一、缓倾斜厚煤层全高开采新方法（论文文献综述）
王震[1]（2019）在《大倾角非线性综采面回采工艺复杂性研究》文中认为受地壳运动的剧烈作用,原始沉积的水平或近水平煤层隆起或凹陷或断裂后升降旋转而形成大倾角煤层（多数人倾向于35°-55°）,煤层底板多呈凹凸起伏的向背斜,导致大倾角综采面割煤较直线综采面割煤复杂性剧增。采煤机从直线综采面割煤转为大倾角凹凸型非线性综采面割煤,出现自行留顶切底/切顶留底现象,随着留顶切底/切顶留底量的累积,综采面凹凸圆弧段曲率逐渐增大,导致支架稳定性控制劣化,刮板输送机悬空,甚至支架倾倒,溜槽连接件折断,工作面生产停顿。有必要研究大倾角凹凸型（或向背斜）非线性综采面割煤工艺,以确保工作面合理曲率,维持工作面正常生产。同时,对非大倾角煤层底板起伏综采工作面割煤工艺优化也有借鉴意义。在实际生产中,大倾角非线性综采面浮煤量大,切底或留底量难以准确测得。本研究采用计算机动态仿真方法,依据采煤机和刮板输送机主要结构参数和工作面倾角建立仿真模型,按比例绘制大倾角凹凸非线性综采面割煤多帧静态图后,导入Flash可直观演示非线性割煤的完整过程,且可获得较精确的切底或留底迹线和量值。该仿真方法克服了切底或留底量建立数学模型的困难和误差较大以及不能直观动态演示的缺点。本文基于大倾角煤层开采实例,分析了非线性综采面割煤工艺复杂性的基本特征,基于仿真结果总结了非线性综采面割煤规律,揭示了非线性综采面割煤对支架、刮板输送机的影响,并以系统复杂性的观点论述了割煤、移架、推溜三者间的关联复杂性及其反馈、协同等相互作用机制。主要研究结果如下:（1）论述了大倾角非线性综采面割煤的固有特殊性,以系统复杂性的观点描述了大倾角非线性综采面割煤复杂性的基本特征,在此基础上建立了大倾角非线性综采面量化仿真模型,对非线性综采面割煤进行了量化仿真,为指导现场适应底板起伏或凹凸圆弧段综采面的割煤工艺优化提供了依据。（2）针对较精确的大倾角非线性综采面切底或留底量进行了分析,揭示了大倾角非线性综采面采煤机留顶切底/切顶留底规律;同时分析了影响大倾角非线性综采面切底或留底量的主要因素,并对割煤复杂性进行了量化。（3）基于量化仿真结果及割煤后支架、刮板输送机状态,分析了大倾角非线性综采面割煤对支架、刮板输送机的影响,阐述了割煤、移架、推溜间的关联复杂性。（4）提出了优化割煤、稳定支架、降低刮板输送机故障的技术方案,并应用于现场试验以保障大倾角非线性综采面的持续正常推进。
刘国柱[2]（2019）在《8.8m大采高液压支架承载能力分析及实验研究》文中研究说明煤炭矿井综合机械化开采在我国有六、七十年的历史,当今我国能源供给的60～70%仍是煤炭。煤炭矿井综合机械化开采中的液压支架是防止工作面顶板冒落、煤壁片帮,保障人员与采运机械安全、高效工作的关键装备。本文针对我国煤矿替代放顶煤开采——低煤炭回收率、高瓦斯、高煤尘、坚硬难放的厚及特厚煤层开采技术的大采高一次采全高液压支架的实际需求和急需解决的难题,以8.8米大采高液压支架攻关项目为研究对象,研究大采高液压支架支护及承载能力关键技术问题,其中包括:支撑顶板矿压载荷、护煤壁防片帮、大流量液压驱动系统、机构及结构设计、非线性有限元结构应力分析、高强度材料加工、样机研制及实验验证,为大采高液压支架试制成功奠定了基础。本文完成主要工作及取得的研究成果有:1.综合现有煤矿浅埋深、强冲击地压、冲击矿压和坚硬顶板工作条件下大采高液压支架设计理论及技术,研究提出来了满足支撑能力、切顶能力、抗冲击矿压能力、抗扭转抗偏载能力、防片帮防冒顶能力、纵向与横向稳定性、安全高效快速推进等关键技术指标的8.8m特大采高液压支架结构及架型。2.建立了8.8m大采高液压支架机构受力方程并分析得出受力变化规律根据受力分析研究得出了8.8m大采高液压支架在不同采高工作过程中的支护强度、顶梁受力及力矩、掩护梁受力及力矩、连架杆受力人小及变化规律。3.建立了8.8m大采高液压支架装配结构有限元法分析模型,求解得出8.8m大采高液压支架在多种载荷:顶梁扭转、顶梁偏载、底座扭转条件下的顶梁、掩护梁、连架杆、底座应力应变计算数据及变化规律。4.研究设计了8.8m大采高液压支架作者负责完成设计中的要点有:（1）提出8.8m大采高液压支架防冒顶防片帮机构应用开发的“复合护帮液压支架及其应用”（2012年度中国专利优秀奖）专利技术,研制了“加长型（1065mm行程）独立工作伸缩机构”护顶机构,实现了有效可靠防冒顶功能与作用;研制了“增力型可折叠式三级护帮机构”,提高护帮力3倍,解决大采高工作面的冒顶、片帮难题。（2）提出了8.8m大采高液压支架稳定性保证技术措施1)通过研究设计出,使支架主要承载顶板力的顶梁前后比控制在1:2.6以上,既适应了强冲击,又增加了支架的主动切顶力。2)通过结构设计降低整架重心、减小轴孔间隙、加长加宽底座,加大侧护板油缸缸径（125mm）,采用双弹簧预紧和设置双液控单向锁。3)加大立柱导向套与活塞含入量,并在活塞与导向套上设置3个及以上支撑环和双道密封,保证立柱的稳定性。（3）实现初撑力增压与大流量快速“降移升”技术开发了立柱初撑力增压系统（42MPa）,立柱双底阀,1600 L/min三阀芯单向阀,双旁路进液三旁路回液,双1000 1/min充氮安全阀,推移拉架双旁路进液,一二级护帮差动及三级联动,高压承载接口双U形卡,架间三主进液DN50S-SSKV,三主回液DN63-SSKV等,实现了快速“降-移-升”技术突破。5.研制成功8.8m大采高液压支架样机其中的关键是高强机械零部件及结构件制造工艺技术研究。研究开发“高熔透、高韧性、低碳、低热敏感性”的欧标Q890高强调质结构钢焊材,高箱型薄钢板结构件焊接变形控制及结构件熔透焊接技术,油缸窄间隙焊接、立柱外缸无焊接、坡口+不等边角焊技术等。高性能的30CrMnSi和30CrMo高强耐锈蚀柱钢及热处理新技术,浮动导向套新技术及底座防窜底技术。6.8.8m大采高液压支架样机测试实验验证实验测试标准集成了国家标准、欧洲标准和美国标准,高于目前其它支架的试验标准,符合特大采高工作面的特殊使用工况。对结构应力及应变实验数据与有限元数据对比分析,循环加载、疲劳寿命等指标测试,验证了设计研发的8.8 m大采高液压支架本文研究提出的结论。通过本文的研究工作,也发现了今后努力方向:①支架“顶梁低位偏载+底座弯曲”工况下出现了掩护梁主筋纵向裂纹、掩护梁腹板在焊缝汇结处出现裂纹、掩护梁腹板在接近开孔处出现焊缝裂纹。②“顶梁侧护板弯曲+底座扭转”工况下出现了底座腹板开孔处附近出现腹板裂纹和与主筋的焊缝裂纹、顶梁侧护板销轴在销孔处断裂、顶梁侧护板变形焊缝开裂。对于以上问题,文中对原因进行了分析,包括:焊缝汇结及尖角处焊缝应力及热影响区集中易产生裂纹,高强钢板厚钢板Z向强度较弱的缺陷会对支架强度造成影响,钢板和销轴的开孔应避免开在较高的应力区域,不同的搭接形式焊缝对结构件的受力影响较大。今后还将进一步分析和研究。
双海清[3]（2017）在《缓倾斜煤层采动卸压瓦斯储运优势通道演化机理及应用》文中认为煤炭作为我国现阶段的主要能源,为国民经济快速发展做出了重要贡献。我国煤层瓦斯赋存具有典型的“三高三低”特征,在瓦斯治理的过程中经常造成生产事故。本文针对典型低透气性缓倾斜煤层卸压瓦斯治理难题,采用工程资料收集、理论分析、软件研发、数值模拟以及现场工业性试验相结合的手段,系统分析了缓倾斜煤层采动裂隙时空演化规律及采动卸压瓦斯富集区储运规律,对低透气性缓倾斜煤层卸压瓦斯抽采有着重要的参考价值。论文主要研究工作如下:（1）室实验分析了岩石物质组成成份、细观结构和微观结构,掌握了岩石损伤分布特征;采用单轴抗压、抗拉、抗剪实验分析含初始损伤岩石破坏特征,明晰了时间效应对岩石强度的影响,构建时间对岩石损伤演化影响的本构模型,得出了初始损伤与加载速率耦合效应对岩石破坏影响机理。同时,采用岩石裂纹断裂韧性分析不同加载方式下裂隙演化特征,揭示了覆岩采动裂隙张开和闭合演化机理。（2）基于实践工作面开采技术条件,搭建走向和倾向二维物理模拟实验台,提出了 AW-SNcut的图像识别方法来定量分析实验过程中覆岩采动裂隙演化规律。同时采用数值模拟,定量分析了开采速度和煤层倾角对覆岩采动张开裂隙和闭合裂隙分布特征及演化规律影响。（3）深入分析了缓倾斜工作面3个不同区域直接顶和基本顶破断机理,明确了缓倾斜煤层覆岩“O-X”破断过程中时序性,掌握了缓倾斜煤层采空区充填特征,并分析了覆岩采动裂隙类椭抛带形态特征,建立相应的数学模型,重点分析了关键因素对形态分布特征的影响。在工程实践中,综合采用钻孔窥视仪、微震监测和钻孔抽采浓度分析方法,形成“点+线+面+体”综合一体化监测手段,分析覆岩采动裂隙时空演化规律。（4）基于缓倾斜煤层覆岩采动裂隙时空演化规律,分析了缓倾斜工作面卸压瓦斯来源特征,得出采动过程中卸压瓦斯富集区的运移特征,提出了煤层卸压瓦斯优势通道概念,为缓倾斜煤层工作面卸压瓦斯抽采提供了理论依据。（5）基于超前工作面高位钻孔抽采卸压瓦斯中存在的问题,重点分析了高位钻孔稳定性和抽采卸压瓦斯效果的平衡点。结合高位钻孔和高抽巷抽采卸压瓦斯方法的优点,提出了外错高位巷抽采方法,为卸压瓦斯治理提供了一种高效的抽采方法。研究掌握了缓倾斜煤层覆岩采动裂隙时空演化机理,建立了覆岩采动裂隙分布的类椭抛带数学模型,揭示了卸压瓦斯优势通道的演化机理,进一步提出了合理的卸压瓦斯抽采方法,以上研究成果在典型矿井得到了成功应用,为实现缓倾斜煤层煤与瓦斯共采提供了一定的理论基础。
申建军[4]（2017）在《顶板水害威胁下“煤—水”双资源型矿井开采模式与应用》文中研究说明我国煤炭资源储量居世界前列,作为煤炭消费大国,我国也是世界上生产原煤最多的国家。但是,我国煤矿床水文地质条件多种多样,矿床充水条件极为复杂,水害在煤矿重特大事故中所占比例高,已成为仅次于瓦斯事故的第二大杀手。据统计,全国矿井水排放量达71.7亿m3。由于矿井排水量大,昂贵的排水费用使得煤矿企业负担过重。另外,矿区的大量排水导致地下水位持续下降,煤矿区及周围地区的生产生活用水紧张;如果直接排放矿井水,则造成地表水体和地下水体污染;矿井大量疏排水易导致矿区生态环境恶化。更为严重的是,我国水资源的人均占有量仅为世界人均值的1/4,而且分布不均一,煤炭资源与水资源呈逆向分布,我国煤矿集中分布在缺水的华北和西北地区,其中70%的矿区缺水,40%的矿区严重缺水。因此,我国大部分煤矿受到顶板水害的威胁,而且在煤矿区也存在排水、供水、生态环境保护三者之间的矛盾与冲突问题。“顶板水害威胁下“煤-水”双资源型矿井开采模式与应用”针对安全采煤、水资源供给、生态环境保护之间的尖锐矛盾和冲突问题,以兴源矿和锦界矿为工程背景进行了研究,主要成果如下:（1）探讨了影响覆岩导水裂隙带发育高度的地质因素、采动因素及时间因素,以采厚、覆岩岩性为主控因素,利用32个综放开采工作面导水裂隙带高度数据样本,基于RBF神经网络建立了综放开采覆岩导水裂隙带发育高度预计模型,采用7个样本数据测试了模型的准确性。结果表明,7个测试样本预测值与真实值非常接近,基于RBF神经网络模型能够准确预测综放工作面导水裂隙带的发育高度。（2）提出了“煤-水”双资源型矿井开采的概念与内涵,进而提出了“煤-水”双资源型矿井开采的主要技术与方法。（1）“煤-水”双资源型矿井开采概念:在确保矿井生产安全、水资源保护利用、生态环境质量的前提下实施的有效的开采技术与方法,以达到水害防控、水资源保护利用与生态环境保护三位一体结合系统整体最优的目的。（2）“煤-水”双资源型矿井开采内涵:在煤炭资源开采工程中,将地下水视作资源,通过合理的开采技术方法,不仅消除其“灾害属性”的负效应,通过将矿井水资源化利用,挖掘其“资源属性”的正效应,同时尽量避免破坏扰动与煤系同沉积的含水层结构,达到煤炭和水的“双资源”共同开发与矿区生态环境保护的协调、可持续发展目的,最终实现煤矿区水害防控、水资源保护利用、生态环境改善的多赢目标。