一、炮掘煤巷临时支护形式的探讨(论文文献综述)
成国丰[1](2020)在《煤巷快速掘进施工技术探讨》文中研究指明本文对煤巷快速掘进的相关影响因素进行研究,然后对煤巷掘进机主要生产线加以分析,对煤巷快速掘进施工技术对策实行探讨,旨在加快煤巷快速掘进速度,减少实际掘进和支护的时间,提高矿井的生产效率、安全性。
王彬[2](2020)在《煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究》文中进行了进一步梳理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。
王空[3](2020)在《炮掘煤巷多工序平行作业快速掘进技术研究》文中提出为提高炮掘煤巷掘进工效,基于同煤集团某煤矿炮掘煤巷工程概况,提出了应采用炮掘多工序平行作业的快速掘进技术进行掘进作业,具体介绍了传统支护工艺,并对传统支护工艺进行了改造,实际应用结果表明,通过对炮掘的临时支护进行有效的改善,巷道内多个工序可以实现平行作业,这样不仅可以节约支护的时间,让各工序更紧密的衔接,而且可有效利用工时,提高掘进效益。
赵明洲[4](2020)在《赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术》文中指出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%。
曹东京[5](2019)在《枣庄矿区新旧动能转换模式的研究与实践》文中认为基于对煤炭行业装备发展水平及生产系统的研究,结合枣矿集团各矿区实际生产情况,开展优化生产系统、提升装备水平,从而实现新旧动能模式的转换,推动了煤炭企业全面无夜班生产作业、周末休息等新型劳动组织方式的变革,让煤炭行业职工“公务员式”工作成为可能。主要取得如下研究成果:1)通过对矿井三大系统进行分析,总结了采煤取消夜班作业需满足的三个基本要求:工作面生产能力>运输缓冲能力>主井提升能力,为优化生产系统带动劳动组织模式变革奠定了基础。2)提出了“洗选前置、精煤前置”的思想,充分释放装备效能,实现矿井利润最大化,研究了井下膏体充填技术,解决了分离矸石的去向问题,缓解了主副井提升的压力。3)优化了全流程原煤生产系统,形成了集约高效的生产模式,通过革新支护工艺进一步减少回采期间的人工占用,大力实施煤仓扩容,为停产不停运创造了条件。4)形成了矿井全套的生产系统智能化装备升级方案,尤其在采掘工作面装备升级方面,以智能自动、少人无人化方式代替传统作业模式,实现了符合现场实际的生产装备最优配置,并具备作为行业标准进行推广应用的条件。5)研究了超前支护的方式,提出“超前加固、主动支护、矿压观测、取消单体”的组织方式。全面升级采、掘装备,持续优化生产系统,精简人员占用,提升了人员工效。该论文有图39幅,表7个,参考文献106篇。
郑云龙[6](2019)在《岩巷掘锚同步技术研究与机构设计》文中指出近些年,各煤机制造厂商和一些科研院所为了满足各大矿井采掘衔接的需要,早日实现快速掘进,国内涌现出了许多各式各样的“掘锚一体机”,但这些设备却存在一个共性问题,仅仅是单纯的掘进机外加锚杆钻机的简单组合,各自仍然是独立的设备单元,“掘”和“锚”二者仍为先后顺序关系,虽然将锚杆钻机通过各种形式装配在了掘进机机身上,但由于在整个截割过程中,设备机身是处于不停移动和摆动的状态,固定在机身上面的锚杆钻机自然无法实现准确定孔、打眼,所以也就无法形成有效孔位,导致在掘进机割煤或破岩时锚杆钻机只能处于“停用”状态,造成后续锚杆或锚索安设工作不能正常进行,由此带来的最主要问题就是掘进效率偏低,单日正规循环量少。本文采用推移掏槽油缸配合滑动连接架的设计,使掘进机组的截割部分和锚护部分完全分离、各自单独运行,从而实现掘进机组截割与开展顶板和两帮锚护的同步作业,实现“掘锚平行作业、同步施工”,从源头上解决传统掘进机存在的固有弊端,达到提高掘进和支护效率的最终目的。