一、大倾角煤巷锚杆支护技术的应用（论文文献综述）
谢正正[1]（2020）在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中进行了进一步梳理随着国家煤炭开采重心向资源禀赋好、开采条件好的西部地区转移,这一地区深部开采已成必然趋势。基于工程因素的考虑,煤巷高度一般小于工作面采高,造成煤岩复合顶板巷道在我国西部,尤其是鄂尔多斯地区越来越常见。由于深部煤层强度低、节理发育,造成煤层碎胀变形严重,顶煤易与直接顶产生离层变形,且煤帮易发生大范围劈裂破坏,给巷道维控带来极大困难。与此同时,西部地区采煤装备的迅速发展全面推进了综采技术的进度,而对应的综掘技术发展相对滞后,采掘接续高度紧张,再次加重了煤巷的控制难度。所以煤岩复合顶板巷道控制难度大、掘进效率低的问题一直困扰着西部地区矿井的安全高效生产,研究深部巷道煤岩复合顶板变形破坏机理及高效控制技术,对破解围岩控制和掘进效率相制约的难题具有重大意义。本文主要以西部地区葫芦素煤矿煤岩复合顶板巷道为工程背景,针对巷道安全性差和支护效率低的科学问题,采用现场实测、实验室实验、数值计算、理论分析、相似模拟、材料研发和现场试验相结合的研究方法,多角度分析了煤岩复合顶板分层渐进垮冒规律,揭示了煤岩复合顶板厚层跨界锚固机理,阐明了复合顶板厚层锚固系统承载和破坏机制,创新了煤岩复合顶板跨界长锚固柔化结构,取得如下主要研究成果:（1）揭示了煤岩复合顶板巷道变形破坏特征。通过现场测试分析,最大水平主应力高达22.33 MPa,煤层和直接顶孔裂隙发育,尤其是煤层分布着大量横纵交错的微裂隙,造成煤体和直接顶抗压强度仅为10.8 MPa和32.1 MPa,是煤岩复合顶板离层破坏的内在原因;巷道跨度为5.4 m、锚杆初锚力仅为26 k N,锚杆锚固深度为2.1 m,无法遏制巷道围岩的初始变形和后期持续变形,是煤岩复合顶板巷道变形失稳的外在原因。（2）阐明了煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程。由实验室实验分析,随着煤样高度增加,组合试样应变增高区范围越大,发生局部应变突变的可能越大,使得试样的力学性能参数越小。能量耗散过程证明了能量演化以弹性应变能为主,占总能量的81%～98.3%,当超过峰值强度这一关键节点后,煤样弹性应变能迅速释放,促使岩样在交界面萌生裂隙,并进一步引起裂隙的扩展与贯通,造成组合试样的拉剪破坏。解析了巷道开挖释放的弹性变形能是浅部顶煤变形与裂隙发育的主要因素,及时强力支护可使微裂隙重新闭实,遏制消耗能的增加,恢复巷道围岩相对的能量平衡。（3）发现了应力释放过程中煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律。由离散元模拟分析,随着应力逐渐释放,煤岩复合顶板变形呈阶段性渐进增长,顶煤最先离层断裂,后引起直接顶分层破坏,顶板最终呈“三角”型整体垮冒,揭示了顶煤是诱发围岩发生整体性变形和渐进失稳的主要因素,指出了抑制顶煤裂隙扩展与贯通是控制煤岩复合顶板渐进破坏的关键;同时阐明了围岩变形量和顶板裂隙数量与煤层厚度具有较强的正相关,顶煤厚度变厚加大了巷道的控制难度。（4）解析了煤岩复合顶板厚层跨界锚固原理。根据模拟计算分析,锚杆长度的增加根本上改变了顶板变形方式,由大范围“三角”型断裂式下沉变为小范围“圆弧”型均匀式下沉;同时缩小了裂隙扩展范围,由广泛分布在锚杆锚固区内外,再到最深分布在锚杆端头区域,最后仅存在于锚杆锚固区浅部;揭示了锚杆端头损伤区随着锚杆长度增加发生上移并渐进弱化的厚层跨界锚固原理。（5）研发了顶板厚层锚固系统并提出了跨界长锚固技术。根据理论分析,利用长锚杆在顶板构建水平、垂直方向上均能实现应力连续传递的厚层稳态岩梁,这是厚层锚固系统的内涵,具有抗弯刚度大、裂隙化程度低和锚杆支护效率高的特点;验证了厚层跨界锚固下强力护表可有效抑制张拉裂隙的数量,由占比34.9%降低至20.5%,顶板应力实现连续化传递,同时缓解作用到煤帮的压力,双向优化顶帮控制,有利于巷道长期稳定。（6）确定了煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制。由相似模拟分析,高预应力柔性长锚杆构建了高强度和高刚度的顶板厚层锚固结构,充分调动顶板更深处围岩参与承载,降低了顶板应力释放幅度,提高了巷道抗变形能力;锚杆初始预紧力越高,锚杆反应越灵敏,对围岩的支护作用越及时,进而抑制裂隙的扩展。经冲击动载实验表明,顶板薄层锚固结构被强动载瞬间冲垮,呈整体“刀切”型破坏,而厚层锚固结构具有较强的抗冲击特性,其巷帮先被冲垮带动顶板发生“扇形”整体性下沉,围岩完整性得到有效保持,确保了煤巷的安全。（7）研制了不受巷高限制且实现旋转式快速安装的柔性锚杆。经多工况实验分析,确定了影响柔性锚杆力学性能的锁紧套管参数,锚杆峰值力超过330 k N,延伸率达到5%,具有良好的承载能力和延展性能;揭示了柔性锚杆在长期载荷和循环载荷作用下的力学特征和破坏机制,验证了柔性锚杆在不同淋水环境、不同安装角度等特殊井下环境的可靠性,并在三种复杂条件巷道中进行了推广应用。（8）在葫芦素和门克庆煤矿两个典型煤岩复合顶板巷道中开展厚层锚固系统的工程验证,巷道掘进速度提高了60%,尤其是门克庆煤矿,创下了深井大断面煤岩复合顶板巷道单巷单排单循环月进1040 m的掘进纪录;同时,显着提升了巷道控制效果,将顶板裂隙降至0.8 m以内,煤帮变形也得到根本改善,为类似条件巷道的推广应用提供了有力参考。该论文有图159幅,表28个,参考文献175篇。
