说明此论文模板是由多篇文章拼接而成内容与实际文_第1页
说明此论文模板是由多篇文章拼接而成内容与实际文_第2页
说明此论文模板是由多篇文章拼接而成内容与实际文_第3页
说明此论文模板是由多篇文章拼接而成内容与实际文_第4页
说明此论文模板是由多篇文章拼接而成内容与实际文_第5页
已阅读5页,还剩3页未读 继续免费阅读

下载本文档

版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领

文档简介

1、说明:此“论文模板”是由多篇文章拼接而成,内容与实际文章不符且多有不连贯处,仅供修改体例格式时参考。红色为说明性文字。论文的排序为:中文标题、作者姓名、工作单位、中文摘要、中文关键词、中图分类号、正文、参考文献、英文标题、作者汉语拼音、工作单位英译名、英文摘要、英文关键词。三软煤层回采巷道矿压规律及支护技术研究(宋体、三号加粗、居中)题目应准确、精练、醒目、易读和便于检索,中文题目一般不宜超过20个汉字刘玉卫收稿日期:20130626作者简介:刘玉卫(1978),男,河南平顶山人,工程师,硕士,主要从事矿山压力控制及软岩巷道支护研究。基金项目:国家自然科学金项目(12345678);榆林学院高

2、层次人才科研启动项目(11GK46)1,2,秦国留2,黄克军1,李红行2,商铁林1,3,张艳丽1(幼圆体、五号)作者姓名之间用逗号隔开;如果作者单位有多个,要分别在作者名上角标记相应的1.2.3。(1.西安科技大学能源学院,陕西 西安 710054;2.郑州煤炭工业(集团)有限责任公司,河南 郑州 450042;3.榆林学院 能源工程学院,陕西 榆林 719000)单位具体格式为:一级单位名称 二级单位名称,单位所在省(直辖市) 市 邮编。多个单位中间用分号分隔。摘 要:干旱少雨是制约榆林市农业发展的主要因素,绿豆的生长发育常常受到干旱胁迫,为了提高干旱地区绿豆的产量,采用随机区组的试验方法,

3、分析了黄腐酸喷施(HP)、黄腐酸浸种+喷施(JP)、保水剂拌土(BT)、对照(CK)、黄腐酸浸种(HJ),不同处理对土壤含水率及对绿豆生长发育、产量的影响。结果表明,各处理提高了土壤含水率,HP处理土壤含水率最大,由高到低依次为:HP>JP>HJ>BT>CK,分别超出对照14.06、10.47、6.66、2.33;保水剂拌土提高了绿豆的株高、茎粗、百粒重、单株荚数,分别比对照提高了7.56、8.89、1.79、20;处理小区的产量大小:HP<HJ<JP<BT<CK。四种处理均可提高土壤含水率,但小区最终产量都低于对照,因此该技术还有待进一步研究。

4、摘要是对论文内容不加注释和评论的简短陈述,独立成章,摘要中应含有研究的目的、方法、结果和具体的结论。采用第三人称,具体明确,语言精练。摘要中一般不出现公式,去掉“本文、本人”等第1人称字样,不出现参考文献序号。(“摘要”宋体、五号、加粗,中间空2字符,具体内容楷体_GB2312、五号)关键词:三软煤层;回采巷道;矿压显现;平衡拱;支护(“关键词”宋体、五号、加粗,中间空2字符,具体内容楷体_GB2312、五号)关键词主要用于文献检索,尽量使用通用名称,专业范围宽窄适宜。关键词尽量选用规范词,一般列48个关键词,词间加分号。收稿日期、基金项目及作者简介需用脚注形式标出,严禁采用页眉页脚形式编辑。

