一、顶板控制理论及定量设计(论文文献综述)
杨志斌[1](2021)在《煤层底板突水灾害动水快速截流机理及预注浆效果定量评价》文中指出煤层底板突水灾害发生后,钻孔控制注浆过水巷道动水快速截流,可以解决传统过水巷道动水截流工程量大、工期长且易产生次生灾害等技术难题,但其仍不能达到根治突水区域再次发生突水灾害的可能,为此后期还需开展突水通道截流或突水含水层堵源预注浆治理工作。目前,钻孔控制注浆动水快速截流理论研究远滞后于工程实践,突水通道截流或突水含水层堵源预注浆治理效果难以判断。因此,开展煤层底板突水灾害动水快速截流机理及预注浆效果定量评价研究具有重要的理论意义和工程实践价值。论文以水文地质学、流体力学和计算机科学等理论为基础,采用典型案例分析、理论分析、室内试验、物理模拟、数值模拟、现场实测等方法,对煤层底板突水灾害动水治理模式、过水巷道动水快速截流机理和突水通道截流或突水含水层堵源预注浆效果定量评价开展研究,取得以下主要成果:(1)考虑矿井淹没水位、突水因素和井巷空间位置三类基本因素,对煤层底板突水灾害动水治理条件进行了分类,并阐明了各种动水治理条件的难易程度。结合巷道掘进和工作面回采突水灾害特征,对两者动水治理模式进行了划分。(2)归纳了保浆袋囊钻孔控制注浆动水快速截流的主控因素及其适用条件,建立了过水巷道动水快速截流涌水与阻水模型和注浆建造水力模型,开发出了过水巷道动水快速截流大型模拟试验系统,可实现5m宽、4m高、动水流量2000m3/h的过水巷道在不同矿井淹没水位、不同突水水源水位条件下的快速截流模拟试验,其中突水水源水压最高可达5MPa。(3)开展了水灰比、水玻璃浓度和水泥单液浆与水玻璃体积比对凝胶时间、结石率和结石体强度非交互作用配比试验,得到钻孔控制注浆浆液抵抗动水冲刷最优配比参数为W:C取1,水玻璃浓度取30°Bé,C:S取100:30和100:50,其中C:S为100:30时,用于袋内充填注浆,C:S为100:50时,用于袋外控制注浆。(4)基于保浆袋囊钻孔控制注浆动水快速截流物理模拟和CFD-DEM耦合模型数值模拟,揭示了过水巷道动水快速截流机理是保浆袋囊能够使双液浆在袋囊之间控制运移扩散,并快速与巷道顶板堆积接顶,提前完成部分骨料铺底和充填阶段,加快巷内空气快速排出巷外,使得阻水体具有高阻弱渗阻水性能。(5)建立了突水通道截流或突水含水层堵源预注浆效果定量评价模型,并结合在实际注浆堵水工程案例中的应用,检验了该定量评价模型的可行性。
皮希宇[2](2021)在《煤层群采动卸压煤与覆岩裂隙演化特征及其对瓦斯抽采的影响》文中指出煤层群开采,煤与覆岩裂隙演化及渗流特征对于矿井瓦斯高效抽采至关重要。本文通过理论分析、相似模拟、数值模拟、现场验证等方法,研究了煤层群开采条件下煤层裂隙场特征,构建了覆岩采动裂隙分布模型,揭示了采动作用下煤岩体渗透规律,形成了采动作用下瓦斯抽采有利区确定方法,并进行了卸压瓦斯抽采工程应用。论文主要研究工作如下:针对煤层群采动煤层裂隙场与渗流场规律的认识,设计了两种循环加卸载路径下煤岩应力、应变、渗透率演化物理试验。分析得出单次采动和二次采动煤层应变和渗透率规律。分析得出裂隙场渗流场区域划分。通过流固耦合物理试验,揭示出承压煤层低瓦斯耦合灾变机理,分析得出瓦斯普通涌出、瓦斯低值异常涌出和瓦斯高值异常涌出及灾变的条件,根据峰值应力,定量划分出采动超前区段煤层应变“三带”、瓦斯渗流“三带”以及“三带”动态演化范围和特征。采用相似模拟试验方法对近距离煤层群开采裂隙场与采动应力场进行了研究,获得了覆岩裂隙带发育演化量化趋势,确定了瓦斯抽采的重点区域。通过理论计算和3DEC数值模拟,对裂隙带内的离层裂隙和破断裂隙等进行了分析,建立了采动裂隙高位环型裂隙体内破断块体结构模型,结合现场钻孔窥视等方法,综合确定覆岩裂隙带的发育高度及采动裂隙分布范围,从而给出了两类裂隙沿倾向分布形态的数值解,实现了两类采动裂隙的定量计算,量化了瓦斯运移优势通道。基于应力微单元分析和叠加原理,获得了采动影响后覆岩应力的分布特征,通过应力与渗透率之间的量化关系,阐明了采动应力作用下的渗透率分布特征,确定了覆岩不同应力分布情况下的渗透率分布并通过COMSOL数值模拟确定覆岩卸压瓦斯运移特征。对本文研究成果进行了现场验证,形成了一种综合确定覆岩裂隙带卸压瓦斯抽采位置的方法。
商治[3](2021)在《高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的作用机理及应用关键技术研究》文中认为近年来,随着我国经济的快速发展以及城市化水平的不断提高,在岩溶空洞软弱地基上修筑的高层建筑越来越多。如何采取合理的措施来加固岩溶空洞软弱地基具有重要的现实意义和理论价值。广州白云区某工程项目为典型的岩溶空洞软弱地基,该场地岩溶不良地质作用强烈发育,场地稳定性和适宜性较差。在遵循施工方便、安全可靠和经济合理的原则下,选用高压旋喷桩对场地岩溶空洞软弱地基进行加固处理。本文以该项目为依托工程,通过地质勘查资料、现场检测、高压旋喷桩加固技术资料的收集与分析,并引入理论计算、室内配合比试验、微观结构分析、土工试验以及稳定行分析等手段,建立了高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的研究应用框架。主要进行的工作以及取得的研究成果如下:(1)在现场实地踏勘的基础上,考虑岩溶空洞软弱地基稳定性评价的复杂性,综合采用定性分析方法、半定量分析方法和模糊综合评价方法对依托工程39#地块岩溶空洞软弱地基的稳定性进行了分析与评价。分析结果表明,依托工程39#地块场地的岩溶空洞软弱地基在自然状态下稳定性较好,发生坍塌的可能性小,但当挖填方施工结束后或者在整体施工结束后的运营阶段,土洞和溶洞易使地面产生塌陷,对工程安全具有不利影响。(2)在土工试验结果以及高压旋喷桩设计技术参数的基础上,进行了三个不同配比,两种养护条件下高压旋喷固结体的无侧限抗压强度试验并对原状土样和高压旋喷固结体进行了微观结构分析。结果表明,综合考虑设计要求及场地地下水的影响,加固时水泥浆液可采用每延米35%胶凝材料用量配比设计。外部胶凝材料的加入使原状土结构的表面增加了很多细微的颗粒,这些细微的颗粒起着连结和胶结原状土体的作用,且这种连结和胶结作用随着胶凝材料用量的增多而越发明显。(3)对旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的施工前准备工作、工艺流程以及施工工艺参数等关键技术进行了详细的阐述,并采用多种手段对高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的效果进行了检验。检验结果表明,塔楼范围内土洞和溶洞经高压旋喷桩处理后均得以填充,土洞和溶洞填充物的密实度较高,无钻孔泥浆漏失问题的存在。高压旋喷桩处理过的地基关键区域取芯率明显提高,土洞及溶洞发育区域的取芯率均高于90%,证明经过高压旋喷桩加固处理后,地基的完整性、稳定性以及连续性均得以显着提高。
赵凯凯[4](2021)在《坚硬顶板区域水力压裂裂缝三维扩展机理研究》文中指出本文以煤矿坚硬顶板区域压裂裂缝为研究对象,采用理论分析、数值模拟、实验室试验、井下试验相结合的方法对水力裂缝三维扩展机理进行系统研究。论文研究内容包括六个方面:(1)水力裂缝起裂特征;(2)钻孔周边水力裂缝三维扩展特征;(3)层状岩体中水力裂缝越层扩展特征;(4)水力裂缝与天然裂缝交互作用;(5)多缝扩展缝间干扰机制;(6)坚硬顶板区域压裂井下试验。通过论文研究,主要取得以下结论:(1)在裂缝与主应力方向存在夹角且非等压条件下,水力裂缝起裂后均向较大主应力方向偏转。裂纹起裂角随水压和侧压系数的增加而逐渐减小。随裂纹倾角增加,起裂角先增加后减小。起裂角随裂纹长度增加而增加。临界水压随裂纹长度的增加而逐渐减小。临界水压随裂纹倾角和侧压系数增加而逐渐增加。临界水压随断裂韧度增加呈单调递增趋势。(2)钻孔方位改变导致钻孔周边裂缝扩展形态产生多样变化,但整体上裂缝趋向沿垂直最小主应力的平面扩展。低应力比条件下,钻孔孔身容易产生多条裂缝分支,裂缝扩展并无明显优势方向。随应力比增加,主裂缝分支逐渐减少,裂缝分支趋于沿最大主应力方向扩展。预制切槽压裂条件下,水力裂缝沿切槽扩展后会逐渐偏转至垂直于最小主应力的平面。裂缝最终扩展方向不受起裂方式的控制,地应力场主导水力裂缝的主要扩展方向。(3)水力裂缝能否在相邻层中扩展,取决于缝尖应力强度因子及缝内水压。当相邻层具有较高断裂韧度、高水平主应力或低弹性模量,裂缝在相邻层中扩展受到阻碍,而在本层中的扩展则增强。层间界面剪切滑移导致缝尖钝化,界面张开引起流体损失,双重效应抑制了水力裂缝穿越层间界面。