刘振云[2]（2020）在《张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究》文中指出陕北矿区煤层赋存条件较好,浅埋煤层煤巷锚杆支护有较明显的富裕系数。目前煤巷支护成本居高不下。以张家峁煤矿4-2煤层14204工作面为研究对象,通过现场实测、物理模拟、数值计算和理论分析相结合的方法,对4-2煤层煤巷锚杆支护参数进行优化研究,为生产实践提供理论指导和实践价值。通过现场获取岩样和实验室测定,得出张家峁煤矿4-2煤层的基本物理力学参数,根据顶板稳定性分级的结果,4-2煤层顶板为II类顶板;对现有4-2煤层顺槽收敛量和表面观测结果得出:距回采工作面53m以内,随着工作面的推进,运输顺槽两帮累计变形量及顶板累计下沉量都不断增大。然而,辅运顺槽的测点在距工作面煤壁-30m（采空区后方）左右,超前压力影响急剧增大,顺槽表面有片帮现象。基于回采过程对辅运顺槽松动圈观测结果得出:当监测点距回采工作面煤壁的距离20m时,顶板围岩破碎区有所增加;当监测点距回采工作面煤壁距离-63m时,在距孔口0.51m有明显破碎,顶板孔内有一定破碎;当监测点距回采工作面煤壁距离-93m时,破碎区域较前明显增大,且帮部片帮严重。根据顺槽收敛监测结果、顶板离层监测结果、围岩松动圈监测结果,采用锚杆支护理论对现有锚杆尺寸和支护强度进行了优化。利用ANAYS模拟得出,碟形直边托盘能满足变形和受力要求,确定碟形直边托盘尺寸为120×120×8mm,孔径21mm,厚度20mm。利用FLAC3D数值模拟对优化前后的方案进行对比分析,顺槽顶板和两帮变形值差别不大,表明优化后的方案能满足顺槽稳定,有效的控制顺槽围岩变形。同时,工程实践应用结果表明,支护强度的降低节省了支护材料,降低了支护成本;确定优化后的参数能最大程度节约成本164元/m,节约的支护成本达214.35万元。研究成果将促进矿区的高效发展。
纪海玉[3]（2020）在《近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究》文中研究指明近距离煤层群一般采用下行开采方式进行回采。上层煤工作面回采后,下煤层顶板受到采动应力作用发生损伤破坏,且上覆岩层垮落后应力会通过区段煤柱传递到底板煤层中,导致下部煤层回采工作面受力环境复杂,回采巷道支护困难。柴里煤矿近距离采空区下回采巷道一直采用传统的工字钢棚支护工艺,存在技术落后、支护效果差、易发生煤炭自燃等弊端。论文采用现场试验、理论分析及数值模拟相结合的研究方法,对柴里煤矿近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术进行了研究,得到以下主要研究结果。（1）针对柴里近距离下煤层回采巷道支护工艺落后以及支护效果差等问题,对不同层间距采空区下回采巷道顶板进行短锚固拉拔试验,确定采空区下回采巷道可锚固性的最小层间距为6m;采用滑移线理论及底板破坏深度公式对上层煤工作面采动后底板破坏深度进行计算,并根据锚杆支护机理,确定可采用锚杆支护的最小层间距为5.5m;采用数值模拟对不同层间距条件下采用锚杆支护进行数值模拟计算分析,确定适合采用锚杆支护的最小层间距为6m。综合上述三种方法分析结果,当层间距大于6m时,柴里煤矿近距离煤层采空区下回采巷道可采用锚杆支护。（2）对可采用锚杆支护的近距离采空区下的煤层巷道,利用组合梁理论对巷道进行锚杆支护设计,确定了回采巷道的初步锚杆支护参数。在此基础上,采用有限元数值模拟软件对不同的锚杆支护参数方案进行计算对比分析,确定了经济上合理、技术上可行的锚杆支护方案。（3）在柴里煤矿23 下606东工作面运输巷道进行锚杆支护应用,现场锚杆工作阻力监测结果分析表明,巷道掘进期间,两帮锚杆工作阻力在距巷道掘进头50m范围内受掘进影响,工作阻力有所增加,在距掘进迎头50-200m之间工作阻力基本稳定,变化较小。距掘进迎头200m范围内,运输巷顶板移近量在140mm以内,两帮总移近量在100mm以内。表明支护系统能够始终保持对围岩实施主动支护,支护效果良好,能够满足巷道安全稳定的要求。近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护的应用对提高矿井技术经济效益、实现矿井高产高效和智能化开采具有重要意义,对类似近距离煤层采空区下回采巷道的锚杆支护具有一定的指导意义。
陈梁[4]（2020）在《采动影响下大倾角煤层巷道围岩破裂演化与失稳机理研究》文中研究表明大倾角煤层巷道周边围岩常受到复杂非对称载荷的影响,而非对称载荷产生的剪应力成分有利于围岩裂隙的开裂与扩展,这是导致大倾角煤层巷道破裂失稳的主要原因之一。从不同角度揭示大倾角煤层巷道破裂演化与失稳机理可对此类巷道支护设计提供重要参考依据。虽然国内外学者针对大倾角煤层巷道破裂失稳机理与控制技术开展了一系列研究,但因缺乏相关的实验系统,从实验室小试样角度揭示剪应力成分对大倾角煤层巷道破裂行为的影响仍为研究空白,考虑顶板弱面滑移效应的采动下大倾角煤层巷道失稳模式仍鲜有报道,从力学角度揭示采动强度与倾角对大倾角煤层巷道围岩应力及变形影响的研究仍需完善。本文将综合采用实验室试验、数值模拟、理论分析和现场试验等手段开展采动影响下大倾角煤层巷道围岩破裂演化与失稳机理研究,并针对性的提出相应的控制理论与技术。主要研究结论如下:（1）研发压缩-剪切耦合加载实验系统,详述该系统具体组装步骤及使用方法,给出煤岩试样在压缩-剪切耦合加载下的强度计算原理;与传统的单轴压缩实验系统相比,该系统能够实现试样在倾斜条件下的单轴加载,使其处于压剪耦合力学状态下,该加载方式能够有效反映大倾角巷道受压缩-剪切耦合载荷影响的力学状态。（2）基于压缩-剪切耦合加载实验系统,研究煤岩应力-应变曲线、切向应力-剪切位移曲线、应力、弹性模量、切向应力以及应变能随倾角与加载速率演化规律,揭示倾角与加载速率效应对煤岩力学性能的影响;结合PFC软件对比分析不同加载速率和倾角下煤岩宏观破裂模式及渐进破裂过程,揭示加载速率和倾角效应对煤岩破裂倾向性的影响;基于BP神经网络算法,建立不同加载速率和倾角下煤样峰值应力与弹性模量预测模型,实现复杂应力状态下煤岩力学性能的定量表征。（3）开展压缩-剪切耦合载荷下煤岩破裂的声发射行为研究,分析声发射特征参数和裂纹起裂、损伤阈值随加载速率和倾角演化规律;基于声发射波形特征,获得不同加载条件下煤样张拉、剪切裂纹演化规律,进而揭示倾角与加载速率效应对煤岩微破裂行为的影响;建立纯单轴压缩和压-剪耦合载荷下煤岩裂隙开裂模式力学模型,从力学角度揭示压缩-剪切耦合载荷下煤岩裂隙起裂行为。（4）结合工程实际,考虑顶板无弱面和含弱面两种情况,采用FLAC3D数值模拟软件研究倾角、采动强度、弱面参数以及应力释放系数对大倾角煤层巷道围岩位移场、应力场、塑性区以及弱面剪切位移的影响,从工程角度揭示两种顶板结构下大倾角煤层巷道破裂失稳机理及渐进破裂过程。（5）基于保角变换及复变函数理论,考虑采动强度与倾角的影响,建立大倾角煤层直墙拱巷道围岩应力和变形力学模型,结合遗传算法求得不同采动强度和倾角下围岩应力及变形解析解,从力学角度揭示采动强度与倾角对大倾角巷道失稳模式的影响。（6）基于数值模拟结果,建立支护作用下大倾角煤层巷道顶板块体结构自稳力学模型,给出顶板结构自稳力学判据,分析弱层间接触力与左右拱肩部位支护强度之间的关系,引出“高预应力非对称”支护理论;将该理论应用于工程实际,现场动态监测其应用效果,最后给出采动下大倾角煤层回采巷道支护设计流程。该论文有图136幅,表33个,参考文献187篇。
