提高巷道的掘进效率,实现巷道的快速掘进。(4)以柠条塔S12001掘进巷道为背景,结合具体地层参数,利用分次支护的思想进行支护设计,并形成一套分次支护施工工艺。应用本文理论计算结果与现场实测数据对比分析,验证理论的正确性。分次支护方案不仅能够有效控制围岩变形,保证掘进空间安全,还能减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,提高巷道的掘进效率,研究成果对实际工程具有深远的指导意义。
李杰[4](2020)在《党家河矿半煤岩巷掘进迎头长距离临时支护技术研究》文中认为目前,半煤岩巷采用“悬臂式掘进机+单体锚杆钻机”配合组织施工的掘进作业方式在我国矿井应用十分广泛。受掘进工艺流程影响,巷道一次掘进距离较短,导致掘进和支护工序作业频繁交替,巷道掘进效率较低。因此,研究在保证掘进迎头空顶区围岩稳定性的基础上实现长距离空顶区临时有效支护,延长综掘机掘进距离,对于提高巷道掘进效率,实现煤炭高产高效具有重要意义。以党家河矿110辅助运输顺槽半煤岩巷为工程背景,详细分析了掘进迎头长距离空顶区顶板力学结构及其稳定性,系统研究了掘进迎头长距离空顶区围岩破坏特征及稳定性影响规律。在此基础上提出了半煤岩巷快速掘进迎头段围岩控制技术,并结合现场地质条件对临时支护区和穿管后段永久支护区进行了设计。此外,基于新型临时支护装置特点,设计了掘进迎头长距离临时支护装置使用的掘巷施工工序及工艺流程,对巷道采用新型临时支护装置后各工序用时进行预计及比对分析。取得的主要成果和结论如下:建立了掘进迎头长距离空顶区顶板的薄板力学模型,推导了薄板模型的挠度w、应力及掘进迎头极限空顶距表达公式,并以顶板拉破坏准则为依据确定了掘进迎头理论上的极限空顶距为5.7m。帮部煤岩体强度对迎头空顶区顶板稳定性分析结果表明:帮部较大的支护强度会减小塑性区的演化范围,有效缩减帮部对顶板的有效支撑跨度,提高掘进迎头空顶区顶板结构的稳定性。采用FLAC3D数值模拟方法得到了掘进迎头空顶距、埋深、侧压系数及巷帮煤岩比例对空顶区围岩稳定性的影响规律:掘进迎头空顶距对空顶区巷道围岩稳定性影响较为显着,当空顶距大于4.0m后,巷道顶底板及帮部变形量陡然加剧;不同埋深及侧压系数下,空顶区围岩变形规律大致相同,顶底板及帮部围岩随着滞后排距的增大呈现先增大后减小的变化趋势;随着巷帮煤岩比例的增大,空顶区巷道帮部围岩变形程度越大,越容易引起巷道其它部位围岩的变形破坏。采用钛合金和玻璃钢单体支柱等材料设计制作了一种新型“大循环组合梁式”临时支护装置,并结合巷道围岩分类结果和现场掘进实况进行了基本参数设计及现场掘进迎头3.2m空顶距预留设计。与此同时,基于原巷道掘进施工工序用时数据,对采用新型临时支护装置后各施工工序用时进行预计和分析。结果表明,采用新型“大循环组合梁式”临时支护装置后巷道掘进速度比原方式提高近50%。
吕文浩[5](2020)在《城郊煤矿21106超采长综采安全高效开采技术及应用》文中提出随着煤矿开采机械化装备及生产技术进步,回采工作面走向与倾向长度均呈现增大趋势,这不仅提高了煤炭开采效率,亦提高了煤炭回采率。在充分考虑工程地质特征、设备选型及其适用性、回采率等因素下,城郊煤矿创新性提出了超采长(超采长和大推进度)安全高效开采的设计理念,并在2116综采面进行了工业性试验研究。该设计方法不仅可以降低城郊煤矿深部开采复杂地质条件下巷道掘进率和工人劳动率,亦减少了综采工作面搬家倒面次数,并进一步提高了资源回收率,进而实现了矿井安全高效发展。论文主要工作及研究成果如下:(1)创新发展了城郊煤矿深部开采复杂地质、高应力等条件下采煤工作面设计理念。根据城郊矿煤层赋存工程地质特征,先后实践了单工作面布置方式(采长180m,第一代)、“背拉”工作面布置方式(采长240m,第二代,已淘汰)、大采长工作面布置(采长300m,第三代)和超采长工作面布置方式(采长360m,第四代);提出了“一面三巷”回采巷道布置方式,显着提升了煤炭回采效率和工作面安全开采水平。(2)形成了城郊煤矿深部开采超采长综采面开采关键技术体系。理论计算研究了超采长工作面顶板来压步距、超前支承压力等分布规律,探讨了超采长工作面在城郊煤矿的适用性及其存在的技术难点。在此基础上,提出了超采长工作面的方案设计与关键技术措施,形成了城郊煤矿深部开采超采长开采的关键技术体系。(3)建立了城郊煤矿深部开采超采长工作面回采巷道稳定性控制技术体系。结合城郊煤矿深部开采强矿压显现特征,提出了预裂爆破切顶技术,并结合锚杆(索)群连锁锚固技术等关键技术,提高了巷道围岩锚固强度、刚度、承载能力和抗变形能力,确保了“一面三巷”布置下巷道围岩稳定控制;(4)优化了工作面“三机”协调运行、智能化控制等关键技术之间的协调配合,实现了城郊煤矿深部开采大采长综采面采煤、运输、通风等工序之间的协同高效运行。不仅提高了煤炭回采效率,亦缩短了巷道掘进和瓦斯治理时间,有效解决了采掘失调等技术难题。工业性试验表明:通过布置超采长工作面,不仅可以提高煤炭回采效率及回收率,亦达到了减员增效和减员增安的效果,形成了城郊煤矿深部开采超采长综采高效开采关键技术体系,取得了显着的技术经济效益。本论文有图幅32,表12个,参考文献92
