屯兰矿锚杆支护损伤分析及对策

屯兰矿锚杆支护损伤分析及对策

一、屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策(论文文献综述)

席永哲[1](2021)在《屯兰矿22301工作面高水材料巷旁充填沿空留巷技术研究》文中研究说明本文以屯兰矿22301工作面高水材料巷旁充填沿空留巷为工程背景,结合巷道原始支护方案现场应用的不足之处,运用相关力学理论分析、结合计算机数值模拟软件并辅以现场矿压监测的方法,研究了巷旁充填沿空留巷的支护问题,对工作面巷道在回采时充填支护上覆岩层活动规律、应力分布变化和煤帮受力情况进行了较为系统的分析,并对充填体及沿空巷道支护方案进行了设计。首先,通过建立巷旁充填沿空留巷覆岩的结构力学模型,揭示了顶板、充填体、巷道三者之间的力学结构关系,研究了三者之间的相互作用机理,探讨了不同时期采场覆岩运移规律、支承压力分布及应力演化规律,建立了充填体切顶沿空留巷力学模型,计算分析了充填体的切顶巷旁支护阻力,确定其宽度为2.2m。其次,结合回采工作面沿空留巷围岩结构,确定其变形机理,对巷旁充填体的作用机理进行分析,认为沿空留巷中充填体至关重要。它必须维持巷道围岩稳定借助其强大的支撑力。围岩本身强度与自支撑力也是重要因素。然后,对巷旁充填体的布置方案和巷旁支护方案进行了严格设计。沿空留巷初始支护方案和补强支护方案成功提出,利用FLAC 3D三维数值模拟软件对工作面回采阶段围岩应力场、位移场进行了计算,对补强支护和非补强支护两种支护方案下的围岩受力情况和变形情况进行了对比研究,讨论了沿空留巷高水充填巷道补强支护之必要性与合理性。最后,通过现场工业性试验,对高水材料巷旁充填沿空留巷实施情况开展长期的矿压监测,根据监测数据对矿压监测结果进行分析与讨论,发现围岩的整体变形符合安全生产要求,围岩稳定性得到了显着提高,证明所提出的充填体支护和巷道补强支护方案能够满足现场工程安全稳定生产的需要,同时对经济效益和社会效益进行了分析,验证了本文所提方案的合理与有效。研究成果具有较强实用性与现实意义。

王小康[2](2020)在《不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究》文中研究表明随着煤矿开采深度的不断增加,原岩应力与构造应力越来越大,巷道围岩稳定性逐渐降低。浅部时巷道围岩多表现为弹塑性变形,进入深部后会表现出软岩的非连续、非协调大变形特征。本文通过收集大量的巷道围岩变形数据并进行统计,较为系统的研究了埋深变化对巷道围岩变形规律的影响,在此基础上,模拟分析了锚固围岩变形对于锚杆支护作用的影响。主要研究内容如下:(1)论文以大量的巷道围岩变形数据为基础,根据巷道服务阶段将巷道分为仍在掘进中未受工作面回采影响的新掘巷道和掘成后受工作面回采影响的采动巷道两种,分析了埋深变化对于两类巷道围岩变形规律的影响,得出新掘巷道在掘成后的50天内,前5天的巷道变形量基本不受埋深变化的影响,且各埋深段巷道的变形期相同,均可分为变形剧烈期(1~15天)、缓和期(15~35天)和稳定期(35~50天)。采动巷道在工作面回采的100 m范围内,可将其分为采动影响剧烈范围(10~60 m)和采动影响缓和范围(60~100 m)。并在此基础上依据巷道断面大小和不同顶底板岩性对新掘巷道进行分类,进一步分析断面大小和围岩岩性对于巷道围岩变形规律的影响,从而验证了埋深是影响巷道围岩变形规律的主要因素。(2)基于淮南谢桥矿三条埋深相近巷道的围岩变形实测数据,分析了埋深在无明显变化情况下对巷道围岩变形的影响规律,得出各条巷道掘进期间受掘成时间影响所呈现的变形规律相同,且工作面回采期间围岩的变形规律也相同,三条巷道最终变形量的最大差值约13%,进一步验证埋深变化对于巷道围岩变形规律的影响。(3)基于谢桥矿12521巷道的现场条件,采用FLAC3D模拟分析了锚固围岩发生不同程度的变形对于锚杆支护作用的影响,得出了锚固围岩变形后,围岩内部位于托盘下部和锚杆锚固段周围的岩体会出现呈半椭圆状和椭圆状的压应力集中区,当围岩变形量持续增大,应力集中区域稍有减小。在锚杆与围岩不发生同步位移的情况下,锚固围岩的变形会引起锚杆自由端的轴力值大于锚固端,且随着变形量的增加两者轴力差值逐渐减小,而锚杆与围岩同时位移时,锚杆两端轴力差值随围岩变形量的增加而逐渐变大。

