一、锚网支护在综采工作面开切眼中的应用(论文文献综述)
宋有福,刘晨曦,芦兴东[1](2021)在《浅谈煤矿安撤人员的素质教育及安全管理》文中提出装备提升、工艺改进、条件变化对煤矿的安撤工作提出了新的要求。做好煤矿安撤工作人员的素质教育和安全管理对于适应新形势需要、建设安撤专业化队伍、安全质量标准化创建,有着现实的意义。
杨玉玉[2](2021)在《本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究》文中提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。
胡跃龙[3](2019)在《二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究》文中提出综采工作面开切眼是煤矿安全生产的重要组成部分,主要用于安装与工作面回采相关的设备。确保开切眼的稳定性及安全,对于综采工作面内的设备以及工作面的回采具有重要的意义。开切眼由于其断面跨度大,容易引发顶板冒落、帮部挤出、底板鼓出等问题,导致开切眼在服务期间需要多次重复维修,影响工作面的顺利回采、井下设备的正常工作和工作人员的安全。本文以南阳坡矿5#307盘区8702工作面大跨度开切眼为研究对象,采用现场地质调察、室内实验、理论分析与计算、数值模拟分析、现场监测和拟合分析,对宽9.30m(10.5m)、高3.80m的开切眼围岩应力、位移变化规律进行了研究。主要研究成果如下:(1)采用普氏平衡拱理论确定了开切眼松动围岩压力的大小;通过顶板岩梁结构力学分析确定了锚固岩梁的最小高度为3.15m,为方便综采设备安装最终取为3.8m。(2)通过无支护条件下FLAC3D数值模拟分析,可知无支护条件下开切眼变形量很大,单一支护无法控制围岩变形,需采用锚杆锚索金属网联合支护的形式;开切眼帮部变形量基本相等,帮部支护可以采用相同的支护参数进行布置;开切眼左帮顶板与开切眼右帮顶板变形量基本相同,顶板可采用相同的支护参数,且支护参数必须满足开切眼右帮顶板的要求;底板变形量很小,在实际支护方案中底板无需进行支护;在开切眼、刷扩开切眼四个角部出现应力集中等情况,在支护方案设计时,四个角部支护需打倾斜锚索(锚杆),包括顶板和帮部均需要打倾斜锚索(锚杆)。(3)通过现场监测分析可知,顶板离层量很小,满足工程安全的要求;监测的围岩表面位移收敛量与支护条件下数值模拟的变形量相差不大,支护达到预期效果;锚索轴力由于预紧力不同锚索轴力差别较大,但均小于锚索锚固力,支护结构仍具有一定的安全储备,支护方案能确保开切眼的稳定,保证综采工作面的顺利回采。(4)通过拟合分析可知,围岩位移量遵循曲线:y=A2+(A1-A2)/(1+e(x-x0)/dx),开切眼位移量呈“L”型分布,刷扩开切眼位移量呈“S”型分布。该论文有图90幅,表12个,参考文献70篇。
王伟光[4](2019)在《特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究》文中认为为解决特厚煤层大断面开切眼区域性锚固失效和顶煤离层错动导致的矿压控制难题,研发了能够有效提高锚固剂安装效率和锚固安全性的推引锚固装置,并结合锚索桁架复向控制机理和错称式布置方法,系统开展了特厚煤层大断面开切眼锚固安全性及支护可靠性研究。主要研究结论概述如下:(1)现场调研同忻矿8209工作面特厚煤层大断面开切眼锚固失效现状和离层错动现状,完成煤岩样采集测试及结果分析,得出:8209工作面3-5号煤基本质量分级为Ⅴ级,属于破碎煤层,极易发生离层和塌孔现象;顶板中粗砂岩基本质量分级为Ⅱ级,完整性较好,属于坚固稳定岩层;顶煤破碎是特厚煤层大断面开切眼锚固剂安装困难和锚固失效几率增大的主要原因。(2)研发了以推引底盘和U型卡夹为核心组件的推引锚固装置,阐明了其“推”与“引”同向叠加施力作用机制,明确了推引底盘防止锚固剂提前破损功能和U型卡夹推引导向功能,实验室开展不同厚度推引底盘力学性能测试,得出其合理取值范围为0.4~0.5mm。(3)对比分析了推引锚固和无约束推送两种安装工艺锚固剂钻孔内受力状态,得出推引锚固安装工艺推送力表达式:无约束推送安装工艺推送力表达式:推引锚固安装工艺,锚索推送力约等于锚固剂自重,明显小于传统无约束推送安装工艺锚索推送力。(4)设计了推引锚固离层和塌孔通过能力相似模拟实验方案,定量分析了推引锚固离层和塌孔通过能力:推引锚固能够显着提高锚固剂钻孔内刚度,减小推送阻力而增强通过能力,实验条件下推引锚固能够顺利通过300mm模拟离层间距,且具有一定的塌孔疏通能力。