赵明洲[5]（2020）在《赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术》文中进行了进一步梳理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%。
单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟[6]（2019）在《国内外煤巷支护技术研究进展》文中提出简要总结我国煤巷支护领域现阶段的部分主要成果,同时阐述国外煤巷支护技术研究现状。国内煤巷支护技术近些年主要是围绕锚杆支护而开发的多种单一或组合支护系统,但是煤巷支护现场不断涌出了的新问题;国外煤巷支护系统具有多样性,为我国煤巷支护理论、装备及技术研究的进一步完善、多元化发展尤其是千米深井煤巷围岩控制带来了有益的启发。笔者综合采用理论分析、模型试验、数值模拟及现场试验等多种研究方法对煤巷支护深入研究,提出煤巷强帮强角支护理论与技术、纵向梁复合式支护技术、协同支护技术、抗剪锚管索支护技术,实现了真正意义上的"锚杆锚索一体化（协同）支护"。此外,基于研制的动压巷道物理模型试验装置,改进了煤巷支护模拟技术,然后讨论了每项技术的创新点、适用条件及意义、存在的不足及改进方向。最后,基于上述研究成果,提出了我国煤巷支护技术发展趋势与建议,未来煤巷支护将采用多种主动支护工艺相结合或主被动支护相结合等多元化方法,并逐步向智能支护方向发展。
周永兴[7]（2019）在《浅埋煤层大断面煤巷锚杆支护参数优化研究》文中进行了进一步梳理陕北神南矿区浅埋煤层大断面煤巷变形破坏严重,影响矿区安全高效生产,开展大断面煤巷支护对策研究具有重要意义。本文以红柳林煤矿5-2煤层25206工作面为研究对象,通过现场实测、数值计算和理论分析相结合的方法,掌握了巷道围岩物理力学性质和巷道变形特征与规律,对5-2煤层的煤巷锚杆支护参数进行了优化,为类似开采条件的大断面煤巷支护提供借鉴意义。通过对25206辅运顺槽围岩变形的现场观测得出,掘进期间巷道帮部的松动圈约0.95m,顶板松动圈约1m;回采期间巷道帮部的松动圈约1.05m,顶板松动圈约为1.35m。在工作面推进距煤壁前方30m时,顶板沉降值和收敛值均在不断增大；锚杆的受力随着推进距离逐渐增大,受力曲线呈现平稳、增大和平稳的变化趋势。利用ANSYS软件,建立了方形和拱形托板模型,分析托板的尺寸和形状,在预紧阶段和工作阶段内对托板上下表面的应力分布的影响,得出以拱形托板尺寸150×150×8mm为宜。利用FLAC3D数值模拟对不同锚固长度的模拟得出:随着锚固长度的增加,锚杆受力的最大值减小,竖向位移最大值为25.8mm,锚固长度的大小对竖向位移的影响不大。对锚杆联合支护的数值模拟分析得出:锚杆托板附近产生的压应力值及球形高压应力区形状、范围基本相同,锚杆锚固起始端附近形成的压应力值与范围有较大差别。理论计算得出红柳林煤矿25206运输顺槽顶板和两帮锚杆的支护参数,顶锚杆参数为 φ18×2.2m,左旋螺纹钢锚杆的间排距为1.25m×1.2m;回采侧/煤柱侧巷帮锚杆参数为φ16×1.6m,玻璃钢锚杆/麻花式树脂锚杆间排距为1.3m×1.2m。结合数值分析得出:优化前顺槽掘进过程中,围岩变形和应力变化不大;优化后的围岩变形以及应力变化相对于优化前有所增大,但仍能够保证巷道围岩的稳定性,现场实践效果良好。同时,基于支护参数优化结果,5-2煤巷道每延长1m,可节约成本187元,2018年矿井5-2煤巷总进尺21237米,共节约成本397万元,经济效益明显,且掘进效率提高7%。
王茂盛[8]（2019）在《赵庄矿深部大断面复合顶板煤巷变形破坏机理与控制对策》文中研究表明煤系地层具有典型的层状特征,工程岩体层理、裂隙、软弱夹层等结构面发育,其中层状复合顶板巷道所占比重较大。复合顶板巷道作为一类复杂困难巷道,其围岩稳定性控制问题一直是巷道支护领域研究的重点和难点。随着矿井开采深度增加,岩体的工程响应与浅部相比将会发生根本变化。对于深部大断面复合顶板煤巷而言,其稳定性控制问题将会更加突出。本文以赵庄矿深部大断面复合顶板煤巷为工程背景,综合采用现场调研、理论分析、数值模拟和现场工程试验等方法,研究了深部大断面复合顶板煤巷变形破坏机理;分析了不同断面巷道围岩受力状态,优化了巷道断面形状;从调控围岩荷载效应出发,提出了以强力锚杆与高预应力锚索为基础,以“密闭围岩、强化小结构、调动大结构”为核心的大、小结构叠加耦合支护技术。主要取得以下结论:（1）进行了巷道围岩地质力学测试,获得了原岩应力场分布规律、围岩粘土矿物含量和围岩力学参数,并对巷道围岩稳定性进行了初步分类。原岩应力场中水平构造应力占主导,最大水平主应力方位角为N350W,侧压系数为1.17。巷道顶板泥岩粘土矿物含量大于50%,遇水易风化碎裂;煤体强度不足8MPa,较为松软。采用模糊聚类分析方法,对赵庄矿区15条煤巷进行了稳定性分类,得到了围岩稳定性分类聚类中心,并建立了煤巷围岩稳定性分类指标模板。（2）总结分析了深部大断面复合顶板煤巷变形破坏特征,阐明了复合顶板离层演化规律,揭示了大断面复合顶板煤巷变形失稳机理。顶板下沉剧烈,冒顶隐患大;煤壁极易片帮,挤压变形显着;支护结构损坏严重,巷道返修率高是大断面复合顶板煤巷典型破坏特征。复合顶板内部结构多变,呈现非连续和跳跃性破坏。大断面煤巷复合顶板离层演化过程为:顶板挠曲—层间剪切—非协调变形—离层扩展;巷道宽度、侧压系数和分层厚度对复合顶板离层变形影响显着。软弱夹层极易导致复合顶板的沿层与穿层破坏,软弱夹层数量增加,冒顶高度和风险增加,软弱夹层的存在是造成复合顶板非连续和跳跃性破坏的关键因素。煤帮破坏程度与范围增加,复合顶板稳定性降低,为了保证巷道稳定,须坚持“顶帮协同控制”的原则。井下潮湿环境加剧顶板风化碎裂,巷道掘出后须及时喷射混凝土层,降低工程岩体强度劣化。大断面煤巷复合顶板在竖向荷载与水平荷载共同作用下产生挠曲离层,随着离层的扩展演化,在顶板上方形成潜在冒落块体;潜在冒落块体挠曲变形过程中造成支护结构失效,支护强度下降,当潜在冒落块体的下滑阻力不足以克服下滑的剪力时,复合顶板将会发生失稳。