张剑[3](2020)在《西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用》文中研究指明近距离煤层群开采巷道围岩显现出独特的矿压特征,单一煤层开采巷道围岩控制理论不再完全适用。论文针对近距煤层开采巷道围岩控制理论研究存在的不足,以西山矿区典型近距煤层开采为工程背景,采用现场测试、理论分析、数值模拟、模型试验、及现场实践等综合性研究方法,开展地质参数测试、巷道围岩活动规律、巷道布置方法、巷道顶板稳定控制原理、及巷道控制现场试验等内容,研究成果可为近距煤层开采煤矿巷道围岩稳定控制提供技术支撑和理论依据,主要成果集中如下:(1)西山矿区地应力为中等水平,构造应力占主导地位,采深决定地应力场类型,水平最大主应力方向呈N5°WN89.7°W和N5.6°EN87°E,揭示出矿区地应力场分布规律。2#主采煤层顶板岩性包括泥岩、砂质泥岩、及细砂岩,强度为2060MPa;8#主采煤层顶板岩性包含石灰岩、泥岩、及砂岩,强度为20100MPa,探明顶板岩性组成及强度分布特征。顶板岩层发育沉积和构造两类结构面,测明主采煤层顶板煤岩体结构面发育特征。(2)建立宽煤柱底板力学模型,推导出煤柱底板应力解析式,采深和煤柱宽度是影响煤柱底板应力分布的重要参数,采深加大则应力增高,煤柱增宽,则应力降低,但应力集中系数与采深和煤柱宽度无关,理论分析与数值计算相吻合。探究采深、岩体强度、及工作面长度对底板破坏深度的影响,得出采深越深,则底板破坏深度就越大,而底板岩体强度越高,则底板破坏深度就越小,采深和底板岩体强度是影响底板采动破坏深度的关键参数。探讨底板为非均匀多岩性岩层赋存特征,提出底板岩体强度宜采用各岩层强度的加权平均值,修正底板岩层屈服破坏深度函数式。(3)构建以杜儿坪煤矿近距煤层为原型的相似模型,采用非接触式应变-位移测量系统,研究近距上下煤层开挖过程煤柱和采空区底板位移场-应力场的演化规律,结论为:(1)上煤层开挖,煤柱底板应力分布形态由单峰转变为双峰,且以煤柱中央为轴呈对称分布特征,与理论分析与数值计算吻合;下煤层开挖,煤柱底板应力分布形态发生显着改变,最终煤柱应力释放失稳破坏,揭示出煤柱底板应力动态演变规律。(2)上下煤层开挖,采空区底板位移均显现先增加后减小最后恢复为0,揭示出采空区底板变形破坏演化规律;(3)量测出上煤层采后残留煤柱两侧覆岩破断角,先采面为60°,后采面为55°。(4)剖析煤矿常用近距煤层反向内错布置法的局限性,提出同向内错布置法,综合分析确认煤柱底板应力影响深度大于底板采动破坏深度,提出内错距的两类确定方法:(1)若层间距小于底板破坏深度,则内错距采用(?);若层间距大于底板破坏深度,则内错距采用(?)。(5)揭示出采空区底板岩体强度呈渐进式衰减劣化特征,提出采用劣化率表征采动损伤程度,建立底板岩体强度劣化率计算式;提出下煤层巷道顶板分成单岩性岩层、两岩性岩层、多岩性岩层3种类型,建立有无锚杆锚索加固顶板力学模型,探讨层间距、巷道宽度、采深对顶板稳定的影响,揭示出层间距越大则越有利于顶板稳定,巷道跨度越宽则越不利于顶板稳定,采深加深则顶板稳定性降低,阐明预应力锚杆锚索加固顶板的力学原理,将叠合梁转变为组合梁,增强顶板抗弯刚度,降低顶板挠曲变形,确保顶板稳定。(6)以西山杜儿坪煤矿典型近距煤层为试验对象,采用同向内错布置73903工作面,基于内错距确定方法,得到皮带巷和轨道巷错距分别为9m和10m,提出皮带巷采用锚杆锚索控制技术,矿压观测表明皮带巷围岩变形可控满足回采使用,通过现场实践检验了理论研究成果的科学合理。

