一、采准巷道锚杆支护的研究与实践（论文文献综述）
范祥祥[1]（2020）在《深部泥质砂岩预应力锚杆支护参数对深部巷道帮部压缩拱影响分析》文中指出随着社会快速发展,能源需求量日益增加,煤矿开采逐渐向深部进行,巷道越深原岩应力越大,岩层种类和性质变得更为复杂,给地下巷道支护增加了新的难度,需要更加安全有效的支护方案。在地下煤矿巷道的支护中,锚杆锚索支护是主流的支护方式,由于巷道埋深不同、岩性不同和巷道横截面尺寸不同,没有一种支护方式是万能的。本文针对淮北矿区的许疃煤矿3238底抽巷工程,在岩性为泥质砂岩情况下研究巷道附加应力分布和组合拱的形成及发展,分析在组合拱形成的条件下的位移时空分布典型特征曲线。本文主要分析巷道帮部锚杆支护间距对附加应力的影响,次要分析锚杆长度度巷道帮部附加应力的影响。为了让研究具有实际意义,选取泥质砂岩为研究对象,巷道横断面为直墙半圆拱,帮部高度1.6米,半圆拱半径为2.6米,底拱长度为5.2米。锚杆间距分别取800mm、600mm、400mm和300mm。取原岩应力为0Mpa分析附加应力分布情况,在附加应力形成组合拱的情况下,取原岩应力为16Mpa分析位移梯度时空分布特征曲线。不同方案中锚杆在数值模型中的坐标,锚杆的具体支护间距、长度和预紧力在正文中有表示。利用txt文本编写程序,调整锚杆间距、长度和预紧力,使用FLAC3D数值模拟软件进行数值模拟,在FLAC3D软件中查看模型的附加应力云图,将FLAC3D软件文件转换成Tecplot文件,利用Tecplot软件处理数据,切取巷道帮部的附加应力和位移梯度数据,最后用Origin将切取的数据绘制成曲线图,并加以分析。本文关于围岩稳定性分析,主要是分析帮部附加应力分布和帮部水平位移量变化;附加应力分析主要考虑锚杆间距对附加应力叠加的影响,位移量分析主要考虑帮部水平位移量变化。最终得出如下结论:锚杆间距是影响附加应力叠加的主要因素,其次是锚杆长度、预紧力、岩性、埋深、巷道横截面积等。锚杆间距越小附加应力叠加的越明显,组合拱越容易形成形成,对巷道稳定越有利。总结起来就是,岩性差和埋深大的巷道需要把锚杆布置的越密集,在这个前提下,根据每个巷道的实际情况来布置锚杆,本文可以给工程实际提供参考意义。
张剑[2]（2020）在《西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用》文中提出近距离煤层群开采巷道围岩显现出独特的矿压特征,单一煤层开采巷道围岩控制理论不再完全适用。论文针对近距煤层开采巷道围岩控制理论研究存在的不足,以西山矿区典型近距煤层开采为工程背景,采用现场测试、理论分析、数值模拟、模型试验、及现场实践等综合性研究方法,开展地质参数测试、巷道围岩活动规律、巷道布置方法、巷道顶板稳定控制原理、及巷道控制现场试验等内容,研究成果可为近距煤层开采煤矿巷道围岩稳定控制提供技术支撑和理论依据,主要成果集中如下:（1）西山矿区地应力为中等水平,构造应力占主导地位,采深决定地应力场类型,水平最大主应力方向呈N5°WN89.7°W和N5.6°EN87°E,揭示出矿区地应力场分布规律。2#主采煤层顶板岩性包括泥岩、砂质泥岩、及细砂岩,强度为2060MPa;8#主采煤层顶板岩性包含石灰岩、泥岩、及砂岩,强度为20100MPa,探明顶板岩性组成及强度分布特征。顶板岩层发育沉积和构造两类结构面,测明主采煤层顶板煤岩体结构面发育特征。（2）建立宽煤柱底板力学模型,推导出煤柱底板应力解析式,采深和煤柱宽度是影响煤柱底板应力分布的重要参数,采深加大则应力增高,煤柱增宽,则应力降低,但应力集中系数与采深和煤柱宽度无关,理论分析与数值计算相吻合。探究采深、岩体强度、及工作面长度对底板破坏深度的影响,得出采深越深,则底板破坏深度就越大,而底板岩体强度越高,则底板破坏深度就越小,采深和底板岩体强度是影响底板采动破坏深度的关键参数。探讨底板为非均匀多岩性岩层赋存特征,提出底板岩体强度宜采用各岩层强度的加权平均值,修正底板岩层屈服破坏深度函数式。（3）构建以杜儿坪煤矿近距煤层为原型的相似模型,采用非接触式应变-位移测量系统,研究近距上下煤层开挖过程煤柱和采空区底板位移场-应力场的演化规律,结论为:（1）上煤层开挖,煤柱底板应力分布形态由单峰转变为双峰,且以煤柱中央为轴呈对称分布特征,与理论分析与数值计算吻合;下煤层开挖,煤柱底板应力分布形态发生显着改变,最终煤柱应力释放失稳破坏,揭示出煤柱底板应力动态演变规律。（2）上下煤层开挖,采空区底板位移均显现先增加后减小最后恢复为0,揭示出采空区底板变形破坏演化规律;（3）量测出上煤层采后残留煤柱两侧覆岩破断角,先采面为60°,后采面为55°。（4）剖析煤矿常用近距煤层反向内错布置法的局限性,提出同向内错布置法,综合分析确认煤柱底板应力影响深度大于底板采动破坏深度,提出内错距的两类确定方法:（1）若层间距小于底板破坏深度,则内错距采用（?）;若层间距大于底板破坏深度,则内错距采用（?）。（5）揭示出采空区底板岩体强度呈渐进式衰减劣化特征,提出采用劣化率表征采动损伤程度,建立底板岩体强度劣化率计算式;提出下煤层巷道顶板分成单岩性岩层、两岩性岩层、多岩性岩层3种类型,建立有无锚杆锚索加固顶板力学模型,探讨层间距、巷道宽度、采深对顶板稳定的影响,揭示出层间距越大则越有利于顶板稳定,巷道跨度越宽则越不利于顶板稳定,采深加深则顶板稳定性降低,阐明预应力锚杆锚索加固顶板的力学原理,将叠合梁转变为组合梁,增强顶板抗弯刚度,降低顶板挠曲变形,确保顶板稳定。（6）以西山杜儿坪煤矿典型近距煤层为试验对象,采用同向内错布置73903工作面,基于内错距确定方法,得到皮带巷和轨道巷错距分别为9m和10m,提出皮带巷采用锚杆锚索控制技术,矿压观测表明皮带巷围岩变形可控满足回采使用,通过现场实践检验了理论研究成果的科学合理。
