一、松软厚煤层轻放工作面切眼锚杆支护实践(论文文献综述)
杨晶,周鹏,张军,陈万辉,孙峰,何继,周补,许盼[1](2021)在《特厚松软煤层工作面端头顶板管理工作法》文中认为不连沟矿区属于典型的浅埋薄基岩特厚放顶煤开采。近年来,内蒙古蒙泰不连沟煤业有限责任公司创新实施特厚松软煤层工作面端头顶板管理工作法,从根本上解决了巷道超前压力大,超前支护强度高,保持巷道形状困难及综放工作面机头机尾煤炭资源损失的难题;基本解决了由于端头煤的支撑作用导致地表沉降不均匀而产生的土地风干、地表干旱、植被大量的死亡等生态问题;解决了巷道的返修量大、需要超前支护范围大、工人井下劳动强度大等问题。这项成果不仅适用于不连沟矿区,在国内类似条件的矿区也有着广泛的应用前景。
谢正正[2](2020)在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中研究表明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。
院红洋[3](2020)在《塔山煤矿厚煤层回采巷道锚杆支护技术研究》文中研究说明大同矿区塔山矿施工初期,巷道采用传统的低强度、低刚度锚杆支护方式,不能有效发挥巷道围岩的自身承载作用,花费高昂的支护和维修费用后,没有达到有效控制巷道围岩变形、保证巷道稳定的目的。针对这种情况,要对原有的支护进行改进。为了解决塔山矿厚煤层回采巷道支护问题,本文采用现场实测、实验室实验、数值模拟、理论分析相结合,对塔山矿石炭系厚煤层回采巷道支护问题进行了研究。在对工程现场充分调研的基础上,选取回采巷道中的典型巷道进行钻孔取芯,进行实验室岩石力学性质实验;在具有代表性的巷道地段,进行围岩钻孔窥视,掌握巷道顶板围岩破碎程度以及破碎区深度等。并对现有的巷道支护理论的理论依据、特点进行了概括,并对其在不同条件下的适用性进行了评价。对单根锚杆在阻止巷道围岩变形、破坏及围岩加固等方面的轴向约束和径向约束作用进行了力学分析。通过对巷道帮部及顶板锚杆支护的研究,对锚杆作用理论有了更加深刻的定性认识。采用Flac3D数值模拟方法,在零原岩应力场条件下,定量分析了锚杆长度、锚杆直径、锚杆间距、锚杆排距、锚杆预紧力、锚杆角度等支护参数和锚索、W钢带辅助支护物的影响程度和作用效果,对其作用方式有了直观的了解。从模拟中可以发现每种参数对支护的影响都是有一定规律的。此外还对巷道的矿压进行观测和分析,根据对回采巷道的围岩地质条件分析,设计其巷道支护方式,并确定采用以锚杆支护方式为主,同时辅以其他支护方式。根据具体地质资料计算锚杆的支护参数:锚杆直径、长度以及间排距,同时也研究了其他辅助支护方式。在确定巷道的支护方案后,对其进行矿压监测,以检验所设计及采用的方案的实际效果。通过对最终支护案进行现场工业性验证,得出该支护方案效果明显,技术可行,经济合理,对工程实践具有指导意义。该支护技术的改进,提高了围岩整体稳定性和围岩自身承载能力,较好地改善了围岩的支护环境,有利于进一步降低支护成本,为集团锚杆支护技术发展积累了经验。同时,山西省也有类似条件的煤矿,每年掘进的煤层巷道总长度数量巨大,利用论文中的技术可提高支护安全程度,进而带动全国煤炭行业巷道支护安全水平的提高,具有广阔应用前景。
支光辉[4](2020)在《“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究》文中研究说明赵家寨矿属于典型的“三软”厚煤层,回采巷道托顶煤平均厚度2~3m不等,沿空掘巷局部地段破坏严重,影响现场正常使用。在施工锚网索支护时,存在锚固孔成孔质量差、塌孔现象严重以及锚固力较低等问题,临近采空区小煤柱表现尤为严重。因此,论文基于赵家寨矿现有地质开采条件,采用现场观测、理论分析、数值模拟、相似模拟以及现场试验等方法对“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷矿压显现规律、松软破碎煤体钻-封-注一体化锚固机理及工艺、装置等进行了系统深入的研究。