裂缝形态近似为椭圆,岩性差异可能促进或抑制裂缝扩展,进而产生不规则形态。(4)裂缝缝尖应力扰动和流体侵入均可能激活天然裂缝,导致其张开或剪切滑移。天然裂缝开启为流体提供了流动空间,天然裂缝剪切滑移则削减了裂缝缝尖应力集中,进而导致裂缝扩展受阻。随着粘聚力、内摩擦角、应力差、逼近角、流体黏度和注入速率的增加,剪切激活面积逐渐减少,水力裂缝倾向于穿越天然裂缝。水力裂缝穿越天然裂缝可分为五个阶段:逼近、侵入、水压累积、非连续扩展、连续扩展。各阶段主导破裂模式的变化表明水力裂缝扩展遵循最小阻力原理。(5)已开启的裂缝会在其周围产生诱导应力,导致应力各向异性程度降低,甚至造成主应力方向反转,从而使得相邻裂缝偏转或分叉。低应力差下,水力裂缝受诱导应力干扰强烈,表现为裂缝弯曲程度较高并可能诱发次级裂缝。高应力差下,缝间干扰程度显着降低,裂缝扩展轨迹更为平直。高弹性模量会增强相邻裂缝之间的干扰作用,引起裂缝剧烈偏转并诱发次级裂缝。提出了一种新型交错压裂法,在两侧布置裂缝同步压裂,压裂完成后在中间压裂新裂缝,利用两侧裂缝产生的叠加诱导应力迫使中间裂缝转向。(6)胡家河煤矿坚硬顶板区域水力压裂试验结果表明:区域压裂宏观裂缝的空间展布方位受地应力场控制。试验点附近应力场特征为σH>σv>σh,主裂缝倾向垂直于σh方向扩展。裂缝整体形态接近垂直方向,主裂缝平均走向为N95°E。裂缝以起裂段为中心向外辐射状分布。主裂缝平均面积约为1.5×104m2,区裂缝平均扩展速度约为152m2/min。水压曲线包括三个典型阶段,即起裂阶段、回落阶段、平稳扩展阶段。区域压裂平均峰值破裂压力约为29.1 MPa,平均延伸压力约为23.2 MPa。
雷武林[5](2021)在《保护层开采下伏煤岩卸压防冲效应及机理研究》文中认为保护层卸压开采作为一种区域性防冲技术,在冲击地压矿井被越来越多的推广和应用,但其卸压效应难以测试,未形成成熟的卸压机理,无法为保护层开采对下伏煤岩体卸压防冲的现场实施提供足够的理论和技术支持。本文以葫芦素煤矿近距离煤层群上保护层开采为研究背景,综合运用Matlab理论解析计算、循环加卸载煤岩力学试验、煤岩应力应变演化物理模型试验、保护层开采地质采矿因素数值分析和光纤传感技术现场监测等多种研究手段,研究了近距离煤层群保护层开采下伏煤岩应力场、应变场、位移场的时空演化规律,探究了不同循环加卸载条件下煤岩累积损伤、力学强度和冲击倾向性的变化规律,分析了层间距、采高等因素对保护层开采卸压效果的敏感程度,开展了分布式光纤传感技术对现场保护层开采卸压效果及范围的实时监测应用。本文的主要研究结论如下:(1)理论分析保护层开采过程中不同深度下伏煤岩体应力分布规律。倾向方向,煤岩体的垂直应力在采空区中部最小,向两侧边界煤柱逐渐增大;水平应力在采空区下方为压应力,在区段煤柱下方为拉应力,随着深度增大均减小,与垂直应力变化趋势相反。走向方向,垂直应力分为增压区、卸压区、恢复区,水平应力在采空区侧距工作面越近压应力越大。垂直应力降低幅度大于水平应力,在较低残余垂直应力下,高水平应力对下伏煤岩体形成较高的挤压作用,促进煤岩体变形破坏和高地应力的释放。(2)建立不同循环加卸载条件下煤岩累积损伤、单轴抗压强度、冲击倾向性之间的内在关系,揭示了保护层开采过程中卸载煤岩体结构损伤和力学强度降低的卸压减冲机制。煤岩的累积损伤随加卸载次数、应力的增大而增大,随加卸载速率的增大而减小;循环加卸载作用下煤岩累积损伤增大,单轴抗压强度降低;煤岩的损伤与单轴抗压强度、冲击倾向性呈反比。煤岩冲击倾向性在循环加卸载下减弱,受加卸载应力影响作用一般,受加卸载次数和速率影响作用显着。(3)保护层开采卸压效果受地质采矿因素影响显着。随采高增大,临界卸压最大深度和程度均增大,但采高大于6 m,临界卸压最大深度增幅逐渐减弱;随层间距增大,卸压程度减小,临界卸压最大深度先增大后减小再稳定不变,层间距约20~30 m范围为拐点位置;随工作面面长、层间岩性强度的增大,临界卸压最大深度和程度均减小;地质采矿因素对卸压效果的影响权重顺序为:层间距离>采高>层间岩性>工作面面长。(4)保护层开采降低了被保护层顶板断裂动载能量和高地应力环境。保护层开采过程中下伏煤岩经历了应力集中、释放、恢复的动态过程,导致下伏煤岩裂隙发育和结构完整性破坏,弹性能量释放,为被保护层创造了卸压低应力环境。被保护层采动垂直应力分布曲线整体呈“U”型,开口位置出现应力集中,底部位置出现应力降低。被保护开采时顶板及关键厚砂岩层悬顶破断距离变小,来压步距和强度均降低。被保护层采动垂直应力变化可分为两个类型,距离切眼相对较近区域:“低应力集中区-卸压区-卸压未充分恢复区-卸压稳定区”;距离切眼相对较远区域:“高应力集中区-卸压区-卸压充分恢复区-卸压稳定区”。(5)数值模拟结果表明保护层开采后采空区内矸石垮落具有不均匀性,分为充分垮落压实区和非充分垮落压实区,引起采空区下方被保护层应力恢复状态不同。被保护层垂直应力恢复曲线呈动态变化过程,保护层开采范围较小时,被保护层垂直应力恢复分布曲线为“U”型;保护层开采范围较大时,垂直应力恢复分布曲线由“U”型逐渐转为“W”型;保护层开采范围足够大时,垂直应力恢复分布曲线由“W”型转变为多个“W”型叠加分布。(6)光纤传感技术实现了保护层开采过程中下伏煤岩体(走向95.37 m、倾向128.47 m、垂向36.94 m)卸压规律及卸压范围现场实时监测。光纤监测数据反映了保护层开采过程中下伏煤岩体应力增高压缩变形、应力降低膨胀变形、应力恢复拉变形降低的动态过程;基于光纤应变增量的波动幅度来表征卸压效果,将卸压过程分为三个阶段:卸压开始阶段为40.8 m,卸压活跃阶段为68.3 m,卸压衰退阶段。得到保护层走向卸压角58.7°,倾向卸压角63.6°,卸压滞后距离14.2 m,卸压最大垂距28.4m。基于对近距离煤层群保护层开采的卸压机理、卸压影响因素及卸压保护范围等方面研究,探究了分布式光纤传感技术在监测保护层开采下伏煤岩卸压规律及卸压范围工程领域中的应用,为葫芦素煤矿保护层开采防治冲击地压灾害提供理论和技术指导,从而为矿区安全高效开发奠定基础。
彭浩[6](2021)在《采空区高吸水树脂充填材料特性与应用研究》文中提出目前煤矿充填法开采面临的主要问题有两个方面:充填成本过大和充填物料短缺,针对此问题本文以一种价格低、来源广的高吸水树脂作为采空区充填材料,通过试验和理论的方法研究高吸水树脂充填材料的基本性质以及充填采空区之后的实际效果。本文研究的主要内容有以下几点:首先对高吸水树脂材料自身的性质进行研究,试验结果显示:高吸水树脂材料吸水倍数均值为408.2。掺水倍数到300倍时,坍落度为293;使用泥浆粘度计测得掺水倍数到1700倍时溶液的粘度为16s。密闭常压情况下高吸水树脂材料在48天的观测时间内没有出现析水情况。表明高吸水树脂材料的吸水倍数高、流动性好而且材料性质稳定。模拟高吸水树脂材料在地层围岩裂缝中的渗流情况,并对其受压时体积压缩量进行分析。结果表明:0.5MPa和0.7MPa的渗流距离分别为14.9和15.1cm;压强为2.39MPa时高吸水树脂材料压缩量为4.6mm约占原总高度的4.8%。COMSOL模拟高吸水树脂材料在岩石裂隙中的渗流情况,结果分析表明:第15年高吸水树脂材料在裂隙面压力趋于稳定;一年内高吸水树脂材料通过渗流而流失的体积约占充填总体积的0.0042%。说明高吸水树脂材料充填采空区之后体积几乎不会缩小。通过理论方法分析高吸水树脂材料在采空区充填后的受力情况和地表下沉量。根据温克尔弹性地基梁假定,建立顶板挠曲方程组,带入薛庙滩煤矿的各岩层参数,得到了组合顶板挠曲下沉值为75mm。计算得到高吸水树脂采空区全充填开采最大地表下沉量为276mm,计算结果表明高吸水树脂材料充填采空区可以有效控制顶板和地表下沉。根据薛庙滩煤矿30303工作面岩层情况建立FLAC-3D计算模型,分析高吸水树脂材料在不同充填高度下的地表下沉量。结果表明:30年高吸水树脂材料下沉量最大为0.26m,地表下沉量最大值为0.15m。高吸水树脂材料充填高度为5.5m是较为经济合理的方案。