工程地质条件复杂,围岩强度低;顶板结构多变,离层扩展显着;煤帮松软破碎,难以为顶板提供有效支撑;顶板泥岩易风化碎裂,锚索预应力损失严重;支护方案针对性差,围岩承载能力低是造成大断面复合顶板煤巷变形失稳的关键因素。（3）构建了巷道圆弧拱形顶板受力模型,研究了不同因素影响下顶板承载力学特性,优化了复合顶板煤巷断面形状。以结构力学的观点,构建了复合顶板巷道圆弧拱形顶板受力模型,得到了不同矢跨比和巷道宽度影响下,圆弧拱形顶板不同位置处弯矩、剪力与轴力的变化规律。采用数值软件分析了 11种断面形状影响下巷道围岩的受力状态、塑性区特征与位移分布规律。随着巷道矢跨比的增加,围岩受力状态逐渐变好,有利于围岩的控制。当矢跨比达到0.3后继续增加,巷道受力状态变好的增幅不再明显;同时考虑施工的难度,大断面复合顶板煤巷采用矢跨比为0.3的直墙圆弧拱形断面。（4）从调控围岩荷载效应出发,提出了以强力锚杆与高预应力锚索为基础,以“密闭围岩、强化小结构、调动大结构”为核心的大小结构叠加耦合支护技术。分析了复合顶板煤巷支护存在的主要问题:对工程岩体中的软弱结构面考虑不足,不能正确认识复合顶板变形失稳机理;不重视巷道围岩地质力学测试,巷道支护方式单一,造成区域支护不足和局部支护浪费;对锚杆与锚索的协同作用机理认识不足,不能实现锚杆与锚索的协调支护;缺乏及时的巷道矿压数据监测,对于巷道支护方案设计的合理性不能进行有效的评价。在此基础上,提出了复合顶板煤巷围岩控制思路。锚杆锚索间距增加,支护应力场叠加程度降低,由群体承压拱结构效应向个体效应转化;密集的锚杆锚索支护有利于在围岩中形成双层承压拱结构;锚索间距过小时,虽可形成刚度较大的外层承压拱结构,但锚杆锚索协同承载范围有限。锚杆锚索预紧力增加,支护应力场叠加程度增大,有利于形成刚度更大的双层承压拱结构,增加支护的层次型,有利于提高支护系统的可靠性。锚索长度增加,围岩的支护加固范围逐渐增大,但其有效支护应力有所降低,对于结构极复杂的复合顶板可在锚杆支护的基础上,考虑采用长短锚索,增加支护的层次,形成三层承压拱结构,充分发挥围岩的自承能力。预紧力是影响锚杆锚索对复合顶板控制效果的关键因素,应保证设计预紧力可以在围岩中形成有效压应力区,使软弱夹层处于夹紧状态,避免其劣化和沿层扩展,显着降低复合顶板变形破坏对工程扰动的敏感性。根据大断面煤巷不同深度顶板发生变形破坏程度差异,划分为非稳定层、亚稳定层和稳定层。为保证围岩稳定须重点控制浅部的非稳定层和中部的亚稳定层,并调动深部稳定层承载。把浅部的非稳定层与中部的亚稳定层视为围岩的小结构,深部稳定层视为围岩的大结构。从调控围岩荷载效应出发,提出了以强力锚杆与高预应力锚索为基础,以“密闭围岩、强化小结构、调动大结构”为核心的大、小结构叠加耦合支护技术。（5）基于大小结构叠加耦合支护技术,选取典型的试验巷道,提出具体的支护方案与关键技术参数,并进行现场工程试验,取得了良好的支护效果。大小结构叠加耦合支护技术以“长短结合、强弱结合、疏密结合”的支护系统为依托,形成多层次支护。选取典型的试验巷道,根据具体的工程地质条件选择强力锚杆与高预应力锚索联合支护顶板,形成连续的预应力承载结构,消除或降低复合顶板中软弱结构面的影响;并选择合理的护表构件,同时加强煤帮控制,及时喷层密闭围岩。现场监测结果表明,采用新支护方案后巷道围岩变形量小,长期稳定性高,支护效果好。
陈光林[9]（2018）在《复合顶板煤巷失稳机理及预应力控制研究》文中研究说明复合顶板煤巷顶板极易离层、下沉,而两帮为强度小的煤体,在上覆岩层载荷作用下,两帮围岩破坏范围大,相当于极大地增加了复合顶板的宽度,支护极为困难,因此,针对复合顶板煤巷支护难题,结合小屯矿生产地质条件,综合运用理论分析、数值模拟、工业试验等方法,系统研究了复合顶板煤巷围岩稳定机理与控制技术。（1）基于临界压力的概念,采用非线性M-C准则,推导出煤帮与顶底板滑移面主要强度参数的计算公式。并探讨了滑移面强度参数对复合顶板挠曲变形的影响规律:随着滑移面内摩擦角的增大,复合顶板的挠曲变形不断减小且减小幅度越来越小,滑移面内聚力也具有类似的影响规律。（2）基于无限长板理论,推导出复合顶板各分层挠度、离层的表达式,探讨了复合顶板煤巷宽度、上覆岩层载荷,弹性模量以及滑移面强度参数等因素对复合顶板稳定性的影响规律,以16中03工作面运输巷复合顶板为例,研究表明:在6上煤下分层和其上泥岩夹矸之间出现离层,在不考虑复合顶板碎胀变形的前提下,最大离层值为147mm,另外,复合顶板与基本顶之间出现离层,最大离层值为21mm。（3）研究无弱面、单一弱面、多弱面下复合顶板煤巷围岩应力场、位移场和塑性区分布规律,揭示了复合顶板煤巷失稳机理。（4）开发了高预应力锚杆支护的围岩控制技术,并揭示其作用机制:高预应力锚杆支护使围岩的围压得到提高,垂直应力小于1MPa区域明显要小于无支护时,复合顶板塑性区范围明显减小,且复合顶板浅部围岩破坏方式由无支护时的拉剪破坏为主过渡到有支护的剪切破坏为主,两帮移近量减小了59.9%,顶板下沉量减小了 152.6%,高预应力锚杆支护控制复合顶板离层与下沉效果极为显着。（5）采用动态设计的方法,给出初始支护方案,确定锚杆支护参数。掘进期间,16中03工作面运输巷两帮移近量为203 mm,顶底板移近量为143 mm,高预应力锚杆支护有效地控制了复合顶板煤巷围岩变形。
苏帅[10]（2018）在《大倾角复合顶板煤巷支护技术研究与应用》文中研究表明如今,随着对地质条件较好煤层开发力度不断加大,浅层煤炭存储量正不断减少,一些地质条件不好的大倾角煤层开始日益受到人们的关注。与缓倾斜岩层相比,大倾角复合顶板煤层具有地质结构复杂,开发难度大的特点。目前,关于大倾角复合顶板煤层巷道的变形破坏机理,支护方式选择等相关理论尚不完备。因为巷道支护方式选择不合理而导致巷道变形过大破坏的事件时有发生,严重威胁煤矿的安全生产经营,造成人力物力的损失。本论文结合桃园矿大倾角复合顶板煤层巷道的支护实例,通过理论分析、数值模拟以及对巷道进行监测等手段,主要进行了以下方面的研究。首先进行理论分析,对大倾角复合顶板巷道的变形特征以及破坏机理进行研究。大倾角复合顶板巷道与缓倾斜煤层巷道相比有很大区别,前者呈非对称性变形,并伴有底鼓现象。这主要是因为大倾角煤层巷道的围岩应力存在非均匀性,顶板岩层的重力沿层理面存在分力,岩层间有相对错动的趋势。以大倾角复合顶板巷道开挖支护设计为背景,进行数值模拟分析,分析不同断面和支护方式对大倾角复合顶板巷道支护效果的影响,再结合桃园矿大倾角复合顶板煤巷道支护实例,对支护方式进行优化设计。控制煤层巷道在不同的断面以及不同的支护方式下,分析巷道变形特征以及应力应变的变化。分别采用斜梯形断面和直墙半圆拱断面作为煤巷道的断面,发现直墙半圆拱断面在减小应力集中现象方面具有优势。而采用斜梯形断面时,加强对巷道关键部位的支护,对阻止大倾角复合顶板巷道的变形破坏有较好的效果。对桃园矿煤巷道支护方式进行优化设计,然后对桃园矿大倾角复合顶板巷道支护设计实例进行分析。并收集整理桃园矿煤层巷道矿压监测数据,分析支护后煤层巷道的变形情况,对比不同开挖断面和不同支护方式下巷道变形收敛的情况,说明采用合适的开挖断面,以及加强巷道关键部位的支护,对控制大倾角复合顶板煤层巷道的变形破坏有重要的意义,在本工程实例中的巷道支护较为成功,为大倾角复合顶板煤巷道支护提供了经验。
