煤巷锚网梁支护的推广应用

煤巷锚网梁支护的推广应用

一、锚、网、梁支护在煤巷中的推广应用(论文文献综述)

康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威[1](2022)在《无煤柱开采围岩控制技术及应用》文中提出我国煤矿无煤柱开采技术研究与应用已有60多年。综合分析了沿空留巷、沿空掘巷、跨巷开采及采空区布置巷道等无煤柱开采方法及适用条件、围岩控制取得的研究成果。在沿空留巷方面的主要内容为:不同开采系统的沿空留巷类型、围岩变形与破坏特征;沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系;沿空留巷巷内基本支护、巷内加强支护、巷旁支护形式及支护性能;爆破与水力压裂围岩卸压机理及技术;沿空留巷断面优化及维护时间控制;沿空留巷支护设计原则及沿空留巷安全技术。在沿空掘巷方面,论述沿空掘巷的类型及小煤柱尺寸设计方法,分析沿空掘巷围岩结构特征、围岩变形的主要影响因素及沿空掘巷围岩控制技术。介绍跨巷无煤柱开采的类型,分析巷道与采煤工作面底板的垂直距离、工作面边界至巷道的水平距离等参数对跨采巷道围岩变形的影响。论述在采空区布置巷道的方式:在采空区形成巷道和掘进巷道,分析采空区巷道的应力环境及施工存在的难点。介绍陕西何家塔煤矿支卸组合泵充混凝土支柱沿空留巷、山西野川煤矿泵充钢筋混凝土墙与水平长钻孔水力压裂卸压沿空留巷围岩控制2个应用实例,分析沿空留巷围岩变形控制效果。最后,提出无煤柱开采方法及围岩控制技术的改进意见与发展方向。

王宇[2](2021)在《深井沿空掘巷围岩变形机理及控制技术研究》文中认为随着我国浅部煤炭资源的日益枯竭,矿井采深逐渐增加,围岩表现出明显的流变大变形状态,为维持煤柱稳定性,深井沿空掘巷煤柱宽度也随之增加,使沿空掘巷被迫布置在采动应力增高区内,支护问题日益突出。本文以顾桥矿1126(1)轨顺为研究背景,通过理论分析、数值模拟、相似材料试验以及现场监测等方法,对沿空掘巷在侧采、掘进及回采过程中的围岩应力、裂隙及变形时空演化规律进行了研究,得出如下结论:(1)建立侧向采动情况下煤体力学模型,据此求解了侧向采动应力分布方程与塑性区发育深度,并对煤体应力分布力学模型的各影响因素进行分析,并进一步拓展建立超前采动下工作面受力的力学模型,求解了 1126(1)工作面应力分布方程与沿空掘巷塑性区发育深度。(2)通过数值模拟研究可知,深井沿空掘巷围岩塑性区及应力分布呈明显的非对称性,沿空煤柱侧围岩破坏程度大于实体煤侧,围岩变形破坏程度:顶板>实体煤>煤柱>底板。对巷道顶板及两帮支护加固后,沿空掘巷围岩塑性区及应力分布的非对称性降低,顶板及两帮变形破坏程度下降,但由于底板未进行支护,更多变性能经由底板释放,底鼓量反而有所增加,此时围岩变形破坏程度:底板>顶板>实体煤>煤柱。工作面回采阶段,充分采动时沿空掘巷超前采动影响范围约为60 m,实体煤受超前采动影响大于煤柱,巷道围岩塑性区及应力分布非对称性增大。(3)由相似材料模拟试验发现,相邻工作面回采后,四周煤岩体出现整体下沉,底板已经出现较大范围裂隙,围岩完整性被破坏,采空区底板臌起,采空区顶板边缘出现悬臂梁结构,沿空掘巷围岩最大垂直应力位于煤柱上方悬臂梁结构内。沿空掘巷开掘后,随着模型围压的增加,巷道两帮围岩嵌入底板,巷道底板相对上升,悬臂梁结构出现裂隙并逐渐发育,最终致使悬臂梁结构消失,沿空掘巷围岩最大垂直应力由煤柱上方转移至实体煤下方。(4)针对顾桥矿1126(1)轨顺沿空掘巷的工程条件及应力分布特点,分析了沿空掘巷围岩稳定性影响因素,认为1126(1)轨顺底臌是由高地应力、侧向采动、围岩岩性差和地应力方向等多重因素耦合导致的,提出以锚网索为主的非对称支护方案,补加帮部锚索,加强煤柱侧巷道支护。通过对1126(1)轨顺变形观测数据分析得出,设计巷道支护方案在掘进阶段能够有效控制巷道变形,但由于底板岩性差且未支护,巷道底臌较为严重,应及时卧底。本工作面回采阶段,超前支护影响范围在59.5~66.2m,因此应该在工作面前方70 m前及时进行超前支护,确保工作面安全生产。本文研究成果揭示了顾桥煤矿深井沿空掘巷的围岩应力、变形及塑性区时空演化规律,为此类巷道的支护问题提供了理论与技术参考,保障了 1126(1)工作面采掘工作安全高效进行。图61表10参93