郝从猛[7](2021)在《下向钻孔机械破煤造穴快速卸压增透机制及瓦斯抽采技术研究》文中研究说明顶板巷瓦斯抽采作为突出煤层瓦斯治理的重要方法,不仅可以通过施工下向钻孔进行条带瓦斯治理,而且还是工作面回采期间采空区瓦斯治理的有效措施,具有“一巷两用”的作用。然而,由于缺少便捷高效的卸压措施,顶板巷中主要通过施工下向密集钻孔进行瓦斯治理。为解决顶板巷中难以开展高效卸压增透措施的难题,本文以平顶山矿区为研究对象,基于对现场数据和实验室试验的分析,结合理论研究得到了高应力低渗煤体瓦斯高效抽采途径和卸荷行为对煤体损伤破坏及增透影响的力学机制;根据下向钻孔破煤造穴技术困境,论证了新型机械造穴技术在淹没环境下的破煤优势、破煤过程及受力特征,并基于理论分析获得了下向钻孔输煤排渣特征;根据机械造穴相似模拟实验和数值模拟分析,获得了下向钻孔机械造穴刀具的破煤效果、造穴煤体的卸荷损伤及增透特征;最后,根据现场试验建立了下向钻孔机械造穴技术体系,并通过系统的效果考察获得了下向钻孔机械造穴煤体强化瓦斯抽采效果。本文的主要结论如下:(1)平顶山矿区东西部矿井的瓦斯地质情况差别较大,东部矿井最大主应力为49 MPa,最大瓦斯压力为3.5 MPa,最大瓦斯含量为27 m3/t,比西部矿井地应力约高27 MPa,瓦斯压力约高0.8~2.0 MPa,瓦斯含量约高5~10 m3/t,而同一区域内相同埋深条件下,己组煤的瓦斯压力和瓦斯含量比戊组煤分别约高0.7 MPa和6 m3/t,突出危险性呈现东部高于西部、己组煤高于戊组煤的特点;结合典型突出矿井的工作面瓦斯治理模式发现,在瓦斯压力和瓦斯含量相对较低的戊组煤和西部矿井的己组煤中多采用顶板巷治理瓦斯,而东部矿井己组煤中多采用底板巷治理瓦斯,表明顶板巷在以卸应力为主兼顾抽采瓦斯的煤层中具有一定的优势。同一煤层不同埋深煤样的多元物性参数测定结果表明,两组煤样的煤质特征及孔裂隙结构差异不明显,因此,应力环境不同是导致其瓦斯抽采效率差异的主要原因,在此基础上建立了考虑应力响应的渗透率演化模型,并结合实测渗透率随埋深变化情况论证了卸荷是实现高应力低渗煤层高效瓦斯抽采的根本途径。(2)初始围压分别为5 MPa、10 MPa和15 MPa时,卸围压(25 N/s)加轴压路径下煤样的峰值应力分别是定围压加轴压时的41.4%、29.0%和34.3%,对应的煤样破坏后的渗透率突增倍数从119.1倍、75.2倍和86.8倍提高到了308.4倍、272.6倍和183倍,表明卸围压条件下煤体更容易破坏并产生更加显着的增透效果;而以50 N/s卸围压加轴压条件的煤样峰值应力分别是以25 N/s卸围压加轴压时的77.7%、77.6%和62.2%,煤样破坏后的渗透率增加倍数从308.4倍、272.6倍和183倍提高到了340.6倍、314.9倍和342.9倍,说明损伤对提高渗透率具有直接显着的效果,而且增透效果随着卸荷速率的增大而增大。另外,静水压30 MPa降到2 MPa过程中煤体渗透率提高了51倍,说明只卸荷也能够有效提高煤体渗透率,但效果明显低于卸荷后损伤的煤体。(3)对传统水力造穴技术和新型机械造穴技术在下向钻孔环境下的破煤深度和破煤体积的分析结果表明:在淹没环境下水射流传播速度显着降低,随着水射流速度的增加虽然破煤深度有所增加,但效果并不显着,而机械造穴的破煤过程不受淹没环境影响。在相同时间下,机械造穴刀具的破煤深度比不同速度的水力破煤(170 m/s、190 m/s和210 m/s)提高了5.8倍、4.9倍和4.2倍;在相同的推进距离条件下,机械造穴刀具的破煤体积比不同速度的水力破煤(170 m/s、190 m/s和210 m/s)提高了9.7倍、7.8倍和6.3倍,两种造穴技术的破煤效率差异充分证明了机械破煤造穴技术明显优于水射流破煤。(4)机械造穴相似模拟实验表明,机械造穴刀具张开过程分为两个阶段,第一个阶段和第二阶段分别以6.1°和46.3°的扩张角扩大,并在第二阶段快速张开将孔径扩大到500 mm,同时,根据钻机扭矩调整实验认为造穴过程中的推进速度以不超过钻进速度的20%为宜。结合相似实验结果开展了造穴煤体损伤增透数值模拟分析,结果表明:造穴后煤体径向应力卸压范围从1.3 m增加到6.2 m,提高了4.8倍;最大塑性破坏范围从0.3 m增加到3.75 m,提高了12.5倍;钻孔周围煤体渗透率提高10倍的范围从0.95 m增大到6 m,提高了6.3倍;抽采30~180 d的有效半径提高了1.94~2.14倍。(5)根据现场试验确定了下向钻孔机械造穴过程的施工参数(推进压力8MPa、旋转速度90 r/min、推进速度0.2 m/s)和排渣参数(泵站流量550~600 L/min);在此基础上开展了系统的现场应用和效果考察,结果表明,机械造穴段钻孔出煤量约为262 kg/m,大于理论出煤量255 kg/m,说明机械造穴较好的达到了设计直径500 mm;煤层渗透率从造穴前的0.0018 m D提高到造穴后的0.0431 m D,增加了23.9倍;初始钻孔百米瓦斯纯量从造穴前的0.36 m3/(min·hm)提高到造穴后的2.1 m3/(min·hm),提高了5.8倍;在造穴钻孔比普通钻孔数量减少70%的前提下,瓦斯抽采达标预抽期从90 d降低到70 d;造穴钻孔预抽瓦斯结束后,巷道掘进速度从4.2 m/d提高到4.6 m/d,最大钻屑量从4.5 kg/m降低到3.9 kg/m,掘进期间各项指标均明显低于临界值。该论文有图126幅,表27个,参考文献184篇。
邰阳[8](2021)在《坚硬顶板采场定向造缝覆岩三维破断特征及应力场演化规律》文中研究指明坚硬顶板临空巷道变形破坏严重是煤矿最为常见的强矿压问题之一,定向造缝切顶卸压是有效的控制手段。目前对切顶工作面覆岩三维破断特征的研究尚属空白,更缺乏一种揭示采场覆岩三维破断运移及应力场演化规律的研究方法,因此难以准确掌握覆岩三维破断运移与采场矿压规律的内在联系。此外,现有造缝切顶技术难以实现裂缝面的定向和连续。为此,论文提出了一种基于泰森随机多边体单元理论的三维岩层垮落数值模拟新方法,并结合弹性薄板小挠度理论,分析了造缝切顶对采空区覆岩三维破断特征、结构特征以及采场应力分布特征的影响,揭示了切顶工作面应力场演化规律及机制,研发了坚硬顶板定向精准造缝卸压技术,优化了造缝工艺流程及参数,并在塔山矿8311工作面成功进行了工业试验,论文取得如下结论及创新点:(1)针对采场三维岩层破断运移过程和应力场演化规律难以掌握问题,结合采场覆岩结构、三维板结构和岩石破断机理,提出了基于泰森随机多边体单元理论的三维岩层垮落数值模拟新思路,开发了三维岩层垮落新程序,并从多个层面验证了其可靠性,为研究覆岩三维破断运移规律提供一种新的方法。(2)基于弹性薄板小挠度理论,建立了固支、简支和自由9种组合边界条件下坚硬岩层三维破断力学模型,探明了切顶方式对基本顶初次破断和周期破断规律的影响,揭示了切顶改变基本顶破断特征控制采场强矿压的机理。(3)基于开发的三维岩层垮落新程序,掌握了基本顶破断与采场矿压强的关系,获得了“边界悬板+中部不规则堆积+上部铰接板”的采空区覆岩三维结构特征及采场矿压分布规律,揭示了切顶改变覆岩破断特征诱发采场应力场演化的规律。(4)揭示了坚硬顶板定向造缝切顶煤柱卸压机理,确定了岩层切割范围,优化了造缝工艺流程及参数,首次成功实施了链臂锯及复合爆破定向连续造缝切顶,有效的降低了煤柱应力。(5)提出了采空区稳定距离的确定方法,探明了增加切顶深度可以加快采空区稳定的规律,揭示了采空区侧煤柱应力“双峰值”显现机理,为坚硬顶板小煤柱开采的掘进时机和巷道布置以及无煤柱开采临时支护设备回撤距离的确定提供了理论依据。论文有图132幅,表22个,参考文献216篇。
池小楼[9](2021)在《大倾角软煤层分层综采再生顶板力学特性与围岩稳定控制》文中提出针对大倾角煤层下分层回采诱导再生顶板破断与支架倒滑失稳问题,结合淮南矿区潘北煤矿1212(3)大倾角厚软煤层分层开采工作面地质与工程条件,综合运用理论计算、基于分布式光纤与声发射监测技术的相似模拟试验、基于煤系地层结构建模技术的数值模拟试验、矸石侧限压缩固结二次成岩试验、基于三维成像技术的钻孔探测现场试验等相结合的研究手段,对上分层回采覆岩运移及应力演化、再生顶板力学特性、再生顶板破断及多物理场参数响应、支架与再生顶板稳定控制机理方面进行了系统研究。(1)大倾角煤层上分层回采覆岩运移及应力演化特征。建立了上分层覆岩破断力学模型,分析了砂质泥岩层挠度与最大拉、剪应力分布规律,获得了上分层回采覆岩垮落结构形成力学驱动机制。建立了上分层回采物理与数值模型,分析了上分层回采覆岩破断及位移-应力演化特征,确定了采空区矸石2种充填形态特征。(2)大倾角煤层回采再生顶板力学特性研究。测定了组成再生顶板泥岩与砂质泥岩矿物种类及含量,获得了破碎岩块胶结再生能力。对破碎岩块进行了侧限压缩试验,分析了含水率、压缩率、粒径、体积级配对破碎岩块压实轴向应力与固结二次成岩试件抗压、抗剪强度的影响程度及作用机制,给出了4个因素下胶结体力学性能的定量表征。再生顶板现场钻孔探测发现了钻孔围岩裂隙分布及倾向胶结程度上低下高的分区固结特征。(3)大倾角煤层回采再生顶板破断及多物理场参数响应特征。基于相似模拟与数值模拟试验,研究了下分层再生顶板破断倾向分区演化、再生岩体变形光纤应变与声发射能量响应规律及再生顶板应力壳演化特征,阐明了下分层支架低中位悬臂梁断裂推垮与高位铰接岩梁断裂冲垮作用机理,揭示了下分层中上部是支架与再生顶板重点防控区域。(4)大倾角煤层回采支架与再生顶板稳定控制机理研究。厘定了下分层回采支架-围岩关系,建立了支架倒滑与煤壁片帮力学模型,研究了支架倒滑与煤层倾角、顶底板和支架顶梁间摩擦系数及侧护板侧护力间关系,分析了煤壁片帮与煤层倾角、再生顶板载荷、煤体粘聚力及内摩擦角间关系。提出了再生顶板铺网注浆、设置支架防倒滑千斤顶的“三机”联合防倒滑、煤壁铺网注浆+施工玻璃钢锚杆的“护帮、护顶、护架”三位一体分区协同控制措施,监测了支架阻力与歪斜角、再生顶板与煤壁注浆位置、煤壁片帮位置与深度,对“三位一体”分区协同控制支架与再生顶板稳定性效果进行工程评价。图:[98];表:[22];参:[185];
