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浅议煤矿煤层的开采技术　　摘要：由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的顺序、时间和空间上必须有规律地加以安排和配合。这种在采煤工作面内按照一定顺序完成各项工序的方法及其配合，称为采煤工艺。在一定时间内，按照一定的顺序完成回采工作各项工序的过程，称为采煤工艺过程。　　关键词：开发技术煤炭工艺煤炭　　一、煤炭开采的主要形式　　（一）井下采煤　　井下采煤的顺序。对于倾角10°以上的煤层一般分水平开采，每一水平又分为若干采区，先在第一水平依次开采各采区煤层，采完后再转移至下一水平。开采近水平煤层时，先将煤层划分为几个盘区，立井于井田中心到达煤层后，先采靠近井筒的盘区，再采较远的盘区。如有两层或两层以上煤层，先采第一水平最上面煤层，再自上而下采另外煤层，采完后向第二水平转移。　　按落煤技术方法，地下采煤有机械落煤、爆破落煤和水力落煤三种，前二者称为旱采，后者称为水采，我国水采矿井仅占57%。旱采包括壁式采煤法和柱式采煤法，以前者为主。壁式采煤法工作面长，一般100～200 m，可以容纳功率大，生产能力高的采煤机械，因而产量大，效率高。柱式采煤法工作面短，一般6～30 m，由于工作面短，顶板易维护，从而减少了支护费用，主要缺点是回采率低。　　（二）露天采煤　　移走煤层上覆的岩石及覆盖物，使煤敞露地表而进行开采称为露天开采，其中移去土岩的过程称为剥离，采出煤炭的过程称为采煤。露天采煤通常将井田划分为若干水平分层，自上而下逐层开采，在空间上形成阶梯状。　　其主要生产环节：首先用穿孔爆破并用机械将岩煤预先松动破碎，然后用采掘设备将岩煤由整体中采出，并装入运输设备，运往指定地点，将运输设备中的剥离物按程序排放于堆放场；将煤炭卸在洗煤厂或其他卸矿点。　　主要优缺点　　优点为生产空间不受限制，可采用大型机械设备，矿山规模大，劳动效率高，生产成本低，建设速度快。另外，资源回采率可达90%以上，资源利用合理，而且劳动条件好，安全有保证，死亡率仅为地下采煤的1/30左右。　　主要缺点是占用土地多，会造成一定的环境污染，而且生产过程需受地形及气候条件的制约。在资源方面，对煤赋存条件要求较严，只宜在埋藏浅，煤层厚度大的矿区采用。　　二、采煤方法与工艺　　在发展现代采煤工艺的同时，继续发展多层次、多样化的采煤工艺，建立具有中国特色的采煤工艺理论。我国长壁采煤方法已趋成熟，放顶煤采煤的应用在不断扩展，应用水平和理论研究的深度和广度都在不断提高，急倾斜、不稳定、地质构造复杂等难采煤层采煤方法和工艺的研究有很大空间，主要方向是改善作业条件，提高单产和机械化水平。　　（一）开采技术　　开发煤矿高效集约化生产技术、建设生产高度集中、高可靠性的高产高效矿井开采技术。以提高工作面单产和生产集中化为核心，以提高效率和经济效益为目标，研究开发各种条件下的高效能、高可靠性的采煤装备和工艺，简单、高效、可靠的生产系统和开采布置，生产过程监控与科学管理等相互配套的成套开采技术，发展各种矿井煤层条件下的采煤机械化，进一步改进工艺和装备，提高应用水平和扩大应用范围，提高采煤机械化的程度和水平。　　（二）解决难题　　开发“浅埋深、硬顶板、硬煤层高产高效现代开采成套技术”，主要解决以下技术难题。　　硬顶板控制技术，研究埋深浅、地压小的硬厚顶板控制技术，主要通过岩层定向水力压裂、倾斜深孔爆破等顶板快速处理技术，使直接顶能随采随冒，提高顶煤回收率，且基本顶能按一定步距垮落，既有利于顶煤破碎，又保证工作面的安全生产。　　硬厚顶煤控制技术，研究开发埋深浅、支承压力小条件硬厚顶煤的快速处理技术，包括高压注水压裂技术和顶煤深孔预爆破处理技术，使顶煤体能随采随冒，提高其回收率。　　顶煤冒放性差、块度大的综放开采成套设备配套技术，研制既有利于顶煤破碎和顶板控制，又有利于放顶煤的新型液压支架，合理确定后部输送机能力。两硬条件下放顶煤开采快速推进技术，研究合适的综放开采回采工艺，优化工序，缩短放煤时间，提高工作面的推进度，实现高产高效。5～5m宽煤巷锚杆支护技术，通过宽煤巷锚杆支护技术的研究开发和应用，有利于综采配套设备的大功率和重型化，有助于连续采煤机的应用，促进工作面的高产高效。　　（三）缓倾斜薄煤层长壁开采　　主要研究开发：体积小、功率大、高可靠性的薄煤层采煤机、刨煤机；研制适合刨煤机综采的液压支架；研究开发薄煤层工作面的总体配套技术和高效开采技术。　　（四）缓倾斜厚煤层一次采全厚大采高长壁综采　　应进一步加强完善支架结构及强度，加强支架防倒、防滑、防止顶梁焊缝开裂和四连杆变形、防止严重损坏千斤顶措施等的研究，提高支架的可靠性，缩小其与中厚煤层(采高3m左右)高产高效指标的差距。　　