赵明洲[6](2020)在《赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术》文中认为随着煤炭的高强度和大规模开采,煤巷的年消耗量逐渐增加,掘进速度远落后于回采速度的现状致使矿井采掘关系空前紧张。支护作为煤巷掘进的主要工序之一,其参数的合理选择是保证复合顶板煤巷掘进施工安全和提高掘进速度的重要前提。在煤巷综掘施工过程中,滞后支护距离过大易发生空顶区顶板冒顶,距离过小将增加掘进循环次数,进而降低掘进速度。此外,永久支护强度不足易引发事故,而提高支护强度往往会增加支护用时,降低开机率,进而限制掘进速度的提升。因此,如何设计出合理的支护参数及其施工工序,在保证施工安全的前提下,最大限度地提高煤巷掘进速度,已成为煤矿生产过程中亟待解决的难题。本文以赵庄矿53122回风巷为工程背景,综合采用现场调研、数值模拟、实验室试验、理论分析和现场工程试验等方法,分别对复合顶板煤巷综掘速度制约因素、煤巷围岩地质力学特性、综掘煤巷复合顶板稳定性渐次演化规律及其影响因素、空顶区和支护区复合顶板变形破坏机制等方面开展了系统研究,揭示了综掘煤巷空顶区及支护区复合顶板的稳定性机理,进而提出了综掘煤巷复合顶板安全控制技术,并在复合顶板煤巷进行了综掘实践,主要成果如下:(1)通过对《赵庄矿复合顶板煤巷综掘速度制约因素调查问卷》进行因子分析,获得了复合顶板煤巷综掘速度的制约因素。影响赵庄矿复合顶板煤巷综掘速度的因素主要包括5个方面:围岩安全控制技术因子、工程地质环境因子、掘进装备因子、职工素质因子和施工管理因子。(2)深入分析了煤巷综掘施工过程中复合顶板稳定性渐次演化规律及其影响因素,揭示了综掘煤巷不同空间区域复合顶板稳定性机理。综掘煤巷复合顶板的应力、变形及塑性破坏沿巷道轴向方向及顶板纵深方向均呈渐次演化特征,尤其是综掘工作面空顶区和支护区顶板的浅部岩层,应力显着降低,承载能力急剧下降,变形逐渐增大。围岩条件、掘进参数和巷道支护对综掘煤巷支护区和空顶区复合顶板稳定性影响规律表明,空顶区和支护区顶板的下沉量:随煤巷埋深和侧压系数的增大而增大;随顶板岩层分层厚度的增大呈非线性减小;随煤巷掘进宽度的增大而增大,且增幅呈非线性降低特征;随巷高的增大呈非线性增大;随综掘速度的提升而减小;随掘进循环步距的增大而增大;随滞后支护距离的增大而增大,空顶区顶板比支护区顶板对滞后支护距离更敏感,且垂直最大位移及其位置跟滞后支护距离密切相关;支护强度对支护区顶板的影响程度明显高于其对空顶区顶板的影响程度。(3)构建了空顶区及支护区复合顶板的力学模型,分析了空顶区及支护区复合顶板的变形破坏特征及稳定性影响因素,进一步揭示了空顶区和支护区复合顶板的变形破坏机制。建立了复合顶板一边简支三边固支的薄板力学模型,运用弹性力学理论求解出空顶区复合顶板任一点的挠度与应力公式;失去下方煤体支撑的空顶区复合顶板在水平应力及岩层自重的复合作用下率先产生挠曲下沉,进而产生层间离层和剪切错动,随着挠曲变形的进一步增大,空顶区顶板下表面产生较大拉应力,四周边缘产生较大的剪切作用力,当拉应力或剪应力超过顶板岩层的极限强度时,顶板将发生失稳。根据空顶区顶板下表面应力值,依据拉应力破坏准则确定出赵庄矿综掘煤巷极限空顶距不超过4.64m;空顶距随巷宽和上覆载荷的增大而减小,空顶距随空顶区顶板岩层厚度的增加而增大。构建了综掘煤巷支护区锚固复合顶板的弹性地基梁力学模型,得出支护区顶板的挠度分布基本特征;系统研究了埋深、垂直应力集中系数、顶板岩层的杨氏模量、巷帮煤体的杨氏模量、巷帮基础厚度、巷道掘进宽度对支护区顶板弯曲变形的影响规律。支护区锚固复合顶板在上覆岩层压力、岩层自重及高水平应力的复合作用下产生弯曲变形,层间离层及剪切错动使复合顶板锚固岩梁的连续性和完整性遭到破坏,在拉应力和剪应力复合作用下将发生失稳。(4)提出了以预应力锚杆和锚索为支护主体的复合顶板“梁-拱”承载结构耦合支护技术及其分步支护技术。分析了围岩防控对策对煤巷综掘速度的影响原因:(1)未能弄清煤巷综掘工作面空顶区顶板的稳定机理,盲目地通过缩短空顶距离的方式来防范空顶区顶板失稳,使掘进循环次数增多,掘进机组进退更加频繁。(2)对综掘煤巷复合顶板稳定空间演化规律及锚固顶板变形失稳机理的研究不够深入,为了使顶板得到稳定控制,在掘进时强调支护的一次性和高强性,从而导致支护工序耗时长,掘进机的开机率较低。