李超[10](2020)在《大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究》文中研究指明大采高综采因其适用性强和工艺简单等优势,已成为我国厚煤层开采的主要方法之一。然而随着开采深度的增加和开采高度的加大,大采高综采煤壁片帮问题更加突出,严重地制约了工作面安全、高效生产。大采高综采煤壁片帮以斜直线型和圆弧型滑移为主,占比80%以上。现有成果多采用滑动体理论研究两种片帮的破坏机理及影响因素,但是在研究过程中,存在煤壁稳定性安全系数变化规律不明、最大滑移深度及最危险滑移面难以预测等问题,由此对工程实际中煤壁片帮控制带来了困难。鉴此,本文采用现场观测、理论推导、实验室试验和数值模拟相结合的方法,以红庆河煤矿3-1101工作面为背景,对大采高综采面煤壁斜直线型和圆弧型滑移面安全系数的变化规律、煤壁最危险滑移面与极限平衡滑移面的位置,液压支架初撑力、护帮高度和护帮板水平推力对工作面煤壁稳定性的影响规律,弱化顶板控制煤壁片帮机理等问题展开了系统研究。论文的主要工作和取得的主要成果如下:(1)考虑工作面煤壁受力特征,采用极限平衡分析精确解法建立了煤壁斜直线型滑移片帮的力学模型,并推导了其安全系数计算的数学模型,得出了滑移面安全系数随滑移面位置的变化规律,据此提出了确定斜直线型极限滑移深度和最危险滑移深度的方法,并通过现场实测验证了片帮深度预测方法和安全系数数学模型的准确性。结果表明:沿着煤壁深度方向,滑移面安全系数随滑移面深度的增加呈先减小后增大的变化规律;沿着煤壁高度方向,随着滑移面起点从底板向顶板移动,煤壁滑移面的安全系数呈先减小后增大的变化规律,最小安全系数位置(即最危险滑移面位置)始终出现在距底板0.31倍采高处,不受开采因素的影响。根据滑移面安全系数变化规律得到红庆河煤矿3-1101工作面斜直线型滑移面最小安全系数为0.9277,对应的最危险滑移深度为0.90 m,最大滑移深度为2.12 m。与已有压剪式算法和滑落式算法等最大片帮深度预测方法相比较,其结果更接近现场实测的最大片帮深度2.08 m。煤壁最小安全系数数值随煤体内聚力和内摩擦角的增大分别呈线性规律和指数规律增加,随埋深和采高均呈对数规律降低,并且根据增幅得出了内聚力和埋深对斜直线型滑移面最小安全系数的影响较为显着。(2)考虑工作面煤壁受力特征,采用简化Bishop条分法建立了煤壁圆弧型滑移片帮的力学模型,并推导了其安全系数计算的数学模型,得出了安全系数的分布规律,据此提出了确定煤壁圆弧型极限滑移深度和最危险滑移深度的方法,并通过现场实测验证了片帮深度预测方法和安全系数数学模型的准确性。结果表明:在煤壁深度方向上,煤壁滑移面安全系数随滑移面深度的增加呈先减小后增大的规律。根据安全系数分布规律得出了红庆河煤矿3-1101工作面圆弧型最大滑移片帮深度为2.2 m,与已有压剪式算法和滑落式算法等最大片帮深度预测方法相比较,更接近现场实测的最大片帮深度2.25 m。煤壁圆弧型滑移面最小安全系数随煤的内聚力的增加呈线性规律增大,随煤的内摩擦角的增加呈二次项式规律增大,随煤层埋深和采高的增加均呈对数规律降低。当采用仰斜开采时,随煤层倾角的增加呈线性规律降低;当采用俯斜开采时,随煤层倾角的增加呈线性规律增大。(3)采用FLAC3D数值模拟软件,模拟分析了液压支架初撑力、护帮高度和护帮板水平推力对煤壁稳定性的影响规律,揭示了支架护帮板支护参数与支架初撑力维护煤壁稳定性的机理。结果表明:当支架初撑力由0 k N提升到12000 k N后,煤壁超前支承压力峰值降低了16.8%,煤壁破坏面积降低了27.78%,煤壁水平变形量降低了21.33%。说明提高支架初撑力可减小顶板下沉量,改变超前支承压力分布,减小煤壁破坏面积和水平变形量。提高护帮高度和护帮板水平推力,可有效减小煤壁水平变形量,但是煤壁支承压力以及破坏面积的减少甚微,表明提高护帮板支护是通过对煤壁的横向变形进行干预,使其变回三向受力状态,从而提高煤壁稳定性。提升初撑力是通过减小煤壁承受载荷以维护煤壁稳定,提升护帮板支护通过减小煤壁水平变形以维护煤壁稳定。(4)基于强度折减理论,采用FLAC3D数值模拟软件计算了煤壁稳定系数,并定量地研究了煤壁稳定性与液压支架初撑力、护帮高度与护帮板推力之间的关系。结果表明:在任意给定初撑力条件下,煤壁最小安全系数与护帮高度和护帮板推力均呈正相关关系,且每组护帮高度和护帮板推力对应一个滑移面最小安全系数,据此,可为液压支架选型以及护帮板优化提供定量指标。(5)基于温克尔弹性地基梁理论和基本顶断裂结构“砌体梁”理论,分别揭示了直接顶和基本顶注水控制片帮的机理,并用数值模拟验证了顶板注水方法的良好效果。结果表明:直接顶在注水后弹性模量降低,根据弹性地基梁理论建立煤壁与顶板的受力模型,分析后可得出直接顶的软化会使煤壁上方支承压力峰值向煤壁内部转移且支承压力整体下降,从而提升煤壁稳定性。初采期的基本顶在开切眼注水预裂后由固支梁受力状态转化为简支梁受力状态,初次断裂步距会大幅缩短,煤壁支承压力也随之降低;基本顶初次断裂后,在巷道中对基本顶进行超前预裂,可以降低基本顶的断裂步距和回转量,从而降低顶板施加在工作面煤壁的压力,达到控制片帮的目的。与“顶板未处理”相比较,当使用“顶板注水处理”方法后,支承压力峰值降低了17.82%,峰值位置距煤壁表面的距离增加了40%,煤壁破坏面积降低了26.92%,煤壁滑移面最小安全系数提高了19.67%。
二、顶板控制理论及定量设计(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、顶板控制理论及定量设计(论文提纲范文)
(1)煤层底板突水灾害动水快速截流机理及预注浆效果定量评价(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 问题的提出及研究意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 注浆技术研究现状 |
1.2.2 注浆材料研究现状 |
1.2.3 注浆理论研究现状 |
1.2.4 注浆模拟试验研究现状 |
1.2.5 注浆效果评价研究现状 |
1.3 存在的主要问题 |
1.4 研究内容与技术路线 |
1.4.1 研究内容 |
1.4.2 技术路线 |
2 煤层底板突水灾害动水治理影响因素与模式 |
2.1 煤层底板突水灾害动水治理影响因素 |
2.1.1 矿井淹没水位对动水治理的影响 |
2.1.2 突水因素对动水治理的影响 |
2.1.3 井巷空间位置对动水治理的影响 |
2.2 煤层底板突水灾害动水治理模式 |
2.2.1 巷道突水灾害动水治理模式 |
2.2.2 工作面突水灾害动水治理模式 |
2.3 本章小结 |
3 过水巷道动水快速截流主控因素与概念模型 |
3.1 过水巷道动水快速截流典型案例 |
3.1.1 单孔单袋控制注浆案例 |
3.1.2 单孔双袋控制注浆案例 |
3.2 过水巷道动水快速截流主控因素 |
3.3 过水巷道动水快速截流涌水与阻水模型 |
3.3.1 突水通道涌水模型 |
3.3.2 过水巷道阻水模型 |
3.4 过水巷道动水快速截流注浆建造水力模型 |
3.4.1 保浆袋水力模型 |
3.4.2 阻水段水力模型 |
3.5 本章小结 |
4 过水巷道动水快速截流模拟试验系统研发 |
4.1 模拟试验系统设计原理 |
4.1.1 模拟试验意义与目的 |
4.1.2 相似准则与设计原理 |
4.2 模拟试验功能系统设计 |
4.2.1 功能要求 |
4.2.2 概念设计 |
4.3 模拟试验设备系统组成 |
4.3.1 系统设计 |
4.3.2 设备组成 |
4.4 模拟试验流程与功能验证 |
