一、水力式膨胀锚杆的试验应用（论文文献综述）
郑伟[1]（2020）在《白芦矿极近距离采空区下4-2煤层首采面巷道布置及支护技术研究》文中认为我国煤层赋存条件复杂多变,在各种条件下探索研究合适的开采技术,以延长矿井的生产服务年限,增强煤炭资源的回采率,一直都是我们国家亟待解决的重要问题和焦点。最近这些年,我国的煤炭资源一直都进行着非常大强度的开采,赋存状态比较好的煤炭资源储量逐年下降,一些赋存条件差的煤炭资源如近距离煤层群的开采问题,渐渐地凸显出来,与单一煤层相比,近距离煤层群开采的矿压显现规律,巷道围岩控制技术,以及如何提高采出率,如何进行安全高效的开采,这些问题也是我国煤炭资源开采需要迫切解决的问题。（1）进行对4-2煤的围岩力学性质测试,实验结果显示测得4-2煤顶板的单轴抗压强度为34.13MPa、测得的单轴抗拉强度为1.68MPa,测得的泊松比为0.19,实验结果测得的4-2号煤的单轴抗压强度为16.40MPa,测得的泊松比为0.31,测得的单轴抗拉强度为0.73。（2）当巷道整体使用外错法布置的时侯,围岩整体塑性区较大,同时,当向煤柱底板中心线靠近的时候,塑性区呈现进一步加大的趋势。与围岩塑性破坏规律一致。在八种布置巷道的方式下,当使用内错法布置时,相对外错法来说,围岩变形量出现明显减少。通过计算可以得出,最小不均衡应力的位置,在距煤柱边缘10m～12m处,所以最终结论是回采巷道采取内错10m的方式布置。（3）通过数值模拟分析,得出锚杆的合理间距为700mm。为了使得单排锚杆所能形成的压应力区能让围岩形成较大且均匀承载体,每一单排锚杆形成的压应力区相互叠加和连接以使得锚杆与锚杆之间有效压应力区大,形成的支护结构整体有效。最终通过计算分析可以确定锚杆的合理排距为700mm。此论文内有73幅图、11个表格和73篇参考文献。
冯源[2]（2020）在《动压巷道底鼓控制技术》文中进行了进一步梳理以潞安集团某矿S2106瓦排巷为研究对象,通过分析S2106瓦排巷围岩变形特征,得出巷道变形严重的位置在底鼓,提出了水力膨胀锚杆控制巷道底鼓的措施,经现场试验并对瓦排巷水力膨胀锚杆支护效果进行分析。结果表明:水力膨胀锚杆可以有效控制巷道底鼓。
姜鹏飞[3]（2020）在《千米深井巷道围岩支护—改性—卸压协同控制原理及技术》文中认为我国埋深1000m以下的煤炭资源丰富,主要分布在中东部地区。与浅部煤矿相比,千米深井最大的特点是地应力高、采动影响强烈,巷道开挖后即表现为变形大、持续时间长、稳定性差,受到工作面采动影响后,围岩变形与破坏进一步加剧,甚至出现冒顶、冲击地压等灾害。适用于中浅部煤矿的围岩控制方法与技术不能解决千米深井难题。为此,本文以我国淮南矿区中煤新集口孜东矿千米深井121302工作面运输巷为工程背景,采用理论分析、实验室试验、相似材料模型试验、数值模拟及井下试验相结合的方法,研究千米深井巷道围岩大变形机理及支护-改性-卸压协同控制原理及技术,为千米深井巷道围岩控制提供基础。本文研究内容包括五个方面:（1）从地应力、围岩裂化、超长工作面采动、偏应力诱导围岩扩容等多个角度研究千米深井巷道围岩大变形机理。（2）采用相似材料模型试验对比研究单一锚杆锚索支护与支护-改性-卸压协同控制2种方案下巷道围岩及支护体受力、巷道裂隙分布与变形规律。（3）采用数值模拟研究单一锚杆锚索支护、支护-改性-卸压等多种方案下巷道围岩变形破坏机理,揭示千米深井巷道支护-改性-卸压协同控制原理。（4）研发千米深井巷道支护-改性-卸压协同控制技术。（5）提出口孜东矿千米深井巷道支护-改性-卸压协同控制方案,并进行井下试验与矿压监测,对研究成果进行验证。通过论文研究,取得以下结论:（1）井下实测得出口孜东矿试验巷道所测区域最大水平主应力21.84MPa,垂直应力25.12MPa,地应力场以垂直应力为主。实验室测试得出13-1煤层顶底板以泥岩为主,强度低、胶结性差,煤岩层中粘土矿物含量占除煤质以外矿物总含量的60%,极易风化和遇水软化。井下测量发现巷道变形主要为帮部大变形和强烈底鼓,大量肩窝锚杆、锚索破断,托板翻转、钢带撕裂,导致支护破坏与失效。（2）数值模拟揭示了不同地应力、围岩强度劣化、工作面长度及偏应力等地质力学与生产条件参数对千米深井巷道围岩变形影响机制,揭示了千米深井巷道围岩大变形机理和3个主要影响因素:高应力、软岩与流变、超长工作面强采动作用,提出了千米深井软岩巷道的支护-改性-卸压协同控制方法和“三主动”原则:采用高预应力锚杆与锚索实现主动支护;采用高压劈裂注浆主动对软弱破碎煤层改性;采用超前水力压裂实施主动卸压。（3）相似材料模型试验结果表明,直接顶初次垮落步距30m,基本顶初次来压步距55m,周期来压滞后工作面后方5m。受高应力与顶板泥岩的影响,工作面随采随冒。对比分析了非压裂与压裂两种情况下上覆岩层垮落与断裂形态,未进行水力压裂卸压时,受工作面开采影响,煤柱上方顶板产生1条断裂线;采用水力压裂卸压后,煤柱上方顶板产生了2条断裂线,且在压裂范围产生了1条明显的裂隙和多条微小裂隙,减小了上覆坚硬岩层的悬顶范围,激活了原生裂隙,降低了煤柱采动应力,从而减弱了强烈采动影响。（4）相似材料模型试验研究获得了单独采用锚杆锚索支护与采用支护-改性-卸压协同控制2种方案下围岩与支护体受力、巷道变形与破坏特征。