5、收稿日期:按作者投稿日期填写,年月日间用长画线连接。作者简介:姓名(出生年),性别,民族(汉族可省略),籍贯,职称,学位,研究方向。基金项目:形式为项目名称(项目编号)多个项目间用分号隔开。不加“引言”、“前言”、“绪论”等标题. 此部分应引述在这一领域的最新进展与问题,从而引出本工作的价值。三软煤层即“顶板软、底板软、煤层软”,这在我国有许多矿区存在。长久以来,“三软”煤层回采巷道的支护问题一直是困扰生产的技术难题14。郑煤集团白坪煤业主采的二1煤层属于典型的“三软”煤层。采区回采巷道变形破坏严重,虽然矿上采用了单一U型钢可缩性拱形支架进行支护,但效果却不十分理想,返修率较高。为此,矿上通过

6、立项对三软煤层回采巷道的支护进行了较为详细的研究论证,通过采用U型钢棚+锚网索支护技术,有效控制了巷道围岩的变形破坏5。一、回采巷道变形破坏特征(宋体、五号、加粗)(一)回采巷道围岩地质条件(楷体_GB2312、五号)11211综放工作面位于白坪煤业的11采区,平均采深约619 m,主采的二1煤层平均厚度为5.5 m,倾向135°,倾角最大4°,最大28°平均10°,煤层普氏硬度系数f=0.15,容重1380 kg/m3,煤层呈黑色,块状、粉末状,具有玻璃光泽,半亮型煤,煤层赋存疏松,属于典型的松软不稳定煤层。老顶(直接顶)为中粒砂岩,厚度为15.3 m

7、,灰色,成分以石英、长石为主,含少量岩、炭屑,具断续的缓波状及交错层理。直接底为砂质泥岩,深灰色,厚度为5.37 m,成分以石英、岩屑为主,泥质胶结,缓波状、脉状层理。老底为石灰岩,厚度为1.55 m,深灰色,隐晶质,呈参差状断口,含大量腕足类动物化石及碎屑。二1煤层顶底板岩层厚度及力学性质见表1。文中的层次编号用汉字小写数字和阿拉伯数字,并以“一”、“(一)”、“1.”形式编排。文中尽量不用“我们”字样。一级标题“一、”二级标题“(一)”占一行不接排,三级标题“1.”句号后正文接排。表1 围岩的物理力学参数岩性名称密度kg/m3岩层厚度/m体积模量10/MPa剪切模量10/MPa内摩擦角/(

8、0)粘聚力C/MPa(老顶)中粒砂岩264315.32.372.64547.6二1煤13805.501.041.123125.4(直接底)砂质泥岩27755.370.5332.183417.3(老底)石灰岩27351.553.532.1635.548.67(在正文中必须有与图、表呼应的文字,且叙述应与图、表结果相符。图、表按照出现的顺序编号,如表1、表2、表3。图1、图2、图3)。表的上方须注出表序和表题,采用小五号黑体居中排列。表的结构应简洁,采用三线表。表头物理量对应数据应纵向可读。表中物理量表示方法,如 ,体积模量 / MPa。表注分两种:一种是对全表的综合性注释,以不加括号的阿拉伯数字

9、编号,数字前冠以“注:”,注文回行时左边顶格,每注末加句号;另一种表注与表内某处文字或数字对应,这时表内文字或数字右上角加“*、*”字样,表注也以“*、*”引出注释文字。表内物理量尽量用符号表示。物理量与单位间用斜线,两者不能并列时,斜线与单位一起排于物理量下方。表格应尽量采用word提供的模板,表中数值应可以从表里分离出来,即不要做成图片格式。1.巷道原支护方式。(宋体、五号)11211综采工作面位于11采区东翼,工作面基本沿走向布置,工作面回风顺槽、运输顺槽均选用29U型钢半圆拱形支架支护,沿底掘进。回风顺槽和运输顺槽的掘进断面积均为12.7 m2,并采用U型钢支架支护。投入生产后,回风顺

