一、用锚网索喷梁联合支护技术处理斜井大冒落（论文文献综述）
李军[1]（2021）在《梨园河煤矿212皮带下山锚网索喷联合支护技术》文中提出为使2号煤采区形成有效的生产系统,彻底解决2号煤采区212皮带下山的运输问题和日常行人使用巷道,同煤集团轩岗煤电有限责任公司梨园河煤矿利用锚网索喷联合支护技术设计1 706.05 m的工程量进行支护。对2号煤采区212皮带下山掘进工作面厚煤层开采准备巷道的锚杆支护进行组织施工并获得矿压观测的相关资料,合理优化了锚杆支护参数。这项技术的实施有效提高了巷道围岩整体支护强度,彻底解决了2号煤层支护不稳定,安全性差,施工进度慢的问题,改进了支护理念,缩短了巷道掘进工期,解决了212皮带下山的运输问题,提升了工作效率。
杜瑞[2]（2021）在《袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择》文中研究指明随着社会经济的发展,对煤炭的需求也日益增加。目前两淮矿区以及全国各大矿区浅部煤炭已经枯竭,开采逐渐进入深部,且深部与浅部相比,地质条件更加复杂多变,不同岩性下,深部巷道不同断面形状不同部位围岩松动破碎分布特征存在较大差异。淮北矿区深部开采中,使用盾构机开挖形成的圆形断面较为常见。因此,分析圆形巷道不同部位在不同岩性、不同埋深下的稳定性并选择合理的支护参数对于实际工程应用具有重要价值。本文以袁店二矿西翼轨道大巷为工程背景,从现场取回岩体样品,测定其力学参数,采用理论分析与数值模拟相结合的方法,建立FLAC 3D数值模型,选取四个典型方向（a A方向、b B方向、c C方向、d D方向）,分析深部圆形巷道在不同岩性（泥岩、泥质砂岩、砂质泥岩）、不同原岩应力（8MPa、12MPa、14MPa、16MPa、20MPa）下围岩破碎程度及破碎范围,利用Origin处理数据并绘制表格,确定深部圆形巷道易于“失稳”的关键部位。针对袁店二矿西翼轨道大巷,分析原岩应力16MPa、不同岩性下的巷道围岩松动破碎变形,通过调整锚杆长度、锚杆间排距、关键部位布置锚索等方式对原支护方案进行优化,最终确定合理的支护参数。结论如下:（1）随着埋深的增加,巷道不同部位在不同岩性条件下产生了差异较为明显的松动破碎变形,其中圆形巷道帮部的破碎范围更为明显,顶部围岩破碎范围最小;相同部位、相同埋深下,泥岩岩性时的围岩变形量与碎胀程度最大,泥质砂岩时最小;相同岩性、相同埋深下,巷道帮部a A方向部位的破碎变形最为显着。由此确定深部圆形巷道下a A方向为易于失稳的关键部位。（2）不同岩性下,减少锚杆长度由2600mm至1500mm时,巷道围岩位移量与碎胀程度增大,但巷道松动破碎范围并无显着变化。当岩性为泥质砂岩时,增大锚杆长度,巷道位移量由73mm减少至61mm,减少幅度并不明显。因此,从经济的角度考虑,泥质砂岩巷道中,仅需采用锚杆长度为2000mm就可以确保巷道围岩稳定。（3）当岩性为泥岩和砂质泥岩,由锚杆间排距800×800mm减小至锚杆间排距400×400mm时,对降低巷道围岩松动破碎变形效果明显。减小锚杆间排距后,砂质泥岩巷道表面位移为70mm,而泥岩巷道表面位移为170mm。因此,砂质泥岩巷道中,采用锚杆长度为2000mm并通过减小至锚杆间排距400×400mm来确保巷道围岩稳定。（4）在泥岩巷道关键部位布置长度为4000mm锚索后,巷道位移量由170mm减少至132mm,而位移梯度下降了约41%;在砂质泥岩巷道中,关键部位布置锚索后围岩位移量与碎胀程度减小并不明显。因此当岩性为泥岩时,在减小至锚杆间排距400×400mm的基础上,还需要在关键部位布置长度为4000mm锚索来确保巷道稳定。（5）模拟得出不同岩性巷道表面变形速度衰减快慢系数均大于0.04/d,巷道围岩初期变形较为稳定。因此,淮北矿区深部圆形巷道中应重点对帮部加强支护。本文最终选择的锚杆（索）支护参数可为淮北矿区其他深部圆形巷道支护设计提供依据,对实际工程具有一定参考价值。图[57]表[15]参[80]
黄庆显[3]（2021）在《平顶山矿区典型深井巷道围岩内外承载协同控制研究》文中指出深部煤岩体的“三高两强”赋存环境给矿井巷道支护带来了严重不利影响,是业界一直关注的热点问题之一。作为我国典型深部矿区之一,平顶山矿区主力矿井开采深度已不同程度超过800 m,现有实践表明,深部巷道围岩松软破碎,具有变形大、流变性强等特点,采用浅部巷道的支护技术,巷道围岩难以保持长期稳定。因此,系统深化平顶山矿区深井巷道围岩控制技术的研究具有重要的理论价值和实际意义。本文综合采用现场实测、理论计算、数值模拟和工业性试验等方法,以提高围岩自承能力为核心,对围岩协同控制机理和关键技术进行了深入研究,可为深井巷道支护方式选择和技术参数设计提供参考和借鉴。主要研究成果如下:（1）明确了平顶山矿区主力生产矿井构造应力显着的地应力分布特征,掌握了深井巷道围岩结构特点和典型物理力学特性。结合围岩蠕变试验结果,推演了围岩蠕变等围压三维粘弹塑性本构模型并在多个矿井进行了普适性分析。原位实测分析了巷道围岩强度、内聚力和弹性模量衰减的时空演化特征,建立了围岩强度衰减模型,研究了侧压系数变化对巷道围岩应力演化及变形的影响,掌握了深井巷道全断面持续收缩、底鼓量和两帮移近量明显大于顶板下沉量的总体破坏特征,明确了巷道围岩主要承载区的位置（2.4-3.0m）与力学特性。（2）以深井巷道围岩内外承载结构协同承载、支护（力）协同作用、“支护—围岩”协同控制（“三协同”）为切入点,分别建立了围岩内外承载结构、支护（力）间协同作用和“支护—围岩”（粘）弹塑性“三区两圈”（弹性区-塑性区-破碎区,内承载圈-外承载圈）力学模型,研究了深井巷道内外承载结构协同作用机制及主要影响因素,明确了不同支护强度下深井巷道变形随支护时间的演变规律,揭示了平顶山矿区深井巷道围岩内外承载“三协同”控制机理,确定了协同支护合理的支护强度与时机。（3）根据平顶山矿区深井巷道变形破坏的主要影响因素,将平顶山矿区深井巷道分为高应力型、低强度型和复合型三类,明确了“协同支护构建承载结构,结构协同承载控制围岩变形”的控制思路,明确了以高强支护强化外承载结构、注浆改性内承载结构和卸压改善应力为主要途径的深井巷道承载圈层“强外稳内”控制对策。提出了以双层喷浆、锚杆-锚索（束）注浆、锚索棚支护、底板卸压为核心的四位一体关键支护技术,研发了配套材料及设备,探索完善了相应的注浆工艺措施,构建了协同作用效率评价方法,形成了深井巷道围岩内外协同承载控制技术体系。（4）结合热轧厚壁中空注浆锚杆、锚索和水泥注浆添加剂等新型材料大范围强力锚固的特点,针对高应力低强度复合型、低强度型、高应力型巷道围岩控制需求,基于深井巷道围岩内外承载协同控制技术体系确定了三类巷道合理的支护方式、参数及支护时机。实测掌握了矿区典型深井巷道围岩变形与破碎破裂区发育特征,建立了巷道表面围岩变形量和协同作用效率间的关系,提出了基于巷道掘前支护效果预估和掘后围岩变形预警的协同效率评价方法并指导巷道支护。上述研究成果在平顶山矿区一矿、四矿的典型深井巷道进行了工业性试验,结果表明,相关技术能有效提高内外承载结构的承载性能,三类巷道内外承载结构的协同作用效率分别达到86.33%、80.8%、86.05%,显着控制了围岩变形。该论文有图142幅,表20个,参考文献182篇。