采用支护-改性-卸压协同控制方案巷道围岩承载能力较单独采用锚杆锚索支护时增强,锚杆锚索受力增大,巷道围岩完整性、强度、锚固力提升,采动应力降低,巷道围岩裂隙长度、宽度和分布范围减小,支护-改性-卸压三者存在协同互补的关系。采用支护-改性-卸压协同控制方案后,巷道断面收缩率30.8%;较单独采用锚杆锚索支护方案断面收缩率降低61.5%。（5）采用数值模拟研究了支护-改性-卸压协同控制巷道围岩受力、变形与裂隙分布特征,并与无支护、锚杆锚索支护进行了对比分析。巷道围岩采用支护-改性-卸压控制后,巷道周围煤岩体垂直应力均明显高于无支护及锚杆锚索支护巷道,而煤柱侧中部至采空区区域及实体煤侧深部区域其垂直应力较无支护及锚杆锚索支护巷道降低,巷道变形、产生的剪切和张拉裂隙显着减少。（6）提出了支护-改性-卸压协同控制原理:通过高预应力锚杆、锚索及时主动支护,减小围岩浅部偏应力和应力梯度,抑制锚固区内围岩不连续、不协调的扩容变形;通过高压劈裂主动注浆改性,提高巷帮煤体的强度、完整性及煤层中锚杆、锚索锚固力;工作面回采前选择合理层位进行水力压裂主动卸压,减小侧方悬顶和采空区后方悬顶,并产生新裂隙,激活原生裂隙,降低工作面回采时采动应力量值和范围;三者协同作用,控制千米深井巷道围岩大变形。（7）研发出巷道支护-改性-卸压协同控制技术:开发了CRMG700型超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料,揭示出锚杆的蠕变特性及在拉、剪、扭、弯、冲击复合载荷作用下力学响应规律。研究了微纳米无机有机复合改性注浆材料性能,该材料注浆改性后较未注浆的裂隙原煤抗剪强度提高81.5%,能够起到提高煤体结构面强度、完整性和锚杆锚索锚固性能的作用。提出了水力压裂分段压裂工艺技术及效果评价方法。（8）提出支护-改性-卸压巷道围岩控制布置方案与参数,并进行了井下试验和矿压监测。结果表明,与原支护相比,支护-改性-卸压协同控制方案应用后,充分发挥了锚杆、锚索主动支护作用,锚杆、锚索破断率降低90%;高压劈裂注浆提高了巷帮煤体的强度和完整性;顶板上覆坚硬岩层实施水力压裂,减小了工作面超前采动应力量值与变化幅度,降低了液压支架工作阻力。支护-改性-卸压协同控制方案井下应用后使巷道围岩变形量降低了50%以上。
原凯[4]（2020）在《新城金矿-830m中段支护工程设计与施工管理》文中指出为了保证井下复杂环境条件下岩体稳定性以及安全高效开采,结合工程管理研究方向,本文围绕新城金矿井下岩体特征、稳定性分析、支护设计与现场施工安全管理等展开。通过现场工程地质调查,重点对巷道围岩的断面、节理空间分布等进行量测,并详细记录粗糙度、蚀变特性、含水情况等,并以地应力测量及变化规律、岩体结构面分析技术、岩石力学和锚杆支护理论为指导,在综合评价岩体质量及分析相关参数规律的前提下,采用工程地质调查、工程类比、理论分析和数值模拟相结合的方法,掌握新城金矿深部中段围岩破坏、甚至垮塌的原因和机理。结合掌握的规律和详细分析,制定切实有效的支护方案,同时优化施工管理,以保证高应力破碎松散岩体中巷道顶板稳定性,为新城金矿深部破碎岩体下巷道安全掘进和维护提供保障,同时也为山东黄金集团其它矿山深部开拓及开采起到参照借鉴作用。
焦园发[5]（2020）在《挤土钢片特性对充气膨胀控制锚杆承载性能的影响研究》文中提出充气膨胀控制锚杆是一种新型摩擦型锚杆,它是在最初充气锚杆原型的基础上进行开发与研制而成。最终的充气膨胀控制锚杆由挤土钢片、橡胶气囊、传力拉筋以及控制管线组成,它的工作原理主要是通过橡胶气囊充气膨胀给挤土钢片施加压力,使挤土钢片与外围土体接触挤压,通过挤土钢片与土体间的接触摩擦产生锚固能力。充气膨胀控制锚杆解决了现有充气锚杆承载力小、气囊易爆破、无法在实际工程中应用等缺点,且与目前应用最多的传统注浆锚杆相比,其具有绿色环保（免注浆）、承载力大、性能稳定、锚固力可监测调控、可完全回收、具有较大的残余强度等优点。因此,充气膨胀控制锚杆在未来的实际工程应用中将具有广阔的应用前景。充气膨胀控制锚杆作为一种摩擦型锚杆,挤土钢片与外围土体的摩阻力作为该锚杆抗拔承载力的一个重要组成部分,影响其摩阻力的因素有许多,其中挤土钢片-土体接触面是一个重要因素。目前的充气膨胀控制锚杆在计算其极限抗拔承载力时,挤土钢片与土体接触面的影响没有相关规定,挤土钢片与土体间摩擦系数的影响因素也较多。因此,本文针对充气膨胀控制锚杆在研制过程中对挤土钢片研究中存在的不足,进行了如下几个方面的研究:（1）首先从充气膨胀控制锚杆的结构出发,分析其受力原理,针对挤土钢片的厚度及其表面与土体的接触面,从挤土钢片的厚度、表面纹理以及表面粗糙程度等方面做了详细的分析。最后从挤土钢片特性出发分析其与土体接触摩擦的状态,提出几种不同类型的挤土钢片并加工制作。（2）根据不同挤土钢片类型分为7个试验组,并在现场粉质黏土中进行锚杆拉拔试验,得出了如下结论:增加挤土钢片厚度可提高其刚度,使气囊膨胀时钢片不易产生弯曲变形,从而提高其抗拔承载力;在挤土钢片表面加工锯齿螺纹,增大了钢片与土体的接触面积从而增大其抗拔承载力;在挤土钢片外表面使用环氧树脂黏贴砂粒后,增大了钢片与土体的摩擦系数,从而增加其抗拔承载力。（3）通过试验数据,得到不同挤土钢片特性下充气膨胀控制锚杆的拉拔力-位移曲线,得出该锚杆在不同充气压力下的变化规律,即充气膨胀控制锚杆在达到极限抗拔承载力之前处于弹性阶段,拉拔力-位移具有一定的线性关系;在达到极限抗拔承载力之后,锚杆并没有迅速失效破坏,其仍具有较强的锚固能力,即充气膨胀控制锚杆具有较高的残余强度。（4）建立充气膨胀控制锚杆的简化力学模型,将锚杆膨胀扩张后的形状简化为椭圆柱体,利用球孔扩张理论,推导出在不同挤土钢片类型下锚杆的锚固力计算公式。同时将理论计算值与试验数据进行对比分析,验证公式的准确性,并通过分析不同挤土钢片的抗拔性能,对该锚杆在实际工程中的应用提出一些建议。