10、槽、运输顺槽均要进行超前5-10 m替棚,替棚后回风槽规格为4.0×3.0 m,运输顺槽规格也为4.0×3.0 m。(二)回采巷道变形破坏特征(楷体_GB2312、五号)选11211综放工作面的回采巷道进行围岩变形观测,围岩变形破坏特征如图1所示。围岩的两帮和顶底板移近量分布规律见图2和图3。根据实测得到巷道围岩变形破坏有如下规律:(1)巷道围岩强度低。巷道两帮因为二1煤层,煤质松软且破碎;直接顶为砂质泥岩,顶板裂隙,节理,层序发育;直接底为泥岩、砂质泥岩,水平层理,遇水易软化膨胀。(2)巷道围岩变形剧烈。巷道总体变形量明显,在工作面超前支承压力带内巷道断面收缩率达50%以

11、上,具体表现为四周移近变形、两帮内移、顶板下沉、底板鼓起。巷道围岩两帮最大变形量600 mm左右;围岩顶底板最大移近量在1000 mm左右。(3)11211综放工作面巷道超前支承压力峰值在煤壁前方12 m左右,超前支承压力带的影响范围在距煤壁069 m左右,距煤壁044 m为采动影响明显区,在距煤壁030 m范围内影响较为剧烈。 图1 巷道变形破坏特征(在正文中必须有与图、表呼应的文字,且叙述应与图、表结果相符。图、表按照出现的顺序编号)。图的下方须注出图序和图题,采用小五号黑体居中排列。坐标图,端线尽量取在刻度线上。图内的空间较大时可将图注列在图内空白处。横、竖坐标必须垂直,坐标刻度线的疏密

12、程度要相近,刻度线朝向图内,去掉无数字对应的刻度线,不用背景网格线。标度数字尽量圆整,过大或过小时可用指数表示,如102、10-2。图注的各项间用分号,最后无标点;横纵坐标的物理量尽量用中文,如,注水压力 / MPa.对于相似的图像应尽量予以合并,做成分图形式(a),(b),(c) 图2 围岩两帮移近量曲线 图3 围岩顶底板移近量曲线图4 BP-GA计算过程流程图、设备图要合理、简洁,不列与正文无关的内容。注意流程图箭头走向。计算机框图要按规定画,如起始和结束用ÌÉ、判断用等。二、围岩的自稳平衡拱理论(宋体、五号、加粗) 在无支护的情况下,假设巷帮垮落角在45°左

13、右,巷道片帮冒落的极限深度最大为(为巷帮高度)。此时,平衡拱再次稳定后也将会变到最大,称为“极限自稳平衡拱” 6-7,其方程为:(1)巷道顶板松动区域的高度由自稳平衡拱方程: 可知当=0时, (1)公式依出现的顺序编号(如果在下文中没有提到此公式,可以不编号)。变量注意用斜体。在正文文字中出现的物理量、字符、字母以及其他符号,要尽量不用公式编辑器(列出的公式除外)。(2)在无支护的情况下,假设巷道片帮冒落的极限深度最大为时,则巷道顶板的“极限自稳平衡拱”的极限高度为:当=0时, (2)式中:巷道原始宽度,m;:抗拉强度,MPa;P0:原岩应力,MPa;:抗拉强度,MPa;L:片帮深度,m;hw

14、 :巷帮高度,m。物理量符号在文中首次出现时,前面应有其中文名词或对其进行解释,后文重复出现时可直接用符号表示;物理量符号解释的顺序要以在式中出现的顺序为依据。一个符号只代表一个物理含义,一个物理量只用一个符号表示。符号尽量简化,最好以单字母表示。物理量符号采用国家标准中的规定,不可使用非法定计量单位。在正文文字中出现的物理量、字符、字母以及其他符号,要尽量不用公式编辑器(列出的公式除外)。三、 锚杆(索)支护参数设计(宋体、五号、加粗)支护试验巷道为11采区11211回风巷。支护试验巷道为拱形,断面宽4 m,高3 m。根据煤岩体的物理力学参数及围岩变形破坏的规律分析,采用U型钢+锚网索支护方