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%。

王朋[5](2019)在《复合顶板煤巷围岩多次动压扰动失稳规律及控制》文中研究说明煤层形成年代决定了煤巷复合顶板存在的普遍性,复合顶板结构的不稳定大大提升了支护难度,尤其是动压扰动下的复合顶板煤巷支护更是困扰煤矿安全高效生产的难题。本文以多次动压扰动下复合顶板煤巷为研究对象,采用理论分析、实验室实验及数值模拟相结合的方法对锚固结构及围岩失稳规律进行系统深入的研究,取得以下主要成果:(1)实验确定了典型复合顶板煤巷22301工作面瓦斯治理巷围岩力学基本性质;试验了铁晶砂胶结新型相似模拟材料,并应用于采矿领域复合顶板煤巷物理模型制作;分析确定了复合顶板、动压扰动以及支护结构体系不合理为该巷道围岩稳定性主要影响因素。(2)基于复合顶板力学模型受力分析了其破坏机理,采用FLAC3D数值模拟软件得出了软弱岩层位置、软弱岩层厚度以及不同侧压系数等影响因素下巷道围岩变形特征:复合顶板煤巷易出现大变形及离层现象;巷道顶板挠度及塑性区范围与软弱岩层距巷道距离成负相关,与软弱岩层厚度成正相关;随着侧压系数增大围岩塑性区呈先减小后增大趋势。(3)通过数值模拟仿真分析得出了22301工作面瓦斯治理巷三次采动影响阶段锚固结构及围岩稳定性变化规律:随着动压影响加剧,巷道受高地应力、侧向支承压力及超前支承压力叠加影响,围岩变形量、塑性区范围以及锚固结构受力不断增大,原有支护结构无法维持巷道围岩稳定。(4)优化确定了22301工作面瓦斯治理巷采取“高强锚杆+钢带+强力锚索+金属网”联合支护方案;模拟分析对比了新旧支护方案控制下围岩稳定性,并应用于现场工业性试验,矿压监测结果表明优化后巷道围岩变形量得到了有效的控制。(5)采用了YGS127(A)煤矿巷道围岩光纤光栅动态监测系统,对锚杆受力进行监测,结果表明优化后整体支护结构受力较为均匀,支护承载体性能得到了更好的发挥,保证了围岩-支护承载结构的稳定性,证明该支护结构能有效控制22301工作面瓦斯治理巷围岩变形,为同类巷道围岩控制提供相关参考。

杜金顿[6](2017)在《强动压影响回采巷道锚网索平衡支护技术研究》文中认为动压巷道要经受相邻回采工作面老顶岩层破断、回转下沉、触矸稳定这一动态变化过程的影响,巷道围岩变形剧烈,维护比较困难,尤其是在回采工作面超前支承压力和动压滞后段影响范围内的区域需要加强支护。本文以付村煤矿研究背景,采用以极限平衡为基础的理论分析、FLAC3D数值模拟和现场矿压监测相结合的研究方式,主要从以下几个方面进行系列研究:(1)根据极限平衡原则分析动压巷道周围煤体的边缘应力,计算得出窄煤柱的合理宽度范围为3.85~4.75m。利用FLAC3D模拟在留设煤柱宽度分别为3 m、3.5 m、4 m、4.5 m、5m共5个方案下,窄煤柱内应力和位移变化情况,最终确定窄煤柱的合理尺寸为4m;(2)通过对数值模拟过程中矿压监测数据的分析可知,3 上411运输巷受相邻工作面动压剧烈影响范围为-40m~+80m,应力峰值最大值为19.25MPa,发生在相邻工作面后方约20m处,应力集中系数为2.5;(3)根据受相邻工作面动压影响程度不同,最终制定并采用了动压巷道动态分段围岩控制方案,在3 上411运输巷剧烈动压影响段合理调整支护密度,同时利用加长锚杆+锚梁对窄煤柱进行加固;(4)现场监测表明,实体煤掘进段采用锚网索梁联合支护,锚索采用平行交错式三花布置方式;动压剧烈影响段在实体煤掘进段的基础上加大支护密度,锚索采用平行五花式布置方式,同时利用加长锚杆+锚梁对窄煤柱进行加固;沿空掘巷段受动压影响较小,为加快掘进速度采用锚网喷支护,有效地控制了动压影响巷道的围岩变形,同时也为相似条件下动压巷道围岩控制提供了依据。