首先,通过对岩巷掘进施工作业现场进行调研分析,了解其破岩和支护的生产工艺,找到其中影响生产效率的关键因素,同时结合破岩和支护设备井下实际运行的工况特点,参考国内外各类资料,提出“掘锚同步、平行作业”的工作理念,设计一种依靠液压油缸和滑移机构来实现机组机身相对于巷道固定不动、而截割部位却能够正常前进和后退从而完成破岩任务的组合机构,获得其运行工况参数。通过三维立体建模建立出按照滑移机构的性能及工况设计出来的滑移架,并通过在推移油缸的作用下带动截割机构整体完成前后移动进行破岩,从源头设计上将破岩与支护相互分离开,实现了二者的独立运动与工作。其次,使用Ansys有限元软件对关键部件(滑移架)进行静力学和动力学分析,校核其机械性能,并修正相关强度、刚度参数,进而验证其机械结构的刚度和强度均可以满足实际生产的需求。另外在实际生产过程中,其液压掏槽机构的运行环境是最为恶劣的,其受力情况也是最为复杂的,其系统的稳定和可靠性将直接决定了现场安全生产的结果,因此结合整机使用工况参数,通过对推移油缸的液压系统建立与之相对应的数学模型,分析对推移油缸产生主要影响的因素并基于AMESim仿真软件建立起滑移架推移液压系统仿真模型,结合现实工况设置不同的外界负载和换向信号,对液压油缸进行动态响应分析,从而实现修正推移油缸液压系统的目的,证明机构操作便捷、调节性好、安全稳定,对巷道掘进施工具有较高的实用价值。最后,对机载锚杆钻机的数量和位置进行分析研究,优化作业效率。锚杆钻机的数量太少或太多都无法充分发挥平行作业的优势,数量太少会影响掘进效率,数量过多也会占用设备操作平台上有限的作业空间,增加了误操作的危险系数,设备使用效率无法饱和等,因此对机载锚杆钻机的布置进行设计具有非常重要的现实意义,对机载锚杆钻机的布置进行优化设计,对顶锚杆钻机和帮锚杆钻机的位置、数量进行确定,同时确定操作人员数量,计算掘进与锚护之间的相互对应关系和各自最优作业时间,并对作业实施过程和生产工艺进行简要叙述。通过以上分析研究,表明所设计和开发的新型掘锚同步机组能够实现“掘锚平行施工作业”,并且在安全性、操作性、经济性等方面均可以胜任井下的实际生产需要,这在解决矿井采掘衔接失调、实现岩巷快速掘进施工方面具有较高的实用价值。该论文有图43幅,表5个,参考文献90篇。
康高鹏[7](2019)在《煤巷快速掘进工艺及超前临时支护研究》文中提出在我国煤矿中,由于开采能力与效率不断的提高,百万吨甚至千万吨综采工作面大量涌现,使得年新增回采巷道量大幅度增加,但是煤巷巷道快速掘进、支护技术与机械设备相对综采发展滞后,巷道的掘进速度显然达不到回采的大量需求,全国煤炭行业普遍存在采掘比例失调的问题。并且在煤矿安全事故中,巷道掘进时冒顶、片帮事故占比高居不下的大背景下。本文通过对影响煤巷快速掘进因素和现有超前临时支护技术的分析研究总结,从中发现掘进机破岩效率、钻孔效率以及运输效率基本满足要求,然而施工工艺、掘进方式还存在很多问题,空顶距的合理最大化是有效提高掘进速度的途径,临时支护是制约煤巷快速掘进的瓶颈。而现有的设备都是以掘进机为基础研发配套设备,要使掘进发生质的飞跃,急需研发以支护工艺为主体的一体机械自动化设备。针对施工工艺和掘进方式的不足,在悬臂式掘进机配套单体锚杆钻机的施工工艺下,研究分析切割工艺和支护工艺,通过掘进机断面极限形状分析和有限元程序对“蛇形”、“回形”、“螺旋形”三种截割路径的数值模拟分析,得到从下至上的“蛇形”最优切割路径方式最有利于巷道围岩的稳定,提出掘进机机身左右不动,煤巷断面切割快速一次成型,临时支护与永久支护“合二为一”的提高掘进速度的途径。以渭北董东煤业有限公司50110回风巷为工程背景,采用Midas GTS NX有限元程序分析了不同的空顶距离、截面形状、煤层埋深对机掘煤巷空顶区围岩稳定性的影响,得到矩形巷道围岩位移和塑性区分布规律,得到直墙圆拱巷道断面可将空顶距离由4m提高到4.8m。针对现有临时支护设备的缺陷,提出适合现有掘进工艺临时支护设备应具有的优点和改进思路,设计了一种配合悬臂式掘进机施工的临时防护支架结构,提出了两种有利于快速施工的防护支架局部结构,并通过数值模拟分析了支架主要承重构件的受力特性。