张晓[3](2021)在《浅埋煤层支卸组合沿空留巷围岩控制机理及技术》文中研究表明本文以陕西省何家塔煤矿为工程背景,综合利用理论分析、相似模拟、数值模拟、现场实测等多种手段,研究了“支—卸”组合沿空留巷技术在浅埋煤层中的围岩控制机理及应用。模拟了浅埋煤层沿空留巷顶板活动规律及围岩变形特征,建立了沿空留巷顶板结构力学模型,计算得出了顶板不同运动时期的巷旁支护阻力计算公式,阐明了水力压裂卸压机理,提出了巷旁支护系统刚度的协调关系,巷内支护与巷旁支护的协同作用关系,提出了“支—卸”组合沿空留巷技术并进行了井下试验,主要成果如下:(1)利用实验室三维相似模拟、UDEC和FLAC3D数值模拟软件模拟了浅埋煤层覆岩活动规律及围岩破坏特征,得出了不同时期顶板活动特征,得到了巷道实体煤侧塑性区范围2.2m,基本顶悬臂长度15m。(2)建立了沿空留巷顶板力学模型,计算得出直接顶运动阶段巷旁支护阻力表达式,以及基本顶运动阶段给定变形及限定变形条件下巷旁支护阻力的表达式。(3)阐明了水力压裂卸压机理,分析了水力压裂对直接顶及基本顶形态的影响,计算得到了水力压裂对直接顶运动阶段巷旁支护阻力以及基本顶运动阶段给定变形及限定变形条件下巷旁支护阻力大小的影响。(4)推导了“顶板—混凝土支柱—底板”组成的巷旁支护系统刚度及混凝土支柱变形量表达式,分析了系统刚度及混凝土支柱变形量的影响因素,得到了顶板、混凝土支柱以及底板的协调关系。(5)分析了锚杆(索)对围岩的支护作用,计算得出了巷内支护对巷旁支护阻力大小的影响,分析了巷内支护与巷旁支护的协同关系。(6)开发了“支—卸”组合沿空留巷控制技术,包括水力压裂卸压技术、巷内高强锚杆锚索支护、巷旁混凝土支柱支护、巷内单元支架加强支护。(7)“支—卸”组合沿空留巷围岩控制技术在何家塔煤矿进行井下试验,留巷巷道顶板最大下沉量40mm,基本无底鼓,留巷效果良好。

谢正正[4](2020)在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中指出随着国家煤炭开采重心向资源禀赋好、开采条件好的西部地区转移,这一地区深部开采已成必然趋势。基于工程因素的考虑,煤巷高度一般小于工作面采高,造成煤岩复合顶板巷道在我国西部,尤其是鄂尔多斯地区越来越常见。由于深部煤层强度低、节理发育,造成煤层碎胀变形严重,顶煤易与直接顶产生离层变形,且煤帮易发生大范围劈裂破坏,给巷道维控带来极大困难。与此同时,西部地区采煤装备的迅速发展全面推进了综采技术的进度,而对应的综掘技术发展相对滞后,采掘接续高度紧张,再次加重了煤巷的控制难度。所以煤岩复合顶板巷道控制难度大、掘进效率低的问题一直困扰着西部地区矿井的安全高效生产,研究深部巷道煤岩复合顶板变形破坏机理及高效控制技术,对破解围岩控制和掘进效率相制约的难题具有重大意义。本文主要以西部地区葫芦素煤矿煤岩复合顶板巷道为工程背景,针对巷道安全性差和支护效率低的科学问题,采用现场实测、实验室实验、数值计算、理论分析、相似模拟、材料研发和现场试验相结合的研究方法,多角度分析了煤岩复合顶板分层渐进垮冒规律,揭示了煤岩复合顶板厚层跨界锚固机理,阐明了复合顶板厚层锚固系统承载和破坏机制,创新了煤岩复合顶板跨界长锚固柔化结构,取得如下主要研究成果:(1)揭示了煤岩复合顶板巷道变形破坏特征。通过现场测试分析,最大水平主应力高达22.33 MPa,煤层和直接顶孔裂隙发育,尤其是煤层分布着大量横纵交错的微裂隙,造成煤体和直接顶抗压强度仅为10.8 MPa和32.1 MPa,是煤岩复合顶板离层破坏的内在原因;巷道跨度为5.4 m、锚杆初锚力仅为26 k N,锚杆锚固深度为2.1 m,无法遏制巷道围岩的初始变形和后期持续变形,是煤岩复合顶板巷道变形失稳的外在原因。(2)阐明了煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程。由实验室实验分析,随着煤样高度增加,组合试样应变增高区范围越大,发生局部应变突变的可能越大,使得试样的力学性能参数越小。能量耗散过程证明了能量演化以弹性应变能为主,占总能量的81%~98.3%,当超过峰值强度这一关键节点后,煤样弹性应变能迅速释放,促使岩样在交界面萌生裂隙,并进一步引起裂隙的扩展与贯通,造成组合试样的拉剪破坏。解析了巷道开挖释放的弹性变形能是浅部顶煤变形与裂隙发育的主要因素,及时强力支护可使微裂隙重新闭实,遏制消耗能的增加,恢复巷道围岩相对的能量平衡。(3)发现了应力释放过程中煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律。由离散元模拟分析,随着应力逐渐释放,煤岩复合顶板变形呈阶段性渐进增长,顶煤最先离层断裂,后引起直接顶分层破坏,顶板最终呈“三角”型整体垮冒,揭示了顶煤是诱发围岩发生整体性变形和渐进失稳的主要因素,指出了抑制顶煤裂隙扩展与贯通是控制煤岩复合顶板渐进破坏的关键;同时阐明了围岩变形量和顶板裂隙数量与煤层厚度具有较强的正相关,顶煤厚度变厚加大了巷道的控制难度。(4)解析了煤岩复合顶板厚层跨界锚固原理。根据模拟计算分析,锚杆长度的增加根本上改变了顶板变形方式,由大范围“三角”型断裂式下沉变为小范围“圆弧”型均匀式下沉;同时缩小了裂隙扩展范围,由广泛分布在锚杆锚固区内外,再到最深分布在锚杆端头区域,最后仅存在于锚杆锚固区浅部;揭示了锚杆端头损伤区随着锚杆长度增加发生上移并渐进弱化的厚层跨界锚固原理。(5)研发了顶板厚层锚固系统并提出了跨界长锚固技术。根据理论分析,利用长锚杆在顶板构建水平、垂直方向上均能实现应力连续传递的厚层稳态岩梁,这是厚层锚固系统的内涵,具有抗弯刚度大、裂隙化程度低和锚杆支护效率高的特点;验证了厚层跨界锚固下强力护表可有效抑制张拉裂隙的数量,由占比34.9%降低至20.5%,顶板应力实现连续化传递,同时缓解作用到煤帮的压力,双向优化顶帮控制,有利于巷道长期稳定。(6)确定了煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制。由相似模拟分析,高预应力柔性长锚杆构建了高强度和高刚度的顶板厚层锚固结构,充分调动顶板更深处围岩参与承载,降低了顶板应力释放幅度,提高了巷道抗变形能力;锚杆初始预紧力越高,锚杆反应越灵敏,对围岩的支护作用越及时,进而抑制裂隙的扩展。经冲击动载实验表明,顶板薄层锚固结构被强动载瞬间冲垮,呈整体“刀切”型破坏,而厚层锚固结构具有较强的抗冲击特性,其巷帮先被冲垮带动顶板发生“扇形”整体性下沉,围岩完整性得到有效保持,确保了煤巷的安全。(7)研制了不受巷高限制且实现旋转式快速安装的柔性锚杆。经多工况实验分析,确定了影响柔性锚杆力学性能的锁紧套管参数,锚杆峰值力超过330 k N,延伸率达到5%,具有良好的承载能力和延展性能;揭示了柔性锚杆在长期载荷和循环载荷作用下的力学特征和破坏机制,验证了柔性锚杆在不同淋水环境、不同安装角度等特殊井下环境的可靠性,并在三种复杂条件巷道中进行了推广应用。(8)在葫芦素和门克庆煤矿两个典型煤岩复合顶板巷道中开展厚层锚固系统的工程验证,巷道掘进速度提高了60%,尤其是门克庆煤矿,创下了深井大断面煤岩复合顶板巷道单巷单排单循环月进1040 m的掘进纪录;同时,显着提升了巷道控制效果,将顶板裂隙降至0.8 m以内,煤帮变形也得到根本改善,为类似条件巷道的推广应用提供了有力参考。该论文有图159幅,表28个,参考文献175篇。