吴志刚[3]（2020）在《近水平综放开采沿空掘巷煤柱承载机理及应用研究》文中进行了进一步梳理小煤柱护巷技术作为煤炭资源高效绿色开采技术的重要组成部分,近年来得到越来越多的应用,尤其在西部矿区厚煤层开采时。本文针对沿空掘巷煤柱尺寸难以确定的问题,运用现场测试、理论分析、相似模拟、数值模拟相结合的方法,对综放工作面沿空掘巷煤柱承载机理开展研究,提出包含煤层采高、覆岩结构、煤体强度、载荷特性、巷道尺寸等参数的煤柱宽度理论计算方法,支撑沿空掘巷全寿命周期煤柱设计。论文以柳巷煤矿为工程背景,从沿空掘巷煤柱支撑上覆岩层载荷为出发点,开展以下研究工作:（1）通过矿压观测揭示不同宽度煤柱沿空掘巷的矿压显现规律;（2）开展采空区倾向关键层理论研究,提出煤柱应力计算公式;（3）相似模拟和数字散斑测试方法相融合,研究采空区倾向上覆岩层运动特征、煤柱区域应力及变形破坏特征;（4）数值模拟研究不同宽度煤柱的沿空掘巷围岩应力场、位移场的变化规律;（5）沿空掘巷煤柱优化设计及工程实践。研究取得如下成果:（1）进行综放工作面8m和15m宽度煤柱的沿空掘巷矿压规律实测,得出煤柱宽度为8m时,两帮移近量以煤柱变形为主,煤柱宽度为15m时,两帮移近量以实体煤的变形为主,煤柱宽度对巷道矿压显现有显着的影响。（2）构建倾向关键块结构为基础的稳定模型,得出关键块受力结构。研究表明:板梁弯曲下沉带是承载关键层,依据变形协调原则,判定板梁弯曲下沉带底部和围岩体形成类似直角三角形的承载大结构。沿空掘巷布置在三角形大结构的下方时,煤柱上方类似直角梯形的小结构决定煤柱应力。根据面积分摊法,计算煤柱应力,煤柱应力与其上方的直角梯形面积成正比,与煤柱宽度成反比。（3）相似模拟和散斑测试研究表明:采空区上覆岩层裂隙带高度（直角梯形的高）为采高的7.5倍,直角梯形的钝角105.6°。覆岩稳定后,煤柱区域水平方向位移由上而下依次增加;沿空掘巷过程中,煤柱底部有横向剪切破坏。压剪载荷作用下,煤柱围岩出现拉压交替变化特征,随着剪应力增加,煤体强度近似线性降低。（4）数值模拟表明:采高10m时,超前支承应力集中系数为1.78（回采时煤柱动载系数）;沿空掘巷围岩塑性破坏、顶板下沉量随着煤柱宽度增加而降低、煤柱宽度超过10m,围岩塑性区、顶板下沉量降低幅度减少;煤柱的应力峰值随着煤柱宽度增加先增大后变小。数值模拟表明10m煤柱宽度合理。（5）提出新的煤柱计算公式对（柳巷煤矿30105工作面）沿空掘巷煤柱进行安全性校核,计算表明:8m煤柱的安全系数小于回采时煤柱的动载系数1.78;通过安全性校核的煤柱理论计算宽度为9.4m,接近现场实测煤柱宽度9.5m。建议预留10m煤柱,并考虑锚杆支护对煤柱的作用,确保安全系数大于动载系数。现场应用表明,10m煤柱沿空掘巷,掘进回采时煤柱最大变形量小于51mm,煤柱稳定可靠。
董恩远[4]（2020）在《深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究》文中认为随着浅部煤炭资源的枯竭,煤炭开采向深部发展是必然趋势,其围岩变形破坏特征与浅部开采有所不同,深部巷道变形严重,制约了深部煤炭的安全高效开采。而巷道围岩的变形来源于塑性区破裂围岩的剪胀变形,控制围岩变形实质上转化成了如何控制塑性区的发育以及塑性区破裂围岩的持续蠕变。目前,深部开采中巷道支护问题还没有很好的解决,尚缺乏有效的支护技术。因此,从根本上认识塑性区的形成机理、锚杆对塑性区破裂围岩的锚固作用以及提出合理的支护对策对我国深部煤炭的安全高效开采具有推动作用。本文以平煤六矿轨道上山为工程背景,采用理论研究、实验室试验、数值计算、工程应用等综合研究方法,系统研究了巷道围岩塑性区形成的力学机理;研究了锚杆对岩体加速蠕变的控制作用;探讨了锚杆对峰后破裂围岩变形的锚固机理;指出了深部巷道的稳定性控制原理以及基于塑性区分布形态进行锚杆支护设计的锚固原理,并提出柔性锚杆锚固技术。本文的研究成果如下:1、阐述了巷道围岩塑性区形成的力学机制（1）基于M-C强度破坏准则将基尔希解代入到塑性条件中得到塑性区边界方程,分析边界方程得出,围岩侧压系数影响塑性区形态,当侧压系数从1.0降至0.3的过程中,顶底板塑性区半径与帮部塑性区半径呈现出此消彼涨的变化趋势,即随侧压系数的增大顶底板塑性区半径逐渐减小,塑性区形态逐渐由圆形变化到椭圆形,当侧压系数继续减小时,塑性区呈现出“蝶形”形态。（2）受地质构造或采动影响,围岩主应力方向会发生变化,主应力方向决定着塑性区的最大深度发育方向,即应力方向影响着“蝶形”塑性区的蝶叶方位。埋深、内摩擦角、黏聚力只对蝶形塑性区发育深度产生影响,不会改变塑性区的蝶叶发育方位。（3）侧压系数等于1时,最大主应力方向平行于巷道切向,最小主应力方向经过巷道中心位置;侧压系数小于1时,围岩中最大主应力方向不再平行于巷道切向,最小主应力方向不再经过巷道中心位置,导致围岩剪切破坏方向发生变化,且侧压系数越小主应力方向变化越大,导致应力峰值曲线逐渐由图内闭合的圆形发展到图内不闭合的近直线形。2、研究了锚杆对围岩蠕变的控制作用（1）采用应变参量来表示岩体是否进入加速蠕变阶段,引入了带应变触发的非线性黏壶来描述岩石进入加速蠕变的阶段。当模型整体应变小于应变触发临界值εa时,该非线性加速蠕变元件类似于刚体元件,不发挥任何作用;当模型整体应变大于应变触发临界值εa时,该非线性加速蠕变元件处于激活状态。将该非线性加速蠕变元件与能较好描述衰减蠕变阶段及稳定蠕变阶段的Burger模型进行串联,得到能描述岩石蠕变三个阶段的改进Burger模型。（2）建立了锚固基础与围岩交界面处的锚固系统力学模型,得出锚固基础与交界面的极限抗剪强度决定了锚杆能提供的最大锚固力。假设锚杆为理想弹性材料,锚固剂与锚杆、围岩界面强度也足够强,随围岩蠕变的发展,根据破裂区的边界位置与锚杆锚固段相对位置,将锚固力随时间的变化划分为三个阶段,分别为锚固力稳定阶段、锚固力逐渐削弱阶段,残余锚固力阶段。（3）引入一个带锚固力损伤系数的塑性元件来表征锚固基础受力超过屈服极限后锚固力逐渐损伤的过程,并建立了锚固基础分别位于弹性区以及塑性区内时与围岩耦合的蠕变模型。通过分析本构方程得出锚杆支护对围岩蠕变的控制机理概括为两个方面:一是锚杆支护分担了围岩承受的载荷;二是锚杆支护等效于增大了围岩的刚度,约束了围岩变形。而充分发挥锚杆支护性能、延长锚杆支护时效、维持巷道处于稳定工作状态所需的空间需要同时满足两个条件:锚杆受载不超过杆体破断载荷,锚固基础位于塑性区之外。3、提出了峰后破裂围岩的锚固机理（1）研制了大比例三维相似模拟试验台,该模型试验台能够模拟真实的三维应力,能够通过前置反力架对完整试件进行预裂,并对预裂后的试件根据需要安装不同数量的锚杆。