(5)针对特厚煤层大断面开切眼离层错动(铅垂离层和水平错动)变形破坏特征,采用能够同时提供铅垂预应力和水平预应力的锚索桁架结构进行复向主动支护,使得锚固岩梁中心轴下移,更大范围锚固体处于受压应力状态,提高了锚固体的自承能力和抗变形破坏能力。(6)采用预应力增量理论计算了锚索桁架支护条件下顶板反向挠度的变化规律,高预应力锚索桁架支护后顶板挠度有效降低,顶板下沉量计算公式为:锚索桁架支护,一方面锚固区岩层承受的力矩由于受锚索预应力的作用而降低,另一方面,由于锚索的锚固点不受顶板离层的影响,巷道肩窝位置锚索对锚固岩梁的作用力随着闭锁结构的加强而增大,从而进一步抵消了重力作用的力矩,降低了锚固岩梁的挠度。(7)建立了锚索桁架凹槽形支护结构模型,阐述了其强闭锁结构支护理论,力学计算得出桁架锚索拉应力计算式:衍架锚索初始预应力表达式:(8)针对特厚煤层大断面开切眼两次独立掘进容易导致掘进断面交界位置无支护、支护强度减弱或无法形成整体性连续支护结构的问题,提出了特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称式布置方法,此方法显着降低了两次掘巷的独立性,且有利于在两次掘巷交界线位置形成顶板连续承载结构,形成特厚煤层大断面开切眼的整体支护模式。(9)建立了特厚煤层大断面开切眼锚固支护FLAC3D数值计算模型,对锚索析架不同跨度、不同长度、不同倾角及不同孔口帮距条件下围岩应力场、位移场和塑性破坏区范围进行了多方案模拟计算,得到桁架锚索错称布置关键支护参数如下:桁架锚索跨度为2.1m,长度为9m,角度为10°。(10)建立特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型,其离散化处理后的表达式为:离散化处理使得“共因失效”计算模型具有统计学的内涵,工程实践中可通过现场拉拔试验定量计算系统失效概率。(11)以200kN为拉拔试验极限值,同忻矿50m试验段和50m非试验段锚索抽样拉拔“共因失效”计算结果为:试验段锚固支护98%可靠度比非试验段79%可靠度高出19个百分点,表明推引锚固和复向控制可有效提高特厚煤层大断面开切眼的支护可靠性。
吴昕[5](2015)在《采空区下综采工作面开切眼一次成巷支护技术》文中指出为实现采空区下戊9.10-19070开切眼一次成巷支护,采用弹塑性力学理论分析了开切眼顶板稳定性,通过模糊综合评判得出其围岩类别,从围岩应力、围岩强度、巷道支护及设备选型方面探讨了戊9.10-19070开切眼一次支护可行性,根据工程类比法确定了开切眼一次成巷支护方案,并对围岩变形进行了监测。研究结果表明:戊9.10-19070开切眼上覆戊8-19070采空区底板最大破坏深度为8 m,其煤层以上10 m顶板为完整岩层,开切眼围岩属Ⅲ类中等稳定,支护形式为锚网索;经分析确定戊9.10-19070开切眼一次支护是可行的,并确定了一次成巷支护具体支护参数和施工顺序;一次成巷支护后,开切眼顶板最大离层量21 mm,顶底板最大移近量170 mm,两帮最大移近量80 mm,实现了采空区下开切眼一次成巷支护,经济效益和社会效益明显。
张淼[6](2015)在《大倾角中厚煤层破碎顶板炮采转综采围岩稳定性研究》文中提出大倾角煤层因为其岩层结构的独特性,与缓倾斜近水平煤层不同,煤层开采有其特殊的岩层变化规律。大倾角破碎顶板采场,岩层节理裂隙发育较好,整体强度差,自稳能力低,在支护方面需要更多的应对。迄今为止,我国在大倾角煤层开采过程中的围岩控制、岩层运动规律、矿压显现规律等问题上进行了一定的理论和实验研究,取得了丰富的经验,但对大倾角破碎顶板炮采转综采的研究相对较少。因此开展本项目的研究有着重要的理论意义和工程应用价值。本文以唐家河煤矿大倾角中厚煤层破碎顶板1811工作面为研究背景,通过理论分析,数值模拟分析、现场实测数据分析等方法,对大倾角中厚煤层破碎顶板炮采转综采过程中初采期,转型期,综采期这三个时期中采场围岩活动情况,综采开切眼处围岩稳定性,应对的支护要求,生产技术方案等方面的内容进行了分析研究。论文取得的主要研究成果如下:①通过对1811工作面地质概况的深入了解,炮采转综采过程中综采开切眼处围岩稳定性的力学理论分析,以及运用不同方法计算支护强度,来最终优化得出炮采转综采技术方案。②利用计算机数值模拟方法,模拟炮采转综采过程中三个时期(炮采期,转型期,综采期)的围岩稳定性情况,验证所得炮采转综采技术方案的可行性。③进行现场试验,得到一个半月时间内,13个测点的支柱矿压值以及顶底板位移数据,并将其与数值模拟数据进行对比分析。由此得出1811工作面的炮采转综采过程中综采开切眼处围岩稳定性情况,在试验中验证了该技术方案的可行性。