李磊[7](2013)在《大断面托顶煤巷道灾变机制与控制技术研究》文中进行了进一步梳理随着巷道断面的增大,托顶煤巷道支护难度逐渐增大,尤其在弱面的影响下,支护问题更为突出,采用现有的支护理论与技术,难以满足大断面托顶煤巷道支护要求。本文综合运用理论分析、数值计算、现场试验等方法,对大断面托顶煤巷道围岩灾变机制与控制技术进行了系统研究,主要研究成果为:(1)采用复变函数理论,给出矩形巷道围岩应力的解析解,分别研究得到低围压和高围压下不同宽高比、埋深以及侧压系数对矩形巷道围岩应力分布的影响规律。(2)采用数值计算的方法,分析了巷道宽度对弱面应力分布、位移分布以及围岩变形与破坏的影响规律,并对大断面巷道和小断面巷道的顶板变形破坏特征进行对比分析,揭示了大断面托顶煤巷道的灾变机制:随着巷道宽度的增大,围岩沿弱面的水平位移也在不断增大,弱面附近的围岩剪切破坏更加严重,容易发生离层,顶板下沉量不断增大且下沉速度也在增加,顶板浅部围岩的破坏方式由剪切破坏或拉剪混合破坏向以拉破坏为主过渡,拉破坏宽度和范围持续增加,其稳定性急剧下降,当顶板离层和变形而形成的张拉应力大于托顶煤巷道顶板抗拉强度时,托顶煤巷道发生离层、冒顶等灾变现象。(3)建立托顶煤巷道顶板两端弹性嵌简支承梁力学模型,通过对极限平衡区内煤帮与顶板接触面的应力分析,综合考虑围岩的损伤,给出弹性嵌简支端的位置和极限平衡区内接触面正应力分布式,基于托顶煤巷道大断面的判别依据,通过对托顶煤巷道大断面宽度的力学解析,给出托顶煤巷道顶板稳定与巷道宽度等因素的关系式,以王庄煤矿7105工作面运输巷为例,求出该条件下托顶煤巷道大断面宽度为4.7m,研究认为当巷道的宽度大于等于4.7m时,托顶煤巷道顶板中部拉破坏深度超过锚固区的厚度,巷道维护困难,7105工作面运输巷宽度大于4.7m时称为大断面巷道。(4)提出大断面托顶煤巷道顶板的“三区”分布,分别为弱面剪切位移峰值区、弱面离层区和拉破坏极不稳定区,为围岩控制的关键部位,针对“三区”的变形破坏特征,开发了弱面剪切位移峰值区斜拉锚索支护、拉破坏极不稳定区小间距高预应力锚杆支护以及弱面离层区层次锚杆支护的顶板“三区”关键部位加强支护技术。依据大断面托顶煤巷道围岩技术,针对王庄煤矿大断面托顶煤巷道埋深为400m、巷道宽度为5.5m的生产地质条件,在王庄煤矿7105工作面运输巷进行了工业性试验,现场应用表明,“顶板三区关键部位加强支护、层次锚杆支护”的围岩控制技术有效控制了围岩变形,实现了围岩及支护结构稳定。

李圣岩[8](2013)在《地下工程沿空巷道隔离煤墙矿压研究》文中研究表明沿空掘巷可以大幅度提高煤炭回采率,节约煤炭资源,是矿井建设的发展方向。而煤柱荷载、煤柱尺寸和巷道支护方式是决定沿空掘巷成败的关键因素。本文结合煤柱荷载理论与被动支护时沿空掘巷的矿压显现,从巷道受力合理的角度指出沿空掘巷应不留煤柱,当需要留煤柱隔离采空区时,若采用被动支护,只能尽量减小煤柱尺寸,不能充分发挥煤柱的隔离作用,而且巷道难以维护。利用现有的理论分析锚杆支护对窄煤柱的加固机理,指出锚杆支护提高了煤柱的承载能力,使煤柱有效分担了巷道顶板转移来的矿压,这是采用锚杆支护的窄煤柱沿空掘巷安全稳定的根本原因,并提出锚杆支护的设计原则。经过理论分析,阐述了沿空掘巷采用锚杆支护时的煤柱宽度的选取方法。提出了在锚杆支护的前提下,沿空巷道开掘后,在煤柱和实体煤帮中各存在一个支承压力峰值点,并用MIDAS/GTS数值模拟软件进行了验证。本文基于自稳隐形拱理论对朱家河煤矿14520工作面沿空巷道进行了锚杆支护设计,在此支护参数基础上对护巷煤柱宽度进行数值模拟优化,并结合煤柱尺寸计算公式,确定其合理窄煤柱宽度。通过分析巷道掘进过程中监测结果可知,隔离煤柱起到了很好的护巷作用,巷道围岩安全稳定,对浅埋中厚煤层的沿空掘巷工程具有指导意义。