蔡金龙[4]（2020）在《侏罗系弱胶结软岩巷道变形失稳机制及应用研究》文中研究指明我国中东部地区煤炭资源逐渐枯竭,煤炭资源开采逐步向西部地区发展,然而侏罗系弱胶结岩层广泛分布于我国西部地区,此类岩体胶结性差,层间粘合力差,遇水砂化泥化崩解,在此类岩体中开挖的巷道易发生围岩失稳现象,巷道维护困难,是西部煤矿安全生产中亟待解决的问题。本文以侏罗系地层泊江海子矿弱胶结软岩巷道支护为工程背景,综合采用现场调研、室内试验、理论分析、数值计算、物理相似模拟和现场工程实践等方法,探究了弱胶结软岩巷道围岩的物理力学性质、巷道变形特征、顶板弱胶结软岩体的本构模型,揭示了弱胶结软岩巷道顶板失稳机制,基于上述研究成果提出了弱胶结巷道围岩控制对策,并进行现场实践,效果较好。本论文主要研究成果如下:（1）通过现场调研,得出了弱胶结巷道冒顶区冒落特征,明确了巷道失稳原因:侏罗系煤系地层成岩时间短,胶结性差,层间粘结力弱,裂隙较发育;受弱含水层和掘进扰动影响,岩层层间胶结能力随时间推移具有不同程度弱化;巷道断面为矩形,易导致巷道肩角应力集中;巷道跨度大,在顶板下部易产生较大拉应力,且顶板结构复杂;采用锚网索支护的巷道,围岩锚固拱整体易失稳,形成锚固区外松脱型冒顶。（2）通过XRD、SEM和岩石铸体薄片观察,分析其矿物成分和微观结构;采用室内试验测定其单轴抗压、抗拉强度等力学参数,分析了弱胶结岩石遇水崩解和泥化特性;采用MTS816型电液岩石力学测试系统,开展了常规三轴试验,揭示了弱胶结软岩的变形破坏机理,弱胶结软岩呈现出明显的脆性破坏,岩石峰值强度、残余强度和弹性模量随围压增大而增大,泊松比随围压增大而减小规律。（3）基于常规三轴试验结果,引入了修正系数η,基于力学损伤对于弱胶结软岩微单元强度k的影响服从Weibull分布,建立了弱胶结软岩力学损伤本构模型,其关系式为:（?）通过数值计算得到了不同围压岩体试样的应力-应变曲线,并与实验数据进行对比分析,验证了本文提出的损伤本构模型的准确性;讨论了本构模型中的参数取值范围与应力-应变曲线的关系。（4）建立了复合顶板受力变形的力学模型,分析了离层失稳原因;构建了巷道复合顶板裂隙发育的力学模型,推导出裂隙发育的起裂角和临界应力;引入扩展应变能密度因子,建立其裂纹开裂角θ 0裂隙失稳判据;明确了顶板冒落失稳机制:巷道顶角处发生剪切破坏而形成裂隙,该裂隙带沿裂隙扩展角至易离层的软弱层理面,并与之相互贯通,发生冒顶。（5）建立了数值计算模型,探究了弱胶结层理、不同断面形式等单因素影响下巷道围岩塑性区、应力场、位移场演变特征,揭示了弱胶结软岩巷道围岩变形破坏规律,围岩稳定性动态响应特征,为合理支护技术提供重要的理论依据。（6）利用两向四面加载装置试验系统,通过持续增载（开挖扰动和采动影响）作用,对常规支护和优化支护两种支护条件下进行模拟分析,研究了各个阶段内的巷道表面位移、应力变化规律和离层裂隙演化特征,获得了支护形式变化对巷道周边围岩变形破坏演化的影响规律。（7）基于现场调研巷道冒顶失稳原因,结合数值模拟和物理模拟研究成果,提出了弱胶结巷道控制对策为:高强度高预紧力“倒梯形”锚网索梁支护结构+直墙切拱形为巷道断面+全断面喷浆耦合支护形式,并通过理论计算确定锚杆、锚索长度和支护密度,确定其支护参数。将确定的巷道支护方案进行现场实践,监测表明,巷道没有发生明显变形,无冒顶现象,较好地控制了巷道顶板围岩稳定性。图[109]表[14]参[161]
高林[5]（2020）在《缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术》文中认为作为我国14个大型煤炭基地中南方唯一煤炭基地的主要组成部分,贵州省煤炭资源储量丰富,素有“江南煤海”之誉,但煤层开采条件复杂。缓倾斜煤层沿空半煤岩巷作为其中的典型代表,由于围岩结构的非对称性、非均质性及两帮煤岩分界面的影响,导致巷道服务期间呈现出明显非对称大变形特征,锚网索、U型钢等传统支护方案难以适应围岩变形,控制效果不甚理想,严重阻碍了当前贵州煤炭工业智能机械化转型升级的进程。本论文以贵州某矿1511回风巷为工程背景,采用现场实测、室内试验、理论分析、相似模拟、数值模拟及工业试验相结合的综合研究方法,围绕该类巷道围岩非对称变形破坏机理及控制技术展开了系统研究,取得了如下主要研究成果:（1）基于现场调研和力学测试,分析了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形及支护体失效的力学特征,得出:持续底臌、煤岩分界面滑移错动、两帮变形位置差异是该类巷道围岩非对称变形的主要特征;巷道围岩最大单轴抗压强度为24.95MPa,黏土矿物含量最高达57%,耐崩解性指数低至8.70%,力学强度整体较低,属于典型的软弱围岩;围岩松软破碎可锚性差,卡缆无限位结构设计、支架与围岩接触关系差及非均布载荷作用下导致的非对称破坏分别是锚网索、U型钢支护失效的主要诱因。（2）针对常规二维物理相似模拟试验台在巷道矿压模型试验中存在的弊端,改进设计了可根据模型试验需求调节试验台尺寸及加载位置的竖向与侧向传力装置;为解决倾斜煤岩层模型精准铺设及半煤岩巷道精准开挖存在的困难,提出了以“标签定位画线、预置巷道模型”为主的试验方法。（3）基于改进后的试验台及试验方法,开展了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷掘进及回采过程中非对称变形破坏试验,获得了掘采扰动影响下巷道围岩的裂隙和应力分布特征,揭示了非对称变形破坏形成的裂隙发育及应力驱动机制:掘进扰动阶段,应力集中主要发生在煤柱侧,巷道围岩裂隙以两帮弧形三角煤及煤柱顶板区域发育为主,在空间位置上呈现明显非对称分布特征,随着开采扰动强度不断增加,煤柱逐渐屈服失稳,围岩应力集中区域由初始煤柱侧区域逐渐转向下帮实体煤侧,巷道围岩新发育裂隙由初始以顶板及窄煤柱区域为主开始转向下帮实体煤侧,非对称变形破坏特征进一步凸显。（4）基于极限平衡理论建立了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷巷帮煤岩分界面剪切滑移错动力学模型,揭示了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理,结合缓倾斜煤层沿空半煤岩巷掘采扰动非对称变形破坏试验将基本顶断裂位置类型划分为煤柱上方靠采空侧和煤柱上方靠巷道侧两种,并指出:两帮以煤岩分界面剪切滑移错动变形为主,其为应力及变形能释放的主要通道;掘进期间,围岩应力集中主要位于上帮煤柱侧,加上煤柱自重应力沿煤岩分界面的下分量作用,上帮剪切滑移错动变形量大于下帮,非对称变形逐渐显现;回采期间,随开采扰动强度和上帮煤体滑移错动变形量增大,窄煤柱逐渐屈服失稳,应力集中向下帮实体煤侧转移,造成下帮煤岩分界面剪切滑移错动变形加剧,且两帮煤体变形位置的空间差异性使得巷道非对称变形破坏进一步显现;基本顶断裂位置与煤层厚度呈线性正相关,与煤层倾角呈负相关,基本顶断裂位置位于煤柱上方时煤岩分界面剪切滑移错动变形最剧烈。（5）基于巷道两侧变形量的相对差异程度定义了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷“非对称变形率”,定量表征了其非对称变形特征,非对称变形率越大,巷道的非对称变形特征越明显,并与巷道两侧变形空间位置差异性相关;基于三维数值分析,获得了不同开采条件下缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征演化规律:随着掘进扰动煤柱宽度、开采扰动强度、煤层倾角、煤岩比例及采深的增加,缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形率依次呈现斜“S”型、波动下降型、“V”型、单峰型、平稳型变化;煤柱宽度为3～5m、煤层倾角为10°时,非对称变形率相对较小,而开采扰动强度、煤岩比例及采深越大,上下帮弧形三角煤区域的围岩变形量越大,非对称变形特征越明显,且围岩塑性区主要在巷道顶板及煤柱侧区域扩展。（6）为实现U型棚的高阻让压支护,改进了U型棚的卡缆限位结构并设计了其夹板防滑防崩断安全卡缆套装;基于现场煤岩分界面位置变化,研发了以提升棚索协同控制效应为主导的一种锚索锁棚结构;引入了一种基于“十”字型搅拌装置的软弱围岩锚索锚固增效方法,并对其进行了锚固增效验证试验;并以此提出了以煤柱合理宽度确定为主控手段,以“非对称预应力穿层锁棚锚索”为核心的“棚—索”协同锚护控制技术体系。（7）提出并建立了以矿用激光巷道断面检测仪和矿用锚索无损检测仪为主要检测手段的半煤岩巷非对称变形快速无损支护质量检测及评价体系,并进行了现场工业性试验,结果表明:掘采期间,巷道断面最大收缩率约为23%,最大非对称变形率为5.2%,锚索承载可靠,作用及时,巷道整体均匀协调变形,满足安全生产要求。