王晓明[7](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。
苏惺[8](2014)在《“锚网索”支护在综放工作面大断面开切眼中的应用》文中进行了进一步梳理采煤切眼以往多采用棚式支护,棚式支护在材料运输、施工、支护等方面存在多种问题,鉴于此,决定对22101综放工作面开切眼实施大断面"锚网索"联合支护。通过理论计算和数值模拟研究确定了该综放工作面开切眼的"锚网索"支护参数,同时辅以搭设走向叉子棚加强支护。通过现场实测掌握了该工作面开切眼的顶板离层和围岩变形情况,结果显示通过该支护方式有效控制了开切眼顶煤和巷帮变形,支护效果良好,达到了预期支护目的。
刘悦仁[9](2014)在《巷道大断面锚网支护在综放工作面开切眼施工过程中的实践》文中研究表明介绍了煤巷锚网支护在窑街煤电集团金河煤矿综采工作面开切眼施工中应用,锚网索支护参数的选择及收到的效果。
王建辉[10](2014)在《综采工作面开切眼采用锚网喷与锚索联合支护技术研究与应用》文中进行了进一步梳理本文结合珙泉煤业公司2213工作工程实践表明:工作面切眼掘进时,切眼安装宽度采用一次性掘进达到设计宽度,顶板采用锚网喷支护加锚索联合支护,大大增加了工作面顶板安全系数,减少了工作面安装时间,提高了工作面安装进度。对同类条件的矿井有借鉴作用。
二、锚网支护在综采工作面开切眼中的应用(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、锚网支护在综采工作面开切眼中的应用(论文提纲范文)
(1)浅谈煤矿安撤人员的素质教育及安全管理(论文提纲范文)
1 实施煤矿安撤专业化素质培训教育 |
1.1 推行煤矿安撤专业管理安全培训 |
1.2 推行煤矿安撤专业技能实操培训 |
1.3 推行了轮训制安撤技能提升法 |
1.4 推行了“三系级考核”“师带徒”等措施 |
1.5 实施煤矿安撤“五描述一操作”学习演练及考核 |
2 实施煤矿安撤专业化安全管理 |
2.1 实施安撤专业“633安全管理”法 |
2.2 实施安撤重点工程“跟班包保”制度 |
2.3 建立煤矿安撤安全基础管理制度 |
2.4 发挥生产技术对煤矿安撤管理的保障作用 |
2.5 调整改进煤矿安撤生产工艺 |
3 结论 |
(2)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 |
(3)二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究背景及意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 大跨度开切眼支护存在的问题 |
1.4 研究内容 |
1.5 研究方法 |
1.6 技术路线 |
2 工程概况 |
2.1 南阳坡矿位置及自然环境 |
2.2 南阳坡矿周围煤矿分布情况及区域地质构造 |
2.3 煤岩层物理性质 |
2.4 煤岩体物理力学参数测定 |
2.5 综采工作面位置图 |
2.6 本章小结 |
3 大跨度开切眼稳定性分析 |
3.1 大跨度开切眼顶板破坏机理分析 |
3.2 松动围岩压力计算 |
3.3 开切眼顶板岩梁结构力学分析 |
3.4 本章小结 |
4 开切眼数值模拟分析与支护方案设计 |
4.1 开切眼支护设计原则 |
4.2 无支护条件下数值模拟分析 |
4.3 开切眼支护设计 |
4.4 顶板锚索、锚杆布置 |
4.5 帮部锚杆布置 |
4.6 辅助材料的确定 |
4.7 大跨度开切眼支护方案 |
4.8 支护条件下数值模拟分析 |
4.9 本章小结 |
5 现场监测及分析 |
5.1 监测仪器 |
5.2 监测方案 |
5.3 现场监测数据分析 |
5.4 拟合分析 |
5.5 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 主要结论 |
6.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(4)特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 引言 |
1.1 问题的提出 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 锚固剂安装工艺与技术研究现状 |
1.2.2 锚杆(索)支护理论研究现状 |
1.2.3 大断面巷道围岩控制理论与技术研究现状 |
1.3 本文主要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 特厚煤层大断面开切眼地质生产条件及锚固支护现状 |