（五）各种综采高产高效综采设备保障系统　　要实现高产高效，就要提高开机率，对“支架—围岩”系统、采运设备进行监控。今后研究的重点是：通过电液控制阀组操纵支架和改善“支架—围岩”系统控制，进一步完善液压信息、支架位态、顶板状态、支护质量信息的自动采集系统；乳化液泵站及液压系统运行状态的检测诊断；采煤机在线与离线相结合的“油 —磨屑”监测和温度、电信号的监测；带式输送机、刮板输送机全面状态监控。　　三、主要的开采技术　　（一）深矿井开采技术　　深矿井开采的关键技术是：煤层开采的矿压控制、冲击地压防治、瓦斯和热害治理及深井通风、井巷布置等；需要攻关研究的是：深井围岩状态和应力场及分布状态的特征；深井作业场所工作环境的变化；深井巷道（特别是软岩巷道）快速掘进与支护技术与装备；深井冲击地压防治技术与监测监控技术；深矿井高产高效开采有关配套技术；深矿井开采热害治理技术与装备。　　（二）“三下”采煤技术　　提高数值模拟计算和相似材料模拟等，深入研究开采上覆岩层运动和地表下陷规律，研究满足地表、建筑物、地下水资源保护需要的合理的开采系统和优化参数，发展沉降控制理念和关键技术，包括用地表废料向垮落法工作面采空区充填的系统；研究与应用各种充填技术和组合充填技术，村庄房屋加固改造重建技术，适于村庄保护的开采技术；研究近水体开采的开采设计，工艺参数优化和装备，提出煤炭开采与煤炭城市和谐统一的开采沉陷控制、开采村庄下压煤、土地复垦和矿井水资源化等关键技术。　　（三）优化巷道布置，减少矸石排放的开采技术　　改进、完善现有采煤方法和开采布置，以实现开采效益最大化为目标，研究开发煤矿地质条件开采巷道布置及工艺技术评价体系专家系统，实现开采方法、开采布置与煤层地质条件的最优匹配。　　实行全煤巷布置单一煤层开采，矸石基本不运出地面，生产系统要减化，同时实现中采与中掘同走发展，生产效率大幅提高的经验的同时，重点研究高产高效矿井，开拓部署与巷道布置系统的优化，减化巷道布置，优化采区及工作面参数，研究单一煤层集中开拓，集中准备、集中回采的关键技术，大幅度降低岩巷掘进率，多开煤巷，减少出矸率；研究矸石在井下直接处理、作为充填材料的技术，既是减少污染的一项有利措施，又减化了生产系统，有利于高产高效集中化开采，应加紧研究。　　采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿学科发展的主题。采煤工艺的发展将带动煤炭开采各环节的变革，现代采煤工艺的发展方向是高产、高效、高安全性和高可靠性，基本途径是使采煤技术与现代高新技术相结合，研究开发强力、高效、安全、可靠、耐用、智能化的采煤设备和生产监控系统，改进和完善采煤工艺。

什么专业啊，学校不同，格式也不一样啊总的来说就是题目，中英文摘要，目录，正文（包括引文和研究内容和结余），致谢，参考文献。太具体的格式只能跟你的指导老师要了。

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我发点不必要的给你，你看最后的网页，那里有你需要的高人，还多。采区主要上（下）山三条，其中两条进风、一条专用回风，并贯穿了整个采区；所有采掘工作面回风流由专用回风巷引入采区回风上（下）山，并按《规程》规定安装了可靠的安全监测监控系统，达到了装备系列化标准要求。然后，由几名技术人员领着我们部分同学到矿井下参观学习，由于这是我们大家的第一次下矿，所以大家都非常兴奋，我们坐在罐车里由于处于失重状态下，都感觉到耳朵有一点不舒服，我们不一会就到井底了，在那里，我们参观了井下泵房，变电所和井下车厂，在那里，技术人员耐心的给我们讲解了它们的工作原理和工作性能，以及在工作过程中所存在的安全隐患和解决方法。最后，我们又来到地上泵房参观，那里有两台轴流式超大功率通风机在那里工作，同时，还有两台离心式通风机在那里备用，预防紧急情况发生，在那里，由我们的老师给我们讲解了风机的工作原理及工作性能。这一天的煤矿参观实习，让我们了解了一些矿上的基本情况，为我们以后的学习奠定了基础。通过本次实习，让我学到不少有关安全生产方面的知识，对我以后学习专业知识奠定了基础，，加深了我对社会的认识，锻炼了自身的各方面能力，也使我清楚地认识到自身存在的种种不足，更激发了我在将来学习的热情。资料来源：