二、大倾角煤巷锚杆支护技术的应用（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、大倾角煤巷锚杆支护技术的应用（论文提纲范文）
（1）深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要研究内容与方法 |
| 1.4 技术路线 |
| 2 煤岩复合顶板巷道变形破坏特征 |
| 2.1 矿井概况 |
| 2.2 21205 工作面运输巷概况 |
| 2.3 地应力测试 |
| 2.4 围岩物理力学性能测试 |
| 2.5 煤岩样微观测试 |
| 2.6 巷道变形特征及控制效果评价 |
| 2.7 本章小结 |
| 3 煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程 |
| 3.1 数字散斑相关测量方法 |
| 3.2 实验方案及设备 |
| 3.3 不同高比煤岩组合试样的力学特性 |
| 3.4 不同高比煤岩组合试样的应变场演变规律 |
| 3.5 不同高比煤岩组合试样的能量耗散规律 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 基于应力释放的煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律 |
| 4.1 关键参数确定及数值模型建立 |
| 4.2 无支护条件下巷道围岩位移场与裂隙场演化规律 |
| 4.3 顶煤厚度对巷道围岩稳定性的影响规律 |
| 4.4 煤岩复合顶板巷道的控制原则 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 煤岩复合顶板厚层跨界锚固机制 |
| 5.1 锚固系统研发背景 |
| 5.2 不同长度锚杆锚固区损伤演化规律 |
| 5.3 顶板厚层跨界锚固原理及厚层锚固系统研发 |
| 5.4 巷道支护系统设计及模拟分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制 |
| 6.1 相似模拟材料力学测试及参数确定 |
| 6.2 相似模拟实验设计及模型建立 |
| 6.3 围岩应力演化特征及巷道变形破坏规律 |
| 6.4 顶板厚层锚固系统的抗冲击特性 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 跨界长锚固柔化结构设计及多工况力学性能分析 |
| 7.1 长锚杆适用条件及新型柔性锚杆研发 |
| 7.2 实验的设备、材料及方法 |
| 7.3 柔性锚杆关键参数选择及拉伸力学性能研究 |
| 7.4 长期荷载下柔性锚杆力学特性研究 |
| 7.5 循环荷载下柔性锚杆力学特性研究 |
| 7.6 柔性锚杆现场应用研究 |
| 7.7 本章小结 |
| 8 工业性试验研究 |
| 8.1 葫芦素煤矿21205 运输巷典型工程实例 |
| 8.2 门克庆煤矿3108 运输巷典型工程案例 |
| 8.3 本章小结 |
| 9 结论 |
| 9.1 主要结论 |
| 9.2 主要创新点 |
| 9.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究（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 |
| 1.2.1 浅埋煤层顺槽顶板稳定性研究现状 |
| 1.2.2 煤巷支护理论研究 |
| 1.2.3 煤巷支护技术研究现状 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究方法及技术路线 |
| 2 张家峁煤矿4~(-2)煤层巷道支护理论分析及参数确定 |
| 2.1 张家峁煤矿4~(-2)煤层巷道支护理论分析 |
| 2.2 煤岩物理与力学试验 |
| 2.2.1 试样制备及物理试验 |
| 2.2.2 超声波煤样缺陷分析试验 |
| 2.2.3 煤岩力学试验 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 14204工作面煤巷原支护状况监测及效果评价 |
| 3.1 研究区概况 |
| 3.2 煤巷锚杆支护监测方案设计 |
| 3.3 煤巷锚杆支护监测结果分析 |
| 3.3.1 顺槽收敛量 |
| 3.3.2 顺槽表面观测 |
| 3.3.3 顶板离层量 |
| 3.3.4 围岩松动圈 |
| 3.3.5 锚杆锚固力 |
| 3.4 现有煤巷锚杆支护效果评价 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 14204工作面煤巷锚杆支护参数设计 |
| 4.1 锚杆(索)参数理论确定 |
| 4.1.1 锚杆悬吊理论计算 |
| 4.1.2 锚索参数确定 |
| 4.2 现有支护方案 |
| 4.3 优化结果 |
| 4.4 经济性对比 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 煤巷锚杆支护优化方案数值模拟分析与工程验证 |
| 5.1 不同形状托盘受力分析 |
| 5.1.1 模型建立 |
| 5.1.2 模拟结果分析 |
| 5.2 不同工况的数值分析 |
| 5.2.1 工况模型的确定 |
| 5.2.2 参数确定 |
| 5.2.3 4~(-2)煤层辅运顺槽数值模拟结果分析 |