15、式来研究控制围岩。考虑到受回采的影响,按照自稳平衡拱支护理论来确定锚杆(索)基本参数8-9。(一)原巷道断面情况(楷体_GB2312、五号)巷道断面为拱形,支护形式为29U型钢支护。巷道断面面积为S=12.7 m2:巷道原始宽度为3.7 m,巷帮高度为1.3 m,拱高度为1.8 m。(二)巷道围岩松动区域的确定(楷体_GB2312、五号)当原岩应力:kN/m2(取上覆岩层容重为26.4 kN/m3);在无支护情况下,巷道冒落片帮的极限深度最大为;岩体的抗拉强度取:1.98MPa。带入式(1)得巷道顶板平衡拱高度为: 带入式(2)得巷道顶板极限平衡拱高度为:(三)锚杆(索)支护的参数确定(楷体_

16、GB2312、五号)根据以上自稳平衡拱的曲线方程,经计算得到巷道顶板的自稳平衡拱高度为:ymax=2.98 m;巷道顶板的极限平衡拱高度经计算为:ymax=6.26 m,若达到极限平衡拱最大高度,则普通锚杆就难以达到理想的支护效果,此时就要改选锚索进行支护比较合理。(1)锚杆(索)长度的确定顶板锚杆长度:顶板锚索长度:帮部锚杆长度:其中,:锚杆锚入围岩破坏范围之外的深度与锚杆外露长度之和,取0.50.7 m;由上述公式,经计算确定,顶板锚杆长度为:=3.5 m;顶板锚索长度为:=7.0 m;帮锚杆长度为:=1.2 m,结合实际情况,取2 m。(2)锚杆间排距其中,Z:锚杆锚入自稳平衡拱范围之外

17、的额定深度,取0.35 m;a:巷道的半跨距,m;b:自稳平衡拱高度,m。 =0.62 m由计算确定锚杆的间排距为0.65 m。(3)金属钢筋网由于巷道顶板岩层松软破碎,选用金属网来加强锚杆间松碎围岩的防护,金属网的规格选用10铁丝菱形网,网格50×50 mm。四、支护效果(宋体、五号、加粗)在巷道内设置一组观测站,对巷道表面位移量进行观测,检验支护效果如图4所示。测站巷道顶底板变形1个月内就趋于稳定,顶底板平均变形速率约0.67 mm/d,近2个月才趋于稳定,两帮平均变形速率约1.1 mm/d。两帮和顶底板最大移近量分别为63 mm和25 mm。观测结果表明,采用联合支护技术后,1

18、1211工作面回风巷道维护状况良好。 图4 测站围岩表面位移观测结果结 论(居中、中间空2字符、宋体、五号、加粗)根据对“三软”煤层回采巷道的支护实践,得到了以下几点结论:(1)“三软”煤层的巷道围岩具有不稳定、易破碎、强度低、变形大、难支护等特点。(2)11211工作面超前支承压力峰值在煤壁前方12 m左右;超前支承压力带的影响范围在距煤壁069 m;距煤壁044 m为采动影响明显区;在距煤壁030 m左右范围内影响剧烈。(3)自稳平衡拱确定了巷道顶板的松动范围在3m左右,极限松动范围为6 m左右。(4)锚网索配合U型棚支护能有效控制三软不稳定煤层巷道围岩的离层和不协调变形,有效加固和控制了

19、三软煤层巷道围岩。参考文献四字(宋体、五号、加粗)左顶格加冒号。参考文献的序号左顶格,并用数字加方括号表示,如1、2、,以在正文中引用的先后顺序排列,并在文中引用的位置以上角的形式标出。参考文献数量最好不少于6篇,楷体_GB2312字体。具体格式参见“参考文献著录规则”(后附范例)。 参考文献:1候朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护M.徐州:中国矿业大学出版社,1999.2王江生,黄汉富.三软煤层巷道锚杆支护技术J.矿山压力与顶板管理,2000(4):31-33.3何满朝,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南M.北京:科学出版社,2004.4黄庆享,秦晓强,李冬,等.王村矿三软煤