4.4.1 试验流程 |
4.4.2 功能验证 |
4.5 本章小结 |
5 过水巷道动水快速截流模拟试验 |
5.1 浆液结石体特性配比试验 |
5.1.1 浆液初凝时间与结石率配比试验 |
5.1.2 浆液结石体强度配比试验 |
5.2 保浆袋囊变形移动规律及其对巷道流场变化特征试验 |
5.3 保浆袋囊对骨料快速灌注作用机制试验 |
5.4 保浆袋囊对水泥-水玻璃双液浆快速封堵作用机制试验 |
5.5 不同阻水体阻水能力差异试验 |
5.6 本章小结 |
6 过水巷道动水快速截流数值模拟 |
6.1 软件简介与计算原理 |
6.1.1 软件简介 |
6.1.2 数值模拟控制方程 |
6.2 动水抛袋试验数值模拟 |
6.2.1 模型结构与参数 |
6.2.2 工况条件 |
6.2.3 保浆袋囊运移规律及巷道流场变化特征 |
6.3 保浆袋囊对阻水体快速建造机制数值模拟 |
6.3.1 模型结构与参数 |
6.3.2 工况条件 |
6.3.3 保浆袋囊对阻水体快速建造机制分析 |
6.4 不同阻水体阻水能力差异试验数值模拟 |
6.4.1 模型结构与参数 |
6.4.2 工况条件 |
6.4.3 保浆袋囊对骨料堆积体阻水能力差异分析 |
6.5 本章小结 |
7 煤层底板突水灾害预注浆效果定量评价 |
7.1 煤层底板突水灾害注浆治理工况 |
7.2 突水通道截流或突水含水层堵源预注浆效果定量评价模型 |
7.2.1 评价指标选择 |
7.2.2 评价方法选择 |
7.2.3 数学模型建立 |
7.3 突水通道截流效果定量评价 |
7.3.1 现场测试方案 |
7.3.2 测试结果定性分析 |
7.3.3 测试结果定量分析 |
7.3.4 突水通道截流效果定量评价 |
7.4 本章小结 |
8 结论与展望 |
8.1 结论 |
8.2 创新点 |
8.3 不足与展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(2)煤层群采动卸压煤与覆岩裂隙演化特征及其对瓦斯抽采的影响(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
1 引言 |
1.1 研究背景 |
1.2 研究目的 |
2 文献综述 |
2.1 国内外研究现状 |
2.1.1 采动影响下采动应力研究现状 |
2.1.2 采动影响下采动裂隙研究现状 |
2.1.3 采动位移分布特征研究现状 |
2.1.4 煤体渗流特征研究现状 |
2.1.5 煤层低瓦斯与应力耦合灾变机制研究现状 |
2.2 问题分析归纳 |
2.3 研究内容与研究方法 |
2.3.1 研究内容 |
2.3.2 研究方法 |
2.3.3 技术路线 |
3 复合采动邻近煤层应力场、裂隙场及瓦斯渗流特征 |
3.1 煤层裂隙结构特征及其分类 |
3.2 单次采动下煤岩损伤及渗流规律实验研究 |
3.2.1 试验装置与实验方案 |
3.2.2 单次采动循环加卸载路径下应力-应变关系 |
3.2.3 单次采动循环加卸载路径下峰值应力 |
3.2.4 单次采动梯级循环加卸载路径下残余应力分析 |
3.2.5 单次采动梯级循环加卸载路径下变形渗流特征 |
3.3 二次采动下煤岩损伤及渗流规律实验研究 |
3.3.1 试验装置与实验方案 |
3.3.2 二次采动循环加卸载路径下应力-应变关系 |
3.3.3 二次采动循环加卸载路径下峰值应力 |
3.3.4 二次采动梯级循环加卸载路径下残余应力分析 |
3.3.5 二次采动梯级循环加卸载路径下变形渗流特征 |
3.4 邻近煤层低瓦斯耦合灾变机制 |
3.4.1 含气煤样低气压耦合渗流灾变物理实验设计 |
3.4.2 实验结果分析 |
3.4.3 承压煤层低瓦斯耦合灾变机理 |
3.5 采动应力分布与渗透率分区 |
3.6 本章小结 |
4 近距离煤层群卸压开采应力场及覆岩裂隙场特征实验研究 |
4.1 煤层群开采裂隙演化相似模拟实验 |
4.1.1 煤层及顶板条件 |
4.1.2 相似模拟相似比确定方法 |
4.1.3 模型铺设与测点布置 |
4.2 煤层群开采条件下覆岩位移与采动应力演化特征 |
4.2.1 岩层移动特征 |
4.2.2 采动应力场演化特征 |
4.3 采动裂隙场量化分析 |
4.3.1 单次采动条件下采动裂隙场演化规律 |
4.3.2 二次采动条件下采动裂隙场演化规律 |
4.4 重复采动覆岩“三带”特征 |
4.4.1 单次采动条件下覆岩“三带”特征 |
4.4.2 二次采动条件下覆岩“三带”特征 |
4.5 本章小结 |
5 采动卸压瓦斯抽采有利区识别及瓦斯富集特征 |
5.1 覆岩破坏高度理论计算 |
5.1.1 垮落带最大高度计算 |
5.1.2 裂隙带最大高度计算 |
5.1.3 沙曲煤矿“两带”最大高度计算 |
5.2 采动覆岩采动裂隙量化表征 |
5.3 采动裂隙发育演化规律数值模拟研究 |
5.3.1 数值模拟软件选择 |
5.3.2 数值模拟煤岩层参数选取 |
5.3.3 数值计算物理模型 |
5.3.4 采动裂隙演化规律的模拟结果 |
5.4 采动煤岩体瓦斯运移特征数值模拟研究 |
5.4.1 物理模型建立及模型参数 |
5.4.2 采场瓦斯运移规律模拟结果 |
5.5 本章小结 |
6 瓦斯抽采有利区定向长钻孔瓦斯抽采 |
6.1 试验工作面概况 |
6.1.1 工作面位置及地质情况 |
6.1.2 采动卸压瓦斯抽采有利区顶板观测 |
6.2 钻孔窥视法观测钻孔周围裂隙演化特征 |
6.2.1 基于Matlab开发的图像分析处理 |
6.2.2 4305后部工作面顶板采动裂隙分布规律及演化特征 |
6.3 裂隙带定向长钻孔瓦斯抽采技术参数确定 |
6.3.1 钻孔施工层位 |
6.3.2 开孔位置选择钻孔参数设计 |
6.4 采动裂隙带定向钻孔瓦斯抽采效果分析 |
6.4.1 胶带巷处钻场裂隙带抽采数据分析 |
6.4.2 轨道巷处钻场裂隙带抽采数据分析 |
6.4.3 采动裂隙带定向钻孔抽采效果评价 |
6.5 本章小结 |
7 结论 |
7.1 结论 |
7.2 创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
作者简历及在学研究成果 |
学位论文数据集 |
(3)高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的作用机理及应用关键技术研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 研究背景及意义 |
1.1.1 研究背景 |
1.1.2 研究意义 |
1.2 岩溶空洞软弱地基的研究概况 |
1.2.1 岩溶地区空洞的发育机理 |
1.2.2 岩溶空洞软弱地基的的特点 |
1.2.3 岩溶空洞软弱地基的研究现状 |
1.3 地基处理技术国内外研究现状 |
1.3.1 地基处理技术研究进展 |
1.3.2 岩溶空洞软弱地基治理方法 |
1.4 高压旋喷桩地基处理技术的研究进展 |
1.4.1 高压旋喷桩的加固机理 |
1.4.2 高压旋喷桩加固技术的研究及应用现状 |
1.5 本文研究内容 |
2 岩溶空洞软弱地基稳定性的分析与评价 |
2.1 岩溶空洞软弱地基稳定性的影响因素和分析方法 |
2.1.1 稳定性的影响因素 |
2.1.2 稳定性的分析方法 |
2.2 广州某典型岩溶发育场地的地质环境条件 |
2.2.1 场地工程地质概况 |
2.2.2 场地分析与评价 |
2.2.3 场地地基基础选型 |
2.3 依托工程岩溶空洞软弱地基的稳定性评价 |
2.3.1 场地稳定性的定性评价 |
2.3.2 场地稳定性的半定量评价 |
2.4 依托工程岩溶空洞软弱地基稳定性模糊综合评价 |
2.4.1 模糊综合评价法的基本原理 |
2.4.2 稳定性模糊综合评价结果 |
2.5 本章小结 |
3 高压旋喷固结体的室内配合比试验及微观结构分析 |
3.1 原状土样土工试验 |
3.1.1 密度和含水率测试 |
3.1.2 液限和塑限测试 |
3.1.3 土的固结试验 |
3.1.4 土的直剪试验 |
3.2 原状土样微观结构分析 |
3.2.1 XRD射线物相分析 |
3.2.2 光学显微分析 |
3.2.3 电镜扫描分析 |
3.3 高压旋喷固结体的室内配合比试验 |
3.3.1 高压旋喷固结体配合比设计及制作养护 |
3.3.2 无侧限抗压强度试验现象 |
3.3.3 无侧限抗压强度试验结果分析 |
3.4 高压旋喷固结体的电镜扫描分析 |
3.5 本章小结 |