（2）试件不安装锚杆时,试件呈现出脆性破坏;对试件安装锚杆后,试件应力应变曲线呈现出较好的屈服平台,体现出较大的塑性流动现象,甚至出现应变硬化特征,说明锚固试件在发生变形的同时还能保持较高的承载能力。随支护密度增大,试件承载能力也增大,相应拉杆应力也随之增大,而锚杆提供的支护阻力出现先增大后变小的趋势,但是对试件的整体支护阻力变大,说明支护一根锚杆时支护强度不够,当支护三根锚杆时出现一定的支护强度过剩。（3）随锚杆预紧力增大,试件承载能力增强,试件峰值强度增长速率逐渐降低,预紧力对试件峰值强度的增长作用逐渐变小。当预紧力较小时,锚杆提供的支护阻力较小,当增大支护预紧力后,锚杆提供的支护阻力急剧增大,而拉杆应力也随着预紧力的增大而逐渐增大。（4）随锚杆支护密度及预紧力的增大,试件的体应变逐渐减小,曲线呈现出下凹的形态,体应变降低速率逐渐减小。由此说明,锚杆支护密度及预紧力对试件体应变的降低程度是有限的,一味的增加锚杆支护密度并不能最大限度的降低试件体应变,反而增加了支护成本及支护难度。（5）在试件竖向位移较为接近的情况下,锚杆支护密度不同,试件的破坏形态不同,试件在锚杆的作用下要经历局部的稳定-失稳-再稳定的周期过程,直至整个系统出现平衡。而锚杆的支护密度大相当于施加给试件的等效围压大,试件发生横向位移需要克服的载荷随之增大,从而预裂试件的峰值载荷较大,经历二次破裂的机率也大大增加,因此,锚杆支护密度大的破裂试件的块体破碎严重且块体尺寸偏小。4、提出深部巷道围岩稳定性控制方法及技术巷道围岩控制应由巷道围岩变形控制向巷道围岩稳定性控制转变,即允许巷道有一定的变形使锚杆适应围岩的变形特性,充分发挥锚杆的材料特性。合理的支护设计应根据围岩各位置塑性区深度进行协调支护、差别支护设计,保证各位置锚固基础均位于弹性区,充分发挥锚杆的材料性能,避免局部强支护造成过度支护以及局部弱支护造成支护失效。因此,采用柔性锚杆代替常规锚索,来克服普通锚索延伸率较小的缺陷,将塑性区破裂围岩锚固在深部稳定的弹性区内,同时能提供较大的支护阻力。5、现场工程试验基于蝶形塑性区理论对试验巷道设计了新的支护方案,采用弹性锚索代替普通锚索,根据塑性区形态设计锚固深度。对试验巷道的矿压监测结果显示,采用新支护方案能有效降低巷道围岩变形量,虽然新支护方案没有从根本上杜绝巷道围岩的离层,但是柔性锚索能够很好的适应顶板的下沉,没有出现锚固失效现象,监测期间内的巷道围岩变形量满足矿井安全生产的要求。因此,基于蝶形塑性区理论使用延伸量大的弹性锚索设计支护方案能够保证巷道安全生产、降低巷道维护费用的要求。
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》文中提出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。
王鹏龙[7]（2018）在《顶板差异性及锚杆参数对锚杆预应力扩散效果的影响研究》文中研究指明随着煤炭行业的不断发展,锚杆支护技术有了长足的进步,相应地,锚固理论也逐渐地完善起来。在锚杆支护理论的发展过程中,科研工作者发现了预应力锚杆的主动支护作用,利用锚杆的预应力改变岩体受力状态的性质,使岩层内部形成具有一定承载能力的锚固体,达到控制巷道顶板稳定的效果。本论文以马军峪煤业90111运输顺槽为地质原型,现场调研了巷道围岩地质特征,实验室测定了岩石物理力学性质,基于现有锚杆支护理论及预应力锚杆支护机理,根据现场实际地质条件状况,将顶板差异性引起的巷道支护效果的变化与锚杆支护参数对锚杆预应力扩散效果的影响作为本文的主要研究内容,具体内容及结论如下:1、通过归纳常见的几种巷道支护理论,研究了巷道围岩变形特征、预应力锚杆支护作用机理,得出了锚杆预应力能够为围岩表面提供支护抗力、形成具有一定承载能力的组合梁结构、改善围岩力学参数、改善围岩受力状态、改善围岩变形性能、控制围岩有害变形。2、通过现场调研,对试验巷道顶板共划分了五种差异性巷道顶板,具体以K2石灰岩顶板中软弱夹层的不同层位作为依据,即泥岩位于巷道顶板0m、0.2m、0.4m、0.6m和0.8m处,并根据层状顶板关键层理论,对泥岩的不同层位进行了理论计算,得出了泥岩位于顶板0.2m处,关键层范围内巷道顶板挠度最大,此时顶板离层发生的可能性最大,安全性较低。3、通过对巷道顶板离层可能性最大的情况进行数值模拟,验证了理论计算的结果,即泥岩位于巷道顶板0.2m时,锚杆预应力扩散效果最差,围岩控制难度最大,即支护难度最大。4、通过数值计算模拟发现,锚杆预应力扩散效果（扩散率）与锚杆预应力呈对数关系,且随着预应力的增大而增大;锚杆预应力扩散效果与锚杆间排距呈线性关系,且随着间排距的增大而减小;锚杆直径和锚杆长度对锚杆预应力的扩散效果影响较小,显着相关性较小。通过数值模拟,得出锚杆预应力扩散效果与锚杆参数间的数学表达式:k=0.0807+0.3379ln K-0.637H-0.0002（D2+D）-0.0162（L2+L）5、通过对两种支护方案在掘进和回采期间的矿压监测发现,优化后的支护方案分别在两个时期对巷道围岩变形起到了有效的控制作用,并且在工作面回采期间,预应力锚杆的支护作用更加显着。
陈国军[8]（2017）在《马营煤矿厚顶煤巷道接长锚杆支护技术研究》文中研究指明马营煤矿9#煤层平均厚度6.95m,回采巷道采用锚杆锚索联合支护方式,锚索长度虽已达到6m锚入稳定岩层中,但巷道冒顶现象仍有发生。针对马营煤矿厚顶煤破碎顶板的特点和巷道冒顶具体情况,应用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的方法研究了接长锚杆支护方法及支护参数。通过巷道顶板岩芯取样和岩层结构钻孔探测,研究巷道顶板的物理力学性质,依据顶板稳定性分类标准得出巷道顶板为Ⅲ类不稳定顶板;根据接长锚杆的结构及性能参数,应用数值模拟的方法,分析巷道围岩塑性破坏、位移特征和应力特征变化规律,结合松动圈现场实测结论,设计了接长锚杆和普通锚杆协调支护的支护参数;最后,开展了接长锚杆的工业性试验,进行压力和位移监测。试验巷道在受到采动影响后没有发生冒顶。研究表明,本论文设计的接长锚杆支护参数能够满足马营煤矿9103工作面厚顶煤巷道的支护要求,并可替代锚索,降低巷道支护成本。