| 5.2.4 锚杆受力分析 |
| 5.3 工程实践应用 |
| 5.3.1 14207工作面顺槽概况 |
| 5.3.2 14207工作面正帮松动圈窥视 |
| 5.3.3 14207工作面负帮松动圈窥视 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（3）近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题的提出及研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 2 工程地质概况 |
| 2.1 柴里矿近距离煤层工程地质概况 |
| 2.2 近距离煤层采空区下煤巷支护现状及存在问题 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 近距离上层煤底板破坏规律及采空区下煤巷可锚性研究 |
| 3.1 近距离上层煤采动后底板受力分布规律及破坏深度研究 |
| 3.2 近距离采空区下煤巷锚杆拉拔力测试及可锚性分析 |
| 3.3 近距离采空区下煤巷可锚固性数值模拟研究 |
| 3.4 近距离采空区下煤巷可锚性最小层间距综合确定 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 近距离采空区下煤巷锚杆支护技术研究 |
| 4.1 近距离采空区下底板煤层巷道围岩控制原理 |
| 4.2 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案理论计算 |
| 4.3 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案数值模拟优化 |
| 4.4 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案确定 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 工程应用及效果分析 |
| 5.1 矿压监测方案 |
| 5.2 矿压监测结果分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 主要结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
| 学位论文数据集 |
（4）采动影响下大倾角煤层巷道围岩破裂演化与失稳机理研究（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 存在的主要问题 |
| 1.4 研究内容及技术路线 |
| 1.5 主要创新点 |
| 2 压缩-剪切耦合作用下煤岩变形及破裂力学行为 |
| 2.1 实验系统及方案 |
| 2.2 实验结果分析 |
| 2.3 煤岩破坏过程中的能量演化规律 |
| 2.4 压缩-剪切耦合载荷下煤岩宏观破裂模式 |
| 2.5 压缩-剪切耦合载荷下煤岩体力学性能定量表征 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 压缩-剪切耦合作用下煤岩微破裂演化规律 |
| 3.1 煤岩破裂的声发射表征方法 |
| 3.2 不同倾角下煤岩破裂过程的声发射特征 |
| 3.3 不同加载速率下煤岩破裂过程的声发射特征 |
| 3.4 压缩-剪切耦合载荷下裂纹开裂模式演化规律 |
| 3.5 压缩-剪切耦合载荷下煤岩裂隙起裂力学机制 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 采动下大倾角煤层巷道破裂失稳机理模拟研究 |
| 4.1 数值计算模型的建立 |
| 4.2 煤层倾角对巷道围岩失稳模式的影响 |
| 4.3 采动强度对大倾角巷道围岩失稳模式的影响 |
| 4.4 弱面滑移效应对大倾角巷道围岩失稳机制的影响 |
| 4.5 大倾角煤层巷道围岩渐进破裂失稳机制 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 采动下大倾角煤层巷道围岩应力及变形力学分析 |
| 5.1 复变函数及保角变换理论 |
| 5.2 力学模型的建立与解答 |
| 5.3 算例分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 大倾角煤层回采巷道围岩稳定性控制体系与技术 |
| 6.1 支护下大倾角煤层巷道顶板自稳力学机制 |
| 6.2 大倾角煤层巷道“高预应力非对称”控制技术 |
| 6.3 工业性试验 |
| 6.4 采动下大倾角煤层回采巷道支护设计流程 |
| 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 |
（5）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 |
（7）浅埋煤层大断面煤巷锚杆支护参数优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 浅埋煤层开采研究现状 |
| 1.2.2 浅埋煤层顺槽稳定性研究现状 |
| 1.2.3 煤巷支护理论研究现状 |
| 1.3 研究内容与方法 |
| 1.3.1 研究内容及方法 |
| 1.3.2 研究技术路线 |
| 2 巷道围岩地质条件及物理力学参数测定 |
| 2.1 巷道围岩地质条件 |
| 2.2 煤岩物理力学性质实验 |
| 2.2.1 岩石物理试验 |
| 2.2.2 超声波试验 |
| 2.2.3 岩石力学试验 |
| 2.3 小结 |
| 3 红柳林煤矿5~(-2)煤围岩变形规律 |
| 3.1 煤巷锚杆支护监测目的及原则 |
| 3.2 煤巷锚杆支护监测方案 |
| 3.3 围岩变形监测结果分析 |
| 3.3.1 25206工作面围岩变形监测 |
| 3.3.2 25206工作面松动圈测试结果分析 |
| 3.4 小结 |
| 4 红柳林5-2煤顺槽围岩变形规律数值模拟 |
| 4.1 原有支护方案FLAC3D数值模拟分析 |
| 4.1.1 煤岩体参数的确定及模型的建立 |
| 4.1.2 原有支护方案模拟结果分析 |
| 4.2 不同锚固长度模拟分析 |