程成[6]（2019）在《黏性土条件下充气膨胀控制型锚杆锚固机理研究》文中提出充气膨胀控制型锚杆作为一种新型结构的锚杆,是在充气锚杆的基础上经过改良加工而成。其基本原理是:利用软土在外力作用下可产生较大变形的特点,通过锚杆内部的气体膨胀装置挤压锚杆钢片与土体接触产生较大的摩阻力,以此提供锚杆的锚固力,从而达到锚固的效果。这种新型锚杆较传统注浆锚杆而言,适用性更强、经济性更好、更加符合基坑支护的技术要求、应用前景更加广阔。在岩土工程实际施工中,由于地质条件的不同,支护环境和空间变得复杂多样,传统锚杆的局限性逐渐显露出来,例如,锚固力不易控制且锚固力较小、无法重复利用、锚杆成本较高、侵占周边地下空间、不适用于软土基坑支护等。鉴于上述原因,近年来,随着工艺的不断变革,锚杆的种类逐渐增多,各种新型锚杆相继问世,例如螺旋锚杆、伞状自扩锚杆、水泥卷锚杆、压力分散型锚杆以及充气锚杆等。本文中提出的充气膨胀控制型锚杆属于膨胀摩擦锚杆,其结构主要由挤土装置（四片钢片）、膨胀装置（气囊）、传力装置（四根拉杆）、充气装置（空气压缩机）、控制装置（气压表）等五部分组成。充气膨胀控制型锚杆既具有一般摩擦型锚杆的基本作用,还能够回收再利用且锚固力可控、成本低、使用方便、结构简单,在软土中能承受较大围岩变形并且持续维持膨胀作用。由于充气膨胀控制型锚杆众多优点,故而一经问世便备受青睐,杨学祥副教授及其团队已被授权该项发明专利,并应用于工程实际,取得了阶段性的成果,为充气膨胀控制型锚杆在基坑支护工程中的实际应用奠定了基础。但是,锚杆支护在工程应用中的理论研究滞后于工程实践是不争的事实,本文要进行了以下研究:改良试验方案,引进新的试验工具及实验设备;通过现场试验以及理论分析,研究了充气膨胀控制型锚杆在黏性土条件下的锚固力的形成机理,介绍了该锚杆的工作原理以及独特的结构特点;结合现场数据对其进行综合评价,为其实际应用和理论研究提供参考和借鉴;通过现场试验,分析充气膨胀控制型锚杆的极限拉拔力与锚杆位移、气囊压强以及锚杆钢片表面所受土压力的关系;对充气膨胀控制型锚杆锚固力计算方法进行推导,并结合试验数据分析充气膨胀控制型锚杆锚固力产生的因素;将锚杆锚固力的计算值与试验值对比分析,验证了锚固力推导公式的准确性,为充气膨胀控制型锚杆的推广和应用提供参考和理论支持。
尚奇[7]（2018）在《1m近距离煤层采空区下回采巷道应力场分布及支护技术研究》文中进行了进一步梳理我国近距离煤层群赋存的资源比较丰富,且多运用下行开采的方式开采井下赋存的煤炭资源,此开采方式一般把上部煤层的底板作为下部煤层回采时的顶板,这样上部煤层回采后会对下部煤层的围岩应力及围岩状态产生很大的影响。特别是在两层煤的层间岩层距离较小时,上部煤层开采后其底板强度受到一定程度的破坏,且上覆岩层的自重应力等通过上部煤层遗留的区段煤柱向底板岩（煤）层传递,会在下部煤层产生局部的应力增高区,下部煤层受力环境比较复杂,对下部煤层回采时巷道的位置选择和围岩控制带来极大的困难。本论文以山西华烨煤矿层间距仅为1m的4号、4下号极近距离煤层赋存条件为研究背景,为了确保下部4下号煤层回采巷道在上部4号煤采空后巷道围岩的稳定性,分析了极近距离煤层赋存条件下影响下部4下号煤层巷道围岩稳定性主要因素有:巷道受上部4号煤层遗留区段煤柱的应力环境、巷道位置的选择、巷道围岩性质、巷道支护方式。通过理论分析、数值模拟、实验室试验、现场观测等研究方法,对1m超极近距离煤层采空区下回采巷道的巷道布置和巷道围岩控制进行了研究。研究的主要结果如下:（1）通过对上部煤层开采围岩应力分布规律进行分析,运用滑移线场理论、弹塑性理论建立了长壁开采采场应力计算力学模型,得出华烨煤矿4号煤层开采后底板破坏的最大深度为8.14m,超过了4号煤层和4下号煤层的层间距。（2）通过对煤柱稳定性的分析,建立煤柱塑性区计算模型,得出煤柱塑性区宽度的计算公式,结合华烨煤矿地质资料得出4号煤层稳定区段煤柱为7.93m9.93m,确定4108工作面和4109工作面之间的区段煤柱为稳定性煤柱。（3）通过理论计算和数值模拟分析了上层煤开采后遗留的不同宽度煤柱下底板围岩的垂直应力和主应力差分布规律,为下部4下号煤层回采巷道位置的选择提供理论指导。确定在1m层间距条件下,下部煤层回采巷道布置方式采用内错布置方式比较合适且巷道应布置在垂直应力和主应力差比较小且应力变化比较均匀的位置,结合数值模拟对垂直应力、主应力差及其应力变化均衡程度的结果确定了下部4下号煤层4301工作面两顺槽的合理内错距为10m。（4）对采空区下巷道顶板破坏特征和失稳规律进行了分析,确定了下部煤层巷道顶板控制原则为:（1）快速承载（2）竖向预紧（3）横向加固;提出巷道采用全长锚固锚杆网+工字钢架棚联合支护和基于水力膨胀锚杆全长锚固+顶板超前插管法的三维联合控顶技术两种支护技术对巷道围岩进行控制;通过对全长锚固锚杆网+工字钢架棚联合支护方式进行数值模拟,确定了该支护方案在井下应用前的可行性;通过现场工业性试验对巷道进行矿压观测,分析了巷道超前支护单体柱、巷道围岩变形量受采动影响的变化情况,并对巷道支护后的顶板进行窥视,确定华烨煤矿极近距离下部4下号煤层巷道围岩得到了有效控制。