4 高压旋喷桩在岩溶空洞软弱地基加固中的应用 |
4.1 高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的方案设计 |
4.1.1 39#地块软弱地基状况 |
4.1.2 39#地块软弱地基处理设计 |
4.1.3 施工技术参数设计 |
4.2 高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的关键技术 |
4.2.1 准备工作 |
4.2.2 高压旋喷桩施工 |
4.2.3 引孔和旋喷工程的质量保证措施 |
4.2.4 高压旋喷桩施工应急预案 |
4.3 岩溶空洞软弱地基处理效果检验 |
4.3.1 水泥浆液固结体检验 |
4.3.2 钻孔取芯检验 |
4.3.3 土常规试验检验 |
4.3.4 物探勘查检验 |
4.4 本章小结 |
5 高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的工艺设计 |
5.1 高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的工艺流程 |
5.1.1 岩溶空洞软弱地基的稳定性评价 |
5.1.2 旋喷浆液配比设计 |
5.1.3 施工关键技术 |
5.1.4 岩溶空洞软弱地基处理效果检验 |
5.2 高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的施工工艺设计 |
6 结论与展望 |
6.1 主要结论 |
6.2 工作展望 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
附录1:本人发表的学术论文 |
附录2:本人申请的国家发明专利 |
附录3:攻读硕士学位期间参与的科研项目 |
附录4:攻读硕士学位期间参加的学术会议 |
(4)坚硬顶板区域水力压裂裂缝三维扩展机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
abstract |
1 绪论 |
1.1 选题意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 水力压裂理论研究现状 |
1.2.2 水力压裂数值模拟研究现状 |
1.2.3 水力压裂实验研究现状 |
1.3 存在的主要问题 |
1.4 主要研究内容 |
1.5 研究方法和技术路线 |
1.5.1 研究方法 |
1.5.2 技术路线 |
2 水力裂缝起裂特征研究 |
2.1 裂纹扩展准则与力学模型 |
2.2 起裂角影响因素分析 |
2.3 临界水压影响因素分析 |
2.4 T应力对起裂角和临界水压的影响 |
2.5 本章小结 |
3 钻孔周边水力裂缝三维扩展特征研究 |
3.1 基于真三轴水力压裂试验的裂缝三维扩展特征研究 |
3.1.1 水力压裂试验技术路线 |
3.1.2 钻孔起裂水力压裂试验 |
3.1.3 预制裂缝起裂水力压裂试验 |
3.2 基于格点法的裂缝三维扩展特征数值模拟研究 |
3.2.1 数值模拟方法简介 |
3.2.2 数值模拟与室内试验的对比分析 |
3.2.3 钻孔方位对水力裂缝三维扩展特征的影响 |
3.2.4 地应力对水力裂缝三维扩展特征的影响 |
3.2.5 预制切槽对水力裂缝三维扩展特征的影响 |
3.3 本章小结 |
4 层状岩体中水力裂缝越层扩展特征研究 |
4.1 水力裂缝越层扩展关键影响因素分析 |
4.2 层间理想接触条件下水力裂缝越层扩展特征 |
4.2.1 断裂韧度对水力裂缝越层扩展的影响 |
4.2.2 弹性模量对水力裂缝越层扩展的影响 |
4.2.3 水平应力对水力裂缝越层扩展的影响 |
4.2.4 分层压裂对水力裂缝越层扩展的影响 |
4.3 层间界面发育条件下水力裂缝越层扩展特征 |
4.4 本章小结 |
5 水力裂缝与天然裂缝交互作用研究 |
5.1 水力裂缝与天然裂缝交互作用理论分析 |
5.2 水力裂缝与天然裂缝交互作用关键影响因素研究 |
5.2.1 内摩擦角对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.2.2 粘聚力对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.2.3 应力差对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.2.4 逼近角对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.2.5 压裂液黏度对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.2.6 注入速率对水力裂缝与天然裂缝交互作用的影响 |
5.3 水力裂缝与天然裂缝交互作用演化特征分析 |
5.4 水力裂缝与天然裂缝交互作用三维形态分析 |
5.5 本章小结 |
6 多缝扩展缝间干扰机制研究 |
6.1 裂缝诱导应力场理论模型 |
6.2 同步压裂缝间干扰关键影响因素研究 |
6.2.1 应力场对同步压裂缝间干扰的影响 |
6.2.2 弹性模量对同步压裂缝间干扰的影响 |
6.2.3 注射速率对同步压裂缝间干扰的影响 |
6.2.4 压裂液黏度对同步压裂缝间干扰的影响 |
6.3 压裂顺序对缝间干扰效应的影响分析 |
6.4 起裂点方位对缝间干扰效应的影响分析 |
6.5 压裂液返排对缝间干扰效应的影响分析 |
6.6 本章小结 |
7 坚硬顶板区域压裂井下试验 |
7.1 试验矿井概况 |
7.2 区域压裂钻孔布置方案 |
7.3 区域压裂技术与装备 |
7.4 区域压裂地面微震监测 |
7.5 区域压裂裂缝三维扩展特征分析 |
7.6 区域压裂裂缝三维扩展数值模拟研究 |
7.7 本章小结 |
8 结论与展望 |
8.1 主要结论 |
8.2 创新点 |
8.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(5)保护层开采下伏煤岩卸压防冲效应及机理研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
变量注释表 |
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 保护层开采防冲技术应用 |
1.2.2 保护层开采下伏煤岩卸压机理研究 |
1.2.3 保护层开采卸压效果及影响因素研究现状 |
1.2.4 采动煤岩变形监测技术的发展 |
1.3 研究内容及技术路线 |
1.3.1 研究内容 |
1.3.2 研究方法 |
1.3.3 技术路线 |
2 保护层开采下伏煤岩变形及卸压理论研究 |
2.1 研究区域工程背景 |
2.1.1 矿井概况及地质特征 |
2.1.2 矿井冲击地压概况 |
2.2 保护层开采下伏煤岩卸压防冲机理 |
2.3 保护层开采下伏煤岩应力变化规律 |
2.3.1 原岩应力状态 |
2.3.2 力学模型建立及公式推导 |
2.3.3 保护层开采下伏煤岩采动应力场解析 |
2.4 保护层开采下伏煤岩变形破坏特征 |
2.4.1 煤岩体破坏深度力学计算 |
2.4.2 煤岩体破坏深度相关影响因素分析 |
2.5 本章小结 |
3 循环加卸载下煤岩损伤演化及力学强度特征 |
3.1 常规加载下煤岩变形破坏及力学强度测试 |
3.1.1 试验试件 |
3.1.2 试验系统 |
3.1.3 试验结果分析 |
3.2 不同循环加卸载条件下煤岩损伤及力学强度分析 |
3.2.1 试验方案设计 |
3.2.2 不同加卸载次数下煤岩变形特征 |
3.2.3 不同加卸载应力下煤岩变形特征 |
3.2.4 不同加卸载速率下煤岩变形特征 |
3.3 循环加卸载下煤岩损伤微观特征及演化规律 |
3.3.1 循环加卸载下煤岩损伤微观特征 |
3.3.2 循环加卸载下煤岩损伤演化规律 |
3.4 循环加卸载下煤岩的冲击倾向性变化规律 |
3.5 本章小结 |
4 保护层开采卸压效果地质采矿因素影响规律研究 |
4.1 保护层卸压效果评价指标 |
4.2 数值模拟计算方法 |
4.3 数值模拟方案设计 |
4.4 地质采矿因素对卸压效果影响分析 |
4.4.1 采高对卸压效果的影响规律 |
4.4.2 层间距对卸压效果的影响规律 |
4.4.3 层间岩性对卸压效果的影响规律 |
4.4.4 工作面面长对卸压效果的影响规律 |
4.4.5 区段煤柱宽度对卸压效果的影响规律 |