(3)悬臂式掘进机配合液压锚杆钻车完成掘进工作时,受二者频繁交叉换位及允许同时支护作业的钻车数量限制影响,掘进循环作业时间延长。(4)对工程地质环境的掌控还不够精细化,全矿井所有回采巷道的掘进工作面均采用同一掘进(空顶距、循环步距)及支护(锚索间排距、支护流程)参数,而未能实时地根据工程地质环境的变化情况对其做出动态调整。在此基础上,提出了煤巷快速综掘复合顶板安全控制思路。复合顶板中安装预应力锚杆后,既可以发挥锚杆的“销钉”作用,又可以增大层面间的摩擦力,从而增强复合顶板的抗剪能力;经预应力锚杆加固与支护后,一定锚固范围内形成的压应力改善了顶板的应力状态,顶板强度得到大幅提高,承载能力将明显增强;锚索既可以将深部稳定岩层与浅部锚杆支护形成的组合梁承载结构连接起来形成厚度更大承载能力更强的顶板组合承载结构,又能增大岩层间的剪切阻抗,有效控制顶板离层,增强复合顶板岩层的连续性,提高复合顶板的整体稳定性;随着锚索锚杆预紧力的加大,复合顶板中压应力的叠加程度逐渐增高,有助于顶板形成刚度更大的承载结构。随着锚索锚杆布设间距的减小,支护应力场的叠加程度将逐步增强,然而,过小的间距虽然形成的承载结构刚度变大,但承载结构范围将有所减小;随着锚索长度的增加,顶板中压应力范围在沿顶板高度方向上不断增大的同时有效支护应力不断降低。煤巷复合顶板天然承载结构平衡拱的形成使其拱内自稳能力不足的岩层成为顶板稳定性控制的重点,同时由于煤巷复合顶板具有逐层渐次垮冒的工程特点,所以,增强拱内岩层的自稳能力并充分调动天然承载结构的承载能力使其相互作用是保持复合顶板稳定的关键,基于此,提出以预应力锚杆和锚索为支护主体的“梁-拱”承载结构耦合支护技术;同时,基于综掘煤巷具有显着的开挖面空间效应,充分利用围岩的自承能力,提出了煤巷快速综掘分步支护技术。(5)基于复合顶板“梁-拱”承载结构耦合支护技术及综掘煤巷分步支护技术,选取典型煤巷为试验巷道,开展复合顶板煤巷综掘的现场试验,取得了良好的应用效果。结合赵庄矿综掘施工条件及53122回风巷工程地质条件,充分发挥预应力锚杆和锚索的支护特性,以构建煤巷复合顶板的“梁-拱”承载结构为出发点,制定了及时安全支护和滞后稳定支护方案,在此基础上优化了综掘工艺流程和施工组织管理。试验结果表明,煤巷围岩保持稳定的同时,综掘速度由9.6m/d提高至12m/d,增幅达25%。
蔡明华[7](2019)在《凉水井煤矿薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数及开采设备选型研究》文中进行了进一步梳理本文针对凉水井煤矿薄煤层坚硬顶板生产地质条件,综合运用理论计算、数值模拟和现场试验的方法,对431301工作面沿空留巷应力分布规律、围岩变形特征以及切顶卸压关键参数等进行了深入研究,提出薄煤层坚硬顶板切顶卸压沿空留巷围岩控制技术,并确定了431301工作面开采设备选型配套。主要研究成果如下:(1)通过建立沿空留巷数值计算模型,分析了不同巷旁充填体宽度、高水材料水灰比条件下巷道围岩演化规律,最终确定了合理的薄煤层沿空留巷巷旁和巷内加强支护参数。(2)分析了薄煤层坚硬顶板沿空留巷切顶卸压作用机理和影响因素,在此基础上借助理论计算和现场试验确定了切顶卸压关键参数,即炮孔仰角、深度、封孔长度、间距以及装药结构等参数。(3)根据工作面设备选型原则,利用理论计算和数值模拟,确定了431301工作面液压支架、刮板输送机和采煤机型号,同时为提高智能化水平,在液压支架、刮板输送机和采煤机上分别安装了智能控制系统。该论文有图47幅,表9个,参考文献81篇。
周波[8](2018)在《大柳塔煤矿活鸡兔井巷道掘进工作面施工方法研究》文中研究表明井下巷道掘进技术对煤矿开采效率与生产安全性有重要影响。煤矿井下巷道的高效快速掘进是提升煤矿生产效率的重要手段。随着经济发展对煤炭需求量的不断增长,提高煤矿井下巷道的掘进速度、开采效率和质量,是煤矿企业急需解决的现实问题。本文对活鸡兔井巷道掘进工作面施工方法进行了研究,取得如下成果:(1)对大柳塔煤矿活鸡兔井巷道地面相对位置及地质情况进行了分析,了解了地面相对位置及邻近采区开采情况、煤层赋存特征及地质构造、水文地质,发现存在的问题及注意事项。(2)确定了大柳塔煤矿活鸡兔井巷道布置及支护设计方法,包括明确了工作面位置及巷道用途,计算出了工程量及开竣工时间,确定了巷道布置方法,确定了支护设计方法、支护工艺及技术要求,确定了矿压观测方法。(3)确定了工程施工方法及工艺,包括确定了施工方法(工作面主要设备技术特征,巷道掘进顺序)和掘进工艺(落煤工序、装煤工序、运煤工序)。(4)确定了工作面12大生产系统布置方法。(5)确定了工作面煤质指标及煤质保证措施,确定了劳动组织设置方法,计算出了工作面主要技术经济指标。大柳塔煤矿活鸡兔井巷道掘进工作面施工方法是利用一台特殊设备同时完成巷道掘进和巷道支护工作,同时配备相应的运输系统,实现了将巷道掘进、锚杆支护和煤流连续运输结合在一起的目的,同时也实现了巷道掘进与锚杆支护的平行作业,具有顶板支护快捷、井巷规格标准高、一次掘进+支护成巷速度快的优点,很好地实现了井巷快速、安全和质优的掘进要求。