云小龙[8](2019)在《凉水井煤矿半煤岩巷道掘进技术研究》文中指出神木汇森凉水井煤矿在开采4-3煤层时,存在队伍多、人员多、效率低、速度慢、安全性差等问题。基于以上问题,本文提出采用三一重工EBZ-260H高强度掘进机与锚杆机相互配合,以及改进井下掘进工艺组织设计、施工方法、巷道运输系统、锚杆支护方案与除尘方法以提高巷道掘进效率,缓解4-3煤层工作面接替紧张的问题,并取得了以下主要成果:(1)基于工程岩体比奥斯基分类法(CSIR),与凉水井煤矿实际情况,得出巷道顶板细粒砂岩,4-3煤与粉砂岩的RMR值分别为60、27、52,并设计431301巷道为矩形断面,规格为5400 mm×3000 mm。通过FLAC3D与Tecplot软件模拟分析试验确定431301胶运巷巷道最佳布置方式为挑顶。(2)基于431301胶运巷为半煤岩巷道的特点,提出了钻眼爆破方法与综掘方法两种巷道掘进方式。经过分析,确定选用三一重工EBZ-260H掘进机配合配合CMM2-21液压锚杆钻车进行巷道全断面巷道掘进与支护。设计掘进施工采用“三八”工作制,实行“两掘一准”生产作业方式。(3)运用理论分析确定采用Φ18×2100 mmⅡ级螺纹钢筋锚杆与Φ18×1800mmⅡ级螺纹钢筋锚杆与Φ15.24 mm×7300 mm锚索进行巷道联合支护。设计的锚杆间排距为1000 mm×1000 mm,设计锚索沿巷道掘进方向排距为2000 mm。(4)运用FLAC3D模拟验证了理论确定锚杆支护方案的合理性,并结合MATLAB分析确定锚杆最佳控顶距为3 m。通过现场实测,表明巷道顶板未出现离层,支护效果良好。现场统计431301胶运巷月掘进量为356.9 m,431301回风巷月掘进量为129.4 m,设备提升与工艺改善后,掘进速度提升效果非常明显。(5)结合矿井实际情况,采用KCS-450D-Ⅱ除尘机和配套的降尘设备,并提出结合机械降尘与人为降尘以最大限度降低巷道的粉尘量,现场实测在巷道掘进头处降尘量为72.6%,在巷道出风口下风侧降尘量为50.1%,降尘效果明显。
沈威[9](2018)在《煤层巷道掘进围岩应力路径转换及其冲击机理研究》文中提出冲击矿压是典型的煤岩动力灾害,在煤巷掘进期间发生频繁,对工作人员造成严重威胁,研究煤巷掘进冲击矿压机理及其控制技术具有重要意义。煤巷掘进冲击矿压可分为实体煤巷掘进冲击和沿空掘进冲击,实体煤巷掘进冲击受覆岩运动影响较小,且冲击机理缺乏系统研究。为此,论文综合采用现场调研与资料统计、理论分析、实验室试验、计算机数值模拟及工程实践等方法,开展了实体煤掘巷冲击机理及其减冲对策研究。统计分析了实体煤巷掘进冲击的显现特征及影响因素。发现90%以上掘进冲击矿压发生在迎头后方100m范围掘进扰动区;地质异常区是掘进冲击重要影响因素;随着煤厚的增加、推进速度的增加,冲击矿压发生的频率增加。采用真三轴加卸载试验装置和数值模拟手段,研究了煤巷掘进期间围岩应力路径及破坏特征。发现煤巷掘进期间,围岩具有“竖向加载-倾向卸载-走向应变不变”的应力应变路径特征(“加-卸”应力路径)。根据试样“加-卸”应力路径试验结果建立了“加-卸”应力路径下试样弹塑性分界点应力方程和破坏时应力方程。试验发现当煤体应力达到60MPa以上、卸载速率达到2.7mm/min以上时,煤样出现冲击显现。煤样冲击破坏时,加载侧应力瞬间降低、卸载侧应力瞬间增加,破坏后煤体呈松散体;煤样未冲击破坏时应力缓慢降低,破坏后煤体呈现层状破裂的特征,破裂面平行于卸载面。