（3）提出了根据矿井主采煤层的具体充水水文地质条件优化开采方法和参数工艺、多位一体优化结合、井下洁污水分流分排、人工干预水文地质条件、充填开采等“煤-水”双资源型矿井开采的主要技术与方法。（3）高效率的长壁大采高采煤法忽视了对水资源和生态环境的影响,企业成本是不完全成本,企业利益是以破坏环境为代价的。基于完全成本理论,长壁大采高采煤法是高效率但是低效益,短壁机械化采煤法、限高开采或分层间歇开采是高效益低效率,企业最终追求目标是可持续的高效益。矿业工程是一项协调安全、资源、生态和环境的综合性工作,采煤只是其中一个子系统,厚煤层长壁一次采全高或综放采煤法追求的是高产量、高效率、高采出率,但并不考虑采后的环境负效应。基于系统论观点,煤炭企业最终追求的应是整个矿业工程系统总体效益最优最大化,而不是系统中某个子系统效益最优。当长壁大采高采煤法无法保障控水采煤时,将其优化为高效益短壁机械化采煤法（如短壁、条带、房式/房柱式等采煤法）或限高开采或分层间歇开采,在某些地质条件下又能焕发出新的生命力,不失为一种好的方法。（4）“煤-水”双资源型矿井开采模式:在“煤-水”双资源型矿井开采概念与内涵的指导下,对采煤方法和防治水技术、措施进行的优化组合,旨在建立解决采煤保水、水资源合理开发利用、生态环境保护等问题的方法集,使得矿井开采目的由之前的采煤和安全两元性向保障井下安全、合理地配置水资源、保护和改善生态环境并尽可能进行矿区生态环境建设的多元性发展。（5）开采模式包含防治水工程措施和开采技术两部分,前者是采用防、堵、疏、排、截的手段对水体进行隔离、控制、疏干、改造,后者包括长壁综采/综放开采、限高开采/分层间歇开采、短壁机械化开采和充填开采。论文基于含水层性质构建了8种顶板水害威胁下“煤-水”双资源型矿井开采模式,即:“留设安全煤岩柱+长壁综采/综放开采”模式、“留设安全煤岩柱+限高开采/分层间歇开采”模式、“边采边疏+井下洁污水分流分排+矿井水分级分质利用+长壁综采/综放开采”模式、“超前疏干+井下洁污水分流分排+多位一体优化结合+长壁综采/综放开采”模式、“人工干预水文地质条件+长壁综采/综放开采”模式、“人工干预水文地质条件+超前疏干+井下洁污水分流分排+多位一体优化结合+长壁综采/综放开采”模式、“天然水文地质条件+短壁机械化开采”模式、“天然水文地质条件+充填开采”模式。（6）论文以兴源矿四采区薄基岩区为工程背景,研究了薄基岩区新生界松散层底部含水层沉积与水文地质特征,基于Surfer软件重新绘制了薄基岩区基岩厚度等值线,提出了薄基岩区“煤-水”双资源型矿井开采的不同模式,并对房式短壁机械化开采条件下采留宽和覆岩运动规律进行了基础理论研究。（1）基于含水层厚度、粘土层占底部含水层比例、钻孔单位涌水量及渗透系数建立了松散含水层富水性分类等级,利用层次分析法确定了各指标的权重,基于可拓物元模型和Arcgis软件对薄基岩区松散层底部含水层富水性进行了等级评定与分区。根据等级评价结果可知,该区域整体富水性为中等强,在薄基岩区的西南部及东部富水性极强。（2）煤柱单侧屈服区宽度为2.22.6m,若煤柱宽度小于等于双侧屈服区宽度,则待下一个煤房开采后,煤柱整体处于塑性状态,煤柱呈“拱形”应力状态。（3）论文提出了极窄条带煤柱稳定性评价体系,包括:煤柱屈服区宽度和煤柱宽度要匹配,避免临界煤柱的出现;覆岩中存在主关键层,覆岩在变形过程中能够产生离层,进而形成稳定压力拱,压力拱支撑拱上方的覆岩重量;屈服煤柱具有足够的强度支撑扩大压力拱下方的覆岩重量。（4）若采用“人工干预水文地质条件+超前疏干+井下洁污水分流分排+多位一体优化结合+长壁综采/综放开采”模式,则需在井田西北边界实施帷幕注浆,预先截取地下水的补给;若采用“天然水文地质条件+短壁机械化开采”模式,则采5留4、采5留5、采6留5等方案具有可靠的安全系数。（7）煤层埋藏浅、基岩薄、顶板上覆有富水性较强的松散孔隙水、风化基岩裂隙水或烧变岩强富水区,是陕北侏罗纪煤田易发生顶板溃水溃砂事故的主要条件。论文以锦界矿为工程背景,建立了溃水危险区和溃水溃砂危险区煤层——隔水层——含水层空间赋存关系,探讨了“煤-水”双资源型矿井开采模式的可行性,基于FLAC3D软件研究了不同采煤方法的煤层覆岩导水裂隙带发育高度规律。（1）在新近系保德组与第四系离石组隔水层缺失的薄基岩区,煤层与含水层之间的岩（土）层的隔水性受采动影响后的控水控砂能力均减弱甚至消失。（2）基于数值模拟结果,建立了研究区域导水裂隙带高度与条带开采采宽之间关系,即Hli=0.01995x2-1.08809x+24.36,其中,Hli为导水裂隙带发育高度,m;x为条带开采采宽（25≤x≤70）,m。当采用窄条带（10<x<25）开采时,导水裂隙带为7.1m,即只有直接顶垮落带。当采用极窄条带（5≤x≤10）开采时,顶板形成类似“梁”的结构,直接顶可以暂时稳定几天,之后同窄条带类似形成垮落带。（3）当充填体弹性模量0.05GPa、0.1GPa、0.2GPa、0.4GPa时,煤层覆岩导水裂隙带发育高度最大值分别为34.4m、16.2m、9.6m、7.1m。随充填体弹性模量增大,导水裂隙带发育高度逐渐趋于稳定,两者关系为:Hli=Ef-0.5025（Hli为导水裂隙带发育高度,m;Ef为充填体弹性模量,GPa）。当弹性模量较小时,充填开采煤层覆岩中存在两种类型的裂隙,即上行裂隙和下行裂隙,且均是因为覆岩下沉过程中拉应力超过岩层最大抗拉强度产生的。
张锦旺[5]（2017）在《综放开采散体顶煤三维放出规律模拟研究》文中提出散体顶煤放出规律作为综放开采基础研究中的重要问题之一,其本质是非理想松散介质的流动问题,在理论上给出严格的数学表达或者力学求解难度很大,故本文主要采用相似模拟试验与数值模拟计算的手段,对综放开采散体顶煤的放出规律进行深入研究。首先,通过三维相似模拟试验和三维离散元数值计算,对综放开采中支架的存在对顶煤放出体形态的影响进行了深入分析;其次,研究了复杂条件下,工作面倾角和仰/俯采角对顶煤放出规律的影响;最后基于BBR体系进行了提高顶煤采出率的工艺研究。研究结果具体如下:（1）将综放开采顶煤放出的煤岩分界面（Boundary）、顶煤放出体（Body）、顶煤采出率与含矸率（Ratio）统一进行研究,建立顶煤放出规律的BBR研究体系,详细研究了相互之间的影响与制约关系,有助于更深层次地探索综放开采散体顶煤三维放出规律。基于BBR体系研究了放煤过程中煤岩分界面形态以及支架和移架对其影响,提出了煤岩分界面演化的简化抛物线模型。放出体可以分为发育不完整、基本成熟和成熟三个发育阶段;支架掩护梁影响会使放出体前部发育较快,始终超出椭球体范围,放出体是一被支架掩护梁所切割的非椭球体,称其为切割变异椭球体。切割变异椭球体主要有“斜切成面”、“差异流动”、“超前发育”三个特征,这三个特征分别是由于支架自身几何属性、松散介质流动局部化、散煤内外摩擦角差异引起的。（2）放煤起始煤岩分界面是放煤的边界条件,放出体在煤岩分界内发育,会放出纯顶煤,一旦与煤岩分界面相交,就会有岩石混入,混入的岩石首先出现在放出体靠近采空区一侧的中部,然后向上下方向发展,其中以向上方向发展为主。为了提高顶煤采出率,应尽可能地扩大放出体与煤岩分界面的相切范围,由于放出体形态不易控制,提出了通过放煤工艺与参数调整,进而控制煤岩分界面形态来提高顶煤采出率的思路。放煤过程中待放顶煤区域始终处于采空区岩石与支架顶梁形成的拱形挤压强力链下部,处于相对卸压区,且在放煤口附近顶煤易成拱,所以放煤过程中,要控制好支架位态,同时支架尾梁要适当摆动以提高放煤速度。（3）综放开采中,支架存在会导致顶煤放出量减少,对金属矿椭球体理论中关于放矿量的计算公式进行修正,提出了综放开采顶煤放煤量的计算公式。首次在室内三维相似模拟试验中,观察到综放开采顶煤放出体在发育过程中存在向支架前方“超前发育”特征,验证了BBR体系中关于切割变异椭球体主要特征的描述。通过对比试验的方法,证明放出体“超前发育”现象是由支架存在而引起的。从偏心率和偏转角出发,对顶煤放出体的“超前发育”特征进行了深入分析;揭示了偏转角与放出体高度之间的关系。首次提出了基于参数?的支架影响程度等级划分方法。采用PFC3D数值模拟软件对顶煤放出体的“超前发育”特征和以及综放开采顶煤放出体体积计算公式的正确性进行了验证,计算结果与物理模拟试验相吻合。（4）初始顶煤放出体的体积随着工作面倾角的增大而增大,且当工作面倾角大于松散煤体的自然安息角后,放出体体积的增大速率明显加快;顶煤放出体在沿工作面方向上的断面可近似为一长轴竖直的椭圆形,在相同的起始煤岩分界面下,该椭圆的长短轴随工作面倾角增大而增大、偏心率随倾角增大而在0.760.81区间内平稳波动。随着工作面倾角的增大,上端头侧的煤岩分界面逐渐靠近重力线,且其形态也逐渐变得平缓而绵长。顶煤采出率随工作面倾角的增大呈现出先增大后减小的变化特征,在倾斜、急倾斜条件下,采用普通放煤方式的顶煤采出率低于水平、近水平条件,在现场生产中应当对倾斜、急倾斜综放开采放煤方式进行针对性的优化。（5）近水平煤层综放开采顶煤放出过程中,工作面倾角的存在使得放煤量从工作面上端头到下端头逐渐增加,含矸率相应降低;下端头放煤效率;发现近水平煤层顶煤采出率沿煤层走向不同区域呈动态演化过程,且沿煤层倾向具有周期性分布的特点,揭示了顶煤采出率的三维分布特征;煤矸放出体体积随放煤高度增大呈幂函数关系增大;顶煤采出率和含矸率随放煤时间呈阶段性变化特征;不同放煤方式的模拟结果表明,间隔放煤有利于提高放煤量和顶煤采出率,在近水平煤层综放开采中建议采用间隔放煤。（6）急倾斜厚煤层走向长壁综放开采顶煤采出率沿煤层倾向呈“几”字形分布规律,顶煤放出体向工作面上端头发育趋势明显,放出体“枣核状”形态和煤岩分界面非对称性的相互作用导致的上下端头煤损差异,是急倾斜厚煤层综放开采顶煤采出率呈“几”字形分布的根本原因。数值计算和现场实测结果亦服从顶煤采出率的“几”字形分布规律。依据顶煤采出率的“几”字形分布规律,提出了适当减少下端头不放煤支架数目、增加工作面长度等针对性的措施建议,以提高急倾斜煤层综放工作面的顶煤采出率。（7）在仰/俯斜顶煤放出体形态的各影响因素中,重力是主导因素,支架存在是辅助因素,而仰/俯采角则对放出体形态影响甚微。在相同的起始煤岩分界面下,顶煤放出量随仰采角的增大而增大,随着俯采角的增大而减小,但放出体形态均为切割变异椭球体。随着仰采角的增大,终止煤岩分界面由缓变陡,顶煤重力沿煤层走向分力的增大导致顶煤流向采空区成为残煤的概率变大;同时原本无法放出的部分超前顶煤也会因仰采角存在而被大量放出,两者的相互作用使得顶煤采出率随仰采角的增大呈现出先减小后增大的变化特征。随着俯采角的增大,终止煤岩分界面中部向采空区侧凸出的特征越来越明显,使得采空区的矸石逐步出现超前混入现象,故顶煤采出率随俯采角的增大基本呈现出逐步减小的变化趋势。（8）仰斜综放开采顶煤放出过程中,放煤量与含矸率呈现出显着的负相关关系;和水平综放相比,仰斜综放顶煤采出率沿煤层走向的分布呈现出充分放出区向前偏移的特征;仰采角的存在对顶煤采出率沿煤层倾向的分布影响不大;沿煤层垂直方向采出率随距底板高度的增大而减小。运用自主研制的顶煤运移跟踪仪,对瑞隆矿1201仰斜综放工作面顶煤采出率进行现场实测,结果表明仰斜综放不同层位顶煤放出顺序大致为高位→低位→中位,且由于高位顶煤向采空区后方运移成为残煤的概率较大,其采出率低于中、低位顶煤。（9）采用多口同时放煤的方式可提高顶煤采出率,多回收的部分主要来自于工作面中部的中高位顶煤;随着放煤口长度的增大,放出体体积呈线性增大且初始矸石混入点向放煤口上方移动,终止煤岩分界面形态逐步呈现出向已放煤侧凸出的特征;采用分段逆序放煤方式可使下端头顶煤采出率提高13.98%,且可在正、逆序段衔接处可形成有利于放出体发育的煤岩分界面形态,减少了采空区残煤;逆序段放煤量增长率随逆序段长度增大呈现出先增大后减小的趋势;采用分段逆序双口同时放煤方式,可达到同时提高工作面中部和下端头顶煤采出率的目的。