代净[9]（2016）在《沿顶底板掘进的大断面煤层巷道支护技术研究》文中研究指明随着现代化矿井安全高效综合机械化开采技术的发展,为满足矿井通风、运输及大型设备的安装等要求,巷道断面尺寸不断增大,大断面煤巷的支护问题已经严重影响了煤矿的安全高效生产,大断面巷道采用锚杆支护怎样才能有效地控制围岩变形,已成为一个亟待解决的问题。长平煤业有限责任公司长平煤矿胶轮车大巷、回风大巷和运输大巷设计断面均为矩形断面,掘进断面宽5.8 m,高5.6 m,面积32.48 m2,论文以长平矿大断面支护问题为研究目标,在综合分析煤层区域条件,现场工程地质特征、大断面巷道破坏及失稳特征以及支护模式基础上,综合运用理论分析、数值模拟、地应力测试、现场实验、矿压监测等手段,采用锚杆支护动态信息设计方法,针对长平矿的具体地质条件进行了大断面巷道的支护设计。通过对示范巷道表面围岩变化监测和钻孔围岩窥视,验证了高预应力强力一次支护系统支护效果良好。
吴永[10]（2015）在《采动影响下巷道支护研究》文中研究说明我国的煤炭产量90%来自地下开采，由于巷道的开挖诱发了支承压力，支承压力会导致一系列物理过程的发展，应力集中超过了围岩强度，围岩容易破碎、导致失稳、造成开采停顿。尽管对采动影响下巷道支护做了大量研究，但是煤巷地质条件复杂、多变，对锚杆支护作用机理有待系统的深入研究。有必要对采动应力场的分布特征及其对巷道的影响做出分析，通过工程类比法、理论分析法、FLAC3D数值模拟法等分析确定合理的支护设计，对围岩进行有效控制，使巷道达到稳定。本文以保德矿回采巷道为背景，对采动影响下巷道支护进行研究。主要内容和成果有：首先，在各种形式矿山压力的复杂显现过程中，较强的扰动引起地层的运移，这时采动支承压力会对回采巷道造成强烈影响。使用FLAC3D软件，分析受到采动影响在回采空间周围形成的支承压力的特征，并得到合理的护巷煤柱尺寸。合理的护巷煤柱可以减少巷道的有害变形，减少巷道的维护，减少煤炭浪费，使巷道布置得到优化。其次，在不考虑原岩应力条件下，运用FLAC3D软件，模拟分析预应力的扩散规律。由于预紧力的作用，在围岩体锚固范围内形成预应力场。在多根锚杆作用下，锚杆预应力场彼此重叠、相互叠加形成压缩带，具有承载作用。运用FLAC3D软件模拟分析预紧力锚杆在不同间、排距情况下对岩体施加应力场的影响范围。最后得出了合理的支护密度，使围岩达到稳定状态。支护是为加强回采巷道围岩的稳定性，使其保持承载力，目的是利用围岩体的固有强度，成为自载结构，发挥岩体的自载能力。锚杆（索）对围岩施加的预紧力属于主动支护，对围岩有加固作用。通过工程类比法和理论分析法对保德煤矿回风顺槽的支护参数进行设计，并运用FLAC3D软件模拟巷道在采动影响下的应力云图、位移云图、塑性区等，可以看出设计的支护参数是合理有效的，能满足工程实际要求。
二、采准巷道锚杆支护的研究与实践（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、采准巷道锚杆支护的研究与实践（论文提纲范文）
（1）深部泥质砂岩预应力锚杆支护参数对深部巷道帮部压缩拱影响分析（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 巷道围岩承载机理研究 |
| 1.2.2 巷道支护理论的发展现状 |
| 1.3 数值计算法研究现状 |
| 1.4 预应力锚杆受力分析 |
| 1.4.1 预应力锚杆对岩层的加固作用 |
| 1.4.2 预应力锚杆对松动岩层的加固机理 |
| 1.4.3 预应力锚杆的设计 |
| 1.5 本文主要研究内容和方法 |
| 1.5.1 研究内容 |
| 1.5.2 研究思路 |
| 1.6 技术路线图 |
| 1.7 本章小结 |
| 第二章 工程概况 |
| 2.1 许疃煤矿3238底抽巷工程概况 |
| 2.1.1 巷道埋深及地质条件 |
| 2.2 巷道围岩力学性质测定 |
| 2.2.1 现场实测仪器设备简介 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 FLAC3D数值模型介绍 |
| 3.1 关于FLAC3D |
| 3.1.1 FLAC3D简介 |
| 3.1.2 边界条件 |
| 3.1.3 应变软化模型 |
| 3.1.4 应变软化模型相关参数的确定 |
| 3.2 模型的基本建立过程 |
| 3.2.1 数值模型计算基本程序 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 深部巷道围岩变形破坏特征和锚杆支护机理 |
| 4.1 巷道岩层破坏特征 |
| 4.2 巷道围岩基本破坏形态 |
| 4.2.1 围岩拉裂破坏 |
| 4.2.2 围岩剪切破坏 |
| 4.3 锚杆支护作用机理 |
| 4.3.1 给巷道表面增加支护力减缓变形发展 |
| 4.3.2 将围岩破碎区域结合形成承载力更强的组合梁或组合拱 |
| 4.3.3 控制围岩力学性能的降低,提高围岩承载能力 |
| 4.3.4 改善岩体受力状态以及围岩应力场 |
| 4.3.5 锚杆与锚索共同支护在围岩中形成叠加承载体 |
| 4.4 本章小节 |
| 第五章 预应力锚杆对围岩加固作用的数值模拟 |
| 5.1 泥质砂岩下预紧力锚杆对组合拱附加应力的影响 |
| 5.1.1 支护方案和支护参数介绍 |
| 5.1.2 不同支护方案下水平应力场和竖直应力场云图 |
| 5.1.3 不同支护方案下水平和竖直附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.4 锚杆长度2.8米不同预紧力和间距附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.5 锚杆长度2.5米不同预紧力和间距附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.6 锚杆间距600mm锚杆不同预紧力和长度附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.7 锚杆间距400mm锚杆不同预紧力和长度附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.8 不同间距和长度帮部两根锚杆中间位置水平附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.9 锚杆长度2.8米间距300mm和400mm帮部两根锚杆中间位置水平附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.1.10 锚杆间距400mm长度2.5米和长度2.8米帮部两根锚杆中间位置水平附加应力曲线图对比和分析 |