王晓明[9](2015)在《特大断面综放开切眼复合锚索桁架主动控制研究》文中认为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。
周连清[10](2014)在《大断面煤巷快速掘进关键性技术研究与应用》文中研究表明随着现代化高产高效矿井的快速建设,采掘巷道逐渐向大断面、深部化发展,伴随而来的是复杂的地质条件,比如高围岩应力和较差的围岩稳定性都严重影响了巷道的掘进速度,这就进一步加剧矿井采掘接续紧张局面。而煤巷快速掘进技术的应用可在很大程度上帮助矿井克服不利因素,提高掘进速度。大断面煤巷快速掘进主要是通过对影响快速掘进的因素进行综合分析,找到关键影响因子,在保证安全高效掘进的前提下寻求解决办法,比如:选择适宜的支护参数、最优的掘进设备、配套设备的优化、努力提高施工环境、降低施工成本等,使得煤矿生产系统顺利衔接。如此以来,埋深大、地质条件复杂的大断面煤巷快速掘进成为首要解决的工程问题。本文以乌海利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽为工程背景,为了解决矿井日益紧张的采掘接替,提高巷道掘进速度,对施工中巷道断面大、围岩应力高、顶板软弱夹层等阻碍安全高效掘进的工程问题采取系统综合的方法进行研究。首先以工作面地质资料和回风顺槽实际维护效果为依据,采用FLAC3D数值模拟软件,对掘进巷道锚杆长度、锚杆间排距、锚索间排距等支护参数进行模拟,通过对相应应力分布图、位移图、围岩附加应力场、塑性区分布图的对比分析提出一套相应的支护参数和支护方案,结合理论分析和工程实践等综合研究方法对这套方案进行优化。同时提出滞后迎头一段距离的弱化支护技术,选择主要区域优先支护,剩余锚杆滞后支护,大大提高支护效率。综合考虑地质条件、掘进工艺、施工组织、掘进设备多方面因素,通过改进施工工艺、优化劳动组织、设备更新换代、健全后勤保障等方法,有条不紊的提高工序之间的交叉作业,很大程度上加快掘进速度。通过现场工业性试验,系统分析观测数据,及时对支护参数做出相应调整,不断优化支护方案,保证巷道的支护效果,对于矿井的正常采掘接替做出了重大贡献。
二、刨煤机工作面大断面顺槽锚杆锚索支护技术(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、刨煤机工作面大断面顺槽锚杆锚索支护技术(论文提纲范文)
(1)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 |
(2)霄云煤矿胶带顺槽护巷煤柱宽度优化设计与施工管理(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 课题的提出及研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 研究内容及方法 |
2 工程地质条件及煤柱优化设计 |
2.1 矿井概况 |
2.2 1314工作面概况 |
2.3 1314工作面原有煤柱留设方案 |
2.4 1314工作面原有煤柱留设方案问题分析 |
2.5 霄云煤矿胶带顺槽护巷煤柱合理尺寸确定 |
2.6 本章小结 |
3 霄云煤矿1314工作面护巷煤柱经济效益预判及管理决策 |
3.1 经济效益预判 |
3.2 1314工作面管理决策 |
3.3 本章小结 |
4 霄云煤矿1314工作面护巷煤柱优化施工管理 |
4.1 霄云煤矿1314工作面护巷煤柱优化技术措施 |
4.2 霄云煤矿1314工作面护巷煤柱优化施工管理 |
4.3 霄云煤矿1314工作面护巷煤柱优化煤柱稳定性监测 |
4.4 本章小结 |
5 霄云煤矿1314工作面护巷优化煤柱效益分析 |
5.1 霄云煤矿1314工作面优化煤柱安全效益分析 |
5.2 霄云煤矿1314工作面优化煤柱经济效益分析 |
6 结论与展望 |
6.1 主要结论 |
6.2 展望 |
参考文献 |
致谢 |
(3)煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 选题背景及研究意义 |
1.1.1 选题背景 |
1.1.2 研究意义 |
1.2 国内外研究及发展现状 |
1.2.1 巷道锚杆(索)支护研究现状 |
1.2.2 巷道快速掘进研究现状 |
1.3 研究内容及方法 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 技术路线 |
2 煤巷锚杆(索)分次支护技术的提出 |