主要取得了以下研究成果:(1)在现场观测的基础上,分析了留小煤柱沿空巷道围岩变形破坏特征,发现沿空掘巷围岩变形呈现非对称形式,小煤柱侧变形值及所受垂直应力较大;围岩塑性区范围较大,小煤柱完全呈现塑性状态,且小煤柱内有一剪切带,可能会导致小煤柱的失稳破坏。(2)基于自主设计的钻-封-注一体化可接长锚杆,通过理论分析,论述了“三软”厚煤层综放工作面沿空小煤柱巷道钻-封-注一体化锚固机理。优化确定了钻-封-注一体化可接长锚杆杆体和连接件的强度和尺寸,确定了最优注浆压力,分析了封孔长度与封堵效果关系。发现在软煤中注浆裂隙扩展范围较大,注浆稳定后相同测量圆孔隙率、应力均呈现软煤>中软煤体>硬煤特征。(3)自主研发了注浆锚固技术综合试验台,通过对钻进过程中钻-封-注一体化可接长锚杆的振动特征监测发现,松软煤体中钻进时锚杆的纵向振动加速度值远大于破碎煤体,为识别煤体的完整性提供了依据。超声波无损检测注浆效果发现,注浆范围能够使锚固范围内形成承载体。通过锚杆拉拔检测试验可知,松软煤体中锚杆拉拔力峰值平均值比破碎煤体中大,说明松软煤体中注浆锚固质量更好,锚固系统承载能力更高。(4)在井下现场对沿空掘巷煤柱侧进行钻-封-注一体化锚固试验,验证了实验室实验的结果和有效性。试验结果显示,各试验段锚固后的锚杆拉拔力峰值的平均值明显比附近的树脂锚固锚杆高、煤柱侧变形量小,由于钻-封-注一体化可接长锚杆杆体为空心、封孔为胶套、薄皮钢管加工的钻头,成本和同长度?20mm螺纹钢锚杆价格相当,减小了巷道支护和返修成本。
韦宝宁[5](2019)在《冯家塔煤矿浅埋近距离煤层回采巷道支护参数优化研究》文中研究说明由于浅埋近距离煤层群冯家塔煤矿原设计方案距离较近的2#、4#煤层采用垂向叠加布置巷道,上位煤层开采持续扰动及两层煤区段煤柱应力叠加的影响,导致下位煤层巷道受到一定程度的损伤,巷道围岩强度降低,易破裂,需要较高强度的支护。为了避开区段煤柱应力叠加对巷道的破坏,采用上下煤层巷道错开布置方式。此时,巷道围岩支承强度与自稳能力增强,原有支护方式就存在过度支护的可能性。本文通过理论计算、数值模拟和现场实测等手段对近距离煤层开采条件下巷道布置和支护体系设计进行了系统研究,获得了2#煤层开采后,4#煤层开采过程中回采巷道围岩的变形规律,并计算得出各层煤巷道支护优化参数。具体研究内容如下:(1)采用围岩力学性质试验,分析了各煤层顶底板及煤的力学性质并对围岩进行分类;(2)通过钻孔窥视仪探测,确定冯家塔煤矿2#与4#煤层工作面巷道围岩分类均为III类一般围岩,宜采用锚杆悬吊理论进行设计,对应的支护方式为“锚杆+锚网”支护;(3)通过数值模拟分析得出巷道支护优化后的塑性区范围变小,顶板下沉量也大大降低,巷道围岩应力减弱,表明优化设计支护方案起到良好的支护效果;(4)通过理论计算得出回采巷道优化后支护参数:顶板采用Φ18×1800mm型左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距2#与4#煤层分别为1100×1100mm与1200×1200mm。两帮采用16×1700mm型,间排距均为1200×1200mm;(5)通过现场监测得出采用优化后的支护方案可有效减小巷道围岩变形量,同时工作面液压支架工作阻力变化也较小。根据围岩力学性质、松动圈测试结果,结合矿压显现规律以及数值模拟实验对支护方案的稳定性进行验证,最终确定安全可靠、经济合理的巷道支护参数。解决了冯家塔1406工作面巷道支护问题,为采区支护提供了准确的支护方案,同时为相似矿井支护设计提供依据。
王伟光[6](2019)在《特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究》文中研究说明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。