申荣[6]（2019）在《金凤煤矿大采高工作面沿空留巷技术研究与应用》文中认为随着煤矿开采高效集约化发展,无煤柱沿空留巷技术得到了广泛的应用,柔模混凝土支护技术有利于解决无煤柱护巷巷旁支护阻力低、可缩性差、密闭性差以及后期维护等问题,对于大采高工作面无煤柱开采具有重要意义。论文采用理论研究、数值模拟、实验分析和工程应用等方法,对金凤煤矿深部大采高沿空留巷技术进行了研究,结果表明:（1）大采高沿空留巷围岩变形速度和强度主要受综采工作面推进距离和回采动压影响,沿空留巷宽度和强度是决定围岩应力分布重要因素。沿空留巷补强和巷旁支护设计主要控制上覆岩层的前期运动,最大支护载荷主要控制顶板后期活动。（2）大采高工作面沿空留巷采用“锚、网、索、喷”支护,超前补强采用“一梁三柱”套棚和钢带支护;巷旁采用“架前铺网+悬梁π型钢梁+柔模混凝土墙体+木点柱”联合支护,柔模混凝土（模板规格:长×宽×高=3m×lm×3.5m）,配合比为水泥:砂:碎石:水:粉煤灰:外加剂=1:1.77:1.88:0.50:0.31:0.003,强度为C25;滞后补强采用“一梁三柱”套棚和木垛支护。（3）大采高工作面沿空留巷柔模混凝土墙体具有早期激增阻特性和较高抗压强度;巷道围岩变形呈现三个阶段特征:围岩初始小变形阶段（0-15m）,顶板比较稳定;围岩变化剧烈阶段（15-35m）,墙体和巷道围岩载荷增长较快,顶板变形剧烈;围岩变化趋于稳定阶段（50m以后）,墙体和巷道围岩载荷趋于平稳。论文研究成果在金凤煤矿011805工作面获得了成功应用,并创造了良好的技术经济效益。
周广[7]（2019）在《不同开采强度条件下采区巷道支护参数优化研究》文中研究说明支护参数优化研究是矿山开采研究的重要组成部分,关系到矿井的安全生产以及生产效益的高低,但是在复杂开采条件下尤其是软岩巷道的支护参数优化研究还不够完善,整条巷道采用统一的支护参数已经不符合煤矿未来的发展趋势,只有在不同开采强度下采取相对应的支护参数,尽可能最大地发挥支护体的作用,起到降本增效的作用,才能对矿山的科学发展提供技术支撑。本文研究重点研究不同开采强度下巷道支护参数优化问题,以棋盘井煤矿为依托,现在受市场经济环境的影响,去产能后矿井生产能力发生改变,开采强度减小,需要对I010908胶运顺槽进行支护参数优化,通过岩石力学参数实验、支护理论分析、数值模拟、现场监测等一系列研究对棋盘井煤矿I010908胶运顺槽支护参数进行了优化,确定了新的支护参数。形成的主要研究结果有:（1）通过力学参数实验测得了岩样的各项力学参数,并采用RMR岩体地质力学分类系统为基础的工程折减方法对岩石的力学参数进行工程折减,得到岩体力学参数表,为后续计算工作提供了数据支持。（2）对不同开采强度下围岩变形进行了模拟对比分析,发现开采强度越小围岩形变量越小,由此可知随着开采强度的降低,原有的支护参数必然过剩,继续使用必然造成支护成本的增加,因此应对支护参数进行优化。（3）分别对三种不同支护方案进行了数值模拟,分别得到了不同方案下巷道的围岩变形结果、以及应力分布规律,综合经济因素考虑通过对比分析确定I010908胶运顺槽巷道支护方案为方案三:顶板布置6根锚杆长度L=2m,间排距0.95m×0.95m,锚索长度L=7m,布置方式为每排2根,间排距2.2m×2.5m,两帮每帮布置4根锚杆,长度L=2m,间排距0.95m×0.95m,同时采用U型钢对超前扰动区域进行加强支护。（4）通过对实验巷道进行变形监测,发现巷道围岩实际位移变化量均大于数值模拟的结果,但是变形量大小也在合理变形范围之内,说明经过支护参数优化后的巷道可以满足正常的生产需求。
许见勇[8]（2019）在《罗花崖煤矿三软煤层巷道支护技术研究》文中指出在三软煤层中开掘和维护的巷道,其持续变形时间长、变形速度快、变形量大,长期以来,三软煤层巷道的支护问题一直是困扰生产的难题。本文基于罗花崖煤矿副斜井过三软岩层区段巷道支护问题,通过室内试验、现场监测、理论分析、数值模拟等手段对三软煤层巷道支护技术开展综合系统的研究。（1）通过现场采集煤岩样,开展单轴抗压、三轴抗压、巴西劈裂室内试验,获得了围岩各强度指标和变形指标,分析认为:巷道顶底板泥岩抵抗变形破坏能力较弱,峰值强度较低,属于典型的软岩。（2）通过对三软典型区域巷道进行现场监测,掌握了罗花崖煤矿巷道变形量大、变形持续时间长的变形规律;采用当量半径法将巷道直墙半圆形等效为圆形,推导出巷道围岩应力弹塑性解,计算得出罗花崖煤矿副斜井直墙半圆拱形巷道围岩应力分布;综合分析揭示了三软巷道变形机理:①随着围岩变形的持续增大,巷道围岩应力状态不断恶化,巷道两边墙的应力向底板转移,底板处的围岩进入塑性流动状态,底臌不断。②随着应力水平的增加,泥岩呈现出显着流变性,泥岩的变形进入加速蠕变阶段,最终变形量能够达到弹塑性变形量的3倍以上。（3）通过支护理论计算,提出锚网索+喷层+W形钢带支护和锚网喷+U29拱架联合支护两种支护优化方案,并利用PLAC3D开展原支护方案与支护优化方案的数值模拟对比分析。结果表明:较原支护方案,采用锚网喷+U29拱架支护方案的围岩底臌量减小了 56.7%,围岩应力和塑性破坏得到明显改善,塑性区体积减小了 52%,支护构件并没有过早地进入到极限状态。各指标表明,支护方案锚网喷+U29拱架联合支护对围岩应力的控制效果最好。（4）对优化后的支护方案进行工程应用,利用高精度全站仪对巷道进行变形监测,监测结果表明:巷道两帮最大收敛变形量为90mm,顶板最大下沉量为36mm,底膨量为32mm,巷道变形得到了有效的控制,支护优化效果显着。
王伟光[9]（2019）在《特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究》文中研究表明为解决特厚煤层大断面开切眼区域性锚固失效和顶煤离层错动导致的矿压控制难题,研发了能够有效提高锚固剂安装效率和锚固安全性的推引锚固装置,并结合锚索桁架复向控制机理和错称式布置方法,系统开展了特厚煤层大断面开切眼锚固安全性及支护可靠性研究。主要研究结论概述如下:（1）现场调研同忻矿8209工作面特厚煤层大断面开切眼锚固失效现状和离层错动现状,完成煤岩样采集测试及结果分析,得出:8209工作面3-5号煤基本质量分级为Ⅴ级,属于破碎煤层,极易发生离层和塌孔现象;顶板中粗砂岩基本质量分级为Ⅱ级,完整性较好,属于坚固稳定岩层;顶煤破碎是特厚煤层大断面开切眼锚固剂安装困难和锚固失效几率增大的主要原因。（2）研发了以推引底盘和U型卡夹为核心组件的推引锚固装置,阐明了其“推”与“引”同向叠加施力作用机制,明确了推引底盘防止锚固剂提前破损功能和U型卡夹推引导向功能,实验室开展不同厚度推引底盘力学性能测试,得出其合理取值范围为0.4～0.5mm。（3）对比分析了推引锚固和无约束推送两种安装工艺锚固剂钻孔内受力状态,得出推引锚固安装工艺推送力表达式:无约束推送安装工艺推送力表达式:推引锚固安装工艺,锚索推送力约等于锚固剂自重,明显小于传统无约束推送安装工艺锚索推送力。