赵永宏[9](2003)在《基于采动应力作用的综采工作面软岩尾巷稳定性研究》文中研究指明在一些高瓦斯矿井,综采工作面布置的瓦斯尾巷要受两个回采工作面的采动影响,给尾巷的维护带来了很大的困难。尾巷的围岩特性和采动应力的分布直接影响着尾巷的稳定性。因此,对尾巷受采动影响的下的变形、破坏及支承压力分布规律的研究具有很大的实际意义。本文在对有限差分的计算理论和计算方法研究的基础上,采用计算机三维数值模拟方法对屯兰矿软岩尾巷在采动影响下的变形、破坏及其锚固效果进行了深入细致的研究。主要的研究内容与研究结果有: 1)研究了有限差分的基础理论、计算方法和三维数值模型的建立与解法。 2)根据屯兰矿12206工作面的地质特征、几何特征和开采技术条件,建立了考虑综采工作面开采对尾巷影响的三维有限差分数值计算模型。 3)研究了综采工作面开采推进过程中侧向支承压力的分布规律。 4)对未受采动影响和受采动影响时,无锚固和顶板、两帮与底板不同锚固条件下巷道围岩变形及应力的变化规律进行了分析研究,得出了不同锚固方式对巷道围岩变形控制的效果与规律。在严重底鼓、两帮变形量大的软岩尾巷中采用顶底板和两帮锚杆锚固和顶板锚索补强的锚固方式能有效控制巷道变形与破坏。

王勇兵[10](2002)在《屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策》文中研究指明针对近年来屯兰矿应用锚杆支护出现的问题 ,提出了建议。以提高矿井经济效益 ,促进支护技术发展 ,改革采掘工艺 ,推动矿井持续发展

二、屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策(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、屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策(论文提纲范文)

(1)屯兰矿22301工作面高水材料巷旁充填沿空留巷技术研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 研究的背景及意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 主要研究内容
2 沿空留巷围岩运动规律分析
    2.1 沿空留巷围岩支护特点
    2.2 沿空留巷围岩结构分析
    2.3 顶板活动对充填体的影响规律
    2.4 充填体切顶沿空留巷力学模型
    2.5 充填体切顶巷旁支护阻力计算
3 巷旁充填体布置方案与巷旁支护设计
    3.1 工作面概况
    3.2 新型高水材料简介
    3.3 沿空留巷巷旁充填支护设计
    3.4 沿空巷道补强支护设计
    3.5 沿空留巷通风与施工方案
4 沿空留巷充填体数值模拟及优化
    4.1 数值计算模型
    4.2 模拟方案
    4.3 巷旁充填数值模拟分析
5 沿空留巷技术实践与矿压监测
    5.1 留巷期间矿压监测方法
    5.2 矿压观测结果分析
    5.3 经济效益与社会效益
6 结论
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(2)不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
第1章 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 巷道围岩变形破坏理论研究
        1.2.2 巷道围岩支护技术研究
        1.2.3 存在主要问题
    1.3 研究内容与研究方法
        1.3.1 主要研究内容
        1.3.2 主要研究方法与技术路线
第2章 埋深对巷道围岩变形影响规律分析
    2.1 巷道围岩变形数据统计
    2.2 新掘巷道围岩变形规律分析
        2.2.1 巷道顶底板移进量分析
        2.2.2 巷道两帮移进量分析
    2.3 采动巷道围岩变形规律分析
        2.3.1 采动巷道顶底板变形量分析
        2.3.2 采动巷道两帮变形量分析
    2.4 不同岩性和断面的巷道围岩变形规律分析
    2.5 巷道变形原因分析
    2.6 本章小结
第3章 巷道变形实测数据分析研究
    3.1 工程概况
    3.2 巷道支护参数
    3.3 巷道表面位移监测站设置
    3.4 掘进期间巷道表面变形规律分析
    3.5 回采期间巷道表面变形规律分析
    3.6 本章小结
第4章 锚固围岩变形对锚杆支护作用影响分析
    4.1 FLAC3D软件简介
    4.2 数值模型的建立和计算方案
        4.2.1 模型建立
        4.2.2 计算方案
    4.3 模拟结果分析
        4.3.1 围岩位移分析
        4.3.2 模型应力分布规律
    4.4 本章小结
第5章 结论与展望
    5.1 主要结论
    5.2 研究展望
参考文献
附录 攻读学位期间发表的论文与科研成果清单
致谢