赵平风[7](2015)在《长山子煤矿大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护技术研究》文中研究指明大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷围岩应力环境复杂,顶板易冒落,支护困难,影响矿井安全生产。研究大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护技术,对丰富复杂条件下回采巷道支护技术具有重要意义。本文针对长山子煤矿1123综放工作面运输巷,通过现场调研、模拟研究、理论分析和现场监测相结合的研究方法,对大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷围岩进行了较为系统地研究,结果表明:(1)支护体受载和围岩变形破坏呈非对称性特征。巷道以顶板失稳为特点,失稳形式分为两种,一种为从下帮侧拱角处诱发的围岩失稳,围岩首先从下帮侧拱角处发生破坏,破坏方式为:产生裂隙—弯曲—断裂—回转—垮落,顶板垮落过程分为回转垮落和下沉垮落,另一种为顶板离层诱发的顶板失稳,该失稳方式以下沉垮落为特点。(2)直墙圆弧拱形巷道下帮侧拱角处是―围岩-支护‖结构体失稳诱发点,较矩形巷道,其围岩结构最大剪力平均降低46.5%,最大弯矩平均降低56.5%。(3)巷道顶板浅基点和深基点的离层预警值可由上覆岩层载荷、巷道宽度、围岩弹性模量、锚杆控制范围及锚索特性确定,长山子煤矿1123综放工作面运输巷顶板离层仪浅基点预警值为60mm,深基点预警值为140mm。(4)采用综掘工艺和以―大、小结构理论‖为基础的锚网索+钢筋梯协调支护技术确定支护参数为锚杆间排距800×800mm,锚索间距1200mm,排距为1600mm。。现场监测表明,锚索受载>锚杆受载,顶板锚杆受载>下帮锚杆受载>上帮锚杆受载,巷道支护参数适合于1123综放工作面运输巷,取得了良好的经济效益。
张胜龙[8](2015)在《王家岭煤矿厚煤层大断面切眼锚网支护技术研究》文中研究指明王家岭煤矿20106工作面切眼具有设计断面尺寸大,煤岩复合顶板,支护难度大的特点,支护方式严重制约了巷道掘进速度。本文以王家岭煤矿20106工作面切眼为工程背景,采用现场调研、实验研究、理论分析、数值模拟与工业性试验相结合的研究方法,系统地研究了厚煤层大断面切眼的支护技术。通过现场调研和实验测试,掌握了工作面切眼的赋存条件和典型煤岩体的力学参数,分析了切眼围岩变形影响因素,建立了顶板及帮部力学模型,并进行开切眼物理相似模拟,分析大断面切眼围岩变形机理,掌握围岩变形破坏特征,提出了厚煤层大断面切眼围岩控制技术关键,确定20106工作面切眼采用“锚杆+网+锚索”联合支护方式,依据极限平衡理论设计支护参数,采用FLAC3D模拟分析不同支护方案的围岩控制效果,确定最优方案。工业性试验结果表明,支护方案可有效的控制切眼的围岩变形,并显着提高了切眼掘进速度,取得了良好的社会经济效益,可为王家岭煤矿和其他相似条件煤矿的大断面煤巷支护设计提供借鉴参考。
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。
严红[10](2013)在《特厚煤层巷道顶板变形机理与控制技术》文中认为为解决特厚煤层巷道顶板服务期间频繁出现的突发性大面积垮冒难题,本文对特厚煤层巷道顶板变形机理开展了深入研究,并提出了合理有效的控制技术。结合数值模拟方法和大量现场调研探讨了特厚煤层顶板变形特性和灾变机理;研究了特厚煤层顶板离层本质、发生条件及形成机理;结合数值模拟和正交设计方法对影响特厚煤层顶板离层的15个因素合计50个方案进行模拟研究,确定离层关键因素;提出了以控制特厚煤层离层变形发展为核心的“多支护结构体”系统,建立多组力学模型,透彻分析系统在顶板内形成的3种结构机理,推导了厚煤层顶板锚杆安全支护力、锚索桁架预紧力等关键参数计算式;提出了“横纵交叉型”离层监测方法和“离层类”顶板支护安全性综合判定指标,综合现场监测和层次分析法,得出回采过程中特厚煤层顶板离层演化规律、顶板安全性评价因子及顶板安全分区,并成功开发一套顶板安全性判定系统;将上述研究成果运用于现场典型煤巷的监测和顶板支护安全性检验,取得了良好的社会和经济效益。