王朋飞[6]（2017）在《非充分采动采空区与煤岩体采动应力协同演化机理》文中进行了进一步梳理我国厚煤层长壁开采主要包括放顶煤开采、大采高开采、分层开采和错层位开采。目前各开采方式下采空区与实体围岩尤其采空区边缘附近采动应力分布规律的研究和认识尚显不足,而这些研究对区段巷道布置、设计及支护策略尤为重要,特别是对近年来越来越流行的沿空巷道及采空区内巷道等相关技术来说具有重要理论与实际意义。随着开采深度和开采强度的增加,受高地应力、强采动、煤层倾角等地质条件以及回采率和环境等多方面因素的影响,普通留煤柱区段巷道的布设和支护难度日趋增大,支护要求和成本日益提高,巷道大变形、冒顶、岩爆等安全事故频发,巷道返修量大,严重制约着煤矿安全高效生产。研究各类开采方式下采动应力（尤其采空区边缘附近应力场）分布规律对采空区巷道及沿空巷道围岩控制具有重要的理论意义和实用价值。论文分别以镇城底矿和唐山矿为实际工程背景,通过理论分析、相似模拟、数值模拟和现场实测分别研究了水平煤层和倾斜煤层非充分采动采空区与煤岩体采动应力协同演化机理。主要内容及结论如下:（1）以现有岩层控制理论和开采经验为基础,通过建立采场空间岩层移动模型、理论应力分布模型研究分析得出:采动应力的平衡是采空区与实体煤岩体相互影响、共同作用的结果,一方应力发生改变,必然引起另一方应力的重新调整,二者协调作用,共同完成应力分布的稳定和平衡,采空区与煤岩体采动应力具有协同演化特性;采空区响应对实体煤岩体的应力分布及破坏范围具有重要影响,采空区应力（尤其与煤岩体较近处）增大时,支承压力峰值降低,峰值点前移,反之支承压力峰值升高,峰值点后移。（2）工作面布置不同则工作面构型、采空区形态和煤岩（柱）体形态不同;水平煤层常规放顶煤、大采高及分层开采工作面关于中心线对称,采空区发育、覆岩移动、采动应力分布也关于中心线对称,错层位非对称工作面却产生相应的不对称结果,缓坡段采空区应力较大,支承压力较小;错层位巷顶沿空巷同时不受固定和超前支承压力影响;分层开采第一分层时采空区应力较大,支承压力较小;大采高两端起坡处局部采空区应力较常规方法高,但比分层开采略低;（3）采空区—老顶大结构—煤岩体协同体系决定着采空区边缘岩体结构和采动应力分布;错层位巷顶沿空巷道处于老顶大结构之下的保护区,该巷道上方存在矸石垫层进行能量和应力耗散,避免巷道动压影响,应力被转移至采空区矸石和实体煤前方;一定限度内,老顶回转下沉量小,则其下采空区承重大,围岩支承压力小;得到老顶关键块下沉量及其下采空区矸石压缩量的计算方法。（4）研究中将相似模拟试验与数值模拟试验结合起来,数值模拟参考了相似模拟得到的岩体运移形成的结构,其中垮落角用于数值模拟。数值模拟和开采实践经验证明上覆岩层垮落运移产生垮落线和垮落角;工作面开采宽度一定时,垮落角越大,采空区应力越大,实体围岩中的应力越小,垮落角影响显着;错层位内错式搭接工作面宽度比常规工作面长,采空区应力较大,支承压力则减小;得到水平条件下工作面宽度L、最上部关键层跨度L1与垮落角θ之间的关系式;（5）以极限平衡法为基础,通过建立极限平方程,推理得到错层位采煤法煤（柱）体极限平衡区宽度表达式;分层开采第一分层时采高降低、大采高和错层位开采由于各自起坡均导致煤柱极限平衡区宽度下降;数值模拟显示煤（柱）体塑性区宽度与煤（柱）体某层面在煤（柱）体内所处高度有关,自煤层顶面至煤层底面煤柱塑性区宽度增大,且认为与垮落角影响有关。（6）数值模拟显示不考虑采空区会造成支承压力偏大,岩体破坏范围偏大,应力集中区位置降低;考虑采空区响应,水平煤层开采各开采方式均会在采空区两侧上部实体煤岩层中出现近似竖条状分布的高应力集中带,且应力集中程度上部岩层比煤层大得多,应力最集中区并非当今多数模拟结论得出的位于煤层中的结论;分层开采第一分层时,采空区承载比其它方法大,应力集中区范围小,破坏范围小;采高减小,则煤层上方岩体中的高应力竖条状高应力集中带高度降低;无论何种方法采空区边缘都为整个回采系统应力最低区;垮落线两侧岩体反向剪切造成煤层上方若干岩层及底板“/”形破坏延伸,方向大致与垮落线方向共线,由此造成的应力转移与流向也使错层位巷顶沿空巷道围岩塑性区范围较小。（7）倾斜条件下岩层垮落运移及采空区发育具有非对称性,采动应力分布亦不对称;相似模拟显示常规放顶煤工作面下端形状变化较突然,可能导致关键块下方一定范围内出现应力链断开或局部应力消失（为零）的现象,造成实体围岩或区段煤柱应力大;数值模拟得出常规放顶煤工作面下部岩体应力集中区距煤层较远,上部岩体高应力区却位于煤层中;错层位工作面下端部形状圆滑过渡,采空区矸石均匀平稳分布于水平段,承载面大,应力连续传递,采空区应力较大,围岩支承压力较常规放顶煤低,避免地下空间结构急剧变化可有效避免应力急剧变化;错层位搭接处下方沿空巷道围岩应力大幅低于原岩应力,且围岩也较完整,在该处掘巷对围岩扰动和破环影响小。（8）倾斜条件下采空区上部应力接近于零,下部采空区应力大,单个错层位工作面采空区有所抬高,对减小关键层挠度有利,覆岩易保持稳定;建立了倾斜煤层采空区和覆岩结构模型,通过奇异函数求得采空区矸石体作用下关键层挠曲变形表达式;常规放顶煤受煤柱隔离难以达到充分采动,尤其深部开采条件下采空区应力小,应力集中于煤柱,同时造成地面波浪起伏,对建筑物保护不利;而多个错层位工作面形成的连续采空区有利于形成充分采动,采空区应力较常规放顶煤开采大,实体围岩的应力相应降低,且可形成充分采动,有利于地面平缓均匀下沉;与煤柱相邻的常规放顶煤接续面巷道煤帮应力集中系数高是造成较大采深条件下巷道变形、片帮严重及动压事故频发的重要原因。（9）错层位现场应用及实测证明了采动应力协同演化现象;错层位搭接处巷顶沿空巷道的顶板及两帮应力和巷道变形均不随超前距离变化而变化,应力大幅低于原岩应力,变形保持在较低的稳定水平,不受固定与支承压力的影响,围岩环境与深度无关,现场支护和围岩控制效果好,回采率大幅提升,经济效益好;倾斜煤层条件下采用错层位巷道布置是解决工作面设备防倒防滑、机头三角煤割不透、刮板输送机与转载机搭接远等难题的有效途径;错层位开采将放顶煤和分层开采工艺融入一个回采系统,但实用价值却得到大幅提升,借助分层开采的局部原理却实现了完全无煤柱。
孙强[7]（2016）在《急倾斜近距煤层群保水开采机理与岩层控制研究》文中指出论文针对急倾斜煤层开采覆岩活动规律和顶板控制的研究展开行文,结合新疆碱沟煤矿特厚煤层赋存的特征和地质条件,提出了针对于急倾斜煤层开采提出的保水开采概念,分析了急倾斜煤层的含水层和水源补给,并采用数值计算方法分析了影响保水开采导水裂隙通道的主要因素,并综合采用现场调研、理论分析以及现场的工业性实验的研究方法,对急倾斜特厚煤层的覆岩活动规律,坚硬顶板的控制技术以及特厚煤层的顶煤弱化技术进行了分析和研究。论文主要的研究内容如下:（1）分析了急倾斜煤层的含水层和主要补给水源,并针对于含水层的扰动破坏,通过数值计算方法分析了影响急倾斜煤层导水裂隙发育的几个主要影响因数和顶板的运移规律,并针对于三个补给水源采用了相关的措施进行保水（2）分析了碱沟煤矿在回采多个分段后,由于顶板悬露面积过大周期性性的来压很可能会造成工作面大的冲击事故。采用深孔顶板预裂爆破的顶板处理方式,对碱沟煤矿的4301和4501两个工作的爆破参数进行了计算和选择。并采用微震监测系统对深孔预裂爆破效果进行了检验。（3）碱沟煤矿顶煤坚硬,积聚较高的弹性能,应力集中放落困难。对特厚顶煤采取爆破弱化处理,保证顶煤的快速高效放落。为提高回采的速度,同时避免顶煤的放落造成顶板弹性能的积聚,提出对+518水平两工作面进行预裂爆破,根据实践对炮孔装药封孔参数不断优化。4501工作面夹矸较厚,回采期间对45号煤层进行注水软化,然后再进行顶煤的松动爆破。
宋平[8]（2016）在《斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究》文中研究表明论文以斜沟矿13#厚煤层错层位外错式沿空掘巷为研究背景,从回采率、巷道围岩应力分布与稳定性、沿空巷道位置以及沿空掘巷支护技术等方面对错层位外错式沿空掘巷技术展开研究,论文研究中综合采用了包括理论分析、室内相似模拟、计算机数值模拟以及现场实测等研究方法。论文首先从大形势即煤炭对我国能源的重要性入手,分析了我国煤炭工业存在的问题。在此基础上,结合论文研究的重点内容,对沿空掘巷技术与厚煤层一次全高开采的国内外研究现状进行资料整理与分析。错层位巷道布置采煤方法能够实现真正意义的完全无煤柱开采,但长期以来的研究主要集中在内错式巷道布置,由于其具有分层开采下分层内错式巷道布置的特点,支护方式只能以被动支护形式为主,影响其巷道的掘进速度以及工作面之间的采掘接续。因此,为了解决错层位内错式巷道布置存在的问题,论文基于错层位外错式巷道布置结合沿空掘巷技术展开研究,在此基础上,确定了论文研究内容、方法与技术路线。1、通过对斜沟矿13#厚煤层错层位外错式采煤法在留设13m煤柱时,巷道围岩变形及煤柱应力进行现场实测,得到如下几个结论:（1）通过对回采工作面50m和60m处的巷道顶板和60m处的煤帮进行了钻孔窥视,发现斜沟矿错层位外错式留设13m煤柱时,巷道围岩结构复杂,巷道支护困难,在钻孔窥视的基础上,对巷道围岩进行了加强支护。（2）通过对斜沟矿外错式巷道在加强支护后巷道围岩表面位移现场实测,发现斜沟矿错层位外错式留设13m煤柱时,巷道围岩变形依然严重,且巷道围岩变形受采动的影响较大。（3）通过对斜沟矿外错式巷道煤柱支承压力分布规律现场实测,发现煤柱受采动影响较大,采动影响范围为40m左右,在留设13m煤柱时,煤柱整个范围内都处于塑性区。通过对现场实测研究分析发现,斜沟矿13#厚煤层错层位外错式采煤法,采用留设13m煤柱开采方案存在一定的不合理性,为此,需要对其进行重新优化设计。2、为了确定错层位外错式沿空巷道位置,首先须对错层位起坡段下方三角煤体的稳定性展开研究,本部分得到的具体研究成果包括:（1）分析了起坡段对回采率的影响,确定了不同起坡段存在的必要性。在此基础上,建立了错层位起坡段下方三角煤体力学模型,采用极限平衡理论对三角煤体宽与高的关系进行了研究,得到了处于极限平衡状态起坡段内煤体的承载表达式:e1-同时得到极限平衡区宽度与三角煤体高度之间的关系:分析公式发现,随着三角煤体高度的增加,满足极限平衡的煤柱宽度也同样随之增加,仅仅从三角煤体自身力学特性来看,三角起坡段的横向尺寸满足极限平衡的要求,也即三角煤体内存在破碎区、塑性区以及弹性区,从而可为区段煤柱提供侧向应力。但实际开采中,受支承应力的影响,会对底板一定深度产生破坏,因此进一步将三角煤体作为底板进行破坏性研究。（2）为了研究确定三角煤体的破坏深度,首先对底板破坏机理进行研究分析,建立其力学模型,通过采用断裂力学、Griffith准则推导出处于极限状态下底板破坏深度h1:由于底板是否发生破坏的主要影响因素包括应力大小,因此需要进一步确定工作面推进过程中的应力值。（3）将采场上覆关键层视为薄板模型,采用弹性薄板力学理论、平面胡克定律以及功的互等定理,对工作面在推进过程中基本顶断裂前、后基本顶对煤体的影响进行研究,确定其弯矩分布及施加的载荷。在综合考虑基本顶、直接顶与煤体三者关系的同时,对底板破坏深度进行了研究,得到其表达式为:在此基础上,确定三角底煤稳定性的原则,即通过h1与起坡段高度进行对比,在[3.5m,h1]范围内的三角煤体均处于破坏状态,认为不会对工作面间区段煤柱提供侧向应力,[h1,10.5m]则处于弹性状态,可对区段煤柱提供侧向应力。