胡银[8]（2017）在《膨胀控制型锚杆的研制与性能研究》文中认为膨胀控制型锚杆是基于充气锚杆利用软土层在内注压力下产生变形的原理进行开发与研制的。膨胀控制型锚杆的全新结构极大的改善了充气锚杆承载力过小、位移过大的缺点,其结构主要由挤土装置、膨胀装置、传力装置以及控制管路四大部分组成,其结构特征表现在锚杆采用气压或液压膨胀装置扩张包裹在膨胀装置外侧的挤土装置（圆钢管沿轴向等分剖切）,通过挤土装置与外围锚孔壁接触挤压,从而产生锚固力。膨胀控制型锚杆具有免注浆、锚固力可控、可完全回收等优点。而实际施工过程中,大量的注浆结石体留存在地下土体之中,不仅浪费资源,而且又不安全。对膨胀控制型锚杆进行深入研究,不仅具有重要的理论与实践的指导价值,而且还能带来良好经济效益。首先,本文基于带端挡板的膨胀控制型锚杆和带侧护板的膨胀控制型锚杆的研究现状,对膨胀控制型锚杆各构件的性能提出了具体的要求。每个构件都选取了不同的材料或不同结构形式进行了一系列的对比分析,在充分满足力学性能优良、构件制作简单的条件下,确定了锚杆的最终结构形式、各个构件的选用材料以及加工制作方法。然后,从足尺现场试验出发,通过在软土层中进行抗拔试验验证了膨胀控制型锚杆的结构的合理性,即膨胀控制型锚杆在整个抗拔过程中,优化后的挤土装置有效解决了膨胀装置与土体接触的问题,从根本上改变了锚杆的传力途径。在此基础上进行了一系列的验证试验,试验结果表明:膨胀控制型锚杆结构合理,其极限抗拔承载力较普通注浆型锚杆、带端挡板的膨胀控制型锚杆和带侧护板有了极大的提高。接着进行一系列的对比试验,试验结果表明:膨胀控制型锚杆的承载力的主要影响因素有充气压力、埋置深度、锚固长度以及挤土钢片的厚度等,其中影响最显着的因素为充气压力,呈一定倍数增长;然后是锚固段长度,承载力与锚固段长度呈线性关系;埋置深度以及挤土钢片厚度的增加对锚杆承载力的提高有一定作用,但影响效果不显着。在现场试验的基础上,对膨胀控制型锚杆的锚固机理和荷载-位移曲线图进行了详细的探讨分析,可将膨胀控制型锚杆的受力过程划分为三个阶段,即弹性阶段、塑性阶段和破坏阶段。锚杆的第三阶段与普通注浆型锚杆有明显的不同,具体表现在,普通注浆型锚杆在破坏之后承载力基本消失,而膨胀控制型锚杆在失效后,仍存在高达86.14%以上的残余应变。最后,通过简化锚杆的力学模型、基于圆孔扩张理论,推导出了膨胀控制型锚杆的锚固力简化计算公式,通过简化公式计算值与试验实测值进行比较,得到误差值均在±10%以内,验证了承载力计算公式的可靠性。并在此基础上,对膨胀控制型锚杆的失效模式进行了总结。
王玉峰,魏红磊[9]（2017）在《水力膨胀锚杆加固巷道围岩力学效应研究》文中认为针对鑫瑞煤矿5号煤层工作面及工作面巷道传统的树脂锚杆不能有效提高巷道破碎顶板整体稳定性,不能充分施加预紧力等问题,分析了极近距离煤层群开采时巷道破坏的主要原因,提出了"水力膨胀锚杆+钢筋梯子梁+锚网"联合支护技术,并通过分析水力膨胀锚杆受不同拉拔力时锚杆轴向分布应力,建立水力膨胀锚杆作用的力学分析模型,简要介绍了水力膨胀锚杆的作用机理和应用条件。基于数值模拟和力学模型的力学效应分析情况,将适应性较强的水力膨胀锚杆应用于鑫瑞煤矿。实践表明:采用"水力膨胀锚杆+钢筋梯子梁+锚网"联合加固支护新技术,能够有效控制下分层巷道围岩强烈变形,并取得良好的支护效果。
于洋,神文龙,高杰[10]（2016）在《极近距离煤层下位巷道变形机理及控制》文中提出为了解决极近距离煤层下位巷道围岩维护的难题,以山西蒲县北峪煤矿工程地质条件为背景,通过数值计算研究了极近距离上位煤层采空区下底板岩层的应力分布规律及下位煤层巷道变形破坏特征,确定了下位巷道顶板控制原则,并对不同顶板控制方式进行了现场测试;在此基础上,提出了基于水力膨胀锚杆全长锚固和顶板超前插管法的三维联合控顶技术,并依据力学计算和现场测试结果确定了关键参数。工业性试验表明,研究开发的控制技术对极近距离煤层下位巷道围岩的控制作用显着,巷道整体维护状况良好,给类似条件下的巷道围岩控制提供了有益的参考。
二、水力式膨胀锚杆的试验应用（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、水力式膨胀锚杆的试验应用（论文提纲范文）
（1）白芦矿极近距离采空区下4-2煤层首采面巷道布置及支护技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 研究内容与技术路线 |
| 2 4~2101 工作面生产地质概况与围岩测试 |
| 2.1 工作面地质概况 |
| 2.2 4~(-1)与4~(-2)煤层间距特征分析 |
| 2.3 围岩力学性能测试 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 4~(-1)煤层开采后底板应力分布特征研究 |
| 3.1 数值计算模型 |
| 3.2 4 号煤工作面回采后煤柱底板应力分布规律 |
| 3.3 4~(-2)煤层回采巷道围岩塑性区与应力分布规律 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 采空区下薄层顶板稳定控制技术研究 |