2.1 围岩变形破坏类型及机理 |
2.1.1 拉裂破坏 |
2.1.2 剪切破坏 |
2.1.3 巷道围岩失稳力学机理分析 |
2.2 掘进巷道开挖面的时空效应 |
2.2.1 物理效应 |
2.2.2 力学效应 |
2.2.3 围岩变形的时间效应 |
2.3 时空效应下巷道围岩纵向变形分析 |
2.4 煤巷锚杆(索)分次支护技术 |
2.5 小结 |
3 巷道锚杆(索)分次支护力学计算分析 |
3.1 力学模型建立与分析 |
3.2 巷道开挖时空效应及参数分析 |
3.2.1 时空效应分析 |
3.2.2 参数分析 |
3.2.3 算例验证计算分析 |
3.3 巷道掘进时围岩应力分析 |
3.3.1 围岩释放应力 |
3.3.2 掘进巷道分次支护设计 |
3.3.3 巷道分次支护时间关系 |
3.4 锚杆(索)分次支护设计思路 |
3.5 小结 |
4 柠条塔S12001辅运顺槽分次支护设计及效果评价 |
4.1 工程概况 |
4.1.1 地质条件 |
4.1.2 水文条件 |
4.1.3 瓦斯煤层自燃、煤尘爆炸性及其他地质情况 |
4.1.4 煤层顶底板性质 |
4.2 巷道锚杆(索)分次支护方案设计 |
4.2.1 现有巷道锚杆支护设计方案 |
4.2.2 锚杆(索)分次支护设计方案 |
4.2.3 分次支护时机分析 |
4.3 S12001辅运顺槽分次支护施工及效果分析 |
4.3.1 巷道掘进方式 |
4.3.2 分次支护工艺 |
4.3.3 分次支护效果模拟分析 |
4.4 现场监测方案及结果 |
4.4.1 监测方案 |
4.4.2 监测结果及分析 |
4.4.3 分次支护经济效益分析 |
4.5 小结 |
5 结论与展望 |
5.1 结论 |
5.2 展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(4)党家河矿半煤岩巷掘进迎头长距离临时支护技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
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 掘进工作面迎头空顶区围岩稳定性研究 |
1.2.2 掘进工作面迎头空顶区围岩控制技术 |
1.3 存在问题 |
1.4 研究内容及方法 |
1.5 技术路线 |
2 工程概况 |
2.1 矿井地质概况 |
2.2 掘进工作面概况 |
2.2.1 掘进工作面设备及施工工艺 |
2.2.2 掘进工作面原支护方式 |
2.3 影响巷道掘进速度的因素分析 |
2.4 巷道围岩力学性质 |
2.4.1 试样与设备 |
2.4.2 煤(岩)样物理力学测试结果 |
2.4.3 岩体质量评价 |
2.5 本章小结 |
3 掘进迎头长距离空顶区围岩稳定性分析 |
3.1 掘进迎头空顶区顶板结构及力学模型 |
3.1.1 空顶区顶板挠度的求解 |
3.1.2 极限空顶距确定 |
3.2 巷帮支护强度对空顶区顶板稳定性的影响 |
3.3 本章小结 |
4 掘进迎头长距离空顶区围岩稳定性数值模拟分析 |
4.1 FLAC3D软件介绍 |
4.2 数值模型的建立 |
4.2.1 模型本构及参数赋值 |
4.2.2 数值模拟方案 |
4.3 掘进迎头空顶区围岩稳定性影响规律分析 |
4.3.1 掘进迎头空顶距 |
4.3.2 地应力 |
4.3.3 巷帮煤岩比例 |
4.4 本章小结 |
5 掘进巷道迎头段围岩控制方案 |
5.1 掘进迎头长距离临时支护区控制技术 |
5.1.1 临时支护参数设计 |
5.1.2 高强低密度临时支护装置设计 |
5.2 穿管后段永久支护区围岩控制技术 |
5.2.1 锚(杆)索支护参数理论计算 |
5.2.2 锚(杆)索支护参数模拟分析 |
5.3 本章小结 |
6 工业性应用设计 |
6.1 掘进迎头段的支护参数设计 |
6.1.1 试验巷道地质概况 |
6.1.2 临时支护距离及装置使用排距设计 |
6.1.3 永久支护参数设计 |
6.2 长距离临时支护装置使用的施工工序 |
6.2.1 施工工序及工艺流程 |
6.2.2 掘进施工工序用时预计及分析 |
6.3 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 不足与展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(5)城郊煤矿21106超采长综采安全高效开采技术及应用(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究目的与意义 |
1.2 国内外研究进展 |
1.3 研究内容与方法 |
2 工程地质概况 |