何东升[5](2020)在《城郊矿高应力煤巷掘锚护一体化快速掘进支护技术研究》文中研究表明随着浅部炭资源减少,城郊煤矿开采深度越来越大,最大开采深度已经超过900m。深部开采具有高地压、高地温、强开采扰动严重等特征,造成深井巷道变形严重。深井高应力煤巷快速掘进与稳定支护是制约煤矿安全高效生产的重要问题。本文以城郊矿二水平西翼回风大巷为工程背景,综合运用原位探测、实验测试、理论分析、数值模拟与现场试验等方法,围绕高应力煤巷掘锚护一体化快速掘进技术进行了研究,主要取得以下研究成果:(1)在城郊矿二水平西翼回风大巷取样,通过实验室煤岩矿物组分与力学特性测试得到了煤岩物理学参数;现场钻孔窥视探测了巷道围岩裂隙分布范围,揭示了巷道围岩裂隙发育特征。利用理论分析、数值模拟计算等方式,综合考虑应力分布、巷道断面利用率、掘进难易程度等因素比较了5种不同巷道断面形状的特点,确定矩形为合理巷道断面形状,计算得出巷道断面最佳宽高比为1.5,巷道断面净尺寸为宽×高=4.8 m×3.2 m。(2)建立了高应力煤巷围岩支护结构模型,使用FLAC3D软件数值模拟了不同断面形状巷道围岩应力分布、变形破坏特征,对比分析了不同预应力锚杆(索)形成的应力分布和围岩变形规律,确定采用“锚网带+锚索梁”的巷道联合支护方式,顶锚杆采用Ф22×2500mm型高强锚杆、间排距750×700 mm,顶锚索采用Ф21.6×8200 mm钢绞线。(3)根据掘锚护一体机结构特点,分析了顶板侧帮补打锚杆的支护设计,当提高锚杆预应力与预紧扭矩有利于提高锚杆主动支护作用,设计顶板高强锚杆扭矩不低于200 N·m,帮部高强锚杆扭矩不低于150 N·m;根据现场掘进支护各工序存在问题,提出了工序优化设计方案,通过改进施工顺序、施工方式、工作人员交接等环节,现场试验掘进速度提高了31.7%。(4)在城郊矿开展了深井高应力巷道表面变形监测、深部位移监测、锚杆(索)受力监测,监测结果表明:顶板离层量最大为36 mm,帮部位移量最大为120 mm,底鼓量100mm。根据煤巷围岩变形特征,设计了矩形巷道两帮外倾一定角度的微梯形巷道断面形式,提出了支护优化设计方案,将顶板四根锚索的中间两根锚索变为锚杆、巷道中心锚杆变为锚索,并将帮部两侧靠近底板处两根锚杆向下倾斜15°布置,现场应用有效控制了高应力煤巷围岩变形。本论文由图69幅,表40个,参考文献87篇。

胡晓开[6](2020)在《矿山工程巷道围岩锚拉支架支护设计及试验研究》文中研究表明近年来,我国矿山工程多采用井工开采方式,矩形巷道以其空间利用率高、开挖和支护方便及利于回采工作面的快速推进等优势,得到广泛使用。随着开采实践的增多和理论研究的深入,锚杆支护理论取得了长足的发展。锚拉支架是从锚杆支护发展而来,可以改善顶板的应力状态,提高巷道顶板的稳定性,降低巷道支护成本提高经济效益。但是现有的设计方法存在一定的缺陷,限制了其工程实践应用。本文以柠条塔S1231辅运顺槽为工程依托,采用理论分析、数值模拟和工业性试验相结合的方法进行锚拉支架支护参数设计,分析围岩的稳定性并对支护效果进行评价。本文主要得到如下结论:(1)锚拉支架是倾斜锚杆和水平拉杆经支座连接构成的巷道顶板支护系统,其相当于对巷道顶板进行外加固,有利于和顶板岩石共同构成锚拉支架支护结构,加强巷道顶板刚度。(2)分析了锚拉支架支护类型及其作用受力机理,根据锚拉支架支护结构的特点和作用机理建立力学模型。采用经典的矿压理论和结构整体计算的方法对不同形式的锚拉支架结构进行计算,根据巷道顶板加固岩石梁不发生剪切破坏,确定岩石梁的最小加固厚度。根据巷道顶板岩石梁不发生受拉破坏,确定锚拉支架水平拉杆的配置,推导出锚拉支架结构加固厚度和水平拉杆预紧力的理论表达式。(3)建立锚拉支架支护巷道顶板稳定性判别标准,以不设中间锚杆的单式锚拉支架支护结构为例,分析了巷道顶板加固岩石梁厚度和水平拉杆预紧力的影响因素,得到水平拉杆预紧力与巷道跨度、巷道高度、围岩粘聚力和容重成正比例关系,与顶板加固岩石梁截面高度和巷道围岩内摩擦角成反比例关系。(4)根据提出的设计方法对柠条塔S1231工作面辅运顺槽进行了锚拉支架支护方案设计。建立了锚拉支架和传统锚杆支护巷道的数值计算模型,选取工业性试验段进行锚拉支架支护试验,监测巷道断面收敛量。根据数值模拟与现场实测结果对比分析得到,采用设置中间锚杆的单式锚拉支架和复式锚拉支架支护方案进行支护的巷道断面收敛量均处于合理范围内,巷道围岩稳定性能满足安全生产要求。