（4）设计了推引锚固离层和塌孔通过能力相似模拟实验方案,定量分析了推引锚固离层和塌孔通过能力:推引锚固能够显着提高锚固剂钻孔内刚度,减小推送阻力而增强通过能力,实验条件下推引锚固能够顺利通过300mm模拟离层间距,且具有一定的塌孔疏通能力。（5）针对特厚煤层大断面开切眼离层错动（铅垂离层和水平错动）变形破坏特征,采用能够同时提供铅垂预应力和水平预应力的锚索桁架结构进行复向主动支护,使得锚固岩梁中心轴下移,更大范围锚固体处于受压应力状态,提高了锚固体的自承能力和抗变形破坏能力。（6）采用预应力增量理论计算了锚索桁架支护条件下顶板反向挠度的变化规律,高预应力锚索桁架支护后顶板挠度有效降低,顶板下沉量计算公式为:锚索桁架支护,一方面锚固区岩层承受的力矩由于受锚索预应力的作用而降低,另一方面,由于锚索的锚固点不受顶板离层的影响,巷道肩窝位置锚索对锚固岩梁的作用力随着闭锁结构的加强而增大,从而进一步抵消了重力作用的力矩,降低了锚固岩梁的挠度。（7）建立了锚索桁架凹槽形支护结构模型,阐述了其强闭锁结构支护理论,力学计算得出桁架锚索拉应力计算式:衍架锚索初始预应力表达式:（8）针对特厚煤层大断面开切眼两次独立掘进容易导致掘进断面交界位置无支护、支护强度减弱或无法形成整体性连续支护结构的问题,提出了特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称式布置方法,此方法显着降低了两次掘巷的独立性,且有利于在两次掘巷交界线位置形成顶板连续承载结构,形成特厚煤层大断面开切眼的整体支护模式。（9）建立了特厚煤层大断面开切眼锚固支护FLAC3D数值计算模型,对锚索析架不同跨度、不同长度、不同倾角及不同孔口帮距条件下围岩应力场、位移场和塑性破坏区范围进行了多方案模拟计算,得到桁架锚索错称布置关键支护参数如下:桁架锚索跨度为2.1m,长度为9m,角度为10°。（10）建立特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型,其离散化处理后的表达式为:离散化处理使得“共因失效”计算模型具有统计学的内涵,工程实践中可通过现场拉拔试验定量计算系统失效概率。（11）以200kN为拉拔试验极限值,同忻矿50m试验段和50m非试验段锚索抽样拉拔“共因失效”计算结果为:试验段锚固支护98%可靠度比非试验段79%可靠度高出19个百分点,表明推引锚固和复向控制可有效提高特厚煤层大断面开切眼的支护可靠性。
孙少将[10]（2018）在《深部复杂应力巷道围岩松动圈探测及支护对策研究》文中研究说明深部岩层地应力高、构造复杂、地质层理裂隙发育,造成深部复杂应力巷道围岩控制困难。为探寻深部复杂应力巷道围岩控制对策,本文以华恒矿业为工程背景,通过基础理论分析、地质探测和现场工程实践等研究方法,推导计算巷道围岩在复杂应力场中的弹塑性解,分析巷道围岩松动圈的发育范围,选取锚网支护参数,并验证其合理性。主要研究内容如下:（1）通过理论研究巷道在复杂应力场中围岩变形的弹塑性解,分析埋深、侧压系数、初始支护力及岩石残余强度对巷道围岩表面位移及塑性区范围的影响,为复杂应力巷道支护参数的选取提供理论指导。（2）采用美国SIR-3000便携式地质雷达,结合现场施工环境、地质条件及探测精度要求,对华恒矿业巷道围岩的松动圈范围进行探测。结果显示,巷道顶板、两帮和底板的松动圈范围分别为2.1-2.4m、2.0-2.4m和2.2-2.4m,多条巷道局部达到2.3-2.6m;进而确定锚杆长度为2.8m。巷道围岩松动圈范围为复杂应力巷道支护参数的选取提供直接依据。（3）综合复杂应力巷道弹塑性分析、围岩松动圈探测及理论计算公式,确定巷道支护参数。通过巷道围岩离层观测、顶底板变形、两帮变形及锚杆受力分析锚网支护参数的合理性。监测期间,巷道顶板离层量变化不大;巷道顶底板和两帮相对移近量均未超过700mm,围岩变形破坏得到有效控制。（4）论文通过对深部复杂应力巷道围岩弹塑性力学分析,获得了埋深、侧压系数、初始支护力及岩石残余强度对巷道围岩表面位移及塑性区范围的影响,为复杂应力巷道围岩的支护方案提供理论依据;并基于巷道围岩弹塑性分析和围岩松动圈探测,确定了深部复杂应力巷道支护参数及支护方案,获得了较好的支护效果。
二、用锚网索喷梁联合支护技术处理斜井大冒落（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、用锚网索喷梁联合支护技术处理斜井大冒落（论文提纲范文）
（1）梨园河煤矿212皮带下山锚网索喷联合支护技术（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 巷道布置和巷道净断面设计 |
| 2 设计锚索支护参数 |
| 2.1 锚索支护技术 |
| 2.2 依据单体锚杆悬吊作用计算锚杆参数 |
| 2.2.1 顶锚杆长度 |
| 2.2.2 顶锚杆直径 |
| 2.2.3 锚杆间排距 |
| 2.3 依据单体锚索悬吊作用计算锚索支护参数 |
| 2.3.1 锚索长度 |
| 2.3.2 锚索间排距的确定 |
| 3 支护参数的确定 |
| 3.1 顶板支护 |
| 3.2 巷帮支护 |
| 3.3 临时支护 |
| 4 施工工艺 |
| 5 矿压观测 |
| 5.1 观测内容及方法 |
| 5.2 顶板离层监测 |
| 6 结论 |
（2）袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究的背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深部巷道围岩稳定控制研究现状 |
| 1.2.2 深部巷道相关理论研究现状 |
| 1.2.3 深部巷道相关技术研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容与方法及技术路线 |
| 1.4.1 研究内容与方法 |
| 1.4.2 技术路线图 |
| 第二章 工程概况与围岩力学参数测定 |
| 2.1 地质概况 |
| 2.2 工程概况 |
| 2.3 工程实测 |
| 2.3.1 巷道位移测量 |
| 2.3.2 多点位移计观测法 |
| 2.3.3 锚杆(索)承载测量 |
| 2.3.4 松动破碎测量 |
| 2.4 巷道围岩力学性质测定 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 深部巷道围岩破坏特征及锚杆支护理论设计方法 |
| 3.1 巷道围岩变形破坏特征 |
| 3.2 巷道围岩基本破坏形态 |
| 3.2.1 围岩拉裂破坏 |
| 3.2.2 围岩剪切破坏 |
| 3.3 深部巷道围岩变形破坏的主客观因素影响 |
| 3.4.1 客观影响因素 |
| 3.4.2 主观影响因素 |
| 3.4 锚杆支护理论 |
| 3.5 锚杆支护形式及设计方法 |
| 3.5.1 支护形式的选择与应用 |
| 3.5.2 支护设计方法 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 数值计算模型的建立 |
| 4.1 关于FLAC 3D |
| 4.2 建立数值模型的过程 |
| 4.2.1 数值模型建立的原则 |
| 4.2.2 边界条件 |
| 4.2.3 本构模型的选取及参数测定 |
| 4.2.4 建立数值模型 |
| 4.2.5 锚杆(索)的模拟过程 |
| 4.3 围岩稳定性分析方法 |
| 4.3.1 围岩位移量的分析 |
| 4.3.2 围岩位移梯度的分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 深部圆形巷道合理支护形式及参数选择 |
| 5.1 不同岩性巷道围岩变形破碎随埋深变化 |
| 5.1.1 数值计算模型 |