实习报告格式和基本要求　　（一）要求观点明确，论据详实，条理清楚，文字简练，格式规范，具有鲜明的针对性和创新性，正文字数一般不少于2000字。　　（二）内容提纲　　前言　　一、实习目的　　二、实习时间　　三、实习地点　　四、实习单位和部门，实习单位的生产(经营)工作情况、管理情况及对员工的要求　　五、实习内容：实习的项目、程序、方法、计算成果及示意图，按实习顺序逐项编写；　　六、实习总结: 实习中运用所学知识分析解决问题的情况，实习的心得体会，意见和建议　　七、对母校教学实习工作的建议　　（三）格式　　标题(三号黑体)应准确、简洁，能概括文章的要旨，一般不超过20个汉字，必要时可加副题。标题中应避免使用非公知公用的缩略语、字符、代号以及结构式和公式。　　正文的层次标题，应简短明了，不要超过15个字，不用标点符号，文内层次的划分及编号一律使用“一、（一）1．（1）”编序。(一级标题用四号黑体，二级标题用四号楷体，以下层次的所有标题用小四宋体)　　正文内容：字体—宋体；大小—小四；5倍行间距。　　左右页边距：自动　　（四）表格应采用三线表，可适当加注辅助线。　　（五）插图（含照片）应采用计算机制作，插图下方应注明图序和图名。照片要主题鲜明、层次清晰、反差合适、剪裁恰当。

沿空留巷的巷旁支护技术目前，国内外在应用沿空留巷时，绝大多数都要设置巷旁支护。巷旁支护的作用是利用巷旁支护的高阻力去支撑冒落带边缘的顶板载荷，从而分担和减轻巷内支架的受载;当直接顶比较坚硬或顶板有周期性来压时，利用巷旁支护切断该处顶板，从而避免顶板沿巷道煤壁出断裂，同时利用它承受直接顶板冒落或周期冒落时所产生的动载荷;利用可缩量较小的巷旁支护去限制巷道与采空区交界处的顶板下沉量，避免巷内支架产生严重变形;利用巷旁支护去隔离或密闭采空区。当然，希望巷旁支护能同时起到上述四个方面的作用，但实际上由于所采用的巷旁支护材料和支护形式的不同，并不是所有的巷旁支护都能起到上述各方面的作用。而且根据矿山地质条件的不同，也并不要求巷旁支护在所有情况下都具有上述各方面的作用。巷旁支护的种类很多，按其力学特征可分为刚性的，有限可缩量的和大可缩量的。国内外应用较广的巷旁支护有木垛、密集支柱、矸石带、料石砌垛、人造砌块、硬石膏充填和水材料充填等。1木垛巷旁支护我国过去巷旁支护应用较广，其形式一般是单排木垛。现在为降低坑木消耗，使用越来越少。木垛作为巷旁支护的优点是:支撑面积大，稳定性好，用以挡矸比较有效;架设比较灵活、方便，劳动量少;后期支撑能力大。其缺点是:木材消耗量大，随煤层厚度加大此缺点更为突出;从力学性质来看，木垛属于晚支撑支架，承载过程中载荷增长速度很慢，且早期支撑能力太低，因而不能起到早期减少顶板下沉的作用;木垛的可缩量大，通常可以压缩到只有原始高度的40%一50%因而不能起到切断采空区顶板的作用，相反，常使脆性顶板沿巷道煤壁产生断裂现象，从而加大了巷道支架所受载荷;木垛属于宽幅巷旁支护类型，它使巷道控顶宽度加大，从而增加了巷内支架上的载荷，国外在应用沿空留巷时曾采用双排木垛作为巷旁支护，但效果并不理想。2密集支柱巷旁支护由于应用木垛护巷存在一系列缺点，故在许多情况下，采用了密集支护作为巷旁支护。所谓密集支护作为巷旁支护是指随工作面推过之后，在采空区边缘新架设的密集支柱。密集支柱属于刚性支护类型。与木垛相比，其优点是可缩量小，早支撑性能好，可进行切顶，架设工作量小等。木材密集支柱的缺点是木材消耗量大，并且一般不能回收复用;当顶板或地板较软时，密集支柱易于顶地板造成卸载，因而失去支撑和切顶作用;密集支柱的稳定性较差，在受到采空区冒落矸石的冲击时容易倾倒，同时，由于沿空巷道两帮下沉不均，通常靠采空区一侧顶板的下沉量大于煤体一侧，巷道顶板产生倾斜，故也会使密集支柱倾倒而失去支撑作用;密集支柱的工作性能常受到架设质量的影响，尤其当采高较大时，密集支柱不仅不易架设，而且也不稳定。可见。用木材密集支柱作为巷旁支护可以起到承载、切顶和隔离采空区碎研石的作用。它适宜在顶板岩石为中等稳定以上，顶板属于脆性，采高在2一2M以下的薄及中厚煤层中使用。3矸石带、料石垛巷旁支护矸石带巷旁支护是国内外普遍采用的方式，我国在开采厚度为5M以下的层时大量应用。矸石带作为沿空留巷的巷旁支护，具有节省支护材料，隔离采区，承载面积大。稳定性较好等优点。其缺点是砌矸石带的工作量大，工人体劳动繁重。从力学特性来看，矸石带属于宽幅、大可缩量和晚支撑的支撑物。于空隙大，压缩量达40%，虽然压实后支撑能力可以提高，但这时顶板己大量沉并失去稳定性，而且矸石带较宽，又增加了顶板的悬伸宽度。因此，除了韧大的缓慢下沉顶板之外，对于脆性顶板，这种顶板悬伸可能造成顶板沿煤壁断裂，并造成巷内支架上载荷增加。料石垛巷旁支护高强度有限可缩量特性，属于早支撑类型，实现了切顶卸载，巷道变形量小，支架完整。但由于料石垛内外两侧受力不均，故可能使石垛在载过程中出现各种形式的变形和破坏。