4.5 卸压效果的地质采矿因素权重分析 |
4.6 本章小结 |
5 保护层开采下伏煤岩变形破坏及应力演化试验研究 |
5.1 保护层开采下伏煤岩移动变形特征 |
5.1.1 物理相似模型的建立 |
5.1.2 试验主要监测手段 |
5.1.3 模型开挖及数据采集 |
5.1.4 保护层开采采场围岩运移特征 |
5.1.5 保护层开采2~(-2中)煤应力应变场变化规律 |
5.2 被保护层2~(-2中)煤开采卸压效果分析 |
5.2.1 被保护层开采采场围岩运移特征 |
5.2.2 保护层和被保护层采动变形特征对比分析 |
5.3 保护层开采卸压时空演化规律数值模拟分析 |
5.3.1 数值模型建立与开挖 |
5.3.2 保护层采动煤岩体变形规律分析 |
5.3.3 被保护2~(-2中)煤层变形规律分析 |
5.4 本章小结 |
6 保护层开采下伏煤岩卸压效果的光纤感测工业试验 |
6.1 采动岩体与光纤传感应变传递分析 |
6.2 光纤传感监测系统设计及安装 |
6.2.1 光纤传感器布设方案 |
6.2.2 光纤监测系统安装工艺 |
6.3 光纤传感监测系统精度分析及空间定位 |
6.3.1 光纤传感监测系统最优化调试 |
6.3.2 光纤传感器空间定位 |
6.4 保护层开采下伏煤岩体应变演化规律 |
6.5 保护层开采卸压范围确定 |
6.6 本章小结 |
7 结论创新点及展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
附录 |
(6)采空区高吸水树脂充填材料特性与应用研究(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 国内外研究现状及发展趋势 |
1.3.1 矿山充填技术的研究及发展 |
1.3.2 胶结充填材料的研究及发展 |
1.3.3 膏体材料充填研究现状 |
1.3.4 散体充填材料研究现状 |
1.3.5 高水充填材料的研究及发展 |
1.3.6 文献综述 |
1.4 研究内容、方法及拟解决的关键问题 |
1.4.1 研究内容 |
1.4.2 研究方法及拟解决的关键问题 |
1.4.3 技术路线 |
2 高吸水树脂材料的吸水性质与流动特性研究 |
2.1 高吸水树脂材料的吸水性质实验 |
2.1.1 蒸馏水组吸水倍数实验 |
2.1.2 自来水组吸水倍数实验 |
2.1.3 蒸馏水组和自来水组吸水倍数对比 |
2.1.4 不同质量高吸水树脂材料的吸水倍数 |
2.2 高吸水树脂材料的流动特性实验研究 |
2.2.1 高吸水树脂材料在不同掺水量下的坍落度 |
2.2.2 高吸水树脂材料在不同掺水量下的粘度 |
2.3 高吸水树脂材料的水稳定性研究 |
2.3.1 密闭常压情况下高吸水树脂材料的析水情况 |
2.3.2 密闭常压情况下高吸水树脂材料在泥浆中的析水情况 |
2.4 本章小结 |
3 高吸水树脂材料在岩石裂缝中的渗流分析与可缩性研究 |
3.1 高吸水树脂材料在岩石裂缝中的渗流实验分析 |
3.1.1 渗流实验装置 |
3.1.2 渗流结果分析 |
3.2 高吸水树脂材料的可缩性研究 |
3.2.1 高吸水树脂材料压缩实验装置 |
3.2.2 压缩实验结果分析 |
3.3 基于COMSOL的高吸水树脂材料渗流数值模拟研究 |
3.3.1 COMSOL的多孔介质和地下水流模块简介 |
3.3.2 模型建立与参数设置 |
3.3.3 计算结果及分析 |
3.4 本章小结 |
4 高吸水树脂材料充填采空区理论分析 |
4.1 充填体受力分析 |
4.1.1 采空区充填顶板岩层力学模型 |
4.1.2 地基梁分析 |
4.2 三下开采地表变形控制原则 |
4.2.1 地表变形值的控制范围 |
4.2.2 地表允许最大下沉值 |
4.3 充填开采地表下沉量分析 |
4.3.1 顶板下沉计算分析 |
4.3.2 地表下沉计算分析 |
4.4 本章小结 |
5 采空区不同充填高度地表下沉数值模拟研究 |
5.1 FLAC-3D数值模拟软件 |
5.2 工作面地质背景 |
5.2.1 工作面地质情况 |
5.2.2 煤岩体赋存基本特征 |
5.3 数值模拟与结果分析 |
5.3.1 模型建立 |
5.3.2 不同充填高度地表下沉模拟结果 |
5.3.3 地表下沉结果分析 |
5.4 本章小结 |
6 结论 |
致谢 |
参考文献 |
附录 |
(7)下向钻孔机械破煤造穴快速卸压增透机制及瓦斯抽采技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 存在的问题 |
1.4 主要研究内容和技术路线 |
2 高应力煤体瓦斯赋存及其流动通道应力响应特征 |
2.1 平顶山矿区瓦斯地质特征 |
2.2 煤体多元物性参数及孔裂隙结构特征 |
2.3 煤体瓦斯吸附解吸特性 |
2.4 煤体瓦斯流动通道应力响应特征 |
2.5 深部高应力煤体瓦斯抽采瓶颈及工作面合理增透技术 |
2.6 小结 |
3 卸荷速率对煤体损伤破坏影响的力学机制 |
3.1 实验方法 |
3.2 煤样常规压缩实验 |
3.3 不同力学路径下煤体损伤破坏特征 |
3.4 卸荷速率对煤体力学行为及损伤特性的影响 |
3.5 卸荷煤体损伤破坏力学机制分析 |
3.6 小结 |
4 卸荷速率对煤体渗透率演化的影响机制 |
4.1 试验方法 |
4.2 多重路径下煤体渗透性演化 |
4.3 煤体损伤卸荷增透机制及渗透率演化模型 |
4.4 造穴煤体卸荷损伤增透机理 |
4.5 小结 |
5 下向钻孔机械造穴高效破煤特性及输煤排渣特征 |
5.1 下向钻孔造穴卸荷增透技术困境 |
5.2 下向钻孔造穴破煤技术方法优化 |
5.3 机械造穴刀具破煤特性分析 |
5.4 下向钻孔输煤排渣特征研究 |
5.5 小结 |
6 下向钻孔机械造穴煤体快速卸压增透效果模拟研究 |
6.1 机械造穴破煤效果实验研究 |
6.2 下向钻孔机械造穴前后煤体卸荷损伤对比 |
6.3 下向钻孔机械造穴前后煤体渗透率分布及瓦斯抽采效果 |
6.4 小结 |
7 下向钻孔机械造穴强化瓦斯抽采技术及工程验证 |
7.1 下向钻孔机械造穴全套装备研发 |
7.2 下向钻孔机械造穴现场实验方案及施工参数考察 |
7.3 下向钻孔机械造穴强化瓦斯抽采系统保障及施工工艺流程 |
7.4 下向钻孔机械造穴卸压效果考察 |
7.5 下向钻孔机械造穴强化瓦斯抽采效果分析 |
7.6 机械造穴区段煤巷掘进验证 |
7.7 区域瓦斯治理工程成本分析 |
7.8 小结 |
8 主要结论、创新点与展望 |
8.1 主要结论 |
8.2 创新点 |
8.3 研究展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(8)坚硬顶板采场定向造缝覆岩三维破断特征及应力场演化规律(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
abstract |
变量注释表 |
1 绪论 |
1.1 工程背景及选题意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.3 主要研究内容及方法 |
1.4 创新点 |
2 基于弹性小挠度薄板理论的基本顶造缝切顶三维破断特征及煤柱卸压机理. |
2.1 基本方程及边界条件 |
2.2 基本顶初次破断特征理论计算 |
2.3 基本顶周期破断特征理论计算 |
2.4 基本顶破断特征汇总 |
2.5 采空区侧煤柱切顶卸压机理 |
2.6 本章小节 |
3 基于泰森多边体单元理论的三维岩层垮落数值计算方法 |
3.1 现有覆岩破断运移研究方法的缺陷 |
3.2 三维岩层垮落模拟方法思路的提出 |
3.3 泰森多边体单元理论 |
3.4 数值模型的构建 |
3.5 数值计算方法的验证 |
3.6 本章小节 |
4 坚硬顶板采场定向造缝覆岩三维破断特征及应力场演化规律数值分析 |
4.1 坚硬顶板造缝切顶方案 |
4.2 采空区岩层破断特征 |
4.3 采空区覆岩结构特征 |
4.4 采场矿压显现特征 |
4.5 工作面强矿压机理及煤柱卸压机理 |
4.6 应力场演化规律及机制 |
4.7 坚硬顶板切顶范围选取 |
4.8 本章小节 |
5 坚硬顶板定向精准切缝卸压技术及参数优化 |
5.1 复合爆破定向造缝技术及参数优化 |
5.2 链臂锯连续精准切割技术及参数优化 |
5.3 切顶巷道临时支护设备 |
5.4 两种技术优点及适用条件 |
5.5 本章小结 |
6 工程应用 |
6.1 工程背景 |
6.2 链臂锯小煤柱切顶卸压 |