| 5.1.2 不同岩性巷道围岩松动破碎范围随埋深变化 |
| 5.1.3 数值计算结果及分析 |
| 5.2 不同锚杆支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.1 不同锚杆长度支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.2 不同锚杆间排距支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.3 关键部位布置锚索 |
| 5.3 巷道围岩初期稳定性判别 |
| 5.4 不同围岩岩性圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.1 巷道围岩岩性泥质砂岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.2 巷道围岩岩性砂岩泥岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.3 巷道围岩岩性泥岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（3）平顶山矿区典型深井巷道围岩内外承载协同控制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状与存在不足 |
| 1.3 研究目标和内容 |
| 1.4 主要创新点 |
| 2 矿区典型深井巷道工程地质特征 |
| 2.1 生产条件与地质特征 |
| 2.2 典型巷道围岩结构与力学特性 |
| 2.3 围岩蠕变特性 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 深井巷道围岩承载特性演化特征 |
| 3.1 围岩强度时空演化特征原位实测 |
| 3.2 深井巷道围岩应力演变规律 |
| 3.3 深井巷道围岩变形特征 |
| 3.4 深井巷道围岩承载特性 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 深井巷道围岩内外承载协同控制机理 |
| 4.1 内外承载结构协同控制理念及力学模型 |
| 4.2 巷道围岩内外承载“三协同”作用机理 |
| 4.3 巷道围岩协同控制支护强度与时机 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 深井巷道围岩内外承载协同控制技术 |
| 5.1 平顶山矿区巷道围岩稳定影响因素及分类 |
| 5.2 不同支护方式下内外承载结构演变特征 |
| 5.3 深井巷道围岩协同承载控制思路与对策 |
| 5.4 内外承载结构协同控制效果 |
| 5.5 围岩内外协同承载控制效果评价方法及技术体系 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 深井巷道围岩内外承载协同控制工业性试验 |
| 6.1 平煤一矿千米埋深复合型巷道协同控制方案及应用 |
| 6.2 平煤四矿低强度型巷道协同控制方案及应用 |
| 6.3 平煤四矿高应力型巷道协同支护方案及应用 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 主要结论与展望 |
| 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 |
（4）侏罗系弱胶结软岩巷道变形失稳机制及应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题的背景和意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 弱胶结软岩物理力学性质研究现状 |
| 1.2.2 弱胶结软岩巷道变形失稳机制研究 |
| 1.2.3 弱胶结软岩巷道支护理论与控制技术研究 |
| 1.3 研究现状评述及存在的问题 |
| 1.4 研究内容、方法与技术路线 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法和技术路线 |
| 2 弱胶结软岩物理力学特性与巷道宏观失稳特征研究 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.2 岩体基本物理力学特性分析 |
| 2.2.1 试件选取和加工 |
| 2.2.2 岩石物理特性分析 |
| 2.2.3 岩石力学特性分析 |
| 2.3 巷道宏观失稳特征分析 |
| 2.3.1 顶板围岩离层特征 |
| 2.3.2 冒落区宏观失稳特征 |
| 2.3.3 巷道围岩宏观失稳原因分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 弱胶结软岩本构模型与参数辨识研究 |
| 3.1 损伤力学理论基础 |
| 3.1.1 岩石损伤变量理论基础 |
| 3.1.2 岩石屈服准则 |
| 3.1.3 岩石损伤脆塑性损伤模型 |
| 3.2 弱胶结软岩本构模型建立 |
| 3.2.1 岩石损伤本构模型的建立 |
| 3.2.2 岩石损伤本构模型的参数确定 |
| 3.3 弱胶结软岩本构模型参数辨识及验证 |
| 3.3.1 岩石参数取值 |
| 3.3.2 Hoek-Brown参数辨识及对模型的影响 |
| 3.3.3 Weibull参数辨识及对模型的影响 |
| 3.3.4 残余强度对模型的影响 |
| 3.3.5 模型的验证 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 弱胶结软岩巷道变形失稳机制力学分析 |
| 4.1 巷道顶板离层机理分析 |
| 4.1.1 巷道顶板岩梁内力分析 |
| 4.1.2 巷道顶板离层失稳原因 |
| 4.2 巷道顶板冒落力学分析 |
| 4.2.1 裂隙尖端应力场分析 |
| 4.2.2 复合断裂准则 |
| 4.2.3 巷道顶板裂隙扩展参数分析 |
| 4.2.4 巷道顶板失稳机制分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 弱胶结软岩巷道围岩变形演化规律数值模拟分析 |
| 5.1 层理结构面对煤巷围岩稳定性影响 |
| 5.1.1 层理结构面对围岩应力场演化规律 |
| 5.1.2 层理结构面对围岩塑性区演化规律 |
| 5.1.3 层理结构面对围岩位移场演化规律 |
| 5.2 侧压力系数对巷道围岩稳定性影响 |
| 5.2.1 侧压力系数对围岩应力场演化规律 |
| 5.2.2 侧压力系数对围岩塑性区演化规律 |
| 5.2.3 侧压力系数对围岩位移场演化规律 |
| 5.3 断面形式对煤巷围岩稳定性影响 |
| 5.3.1 断面形式对围岩应力场演化规律 |
| 5.3.2 断面形式对围岩塑性区演化规律 |
| 5.3.3 断面形式对围岩位移场演化规律 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 弱胶结软岩巷道变形失稳物理模拟 |
| 6.1 试验模型设计 |
| 6.1.1 试验目的 |
| 6.1.2 试验过程 |
| 6.2 试验结果对比分析 |
| 6.2.1 常规支护方案分析 |
| 6.2.2 第二种支护方案分析 |
| 6.2.3 对比分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 弱胶结软岩巷道围岩控制及工程应用 |
| 7.1 巷道围岩控制技术研究 |