| 5.2 已形成压缩拱模型的位移量分析 |
| 5.2.1 锚杆长度2.8米间距300mm和间距400mm位移量对比图和分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 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 |
（2）西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 选题意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 近距煤层群开采的定义及判别方法 |
| 1.2.2 近距煤层群上行式开采方面的研究 |
| 1.2.3 近距煤层群下行式开采方面的研究 |
| 1.2.4 近距煤层群开采巷道围岩控制方法及支护技术 |
| 1.2.5 研究的不足 |
| 1.3 论文主要研究内容 |
| 1.4 论文研究方法和技术路线 |
| 第2章 西山矿区巷道围岩基础参数现场测试研究 |
| 2.1 地应力测试与分析 |
| 2.1.1 测量方法及装备 |
| 2.1.2 地应力分布特征分析 |
| 2.2 围岩强度测量与分析 |
| 2.2.1 测量方法 |
| 2.2.2 测量结果及分析 |
| 2.2.3 煤岩体强度分布特征分析 |
| 2.3 巷道顶板围岩结构特征观测与分析 |
| 2.3.1 测量方法 |
| 2.3.2 结果与分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 近距离煤层群开采围岩活动机理研究 |
| 3.1 煤柱应力底板传递规律研究 |
| 3.1.1 煤柱稳定性分析 |
| 3.1.2 煤柱应力底板传递规律的理论研究 |
| 3.1.3 煤柱应力分布规律的数值模拟研究 |
| 3.1.4 煤柱应力底板传递特征数值分析 |
| 3.2 近距上煤层采后底板变形破坏特征研究 |
| 3.2.1 底板屈服破坏深度的理论分析 |
| 3.2.2 算例分析 |
| 3.2.3 岩体强度对底板破坏深度的影响分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 近距离煤层群开采围岩活动规律相似模型试验研究 |
| 4.1 相似模型试验方案 |
| 4.1.1 试验方案 |
| 4.1.2 监测方案 |
| 4.2 近距上煤层开采模拟试验研究 |
| 4.2.1 第1 个工作面开挖 |
| 4.2.2 第2 个工作面开挖 |
| 4.3 近距下煤层开采模型试验研究 |
| 4.3.1 第1 个工作面开挖 |
| 4.3.2 第2 个工作面开挖 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 近距煤层巷道布置方法与顶板稳定控制原理研究 |
| 5.1 近距下煤层回采巷道布置方法 |
| 5.1.1 常用回采巷道布置法缺陷分析 |
| 5.1.2 近距下部煤层回采巷道新式布置法 |
| 5.1.3 错距确定方法的研究 |
| 5.1.4 错距的确定原则 |
| 5.1.5 错距的确定方法 |
| 5.2 近距煤层顶板稳定控制原理 |
| 5.2.1 近距下煤层顶底板岩体强度损伤劣化特征分析 |
| 5.2.2 采动底板岩体强度劣化特征分析 |
| 5.2.3 采动底板岩体弹性模量的获取 |
| 5.2.4 近距下煤层回采巷道顶板稳定性控制力学原理 |
| 5.3 本章小结 |
| 第6章 近距煤层开采巷道围岩稳定控制试验研究 |
| 6.1 矿井地质概况 |
| 6.1.1 地层分布特征 |
| 6.2 南九采区近距煤层开采现状 |
| 6.2.1 近距煤层采掘现状 |
| 6.2.2 下煤层回采巷道维护状况 |
| 6.2.3 近距下部73902 两巷变形破坏原因分析 |
| 6.3 南九采区近距73903 皮带巷试验 |
| 6.3.1 确定下部73903 两巷布置形式 |
| 6.3.2 确定下部73903 两巷内错距大小 |
| 6.3.3 73903 试验工作面地质参数评估 |
| 6.3.4 基于数值模拟试验的内错巷道围岩稳定性分析 |
| 6.3.5 73903 皮带巷锚杆锚索锚固力试验 |
| 6.3.6 73903 皮带巷支护设计 |
| 6.3.7 73903 皮带巷围岩控制效果评价 |
| 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 |
| 在读期间发表的学术论文与取得的其他研究成果 |
（3）近水平综放开采沿空掘巷煤柱承载机理及应用研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状及分析 |
| 1.2.1 综放开采上覆岩层结构运移规律研究现状 |
| 1.2.2 综放沿空掘巷煤柱宽度研究现状 |
| 1.2.3 煤柱稳定性分析及控制措施 |
| 1.3 研究内容与方法 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 2 不同宽度煤柱沿空掘巷围岩应力及变形特征实测 |
| 2.1 工程地质条件 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 监测巷道概况 |
| 2.1.3 煤岩物理力学性质 |
| 2.2 巷道矿压监测方法 |
| 2.3 8m煤柱监测结果分析 |
| 2.3.1 巷道表面位移 |
| 2.3.2 锚杆锚索载荷 |
| 2.3.3 煤柱应力 |
| 2.3.4 巷道变形破坏状态 |