(3)西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用(论文提纲范文)

摘要
abstract
第1章 绪论
    1.1 选题意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 近距煤层群开采的定义及判别方法
        1.2.2 近距煤层群上行式开采方面的研究
        1.2.3 近距煤层群下行式开采方面的研究
        1.2.4 近距煤层群开采巷道围岩控制方法及支护技术
        1.2.5 研究的不足
    1.3 论文主要研究内容
    1.4 论文研究方法和技术路线
第2章 西山矿区巷道围岩基础参数现场测试研究
    2.1 地应力测试与分析
        2.1.1 测量方法及装备
        2.1.2 地应力分布特征分析
    2.2 围岩强度测量与分析
        2.2.1 测量方法
        2.2.2 测量结果及分析
        2.2.3 煤岩体强度分布特征分析
    2.3 巷道顶板围岩结构特征观测与分析
        2.3.1 测量方法
        2.3.2 结果与分析
    2.4 本章小结
第3章 近距离煤层群开采围岩活动机理研究
    3.1 煤柱应力底板传递规律研究
        3.1.1 煤柱稳定性分析
        3.1.2 煤柱应力底板传递规律的理论研究
        3.1.3 煤柱应力分布规律的数值模拟研究
        3.1.4 煤柱应力底板传递特征数值分析
    3.2 近距上煤层采后底板变形破坏特征研究
        3.2.1 底板屈服破坏深度的理论分析
        3.2.2 算例分析
        3.2.3 岩体强度对底板破坏深度的影响分析
    3.3 本章小结
第4章 近距离煤层群开采围岩活动规律相似模型试验研究
    4.1 相似模型试验方案
        4.1.1 试验方案
        4.1.2 监测方案
    4.2 近距上煤层开采模拟试验研究
        4.2.1 第1 个工作面开挖
        4.2.2 第2 个工作面开挖
    4.3 近距下煤层开采模型试验研究
        4.3.1 第1 个工作面开挖
        4.3.2 第2 个工作面开挖
    4.4 本章小结
第5章 近距煤层巷道布置方法与顶板稳定控制原理研究
    5.1 近距下煤层回采巷道布置方法
        5.1.1 常用回采巷道布置法缺陷分析
        5.1.2 近距下部煤层回采巷道新式布置法
        5.1.3 错距确定方法的研究
        5.1.4 错距的确定原则
        5.1.5 错距的确定方法
    5.2 近距煤层顶板稳定控制原理
        5.2.1 近距下煤层顶底板岩体强度损伤劣化特征分析
        5.2.2 采动底板岩体强度劣化特征分析
        5.2.3 采动底板岩体弹性模量的获取
        5.2.4 近距下煤层回采巷道顶板稳定性控制力学原理
    5.3 本章小结
第6章 近距煤层开采巷道围岩稳定控制试验研究
    6.1 矿井地质概况
        6.1.1 地层分布特征
    6.2 南九采区近距煤层开采现状
        6.2.1 近距煤层采掘现状
        6.2.2 下煤层回采巷道维护状况
        6.2.3 近距下部73902 两巷变形破坏原因分析
    6.3 南九采区近距73903 皮带巷试验
        6.3.1 确定下部73903 两巷布置形式
        6.3.2 确定下部73903 两巷内错距大小
        6.3.3 73903 试验工作面地质参数评估
        6.3.4 基于数值模拟试验的内错巷道围岩稳定性分析
        6.3.5 73903 皮带巷锚杆锚索锚固力试验
        6.3.6 73903 皮带巷支护设计
        6.3.7 73903 皮带巷围岩控制效果评价
    6.4 本章小结
第7章 结论与展望
    7.1 主要结论
    7.2 创新点
    7.3 展望
参考文献
致谢
在读期间发表的学术论文与取得的其他研究成果