2.1 矿井地质生产概况 |
2.1.1 井田地质特征 |
2.1.2 矿井生产概况 |
2.2 8209开切眼顶板煤岩样力学参数测试与岩性评价 |
2.2.1 煤岩样密度试验 |
2.2.2 煤岩样岩石力学试验 |
2.2.3 煤层及顶板岩体性质评价 |
2.3 特厚煤层大断面开切眼锚固支护现状 |
2.4 本章小结 |
3 推引锚固研发设计及其离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
3.1 现有锚固剂安装工艺存在问题与改进方向 |
3.1.1 无约束整体推送存在问题 |
3.1.2 分次推送存在问题 |
3.2 推引锚固装置的研发与试制 |
3.2.1 防破损装置——推引底盘的研发试制 |
3.2.2 导向装置——U型卡夹的研发试制 |
3.3 推引锚固与无约束推送锚固力学分析 |
3.3.1 不同锚固工艺锚固剂推送阻力对比分析 |
3.3.2 推引锚固安装效率与锚固安全性分析 |
3.4 推引锚固离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
3.4.1 相似模拟试验方案设计 |
3.4.2 锚固剂钻孔内推送形态模拟 |
3.4.3 推引锚固离层通过能力测定 |
3.4.4 推引锚固塌孔通过能力测定 |
3.5 本章小结 |
4 高预应力锚索桁架复向控制理论及错称支护机理 |
4.1 高预应力锚索桁架复向控制理论 |
4.1.1 锚索桁架锚固岩梁中性轴下移理论 |
4.1.2 基于预应力增量的锚索桁架作用机理 |
4.1.3 锚索桁架凹槽形支护结构理论 |
4.2 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
4.2.1 特厚煤层大断面开切眼两次独立掘巷支护关联性分析 |
4.2.2 大断面开切眼锚索桁架错称布置形式 |
4.2.3 大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
4.3 本章小结 |
5 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制参数设计 |
5.1 特厚煤层大断面开切眼数值建模与方案设计 |
5.2 锚索桁架错称支护关键参数数值计算 |
5.2.1 锚杆排距与孔口帮距的数值计算 |
5.2.2 桁架锚索长度和角度的数值计算 |
5.2.3 锚索桁架跨度和布置方式的数值计算 |
5.3 8209特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制方案 |
5.3.1 复向控制方案具体参数 |
5.3.2 围岩控制效果数值模拟分析 |
5.4 本章小结 |
6 特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制工程实践 |
6.1 推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型 |
6.2 推引锚固与复向控制现场工程实践 |
6.2.1 推引锚固现场施工工艺 |
6.2.2 初掘小切眼(第一横锚索桁架错称支护现场施工方案 |
6.2.3 扩帮部分(第二横)锚索桁架错称支护现场施工方案 |
6.3 推引锚固与锚索桁架复向控制安全性分析 |
6.3.1 基于锚索拉拔试验的锚固安全性分析 |
6.3.2 基于“共因失效”计算模型的支护安全性分析 |
6.4 推引锚固与复向控制现场矿压观测 |
6.4.1 顶板离层现场观测 |
6.4.2 表面位移观测 |
6.5 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 研究取得的成果 |
7.2 论文创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(5)采空区下综采工作面开切眼一次成巷支护技术(论文提纲范文)
0引言 |
1地质概况 |
2开切眼围岩完整性分析 |
2.1底板破坏深度 |
2.2围岩稳定性分析及支护形式判定 |
3一次支护方案确定 |
3.1一次支护的可行性 |
3.2一次支护方案 |
4现场矿压观测及分析 |
5结论 |
(6)大倾角中厚煤层破碎顶板炮采转综采围岩稳定性研究(论文提纲范文)
摘要 |
英文摘要 |
1 绪论 |
1.1 选题背景及意义 |
1.1.1 选题背景 |
1.1.2 研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 国内外开采技术的研究现状 |