| 7.1.1 试验巷道工程概况 |
| 7.1.2 巷道围岩支护方案 |
| 7.2 试验巷道支护效果评价 |
| 7.2.1 矿压监测方案 |
| 7.2.2 支护方案评价 |
| 7.3 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（5）缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 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 沿空掘巷围岩变形机理及控制技术研究现状 |
| 1.2.2 半煤岩巷围岩变形机理及控制技术研究现状 |
| 1.2.3 贵州省煤矿巷道支护技术研究现状 |
| 1.2.4 存在的不足 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究方法与技术路线 |
| 2 沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征及力学测试 |
| 2.1 工程地质 |
| 2.2 沿空半煤岩巷非对称变形与支护体失效特征 |
| 2.2.1 沿空半煤岩巷围岩非对称变形特征 |
| 2.2.2 支护体失效特征 |
| 2.3 沿空半煤岩巷围岩物理力学及矿物特性测试 |
| 2.3.1 点荷载强度指数 |
| 2.3.2 岩石耐崩解性指数 |
| 2.3.3 坚固性系数 |
| 2.3.4 岩石风化及水理特性 |
| 2.3.5 围岩矿物特性 |
| 2.4 支护体失效力学分析 |
| 2.4.1 锚网索支护失效力学分析 |
| 2.4.2 U型钢支护失效力学分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏试验 |
| 3.1 物理相似模拟试验台改进 |
| 3.1.1 现有试验台概况及存在问题 |
| 3.1.2 改进方案 |
| 3.2 试验模型设计及数据采集 |
| 3.2.1 相似条件和相似材料 |
| 3.2.2 模型铺设及加载 |
| 3.2.3 试验方案 |
| 3.2.4 数据采集 |
| 3.3 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.3.1 掘进扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.3.2 回采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.4 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.4.1 掘进扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.4.2 回采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏力学机理 |
| 4.1 煤岩分界面应力分布特征 |
| 4.2 煤岩分界面滑移错动非对称变形机理及其定量表征 |
| 4.2.1 煤岩分界面滑移错动非对称变形机理 |
| 4.2.2 非对称变形定量表征 |
| 4.3 基本顶断裂位置及关键块失稳对半煤岩巷非对称变形的影响分析 |
| 4.3.1 基本顶断裂位置对半煤岩巷非对称变形的影响分析 |
| 4.3.2 基本顶破断关键块失稳对巷道非对称变形的影响分析 |
| 4.4 窄煤柱宽度留设力学分析及实测研究 |
| 4.4.1 窄煤柱宽度留设力学分析 |
| 4.4.2 基本顶断裂位置实测研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 不同开采条件下沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.1 数值分析方案 |
| 5.2 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.2.1 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 5.2.2 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.2.3 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.3 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.3.1 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 5.3.2 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.3.3 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.4 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的倾角效应 |
| 5.4.1 不同倾角下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.4.2 不同倾角下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.5 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的煤岩比例效应 |
| 5.5.1 不同煤岩比例下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.5.2 不同煤岩比例下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.6 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的采深效应 |
| 5.6.1 不同采深下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.6.2 不同采深下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.7 本章小结 |
| 6 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩控制技术体系及评价 |
| 6.1 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形控制技术体系 |
| 6.2 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩非对称变形控制关键技术 |
| 6.2.1 限位卡缆U型棚壁后充填高阻让压支护技术 |
| 6.2.2 非对称预应力穿层锁棚锚索支护技术 |
| 6.2.3 软弱围岩锚索锚固增效方法 |
| 6.3 非对称变形快速无损检测及支护效果评价 |
| 6.3.1 非对称变形激光检测 |
| 6.3.2 锚索轴力无损检测 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 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 |
| 作者简介 |
（6）金凤煤矿大采高工作面沿空留巷技术研究与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景、意义 |