| 4.1 水力膨胀锚杆作用机理 |
| 4.2 薄层顶板形成预应力承载层的演化规律 |
| 4.3 不同支护方案支护效果对比分析 |
| 4.4 动压影响下回采巷道稳定性分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 回采巷道支护方案研究 |
| 5.1 支护方案一 |
| 5.2 支护方案二 |
| 5.3 超前支护 |
| 5.4 施工要求 |
| 5.5 开切眼支护方案 |
| 5.6 矿压观测方案 |
| 5.7 本章小结 |
| 6 主要结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）动压巷道底鼓控制技术（论文提纲范文）
| 1 工程概况 |
| 2 S2106瓦排巷围岩变形特征 |
| 3 水力膨胀锚杆控制底鼓原理 |
| 4 工业性试验 |
| 4.1 底鼓锚杆支护参数 |
| 4.2 矿压观测分析 |
| 5 结 语 |
（3）千米深井巷道围岩支护—改性—卸压协同控制原理及技术（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 选题意义 |
| 1.2 国内外研究概况—文献综述 |
| 1.2.1 深部高应力巷道围岩控制机理研究现状 |
| 1.2.2 锚杆支护机理研究现状 |
| 1.2.3 巷道围岩注浆改性机理研究现状 |
| 1.2.4 采动巷道水力压裂卸压机理研究现状 |
| 1.2.5 存在的问题 |
| 1.3 论文主要研究内容 |
| 1.4 论文研究方法与技术路线 |
| 1.4.1 研究方法 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 第2章 千米深井巷道围岩大变形机理及协同控制方法 |
| 2.1 千米深井巷道地质力学条件及支护现状 |
| 2.1.1 试验巷道地质与生产条件 |
| 2.1.2 巷道原支护方案与状况 |
| 2.1.3 巷道支护存在的问题 |
| 2.2 巷道围岩物理力学特性研究 |
| 2.3 千米深井巷道围岩大变形数值模拟分析 |
| 2.3.1 数值模拟方案及参数 |
| 2.3.2 地应力对巷道围岩变形影响分析 |
| 2.3.3 围岩强度劣化对巷道围岩变形影响分析 |
| 2.3.4 工作面长度对巷道围岩变形影响分析 |
| 2.3.5 偏应力对巷道围岩变形影响分析 |
| 2.3.6 千米深井软岩巷道围岩大变形机理 |
| 2.4 巷道围岩控制方法确定 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 巷道支护-改性-卸压协同控制相似材料模型试验研究 |
| 3.1 试验方案 |
| 3.1.1 试验工程背景 |
| 3.1.2 试验内容 |
| 3.1.3 试验方案 |
| 3.2 模型相似材料与参数 |
| 3.2.1 模型相似材料选取 |
| 3.2.2 支护-改性-卸压相似参数 |
| 3.3 大型高刚度可旋转采场相似模型试验系统 |
| 3.3.1 高刚度可旋转式承载框架 |
| 3.3.2 液压双向加载系统 |
| 3.3.3 伺服控制系统 |
| 3.3.4 多源信息监测系统 |
| 3.4 模拟方案与模型铺设 |
| 3.5 工作面开采矿压规律分析 |
| 3.5.1 工作面开采覆岩破断形态及位移变化规律 |
| 3.5.2 水力压裂对工作面回采覆岩断裂及裂隙分布的影响 |
| 3.5.3 工作面开采阶段拟开挖巷道围岩采动应力演化规律 |
| 3.5.4 工作面中部底板采动应力演化规律 |
| 3.6 锚杆锚索支护巷道相似材料模型试验结果分析 |
| 3.6.1 锚杆锚索支护方案模型内部应力分布规律 |
| 3.6.2 锚杆锚索支护方案模型底板应力演化规律 |
| 3.6.3 锚杆锚索支护巷道支护体受力变化规律 |
| 3.6.4 锚杆锚索支护巷道围岩裂隙场分布及变形规律 |
| 3.7 支护-改性-卸压协同控制巷道相似模型试验结果分析 |
| 3.7.1 支护-改性-卸压协同控制方案模型内部应力分布规律 |
| 3.7.2 支护-改性-卸压协同控制方案模型底板应力演化规律 |
| 3.7.3 支护-改性-卸压协同控制巷道支护体受力变化规律 |
| 3.7.4 支护-改性-卸压协同控制巷道围岩裂隙场分布及变形规律 |
| 3.8 本章小结 |
| 第4章 巷道支护-改性-卸压协同控制数值模拟研究 |
| 4.1 相似材料模型尺度下巷道支护-改性-卸压协同控制原理数值模拟 |
| 4.1.1 相似材料模型尺度下数值计算模型建立 |
| 4.1.2 工作面回采煤岩层应力及变形情况 |
| 4.1.3 千米深井巷道围岩受力变形及破坏特征 |
| 4.1.4 数值模拟与相似材料模型试验对比分析 |
| 4.2 井下工程尺度下巷道支护-改性-卸压协同控制原理数值模拟 |
| 4.2.1 井下工程尺度下数值计算模型建立 |
| 4.2.2 千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制原理 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 巷道支护-改性-卸压协同控制技术研究 |