1.2.2 国内大倾角开采围岩稳定性研究现状 |
1.2.3 国外大倾角开采围岩稳定性研究现状 |
1.3 研究的主要内容和技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 技术路线 |
2 炮采转综采技术方案设计 |
2.1 地质概况 |
2.1.1 煤层及顶底板条件 |
2.1.2 地质构造情况 |
2.1.3 水文地质条件 |
2.2 综采开切眼围岩理论分析 |
2.2.1 综采开切眼围岩力学模型 |
2.2.2 开切眼围岩力学分析 |
2.3 炮采转综采技术方案设计 |
2.3.1 初采期炮采生产技术试验方案 |
2.3.2 转型期生产技术试验方案 |
2.3.3 后期安装支架回拆支柱试验方案 |
2.4 本章小结 |
3 各开采时期采场围岩活动的数值模拟 |
3.1 UDEC软件简介 |
3.1.1 离散元方法 |
3.1.2 UDEC软件功能 |
3.1.3 工程数值模拟基本步骤和设计原则 |
3.2 模型建立 |
3.2.1 力学模型建立 |
3.2.2 岩石力学参数的选取 |
3.2.3 走向数值模拟模型 |
3.2.4 倾向数值模拟模型 |
3.3 数值模拟结果及分析 |
3.3.1 未开采走向模拟结果及分析 |
3.3.2 炮采 20m走向模拟结果及分析 |
3.3.3 炮采 40m走向模拟结果及分析 |
3.3.4 转型期走向模拟结果及分析 |
3.3.5 综采期走向模拟结果及分析 |
3.3.6 倾向模拟结果及分析 |
3.4 本章小结 |
4 现场试验及矿压观测 |
4.1 现场监测方案设计 |
4.2 现场监测结果 |
4.3 现场实测和数值模拟的对比分析 |
4.4 本章小结 |
5 结论与展望 |
5.1 主要结论 |
5.2 后续研究工作展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(7)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 |
(8)“锚网索”支护在综放工作面大断面开切眼中的应用(论文提纲范文)
1 工作面概况 |
2 切眼支护方案的确定 |
2.1 支护方式的选择 |
2.2 理论计算 |
2.2.1 锚杆参数的确定 |
2.2.2 锚索参数的确定 |
2.2.3 梯子梁和网片的选择 |
2.2数值模拟研究 |
2.2.1实验室岩石力学特征测定 |
2.2.2数值模拟分析 |
2.3 支护方案的确定 |
3 切眼施工工艺和安全辅助措施 |
3.1 施工工艺 |
3.2 安全辅助措施 |
4支护效果分析 |
(9)巷道大断面锚网支护在综放工作面开切眼施工过程中的实践(论文提纲范文)
1.概况 |
2.技术要求 |
3.开切眼大断面支护方式选择 |
4.开切眼的地质概况及端面的确定 |
5.开切眼大断面锚网支护实例 |
(1)支护形式 |
(2)支护参数的确定 |
(3)锚杆锚固力测试 |
6.矿压观测分析 |
7.支护的效果 |
8.结语 |
四、锚网支护在综采工作面开切眼中的应用(论文参考文献)
- [1]浅谈煤矿安撤人员的素质教育及安全管理[J]. 宋有福,刘晨曦,芦兴东. 山东煤炭科技, 2021(12)
- [2]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)
- [3]二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究[D]. 胡跃龙. 辽宁工程技术大学, 2019(07)
- [4]特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究[D]. 王伟光. 中国矿业大学(北京), 2019
- [5]采空区下综采工作面开切眼一次成巷支护技术[J]. 吴昕. 煤炭科学技术, 2015(09)
- [6]大倾角中厚煤层破碎顶板炮采转综采围岩稳定性研究[D]. 张淼. 重庆大学, 2015(06)
- [7]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)
- [8]“锚网索”支护在综放工作面大断面开切眼中的应用[J]. 苏惺. 内蒙古煤炭经济, 2014(10)
- [9]巷道大断面锚网支护在综放工作面开切眼施工过程中的实践[J]. 刘悦仁. 发展, 2014(09)
- [10]综采工作面开切眼采用锚网喷与锚索联合支护技术研究与应用[J]. 王建辉. 门窗, 2014(08)