王帅[7](2020)在《扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验》文中认为煤巷钻孔围岩强度低、锚固性能差,单一正常锚固很难提供较大的锚固力,导致树脂锚杆滑移失效现象严重,制约着煤矿安全高效开采。查阅大量文献得知,煤巷中树脂锚杆滑移失效的主要原因是钻孔围岩软弱、裂隙发育承受能力较差、锚固剂与钻孔围岩之间粘结能力差、抗剪能力弱等原因。针对上述问题,论文采用理论分析、室内试验、数值模拟以及现场试验的方法,给出一种防止锚杆滑移失效的方法——扩底补填。扩底补填是对锚杆孔底部进行倒楔形扩孔,之后在保留原有锚杆孔的条件下对扩孔部分进行补填。扩底补填改善了锚固段钻孔围岩的物理力学性质,增加了锚固剂与钻孔围岩之间的锚固界面粘结能力,是一种可以提高煤体锚固力的技术方法。论文通过理论分析扩底补填锚固在扩孔过程中的力学计算公式,建立了扩底补填锚固的力学分析模型,从理论上解释了扩底补填增加树脂锚杆锚固力的可行性。室内试验结果显示,正常锚固的极限承受力为18.7KN,一倍扩底补填的极限承受力为17.41KN增幅-6.9%;二倍扩底补填锚固的极限承受力为19.56KN,增幅4.6%;三倍扩底补填的极限承受力为35.1KN,增幅87.7%;四倍扩底补填的极限承受力为43.47KN,增幅132.5%;五倍扩底补填的极限承受力为52.1KN,增幅178%。拉拔结果显示五倍扩底补填锚固的锚固性能最好,其最大锚固力最大。数值模拟试验模拟正常锚固和八组不同倍数的扩底补填锚固的锚杆拉拔试验,结果表明:五倍扩底补填锚固及以下扩孔底补填锚固的轴向力变化趋势相同,增幅变化情况基本相似。五倍及以上的扩底补填锚固的拉拔力变化较小,增幅曲线接近水平;各部件位移的总体变化趋势随着扩孔倍数的增加而降低;五倍及以上扩底补填锚固,相同部件应力云图变化情况类似,与正常锚固相比应力增幅曲线几乎呈现水平变化。综合分析扩底补填锚固时现场扩孔作业量、补填作业量以及可行性等实际情况分析,认为五倍扩底补填锚固综合效果最好。现场试验结果表明,五倍扩底补填锚网支护的巷道顶板变形总量和变形速度均小于两组正常支护的巷道顶板变形总量。对防止树脂锚杆滑移失效现象效果显着。

杨亚威[8](2020)在《多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究》文中进行了进一步梳理永聚煤业10#煤层顶板为坚硬的石灰岩,顶板岩层内存在大量孔洞,局部存在软泥入侵,采煤工作面回撤期间撤架通道数次出现冒顶、压架事故,造成很大的经济损失且存在安全隐患,永聚煤业10#煤层大断面回撤通道的支护在其它矿区开采过程中均没有可借鉴的经验,为避免工作面装备搬撤期间发生压架、漏顶等事故影响矿井安全生产,需要对该问题进行系统研究。本文以永聚煤业10#煤层综采工作面大断面回撤通道为工程背景,通过实地调研、理论分析、数值计算、数值模拟及现场工程实践等方法,系统研究了多孔洞复合顶板条件下大断面回撤通道的变形破坏规律,揭示围岩失稳变形的机理,据此提出以保证顶板整体性、完整性为核心的支护理念,设计以高强预应力锚杆、中空注浆锚索、单体柱+π型梁为主导的围岩控制技术,主要得到以下成果:多孔洞复合顶板回撤通道围岩典型破坏特征为:顶板表面岩层坚硬且裂隙发育破碎,冒顶事故频发,顶板大面积冒顶或沿煤帮切落式垮落造成压架事故;帮部煤体松软破碎,片帮明显。通过顶板钻孔窥视表明:顶板岩层0~4 m内,裂隙发育,存在轻微离层;顶板岩层4~8 m内溶洞发育,存在大量孔洞,岩体节理、裂隙充分发育,强度低,松散破碎;深度8 m及以上顶板岩层,岩体坚硬完整。永聚煤业10#煤层顶板岩层4~8 m内岩石质量指标(RQD值)约为深度8m以上岩层的三分之一,约为深度0~4 m岩层的二分之一,且该区域岩样的抗压强度、抗拉强度均明显低于0~4 m和8~13 m范围内的岩样,孔洞发育导致岩体的完整性、连续性、整体性大幅度降低。永聚煤业10#煤层回撤通道顶板悬臂梁长度11.3 m,顶板不稳定岩层的深度小于12 m,回撤通道顶板支护的对象为均厚12.79 m的石灰岩基本顶。石灰岩内孔洞发育区存在多个孔洞和多组结构面,使该区域岩体的强度、自稳及承载能力大幅度降低。初步提出孔洞发育顶板回撤通道围岩失稳机理:回撤通道开挖后,顶板浅部岩层裂隙延展发育,孔洞发育区内节理、裂隙扩展发育,进一步增大顶板不稳定岩层的深度,顶板完整性、整体性不断降低,孔洞发育区岩层易出现较大离层,逐渐发展为冒顶或大面积切落式垮落,造成压架事故。采用FLAC3D数值模拟软件模拟分析孔洞发育对回撤通道围岩稳定性的影响,结果表明,顶板孔洞发育层位越浅,对于巷道围岩稳定性影响越大;孔洞分布层位上部岩层和下部岩层相向移动,孔洞围岩受剪破坏明显;孔洞分布密度越大,顶板塑性破坏越严重,表面位移量越大,当孔洞体积达到整个孔洞发育区的25%后,顶板沿煤壁附近发生切落式垮落,回撤通道围岩整体失稳,充分说明了孔洞发育是导致回撤通道围岩难以控制的关键因素,验证了回撤通道顶板失稳破坏机理。根据多孔洞复合顶板的破坏特性,将顶板岩层分为裂隙破碎区、孔洞发育区、坚硬自稳区,并提出以保证顶板的完整性、整体性为核心的多级支护技术,分析永聚煤业回撤通道现有支护存在的问题,结合具体的工程实例,设计以高强预应力锚杆、中空注浆锚索、单体柱+π型梁为主导的多层级围岩控制技术方案,分析探讨锚杆锚索预应力、长度等对支护效果的影响,选择恰当的支护理论确定锚杆、锚索支护的具体参数。现场应用期间进行实地调研和矿压监测,结果表明,新方案充分调动深部稳定岩层的承载能力,深部岩层和浅部岩层组合为稳定承载结构,充分发挥围岩的自承和承载能力,有效控制顶板岩层的离层、相向移动及裂隙扩展发育,将巷道顶板下沉量控制在合理范围内,避免了顶板的非连续大变形及冒顶事故的发生,取得了良好的应用效果。研究成果具有重要的现实意义和深远的历史意义。