4人造砌块巷旁支护人造砌块作为巷旁支护，是为了节约木材、克服木垛可缩量和承载晚等缺而发展起来的。近二十年来，这种巷旁支护形式在国外有相当的发展，国内也一定应用。这种支护形式的优点是材料来源广，价格低廉;构件的刚性大，承快，压缩20%就达到最大载荷。我国中国矿业大学北京研究生部研制的水泥、渣、锯末“三合一”砌块在阳泉及平顶山矿务局使用效果良好。5巷旁泵充填支护技术巷旁泵充填支护是巷旁支护技术的一次革命，它克服了上述巷旁支护方法在的支撑阻力不够、可缩性能不匹配、运输量大、劳动强调高等缺点。巷旁泵充填技术包括硬石膏风力输送充填技术和高水材料泵充填技术。德国的硬石膏充填材料主要由硬石膏和普通硅酸盐水泥组成，充填料水固比为08一12左右，其工作原理是将配好的充填干料以压风为动力，通过充填泵和管道将干料输送到充填点，然后与水混合注入构筑好的模板内，连续充填构筑成密封墙。沿空留巷巷旁支护技术分析按力学特性可将巷旁支护分为刚性、有限可缩量、大可缩量几种。传统的巷旁支护有木垛、密集支柱、研石带、混凝土砌块等①木垛巷旁支护的优点是稳定性好、架设劳动强度小;缺点是增阻速度慢、可缩量大、支护阻力小、巷道控顶宽度大、留巷效果差，不能密闭采空区、木材消耗量大，适用于薄及中厚煤层。②密集支柱巷旁支护与木垛相比，其优点是可缩量小、早期支撑性能好、巷道控顶宽度小、切顶效果较好;缺点是可缩量小、支护阻力小、稳定性差，不能密闭采空区、木材消耗量大，适用于脆性顶板、中等稳定的薄及中厚煤层③矸石带巷旁支护的优点节省支护材料、稳定性较好;缺点是研石带的可缩量大、前期支护阻力小、顶板下沉量大，构筑研石带的劳动强度大，密闭采空区效果较差，适用于顶板韧性较大的薄煤层④混凝土砌块巷旁支护的优点是前期支护阻力大、增阻速度快、切顶效果好;缺点是可缩量较小、成本较高、构筑巷旁支护的劳动强度大，密闭采空区效果较好，适用于顶板中等稳定的薄及中厚、中硬以上的煤层传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火，所以长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中难以发展，多采用沿空掘巷3沿空留巷带支护设计由沿空留巷围岩变化规律、支架工作阻力变化规律以及载荷构成分析可见，沿空留巷支护只有在适应围岩变形规律的基础上控制围岩变形，因此对支架有一定的要求。为了适应沿空留巷条件下“支架一围岩”相互作用的特点，支架不仅要有足够的工作阻力，而且要有与围岩移近量相适的可缩量。根据统计，沿空留巷的支架工作阻力应大于巷道上方4倍采高的冒落带岩层重量。支架结构的可缩量，对于围岩中等稳定条件一般可为400一600~，对于分层开采的下部各分层应达到600一800~。加上临时加强支柱，较快的增阻速度，使支架可缩稳定、具有与巷道围岩共同作用过程中仍能保持支架本身的工作特性。同时，沿空留巷支护必须具有较好的封闭性，既能保证对顶板、两帮的支护和控制，又能很好地隔绝采空区和预留的巷道，最大限度降低采空区瓦斯或其他有害气体、采空区积水进入预留巷道，隔绝空气进入采空区，降低采空区煤层自燃现象。我国沿空留巷技术存在问题到目前为止，我国在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索，积累了丰富的经验，从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。但是，由于我国煤矿地质条件多样，沿空留巷围岩控制机理研究复杂、巷旁支护技术还不十分完善，在沿空留巷技术研究与应用中仍存在着不足之处，使得一些矿井在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果，并限制了沿空留巷技术在我国更广泛的推广。目前在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一定问题。①支护设计思路问题以往采用沿空留巷技术，支护设计思路不合理，大多将工作面回采前的巷道掘进与回采后的留巷相互独立，没有统筹考虑，没有将沿空留巷视为一项系统工程，如在对需要保留的巷道掘进前，进行巷道支护形式选择和支护参数设计时，没有预先考虑后期沿空留巷技术的需要，从而导致沿空留巷后巷内支护体强度不能满足两次采动影响的要求、巷内支护与巷旁支护不匹配，使留巷效果达不到预期目标，甚至失败。