2.1 矿井概述 |
2.2 地质开采概况 |
2.3 巷道布置方式(Roadway arrangement) |
2.4 深部开采围岩稳定性控制技术 |
2.5 本章小结 |
3 城郊煤矿深部开采大采长综采面关键技术 |
3.1 城郊煤矿工作面布置方式 |
3.2 超采长工作面开采方案设计 |
3.3 超采长工作面回采巷道稳定性控制技术 |
3.4 小结 |
4 工程应用效果 |
4.1 矿压显现特征 |
4.2 技术经济效益分析 |
4.3 小结 |
5 结论及展望 |
5.1 结论 |
5.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(6)赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术(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 锚杆支护技术发展与支护理论研究现状 |
1.2.2 煤巷复合顶板变形机理及其控制研究现状 |
1.2.3 煤巷掘进工作面围岩稳定性研究现状 |
1.2.4 煤巷综掘技术及其应用现状 |
1.2.5 存在的主要问题 |
1.3 研究内容与研究方法 |
1.3.1 主要研究内容 |
1.3.2 研究方法与技术路线 |
2 煤巷围岩地质力学特性及综掘速度制约因素 |
2.1 赵庄矿工程地质环境 |
2.1.1 工程地质条件 |
2.1.2 地应力场分布规律 |
2.2 煤巷围岩力学特性测试 |
2.2.1 围岩矿物成分测试 |
2.2.2 围岩基本物理力学参数测定 |
2.3 煤巷顶板结构特征探测 |
2.3.1 煤巷复合顶板基本特征及分类 |
2.3.2 煤巷顶板内部结构探测 |
2.4 复合顶板煤巷综掘施工现状 |
2.4.1 煤巷综掘施工方案 |
2.4.2 煤巷综掘速度现状 |
2.5 复合顶板煤巷综掘速度制约因素 |
2.5.1 复合顶板煤巷综掘速度制约因素的基本构成 |
2.5.2 复合顶板煤巷综掘速度制约因素因子分析 |
2.5.3 复合顶板煤巷快速综掘的实施途径分析 |
2.6 本章小结 |
3 综掘煤巷复合顶板稳定性演化规律及其影响因素 |
3.1 煤巷综掘工艺及空间区划 |
3.1.1 煤巷综掘工艺描述 |
3.1.2 综掘煤巷空间区划 |
3.2 综掘煤巷复合顶板稳定性演化规律 |
3.2.1 综掘煤巷数值计算模型 |
3.2.2 顶板应力渐次演化规律 |
3.2.3 顶板变形动态演化规律 |
3.2.4 顶板塑性区演化规律 |
3.3 综掘煤巷复合顶板稳定性影响因素分析 |
3.3.1 综掘煤巷复合顶板稳定性影响因素分类 |
3.3.2 围岩条件对顶板稳定性的影响规律 |
3.3.3 掘进参数对顶板稳定性的影响规律 |
3.3.4 巷道支护对顶板稳定性的影响规律 |
3.4 本章小结 |
4 综掘煤巷复合顶板变形破坏机制研究 |
4.1 综掘煤巷空顶区复合顶板变形破坏机制 |
4.1.1 薄板小挠度弯曲基本理论 |
4.1.2 空顶区复合顶板变形规律 |
4.1.3 空顶区复合顶板变形破坏机制 |
4.2 空顶距的确定及其影响因素分析 |
4.2.1 综掘煤巷空顶距的确定 |
4.2.2 空顶距影响因素敏感性分析 |
4.3 综掘煤巷支护区复合顶板变形破坏机制 |
4.3.1 煤巷复合顶板变形破坏基本特征 |
4.3.2 支护区复合顶板弯曲变形规律 |
4.3.3 支护区复合顶板变形破坏机制 |
4.4 本章小结 |
5 综掘煤巷复合顶板安全控制技术研究 |
5.1 综掘煤巷复合顶板安全控制思路 |
5.1.1 围岩防控对策对煤巷掘进速度的影响 |
5.1.2 快速综掘煤巷复合顶板安全控制思路 |
5.2 锚杆(索)对复合顶板的作用效应分析 |
5.2.1 锚杆对复合顶板的控制作用 |
5.2.2 锚索对复合顶板的控制作用 |
5.2.3 锚杆(索)支护关键影响因素分析 |
5.3 综掘煤巷复合顶板安全控制技术 |
5.3.1 复合顶板“梁-拱”承载结构耦合支护技术 |
5.3.2 综掘煤巷复合顶板分步支护技术 |
5.4 本章小结 |
6 现场工程试验 |
6.1 综掘煤巷工程地质条件 |
6.2 复合顶板煤巷综掘施工方案优化 |
6.2.1 综掘煤巷支护方案优化 |
6.2.2 煤巷综掘工艺流程优化 |
6.2.3 煤巷综掘施工组织优化 |
6.3 复合顶板煤巷综掘试验效果分析 |
6.4 本章小结 |
7 结论及展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(7)凉水井煤矿薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数及开采设备选型研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 项目背景及研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 主要研究内容 |