| 4.3 锚杆托板ANSYS数值模拟 |
| 4.3.1 不同尺寸的方形托板有限元模拟分析 |
| 4.3.2 不同尺寸的拱形托板有限元模拟 |
| 4.4 小结 |
| 5 5~(-2)煤25206 工作面顺槽支护参数优化设计 |
| 5.1 运输顺槽锚杆支护设计 |
| 5.1.1 运输顺槽顶板锚杆支护设计 |
| 5.1.2 运输顺槽帮锚杆支护设计 |
| 5.2 优化方案模拟分析 |
| 5.2.1 25206 运输顺槽掘巷期间 |
| 5.2.2 25206 辅运顺槽掘巷期间 |
| 5.2.3 所有顺槽开挖完成后 |
| 5.2.4 开采后25206 辅运顺槽变化 |
| 5.2.5 塑性区变化 |
| 5.3 煤巷锚杆支护设计 |
| 5.4 工业性实验结果 |
| 5.5 小结 |
| 6 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（8）赵庄矿深部大断面复合顶板煤巷变形破坏机理与控制对策（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 复合顶板巷道变形破坏机理研究现状 |
| 1.2.2 煤巷锚杆支护理论研究现状 |
| 1.2.3 巷道围岩控制理论与技术研究现状 |
| 1.2.4 巷道断面优化研究现状 |
| 1.2.5 现存在主要问题 |
| 1.3 研究内容与研究方法 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究方法与技术路线 |
| 2 巷道围岩地质力学测试与稳定性分类 |
| 2.1 工程地质特征 |
| 2.2 原岩应力分布特征 |
| 2.2.1 地应力测量步骤 |
| 2.2.2 地应力测试结果 |
| 2.3 围岩矿物成分含量测试 |
| 2.3.1 粘土矿物总量衍射分析实验 |
| 2.3.2 粘土矿物相对含量衍射分析实验 |
| 2.4 围岩力学参数测试 |
| 2.4.1 试件单轴压缩实验 |
| 2.4.2 试件劈裂实验 |
| 2.4.3 试件三轴压缩实验 |
| 2.5 围岩稳定性分类 |
| 2.5.1 分类指标的选取 |
| 2.5.2 分类指标权值的分配 |
| 2.5.3 围岩稳定性分类子模型 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 大断面复合顶板煤巷变形破坏机理 |
| 3.1 大断面复合顶板煤巷变形破坏特征 |
| 3.1.1 巷道概况与支护方案 |
| 3.1.2 典型变形破坏特征 |
| 3.1.3 大断面煤巷复合顶板内部结构探测 |
| 3.2 大断面煤巷复合顶板离层演化规律 |
| 3.2.1 巷道宽度对复合顶板离层的影响 |
| 3.2.2 侧压系数对复合顶板离层的影响 |
| 3.2.3 不同分层厚度对复合顶板离层的影响 |
| 3.3 影响大断面复合顶板煤巷变形的主要因素分析 |
| 3.3.1 软弱夹层对巷道变形的影响 |
| 3.3.2 煤帮承载特性对巷道变形的影响 |
| 3.3.3 潮湿环境对巷道变形的影响 |
| 3.4 大断面复合顶板煤巷变形失稳机理 |
| 3.4.1 大断面复合顶板煤巷变形规律相似模拟试验 |
| 3.4.2 大断面复合顶板煤巷变形失稳分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 大断面复合顶板煤巷断面形状优化分析 |
| 4.1 顶板内力公式推导 |
| 4.2 关键参数分析 |
| 4.2.1 顶板荷载 |
| 4.2.2 计算结果分析 |
| 4.3 巷道断面形状优化 |
| 4.3.1 巷道断面形状设计 |
| 4.3.2 巷道合理断面选择 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 大断面复合顶板煤巷稳定性控制对策 |
| 5.1 复合顶板煤巷围岩控制思路 |
| 5.1.1 复合顶板煤巷支护存在的主要问题 |
| 5.1.2 复合顶板煤巷围岩控制思路 |
| 5.2 大断面复合顶板煤巷控制技术 |
| 5.2.1 支护应力场分布规律 |
| 5.2.2 描杆锚索对复合顶板结构面的加固作用 |
| 5.2.3 复合顶板煤巷大小结构叠加耦合支护技术 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 现场工程试验 |
| 6.1 试验段巷道护方案 |
| 6.1.1 工程概况 |
| 6.1.2 支护方案 |
| 6.2 支护效果分析 |
| 6.2.1 矿压监测方案 |
| 6.2.2 支护效果分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（9）复合顶板煤巷失稳机理及预应力控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 项目背景与研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 复合顶板煤巷围岩稳定机理研究现状 |
| 1.2.2 复合顶板煤巷围岩控制技术研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容和方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法与技术路线 |
| 2 试验巷道地质条件及煤岩体物理力学特性 |
| 2.1 工作面概况 |
| 2.2 工作面地质特征 |
| 2.2.1 地质构造特征 |
| 2.2.2 水文地质特征 |
| 2.2.3 瓦斯地质特征 |
| 2.3 岩体物理力学特征 |
| 2.4 顶底板泥岩电镜扫描分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 复合顶板煤巷顶板离层判定 |
| 3.1 复合顶板力学结构模型 |
| 3.2 复合顶板煤巷两帮极限平衡区 |
| 3.2.1 非线性岩体强度参数 |
| 3.2.2 非线性岩体强度参数影响因素 |
| 3.2.3 煤帮应力极限平衡区 |
| 3.3 复合顶板稳定性及其影响因素 |
| 3.3.1 复合顶板挠度及应力分布 |
| 3.3.2 复合顶板离层与失稳的判定 |