| 5.1 千米深井巷道锚杆承载特性 |
| 5.1.1 CRMG700 型超高强度高冲击韧性锚杆开发 |
| 5.1.2 锚杆蠕变试验及分析 |
| 5.1.3 锚杆拉、剪、扭、弯及冲击复合应力承载试验 |
| 5.2 高压劈裂注浆改性材料与技术 |
| 5.2.1 微纳米有机无机复合改性材料及性能 |
| 5.2.2 煤样注浆改性剪切力学性能试验研究 |
| 5.2.3 高压劈裂注浆改性井下试验 |
| 5.3 水力压裂卸压技术 |
| 5.3.1 水力压裂卸压机具与设备 |
| 5.3.2 水力压裂卸压工艺 |
| 5.3.3 压裂效果检测与评价 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 巷道支护-改性-卸压协同控制井下试验 |
| 6.1 试验巷道支护-改性-卸压协同控制方案 |
| 6.2 千米深井巷道支护-改性-卸压协同控制井下实施 |
| 6.2.1 高预应力锚杆支护井下实施 |
| 6.2.2 超前高压劈裂注浆改性井下实施 |
| 6.2.3 水力压裂卸压井下实施 |
| 6.3 千米深井巷道围岩矿压监测与效果分析 |
| 6.3.1 井下矿压监测测站布置 |
| 6.3.2 巷道变形与支护结构受力监测与分析 |
| 6.3.3 一维采动应力监测与分析 |
| 6.3.4 三维采动应力监测与分析 |
| 6.3.5 工作面液压支架工作阻力变化分析 |
| 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 |
| 读博期间发表的学术论文与其他研究成果 |
（4）新城金矿-830m中段支护工程设计与施工管理（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景和意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要研究内容 |
| 1.4 研究方法与技术路线 |
| 2 矿山概况及区域地质调查 |
| 2.1 矿山简介 |
| 2.2 矿区地质概况 |
| 2.3 研究现场工程地质勘查及分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 岩石力学实验及岩体结构面调查 |
| 3.1 矿区地应力分部规律 |
| 3.2 室内岩石力学实验 |
| 3.3 巷道岩体结构面信息调查 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 巷道失稳破坏机理分析 |
| 4.1 影响矿山巷道围岩稳定性的因素 |
| 4.2 新城金矿巷道围岩破坏类型及稳定性影响因素 |
| 4.3 新城金矿破碎巷道围岩失稳机理 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 巷道支护方案设计及施工管理 |
| 5.1 巷道围岩稳定性控制理论分析 |
| 5.2 巷道支护方案设计 |
| 5.3 -830m中段巷道支护方案设计 |
| 5.4 支护工程施工管理 |
| 6 结论及展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
（5）挤土钢片特性对充气膨胀控制锚杆承载性能的影响研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 岩土锚固技术的发展及基本理论 |
| 1.3 新型锚杆的发展现状 |
| 1.4 本文的研究意义 |
| 1.5 本文研究内容及技术路线 |
| 第2章 充气膨胀控制锚杆的构造及选材研究 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 充气膨胀控制锚杆的构造及锚固机理 |
| 2.3 充气膨胀控制锚杆的选材研究 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 充气膨胀控制锚杆的现场试验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 试验准备 |
| 3.3 锚杆拉拔试验方案 |
| 3.4 现场拉拔试验过程 |
| 3.5 拉拔试验数据整理 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 拉拔试验结果分析 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 挤土钢片厚度对锚杆抗拔承载力的影响 |
| 4.3 挤土钢片表面纹理对锚杆抗拔承载力的影响 |
| 4.4 挤土钢片粗糙度对锚杆抗拔承载力的影响 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 充气膨胀控制锚杆极限抗拔力计算分析 |
| 5.0 引言 |
| 5.1 充气膨胀控制锚杆抗拔力的组成分析 |
| 5.2 充气膨胀控制锚杆抗拔力承载力计算 |
| 5.3 理论值与试验值对比分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 个人简介 |