| 2.4 15m煤柱监测结果分析 |
| 2.4.1 巷道表面位移 |
| 2.4.2 锚杆锚索载荷 |
| 2.4.3 煤柱应力监测 |
| 2.4.4 巷道变形破坏状态 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 基于关键层的沿空煤岩柱承载机理及应力估算 |
| 3.1 关键层理论及力学基础 |
| 3.2 采空区倾向关键块的力学分析 |
| 3.2.1 工作面倾向的关键块力学分析 |
| 3.2.2 采空区倾向三角形空间形态 |
| 3.3 沿空掘巷煤柱应力计算 |
| 3.3.1 沿空掘巷煤柱应力计算 |
| 3.3.2 考虑偏心压缩的煤柱应力修正 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 综放开采倾向覆岩结构及煤柱变形演化模拟研究 |
| 4.1 模型建立及模拟过程概述 |
| 4.1.1 相似模拟概述 |
| 4.1.2 数值模拟研究 |
| 4.2 倾向覆岩结构及应力场演化研究 |
| 4.2.1 倾向覆岩运移及应力场演化相似模拟结果分析 |
| 4.2.2 采空区倾向应力场演化数值模拟结果分析 |
| 4.3 沿空掘巷煤柱变形破坏时空演化特征研究 |
| 4.3.1 沿空掘巷煤柱变形破坏时空演化相似模拟结果及分析 |
| 4.3.2 沿空掘巷煤柱变形破坏时空演化特征数值模拟结果及分析 |
| 4.4 沿空巷道围岩变形破坏演化特征研究 |
| 4.4.1 采动影响下沿空巷道塑性区变化规律 |
| 4.4.2 采动影响下沿空巷道应力变化规律 |
| 4.4.3 采动影响下沿空巷道位移变化规律 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 综放开采煤柱稳定性影响因素及设计方法研究 |
| 5.1 煤岩层层间摩擦效应对煤柱稳定性影响研究 |
| 5.1.1 实验方法及实验过程 |
| 5.1.2 层间摩擦效应的煤柱稳定性实验结果 |
| 5.1.3 层间剪力对煤柱强度影响 |
| 5.1.4 层间剪力计算方法 |
| 5.2 锚杆支护对煤柱承载性能的影响 |
| 5.2.1 锚杆支护强度及约束煤柱变形原理 |
| 5.2.2 煤柱弱面及对其稳定性影响 |
| 5.3 沿空掘巷煤柱安全系数校核研究 |
| 5.3.1 沿空掘巷煤柱强度计算 |
| 5.3.2 煤柱安全系数计算 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 合理煤柱设计现场实践 |
| 6.1 柳巷沿空掘巷煤柱留设尺寸设计 |
| 6.2 柳巷沿空掘巷煤柱支护优化 |
| 6.2.1 支护方案设计 |
| 6.2.2 支护方案效果模拟分析 |
| 6.3 沿空巷道矿压监测与支护效果分析 |
| 6.3.1 表面变形 |
| 6.3.2 锚杆锚索轴向载荷 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 主要结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 不足及展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（4）深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深部巷道定义及工程特点 |
| 1.2.2 巷道围岩塑性区理论研究现状 |
| 1.2.3 深部巷道围岩锚固承载机理研究现状 |
| 1.2.4 存在的主要问题 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 研究路线 |
| 第2章 深部巷道围岩塑性区理论研究 |
| 2.1 围岩塑性区边界方程 |
| 2.1.1 力学模型 |
| 2.1.2 塑性区边界方程 |
| 2.2 影响因素分析 |
| 2.2.1 侧压系数的影响 |
| 2.2.2 主应力方向的影响 |
| 2.2.3 埋深的影响 |
| 2.2.4 岩性的影响 |
| 2.3 塑性区不规则形态形成力学机制 |
| 2.3.1 围岩破坏准则 |
| 2.3.2 数值模拟分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 破碎围岩锚固体蠕变机理 |
| 3.1 非线性黏弹塑性蠕变模型 |
| 3.1.1 岩石蠕变特性及曲线 |
| 3.1.2 锚杆力学特性及曲线 |
| 3.2 围岩弹塑性区蠕变本构模型 |
| 3.2.1 锚杆本构模型 |
| 3.2.2 围岩弹塑性区流变模型 |
| 3.2.3 围岩-锚杆耦合本构模型 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 深部巷道围岩锚固试验研究 |
| 4.1 三维模拟试验台设计 |
| 4.1.1 试验台研制目的 |
| 4.1.2 应力边界条件及应力加载 |
| 4.1.3 数据采集系统 |
| 4.2 模型相似材料的配制 |
| 4.2.1 相似模拟实验原理 |
| 4.2.2 相似材料制作与力学测试 |
| 4.2.3 相似试验材料的确定 |
| 4.3 相似模拟试验方法 |
| 4.3.1 地质力学模型制作方法 |
| 4.3.2 试验方案 |
| 4.4 试验结果分析 |
| 4.4.1 试件强度特性 |
| 4.4.2 变形破坏特征 |
| 4.4.3 破坏模式 |
| 4.5 围岩非连续变形控制机理分析 |
| 4.6 巷道围岩稳定性控制原理与技术 |
| 4.7 本章小结 |
| 第5章 锚杆锚固机理数值模拟研究 |
| 5.1 数值模拟软件选择 |
| 5.2 数值模型的建立及方案 |
| 5.3 数值模拟结果分析 |
| 5.3.1 不同锚杆预紧力支护效果 |
| 5.3.2 不同锚杆支护密度对支护应力场的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 现场试验 |
| 6.1 工程概况 |
| 6.2 锚杆支护设计方案 |