吕文浩[9](2020)在《城郊煤矿21106超采长综采安全高效开采技术及应用》文中认为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

单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟[10](2019)在《国内外煤巷支护技术研究进展》文中研究说明简要总结我国煤巷支护领域现阶段的部分主要成果,同时阐述国外煤巷支护技术研究现状。国内煤巷支护技术近些年主要是围绕锚杆支护而开发的多种单一或组合支护系统,但是煤巷支护现场不断涌出了的新问题;国外煤巷支护系统具有多样性,为我国煤巷支护理论、装备及技术研究的进一步完善、多元化发展尤其是千米深井煤巷围岩控制带来了有益的启发。笔者综合采用理论分析、模型试验、数值模拟及现场试验等多种研究方法对煤巷支护深入研究,提出煤巷强帮强角支护理论与技术、纵向梁复合式支护技术、协同支护技术、抗剪锚管索支护技术,实现了真正意义上的"锚杆锚索一体化(协同)支护"。此外,基于研制的动压巷道物理模型试验装置,改进了煤巷支护模拟技术,然后讨论了每项技术的创新点、适用条件及意义、存在的不足及改进方向。最后,基于上述研究成果,提出了我国煤巷支护技术发展趋势与建议,未来煤巷支护将采用多种主动支护工艺相结合或主被动支护相结合等多元化方法,并逐步向智能支护方向发展。

二、锚、网、梁支护在煤巷中的推广应用(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、锚、网、梁支护在煤巷中的推广应用(论文提纲范文)

(1)无煤柱开采围岩控制技术及应用(论文提纲范文)

1 沿空留巷
    1.1 不同开采系统的沿空留巷类型
    1.2 沿空留巷围岩变形与破坏特征
    1.3 沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系
    1.4 沿空留巷围岩控制技术
        1.4.1 巷内基本支护
        1.4.2 巷内加强支护
        1.4.3 巷旁支护
        1.4.4 围岩卸压
        1.4.5 沿空留巷断面优化及维护时间控制
        1.4.6 二次沿空留巷
        1.4.7 沿空留巷围岩控制原则
    1.5 沿空留巷安全技术
2 沿空掘巷
    2.1 沿空掘巷类型
    2.2 沿空掘巷围岩变形破坏特征及影响因素
        2.2.1 沿空掘巷围岩结构及变形特征
        2.2.2 沿空掘巷围岩变形影响因素
    2.3 沿空掘巷围岩控制技术
3 其他无煤柱开采方法
    3.1 跨巷无煤柱开采
    3.2 采空区形成和掘进巷道
4 无煤柱开采实例分析
    4.1 陕西何家塔煤矿沿空留巷实例分析
        4.1.1 巷道地质与生产条件
        4.1.2 沿空留巷围岩控制技术
        4.1.3 矿压监测及试验效果分析
    4.2 山西晋城野川煤矿沿空留巷实例分析
        4.2.1 巷道地质与生产条件
        4.2.2 沿空留巷围岩控制技术
        4.2.3 矿压监测及试验效果分析
5 结语与展望

(2)深井沿空掘巷围岩变形机理及控制技术研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
1 绪论
    1.1 课题研究的背景和意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 深井巷道围岩控制研究现状
        1.2.2 沿空掘巷围岩控制研究现状
        1.2.3 目前存在问题
    1.3 本文主要研究内容及技术路线
        1.3.1 本文主要研究内容
        1.3.2 本文研究技术路线
2 沿空掘巷围岩变形破坏及应力演化规律研究
    2.1 工程概况
    2.2 侧采阶段沿空掘巷围岩变形破坏及应力演化研究
        2.2.1 侧向采动模型建立及求解
        2.2.2 采动应力影响因素分析
    2.3 回采阶段沿空掘巷围岩变形破坏及应力演化研究
        2.3.1 超前采动模型建立及求解
        2.3.2 模型结果修正
    2.4 本章小结
3 深井沿空掘巷围岩变形机理数值模拟研究
    3.1 侧采阶段1126(1)轨顺围岩变形数值模拟研究
        3.1.1 数值模型建立
        3.1.2 侧采阶段采空区围岩裂隙及应力演化
    3.2 掘进阶段1126(1)轨顺围岩变形数值模拟研究
        3.2.1 掘进期间沿空掘巷围岩应力场演化规律
        3.2.2 掘进期间沿空掘巷围岩塑性区演化规律
        3.2.3 掘进期间沿空掘巷围岩位移场演化规律
    3.3 回采阶段1126(1)轨顺围岩变形数值模拟研究
        3.3.1 1126(1)轨顺超前采动影响范围
        3.3.2 回采期间沿空掘巷围岩应力场演化规律
        3.3.3 回采期间沿空掘巷围岩裂隙场演化规律
        3.3.4 回采期间沿空掘巷围岩位移场演化规律
    3.4 本章小结
4 深井沿空掘巷围岩变形机理相似材料模拟研究
    4.1 相似模拟理论
    4.2 相似模拟试验方案设计
        4.2.1 试验内容
        4.2.2 试验设计
    4.3 试验结果分析
        4.3.1 沿空掘巷围岩裂隙场演化
        4.3.2 沿空掘巷围岩位移场演化
        4.3.3 沿空掘巷围岩应力场演化
    4.4 本章小结
5 1126(1)工作面轨顺支护设计及效果评价
    5.1 沿空掘巷围岩稳定性影响因素及支护对策
        5.1.1 1126(1)轨顺围岩稳定性的影响因素
        5.1.2 1126(1)轨顺支护对策
    5.2 1126(1)轨顺支护设计
        5.2.1 1126(1)轨顺支护参数选择
        5.2.2 1126(1)轨顺支护方案设计
    5.3 掘进期间沿空掘巷变形监测
        5.3.1 变形监测方案布置
        5.3.2 1126(1)轨顺围岩变形分析
    5.4 回采期间沿空掘巷变形监测
        5.4.1 变形监测方案布置
        5.4.2 回采期间1126(1)轨顺围岩变形分析
    5.5 本章小结
6 结论
    6.1 主要结论
    6.2 不足与展望
参考文献
致谢
作者简介及读研期间主要科研成果