| 1.2 沿空留巷技术研究和发展现状 |
| 1.2.1 沿空留巷围岩稳定机理研究现状 |
| 1.2.2 沿空留巷支护技术研究现状 |
| 1.2.3 沿空留巷巷旁支护材料及工艺研究现状 |
| 1.3 沿空留巷技术优势和存在的问题 |
| 1.4 研究内容及方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 2 大采高工作面沿空留巷围岩应力分布与变形规律 |
| 2.1 大采高沿空留巷围岩应力分布规律 |
| 2.2 巷道生产与技术条件 |
| 2.2.1 矿井概况及地质条件 |
| 2.2.2 矿井生产系统 |
| 2.2.3 煤岩层赋层状况 |
| 2.2.4 煤层及顶底板情况 |
| 2.2.5 地质构造情况 |
| 2.2.6 水文地质情况 |
| 2.2.7 影响回采的其他地质情况 |
| 2.2.8 采煤方法、工艺流程及设备配套 |
| 2.2.9 工作面巷道布置 |
| 2.3 沿空留巷围岩变形规律 |
| 2.3.1 围岩变形规律理论研究 |
| 2.3.2 沿空留巷巷旁支护阻力计算 |
| 2.3.3 沿空留巷期间围岩变形特征 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 大采高工作面沿空留巷围岩控制技术研究 |
| 3.1 大采高工作面沿空留巷理论分析 |
| 3.2 巷内支护形式及参数确定 |
| 3.2.1 锚杆支护参数确定 |
| 3.2.2 锚索支护参数确定 |
| 3.3 巷旁支护形式及参数确定 |
| 3.3.1 支护材料的选择 |
| 3.3.2 柔性混凝土模板宽度的确定 |
| 3.3.3 柔模混凝土加固技术 |
| 3.3.4 柔模混凝土泵注、运输设备机组 |
| 3.3.5 柔模混凝土施工材料 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 大采高工作面沿空留巷工程应用 |
| 4.1 大采高工作面沿空留巷支护方案与参数确定 |
| 4.2 其他系统配置 |
| 4.3 施工工艺及流程 |
| 4.4 沿空留巷矿压观测 |
| 4.4.1 沿空留巷矿压监测内容及方法 |
| 4.4.2 监测结果及其分析 |
| 4.5 柔模混凝土沿空留巷实施效果及过程优化 |
| 4.6 沿空留巷成本预算及经济社会效益 |
| 4.6.1 成本预算 |
| 4.6.2 经济社会效益 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
（7）不同开采强度条件下采区巷道支护参数优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 研究目的及意义 |
| 1.3 国内外研究现状与存在的问题 |
| 1.3.1 国外支护研究现状 |
| 1.3.2 国内支护研究现状 |
| 1.3.3 支护理论的发展 |
| 1.3.4 存在的问题 |
| 1.4 研究方法及技术路线 |
| 1.4.1 研究方法 |
| 1.4.2 主要研究内容 |
| 1.4.3 创新点 |
| 1.4.4 技术路线 |
| 1.5 预期目标 |
| 2 矿区工程背景及采区巷道煤岩体力学参数测试 |
| 2.1 前言 |
| 2.2 工作面概况 |
| 2.3 岩石工程地质特征论述 |
| 2.3.1 煤层顶底板岩石的工程地质特征 |
| 2.3.2 岩石与岩体质量评述 |
| 2.3.3 断层特征及岩体稳定性评述 |
| 2.3.4 井田工程地质勘查类型 |
| 2.4 煤岩体力学参数测试分析的目的及意义 |
| 2.5 煤岩体实验样本选取 |
| 2.6 煤岩体物理力学测试 |
| 2.7 岩石力学参数工程折减 |
| 2.8 本章小结 |
| 3 巷道原有支护方案及支护理论分析与计算 |
| 3.1 巷道原有支护参数 |
| 3.2 网喷支护作用机理分析 |
| 3.3 锚杆支护作用机理分析及理论计算 |
| 3.3.1 锚杆支护作用机理分析 |
| 3.3.2 顶板锚杆锚固长度与锚固力的确定 |
| 3.3.3 两帮锚杆锚固长度与锚固力的确定 |
| 3.3.4 锚杆长度及间排距计算 |
| 3.4 锚索支护作用机理分析与计算 |
| 3.4.1 锚索支护作用机理分析 |
| 3.4.2 锚索的锚固长度与锚固力的确定 |
| 3.4.3 锚索间排距计算 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 数值模拟及巷道支护参数优化 |
| 4.1 Flac3D数值模拟软件简介 |
| 4.2 数值模型的建立及模拟方案 |
| 4.2.1 前言 |
| 4.2.2 建立模型 |
| 4.2.3 初始应力及边界条件 |
| 4.3 0913 工作面超前支承应力分布规律 |
| 4.4 不同采动强度下巷道围岩位移变化 |
| 4.5 支护参数优化 |
| 4.5.1 支护方案 |
| 4.5.2 方案一支护下巷道变形特征 |
| 4.5.3 方案二支护下巷道变形特征 |
| 4.5.4 方案三支护下巷道变形特征 |
| 4.6 三种支护方案下围岩位移变化 |
| 4.7 加强支护 |
| 4.8 确定巷道支护方案 |
| 4.9 本章小结 |
| 5 I010908 胶运顺槽变形监测 |
| 5.1 监测内容 |
| 5.2 监测方法及监测点布置 |
| 5.2.1 巷道表面位移 |
| 5.2.2 顶板离层 |
| 5.3 矿压监测结果分析 |
| 5.4 监测结果和数值模拟结果分析比较 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 在学研究成果 |
| 致谢 |
（8）罗花崖煤矿三软煤层巷道支护技术研究（论文提纲范文）
| 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 主要研究内容及方法 |
| 2 工程概况及围岩力学试验 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.2 围岩力学试验 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 三软煤层巷道变形监测及机理分析 |
| 3.1 巷道原支护方案及破坏情况 |
| 3.2 巷道变形监测 |
| 3.3 围岩变形力学分析 |
| 3.4 软岩巷道围岩变形机理分析 |
| 3.5 软岩巷道围岩流变变形机理 |
| 3.6 巷道变形因素分析 |
| 3.7 本章小结 |
| 4 支护优化方案设计及数值模拟 |
| 4.1 巷道支护方案优化设计 |
| 4.2 支护方案数值模拟对比分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 工程应用及效果评价 |
| 5.1 工程应用 |
| 5.2 变形监测及效果评价 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
| 学位论文数据集 |
（9）特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 问题的提出 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 锚固剂安装工艺与技术研究现状 |
| 1.2.2 锚杆(索)支护理论研究现状 |
| 1.2.3 大断面巷道围岩控制理论与技术研究现状 |