| 6.2.1 巷道地应力分析 |
| 6.2.2 巷道塑性区数值模拟 |
| 6.2.3 新支护方案设计 |
| 6.3 现场试验结果分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论及展望 |
| 7.1 主要结论与创新 |
| 7.1.1 主要结论 |
| 7.1.2 创新点 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 附录 :攻读学位期间发表的论文与科研成果清单 |
| 致谢 |
（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）顶板差异性及锚杆参数对锚杆预应力扩散效果的影响研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 预应力锚杆支护技术研究现状 |
| 1.2.1 预应力锚杆支护技术在煤矿中的应用概况 |
| 1.2.2 预应力锚杆支护作用机理研究的发展现状 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 第二章 锚杆支护理论及支护机理研究 |
| 2.1 巷道围岩变形破坏特征 |
| 2.2 锚杆支护理论 |
| 2.2.1 悬吊理论 |
| 2.2.2 组合梁理论 |
| 2.2.3 组合拱(压缩拱)理论 |
| 2.2.4 最大水平应力理论 |
| 2.2.5 围岩松动圈支护理论 |
| 2.2.6 围岩强度强化理论 |
| 2.3 预应力锚杆支护机理研究 |
| 2.3.1 及时提供支护阻力,控制围岩变形破坏 |
| 2.3.2 提高围岩整体稳定性,形成组合梁或组合拱 |
| 2.3.3 改善围岩力学环境,提高自身承载能力 |
| 2.3.4 改善岩体的受力状态 |
| 2.3.5 改善围岩体的变形性能 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 顶板差异性对锚杆支护的影响 |
| 3.1 工程概况 |
| 3.1.1 地质概况 |
| 3.1.2 围岩物理力学性质测定 |
| 3.2 理论计算 |
| 3.3 数值模拟 |
| 3.3.1 数值模拟目的及方案 |
| 3.3.2 数值计算模型建立 |
| 3.3.3 数值模拟结果及分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 锚杆对围岩受力状态影响数值分析 |
| 4.1 数值模拟目的及方案 |
| 4.2 数值计算模型建立 |
| 4.3 数值模拟结果及分析 |
| 4.3.1 锚杆预应力在巷道围岩中扩散效果数值分析 |
| 4.3.2 锚杆预应力扩散效果多因素分析结果 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 工程实践 |
| 5.1 巷道围岩支护参数 |
| 5.2 巷道围岩稳定性监测内容及方法 |
| 5.3 巷道围岩稳定性监测结果分析 |
| 5.3.1 巷道掘进阶段围岩稳定性分析 |
| 5.3.2 工作面回采阶段围岩稳定性分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 第六章 结论及展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读硕士学位期间发表的学术论文与参与的科研项目 |
（8）马营煤矿厚顶煤巷道接长锚杆支护技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题的提出 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 国内外锚杆支护研究现状 |
| 1.2.2 国内锚杆支护理论研究现状 |
| 1.3 主要研究内容、研究方法 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法及技术路线 |
| 2 9103工作面巷道围岩结构分析 |
| 2.1 煤层地质概况 |
| 2.1.1 井田地质特征 |
| 2.1.2 含煤地层和可采煤层 |
| 2.1.3 巷道顶板煤岩层结构特点 |
| 2.2 煤系地层沉积环境分析 |
| 2.3 回采巷道顶板岩层结构研究 |
| 2.3.1 顶板岩芯取样 |
| 2.3.2 顶板岩层结构钻孔探测 |
| 2.3.3 顶板结构分析 |
| 2.4 顶板稳定性分类 |
| 2.4.1 顶板稳定性分类原则 |
| 2.4.2 顶板稳定性分类标准 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 9103工作面回采巷道接长锚杆支护参数设计 |
| 3.1 接长锚杆结构工艺及力学性质 |
| 3.1.1 接长锚杆结构 |
| 3.1.2 接长锚杆性能参数 |
| 3.2 厚顶煤巷道不稳定顶板接长锚杆支护机理分析 |
| 3.3 松动圈测试 |
| 3.3.1 测试目的、原理和测点布置 |
| 3.3.2 测试分析方法及结果 |
| 3.3.3 松动圈测试结论 |
| 3.4 回采巷道支护方案数值模拟分析 |
| 3.4.1 数值模拟目的和研究内容 |
| 3.4.2 岩石物理力学参数 |
| 3.4.3 模型的建立 |
| 3.4.4 数值模拟计算结果及分析 |
| 3.5 支护参数设计 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 9103工作面接长锚杆工业试验与支护效果监测 |
| 4.1 接长锚杆试验巷道 |
| 4.2 接长锚杆支护效果监测 |
| 4.2.1 接长锚杆受力监测 |
| 4.2.2 多基点顶板监测 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（9）沿顶底板掘进的大断面煤层巷道支护技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景和意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 发展历史与现状 |