（6）黏性土条件下充气膨胀控制型锚杆锚固机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 锚杆及锚固技术的概况 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 问题的提出及研究意义 |
| 1.4 主要研究内容、路线及方法 |
| 第2章 充气膨胀控制型锚杆的结构特征与工作机理 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 充气膨胀控制型锚杆的发展 |
| 2.3 充气膨胀控制型锚杆的结构特征 |
| 2.4 充气膨胀控制型锚杆的作用机理 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 充气膨胀控制型锚杆的现场试验研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 试验场地基本情况简介 |
| 3.3 现场试验方案设计 |
| 3.4 现场试验实施过程 |
| 3.5 试验结果数据整理 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 试验结果与分析 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 锚杆承载力与锚头位移的关系 |
| 4.3 锚杆承载力与拉筋轴力的关系 |
| 4.4 锚杆承载力与土压力的关系 |
| 4.5 小结 |
| 第5章 充气膨胀控制型锚杆的锚固力分析 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 充气膨胀控制型锚杆锚固力的分类 |
| 5.3 膨胀锚杆锚固力计算 |
| 5.4 锚杆锚固力理论值与试验值的对比分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 第6章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 个人简介 |
（7）1m近距离煤层采空区下回采巷道应力场分布及支护技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题研究背景和意义 |
| 1.1.1 课题提出的背景 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 极近距离煤层开采理论及技术研究现状 |
| 1.2.2 极近距离煤层底板破坏研究现状 |
| 1.2.3 极近距离煤层巷道布置研究现状 |
| 1.2.4 所存在的问题 |
| 1.3 研究内容和研究方法 |
| 1.4 研究的技术路线 |
| 第二章 下部4_下号煤层巷道顶板赋存特征及支护分析 |
| 2.1 华烨煤矿地质状况分析 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 可采煤层赋存情况 |
| 2.1.3 工程地质条件 |
| 2.2 煤层及其顶底板物理力学实验 |
| 2.2.1 实验目的 |
| 2.2.2 实验结果 |
| 2.3 下部4_下号煤层巷道顶板赋存状态及支护分析 |
| 2.3.1 巷道顶板赋存状态 |
| 2.3.2 巷道位置合理布置及支护难点分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 极近距离上部煤层开采底板破坏特征分析 |
| 3.1 概述 |
| 3.2 上部煤层开采采场应力分布规律 |
| 3.3 极近距离上部煤层开采底板损伤深度理论分析 |
| 3.3.1 弹塑性理论计算底板损伤深度 |
| 3.3.2 滑移线场理论计算底板损伤深度 |
| 3.3.3 华烨煤业4号煤开采底板损伤深度计算 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 极近距离煤层下部煤层回采巷道布置研究 |
| 4.1 极近距离上部煤层煤柱稳定性分析 |
| 4.1.1 煤柱塑性区宽度的确定 |
| 4.1.2 极近距离上位煤层煤柱塑性区宽度的确定 |
| 4.1.3 华烨煤矿塑性区煤柱稳定性分析 |
| 4.2 上部煤层遗留煤柱底板应力分布规律理论分析 |
| 4.2.1 遗留煤柱底板模型建立 |
| 4.2.2 遗留煤柱底板应力理论分析 |
| 4.2.3 遗留煤柱底板主应力差解析 |
| 4.2.4 华烨4号煤层煤柱下不同深度底板岩层应力分布规律 |
| 4.3 上部煤层遗留煤柱底板应力分布数值模拟 |
| 4.3.1 FLAC~(3D)数值模拟软件的介绍 |
| 4.3.2 数值模拟模型建立 |
| 4.3.3 单、双侧采空区下遗留区段煤柱底板应力分布对比 |
| 4.3.4 不同宽度煤柱下底板垂直应力和主应力差分布规律分析 |
| 4.3.5 不同宽度煤柱下底板垂直应力集中系数及变化率分析 |
| 4.3.6 不同宽度煤柱下底板主应力差应力集中系数及变化率分析 |
| 4.4 下部煤层回采巷道位置的确定 |
| 4.4.1 下部煤层回采巷道位置确定原则 |
| 4.4.2 华烨下部4_下号煤层回采巷道位置的确定 |
| 4.5 本章小结 |
| 第五章 极近距离下部煤层回采巷道围岩控制技术研究 |