二、松软厚煤层轻放工作面切眼锚杆支护实践(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、松软厚煤层轻放工作面切眼锚杆支护实践(论文提纲范文)
(2)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 |
(3)塔山煤矿厚煤层回采巷道锚杆支护技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究开发现状 |
1.2.1 巷道支护研究现状 |
1.2.2 锚杆支护理论研究现状 |
1.2.3 厚煤层回采巷道支护研究现状 |
1.3 研究内容 |
1.4 创新点 |
1.5 技术路线 |
2 石炭系厚煤层煤岩体地质力学特征研究 |
2.1 石炭系厚煤层地质赋存特征 |
2.2 巷道现有支护方式问题分析 |
2.3 巷道围岩地质力学特征研究 |
2.3.1 巷道围岩强度室内试验 |
2.3.2 巷道围岩结构现场观测 |
2.4 本章小结 |
3 厚煤层回采巷道围岩变形破坏及其影响因素研究 |
3.1 试验工作面生产技术条件 |
3.2 巷道锚杆支护作用机理分析 |
3.2.1 轴向锚固力的作用机理 |
3.2.2 径向锚固力的作用机理 |
3.2.3 轴向约束和径向约束之间的联系 |
3.3 石炭系厚煤层回采巷道数值模型建立 |
3.4 覆岩失稳运动对巷道锚杆支护的影响 |
3.4.1 老顶回转角对锚杆剪力的影响 |
3.4.2 老顶回转角对锚杆弯矩的影响 |
3.4.3 锚杆倾角对锚杆剪力的影响 |
3.5 锚杆支护参数对巷道支护效果的影响 |
3.5.1 锚杆长度对支护效果的影响 |
3.5.2 锚杆间距对支护效果的影响 |
3.5.3 锚杆排距对支护效果的影响 |
3.5.4 预紧力对锚杆支护效果的影响 |
3.5.5 锚杆角度对锚杆支护效果的影响 |
3.5.6 锚索与W钢带对巷道支护效果的影响 |
3.6 本章小结 |
4 基于地质力学特征评估的锚杆支护参数研究 |
4.1 系统法的基本内容 |
4.2 巷道围岩地质力学评估基本内容 |
4.3 基于正交实验设计的巷道支护参数确定 |
4.4 基于支护系统设计法的塔山矿回采巷道支护参数理论分析 |
4.4.1 巷道围岩地质力学分类 |
4.4.2 巷道支护参数理论分析 |
4.4.3 其他支护情况的改进 |
4.5 本章小结 |
5 塔山矿石炭系厚煤层回采巷道锚杆支护效果分析 |
5.1 8106 工作面回采巷道支护方案数值模拟 |
5.1.1 数值计算模型 |
5.1.2 支护设计方案 |
5.1.3 支护参数确定 |
5.2 8106 工作面回采巷道支护效果数值模拟 |
5.3 8106 工作面回采巷道支护效果现场实测 |
5.4 本章小结 |
结论 |
参考文献 |
致谢 |
(4)“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究(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 沿空掘巷围岩控制理论 |
1.2.2 沿空掘巷围岩控制方法 |
1.2.3 沿空掘巷围岩控制技术 |
1.3 论文主要研究内容 |
1.4 研究方法和技术路线 |
2 “三软”厚煤层沿空巷道矿压显现规律与围岩力学特征 |
2.1 工程概况 |
2.2 巷道围岩地质力学评估 |
2.2.1 地质力学评估地点选择 |
2.2.2 二_1煤物理力学参数测定试验 |
2.2.3 巷道顶板岩层状态探测 |
2.2.4 工作面回采过程中巷道围岩变形监测 |
2.2.5 原支护结构受力及破坏方式 |
2.3 小煤柱护巷合理性及尺寸确定 |
2.3.1 小煤柱护巷合理性分析 |
2.3.2 小煤柱合理尺寸的确定 |
2.4 沿空掘巷围岩力学特征数值分析 |
2.4.1 数值模拟模型构建 |
2.4.2 沿空巷道围岩应力分布特征 |
2.4.3 沿空巷道围岩位移分布特征 |