3、在前述研究的基础上,重点对错层位外错式沿空掘巷实施的关键技术展开研究,包括区段煤柱稳定性的力学研究、巷道位置的选择与支护技术三个方面,得到的具体研究结论如下:（1）首先对错层位外错式沿空掘巷实体煤一侧稳定性进行研究分析,发现:（1）方案1,由于三角煤体处于完全破坏状态,因此其对实体煤一侧完全没有侧向应力,实体煤一侧仅受到巷道支护提供的侧向支护阻力Px;方案2与方案3,由于起坡段高度增加,三角煤体可对实体煤一侧提供一定的侧向应力,理论上认为方案3完全沿煤层顶板布置回采巷道,实体煤承受的侧向应力范围最大,利于接续工作面开采时区段煤柱的稳定。（2）结合不同三角煤体对实体煤一侧支承应力的影响,利用极限平衡理论解得巷帮距煤柱极限强度处的距离为:结合不同起坡方案进行计算分析,得到沿煤层顶板布置回采巷道实体煤一侧的稳定性最好的结论。（2）在对实体煤稳定性研究的基础上,结合巷道布置围岩状态与应力分布情况发现,错层位外错式巷道位置可沿采空区布置实现完全无煤柱开采,其特点包括:（1）巷道虽然沿着煤层底板布置,但围岩处于完整与稳定的状态,利于巷道的掘进与维护;（2）受高位煤层的影响,高位煤层处于破坏范围,且距离接续工作面相邻巷道45m,接续工作面相邻巷道处于低应力范围内,同样利于巷道的掘进与维护。（3）接续工作面上覆煤层存在弹性区,虽然高位煤层属于破坏区,可在上一工作面相邻巷道对其巷帮进行加强支护,从而为接续工作面相邻巷道采用锚杆-索进行主动支护的实施提供条件。（3）在对沿空巷道位置选择的基础上,结合“极限自稳平衡拱”理论对支护技术展开研究,得到如下结论:（1）推导出极限自稳平衡拱的最大高度:并提出了巷帮的稳定性对顶板极限自稳平衡拱的高度具有较大影响,不同三角煤体对巷道顶部的支护存在差异。（2）提出了错层位外错式“相邻巷道的联合支护技术”方案。发现错层位首采工作面运输巷沿煤层顶板布置,与底板巷道相比,极限自稳平衡拱的高度小于沿煤层底板布置的全煤巷道,从理论上认为有利于支护。考虑接续工作面相邻巷道沿运输巷实体煤帮侧布置,两巷之间在横向上不存在煤柱,纵向上存在较厚的煤层,因此可对沿煤层顶板布置的运输巷的实体煤帮进行加强支护,从而为接续工作面相邻巷道顶板支护采用锚索的悬吊等理论提供悬吊点,确定运输巷实体煤帮的支护以锚杆-索为主,采用全段锚固,同时在巷道实体煤帮打两排4m深孔,进行注浆（固安特）,将浅部煤层形成一个整体。（4）最后,结合斜沟矿工程背景进行巷道支护技术分析,得到如下结论:（1）采用错层位外错式巷道布置沿空掘巷技术,巷道支护的难点仍在于原岩应力区全煤巷道,由于煤层较软且承受原岩应力,其极限自稳平衡拱高度较大;（2）错层位沿煤层顶板布置的巷道由于直接支护的对象是顶板岩层,其力学强度大,因此其稳定性好,自稳平衡拱的高度较低;（3）错层位外错式完全无煤柱沿空掘巷虽然仍是全煤巷道,但其在极限平衡区下方的弹性实体煤内布置,因此承载较低,其自稳平衡拱高度为1.48m,对于采用主动支护方案有利。为了对比,补充了传统沿煤层底板巷道布置的沿空掘巷方案进行对比,如采用传统沿煤层底板沿空巷道布置,自稳平衡拱的高度为5m。对比分析发现,采用沿煤层底板巷道布置沿空掘巷技术时,采用常规的锚杆支护无法满足自稳平衡拱的高度,因此只能依赖被动支护或者采用增加锚索的支护密度来保证巷道的稳定。4、斜沟矿错层位外错式沿空巷道布置室内相似模拟实验研究（1）首采工作面开采时,随着倾斜长度的增加,覆岩运动高度、侧向支承应力峰值和影响范围也随之增加,但实验中发现,沿空掘巷位置处应变片的应力集中系数虽然有所增高,但增加幅度较小,且低于原岩应力值,认为受首采工作面的影响较小;（2）随着接续工作面倾斜长度增加,其覆岩运动特征与首采工作面相似;煤柱随着工作面长度增加,逐渐由稳定状态变为失稳,当煤柱尺寸从15m-10m时裂隙大量生成,当煤柱尺寸为8m时,煤柱发生整体破坏失稳;（3）接续工作面开采期间,通过对首采工作面完全沿空掘巷位置处应变片的数据收集与整理,发现其应力有进一步增加的趋势,但应力值增加较小,其最大应力集中系数仅为0.45。5、斜沟矿错层位外错式沿空掘巷数值模拟研究（1）综合分析了不同起坡高度三角煤体的稳定性,发现随着起坡高度增加,下方三角煤体的稳定性增强,且整体处于应力降低区。（2）综合分析了不同起坡高度三角煤体对实体煤侧的稳定性,发现随着起坡段高度增加,实体煤一侧极限平衡区范围减小,弹性区范围进一步增加。（3）在确定起坡段高度为10.5m对实体煤的稳定性最优前提下,对不同尺寸煤柱的稳定性展开进一步研究,发现完全沿空掘巷三角煤体一侧破坏范围最小,可实现有效控制巷帮,围岩应力集中系数也最小,即对巷道围岩的支护强度要求最低,同时完全沿空掘巷可通过对上一工作面运输巷实体煤帮一侧加强支护改善围岩状态,从而实现锚杆+锚索的主动支护方案。6、斜沟矿错层位外错式巷道沿空掘巷支护技术研究结合前述理论分析、相似模拟和数值模拟研究分析结论,对斜沟矿错层位外错式巷道及相应的支护技术方案进行优化,提出了将错层位起坡段高度增加至10.5m、采用错层位外错式完全沿空掘巷以及“相邻巷道的联合支护技术”方案,并采用数值模拟方法进行验证,优化方案提高了煤炭采出率,同时围岩应力和巷道变形量都有很大程度的下降,达到了优化的目的。论文取得以下创新点:（1）采用极限平衡理论对三角煤体宽与高的关系进行了研究,得到了处于极限平衡状态起坡段内煤体的承载表达式:同时得到极限平衡区宽度与三角煤体高度之间的关系:（2）综合考虑基本顶、直接顶与煤体三者的关系的同时,对底板破坏深度进行了研究,得到其表达式为:（3）发现采用错层位外错式沿空巷道布置,当回采巷道沿煤层顶板布置,下方实体煤受到起坡段三角煤体的侧向支承作用,接续工作面相邻巷道完全无煤柱沿空掘巷时,巷道一侧三角煤体属于弹性区,巷道围岩完整性好,且承载较小。（4）提出了错层位外错式“相邻巷道的联合支护技术”方案,即采用锚杆+7.5m锚索+注浆,采用全段锚固,在巷道实体煤帮打两排4m深孔,进行注浆（固安特）,将浅部煤层形成一个整体,对实体煤一侧巷道进行主动加强支护,为接续工作面沿空巷道顶板采用锚杆-索的悬吊提供悬吊点。
常中保[9]（2015）在《无煤柱开采保护层覆岩裂隙发育及瓦斯抽采技术》文中进行了进一步梳理论文针对错层位开采覆岩采动裂隙的生成与发育、被保护层的卸压效果及煤与瓦斯共采技术体系的建立与回采工艺的优化展开研究,采用理论分析、数值模拟、相似模拟实验以及现场实测等内容综合展开。首先,对厚煤层一次全高开采以及错层位单个工作面开采覆岩稳定与破坏展开研究,取得如下主要研究结论：（1）工作面回采对上覆岩层破坏高度是关系到瓦斯抽采的关键间题,因此首先对厚煤层一次全高开采覆岩的破坏高度进行确定,提出了基于关键层理论的覆岩三带划分方法,并对实际情况进行计算,通过与现场实测成果进行对比分析,认为新方法的判定结果更接近实测值。（2）在确定一次全高开采覆岩三带划分的基础上,针对错层位无煤柱开采多个搭接工作面体现出单一超长工作面的特点,首次提出错层位无煤柱搭接工作面覆岩三带划分的方法。（3）对于工作面开采倾斜方向覆岩采动裂隙的生成研究,首先采用破断梁理论进行,将首采工作面倾斜方向覆岩视为两端固支梁,给出了固支端的弯矩表达式以及破断准则,并认为工作面倾斜方向两端覆岩采动裂隙的高度基本相同,其内部任意一点应力表达式为：σ=Mh//J7/q/12（6Lx-6x2-L2）h’/J7并给出生成裂隙的准则为：6x2-6Lx+L2+/2（σ-X）h2/qtgφ≤0由于首采工作面沿倾斜方向两端均处于固支,因此认为首采工作面两端出现裂隙高度相同且基本对称。当开采错层位内错式无煤柱接续工作面时,由于两工作面之间无煤柱,岩梁相当于处于一端固支、一端悬臂的状态,其内部应力为：σ=3ql2/h2（l/h+3ql4/2Eh4-1）得到顶板出现裂隙的准则为：3ql2/h（l/h+3ql4/2Eh4-1）≥（σ-C）ctgφ在此基础上进一步给出顶板产生裂隙的位置,即岩层出现位移S,且S满足：S=hε=3ql2/Eh（l/h+3ql4/2Eh4-1）为了进一步反映随着工作面采动对覆岩稳定性的影响及裂隙的发育特点,采用弹性薄板力学模型重点对工作面两侧进行建模,分析其内部的应力与尺寸对裂隙发育的影响,得到如下结论：（1）首采工作面两侧实体煤侧对称出现裂隙,且应力大小基本相同,顶板初次断裂前两侧最大应力为：σ=-0.3qa2/h2相应的出现裂隙的工作面回采参数为：顶板发生断裂后,沿工作面倾向两侧最大应力为：σ=0.3378qa2/h2相应的出现裂隙的工作面回采参数为：基本顶发生断裂前后应力出现较小的变化,认为工作面倾斜方向两侧环形裂隙发育变化不大,当接续工作面开采后,由于两工作面之间无煤柱搭接,因此搭接处上方顶板不再出现新的裂隙,且随着上覆岩层的压实,部分裂隙会闭合,两个工作面体现单一工作面的特点,即在形成搭接的多个工作面的两侧出现裂隙区,其应力分布为：σ=1.854qa2/h2相应的出现裂隙的工作面回采参数为：接续工作面的基本顶发生初次断裂后,其应力分布为：σ=1.962qa2/h2相应的出现裂隙的工作面回采参数为：对比两工作面发现,接续工作面开采后,靠实体煤一侧的应力是首采工作面的6倍,因此认为错层位开采首采工作面与传统采煤方法相同,而由于取消区段护巷煤柱,接续工作面靠实体煤一侧的应力大,因此裂隙发育更加充分。（2）进一步对采场横向裂隙的发育规律展开研究,发现首采工作面开采期间,覆岩垮落压实,形成“O”型圈,接续工作面开采期间,由于无煤柱,覆岩垮落带与首采工作面形成一个整体,且随着工作面开采范围的增加而逐渐增大,整个采空区的形态表现为“O-L-O”型。在前述研究基础上,进一步对留煤柱与无煤柱开采保护层对被保护层的卸压效果进行研究,得到如下研究结论：（1）传统留煤柱护巷开采保护层,煤柱尺寸直接影响到与保护层对应的被保护层区域,煤柱中部存在原岩应力区的前提下,被保护层相应存在四个区：原岩应力区、应力增高区、部分卸压区及充分卸压区。（2）在采用错层位巷道布置开采保护层,由于相邻工作面之间实现完全无煤柱搭接,因此多个相邻工作面体现出单一工作面特点,被保护层中相应位置仅仅存在充分卸压区,且被保护层经历多次采动影响,卸压更充分。（3）进一步结合留煤柱护巷开采保护层,借鉴突变理论对留煤柱巷煤柱的合理尺寸进行公式推导,认为当留设煤柱的屈服区超过煤柱的88%就会有发生突变的可能性,在此,从实现被保护层充分卸压的角度出发,确定留设煤柱发生突变、破坏对于被保护层的连续、充分卸压有利,给出煤柱留设的合理尺寸为：a=[25mξ/22flnfR+kt/kt[1+f（1/ξ-1）ctgφ]|煤柱发生失稳的相应时间为：t=η/ElnE+λKdHaL=25mξL/22flnfR+kt/kt[1+f（1/ξ-1）ctgφ]η/ElnE+λ/Kdm工作面的推进速度需要满足：v≥÷22fE/25mξη/lnfR+kt/kt[1+f（1/ξ-1）ctgφlnE+λ/Kdm在此基础上,确定相应的开采顺序依次为：工作面1→工作面4→工作面2→工作面5→工作面3,相应的卸压区域包括在保护层开采工作面1时,被保护层仅仅形成卸压区域1,当保护层开采完工作面4与开采完工作面2后,形成卸压区域2,当保护层开采工作面5时,由于保护层工作面1与工作面2之间的煤柱发生破坏,在被保护层中形成卸压区域1-2。同理,在开采完保护层工作面3,将会形成被保护层卸压区域1-2-3,这样,考虑保护层工作面4与保护层工作面5的卸压效果,将在被保护层形成连续卸压区域。相应的保护范围,与传统护巷煤柱向比,充分卸压区域随着保护层工作面1的开采,被保护层的卸压范围由1’=L-2hctg6增加到保护层工作面2开采后的1"=2L+a-2hctgδ。（4）如采用错层位开采,与留煤柱相比,第一,可提高回采率；第二,不存在煤柱失稳带来的支护上的难题；第三,可避免煤柱不能及时垮落而影响被保护层的卸压效果。