| 1.2.2 理论的发展 |
| 1.3 主要研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 2 大断面巷道破坏形式及不稳定原因分析 |
| 2.1 矿井概况 |
| 2.1.1 煤层赋存条件 |
| 2.1.2 工作面及大巷位置 |
| 2.1.3 巷道围岩岩性和强度 |
| 2.2 现有巷道破坏的形式 |
| 2.3 大巷不稳定原因分析 |
| 2.4 锚杆支护巷道破坏原因分析 |
| 2.4.1 煤层厚度及埋藏深度 |
| 2.4.2 地应力 |
| 2.4.3 煤柱尺寸及采动影响 |
| 2.4.4 支护强度 |
| 2.4.5 巷道布置方式 |
| 2.4.6 工程质量 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 大断面巷道掘进支护初始设计 |
| 3.1 锚杆支护设计方法 |
| 3.1.1 锚杆支护设计方法 |
| 3.1.2 锚杆支护原则 |
| 3.2 地应力测试 |
| 3.3 支护方案数值模拟 |
| 3.3.1 数值计算模型 |
| 3.3.2 数值模拟结果及分析 |
| 3.4 支护方案设计 |
| 3.5 巷道支护材料 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 现场监测数据分析 |
| 4.1 矿压监测技术 |
| 4.1.1 监测方法 |
| 4.1.2 矿压监测内容 |
| 4.1.3 监测设备 |
| 4.2 矿压监测数据分析 |
| 4.2.1 示范巷道锚杆、锚索受力分析 |
| 4.2.2 示范巷道表面位移变化分析 |
| 4.3 钻孔围岩窥视 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（10）采动影响下巷道支护研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 巷道围岩破坏机理研究现状 |
| 1.2.2 煤层巷道锚杆支护理论研究现状 |
| 1.2.3 支护技术国内外发展现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究的主要内容和实现方法 |
| 2 矿井概况 |
| 2.1 保德煤矿工作面概况 |
| 2.1.1 煤层特征情况 |
| 2.1.2 煤层顶底板情况 |
| 2.1.3 地质构造 |
| 2.1.4 瓦斯、煤尘及煤层自燃情况 |
| 2.2 水文状况 |
| 2.3 存在问题和解决方案 |
| 3 采动影响下的巷道应力分布研究 |
| 3.1 巷道开挖后围岩应力重新分布特征 |
| 3.2 回采工作面周围支承压力分布 |
| 3.2.1 工作面开采后支承压力分布规律 |
| 3.2.2 侧向支承压力分布 |
| 3.3 留设合理的护巷煤柱 |
| 3.3.1 护巷煤柱应力状态 |
| 3.3.2 煤柱宽度对应力状态的影响 |
| 3.3.3 护巷煤柱宽度的理论计算 |
| 3.4 区段煤柱变形特征研究 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 锚杆（索）支护作用机理及锚杆支护参数设计 |
| 4.1 预应力锚杆（索）支护作用机理 |
| 4.1.1 锚杆预紧力作用的理论分析 |
| 4.1.2 锚杆预紧力作用的理论分析 |
| 4.2 预应力锚杆（索）加固作用 |
| 4.2.1 对围岩整体加固作用 |
| 4.2.2 对层状岩层的加固作用 |
| 4.2.3 局部加固机理 |
| 4.2.4 锚杆加固设计的原则 |
| 4.3 锚索支护作用机理及参数 |
| 4.4 锚杆（索）联合支护 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 保德矿支护设计 |
| 5.1 数值模型的建立 |
| 5.1.1 模拟目的 |
| 5.1.2 建立模型 |
| 5.2 锚杆支护参数设计 |
| 5.2.1 采用类比法合理选择支护参数 |
| 5.2.2 计算法校核支护参数 |
| 5.2.3 采用数值模拟法模拟支护参数 |
| 5.3 支承压力分布及护巷煤柱宽度的确定 |
| 5.4 巷道数值模拟分析 |
| 5.4.1 竖向位移计算结果与分析 |
| 5.4.2 围岩破坏范围与塑性区 |
| 5.4.3 水平位移计算结果与分析 |
| 5.4.4 最大主应力分析 |
| 5.5 支护设计工程应用 |
| 5.6 支护工艺 |
| 5.6.1 支护作业顺序 |
| 5.6.2 支护要求 |
| 5.6.3 监测结果 |
| 5.7 本章小结 |
| 结论 |
| 参考文献 |
| 在学研究成果 |
| 致谢 |
四、采准巷道锚杆支护的研究与实践（论文参考文献）
- [1]深部泥质砂岩预应力锚杆支护参数对深部巷道帮部压缩拱影响分析[D]. 范祥祥. 安徽建筑大学, 2020(01)
- [2]西山矿区近距离煤层群开采巷道围岩控制技术研究及应用[D]. 张剑. 煤炭科学研究总院, 2020(08)
- [3]近水平综放开采沿空掘巷煤柱承载机理及应用研究[D]. 吴志刚. 煤炭科学研究总院, 2020(08)
- [4]深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究[D]. 董恩远. 湖南科技大学, 2020
- [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]顶板差异性及锚杆参数对锚杆预应力扩散效果的影响研究[D]. 王鹏龙. 太原理工大学, 2018(10)
- [8]马营煤矿厚顶煤巷道接长锚杆支护技术研究[D]. 陈国军. 辽宁工程技术大学, 2017(02)
- [9]沿顶底板掘进的大断面煤层巷道支护技术研究[D]. 代净. 辽宁工程技术大学, 2016(02)
- [10]采动影响下巷道支护研究[D]. 吴永. 内蒙古科技大学, 2015(08)