提出了煤巷掘进围岩“加-卸”应力路径转化和高初始应力共同作用的煤巷掘进冲击机理。由试样“加-卸”应力路径试验结果和煤巷掘进围岩应力路径特征,得到了巷道围岩破坏特征、建立了巷道围岩应力方程及冲击危险性指数判别模型。考虑到煤巷围岩性质的差异,分别建立基于“加-卸”应力路径的梁式围岩应力方程和拱式围岩应力方程。提出了煤巷掘进两种冲击破坏作用:a)膨胀应力作用:煤体破坏瞬间体积膨胀扩容,倾向方向应力瞬间增高,引起煤体向自由面的位移,此种破坏形式多发生在软煤中;b)应力波反射拉伸作用:试样冲击破坏形成应力波,在巷道自由面反射成拉伸应力波,将自由面煤体抛向巷道,此种破坏形式多发生在硬煤中。结合冲击破坏形式建立了巷道围岩冲击危险性指数判别模型。开展了地质异常区的煤巷掘进模拟试验研究,揭示了地质异常对冲击矿压的影响。在扰动作用下,地质异常区结构弱面具有扩展破坏释放大能量震动波的特征,震动波传递到巷道表面引起巷道围岩变形速率瞬间增加;同时地质异常区形成的局部高应力使煤巷掘进围岩更易达到冲击临界应力。高应变速率和高应力共同造成地质异常区易冲击。通过数值模拟分析,获得煤巷掘进震源能量影响因素。震源能量随着原岩应力、侧压系数、煤层厚度、顶板厚度、掘进速度的增加而增加。由煤巷掘进冲击矿压机理,提出了相应减冲对策。研究成果在张双楼煤矿进行了工程实践,防冲效果显着。
陈慧明,王玉新,杨月飞[10](2018)在《复杂地质条件下工作面缩面开采技术研究》文中进行了进一步梳理针对车集煤矿2614工作面里段回采期间受大落差断层影响,机尾段平均坡度超过15°且大面积破硬岩,存在爆破工程量大、推进速度慢、开采成本高、矿井产量紧张等问题,结合矿井实际生产情况,制定了工作面缩面开采技术方案,研究了煤巷快速掘进技术,并对工作面收尾及回撤方式进行了创新应用。结果表明,2614改造回风巷煤巷掘进工期缩短20 d,工作面收尾推进度减少3 m,机尾大坡度段回撤作业面支护可靠,使得改造工作面提前22.5 d实现正常回采,大大缓解了矿井产量紧张局面,同时工作面改造后技术经济效益显着提升,为类似地质条件下工作面缩面开采提供了实践参考。
二、炮掘煤巷临时支护形式的探讨(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、炮掘煤巷临时支护形式的探讨(论文提纲范文)
(1)煤巷快速掘进施工技术探讨(论文提纲范文)
1.煤巷快速掘进的相关影响因素 |
2.煤巷掘进机主要生产线分析 |
(1)胶带装载机、刮板输送机作业线情况 |
(2)仓式矿车作业线情况 |
(3)刮板输送机作业线情况 |
(4)胶带装载机、可伸缩双向带输送机作业线情况 |
3.煤巷快速掘进施工技术对策探讨 |
(1)确保掘进技术装备整体水平 |
(2)加强施工组织管理 |
(3)完善支护方式和参数 |
(4)实行掘进机自动化控制 |
4.结语 |
(2)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 |
(3)炮掘煤巷多工序平行作业快速掘进技术研究(论文提纲范文)
前言 |
1.工程概况 |
2.传统支护工艺 |
3.12001运输改造巷支护工艺 |
4.取得效果 |
5.结论 |
(4)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 |
(5)枣庄矿区新旧动能转换模式的研究与实践(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 课题背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 新旧动能转化分析 |
1.4 主要研究内容与方法 |
2 生产系统能力匹配 |