1.4 研究方法 |
2 431301 工作面生产地质条件 |
2.1 矿井概况 |
2.2 地质力学评估 |
3 薄煤层沿空留巷关键支护参数研究 |
3.1 巷旁充填体作用机理 |
3.2 薄煤层沿空留巷巷旁支护参数 |
3.3 薄煤层沿空留巷巷内加强支护参数 |
3.4 本章小结 |
4 薄煤层沿空留巷切顶卸压关键参数研究 |
4.1 切顶卸压机理及影响因素分析 |
4.2 切顶卸压关键参数的确定 |
4.3 切顶卸压实验方案 |
4.4 切顶卸压参数汇总 |
4.5 本章小结 |
5 431301 工作面主要设备选型 |
5.1 各设备研究原则 |
5.2 液压支架的选型 |
5.3 采煤机的选型 |
5.4 刮板输送机的选型 |
5.5 本章小结 |
6 结论 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(8)大柳塔煤矿活鸡兔井巷道掘进工作面施工方法研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 国内研究现状 |
1.2.2 国外研究现状 |
1.3 研究方法与目的 |
1.4 研究思路与内容 |
2 巷道地面相对位置及地质情况 |
2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况 |
2.2 煤层赋存特征及地质构造 |
2.2.1 煤层赋存特征 |
2.2.2 地质构造 |
2.3 水文地质 |
2.4 存在的问题及注意事项 |
2.5 本章小结 |
3 巷道布置及支护设计方法 |
3.1 工作面名称、位置及巷道用途 |
3.2 工程量及开竣工时间 |
3.2.1 工程量 |
3.2.2 开竣工时间 |
3.3 巷道布置 |
3.4 支护设计 |
3.4.1 巷道支护形式选择 |
3.4.2 支护参数设计 |
3.4.3 支护参数校核 |
3.5 支护工艺及技术要求 |
3.5.1 支护工艺 |
3.5.2 具体要求 |
3.6 矿压观测 |
3.6.1 设备安装要求 |
3.6.2 管理要求 |
3.7 本章小结 |
4 工作面工程施工方法及工艺设计 |
4.1 施工方法 |
4.1.1 设备技术特征 |
4.1.2 工作面巷道掘进顺序安排 |
4.2 掘进工艺设计 |
4.2.1 落煤工序 |
4.2.2 装煤工序 |
4.2.3 运煤工序 |
4.2.4 清煤工序 |
4.2.5 支护工序及控顶距具体要求 |
4.2.6 各工序配合 |
4.2.7 掘进顺序 |
4.2.8 其它工作安排 |
4.2.9 工作面循环作业方式 |
4.3 本章小结 |
5 工作面生产系统布置方法 |
5.1 运输系统布置方法 |
5.1.1 主要运输系统 |
5.1.2 辅助运输系统(运料、行人) |
5.2 井下通风系统布置方法 |
5.2.1 井下工作面通风方式 |
5.2.2 工作面通风路线 |
5.2.3 风量计算 |
5.2.4 局部通风机选型 |
5.2.5 确定系统供风量 |
5.2.6 风筒出风口的最大距离 |
5.2.7 工作面防爆车允许台数 |
5.3 供电系统布置方法 |
5.3.1 供电概述 |
5.3.2 供电系统 |
5.4 供水、防尘系统布置方法 |
5.4.1 供水系统 |
5.4.2 防尘系统 |
5.5 防灭火系统布置方法 |
5.5.1 灭火系统 |
5.5.2 预防外因火灾 |
5.5.3 预防内因火灾 |
5.6 排水系统布置方法 |
5.6.1 排水设施的选择 |
5.6.2 排水设施的设置要求 |
5.6.3 排水系统 |
5.7 照明及通讯系统布置方法 |
5.7.1 照明系统 |
5.7.2 通讯及控制系统 |
5.8 监测监控系统布置方法 |
5.8.1 安全监测系统概述 |
5.8.2 监测系统以及监测设备 |
5.8.3 安全监测安全技术措施 |
5.9 人员定位系统布置方法 |
5.9.1 系统概况 |
5.9.2 人员定位分站安装位置及要求 |
5.9.3 人员定位系统的维护 |
5.9.4 定位仪使用说明及安全注意事项 |
5.10 压风自救系统布置方法 |
5.10.1 系统概况 |
5.10.2 压风自救装置及管路安装管理要求 |
5.10.3 压风自救装置相关参数 |
5.10.4 压风自救系统的使用及安全注意事项 |
5.11 供水施救系统布置方法 |
5.11.1 供水设施的设置要求 |
5.11.2 供水施救系统 |