②巷内支护问题1)大量理论研究和生产实践表明，如何提高巷道围岩强度，并正确选择合适的巷内支护方式是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着综采、综放采煤技术的发展，工作面采高逐渐加大，由于工作面一次采出的煤层厚度增大，上覆岩层活动程度及波及的范围相应增加，回采巷道压力随采高的增加而增加，以及己采区和工作面采动引起的支承压力的叠加作用，使巷道围岩应力增加，使得工作面超前支承压力影响距离加大，矿压显现剧烈，沿空留巷的顶板下沉量随开采厚度增加而增大，在工作面前方附近，巷道断面收缩率较大，若不采取合理的巷内支护方式将所留巷道的变形控制在一定的范围内，则很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用。以前国内沿空留巷巷内支护多采用金属支架，属被动支护，即使加大型钢重量、减小棚距仍难以维护所留巷道的稳定，因此有必要采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式。2)巷内与巷旁支护方式选型和参数的选择上不够合理，造成巷内与巷旁支护不能共同维护沿空留巷的稳定。随着沿空留巷技术在中厚煤层和综合放顶煤中的应用，随着留巷断面的不断扩大，巷道围岩变形量增加、巷道维护越来越困难，原来所用的金属支架型钢重量不断增加，棚距日益减小，留巷支护费用和维护费用显著增加，而且施工、运输更加困难和复杂，同时由于金属支架属于被动支护，支护的可靠度不高，即使加大重量、减小棚距仍难以维护条件困难的留巷。③巷旁支护问题l)巷旁支护作为沿空留巷的一个技术难点，在我国一直没有得到很好地解决。传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点，不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火。所以，长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层，条件困难或厚煤层中采用这种方式留巷成功率不高，大部分留巷需要翻修方可复用。传统的巷旁支护方式只适用于中厚以下煤层的低瓦斯矿井和无自然发火倾向的煤层。高水速凝材料与高水灰渣材料巷旁充填、硬石膏等风力充填，都需要建立一套较为复杂的充填系统，而且充填设备性能不佳、充填材料成本较高。2)在薄煤层进行沿空留巷，巷旁支护阻力一般较小，甚至有时不需要进行巷旁支护;但随着采高的增大，巷旁支护阻力必然大大增加。但不论是传统的木垛巷旁支护还是最新的高水材料巷旁充填支护，它们都属于被动支护，只有当顶板垮落压在支护体上时，它们才会对顶板施加支护阻力，而不是在顶板垮落之前就主动对顶板施加支护阻力。而巷旁支护的初始阻力对顶板支护有着十分重要的作用。因此有必要寻求一种能主动提供支护阻力的巷旁支护方式，增加巷旁支护的初始阻力。④沿空留巷理论研究问题l)在巷旁煤体对沿空留巷顶板稳定的作用方面研究还不够。己往建立的沿空留巷力学模型，一般只考虑顶板岩层同支架之间的相互作用关系，把巷旁煤体仅作为刚性支座来考虑。然而，煤体的不同力学性质同样对留巷顶板岩层的稳定起着重要的作用。所以有必要对沿空留巷顶板岩层控制规律进行深入研究，在研究沿空留巷“支护—围岩”相互机理时，应更深入地研究煤体与沿空留巷顶板以及支护的相互作用，不仅应考虑顶板、支护间的关系，而且更要考虑煤体与顶板岩层及支护三者间的关系。2)沿空留巷与一般的回采巷道不同，其巷道的一侧帮为煤体，另一侧帮为巷旁支护体，属大变形围岩，同时，还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响，矿压显现剧烈，它是一项极其复杂的工程技术，但到目前为止，对沿空留巷围岩控制机理研究不够深入，对沿空留巷所处的应力环境及其矿压显现规律掌握不够，构建的沿空留巷受力模型还不完善，还没有一套行之有效的沿空留巷支护参数设计方法，不能很好的指导沿空留巷工程实践，从而带来以下两种后果:一是因缺乏理论上的正确指导，在沿空留巷支护设计时，认为安全系数越高越好，造成不必要的经济损失;二是在沿空留巷设计时，常因巷内支护和巷旁支护参数选择不合理而导致留巷失败，影响正常生产和煤矿安全，并造成重大的经济损失。5沿空掘巷特点由于沿空巷道的矿压显现与一般的实体煤中掘进的回采巷道不一样，在本区段工作面回采后，由于顶板冒落及上覆岩层的移动，围岩应力将发生重新分布，相邻区段所形成的固定支承压力和本区段工作面超前支承压力叠加，其巷道围岩变形破坏严重、变形量大。尽管采用了加大支护刚度等一系列措施，但巷道维护仍然十分困难，严重影响着矿井的安全生产。90年代以前中厚煤层沿空掘巷多采用金属支架维护，包括矿用工字钢梯形棚支架和U型钢拱形可缩支架维护，90年代以后随着高强锚杆支护技术的发展，中等稳定程度以上的综采煤层巷道普遍采用锚杆支护，沿空掘巷锚杆支护也取得了成功。