(3)浅埋煤层支卸组合沿空留巷围岩控制机理及技术(论文提纲范文)

摘要
abstract
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 文献综述—国内外研究现状
        1.2.1 沿空留巷技术发展现状
        1.2.2 沿空留巷上覆岩层活动规律
        1.2.3 巷旁支护
        1.2.4 巷内支护
        1.2.5 巷道卸压技术
    1.3 存在的问题
    1.4 研究内容、研究方法及技术路线
        1.4.1 研究内容
        1.4.2 研究方法
        1.4.3 技术路线
2 浅埋煤层沿空留巷上覆岩层活动规律及围岩破坏特征
    2.1 地质条件
        2.1.1 矿井概况
        2.1.2 50108 工作面地质条件
        2.1.3 地应力测量
    2.2 浅埋煤层沿空留巷覆岩运动及围岩破坏相似模拟实验研究
        2.2.1 模型试验装置
        2.2.2 模型试验准备
        2.2.3 试验结果分析—首个工作面回采
        2.2.4 第二个工作面回采
    2.3 浅埋煤层沿空留巷覆岩运动及围岩破坏UDEC数值模拟研究
        2.3.1 模型建立
        2.3.2 模型物理力学参数
        2.3.3 模型边界条件
        2.3.4 模拟过程
        2.3.5 沿空留巷覆岩垮落特征及侧向支承压力场
        2.3.6 巷道围岩应力及破坏特征
    2.4 浅埋煤层沿空留巷围岩破坏FLAC3D数值模拟研究
        2.4.1 数值模型建立
        2.4.2 巷道开挖与支护模拟
        2.4.3 首个工作面回采与留巷模拟
        2.4.4 第二个工作面回采模拟
    2.5 本章小结
3 沿空留巷顶板力学模型及巷内巷旁支护协同作用分析
    3.1 沿空留巷不同时期顶板运动特征
        3.1.1 前期直接顶岩层运动
        3.1.2 基本顶岩层发生破断
        3.1.3 基本顶岩层回转下沉
        3.1.4 后期基本顶岩层趋于稳定
        3.1.5 巷旁支护体与顶板作用关系
    3.2 顶板力学模型
        3.2.1 基本顶的破坏特征
        3.2.2 关键块B力学参数
    3.3 巷旁支护阻力分析
        3.3.1 前期支护阻力分析
        3.3.2 后期支护阻力分析
    3.4 巷内支护巷旁支护协同作用机理
        3.4.1 锚杆(索)对巷道围岩支护作用分析
        3.4.2 巷内支护对巷旁支护阻力的影响
    3.5 本章小结
4 水力压裂卸压机理及对围岩变形破坏的影响
    4.1 水力压裂卸压机理
        4.1.1 水力压裂对直接顶形态及巷旁支护阻力的影响
        4.1.2 水力压裂对基本顶形态及巷旁支护阻力的影响
    4.2 水力压裂数值模拟分析
    4.3 本章小结
5 巷旁支护系统刚度协调性分析
    5.1 巷旁支护系统刚度影响因素分析
        5.1.1 巷旁支护系统刚度影响因素
        5.1.2 巷旁支护系统刚度与各影响因素的关系
    5.2 混凝土支柱变形量的影响因素分析
        5.2.1 混凝土支柱变形量影响因素
        5.2.2 混凝土支柱变形量与各影响因素的关系
    5.3 混凝土支柱刚度对围岩及支柱变形影响数值模拟分析
        5.3.1 混凝土支柱弹性模量对支柱变形量的影响
        5.3.2 混凝土支柱直径对支柱变形量的影响
    5.4 本章小结
6 “支卸”组合沿空留巷技术井下试验
    6.1 工作面布置
    6.2 “支卸组合”沿空留巷技术
        6.2.1 支护技术
        6.2.2 水力压裂卸压技术
        6.2.3 “支护—卸压”协同作用关系
    6.3 水力压裂现场试验
        6.3.1 压裂方案
        6.3.2 施工工艺
        6.3.3 水力压裂卸压效果分析
    6.4 “支卸”组合沿空留巷现场应用效果评价
        6.4.1 煤体应力分析
        6.4.2 单元支架受力分析
        6.4.3 混凝土支柱受力分析
        6.4.4 锚杆受力分析
        6.4.5 巷道围岩位移分析
        6.4.6 留巷效果
    6.5 本章小结
7 结论与展望
    7.1 主要结论
    7.2 创新点
    7.3 研究展望
参考文献
致谢
作者简历
学位论文数据集