(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)复合顶板煤巷围岩多次动压扰动失稳规律及控制(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 主要研究内容与技术路线
2 典型复合顶板煤巷围岩性质测定及稳定性分析
    2.1 工程概况
    2.2 22301工作面瓦斯治理巷围岩力学性能测试
    2.3 基于新型相似模拟材料铺设复合顶板煤巷模型
    2.4 22301工作面瓦斯治理巷围岩稳定性分析
    2.5 本章小结
3 煤巷复合顶板受力特征及失稳破坏影响因素分析
    3.1 煤巷复合顶板动压作用下受力分析
    3.2 煤巷复合顶板失稳影响因素分析
    3.3 本章小结
4 动压扰动复合顶板煤巷围岩及锚固结构稳定性分析
    4.1 数值分析模型的建立
    4.2 掘进期间巷道围岩稳定性分析
    4.3 22301工作面回采影响下巷道围岩稳定性分析
    4.4 下区段工作面回采影响下巷道围岩稳定性分析
    4.5 本章小结
5 工业性试验
    5.1 支护方案参数设计
    5.2 支护效果对比
    5.3 矿压观测与分析
    5.4 本章小结
6 主要结论
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(6)强动压影响回采巷道锚网索平衡支护技术研究(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
    1.3 研究内容与技术路线
2 工程概况
    2.1 付村煤矿概况
    2.2 工作面及巷道概况
3 动压巷道围岩变形破坏机理分析
    3.1 动压巷道围岩受力特征分析
    3.2 煤柱宽度的确定
    3.3 采掘相向动压巷道围岩变形规律数值模拟
    3.4 本章小结
4 强动压影响巷道锚网索平衡支护技术
    4.1 平衡支护技术概述
    4.2 平衡支护技术机理
    4.3 平衡支护系统设计理念
    4.4 锚网索作用机理
    4.5 锚网索协同支护方法
    4.6 动压巷道动态分段围岩控制技术
    4.7 本章小结
5 巷道支护效果矿压监测
    5.1 矿压监测方案
    5.2 矿压监测方法及测站布置
    5.3 矿压监测结果分析
    5.4 本章小结
6 结论与展望
    6.1 主要结论
    6.2 主要创新点
    6.3 展望
参考文献
致谢
攻读硕士期间主要成果

(7)大断面托顶煤巷道灾变机制与控制技术研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
Abstract
Extended Abstract
目录
Contents
图清单
表清单
变量注释表
1 绪论
    1.1 概述
    1.2 国内外研究现状
    1.3 存在的问题
    1.4 主要研究内容与方法
    1.5 创新点
2 弱面对大断面托顶煤巷道稳定性的影响分析
    2.1 弱面位置对大断面托顶煤巷道围岩变形破坏的影响分析
    2.2 弱面力学性质对大断面托顶煤巷道围岩变形的影响分析
    2.3 本章小结
3 大断面托顶煤巷道围岩灾变机制
    3.1 大断面矩形巷道围岩应力分布规律
    3.2 大断面托顶煤巷道围岩灾变机制
    3.3 本章小结
4 大断面巷道的初步界定与探讨
    4.1 大断面巷道的界定依据
    4.2 托顶煤巷道顶板力学模型
    4.3 接触面应力分布
    4.4 托顶煤巷道大断面的宽度解析
    4.5 损伤参量的确定
    4.6 大断面托顶煤巷道界定实例与影响因素分析
    4.7 本章小结
5 大断面托顶煤巷道围岩控制技术
    5.1 锚杆对弱面的加固作用
    5.2 锚杆对弱面的支护作用
    5.3 顶板预应力的变化规律
    5.4 大断面托顶煤巷道顶板“三区”关键部位加强支护
    5.5 大断面托顶煤巷道层次锚杆支护技术
    5.6 大断面托顶煤巷道灾变控制技术的作用机制分析
    5.7 本章小结
6 工程实践
    6.1 试验巷道生产地质条件
    6.2 锚杆支护设计
    6.3 支护效果分析
    6.4 本章小结
7 结论与展望
    7.1 主要结论
    7.2 研究展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(8)地下工程沿空巷道隔离煤墙矿压研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
1 绪论
    1.1 论文研究背景及意义
        1.1.1 论文研究背景
        1.1.2 研究意义
    1.2 国内外研究现状及发展趋势
        1.2.1 煤柱承受荷载的研究
        1.2.2 沿空掘巷护巷煤柱尺寸的研究
        1.2.3 锚杆支护技术及原理的研究
    1.3 主要研究内容及研究方法
        1.3.1 主要研究内容
        1.3.2 研究方法
        1.3.3 技术路线
2 采空区边缘煤体应力分布
    2.1 原岩应力的探讨
    2.2 采空区边缘煤柱支承压力分布规律
        2.2.1 一侧采空煤柱支承压力分布
        2.2.2 两侧采空煤柱支承压力分布
        2.2.3 支承压力峰值位置的确定
    2.3 本章小结
3 沿空掘巷煤柱尺寸的研究
    3.1 沿空掘巷的适用条件
        3.1.1 地质因素
        3.1.2 技术因素
    3.2 被动支护下沿空掘巷的矿压显现
        3.2.1 完全沿采空区掘巷的矿压显现
        3.2.2 留窄煤柱沿空掘巷矿压显现
    3.3 窄煤柱的承载能力
    3.4 两种沿空掘巷方式的选择
    3.5 本章小结
4 锚杆支护对沿空掘巷技术的影响
    4.1 锚杆的作用
    4.2 自稳隐形拱理论对沿空巷道稳定的解释
        4.2.1 锚杆对巷道顶部的支护原理
        4.2.2 锚杆对巷道帮部的支护原理
        4.2.3 窄煤柱沿空掘巷围岩稳定的原因
    4.3 窄煤柱沿空掘巷锚杆支护技术要点
        4.3.1 锚杆设计要点
        4.3.2 锚索设计要点
        4.3.3 钢带设计要点
    4.4 采用锚杆支护时的窄煤柱宽度选择
    4.5 采用锚杆支护的窄煤柱沿空掘巷矿压显现
        4.5.1 MIDAS/GTS数值模拟软件简介
        4.5.2 模型建立
        4.5.3 模拟结果及分析
    4.6 本章小结
5 工程实例
    5.1 工作面基本状况
    5.2 地质概况
        5.2.1 地质构造及围岩特征
        5.2.2 决定沿空掘巷方式的地质因素
    5.3 巷道断面设计
    5.4 巷道支护设计参数
        5.4.1 确定巷道围岩不稳定区域
        5.4.2 主要支护材料设计参数
    5.5 顺槽锚网索整体布置
        5.5.1 顺槽断面锚网索布置
        5.5.2 顺槽顶板锚网索布置
        5.5.3 实体煤帮部锚网索布置
        5.5.4 煤柱侧帮部锚网索布置
    5.6 煤柱宽度确定
        5.6.1 极限平衡理论计算合理小煤柱宽度
        5.6.2 数值模拟计算煤柱最优宽度
    5.7 朱家河 14520 沿空掘巷监测
        5.7.1 监测目标及内容
        5.7.2 监测设计原则
        5.7.3 监测设计方案
        5.7.4 监测结果及分析
    5.8 本章小结
6 结论与展望
    6.1 结论
    6.2 展望
致谢
参考文献