6沿空掘巷支护类型1矿用工字钢梯形棚支护矿用工字钢梯形棚支护有着支护形式简单、操作方便、取材简单、支护适应性强等特点。矿用工字钢梯形棚支护有其自身的优点，但也有其自身的不足。采用工字钢梯形棚支护时，由于支架与围岩接触不好，初期处于空松状态，支架被动等劲，随着煤体变形逐渐与支架接触，支架才与围岩相互作用。初期围岩受约束力很小，软弱煤体松动范围变大，煤体承载较低，造成支架载荷较大，由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性，在掘进期间基本能满足巷道支护的要求，但巷道施工时工人劳动强度大，巷道推进缓慢，管理较为复杂。在回采期间采用工字钢梯形支架支护时，由于老顶回转变形较大，破坏后的煤体挤向巷道空间，棚腿变形急剧加大，弯曲、折断较多，巷道有效断面迅速减小，支架变形严重，稳定性差，极易发生垮棚、冒顶、堵人等事故。当巷道位移量较大时、需要维修，同时过大的变形使支护系统的整体安全性得不到根本保障。同时在回采期间替棚工作量较大，安全隐患增多，并且由于沿空巷道变形量大，支架产生严重变形，工字钢的复用率极低，造成支护成本加大。U型棚支护U型棚解决了梯形工钢稳定性差、不能适应围岩的大变形的特点，其适用范围较矿用工字钢梯形棚的大。但U型棚有也其自己的缺点:当采用U型棚支护时，由于围岩的应力大、蠕变速度不均而使得支架构件局部承载，常常出现支架顶梁弯曲、棚腿扭折、卡缆崩裂等现象，使支架失去承载能力，折损比较严重，巷道维修工程量较大。随着矿井机械化程度的提高，采用U型棚支护的回采巷道不能满足机械化开采快速推进的要求，特别是沿空掘巷的支护问题更加突出，成为制约工作面高产、高效的瓶颈。锚杆支护煤巷锚杆支护是我国煤矿自综采之后的第二次支护技术革命。自1996年以来，质量上有了显著提高，数量上有了迅猛发展。通常使用的锚杆支护属于“主动”支护，在锚杆安装后及时对围岩提供支护阻力，而且随着围岩的变形，支护阻力不断增加，因而能够及时、有效地强化围岩强度，防止围岩早期离层和控制围岩变形，从而保持围岩的稳定。由于沿空巷道在回采期间变形量大，从支护与围岩运动统一的角度及支护与围岩的相互作用关系出发，寻求防止支架因局部承载而遭受破坏、减少巷道维修工程量的沿空巷道支护方法是及待解决的研究课题。随着锚杆支护理论和技术的发展，锚杆支护在沿空掘巷中的成功运用，为推动窄煤柱沿空掘巷的应用起到了重要作用。锚杆支护与传统的棚式支护相比，具有显著的技术、经济优越性。其主要表现在：:锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体，为主动支护，而一般棚式支护属被动支护;与棚式支护相比，锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况，保持巷道围岩的长期稳定，在相同生产地质条件下，锚杆支护的巷道围岩变形量通常要比棚式支护减少一半以上;锚杆支护还可以节约大量钢材，减少材料辅助运输和减轻工人劳动强度，还有利于快速掘进;锚杆支护的巷道能适应大变形要求，在巷道服务期间，基本不需要维修就能保证巷道的正常使用;在使用机械化程度较高的回采工作面，锚杆支护巷道减少了棚式支护巷道的替棚工作量，有利于回采工作面的安全、快速推进。7沿空掘巷支护技术在沿空巷道支护中，合理的支护形式对巷道围岩控制起着重要的作用，支护体与围岩相互作用的理论研究成果证明:支护强度是控制巷道围岩剧烈变形的关键因素，只有在支护强度大于3MPa时，才能有效控制巷道的剧烈变形，而这是现有的单一支护形式所不能达到的。即使是U型钢支架，在支架受力不均匀的情况下，支架支护强度也只能达到05一IMPa，不仅难以控制巷道的剧烈变形，而且在掘进期间会影响巷道的掘进速度，在采动影响期间，会造成支架的大量损坏，给支架回收工作带来困难。由此可见，仅仅依赖巷道支架本身的支护能力，很难控制巷道的剧烈变形，必须充分发挥巷道围岩自身的承载能力。实践证明，锚杆支护作为一种主动支护形式，对于改善巷道围岩结构特性，提高围岩自承能力方面具有独特的优势，并且成本低，在世界上的主要产煤国家中得到了广泛的应用。1掘进期间锚杆支护技术分析锚杆支护与传统的棚式支护相比，锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体，为主动支护，而一般棚式支护属被动支护，与棚式支护相比，锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况，保持巷道围岩的长期稳定，且能适应大变形。