2.1 主井提升能力的匹配核算 |
2.2 缓冲煤仓能力的匹配核算 |
2.3 主运皮带能力的匹配核算 |
2.4 工作面生产能力的匹配核算 |
2.5 小结 |
3 生产系统优化 |
3.1 采煤工作面生产系统优化 |
3.2 掘进工作面生产系统优化 |
3.3 辅助系统升级 |
3.4 革新支护工艺 |
3.5 仓储扩容工程 |
3.6 井下智能分矸、洗选前置系统建设 |
3.7 井下矸石充填 |
3.8 小结 |
4 劳动组织优化 |
4.1 采煤专业劳动优化 |
4.2 掘进专业劳动组织优化 |
4.3 小结 |
5 保障措施 |
5.1 加快装备全面升级 |
5.2 持续优化生产系统 |
5.3 大数据平台建设 |
5.4 小结 |
6 主要结论 |
参考文献 |
作者简介 |
学位论文数据集 |
(6)岩巷掘锚同步技术研究与机构设计(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 论文背景及研究意义 |
1.2 掘进机及锚杆钻机概述 |
1.3 国内外掘锚同步装备发展的现状与发展趋势 |
1.4 论文主要研究内容概述 |
1.5 论文章节安排 |
2 掘锚同步机构总体设计方案 |
2.1 掘锚同步的设计要求 |
2.2 掘锚同步实现方案的确定 |
2.3 掘锚同步机构的设计 |
2.4 掘锚同步实现的液压系统方案设计 |
2.5 本章小结 |
3 掘锚同步机械结构设计及关键部件的有限元分析 |
3.1 滑移架三维仿真模型的建立 |
3.2 滑移架静力学有限元分析 |
3.3 滑移架瞬态动力学有限元分析 |
3.4 本章小结 |
4 掏槽机构的液压系统设计 |
4.1 液压元件主要参数计算与选型 |
4.2 液压系统数学模型的建立 |
4.3 基于AMESim的液压系统模型建立 |
4.4 基于AMESim的液压系统仿真分析 |
4.5 本章小结 |
5 锚杆钻机布置设计以及作业效率最大化设计 |
5.1 锚杆钻机布置设计 |
5.2 施工过程中作业效率优化设计 |
6 总结与展望 |
6.1 全文总结 |
6.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(7)煤巷快速掘进工艺及超前临时支护研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
1 绪论 |
1.1 课题背景及意义 |
1.1.1 课题的背景 |
1.1.2 研究的意义 |
1.2 本课题国内外的研究现状 |
1.2.1 煤巷快速掘进工艺研究现状 |
1.2.2 超前临时支护技术研究现状 |
1.2.3 存在的问题 |
1.3 本课题的研究内容和技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 技术路线 |
2 煤巷快速掘进影响因素分析 |
2.1 机械设备的选型 |
2.1.1 掘进机 |
2.1.2 锚杆钻机 |
2.1.3 运输设备 |
2.2 工程地质条件 |
2.3 施工工艺 |
2.4 掘进工艺 |
2.5 临时支护 |
2.6 小结 |
3 煤巷快速掘进改进工艺研究 |
3.1 切割工艺 |
3.1.1 掘进机掘进断面极限形状 |
3.1.2 掘进机切割路径 |
3.1.3 掘进机切割最优路径建模仿真分析 |
3.2 支护“合二为一”的工艺 |
3.3 本章小结 |
4 实现快速掘进空顶距优化 |
4.1 数值模拟研究 |
4.1.1 工程背景介绍 |
4.1.2 模拟方案设计 |
4.2 空顶距离对巷道空顶区围岩稳定性的影响 |
4.2.1 位移场分布规律 |
4.2.2 塑性区分布规律 |
4.3 巷道截面形状对空顶区围岩稳定性的影响 |
4.4 煤层埋深对空顶区围岩稳定性的影响 |