为了验证前述理论研究成果,先后对保护层开采进行了相似模拟实验与计算机数值模拟实验研究,研究中得到如下结论：（1）保护层开采过程中,随着倾斜工作面长度的增加,覆岩破坏的范围无论是横向还是纵向均增长；（2）采用错层位内错式无煤柱布置对上覆被保护层实现连续卸压有利,增加了倾斜方向的卸压范围,同时,被保护范围升高；（3）采用留煤柱护巷,煤柱造成上方被保护层存在应力升高区域,整个被保护层倾斜方向出现充分卸压范围、部分卸压区、应力增高区；（4）错层位内错式无煤柱布置接续工作面开采时,相当于增加了倾斜方向的开采范围,覆岩裂隙带发育高度增加,被保护煤层在裂隙带内的相对层位降低,认为采用错层位巷道布置对上覆被保护层的卸压更有利；（5）计算机数值模拟中,发现首采工作面开采过程中,纵向上,工作面两端巷道上方出现环形裂隙圈；横向上,工作面覆岩破坏范围为”O”型圈；（6）采用错层位内错式无煤柱布置时,接续工作面回采过程中,两工作面搭接部分裂隙逐渐压实,而在形成搭接工作面的两端出现纵向环形裂隙圈,且裂隙发育高度较单个工作面要高；横向上,接续工作面开采过程中,覆岩破坏范围经历“O-L-O"型；（7）为了进行对比,对工作面之间留设20m护巷煤柱进行数值模拟,发现两个工作面均在两端出现纵向上的环形裂隙圈,裂隙发育高度相同,小于错层位开采。结合错层位进行对比,认为留煤柱开采保护层需要每个工作面单独设置,而错层位巷道布置无煤柱开采可考虑搭接的多个工作面统一布置。最后,通过对错层位巷道布置覆岩纵向与横向裂隙及垮落特点进行总结概述,综合考虑形成无煤柱内错式搭接的多个工作面,建立了地面钻孔抽采瓦斯系统、U+L型+上向钻孔抽采瓦斯系统以及高抽巷抽采瓦斯系统,总体来看,错层位内错式无煤柱开采抽采瓦斯系统较传统留煤柱开采要简单,可大幅度节省巷道工程量。最后,结合实际工程背景开采下伏8#煤层保护上方2#被保护煤层,为了改善设计中存在的巷道工程量大、卸压范围小以及工作面瓦斯涌出量大的间题,首先提出采用错层位内错式巷道布置实现上覆2#被保护煤层,具有巷道工程量小、实现被保护层的连续卸压的特点,进一步结合工作面瓦斯涌出受日产量与推进速度的影响,进一步提出缩小保护层工作面倾斜长度（原设计长度250m,优化后125m）、增加日推进量（日进尺4.2m）的技术优化措施。
王红伟[10]（2014）在《大倾角煤层长壁开采围岩应力演化及结构稳定性研究》文中认为大倾角煤层长壁开采过程中采场围岩“关键域”的非确定性和“岩体结构”的“变异”是形成这类煤层开采岩层运动异常复杂且难以控制的关键。研究大倾角煤层长壁开采覆岩应力场形成及演化、岩体结构稳定性,奠定大倾角煤层安全高效开采理论基础,对丰富复杂埋藏条件煤层开采理论与技术具有重要意义。本文采用物理相似模拟实验、数值分析、理论分析、工程实践等相结合的综合研究方法,对大倾角煤层长壁采场覆岩运动破坏规律、应力场形成与演化特征、围岩“关键域”转化与岩体结构稳定性进行的系统研究表明:大倾角煤层开采过程中,沿工作面走向顶板运移具有时序性、不均衡性,工作面上部区域顶板最先发生垮落,垮落步距最小,下部区域顶板最后发生垮落,垮落步距最大;沿工作面倾向顶板岩梁中上部位置首先出现离层、破坏,导致顶板垮落形态向上部区域偏移,呈现出非对称拱形特征,垮落矸石沿工作面倾向滑移充填采空区,呈现下部充填压实、中部完全充填、上部部分充填的分区特征。大倾角煤层开采围岩应力重新分布,沿煤层走向呈对称拱形特征,沿煤层倾向呈非对称拱形特征,且受煤层倾角、采高等因素影响明显。在采场四周煤岩体中形成支承压力,且支承压力分布形式、大小、峰值点距煤壁距离等具有分区特性。应力分布沿煤层走向和倾向的叠加,形成大倾角煤层开采采场围岩空间应力拱壳。随着工作面推进,应力拱壳不断向采场四周煤岩体、上位岩层扩展,非对称特性显现程度增加。大倾角煤层开采覆岩在“应力-冒落”双拱作用下垮落形成非对称“拱壳”形态,“拱壳”区域岩层对覆岩活动起决定作用,称为覆岩“关键域”。沿工作面倾斜方向“关键域”转换导致形成层位不同,下部“关键域”向直接顶和伪顶岩层转移,关键岩块以直接垮落方式运移;中部“关键域”处于基本顶中下位岩层中,关键岩块运移方式为一次回转垮落;上部“关键域”向基本顶上位岩层中转移,关键岩块运移方式为二次回转垮落。沿工作面倾斜方向“关键域”关键岩块相互作用,形成倾向“梯阶”结构。不同区域不同位置“关键域”关键岩块的破坏失稳,引起覆岩空间“拱壳”结构动力失稳,“拱壳”结构失稳分为工作面上部区域壳基位置、壳肩位置、壳顶位置,工作面中部区域壳基位置、壳肩位置,工作面下部区域壳基位置等六个区域,“关键域”岩体结构变异导致工作面上部区域出现的高位失稳产生冲击性来压,工作面中下部区域低位失稳出现推垮型事故。针对枣泉煤矿120210大倾角工作面综放开采条件,分析采场“关键域”岩体结构失稳机制,建立以“支护系统工作阻力分区域控制技术、顶煤放出量分区域控制技术、工作面倾斜全长与区域分割相结合的全方位立体防护体系”为核心的围岩控制技术体系,有效控制了采场围岩岩体结构失稳,取得了良好技术经济与社会效益。
二、缓倾斜厚煤层全高开采新方法（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、缓倾斜厚煤层全高开采新方法（论文提纲范文）
（1）大倾角非线性综采面回采工艺复杂性研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 研究目的和意义 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.3.1 国内大倾角煤层开采研究现状 |
| 1.3.2 国外大倾角煤层开采研究现状 |
| 1.3.3 国内外系统复杂性研究现状 |
| 1.3.4 国内外研究综述 |
| 1.4 研究内容与技术路线 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究技术路线 |
| 2 大倾角非线性综采面割煤复杂性分析 |
| 2.1 大倾角非线性综采面割煤工艺特点 |
| 2.2 大倾角非线性综采面割煤工艺复杂性溯源 |
| 2.3 大倾角非线性综采面非线性割煤复杂性特征 |
| 2.4 大倾角非线性综采面割煤动态仿真模型 |
| 2.4.1 大倾角非线性综采面割煤动态仿真模型的建立 |
| 2.4.2 大倾角非线性综采面割煤动态仿真原理 |
| 2.5 大倾角非线性综采面割煤动态仿真 |
| 2.5.1 大倾角非线性综采面上凹段割煤动态仿真 |
| 2.5.2 大倾角非线性综采面下凹段割煤动态仿真 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 大倾角非线性综采面割煤量化仿真结果分析 |
| 3.1 大倾角非线性综采面割煤仿真结果分析 |
| 3.1.1 大倾角非线性综采面留顶切底/切顶留底规律 |
| 3.1.2 大倾角非线性综采面留顶切底/切顶留底量与溜槽位置的关系 |
| 3.1.3 大倾角非线性综采面留顶切底/切顶留底量徘徊区间的演化 |
| 3.1.4 大倾角非线性综采面留顶切底/切顶留底量值的累积 |
| 3.2 大倾角非线性综采面割煤影响因素分析 |
| 3.2.1 大倾角非线性综采面倾角对割煤的影响 |
| 3.2.2 大倾角非线性综采面刮板输送机参数对割煤的影响 |
| 3.2.3 大倾角非线性综采面采煤机参数对割煤的影响 |
| 3.3 大倾角非线性综采面非线性割煤复杂性分析 |
| 3.4 大倾角非线性综采面非线性割煤复杂性量化 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 大倾角非线性综采面支架与刮板输送机复杂性分析 |
| 4.1 大倾角上凹段综采面支架稳定性分析 |
| 4.1.1 大倾角上凹段综采面支架稳定性力学分析 |
| 4.1.2 大倾角上凹段综采面回采过程中支架状态分析 |
| 4.2 大倾角下凹段综采面支架稳定性分析 |
| 4.2.1 大倾角下凹段综采面支架稳定性力学分析 |
| 4.2.2 大倾角下凹段综采面回采过程中支架状态分析 |
| 4.3 大倾角非线性综采面刮板输送机运行复杂性分析 |
| 4.4 大倾角非线性综采面割煤、移架、推溜间的相互作用机制 |
| 4.4.1 大倾角非线性综采面回采工艺系统的协同机制 |
| 4.4.2 大倾角非线性综采面回采工艺系统的反馈机制 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 工程实例 |
| 5.1 工程概况 |
| 5.1.1 矿井概况 |
| 5.1.2 综采面煤层赋存条件 |
| 5.1.3 综采面三机配套 |
| 5.2 花山矿6143 综采面割煤仿真及优化 |
| 5.2.1 综采面割煤仿真 |
| 5.2.2 综采面割煤工艺优化 |
| 5.3 刮板输送机下滑与支架稳定性控制 |
| 5.3.1 刮板输送机的下滑控制 |
| 5.3.2 支架的稳定性控制 |
| 5.4 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 |
（2）8.8m大采高液压支架承载能力分析及实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景与意义 |
| 1.2 大采高液压支架发展状况及文献综述 |
| 1.2.1 液压支架受力分析文献综述 |
| 1.2.2 液压支架护帮功能文献综述 |
| 1.2.3 液压支架稳定性文献综述 |
| 1.2.4 液压支架有限元分析文献综述 |
| 1.3 论文研究目标、研究内容、解决的关键问题 |
| 1.3.1 研究目标 |
| 1.3.2 研究内容 |
| 1.3.3 解决的关键问题 |
| 1.4 论文研究技术路线 |
| 2 大采高液压支架承载特性分析 |
| 2.1 综采工作面矿压特性 |
| 2.1.1 煤层特征 |
| 2.1.2 采场矿压显现特性预测 |
| 2.1.3 冲击矿压的量化对比 |
| 2.2 大采高液压支架工作载荷分析 |
| 2.2.1 载荷倍数确定法(顶板垮落法) |
| 2.2.2 关键岩控制理论 |
| 2.2.3 确定支护强度 |
| 2.3 采高及倾角对支架稳定性影响分析 |
| 2.3.1 采高及倾角对支架稳定性影响 |
| 2.3.2 大采高支架稳定性的主要影响因素 |
| 2.3.3 大采高支架横向稳定性的力学模型及支架稳定控制判据 |
| 2.4 大采高工作面冒顶与片帮分析 |
| 2.4.1 上湾矿四盘区1-2煤8.8m采高工作面煤壁片帮的理论预测研究 |
| 2.4.2 上矿四盘区1-2煤8.8m采高工作面煤壁稳定的护帮力预测 |
| 2.5 大采高工作面煤壁稳定性的数值模拟 |
| 2.5.1 数值模拟方案设计及模型的建立 |
| 2.5.2 大采高开采煤壁片帮与护帮板支护模拟 |
| 2.6 8.8M采高工作面煤壁稳定性分析 |
| 2.6.1 8.8m采高工作面煤壁片帮形态的模拟结果分析 |
| 2.6.2 煤壁片帮深度与护帮强度关系的模拟结果分析 |
| 2.7 大采高液压支架型式及主要参数选择 |
| 2.7.1 国内外技术情况 |
| 2.7.2 大采高液压支架型式及主要技术参数确定 |
| 2.8 小结 |
| 3 大采高液压支架受力分析 |
| 3.1 液压支架主要部件受力 |
| 3.2 大采高液压支架整体受力分析 |
| 3.2.1 大采高液压支架受力分析模型及方程 |
| 3.2.2 大采高液压支架位姿变化 |
| 3.2.3 8.8m大采高液压支架支护强度计算 |
| 3.2.4 8.8m大采高液压支架主要部件受力计算 |
| 3.3 主要部件结构设计及强度计算 |
| 3.3.1 顶梁结构设计及强度 |
| 3.3.2 掩护梁结构设计及强度 |
| 3.3.3 底座结构设计及强度 |
| 3.4 小结 |
| 4 8.8M大采高液压支架结构应力分析 |
| 4.1 ZY26000/40/88D型掩护式液压支架三维建模 |
| 4.2 8.8M大采高液压支架有限元分析 |
| 4.3 液压支架的有限元分析及结果 |