| 3.3.3 复合顶板稳定性影响因素 |
| 3.3.4 复合顶板离层判定实例 |
| 3.4 锚杆支护对复合顶板稳定性的影响 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 复合顶板煤巷围岩失稳机理 |
| 4.1 数值计算模型的建立 |
| 4.1.1 数值模拟计算内容 |
| 4.1.2 数值模拟计算模型 |
| 4.1.3 数值模拟计算步骤 |
| 4.2 复合顶板煤巷对弱面的响应规律 |
| 4.2.1 围岩应力场分布 |
| 4.2.2 围岩位移场分布 |
| 4.2.3 围岩塑性区分布 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 复合顶板煤巷围岩控制机理 |
| 5.1 锚杆对滑移面的加固作用 |
| 5.2 高预应力锚杆支护 |
| 5.3 锚杆支护作用机理 |
| 5.3.1 围岩变形 |
| 5.3.2 围岩应力分布 |
| 5.3.3 围岩破坏 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 工业性试验 |
| 6.1 初始支护方案 |
| 6.2 矿压监测数据分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 主要结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（10）大倾角复合顶板煤巷支护技术研究与应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与研究意义 |
| 1.2 大倾角复合顶板煤层巷道支护国内外研究现状 |
| 1.2.1 煤层巷道支护理论 |
| 1.2.2 国内大倾角复合顶板巷道支护研究 |
| 1.2.3 国外大倾角复合顶板巷道支护研究 |
| 1.3 论文的研究内容 |
| 1.3.1 主要内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 技术路线 |
| 2 大倾角复合顶板煤层巷道破坏机理分析 |
| 2.1 大倾角复合顶板特点 |
| 2.2 大倾角复合顶板煤层巷道变形特征与破坏机理 |
| 2.2.1 大倾角煤层开采顶部岩层移动特征 |
| 2.2.2 大倾角煤层开采弹性岩板的力学模型 |
| 2.2.3 复合顶板岩层应力分析 |
| 2.2.4 大倾角巷道底鼓 |
| 2.3 大倾角巷道设计方法 |
| 2.4 大倾角复合顶板巷道变形因素与支护难点 |
| 2.4.1 影响巷道变形因素 |
| 2.4.2 大倾角复合顶板巷道支护难点 |
| 2.4.3 大倾角复合顶板巷道变形控制重点 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 大倾角复合顶板巷道支护方式与优化设计 |
| 3.1 锚杆锚索在大倾角复合顶板煤层巷道支护中应用 |
| 3.1.1 锚杆支护理论 |
| 3.1.2 锚杆在煤巷道支护中参数分析 |
| 3.1.3 锚索主要参数的设计 |
| 3.2 可缩性金属支架在大倾角复合顶板巷道中的应用 |
| 3.3 金属网在大倾角巷道支护中的作用 |
| 3.3.1 金属网巷道支护机理 |
| 3.3.2 喷射混凝土对巷道作用 |
| 3.4 大倾角复合顶板巷道支护优化设计 |
| 3.4.1 通过改变巷道断面进行优化设计 |
| 3.4.2 通过改变支护方式进行优化设计 |
| 3.4.3 通过施工工艺对巷道支护优化 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 基于MIDAS的大倾角复合顶板巷道支护的数值模拟 |
| 4.1 Midas/GTS软件简介 |
| 4.2 工程背景 |
| 4.2.1 工程案例 |
| 4.2.2 地质构造与水文地质 |
| 4.2.3 岩石的物理力学试验 |
| 4.3 数值模拟分析 |
| 4.4 巷道支护设计优化 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 大倾角复合顶板巷道支护设计与矿压监测 |
| 5.1 桃园矿巷道支护设计 |
| 5.2 巷道矿压监测与分析 |
| 5.2.1 巷道矿压监测 |
| 5.2.2 巷道监测数据分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 论文的不足和展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
四、大倾角煤巷锚杆支护技术的应用（论文参考文献）
- [1]深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究[D]. 谢正正. 中国矿业大学, 2020
- [2]张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究[D]. 刘振云. 西安科技大学, 2020(01)
- [3]近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究[D]. 纪海玉. 山东科技大学, 2020(06)
- [4]采动影响下大倾角煤层巷道围岩破裂演化与失稳机理研究[D]. 陈梁. 中国矿业大学, 2020(01)
- [5]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)
- [6]国内外煤巷支护技术研究进展[J]. 单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟. 岩石力学与工程学报, 2019(12)
- [7]浅埋煤层大断面煤巷锚杆支护参数优化研究[D]. 周永兴. 西安科技大学, 2019(01)
- [8]赵庄矿深部大断面复合顶板煤巷变形破坏机理与控制对策[D]. 王茂盛. 中国矿业大学(北京), 2019(12)
- [9]复合顶板煤巷失稳机理及预应力控制研究[D]. 陈光林. 西安科技大学, 2018(01)
- [10]大倾角复合顶板煤巷支护技术研究与应用[D]. 苏帅. 安徽理工大学, 2018(12)