| 1.3 本文主要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 特厚煤层大断面开切眼地质生产条件及锚固支护现状 |
| 2.1 矿井地质生产概况 |
| 2.1.1 井田地质特征 |
| 2.1.2 矿井生产概况 |
| 2.2 8209开切眼顶板煤岩样力学参数测试与岩性评价 |
| 2.2.1 煤岩样密度试验 |
| 2.2.2 煤岩样岩石力学试验 |
| 2.2.3 煤层及顶板岩体性质评价 |
| 2.3 特厚煤层大断面开切眼锚固支护现状 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 推引锚固研发设计及其离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
| 3.1 现有锚固剂安装工艺存在问题与改进方向 |
| 3.1.1 无约束整体推送存在问题 |
| 3.1.2 分次推送存在问题 |
| 3.2 推引锚固装置的研发与试制 |
| 3.2.1 防破损装置——推引底盘的研发试制 |
| 3.2.2 导向装置——U型卡夹的研发试制 |
| 3.3 推引锚固与无约束推送锚固力学分析 |
| 3.3.1 不同锚固工艺锚固剂推送阻力对比分析 |
| 3.3.2 推引锚固安装效率与锚固安全性分析 |
| 3.4 推引锚固离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
| 3.4.1 相似模拟试验方案设计 |
| 3.4.2 锚固剂钻孔内推送形态模拟 |
| 3.4.3 推引锚固离层通过能力测定 |
| 3.4.4 推引锚固塌孔通过能力测定 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 高预应力锚索桁架复向控制理论及错称支护机理 |
| 4.1 高预应力锚索桁架复向控制理论 |
| 4.1.1 锚索桁架锚固岩梁中性轴下移理论 |
| 4.1.2 基于预应力增量的锚索桁架作用机理 |
| 4.1.3 锚索桁架凹槽形支护结构理论 |
| 4.2 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
| 4.2.1 特厚煤层大断面开切眼两次独立掘巷支护关联性分析 |
| 4.2.2 大断面开切眼锚索桁架错称布置形式 |
| 4.2.3 大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制参数设计 |
| 5.1 特厚煤层大断面开切眼数值建模与方案设计 |
| 5.2 锚索桁架错称支护关键参数数值计算 |
| 5.2.1 锚杆排距与孔口帮距的数值计算 |
| 5.2.2 桁架锚索长度和角度的数值计算 |
| 5.2.3 锚索桁架跨度和布置方式的数值计算 |
| 5.3 8209特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制方案 |
| 5.3.1 复向控制方案具体参数 |
| 5.3.2 围岩控制效果数值模拟分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制工程实践 |
| 6.1 推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型 |
| 6.2 推引锚固与复向控制现场工程实践 |
| 6.2.1 推引锚固现场施工工艺 |
| 6.2.2 初掘小切眼(第一横锚索桁架错称支护现场施工方案 |
| 6.2.3 扩帮部分(第二横)锚索桁架错称支护现场施工方案 |
| 6.3 推引锚固与锚索桁架复向控制安全性分析 |
| 6.3.1 基于锚索拉拔试验的锚固安全性分析 |
| 6.3.2 基于“共因失效”计算模型的支护安全性分析 |
| 6.4 推引锚固与复向控制现场矿压观测 |
| 6.4.1 顶板离层现场观测 |
| 6.4.2 表面位移观测 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 研究取得的成果 |
| 7.2 论文创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（10）深部复杂应力巷道围岩松动圈探测及支护对策研究（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 |
| 1.3 主要研究内容 |
| 1.4 技术路线 |
| 2 工程概况 |
| 2.1 采区基本情况 |
| 2.2 煤(岩)层产状及赋存情况 |
| 2.3 煤层瓦斯赋存规律及储量 |
| 2.4 水文地质条件 |
| 2.5 -1000m水平复杂应力巷道变形问题 |
| 2.6 总结 |
| 3 深部复杂应力巷道围岩变形力学分析 |
| 3.1 深部复杂应力巷道围岩力学模型 |
| 3.2 基本方程与理论 |
| 3.3 深部复杂应力巷道围岩弹塑性力学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 巷道围岩松动圈探测分析 |
| 4.1 探测背景 |
| 4.2 地质雷达探测原理和方法 |
| 4.3 测点探测结果及数据分析 |
| 4.4 探测数据分析与支护参数选取 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 工程应用及效果观测 |
| 5.1 巷道支护参数设计 |
| 5.2 巷道支护方案 |
| 5.3 巷道离层、变形和锚杆索受力监测 |
| 5.4 现场支护管理方案 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 结论及展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 论文展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
四、用锚网索喷梁联合支护技术处理斜井大冒落（论文参考文献）
- [1]梨园河煤矿212皮带下山锚网索喷联合支护技术[J]. 李军. 陕西煤炭, 2021(03)
- [2]袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择[D]. 杜瑞. 安徽建筑大学, 2021(08)
- [3]平顶山矿区典型深井巷道围岩内外承载协同控制研究[D]. 黄庆显. 中国矿业大学, 2021(02)
- [4]侏罗系弱胶结软岩巷道变形失稳机制及应用研究[D]. 蔡金龙. 安徽理工大学, 2020(07)
- [5]缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术[D]. 高林. 中国矿业大学(北京), 2020
- [6]金凤煤矿大采高工作面沿空留巷技术研究与应用[D]. 申荣. 西安科技大学, 2019(01)
- [7]不同开采强度条件下采区巷道支护参数优化研究[D]. 周广. 内蒙古科技大学, 2019(03)
- [8]罗花崖煤矿三软煤层巷道支护技术研究[D]. 许见勇. 山东科技大学, 2019(05)
- [9]特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究[D]. 王伟光. 中国矿业大学(北京), 2019
- [10]深部复杂应力巷道围岩松动圈探测及支护对策研究[D]. 孙少将. 山东科技大学, 2018(03)