(4)深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 主要研究内容与方法
    1.4 技术路线
2 煤岩复合顶板巷道变形破坏特征
    2.1 矿井概况
    2.2 21205 工作面运输巷概况
    2.3 地应力测试
    2.4 围岩物理力学性能测试
    2.5 煤岩样微观测试
    2.6 巷道变形特征及控制效果评价
    2.7 本章小结
3 煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程
    3.1 数字散斑相关测量方法
    3.2 实验方案及设备
    3.3 不同高比煤岩组合试样的力学特性
    3.4 不同高比煤岩组合试样的应变场演变规律
    3.5 不同高比煤岩组合试样的能量耗散规律
    3.6 本章小结
4 基于应力释放的煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律
    4.1 关键参数确定及数值模型建立
    4.2 无支护条件下巷道围岩位移场与裂隙场演化规律
    4.3 顶煤厚度对巷道围岩稳定性的影响规律
    4.4 煤岩复合顶板巷道的控制原则
    4.5 本章小结
5 煤岩复合顶板厚层跨界锚固机制
    5.1 锚固系统研发背景
    5.2 不同长度锚杆锚固区损伤演化规律
    5.3 顶板厚层跨界锚固原理及厚层锚固系统研发
    5.4 巷道支护系统设计及模拟分析
    5.5 本章小结
6 煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制
    6.1 相似模拟材料力学测试及参数确定
    6.2 相似模拟实验设计及模型建立
    6.3 围岩应力演化特征及巷道变形破坏规律
    6.4 顶板厚层锚固系统的抗冲击特性
    6.5 本章小结
7 跨界长锚固柔化结构设计及多工况力学性能分析
    7.1 长锚杆适用条件及新型柔性锚杆研发
    7.2 实验的设备、材料及方法
    7.3 柔性锚杆关键参数选择及拉伸力学性能研究
    7.4 长期荷载下柔性锚杆力学特性研究
    7.5 循环荷载下柔性锚杆力学特性研究
    7.6 柔性锚杆现场应用研究
    7.7 本章小结
8 工业性试验研究
    8.1 葫芦素煤矿21205 运输巷典型工程实例
    8.2 门克庆煤矿3108 运输巷典型工程案例
    8.3 本章小结
9 结论
    9.1 主要结论
    9.2 主要创新点
    9.3 研究展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(5)城郊矿高应力煤巷掘锚护一体化快速掘进支护技术研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 工程背景
    1.2 国内外研究现状
    1.3 研究内容、方法和路线
2 煤岩物理力学特性测试及围岩结构特征探测
    2.1 巷道地质工程背景
    2.2 煤岩物理力学特性测试分析
    2.3 岩石微观结构特征分析
    2.4 深部巷道地应力测试分析
    2.5 巷道围岩结构裂隙发育特征探测研究
    2.6 本章小结
3 掘锚护一体化煤巷合理断面形状与尺寸设计
    3.1 巷道断面形状合理设计
    3.2 巷道宽高比合理设计
    3.3 巷道断面合理尺寸确定
    3.4 本章小结
4 高应力煤巷围岩支护参数合理设计
    4.1 高应力煤巷围岩支护结构
    4.2 高应力煤巷围岩支护数值模拟
    4.3 煤巷合理支护参数设计
    4.4 煤巷支护参数数值模拟合理设计
    4.5 本章小结
5 掘锚护一体化煤巷掘进支护工艺优化
    5.1 支护材料力学特性改进设计
    5.2 掘锚护快速掘进技术设备应用
    5.3 掘进与支护工艺组织优化
    5.4 本章小结
6 高应力煤巷围岩变形规律及控制效果评价
    6.1 巷道围岩变形监测
    6.2 巷道围岩变形监测结果分析
    6.3 巷道围岩变形特征
    6.4 巷道围岩控制方案
    6.5 本章小结
7 结论
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(6)矿山工程巷道围岩锚拉支架支护设计及试验研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
        1.1.1 研究背景
        1.1.2 研究意义
    1.2 锚拉支架支护国内外研究现状及发展
        1.2.1 传统锚杆支护研究现状
        1.2.2 锚拉支架理论研究现状
        1.2.3 锚拉支架试验研究现状
        1.2.4 锚拉支架工程实践研究现状
        1.2.5 锚拉支架支护工程设计研究现状
    1.3 现有研究的不足
    1.4 论文主要研究内容与方法
        1.4.1 论文的研究内容
        1.4.2 论文研究的技术路线
2 矩形巷道锚拉支架支护技术分析
    2.1 矩形巷道顶板结构及破坏基本规律
        2.1.1 矩形巷道顶板结构
        2.1.2 拉裂破坏
        2.1.3 剪切破坏
        2.1.4 复合破坏
    2.2 矩形巷道顶板支护技术
    2.3 矩形巷道锚拉支架支护技术
        2.3.1 锚拉支架支护形式
        2.3.2 锚拉支架支护作用受力分析
    2.4 本章小结
3 锚拉支架支护巷道顶板稳定性分析
    3.1 锚拉支架支护顶板力学模型
        3.1.1 力学模型简化
        3.1.2 锚拉支架支护巷道顶板力学模型
    3.2 单式锚拉支架支护巷道顶板简支梁力学模型
        3.2.1 力学模型假设
        3.2.2 力学模型求解
        3.2.3 单式锚拉支架支护设计
        3.2.4 中间设置锚杆的锚拉支架支护设计
    3.3 复式锚拉支架支护巷道顶板简支梁力学模型
        3.3.1 力学模型假设
        3.3.2 力学模型求解
        3.3.3 锚拉支架支护下巷道顶板稳定性分析
    3.4 倾斜锚杆及支座设计
    3.5 锚拉支架结构体稳定性分析
        3.5.1 锚拉支架结构体稳定性定义
        3.5.2 巷道加固高度影响参数分析
        3.5.3 水平拉杆杆体拉力影响参数分析
    3.6 本章小结
4 锚拉支架支护设计与现场试验分析
    4.1 工程概况
        4.1.1 地质构造条件
        4.1.2 水文地质条件
        4.1.3 煤层顶底板性质
    4.2 柠条塔S1231综采工作面辅运巷道支护方案设计
        4.2.1 传统锚杆支护设计方案
        4.2.2 单式锚拉支架支护方案
        4.2.3 复式锚拉支架支护方案
    4.3 锚拉支架数值模拟分析
        4.3.1 数值模拟模型建立
        4.3.2 数值模拟结果分析
    4.4 试验方案及监测结果分析
        4.4.1 试验方案
        4.4.2 监测内容和方法
        4.4.3 监测结果分析
    4.5 本章小结
5 结论与展望
    5.1 主要结论
    5.2 展望
致谢
参考文献
附录 攻读硕士学位期间发表的论文及参加的科研实践项目
    攻读硕士期间发表的论文
    攻读硕士期间参与的科研实践项目