| 5.1 极近距离煤层下部煤层巷道破坏特征及失稳规律分析 |
| 5.1.1 下部煤层巷道破坏特征分析 |
| 5.1.2 下部煤层巷道失稳规律分析 |
| 5.2 下部煤层巷道顶板控制原则 |
| 5.3 下部煤层巷道围岩控制方式探究 |
| 5.3.1 锚杆支护理论及作用机理分析 |
| 5.3.2 下部4_下号煤层巷道几种控制方式的探究 |
| 5.4 华烨4_下号煤层回采巷道支护方案确定 |
| 5.5 下部4_下号煤层回采巷道数值模拟分析 |
| 5.5.1 模型建立 |
| 5.5.2 数值模拟结果分析 |
| 5.5.3 巷道围岩变形量分析 |
| 5.6 现场矿压观测 |
| 5.6.1 矿压观测站布置 |
| 5.6.2 观测结果分析 |
| 5.7 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间的主要成果 |
（8）膨胀控制型锚杆的研制与性能研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 岩土锚固技术的发展概况 |
| 1.2 普通灌浆型锚杆存在的问题 |
| 1.3 新型摩擦型锚杆的研究现状 |
| 1.4 膨胀控制型锚杆的研究现状 |
| 1.5 本课题的提出与研究意义 |
| 1.6 本文研究内容和技术路线 |
| 第2章 膨胀控制型锚杆的结构及加工方法 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 膨胀控制型锚杆的结构特征 |
| 2.3 膨胀控制型锚杆结构设计和材料选择 |
| 2.4 膨胀控制型锚杆的加工制作 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 膨胀控制型锚杆的力学试验现场研究 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 试验步骤、试验装置以及基本规定 |
| 3.3 膨胀控制型锚杆的现场验证试验分析 |
| 3.4 膨胀控制型锚杆抗拔承载力的影响因素试验研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 膨胀控制型锚杆的承载力与位移理论研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 膨胀控制型锚杆的力学模型分析 |
| 4.3 膨胀控制型锚杆承载力理论分析 |
| 4.4 膨胀控制型锚杆失效模式研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 个人简介 |
（9）水力膨胀锚杆加固巷道围岩力学效应研究（论文提纲范文）
| 1 工程概况 |
| 2 水力膨胀锚杆的作用机理与结构 |
| 3 水力膨胀锚杆作用机理的力学效应分析 |
| 3.1 水力膨胀锚杆作用机理的数值模拟 |
| 3.2 锚固长度对巷道围岩应力场的影响 |
| 3.3 水力膨胀锚杆力学效应分析 |
| 3.4 水力膨胀锚杆的应用条件 |
| 4 工程应用 |
| 5 结论 |
（10）极近距离煤层下位巷道变形机理及控制（论文提纲范文）
| 1 工程背景 |
| 2 采空区下底板应力变形破坏特征 |
| 2.1 数值计算模型 |
| 2.2 底板应力分布规律 |
| 2.3 采空区下巷道变形破坏特征 |
| 2.3.1 采空区下底板破坏深度估算 |
| 2.3.2 下位巷道变形破坏特征 |
| 3 下位巷道顶板控制方式探究 |
| 3.1 控制原则 |
| 3.2 上位煤层采空区冒落带高度测试 |
| 3.3 树脂锚固锚杆可锚性试验 |
| 3.4 全长锚固水力膨胀锚杆 |
| 3.4.1 结构和锚固机理 |
| 3.4.2 锚固效果测试 |
| 4 三维联合控顶技术 |
| 4.1 控制原理 |
| 4.2 关键参数 |
| 4.3 控制技术 |
| 4.4 控制效果 |
| 5 结论 |
四、水力式膨胀锚杆的试验应用（论文参考文献）
- [1]白芦矿极近距离采空区下4-2煤层首采面巷道布置及支护技术研究[D]. 郑伟. 中国矿业大学, 2020(07)
- [2]动压巷道底鼓控制技术[J]. 冯源. 煤, 2020(07)
- [3]千米深井巷道围岩支护—改性—卸压协同控制原理及技术[D]. 姜鹏飞. 煤炭科学研究总院, 2020(08)
- [4]新城金矿-830m中段支护工程设计与施工管理[D]. 原凯. 山东科技大学, 2020(06)
- [5]挤土钢片特性对充气膨胀控制锚杆承载性能的影响研究[D]. 焦园发. 长江大学, 2020(02)
- [6]黏性土条件下充气膨胀控制型锚杆锚固机理研究[D]. 程成. 长江大学, 2019(11)
- [7]1m近距离煤层采空区下回采巷道应力场分布及支护技术研究[D]. 尚奇. 太原理工大学, 2018(10)
- [8]膨胀控制型锚杆的研制与性能研究[D]. 胡银. 长江大学, 2017(02)
- [9]水力膨胀锚杆加固巷道围岩力学效应研究[J]. 王玉峰,魏红磊. 煤炭工程, 2017(02)
- [10]极近距离煤层下位巷道变形机理及控制[J]. 于洋,神文龙,高杰. 采矿与安全工程学报, 2016(01)