6.3 复合爆破小煤柱切顶卸压 |
6.4 协同切顶无煤柱留巷 |
6.5 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 主要结论 |
7.2 展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(9)大倾角软煤层分层综采再生顶板力学特性与围岩稳定控制(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
1 绪论 |
1.1 选题背景与意义 |
1.2 研究现状及其评述 |
1.2.1 大倾角煤层开采方法研究现状 |
1.2.2 再生顶板压实胶结特征研究现状 |
1.2.3 大倾角煤层开采支架-围岩作用关系研究现状 |
1.2.4 研究现状评述 |
1.3 研究目标与内容 |
1.3.1 研究目标 |
1.3.2 研究内容 |
1.4 研究方法及技术路线 |
2 大倾角煤层上分层回采覆岩运移及应力演化特征 |
2.1 工程背景 |
2.2 上分层回采覆岩破断力学分析 |
2.3 上分层回采覆岩运移特征 |
2.3.1 参数选取及试验方案与设备 |
2.3.2 覆岩垮落结构及运移特征 |
2.4 上分层回采覆岩应力演化特征 |
2.4.1 数值模型构建及参数选取 |
2.4.2 覆岩应力分布与演化特征 |
2.5 本章小结 |
3 大倾角煤层回采再生顶板力学特性研究 |
3.1 泥岩与砂质泥岩矿物含量 |
3.2 冒落矸石侧限压缩试验 |
3.2.1 破碎岩块制备及试验方案与系统 |
3.2.2 破碎岩块压实特性 |
3.2.3 固结二次成岩试件力学行为 |
3.2.4 实验结果回归分析 |
3.3 冒落矸石固结二次成岩过程 |
3.4 再生顶板钻孔探测试验 |
3.5 本章小结 |
4 大倾角煤层回采再生顶板破断及多物理场参数响应特征 |
4.1 再生顶板破断特征 |
4.2 再生顶板破断光纤应变响应 |
4.3 再生顶板破断声发射能量响应 |
4.4 分层综采“两带”分布特征 |
4.5 再生顶板应力演化特征 |
4.6 本章小结 |
5 大倾角煤层回采支架与再生顶板稳定控制机理 |
5.1 支架-围岩关系 |
5.2 支架倒滑力学分析 |
5.3 煤壁片帮力学分析 |
5.4 支架-再生顶板稳定控制措施 |
5.4.1 再生顶板防漏冒措施 |
5.4.2 支架防倒滑措施 |
5.4.3 煤壁防片帮措施 |
5.5 支架-围岩稳定控制效果 |
5.6 本章小结 |
6 结论和创新点与展望 |
6.1 结论 |
6.2 创新点 |
6.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介及读博期间主要科研成果 |
(10)大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究(论文提纲范文)
摘要 |
ABSTRACT |
第1章 绪论 |
1.1 研究背景与意义 |
1.2 国内外研究现状 |
1.2.1 煤壁片帮迹线类型 |
1.2.2 煤壁片帮力学机制 |
1.2.3 煤壁片帮深度预测方法 |
1.2.4 煤壁片帮防治方法 |
1.2.5 煤壁超前支承压力 |
1.3 存在的主要问题与发展趋势分析 |
1.4 论文的研究内容、研究方法及技术路线 |
1.4.1 研究内容 |
1.4.2 研究方法 |
1.4.3 技术路线 |
第2章 工作面煤壁斜直线型滑移面稳定性及滑移深度研究 |
2.1 煤壁斜直线型滑移面安全系数计算模型 |
2.1.1 边坡滑移面安全系数K的极限平衡分析精确解法 |
2.1.2 煤壁斜直线型滑移面安全系数推导 |
2.1.3 煤壁塑性区范围的确定 |
2.1.4 煤壁超前支承压力参数m、n的确定 |
2.2 煤壁斜直线型滑移面安全系数求解及其随滑移面位置的变化规律 |
2.2.1 煤壁滑移面安全系数求解 |
2.2.2 煤壁滑移面安全系数随滑移面位置的变化规律 |
2.3 煤壁极限平衡滑移面与最危险滑移面深度的确定及预测准确性分析 |
2.3.1 煤壁极限平衡滑移面深度与最危险滑移面深度的确定 |
2.3.2 煤壁最大片帮深度预测方法对比 |
2.4 煤壁最小安全系数K_(min)的影响因素分析 |
2.5 本章小结 |
第3章 工作面煤壁圆弧型滑移面稳定性及滑移深度研究 |
3.1 煤壁圆弧型滑移面安全系数计算模型 |
3.1.1 简化毕肖普(Bishop)条分法 |
3.1.2 煤壁圆弧型滑移面安全系数计算式推导 |
3.2 煤壁圆弧型滑移面安全系数的计算 |
3.2.1 煤壁滑移面位置的确定 |
3.2.2 煤壁安全系数K的求解 |
3.3 极限平衡滑移面与最危险滑移面深度的确定及预测准确性分析 |
3.3.1 煤壁极限平衡滑移面的确定 |
3.3.2 煤壁最危险滑移面深度的确定 |
3.4 煤壁最小安全系数K_(min)的影响因素分析 |
3.5 本章小结 |
第4章 支架初撑力与护帮板推力对煤壁稳定性的影响 |
4.1 红庆河煤矿及3~(-1)101 工作面概况 |
4.1.1 矿区概况 |
4.1.2 工作面概况 |
4.1.3 煤及顶板岩层的物理力学性质测试 |
4.2 红庆河煤矿3~(-1)101 工作面超前支承压力数值模拟研究 |
4.2.1 计算模型的建立 |
4.2.2 模拟参数的确定 |
4.2.3 模拟计算过程 |
4.2.4 模拟计算结果及分析 |
4.3 支架初撑力对煤壁稳定性影响的理论分析 |
4.4 支架初撑力对煤壁支承压力及煤壁破坏影响的数值模拟研究 |
4.4.1 计算模型的建立和模拟参数的确定 |
4.4.2 模拟计算过程 |
4.4.3 模拟计算结果与分析 |
4.5 支架护帮板推力对煤壁稳定性影响的理论分析 |
4.6 支架护帮板推力对煤壁变形破坏影响的数值模拟研究 |
4.6.1 计算模型的建立和模拟参数的确定 |
4.6.2 模拟计算过程 |
4.6.3 模拟计算结果与分析 |
4.7 护帮板推力对最小安全系数影响的数值模拟研究 |
4.7.1 煤壁滑移面安全系数模拟软件及计算原理介绍 |
4.7.2 煤壁滑移面安全系数计算模型的建立 |
4.7.3 煤壁滑移面安全系数计算过程 |
4.7.4 煤壁滑移面安全系数计算模型载荷施加 |
4.8 本章小结 |
第5章 顶板注水对大采高综采面煤壁片帮控制作用研究 |
5.1 注水弱化直接顶控制工作面煤壁片帮的理论分析 |
5.2 注水预裂基本顶控制工作面煤壁片帮的理论分析 |
5.2.1 初采期注水预裂基本顶对煤壁稳定性的影响 |
5.2.2 正常推进期注水预裂基本顶对煤壁稳定性影响 |
5.3 3~(-1)101 工作面顶板注水效果数值模拟验证 |
5.3.1 计算模型的建立和模拟参数的确定 |
5.3.2 模拟计算过程 |
5.3.3 模拟计算结果与分析 |
5.4 本章小结 |
第6章 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 创新点 |
6.3 不足之处 |
6.4 展望 |
参考文献 |
攻读学位期间取得的科研成果 |
致谢 |
四、顶板控制理论及定量设计(论文参考文献)
- [1]煤层底板突水灾害动水快速截流机理及预注浆效果定量评价[D]. 杨志斌. 煤炭科学研究总院, 2021(01)
- [2]煤层群采动卸压煤与覆岩裂隙演化特征及其对瓦斯抽采的影响[D]. 皮希宇. 北京科技大学, 2021(08)
- [3]高压旋喷桩加固岩溶空洞软弱地基的作用机理及应用关键技术研究[D]. 商治. 西安建筑科技大学, 2021(01)
- [4]坚硬顶板区域水力压裂裂缝三维扩展机理研究[D]. 赵凯凯. 煤炭科学研究总院, 2021
- [5]保护层开采下伏煤岩卸压防冲效应及机理研究[D]. 雷武林. 西安科技大学, 2021(02)
- [6]采空区高吸水树脂充填材料特性与应用研究[D]. 彭浩. 西安科技大学, 2021(02)
- [7]下向钻孔机械破煤造穴快速卸压增透机制及瓦斯抽采技术研究[D]. 郝从猛. 中国矿业大学, 2021(02)
- [8]坚硬顶板采场定向造缝覆岩三维破断特征及应力场演化规律[D]. 邰阳. 中国矿业大学, 2021(02)
- [9]大倾角软煤层分层综采再生顶板力学特性与围岩稳定控制[D]. 池小楼. 安徽理工大学, 2021
- [10]大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究[D]. 李超. 太原理工大学, 2020(02)