当回采巷道采用小煤柱沿空掘巷时，要保证巷道支护系统具有良好的支护性能，由于窄煤柱沿空掘巷围岩变形剧烈程度与巷道围岩介质属性和上覆岩体结构关系很大，而巷道上覆岩体结构的载荷变化和结构的运动方式决定了巷道在回采期间大变形的必然性，这就要求巷道支护形式能够适应大的围岩变形，实现支护系统的高强可缩，具有这样特征的支护形式只有锚杆支护系统才能满足这些要求。传统的悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的，而且适用于特定的条件。对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体，上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石处于峰后的状态下的力学性质的改善和锚杆支护参数的改变对围岩稳定状态的影响，研究表明:(l)锚杆支护巷道围岩强度强化理论认为，破碎岩体中布置的锚杆强化了岩体的内聚力、内摩擦角、残余内聚力、残余内摩擦角和极限强度、残余强度，而且这些参数随锚杆支护强度的提高而增加，极限强度、残余强度提高到一定程度就能保持围岩稳定。(2)围岩强度强化理论是发展高(超高)强度锚杆的理论依据，锚杆初锚力和支护强度对保持围岩的稳定性具有极其的重要性。锚索的作用是控制锚固区外部较高处的离层和防止巷道顶板两角的剪切破坏。(3)不同的锚杆布置参数所形成的锚固体的力学性态有较大的不同，短而密的锚杆群支护所加固的板，受剪而呈现高阻，表现出围岩变形较小而应力较大，也就是说支护体的刚度较大;长而稀的锚杆群支护所加固的板，易产生弯拉型失稳破坏，表现出围岩变形较大而应力较小，也就是说刚度较小(柔性)。从锚固体的围岩受力特征看出，破裂岩体的极限强度和残余强度随支护阻力的增加而不断强化，达到一定程度就能保持围岩的稳定。从图中还可以看出，在支护阻力为O的情况，即围岩的残余强度很低，不利于沿空巷道围岩的控制，采用架棚支护就属于这种情况;当采用锚杆支护时，属于主动支护，在支护初期可以结围岩施加一定的预紧力，从图中可以看出，当支护阻力在22MPa时，围岩的残余强度增加数倍，这就是锚杆支护设计、支护参数研究的沿空巷道围岩控制技术综合分析基本依据。但当地质条件较差时，不能保证锚杆支护有良好的锚固性能时，要采用架U型棚或采用复合支护。2回采期间支护技术分析由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性，由前面沿空巷道围岩结构和围岩的稳定性分析表明:沿空巷道在掘进期间围岩变形不太明显，围岩相对较稳定，但在回采期间，巷道的变形量较掘进期间大得多，实际工程实践中变形量数以米计，多数沿空巷道在回采期间破坏，要进行卧底、撕帮等维修后才能正常使用。分析其主要原因是巷道超前加强支护范围过短、支护强度过低，对煤柱没有采取加固措施。合理加强支护范围合理的超前加强支护对保持沿空巷道围岩稳定性有着重要的作用，一般煤矿都是凭借实体煤巷道超前加强支护的范围来类比确定超前加强支护范围，超前支护的范围为20-30m不等，在巷道遭到支承压力影响破坏后才进行维护、加强支护，所以造成沿空巷道维护难度大、维护成本高、制约回采工作面的安全生产。沿空巷道上覆岩层结构决定了本区段超前支承压力对其影响较敏感，主要是因为受采动影响，上覆岩层在支承压力作用下由静止状态变为运动状态，煤柱本来呈塑性状态，其承载能力较低，在超前支承压力作用下，表现出大的位移，甚至整体向巷道内移。造成煤柱向巷道内整体移动的其它原因还有超前加强支护的范围过小、加强支护强度过低、锚杆布置不合理(许多矿井都是沿煤层布置)。因此沿空巷道超前加强支护范围要和支承压力影响范围一致，确定合理的超前加强支护范围采用理论计算并辅以计算机数值模拟同时进行研究确定。加强支护形式选择大多数矿井沿空巷道的超前加强支护形式主要采用单体液压支护配合金属顶梁加设走向棚，然而煤柱变形和顶板下沉量仍然较大，从而在有些矿井认为沿空巷道只有进行撕帮、卧底等维修才能正常使用。主要原因是没有认清沿空巷道在回采期间的围岩的变形特征。沿空巷道在回采期间，其上覆岩层在支承压力作用下由静止变为运动状态，大结构发生回转变形，而巷道围岩小结构变形与大结构变形不同步，锚索的支护强度不够。同时由于煤柱在支承压力作用下变得更加破碎，承载能力进一步降低，表现出向巷道内大的位移。因此要从根本上解决沿空巷道超前加强支护的问题，必须充分利用巷道围岩的自身承载作用，在超前工作面支承压力影响范围内补打锚索，补强顶板锚固范围的围岩，使其与上覆岩层锚固成一整体，同时在巷道内补架采用单体液压支柱的加强棚。同时在沿空侧煤帮沿倾斜向上方向顶板补打帮锚索，增加煤柱的围压，以限制煤柱向巷道内位移，充分利用煤体的强度支撑顶板。