20、层回采巷道矿压显现与锚网支护研究J. 陕西煤炭,2005,11(1):20-22.5白坪煤业二,煤层回采工作面矿压显现规律研究R.焦作:河南理工大学,2011:8-14.6刘玉卫,黄庆享.自稳隐形拱理论在软岩巷道围岩控制中的应用J.煤炭工程,2011,12(9)81-86.(参考文献中所有标点符号都在英文状态下输入)Research on Supporting Technology & Regularity of Mining Roadway Pressure in Three-soft Seam英文题目与中文题目对应,名词、动词、形容词等实词首字母均需大写,冠词、连词、介词等虚词首字

21、母均为小写。要求翻译专业、准确LIU Yu-wei1,2,QIN Guo-liu2,HUANG Ke-jun1,LI Hong-hang2,SHANG Tie-lin1,ZHANG Yan-li1英文作者姓名与中文要相对应,作者单位上标注意必须加上,其间用逗号隔开。姓大写,名首字母大写,双拼音之间加“-”.(1.School of Energy Engineering,Xian University of Science & Technology, Xian 710054,China; 2.Zhengzhou Coal Industry (Group) Limited Liabilit

22、y Company, Zhengzhou 450042,China;3.School of Energy Engineering,Yulin University,Yulin 719000,China)英文作者单位:1.二级单位,一级单位,单位所在城市 邮编,国家;2.Abstract: According to the analysis of the test in Baiping Coal Mine, obtained characteristics of deformation and failure in three soft seam roadway, Use the theory

23、of limit equilibrium arch, analysis and determined the support parameters of bolt (cable ) +U shed in three-soft seam roadway. On-site testing shows that use this support scheme can efficiently control the surrounding rock deformation in three-soft seam roadway.英文摘要应尽量与中文相对应(不必完全一致),应包括论文研究目的、方法、结果和

24、具体的结论,可比中文摘要详细。摘要中首次出现缩写时应注出全称。英文摘要必须翻译专业准确,并符合英文语法要求。严禁采用翻译软件翻译后直接复制,发现将直接退稿处理。Key words: three-soft coal seam; mining roadway;strata behavior;limit equilibrium arch;support英文关键词与中文关键词对应,除专有名词外首字母小写,词间用分号隔开。参考文献范例(所有参考文献中的符号都必须在英文状态下输入)a.专著、论文集、学位论文、报告序号主要责任者.文献题名文献类型标识.出版地:出版者,出版年:起止页码(任选).1刘国钧,陈绍

25、业,王凤翥,等.图书馆目录M.北京:高等教育出版社,1957:15-19.2辛希孟.信息技术与信息服务国际研讨会论文集:A集C.北京:中国社会科学出版社,1994:8-9.3朱一玄.聊斋志异资料汇编G.郑州:中州古籍出版社,1985:177-178.4姚金星.尾部烟气增湿活化脱硫技术研究D.北京:清华大学,1998:8-9.5冯西桥.核反应堆压力管道与压力容器的LBB分析R.北京:清华大学核能技术设计研究院,1997:8-9.6张永录.唐代长安词典K.西安:陕西人民出版社,1980:8-9.b.期刊文章序号主要责任者.文献题名J.刊名,年,卷(期):起止页码.5何龄修.读顾城南明史J.中国史研究,1998(3):167-173.6金显贺,王昌长,王忠东,等.一种用于在线检测局部放电的数字滤波技术J.清华大学学报(自然科学版),1993,33(4):62-67.c.析出文献序号析出文献主要责任者.析出文献题名文献类型标志/原文献主要责任者(任选).原

温馨提示

  • 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
  • 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
  • 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
  • 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
  • 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
  • 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
  • 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

评论

0/150

提交评论