| 4.4 主要结构应力计算数据及分析 |
| 4.5 小结 |
| 5 大采高液压支架承载能力关键技术研究 |
| 5.1 液压支架液压系统匹配性研究 |
| 5.1.1 快速供液系统的设计开发 |
| 5.1.2 循环移架速度 |
| 5.2 高强度焊接 |
| 5.2.1 Q890高强钢板的焊接性技术 |
| 5.2.2 液压支架高强钢的焊接性特点 |
| 5.2.3 Q890钢板材料化学成分 |
| 5.2.4 焊接性试验 |
| 5.2.5 焊接实验结果 |
| 5.3 关键结构技术 |
| 5.3.1 防冒顶结构 |
| 5.3.2 适用于大采高液压支架的复合护帮 |
| 5.4 小结 |
| 6 8.8M大采高液压支架样机实验 |
| 6.1 实验方法 |
| 6.1.1 实验用液 |
| 6.1.2 实验主要设备及仪器 |
| 6.1.3 实验要求及指标 |
| 6.2 样机实验数据与分析 |
| 6.2.1 主体结构件变形量检测 |
| 6.2.2 动态应变仪检测 |
| 6.2.3 实验数据与有限元数据对比分析 |
| 6.3 小结 |
| 7 总结与展望 |
| 7.1 总结 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 附录 验验证项目 |
（3）缓倾斜煤层采动卸压瓦斯储运优势通道演化机理及应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 上覆岩层裂隙演化规律研究现状 |
| 1.2.2 覆岩采动裂隙定量化研究现状 |
| 1.2.3 矿井瓦斯抽采技术研究现状 |
| 1.2.4 存在的问题 |
| 1.3 主要研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 2 不同加载方式下含初始损伤覆岩裂隙演化特征 |
| 2.1 覆岩赋存概况及微观特征 |
| 2.1.1 覆岩不同层位采动应力显现特征 |
| 2.1.2 岩石力学基础参数 |
| 2.1.3 物质成份分析 |
| 2.1.4 微观结构特征 |
| 2.2 实验方法及方案 |
| 2.2.1 试件初始损伤程度确定及表征 |
| 2.2.2 实验方案设计 |
| 2.3 不同加载方式下粉砂岩单轴抗压裂隙演化特征 |
| 2.3.1 实验过程分析 |
| 2.3.2 结果分析 |
| 2.4 不同加载方式下粉砂岩抗拉裂隙演化特征 |
| 2.4.1 实验过程分析 |
| 2.4.2 结果分析 |
| 2.5 不同加载方式下粉砂岩抗剪裂隙演化特征 |
| 2.5.1 实验过程分析 |
| 2.5.2 结果分析 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙演化物理相似模拟研究 |
| 3.1 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙演化物理相似模拟实验 |
| 3.1.1 工作面地质条件概况 |
| 3.1.2 模型搭建 |
| 3.1.3 工作面走向覆岩采动裂隙演化规律分析 |
| 3.1.4 工作面倾向覆岩采动裂隙演化规律分析 |
| 3.2 裂隙识别及分析系统研发 |
| 3.2.1 AW-SNcut图像分割方法 |
| 3.2.2 裂隙特征的定量化描述—分形与分维 |
| 3.2.3 系统结构及功能 |
| 3.3 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙演化规律定量化分析 |
| 3.3.1 工作面走向覆岩采动裂隙定量演化规律 |
| 3.3.2 工作面倾向覆岩采动裂隙定量演化规律 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙演化数值模拟分析 |
| 4.1 模型建立及方案 |
| 4.1.1 数值计算软件选择 |
| 4.1.2 模型基本条件设置 |
| 4.1.3 模拟方案 |
| 4.2 工作面走向覆岩采动裂隙演化模拟结果分析 |
| 4.2.1 覆岩采动应力变化规律 |
| 4.2.2 覆岩采动裂隙分布状态 |
| 4.3 工作面倾向覆岩采动裂隙演化模拟结果分析 |
| 4.3.1 覆岩采动应力和位移分布特征 |
| 4.3.2 覆岩采动裂隙分布特征 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙分布特征实测分析 |
| 5.1 工作面开采技术条件概况 |
| 5.1.1 工作面概况 |
| 5.1.2 高位钻孔布置依据 |
| 5.2 覆岩采动裂隙钻孔窥视实测分析 |
| 5.2.1 窥视钻孔布置方案 |
| 5.2.2 钻孔裂隙窥视分析 |
| 5.2.3 钻孔裂隙分布分析 |
| 5.3 覆岩采动裂隙特征微震监测分析 |
| 5.3.1 微震系统布置方法 |
| 5.3.2 监测结果分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙卸压瓦斯优势通道形成机理 |
| 6.1 不同加载方式下含初始损伤覆岩破断机理 |
| 6.1.1 不同开采速度下覆岩采动应力及位移特征 |
| 6.1.2 加载速率对含初始损伤岩石强度影响机理分析 |
| 6.1.3 覆岩采动裂隙扩展及闭合机理 |
| 6.2 缓倾斜煤层采动覆岩垮落机理分析 |
| 6.2.1 沿走向覆岩垮落过程 |
| 6.2.2 沿倾向覆岩垮落过程 |
| 6.2.3 缓倾斜煤层采空区覆岩充填特征 |
| 6.3 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙类椭抛带形成机理 |
| 6.3.1 覆岩采动裂隙椭抛带的形成 |
| 6.3.2 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙类椭抛带的形成 |
| 6.3.3 覆岩采动裂隙类椭抛带的模型建立 |
| 6.3.4 影响覆岩采动裂隙类椭抛带形态关键因素分析 |
| 6.4 卸压瓦斯优势通道及富集区运移机理分析 |
| 6.4.1 缓倾斜工作面覆岩采动裂隙卸压瓦斯来源特征 |
| 6.4.2 采动卸压瓦斯优势通道及富集区运移特征 |
| 6.4.3 采动卸压瓦斯运移规律 |
| 6.5 缓倾斜煤层覆岩采动裂隙卸压瓦斯抽采方法 |
| 6.5.1 高位钻孔抽采方法 |
| 6.5.2 高抽巷抽采方法 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 缓倾斜煤层覆岩采动卸压瓦斯抽采工程验证 |
| 7.1 硫磺沟煤矿（4-5）04 工作面现场应用 |
| 7.1.1 高位钻孔合理参数确定 |
| 7.1.2 试验钻场抽采钻孔浓度分析 |
| 7.1.3 工程应用效果分析 |
| 7.2 李雅庄煤矿 2-603 工作面现场应用 |
| 7.2.1 2-603 工作面地质条件概况 |
| 7.2.2 外错高位巷合理层位确定 |
| 7.2.3 外错高位巷的高位钻孔参数确定 |
| 7.2.4 工程应用及效果分析 |
| 7.3 本章小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 研究展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 攻读博士学位期间主要参与科研项目 |
| 攻读博士学位期间主要发表学术论文 |
| 攻读博士学位期间主要专利及获奖 |
（4）顶板水害威胁下“煤—水”双资源型矿井开采模式与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 引言 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 国外研究现状 |
| 1.2.2 国内研究现状 |
| 1.3 研究内容与技术路线 |
| 1.4 创新点 |
| 1.5 本章小结 |
| 第二章 我国煤-水资源分布特征与矿区排-供-生态环保矛盾 |
| 2.1 我国煤-水资源分布特征 |
| 2.1.1 煤炭资源区域分布不均衡性特征 |
| 2.1.2 煤炭资源成煤-聚煤特征 |
| 2.1.3 煤-水资源逆向分布特征 |
| 2.1.4 煤-水共生共存特征 |
| 2.2 我国煤矿区排水、供水、生态环保三者之间矛盾 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 煤层覆岩采动破坏特征与导水裂隙带发育高度预计 |
| 3.1 煤层覆岩采动破坏特征 |
| 3.1.1 煤层覆岩采动破坏的分带特征 |
| 3.1.2 煤层覆岩采动破坏的空间形态 |
| 3.2 导水裂隙带发育高度主控影响因素 |
| 3.3 长壁工作面导水裂隙带发育高度预计方法 |
| 3.3.1 综采长壁工作面导水裂隙带发育高度预计的经验公式 |
| 3.3.2 综放长壁工作面导水裂隙带发育高度预计的RBF神经网络模型 |
| 3.4 顶板水体采动等级及允许采动程度 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 顶板水害威胁下 “煤-水”双资源型矿井开采模式 |
| 4.1 “煤-水”双资源型矿井开采概念与内涵 |
| 4.2 “煤-水”双资源型矿井开采主要技术与方法 |
| 4.2.1 优化开采方法与参数工艺 |
| 4.2.2 多位一体优化结合 |
| 4.2.3 井下洁污水分流分排技术 |
| 4.2.4 人工干预水文地质条件 |
| 4.2.5 充填开采 |
| 4.3 顶板水害威胁下 “煤-水”双资源型矿井开采模式构建 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 松散孔隙含水层下开采模式工程应用—以兴源矿为例 |
| 5.1 矿井自然地理与地质概况 |
| 5.1.1 自然地理概况 |
| 5.1.2 矿井地质 |
| 5.1.3 矿井水文地质 |
| 5.2 薄基岩区第四系松散层底部含水层沉积与水文地质特征 |
| 5.2.1 第四系松散层厚度分布特征 |
| 5.2.2 第四系松散层垂直分带特征 |
| 5.2.3 第四系底部含水层沉积物组成 |
| 5.2.4 第四系底部含水层厚度分布特征 |
| 5.2.5 第四系底部含水层垂直结构特征 |
| 5.2.6 第四系底部含水层水文地质参数的确定 |
| 5.3 基于可拓物元理论的含水层富水性等级划分与分区 |
| 5.3.1 物元分析法基本原理 |
| 5.3.2 评价指标与权值确定 |
| 5.3.3 评价结果 |
| 5.4 煤层覆岩导水裂隙带高度预计与水体允许采动破坏程度 |
| 5.4.1 基岩厚度变化规律 |
| 5.4.2 煤层覆岩导水裂隙带高度预计 |
| 5.4.3 水体允许采动破坏程度 |
| 5.5 松散孔隙含水层下 “煤-水”双资源型矿井开采模式分析 |
| 5.6 “天然水文地质条件+短壁机械化开采”模式基础理论研究 |
| 5.6.1 煤房的合理安全跨度 |
| 5.6.2 屈服煤柱与压力拱理论 |
| 5.6.3 短壁机械化开采覆岩运动规律 |
| 5.6.4 屈服煤柱稳定性评价体系 |
| 5.6.5 煤房之间屈服煤柱宽度理论计算 |
| 5.6.6 区段之间刚性煤柱宽度理论计算 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 基岩裂隙+松散孔隙含水层下开采模式工程应用—以锦界矿为例 |
| 6.1 矿井自然地理与地质概况 |