2.4.4 沿空巷道围岩塑性区分布特征 |
2.5 本章小结 |
3 钻-封-注一体化可接长锚杆锚固机理与设计 |
3.1 钻-封-注一体化注浆加固原理 |
3.2 注浆后锚固界面受力分析 |
3.3 钻-封-注一体化可接长锚杆设计 |
3.4 钻-封-注一体化可接长锚杆杆体强度测试 |
3.4.1 45号钢实验室拉拔试验结果及分析 |
3.4.2 20号钢实验室拉拔试验结果及分析 |
3.5 钻-封-注一体化可接长锚杆连接件受力数值分析 |
3.5.1 数值模拟模型建立 |
3.5.2 45号钢杆体及连接件受力分析 |
3.5.3 20号钢杆体及连接件受力分析 |
3.5.4 杆体及连接件规格确定 |
3.6 钻-封-注一体化可接长锚杆孔径尺寸数值模拟 |
3.6.1 模型建立和边界条件 |
3.6.2 数值模拟结果 |
3.7 不同参数情况下连接件强度测试 |
3.8 本章小结 |
4 松软破碎煤体钻-封-注一体化锚固过程数值模拟 |
4.1 钻进过程数值模拟及分析 |
4.1.1 基本假设及模型建立 |
4.1.2 钻杆与孔壁接触碰撞特征分析 |
4.2 注浆压力与封孔长度对注浆效果的影响 |
4.2.1 模型建立及参数设置 |
4.2.2 模拟结果 |
4.3 不同硬度煤体内注浆效果分析 |
4.3.1 PFC模拟注浆参数标定与模型建立 |
4.3.2 煤层注浆PFC模拟结果分析 |
4.4 本章小结 |
5 松软破碎煤体钻-封-注锚固实验室试验 |
5.1 实验室相似模拟试验装置设计 |
5.1.1 相似模拟试验原则 |
5.1.2 相似模拟试验装置 |
5.1.3 实验室相似模型配比 |
5.1.4 相似模型制作 |
5.2 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进过程振动信息监测 |
5.2.1 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进过程 |
5.2.2 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进振动特征分析 |
5.3 钻-封-注一体化可接长锚杆注浆加固试验 |
5.3.1 注浆加固实验所需仪器设备及材料 |
5.3.2 注浆压力的确定 |
5.3.3 钻-封-注一体化注浆加固试验过程 |
5.3.4 超声波无损检测注浆效果试验结果分析 |
5.3.5 锚杆拉拔检测注浆效果试验结果分析 |
5.4 本章小结 |
6 井下工业试验 |
6.1 井下试验地点及测站布置 |
6.1.1 试验巷道简介 |
6.1.2 测站布置 |
6.2 钻孔窥视观测 |
6.2.1 试验目的及仪器 |
6.2.2 试验过程及结果 |
6.3 锚杆拉拔检测 |
6.3.1 试验目的 |
6.3.2 试验过程及结果分析 |
6.4 试验巷道围岩变形监测 |
6.4.1 试验目的及仪器 |
6.4.2 试验过程及结果分析 |
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 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(5)冯家塔煤矿浅埋近距离煤层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 |
1.2 研究意义 |
1.3 国内外研究现状 |
1.3.1 采场矿压理论研究现状 |
1.3.2 近距离煤层群开采技术研究现状 |
1.3.3 近距离煤层群开采工作面矿压显现研究现状 |
1.3.4 巷道支护技术研究现状 |
1.3.5 巷道支护的优化 |
1.3.6 文献评述 |
1.4 主要研究内容 |
1.5 技术路线 |
2 煤层赋存条件及围岩力学参数测试 |
2.1 地质条件 |
2.1.1 采区概况 |
2.1.2 煤层地质条件 |
2.1.3 近距离煤层工作面位置关系 |
2.2 研究背景 |
2.3 煤岩体物理力学参数测试 |