(9)基于采动应力作用的综采工作面软岩尾巷稳定性研究(论文提纲范文)

第一章 绪论
    1.1 问题的提出
    1.2 对软岩尾巷变形机理的判断
    1.3 软岩与软岩巷道稳定性的研究现状
    1.4 本文的研究内容、方法和意义
第二章 有限差分方法及软岩尾巷三维数值模型的建立
    2.1 前言
    2.2 有限差分法及其三维数值计算的建模原理
    2.3 综采工作面尾巷问题三维数值模型的建立
第三章 数值计算结果分析
    3.1 前言
    3.2 未受采动影响时不同锚固巷道围岩变形与应力分布规律
    3.3 在采动影响下工作面侧向支承压力的分布规律
    3.4 采动应力对不同锚固巷道围岩变形与应力分布的影响
    3.5 结论
第四章 结论与展望
    4.1 主要结论
    4.2 展望
参考文献
致谢
在读期间发表的学术论文与参加的科研项目

四、屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策(论文参考文献)

  • [1]屯兰矿22301工作面高水材料巷旁充填沿空留巷技术研究[D]. 席永哲. 中国矿业大学, 2021
  • [2]不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究[D]. 王小康. 湖南科技大学, 2020(06)
  • [3]西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用[D]. 张剑. 煤炭科学研究总院, 2020(08)
  • [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]复合顶板煤巷围岩多次动压扰动失稳规律及控制[D]. 王朋. 中国矿业大学, 2019(09)
  • [6]强动压影响回采巷道锚网索平衡支护技术研究[D]. 杜金顿. 山东科技大学, 2017(03)
  • [7]大断面托顶煤巷道灾变机制与控制技术研究[D]. 李磊. 中国矿业大学, 2013(05)
  • [8]地下工程沿空巷道隔离煤墙矿压研究[D]. 李圣岩. 西安科技大学, 2013(04)
  • [9]基于采动应力作用的综采工作面软岩尾巷稳定性研究[D]. 赵永宏. 太原理工大学, 2003(01)
  • [10]屯兰矿锚杆支护破坏情况分析及对策[J]. 王勇兵. 西山科技, 2002(S1)

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屯兰矿锚杆支护损伤分析及对策
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