| 6.1.1 自然地理概况 |
| 6.1.2 矿井地质 |
| 6.1.3 矿井水文地质 |
| 6.2 煤层覆岩导水裂隙带高度预计及水体允许采动破坏程度 |
| 6.3 煤层与含水层赋存关系及隔水层控水控砂能力 |
| 6.4 基岩裂隙+松散孔隙含水层下 “煤-水”双资源型矿井开采模式分析 |
| 6.5 基于FLAC3D的不同采煤方法煤层覆岩破坏规律数值模拟研究 |
| 6.5.1 工程地质概念模型 |
| 6.5.2 边界条件与初始参数 |
| 6.5.3 数值计算模型 |
| 6.5.4 模拟方案设计 |
| 6.5.5 模拟结果分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 第七章 结论与展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（5）综放开采散体顶煤三维放出规律模拟研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.2 散体顶煤放出规律模拟的国内研究现状 |
| 1.2.1 物理模拟试验研究 |
| 1.2.2 数值模拟研究 |
| 1.3 散体顶煤放出规律的国外研究现状 |
| 1.4 问题的提出 |
| 1.5 研究内容及思路 |
| 1.5.1 主要研究内容 |
| 1.5.2 研究思路及技术路线 |
| 2 BBR研究体系简介及理论分析 |
| 2.1 综放开采顶煤放出规律的BBR研究体系简介 |
| 2.1.1 BBR研究体系的基本内涵 |
| 2.1.2 BBR研究体系各要素间的关系 |
| 2.2 煤岩分界面 |
| 2.2.1 煤岩分界面演化的一般规律 |
| 2.2.2 煤岩分界面演化的简化抛物线模型 |
| 2.3 顶煤放出体 |
| 2.3.1 切割变异椭球体的提出 |
| 2.3.2 切割变异椭球体的特征及形成机制 |
| 2.4 顶煤采出率与含矸率 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 综放支架对顶煤放出体空间形态的影响 |
| 3.1 有、无支架顶煤放出三维对比试验 |
| 3.1.1 试验装置与相似材料 |
| 3.1.2 标志颗粒制作与布置 |
| 3.1.3 试验方案设计 |
| 3.2 试验结果分析 |
| 3.2.1 支架存在对放煤量的影响 |
| 3.2.2 支架存在对顶煤放出体空间形态的影响 |
| 3.2.3 支架存在对煤岩分界面形态的影响 |
| 3.3 PFC数值验证 |
| 3.3.1 顶煤放出体“超前发育”的数值验证 |
| 3.3.2 顶煤放出体体积公式的数值验证 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 工作面倾角对散体顶煤放出规律的影响 |
| 4.1 不同工作面倾角下散体顶煤放出离散元数值模拟 |
| 4.1.1 模型参数与边界条件 |
| 4.1.2 工作面倾角对顶煤放出体的影响 |
| 4.1.3 工作面倾角对煤岩分界面的影响 |
| 4.1.4 工作面倾角对顶煤采出率的影响 |
| 4.2 倾角可调的综放散体放出三维模拟试验台研制 |
| 4.2.1 模拟试验台的结构设计 |
| 4.2.2 模拟试验台的优势 |
| 4.3 近水平煤层散体顶煤放出三维模拟试验 |
| 4.3.1 工程背景 |
| 4.3.2 试验方案与试验过程 |
| 4.3.3 放煤量、含矸率的变化规律分析 |
| 4.3.4 顶煤采出率的三维分布特征 |
| 4.3.5 顶煤放出体三维形态分析 |
| 4.3.6 纯煤采出率与含矸率分析 |
| 4.4 急倾斜厚煤层顶煤采出率分布规律研究 |
| 4.4.1 工程背景 |
| 4.4.2 顶煤采出率的“几”字形分布 |
| 4.4.3 顶煤放出体反演 |
| 4.4.4 煤岩分界面分析 |
| 4.5 急倾斜煤层综放开采顶煤采出率现场实测 |
| 4.5.1 实测仪器与方案 |
| 4.5.2 实测结果与顶煤采出率计算 |
| 4.5.3 实测与实验顶煤采出率对比分析 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 工作面仰/俯采角对散体顶煤放出规律的影响 |
| 5.1 不同仰采角下散体顶煤放出离散元数值模拟 |
| 5.1.1 PFC模型建立与运算 |
| 5.1.2 仰采角对顶煤放出体影响 |
| 5.1.3 仰采角对煤岩分界面影响 |
| 5.1.4 仰采角对顶煤采出率影响 |
| 5.2 不同俯采角下散体顶煤放出离散元数值模拟 |
| 5.2.1 模型建立与运算 |
| 5.2.2 俯采角对顶煤放出体影响 |
| 5.2.3 俯采角对煤岩分界面形态影响 |
| 5.2.4 俯采角对顶煤采出率影响 |
| 5.3 仰斜综放开采散体顶煤放出三维模拟试验 |
| 5.3.1 试验方案与试验过程 |
| 5.3.2 顶煤放出体与煤岩分界面分析 |
| 5.3.3 放煤量、含矸率的变化规律分析 |
| 5.3.4 顶煤采出率三维分布特征 |
| 5.4 仰斜综放开采顶煤采出率现场实测 |
| 5.4.1 工程背景 |
| 5.4.2 实测仪器与方案 |
| 5.4.3 实测结果与分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 基于BBR体系的提高顶煤采出率工艺研究 |
| 6.1 多口同时放煤 |
| 6.1.1 多口同时放煤物理模拟试验 |
| 6.1.2 多口同时放煤数值模拟计算 |
| 6.2 分段逆序放煤 |
| 6.2.1 分段逆序放煤对比试验 |
| 6.2.2 试验结果分析 |
| 6.2.3 逆序段合理长度确定 |
| 6.3 分段逆序双口同时放煤 |
| 6.4 工程实例 |
| 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 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（6）非充分采动采空区与煤岩体采动应力协同演化机理（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 选题背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 主要长壁开采方法国内外研究现状 |
| 1.2.2 采动覆岩运移规律国内外研究现状 |
| 1.2.3 倾斜煤层长壁开采研究现状 |
| 1.2.4 采动应力分布规律国内外研究现状 |
| 1.2.5 文献综述发现的问题 |
| 1.3 内容、方法与技术路线 |
| 1.3.1 研究内容与方法 |
| 1.3.2 研究路线 |
| 2 采空区与围岩(柱)体采动应力协同演化机理理论分析 |
| 2.1 工程背景 |
| 2.1.1 镇城底矿 |
| 2.1.2 唐山矿 |
| 2.2 工作面形态与采动应力分布的关系 |
| 2.3 采空区边缘顶板结构特征 |
| 2.4 采空区-老顶大结构-煤岩体机构体系协同作用原理 |
| 2.5 倾斜煤层采空区与覆岩协同作用机理 |
| 2.6 煤柱极限平衡区分析 |
| 2.6.1 常规放顶煤开采煤柱极限平衡区分析 |
| 2.6.2 错层位非常规煤柱稳定性 |
| 2.6.3 分层开采、大采高开采极限平衡区宽度 |
| 2.6.4 倾斜煤层极限平衡区分析 |
| 2.7 小结 |
| 3 采空区与煤岩体采动应力协同演化相似模拟研究 |
| 3.1 相似模拟试验原理 |
| 3.2 水平煤层采空区与围岩(柱)体采动应力协同演化机理相似模拟 |
| 3.2.1 相似模拟试验煤岩性质及模型制作 |
| 3.2.2 试验内容、过程、结果及分析 |
| 3.3 倾斜煤层采空区与围岩(柱)体采动应力协同演化机理相似模拟 |
| 3.3.1 相似模拟试验中煤、岩性质及模型制作 |
| 3.3.2 试验过程、结果及分析 |
| 3.4 小结 |
| 4 采空区与煤岩体采动应力协同演化数值模拟研究 |
| 4.1 本构模型选取及参数获取 |
| 4.2 水平煤层采空区与围岩(柱)体采动应力协同演化机理矿模拟 |
| 4.3 倾斜煤层采空区与围岩(柱)体采动应力协同演化机理唐山矿模拟 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 现场应用与实测 |
| 5.1 镇城底矿错层位开采应用及实测 |
| 5.1.1 采面布置及采煤工艺 |
| 5.1.2 实测研究 |
| 5.2 唐山矿错层位开采应用及实测研究 |
| 5.2.1 工作面布置及采煤工艺 |
| 5.2.2 实测及分析 |
| 5.3 错层位采煤法适用条件 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 不足和展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 在学习期间发表的学术论文 |
| 在学习期间参加的科研项目 |
| 在学习期间获得的奖励情况 |
（7）急倾斜近距煤层群保水开采机理与岩层控制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究的意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 论文研究的方法和内容 |
| 2 碱沟煤矿工作面布置与采煤方法选择 |
| 2.1 矿区煤层赋存条件 |
| 2.2 矿区水文地质 |
| 2.3 采煤方法的选择 |
| 2.4 近距煤层工作面联合布置 |
| 3 急倾斜厚煤层保水开采机理及措施研究 |
| 3.1 急倾斜煤层开采岩层移动规律分析 |
| 3.2 急倾斜煤层开采角量参数定义 |
| 3.3 急倾斜近距煤层开采导水裂隙发育数值模拟研究 |
| 3.4 保水开采相关措施 |
| 3.5 小结 |
| 4 急倾斜煤层坚硬顶板控制技术 |
| 4.1 急倾斜煤层开采坚硬顶板压力分析 |
| 4.2 急倾斜煤层开采矿压监测 |
| 4.3 顶板深孔爆破卸压方案的实施 |
| 4.4 矿压防治解危措施效果检验 |
| 4.5 小结 |
| 5 急倾斜放顶煤顶煤弱化工艺 |
| 5.1 急倾斜工作面巷道布置及支护情况 |
| 5.2 急倾斜特厚煤层综放超前预裂爆破顶煤弱化工艺 |
| 5.3 小结 |
| 6 主要结论与展望 |
| 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 |
（8）斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 沿空掘巷技术研究现状 |
| 1.2.2 厚煤层一次全高采煤方法研究现状 |
| 1.3 研究内容、方法与技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 技术路线 |
| 1.4 本章小结 |
| 2 斜沟矿厚煤层错层位外错式巷道现场实测 |
| 2.1 斜沟矿厚煤层错层位外错式巷道布置 |
| 2.1.1 错层位巷道布置采全厚采煤法简介 |
| 2.1.2 斜沟矿错层位外错式巷道布置方案 |
| 2.1.3 斜沟矿厚煤层错层位外错式巷道支护 |
| 2.2 斜沟矿厚煤层错层位外错式巷道现场实测 |
| 2.2.1 巷道钻孔窥视 |
| 2.2.2 巷道表面位移观测 |
| 2.2.3 煤柱支承压力实测 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 错层位外错式巷道布置三角煤体稳定性研究 |