2.3.1 煤岩体物理力学参数测试意义 |
2.3.2 煤岩体物理力学实验研究过程 |
2.4 围岩参数的测定结果与分析 |
2.4.1 直接顶特性 |
2.4.2 煤数据分析 |
2.4.3 底板数据分析 |
2.5 本章小结 |
3 巷道应力分布规律研究 |
3.1 巷道破坏特征数值模拟研究 |
3.1.1 概述 |
3.1.2 数值计算方法 |
3.1.3 计算模型与力学参数 |
3.1.4 数值计算过程分析 |
3.2 巷道围岩松动圈范围测试 |
3.2.1 测试巷道条件概述 |
3.2.2 监测方法 |
3.2.3 监测断面与布置方式确定 |
3.2.4 松动圈测试结果与分析 |
3.3 围岩松动圈分类 |
3.4 小结 |
4 巷道支护方案优化设计 |
4.1 优化方法 |
4.2 2~#煤层工作面巷道支护方案优化设计 |
4.2.1 运输巷道支护设计 |
4.2.2 回风巷道支护设计 |
4.3 4~#煤层工作面巷道支护方案 |
4.3.1 运输巷道支护参数 |
4.3.2 回风巷道支护参数 |
4.4 化支护方案数值模拟验证 |
4.4.1 2~#煤回风巷道优化方案验证 |
4.4.2 2~#煤运输巷道优化方案验证 |
4.4.3 4~#煤回风巷道优化方案验证 |
4.4.4 4~#煤运输巷道优化方案验证 |
4.5 冯家塔煤矿现行方案与设计优化方案比较 |
4.5.1 支护参数比较 |
4.5.2 设计方案经济比较 |
4.6 本章小结 |
5 现场应用与分析 |
5.1 工作面概况 |
5.2 监测方案 |
5.3 矿压观测结果 |
5.4 结果分析 |
5.5 本章小结 |
6 结论 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(6)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 |
(7)长山子煤矿大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 选题背景及研究意义 |
1.2 国内外研究动态 |
1.2.1 巷道支护理论 |
1.2.2 大倾角煤层巷道支护技术研究现状 |
1.3 研究内容 |
1.4 研究方法、技术路线 |
1.4.1 研究方法 |
1.4.2 研究技术路线 |
2 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷围岩变形破坏特征分析 |
2.1 工程背景 |
2.2 1123综放工作面运输巷力学特征分析 |
2.3 1123综放工作面运输巷围岩破坏特征 |
2.3.1 下帮侧拱角处诱发的失稳破坏特征 |
2.3.2 顶板离层破坏特征 |
2.4 1123综放工作面运输巷失稳垮落特征 |
2.5 1123综放工作面运输巷底板变形破坏规律 |
2.6 1123综放工作面运输巷两帮变形破坏规律 |
2.7 本章小结 |
3 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷“围岩-支护”结构特征 |
3.1 1123综放工作面运输巷位置及断面形状 |
3.2 直墙圆弧拱形巷道―围岩-支护‖结构体形成机理 |
3.3 顶板离层结构形成机理 |
3.3.1 顶板离层机理 |
3.3.2 三铰拱力学模型适用性分析 |
3.4 本章小结 |
4 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷围岩稳定性分析 |
4.1 1123综放工作面运输巷―围岩-支护‖结构体稳定性分析 |
4.1.1 矩形断面―围岩-支护‖结构体稳定性 |
4.1.2 圆弧拱形断面―围岩-支护‖结构体稳定性 |
4.1.3 两种方案稳定性对比 |
4.2 1123综放工作面运输巷顶板结构稳定性分析 |
4.2.1 浅基点预警值确定 |
4.2.2 深基点预警值确定 |
4.2.3 实验研究和现场监测数据分析 |
4.3 本章小结 |