4.5 本章小结 |
5 实现快速掘进临时支护设备的改进 |
5.1 适应掘进工艺临时支护设备应具有的优点 |
5.2 临时支护设备改进思路 |
5.3 新型临时支架的研发 |
5.3.1 临时支架总体设计思路 |
5.3.2 超前临时支架的设计特色 |
5.3.3 超前临时支架的承载机理 |
5.3.4 超前临时支架的支护数据设定 |
5.3.5 基于CAXA3D的支架实体设计 |
5.4 超前临时支架的主要受力构件的数值模拟分析 |
5.5 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(8)凉水井煤矿半煤岩巷道掘进技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究背景与研究意义(Study Background and Study Significance) |
1.2 国内外研究现状(Research Status at Home and Abroad) |
1.3 研究内容与方法(Study Content and Method) |
1.4 技术路线(Technical Route) |
2 431301 半煤岩巷道掘进层位选择 |
2.1 矿井概述(Mine Summary) |
2.2 431301胶运巷掘进层位影响因素分析(Analysis of Factors Affect the Stratification of 431301 Rubber Roadway) |
2.3 431301胶运巷道围岩性质分析(Analysis of Surrounding Rock Properties of 431301 Rubber Roadway) |
2.4 不同掘进层位巷道围岩应力分析(Stress Analysis of Surrounding Rock of Roadway with Different Excavation Levels) |
2.5 本章小结(Summary) |
3 431301半煤岩巷道快速掘进方案研究 |
3.1 431301胶运巷掘进方式选择(431301 Glue Tunnel Driving Mode Selection) |
3.2 综掘施工组织设计(Comprehensive Excavation Construction Organization Design) |
3.3 本章小结(Summery) |
4 431301 半煤岩巷道支护设计 |
4.1 巷道围岩变形破坏特征分析(Analysis of Deformation and Failure Characteristics of Surrounding Rock in Roadway) |
4.2 431301半煤岩巷道支护方案的理论设计(Theoretical Design of Supporting Scheme for 431301 Semi-coal Rock Roadway) |
4.3 431301半煤岩巷道锚杆支护模拟效果分析(Simulation Analysis of Bolt Supporting for 431301 Semi-coal Rock Roadway) |
4.4 现场实测对比分析(Field Comparison and Analysis) |
4.5 本章小结(Summary) |
5 431301半煤岩巷道掘进高效综合降尘技术 |
5.1 粉尘的危害(Dust Hazard) |
5.2 截割产尘机理(Cutting Dust Production Mechanism) |
5.3 掘进巷道高效综合降尘技术(Efficient Integrated Dust Reduction Technology for Driving Roadway) |