(7)扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验(论文提纲范文)

致谢
摘要
Abstract
1、绪论
    1.1 研究目的和意义
    1.2 国内外研究进展
        1.2.1 巷道支护研究进展
        1.2.2 煤巷支护研究现状
        1.2.3 锚杆支护研究现状
        1.2.4 锚杆扩孔技术研究现状
    1.3 煤巷锚杆支护存在问题
    1.4 创新点及技术路线
        1.4.1 创新点
        1.4.2 技术路线
2、扩底补填锚固力学分析及机理
    2.1 正常锚固系统失效的形式
    2.2 孔底扩孔原理及钻孔围岩力学分析
    2.3 两种锚固系统力学分析
        2.3.1 正常锚固系统力学分析
        2.3.2 扩底补填锚固系统力学分析
    2.4 本章小结
3、扩底补填室内试验
    3.1 扩底补填锚固与正常锚固试验对比
    3.2 室内试验设计
        3.2.1 相似材料配比确定
        3.2.2 试验方案
    3.3 试验结果对比分析
    3.4 锚杆受力形式变化对比
    3.5 本章小结
4、不同扩孔倍数的数值模拟试验
    4.1 软件确定
    4.2 模拟试验设计
    4.3 数值模拟轴向稳定力结果对比
    4.4 不同倍数的扩底补填锚固各部件位移结果对比
        4.4.1 补填体位移变化结果分析
        4.4.2 锚固剂位移变化结果分析
        4.4.3 围岩位移变化结果分析
    4.5 五倍以上扩底补填锚固与正常锚固模拟对比结果
    4.6 本章小结
5 现场试验
    5.1 工程概况
        5.1.1 试验巷道地质条件
        5.1.2 试验巷道支护技术与参数
    5.2 试验段选取及测站布置
        5.2.1 测站布置
        5.2.2 测试仪器及实现过程
    5.3 试验结果及分析
        5.3.1 巷道变形结果分析
        5.3.2 锚杆拉拔试验结果
    5.4 本章小结
6、结论与展望
    6.1 结论
    6.2 展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(8)多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
第一章 绪论
    1.1 问题的提出与研究意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 工作面回撤研究现状
        1.2.2 巷道顶板(围岩)变形破坏机理研究现状
        1.2.3 巷道围岩控制理论与技术研究现状
        1.2.4 回撤通道支护技术研究现状
    1.3 存在问题
    1.4 论文研究内容及研究方法
        1.4.1 本论文拟研究的主要内容
        1.4.2 主要研究方法
第二章 回撤通道围岩结构特征与破坏机理研究
    2.1 工程概况
        2.1.1 开采技术条件
        2.1.2 工作面回撤通道概况
        2.1.3 多孔洞复合顶板回撤通道围岩变形破坏特征
    2.2 孔洞性顶板原位特性研究
        2.2.1 顶板赋存状况
        2.2.2 顶板钻孔窥视
        2.2.3 地应力测试
        2.2.4 巷道围岩物理力学特性实验
    2.3 回撤通道覆岩结构与顶板破坏机理
        2.3.1 回撤通道覆岩垮落状态分析
        2.3.2 回撤通道顶板破坏状态
        2.3.3 回撤通道顶板破坏机理
        2.3.4 回撤通道覆岩结构
        2.3.5 回撤通道实体煤帮破坏机理
    2.4 小结
第三章 多孔洞复合顶板回撤通道围岩稳定性数值模拟研究
    3.1 数值模拟研究背景概述
    3.2 FLAC~(3D)数值模拟实验研究
        3.2.1 数值计算软件简介
        3.2.2 孔洞分布层位对回撤通道围岩稳定性分析
        3.2.3 孔洞发育密度对回撤通道围岩稳定性分析
    3.3 小结
第四章 多孔洞复合顶板回撤通道围岩控制技术研究
    4.1 多孔洞复合顶板回撤通道控制思路
        4.1.1 回撤通道支护存在的主要问题
        4.1.2 多孔洞复合顶板控制思路
        4.1.3 各种支护方式的作用
        4.1.4 多孔洞复合顶板回撤通道多层级支护技术
    4.2 影响回撤通道支护效果的主要因素
    4.3 回撤通道支护合理参数设计
        4.3.1 顶板锚杆支护
        4.3.2 顶板锚索支护
        4.3.3 帮部锚杆支护
    4.4 小结
第五章 多孔洞复合顶板回撤通道支护技术应用及效果分析
    5.1 工作面概况及支护方案
        5.1.1 末采工序
        5.1.2 回撤通道施工
    5.2 应用效果现场监测
        5.2.1 监测目的及内容
        5.2.2 巷道表面位移量监测
        5.2.3 巷道顶板离层监测
        5.2.4 锚杆锚索受力监测
        5.2.5 其它测试
    5.3 小结
第六章 结论及展望
    6.1 主要结论
    6.2 不足与展望
参考文献
攻读学位期间取得的科研成果
致谢

(9)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

四、锚、网、梁支护在煤巷中的推广应用(论文参考文献)

  • [1]无煤柱开采围岩控制技术及应用[J]. 康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威. 煤炭学报, 2022
  • [2]深井沿空掘巷围岩变形机理及控制技术研究[D]. 王宇. 安徽理工大学, 2021(02)
  • [3]浅埋煤层支卸组合沿空留巷围岩控制机理及技术[D]. 张晓. 煤炭科学研究总院, 2021(02)
  • [4]深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究[D]. 谢正正. 中国矿业大学, 2020
  • [5]城郊矿高应力煤巷掘锚护一体化快速掘进支护技术研究[D]. 何东升. 中国矿业大学, 2020
  • [6]矿山工程巷道围岩锚拉支架支护设计及试验研究[D]. 胡晓开. 西安科技大学, 2020(01)
  • [7]扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验[D]. 王帅. 河南理工大学, 2020(01)
  • [8]多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究[D]. 杨亚威. 太原理工大学, 2020(07)
  • [9]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)
  • [10]国内外煤巷支护技术研究进展[J]. 单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟. 岩石力学与工程学报, 2019(12)

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煤巷锚网梁支护的推广应用
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