5 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护设计 |
5.1 支护机理 |
5.2 支护方案主要参数确定 |
5.2.1 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护设计的基本原则 |
5.2.2 大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷围岩变形破坏特征分析 |
5.2.3 巷道围岩塑性区范围的确定 |
5.2.4 锚杆支护参数的确定 |
5.2.5 锚索支护参数的确定 |
5.3 施工工艺 |
5.4 模拟研究 |
5.4.1 数值模拟研究 |
5.4.2 物理相似模拟研究 |
5.5 本章小结 |
6 支护效果监测与分析 |
6.1 监测目的 |
6.2 监测内容 |
6.3 监测结果与分析 |
6.3.1 巷道顶板离层 |
6.3.2 锚杆托锚力分析 |
6.3.3 锚索托锚力分析 |
6.4 1123工作面胶带运输巷支护效果的评价 |
6.5 本章小结 |
7 结论 |
7.1 主要结论 |
7.2 展望 |
参考文献 |
致谢 |
附录 |
(8)王家岭煤矿厚煤层大断面切眼锚网支护技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 问题的提出与研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 存在问题与不足 |
1.4 研究内容 |
1.5 研究方法与技术路线 |
2 地质条件 |
2.1 矿井概况 |
2.2 20106工作面地质条件 |
2.3 煤岩物理力学参数 |
2.4 本章小结 |
3 厚煤层大断面切眼围岩变形机理分析 |
3.1 切眼围岩变形影响因素 |
3.2 力学模型分析 |
3.3 围岩变形破坏物理相似模拟分析 |
3.4 厚煤层大断面切眼围岩破坏特征及控制关键 |
3.5 本章小结 |
4 大断面切眼支护方案设计 |
4.1 支护形式选择 |
4.2 支护参数确定 |
4.3 支护方案数值模拟 |
4.4 支护方案确定 |
4.5 本章小结 |
5 工业性试验 |
5.1 切眼施工及技术要求 |
5.2 围岩变形现场实测 |
5.3 现场支护效果 |
5.4 效益分析 |
5.5 本章小结 |
6 结论 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(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)特厚煤层巷道顶板变形机理与控制技术(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
详细摘要 |
Detailed Abstract |
1 引言 |
1.1 问题的提出 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 巷道顶板离层的研究状况 |
1.2.2 煤巷锚杆支护机理研究现状综述 |
1.2.3 煤巷锚杆支护技术的概况及发展进程 |
1.2.4 特厚煤层巷道锚杆支护技术研究现状 |
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 研究方法及技术路线 |
1.4 论文的工作量 |
2 特厚煤层巷道变形特性及顶板灾变机理 |
2.1 特厚煤层巷道变形特性 |
2.1.1 典型巷道调研及现场观测 |
2.1.2 数值模拟分析研究 |
2.2 巷道顶板变形关键影响因素及灾变机理 |
2.2.1 特厚煤层中顶煤与夹层性质 |
2.2.2 特厚煤层顶板煤层物理力学特性实验研究 |
2.2.3 特厚煤层顶板变形影响的关键因素 |
2.3 特厚煤层巷道顶板灾变机理初探 |
2.4 本章小结 |
3 特厚煤层巷道顶板离层机理及关键影响因素 |
3.1 特厚煤层巷道顶板离层概念和分类 |