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毕业论文格式范文毕业论文格式第一、构成项目毕业论文包括以下内容：封面、内容提要与关键词、目录、正文、注释、附录、参考文献。其中“附录”视具体情况安排，其余为必备项目。如果需要，可以在正文前加“引言”，在参考文献后加“后记”。第二、各项目含义（1）封面封面由文头、论文标题、作者、学校名称、专业、年级、指导教师、日期等项内容组成。（2）内容提要与关键词内容提要是论文内容的概括性描述，应忠实于原文，字数控制在 300 字以内。关键词是从论文标题、内容提要或正文中提取的、能表现论文主题的、具有实质意义的词语，通常不超过 7 个。（3）目录列出论文正文的一二级标题名称及对应页码，附录、参考文献、后记等对应的页码。（4）正文正文是论文的主体部分，通常由绪论（引论）、本论、结论三个部分组成。这三部分在行文上可以不明确标示。（5）注释对所创造的名词术语的解释或对引文出处的说明，注释采用脚注形式。（6）附录，以及毕业论文结论附属于正文，在毕业论文结束语中出现，对正文起补充说明作用的信息材料，可以是文字、表格、图形等形式。（7）参考文献作者在写作过程中使用过的文章、著作名录。 4、毕业论文格式编排第一、纸型、页边距及装订线毕业论文一律用国家标准 A4 型纸（297mmX210mm）打印。页边距为：（上）天头 30mm，地脚（下）25mm，订口（左）30mm，翻口（右）25mm。装订线在左边，距页边 10mm。第二、版式与用字文字、图形一律从左至右横写横排，5 倍行距。文字一律通栏编辑，使用规范的简化汉字。忌用繁体字、异体字等其他不规范字。第三、论文各部分的编排式样及字体字号（1）文头封面顶部居中，小二号行楷，顶行，居中。固定内容为“成都中医药大学本科毕业论文”。（2）论文标题小一号黑体。文头居中，按小一号字体上空一行。（如果加论文副标题，则要求：小二号黑体，紧挨正标题下居中，文字前加破折号）论文标题以下的行距为：固定值，40 磅。（3）作者、学院名称、专业、年级、指导教师、日期项目名称用小三号黑体，后填写的内容处加下划线标明，8 个汉字的长度，所填写的内容统一用三号楷体，各占一行，居中对齐。下空两行。（4）内容提要及关键词紧接封面后另起页，版式和字号按正文要求。其中，“内容提要”和 “:” 黑体，内容用宋体。上空一行，段首空两格，回行顶格：“关键词”与 “内容提要”间隔两行，段首空两格。“关键词”和 “:” 用黑体，内容用宋体。关键词通常不超过七个，词间空一格。（5）目录另起页，项目名称用 3 号黑体，居中排列，上下各空一行；内容用小 4 号仿宋。（6）正文文字：另起页。（7）论文标题：用二号黑体加粗，居中排列，上空一行；下标明年级、专业、作者，作者姓名另起一行，四号楷体，居中排列；下空两行接正文。正文文字一般用小四号宋体，每段起首空两格，回行顶格，单倍行距。（8）正文文中标题一级标题，标题序号为“一、”与正文字号相同，黑体，独占行，末尾不加标点；二级标题，标题序号为“（二）”，与正文字体字号相同，独占行，末尾不加标点；三级以下标题序号分别为“”和（1），与正文字体字号相同。为避免与注释相互混淆，不可用“①”。可根据标题的长短确定是否独占行，若独占行，则末尾不使用标点，否则，标题后必须加句号。每级标题的下一级标题应各自连续编号。（9）注释：正文中加注之处右上角加数码，形式统一为“①”，同时在本页留出适当行数，用横线与正文分开，空两格后定出相应的注号，再写注文。注号以页为单位排序，每个注文各占一段，用小 5 号宋体。引用文章时，注文的顺序为：作者、文章标题、刊物名、某年第几期〈例如 : ①龚祥瑞：《论行政合理性原则》，载《法学杂志》1987 年第 1 期。)；引用著作时，注文的顺序为：作者、著作名称、出版者、某年第几版、页数 ( 例如： [ 英 ] ② 威廉•韦德著：《行政法》，楚剑译，中国大百科全书出版社 1997 年版，第 5 页。)。（10）附录项目名称为小四号黑体，在正文后空两行空两格排印，内容编排参考“示范文本”，也可附上毕业论文致谢词。（11）参考文献项目名称用小四号黑体，在正文或附录后空两行顶格排印，另起行空两格用小四号宋体排印参考文献内容，具体编排方式同注释(参考的著作可不写第几页) 。（12）页码

一般包括，封面和论文内容，封面里面有目录，摘要，关键词，内容里面包括概述，各部分内容，结语等，具体的网上有范文，可以参考

行距25，正文字体5号标题小四号加粗首行缩进2个字符页边距正常A4纸默认即可图表标题比正文小一号即小5号，加粗参考文献悬挂缩进2个字符