| 3.1 错层位起坡段三角煤体力学研究 |
| 3.1.1 起坡段对回采率的影响研究 |
| 3.1.2 错层位外错式巷道布置实体煤一侧的应力与分区 |
| 3.2 错层位起坡段下方三角煤体力学模型 |
| 3.3 三角煤体破坏深度研究 |
| 3.3.1 底板破坏机理分析 |
| 3.3.2 底板破坏深度计算 |
| 3.4 采场支承应力 σ 的确定 |
| 3.4.1 弯曲薄板的基本理论及边界条件 |
| 3.4.2 弯曲矩形板的平衡问题 |
| 3.4.3 开采过程中两种基本顶板支撑条件及求解 |
| 3.5 错层位三角煤体稳定性FLAC~（3D）数值模拟研究 |
| 3.5.1 FLAC~（3D）软件简介 |
| 3.5.2 数值模拟研究意义及模型建立 |
| 3.5.3 研究过程与分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 斜沟矿错层位外错式沿空巷道位置研究 |
| 4.1 错层位外错式沿空巷道位置理论研究 |
| 4.1.1 错层位外错式区段煤柱稳定性力学研究 |
| 4.1.2 错层位外错式沿空巷道位置研究 |
| 4.2 错层位外错式沿空巷道位置相似模拟研究 |
| 4.2.1 相似模拟实验原理及用途 |
| 4.2.2 实验原形的煤、岩性质及模型制作 |
| 4.2.3 相似模拟实验内容、过程与分析 |
| 4.3 错层位外错式沿空巷道位置数值模拟研究 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 斜沟矿错层位外错式沿空掘巷支护技术研究 |
| 5.1 错层位外错式沿空巷道支护技术研究 |
| 5.1.1 巷道围岩的自稳平衡拱 |
| 5.1.2 巷道围岩控制的极限自稳平衡拱 |
| 5.1.3 巷道围岩支护分区 |
| 5.1.4 错层位外错式相邻巷道联合支护技术 |
| 5.1.5 斜沟矿13~#煤层错层位外错式支护分析 |
| 5.2 错层位外错式沿空掘巷联合支护技术方案实施效果 |
| 5.3 斜沟矿错层位外错式沿空掘巷和支护方案优化 |
| 5.3.1 错层位外错式沿空掘巷和支护方案优化 |
| 5.3.2 优化方案数值模拟分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 研究结论、创新点与展望 |
| 6.1 研究结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（9）无煤柱开采保护层覆岩裂隙发育及瓦斯抽采技术（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 前言 |
| 1.1 选题的背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 厚煤层一次全高开采研究现状 |
| 1.2.2 采动影响下覆岩移动与裂隙发育规律研究现状 |
| 1.2.3 保护层开采研究现状 |
| 1.2.4 煤与瓦斯共采技术研究现状 |
| 1.3 存在的主要问题 |
| 1.4 主要研究内容与方法 |
| 1.4.1 主要研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 1.5 研究技术路线 |
| 第二章 错层位巷道布置覆岩移动与裂隙发育规律研究 |
| 2.1 错层位巷道布置开采上覆岩层的稳定性研究 |
| 2.1.1 关键层理论的应用 |
| 2.1.2 厚煤层一次全高开采覆岩三带划分方法 |
| 2.1.3 错层位巷道回采工作面覆岩三带划分方法 |
| 2.2 错层位巷道回采工作面采空区裂隙分布特点 |
| 2.2.1 基于破断梁的顶板裂隙演化机理研究 |
| 2.2.2 基于弹性薄板力学模型的顶板裂隙演化机理研究 |
| 2.2.3 错层位巷道布置工作面覆岩裂隙发育特征 |
| 2.3 小结 |
| 第三章 错层位巷道布置开采保护层应用效果研究 |
| 3.1 不同尺寸护巷煤柱的保护效果分析 |
| 3.2 煤柱的破坏失稳理论研究 |
| 3.3 留煤柱开采保护层的技术方案 |
| 3.4 保护效果分析 |
| 3.5 小结 |
| 第四章 错层位巷道布置开采保护层的实验研究 |
| 4.1 相似模拟实验研究 |
| 4.1.1 相似模拟实验原理 |
| 4.1.2 相似模拟实验的用途 |
| 4.1.3 相似模拟试验中煤、岩性质及模型制作 |
| 4.1.4 研究内容 |
| 4.1.5 研究过程及分析 |
| 4.2 计算机数值模拟研究 |
| 4.2.1 FLAC3D原理与应用 |
| 4.2.2 建模与主要研究内容 |
| 4.2.3 错层位首采工作面覆岩裂隙发育特点研究 |
| 4.2.4 错层位接续工作面覆岩裂隙发育特点研究 |
| 4.2.5 留煤柱开采覆岩裂隙发育特征 |
| 4.2.6 错层位开采采空区垮落形态研究 |
| 4.3 小结 |
| 第五章 错层位巷道布置煤与瓦斯共采技术研究 |
| 5.1 错层位巷道布置煤与瓦斯共采技术 |
| 5.1.1 错层位巷道布置裂隙发育特点概述 |
| 5.1.2 错层位开采瓦斯抽采系统的建立 |
| 5.2 下保护层开采的技术优化及卸压效果分析 |
| 5.2.1 工程背景 |
| 5.2.2 存在的问题 |
| 5.2.3 保护层工作面回采技术优化 |
| 5.2.4 工艺参数优化 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 主要研究结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 存在的不足及进一步工作计划 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 在学期间发表的学术论文 |
| 在学期间参加科研项目 |
| 主要获奖 |
（10）大倾角煤层长壁开采围岩应力演化及结构稳定性研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 主要符号注释表 |
| 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 国内外研究现状 |
| 1.2.1 国内外大倾角煤层开采方法的发展现状 |
| 1.2.2 国内外大倾角煤层开采围岩控制理论研究现状 |
| 1.2.3 国内外大倾角煤层开采研究特点 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究方法和技术路线 |
| 1.4.1 研究方法 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 2 大倾角煤层开采覆岩空间运移破坏规律 |
| 2.1 概述 |
| 2.1.1 研究方法确定 |
| 2.1.2 工程地质和开采条件 |
| 2.2 大倾角煤层开采覆岩运移垮落规律 |
| 2.2.1 沿工作面走向覆岩运移垮落规律 |
| 2.2.2 沿工作面倾向覆岩运移垮落规律 |
| 2.2.3 覆岩空间运移垮落规律 |
| 2.3 大倾角煤层开采覆岩垮落机理 |
| 2.3.1 覆岩走向运移垮落力学过程 |
| 2.3.2 覆岩倾向运移垮落力学过程 |
| 2.4 大倾角煤层开采覆岩垮落充填特征 |
| 2.4.1 工作面下部充填压实区 |
| 2.4.2 工作面上部部分充填区 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 大倾角煤层开采覆岩应力场形成及演化特征 |
| 3.1 大倾角煤层开采覆岩应力迁移特征 |
| 3.1.1 数值计算模型建立 |
| 3.1.2 不同采高条件下采场应力形成及演化特征 |
| 3.1.3 不同倾角条件下采场应力形成及演化特征 |
| 3.1.4 采场应力场形成特征 |
| 3.2 采场围岩支承压力分布特征 |
| 3.2.1 采场前后方煤岩体支承压力 |
| 3.2.2 回采巷道两侧煤岩体支承压力 |
| 3.2.3 采场四周煤岩体支承压力分布类型及特征 |
| 3.3 围岩三维应力场形成特征 |
| 3.4 应力拱壳分析模型和形态方程 |
| 3.4.1 应力拱壳分析模型建立 |
| 3.4.2 应力拱壳形态方程 |
| 3.5 应力拱壳演化特征 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 大倾角采场覆岩“关键域”岩体结构稳定性分析 |
| 4.1 应力拱壳作用下“关键域”转化特征 |
| 4.1.1 覆岩“应力-冒落”双拱特性 |
| 4.1.2“关键域”形成层位 |
| 4.1.3“关键域”岩体结构破断运移和平衡机制 |
| 4.2 大倾角煤层开采岩体结构稳定性分析 |
| 4.2.1 倾向“梯阶”结构形成特征 |
| 4.2.2 倾向“梯阶”结构力学模型 |
| 4.2.3 倾向“梯阶”结构稳定性分析 |
| 4.3 大倾角煤层开采“关键域”岩体结构失稳机制 |
| 4.3.1“关键域”岩体结构破坏准则 |
| 4.3.2“关键域”岩体结构失稳模式 |
| 4.4 大倾角煤层开采“关键域”岩体结构变异致灾机理 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 大倾角煤层开采岩体结构稳定性控制工程实例 |
| 5.1 大倾角综放采场“关键域”岩体结构稳定性分析 |
| 5.1.1 工程背景 |
| 5.1.2 综放采场岩体结构失稳分析 |
| 5.1.3 岩体结构失稳的现场验证 |
| 5.2 大倾角综放采场岩体结构控制技术 |
| 5.2.1 大倾角综放采场围岩控制技术体系 |
| 5.2.2 顶煤放出量的区域控制 |
| 5.2.3 支护系统载荷分区域控制 |
| 5.2.4 工作面安全防护 |
| 5.3 大倾角综放采场围岩控制效果 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 创新点 |
| 6.3 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
四、缓倾斜厚煤层全高开采新方法（论文参考文献）
- [1]大倾角非线性综采面回采工艺复杂性研究[D]. 王震. 西安科技大学, 2019(01)
- [2]8.8m大采高液压支架承载能力分析及实验研究[D]. 刘国柱. 中国矿业大学(北京), 2019(12)
- [3]缓倾斜煤层采动卸压瓦斯储运优势通道演化机理及应用[D]. 双海清. 西安科技大学, 2017(01)
- [4]顶板水害威胁下“煤—水”双资源型矿井开采模式与应用[D]. 申建军. 中国矿业大学(北京), 2017(02)
- [5]综放开采散体顶煤三维放出规律模拟研究[D]. 张锦旺. 中国矿业大学(北京), 2017(02)
- [6]非充分采动采空区与煤岩体采动应力协同演化机理[D]. 王朋飞. 中国矿业大学(北京), 2017(02)
- [7]急倾斜近距煤层群保水开采机理与岩层控制研究[D]. 孙强. 中国矿业大学, 2016(02)
- [8]斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究[D]. 宋平. 中国矿业大学(北京), 2016(02)
- [9]无煤柱开采保护层覆岩裂隙发育及瓦斯抽采技术[D]. 常中保. 中国矿业大学(北京), 2015(07)
- [10]大倾角煤层长壁开采围岩应力演化及结构稳定性研究[D]. 王红伟. 西安科技大学, 2014(08)