3.1.1 顶板离层的概念 |
3.1.2 顶板离层的分类 |
3.1.3 顶板离层与煤体节理、裂隙关系 |
3.2 特厚煤层巷道顶板离层机理 |
3.2.1 无支护下顶板离层机理分析 |
3.2.2 锚杆索支护下巷道顶板离层机理分析 |
3.3 特厚煤层锚杆索支护巷道顶板离层关键影响因素 |
3.3.1 数值软件的选择及原理介绍 |
3.3.2 正交试验设计原理和步骤 |
3.3.3 优选参数数值模拟分析 |
3.4 本章小结 |
4 特厚煤层巷道顶板控制技术研究 |
4.1 特厚煤层巷道顶板控制安全现状 |
4.1.1 顶板安全性控制原则 |
4.1.2 锚杆索支护下顶板变形特征及补强措施 |
4.2 特厚煤层巷道顶板控制系统 |
4.2.1 “多支护结构体”系统的概念和组成结构 |
4.2.2 全煤顶帮协同控制结构机理分析 |
4.2.3 浅顶板锚固体厚板结构机理分析 |
4.2.4 深顶板索块体承载结构机理分析 |
4.3 本章小结 |
5 厚煤顶离层监测方法、支护安全性判定指标及系统开发 |
5.1 厚煤层巷道顶板离层监测新方法探究 |
5.1.1 离层监测原理及现有方法简介 |
5.1.2 现有监测方法存在的主要问题 |
5.1.3 新型监测方法理念及内容 |
5.2 厚煤层巷道顶板“离层类”监测指标研究 |
5.2.1 顶板安全性监测指标研究现状 |
5.2.2 特厚煤层顶板“离层类”指标概念及分类 |
5.2.3 “离层类”指标具体内容 |
5.3 特厚煤层巷道顶板安全性综合分析软件 |
5.3.1 层次分析法(AHP)概述 |
5.3.2 特厚煤层巷道顶板支护安全评价因子确定 |
5.3.3 特厚煤层巷道顶板支护安全性评价系统 |
5.4 本章小结 |
6 现场工程实践 |
6.1 采动影响下特厚煤层回采巷道工程实例 |
6.1.1 生产地质条件 |
6.1.2 顶板离层变形监测系统的设置和结果分析 |
6.1.3 29211 回风巷顶板安全性判定 |
6.2 软弱厚顶煤大跨度开切眼工程实例 |
6.2.1 生产地质条件 |
6.2.2 软厚煤顶大跨度巷道控制难题及策略 |
6.2.3 支护技术方案 |
6.2.4 顶板矿压观测结果 |
6.2.5 顶板支护安全性综合判定 |
6.3 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 研究取得的主要成果 |
7.2 论文创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
附录 |
四、松软厚煤层轻放工作面切眼锚杆支护实践(论文参考文献)
- [1]特厚松软煤层工作面端头顶板管理工作法[J]. 杨晶,周鹏,张军,陈万辉,孙峰,何继,周补,许盼. 创新世界周刊, 2021(11)
- [2]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
- [3]塔山煤矿厚煤层回采巷道锚杆支护技术研究[D]. 院红洋. 内蒙古科技大学, 2020(01)
- [4]“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究[D]. 支光辉. 河南理工大学, 2020(01)
- [5]冯家塔煤矿浅埋近距离煤层回采巷道支护参数优化研究[D]. 韦宝宁. 西安科技大学, 2019(01)
- [6]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
- [7]长山子煤矿大倾角松软厚煤层综放工作面运输巷支护技术研究[D]. 赵平风. 西安科技大学, 2015(02)
- [8]王家岭煤矿厚煤层大断面切眼锚网支护技术研究[D]. 张胜龙. 中国矿业大学, 2015(02)
- [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]特厚煤层巷道顶板变形机理与控制技术[D]. 严红. 中国矿业大学(北京), 2013(10)