5.11.3 日常检查与维护标准 |
5.12 本章小结 |
6 工作面煤质管理与主要经济技术指标 |
6.1 煤质指标及煤质保证措施 |
6.1.1 煤质指标 |
6.1.2 煤质保证措施 |
6.2 劳动组织 |
6.3 工作面主要技术经济指标 |
6.4 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 结论 |
7.2 展望 |
参考文献 |
致谢 |
(9)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 |
(10)大断面煤巷快速掘进关键性技术研究与应用(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 研究背景和意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 煤巷快速掘进机械化工艺研究现状 |
1.2.2 大断面软岩巷道快速掘进施工方法研究现状 |
1.2.3 煤矿巷道的发展趋势 |
1.3 论文研究的主要内容 |
1.4 技术路线图 |
2 试验巷道复杂地质条件特征研究 |
2.1 利民煤矿简介 |
2.2 利民煤矿Ⅱ011603工作面运输顺槽地质概况 |
2.2.1 地面位置及煤层赋存特征 |
2.2.2 其它地质构造 |
2.3 巷道地质条件概述 |
2.4 本章小结 |
3 大断面巷道支护参数模拟分析 |
3.1 模型的建立 |
3.1.1 工程地质概况 |
3.1.2 模型的设计原则 |
3.1.3 计算几何模型的确定 |
3.2 锚杆支护参数理论分析和数值模拟 |
3.2.1 锚杆最佳直径的确定 |
3.2.2 锚杆最佳长度的确定 |
3.2.3 不同锚杆支护密度的锚固效果分析 |
3.2.4 锚索支护参数的确定 |
3.3 从岩层结构特征的角度模拟分析最终支护方案 |
3.4 支护方案的确定 |
3.4.1 锚固体的性能分析 |
3.4.2 最终支护参数确定 |
3.5 本章小结 |
4 快速掘进施工工艺优化设计 |
4.1 影响快速掘进的因素 |
4.1.1 地质条件 |
4.1.2 掘进设备及其配套装备 |
4.1.3 掘进施工工艺 |
4.1.4 队伍素质和施工组织管理 |
4.1.5 掘进支护失调 |
4.2 快速掘进施工优化 |
4.2.1 掘进设备及其配套装备优化研究 |
4.2.2 掘进施工工艺优化 |
4.3 本章小节 |
5 快速掘进管理保障机制 |
5.1 施工质量管理 |
5.1.1 支护质量技术标准 |
5.1.2 顶板管理技术 |
5.2 机电设备保证体系 |
5.3 本章小节 |
6 掘进巷道现场试验 |
6.1 Ⅱ011603工作面巷道支护技术 |
6.2 巷道围岩稳定性控制 |
6.3 试验巷道现场观测 |
6.3.1 观测方案 |
6.3.2 表面位移观测分析 |
6.3.3 顶板离层观测分析 |
6.3.4 锚杆载荷观测分析 |
6.3.5 锚索抗拔力和螺母扭矩观测分析 |
6.4 本章小节 |
结论 |
参考文献 |
在学研究成果 |
致谢 |
四、刨煤机工作面大断面顺槽锚杆锚索支护技术(论文参考文献)
- [1]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)
- [2]霄云煤矿胶带顺槽护巷煤柱宽度优化设计与施工管理[D]. 王建. 山东科技大学, 2020(04)
- [3]煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究[D]. 王彬. 西安科技大学, 2020(01)
- [4]党家河矿半煤岩巷掘进迎头长距离临时支护技术研究[D]. 李杰. 河南理工大学, 2020(01)
- [5]城郊煤矿21106超采长综采安全高效开采技术及应用[D]. 吕文浩. 中国矿业大学, 2020(03)
- [6]赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术[D]. 赵明洲. 中国矿业大学(北京), 2020(01)
- [7]凉水井煤矿薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数及开采设备选型研究[D]. 蔡明华. 中国矿业大学, 2019(04)
- [8]大柳塔煤矿活鸡兔井巷道掘进工作面施工方法研究[D]. 周波. 西安建筑科技大学, 2018(06)
- [9]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)
- [10]大断面煤巷快速掘进关键性技术研究与应用[D]. 周连清. 内蒙古科技大学, 2014(03)