5.4 本章小结(Summary) |
6 结论与展望 |
6.1 结论(Conclusions) |
6.2 展望(Prospects) |
参考文献 |
作者简介 |
学位论文数据集 |
(9)煤层巷道掘进围岩应力路径转换及其冲击机理研究(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 研究现状综述 |
1.3 主要研究内容与方法 |
2 煤巷掘进冲击显现特征及冲击影响因素 |
2.1 煤巷分类及特征 |
2.2 煤巷掘进冲击显现特征 |
2.3 煤巷掘进冲击影响因素 |
2.4 小结 |
3 “加-卸”应力路径下试样应力、冲击破坏特征 |
3.1 煤巷掘进围岩应力路径演化特征 |
3.2 “加-卸”应力路径下试样破裂特征及其冲击条件 |
3.3 “加-卸”应力路径下试样应力方程 |
3.4 小结 |
4 煤巷掘进围岩应力及冲击危险性指数判别模型 |
4.1 围岩模型分类及构建 |
4.2 煤巷掘进围岩应力特征 |
4.3 煤巷掘进围岩能量积聚与释放特征 |
4.4 煤巷掘进冲击危险性指数计算案例 |
4.5 小结 |
5 煤巷掘进围岩应力、能量演化模拟试验研究 |
5.1 试验目的、内容和方案 |
5.2 不同地层条件掘进前后应力及能量特征 |
5.3 地质异常区对冲击矿压影响 |
5.4 小结 |
6 煤巷掘进冲击影响因素数值模拟研究 |
6.1 模拟目的、内容与方案 |
6.2 巷道不同位置冲击危险性分析 |
6.3 煤巷掘进冲击影响因素 |
6.4 小结 |
7 煤巷掘进减冲控制技术 |
7.1 减冲控制技术措施 |
7.2 煤巷掘进减冲效果模拟分析 |
7.3 小结 |
8 煤巷掘进减冲工程实践 |
8.1 张双楼煤矿地质条件及冲击概况 |
8.2 冲击矿压机制分析 |
8.3 煤巷掘进减冲技术措施 |
8.4 防冲效果分析 |
8.5 小结 |
9 结论与展望 |
9.1 研究结论 |
9.2 创新点 |
9.3 研究展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(10)复杂地质条件下工作面缩面开采技术研究(论文提纲范文)
0 引言 |
1 工程概况 |
1.1 工程地质条件 |
1.2 生产技术条件 |
2 工作面改造必要性分析 |
3 工作面缩面开采方案 |
3.1 工作面改造设计 |
3.2 煤巷快速掘进技术 |
3.3 工作面收尾方案 |
3.4 切眼设备回撤方案 |
4 结论 |
四、炮掘煤巷临时支护形式的探讨(论文参考文献)
- [1]煤巷快速掘进施工技术探讨[J]. 成国丰. 当代化工研究, 2020(17)
- [2]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)
- [3]炮掘煤巷多工序平行作业快速掘进技术研究[J]. 王空. 当代化工研究, 2020(07)
- [4]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)
- [5]枣庄矿区新旧动能转换模式的研究与实践[D]. 曹东京. 中国矿业大学, 2019(04)
- [6]岩巷掘锚同步技术研究与机构设计[D]. 郑云龙. 中国矿业大学, 2019(04)
- [7]煤巷快速掘进工艺及超前临时支护研究[D]. 康高鹏. 西安科技大学, 2019(01)
- [8]凉水井煤矿半煤岩巷道掘进技术研究[D]. 云小龙. 中国矿业大学, 2019(09)
- [9]煤层巷道掘进围岩应力路径转换及其冲击机理研究[D]. 沈威. 中国矿业大学, 2018(12)
- [10]复杂地质条件下工作面缩面开采技术研究[J]. 陈慧明,王玉新,杨月飞. 能源与环保, 2018(02)