一、淮南矿区大采深复合顶板“三软”煤层沿空掘巷锚杆支护技术（论文文献综述）
康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威[1]（2022）在《无煤柱开采围岩控制技术及应用》文中认为我国煤矿无煤柱开采技术研究与应用已有60多年。综合分析了沿空留巷、沿空掘巷、跨巷开采及采空区布置巷道等无煤柱开采方法及适用条件、围岩控制取得的研究成果。在沿空留巷方面的主要内容为:不同开采系统的沿空留巷类型、围岩变形与破坏特征;沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系;沿空留巷巷内基本支护、巷内加强支护、巷旁支护形式及支护性能;爆破与水力压裂围岩卸压机理及技术;沿空留巷断面优化及维护时间控制;沿空留巷支护设计原则及沿空留巷安全技术。在沿空掘巷方面,论述沿空掘巷的类型及小煤柱尺寸设计方法,分析沿空掘巷围岩结构特征、围岩变形的主要影响因素及沿空掘巷围岩控制技术。介绍跨巷无煤柱开采的类型,分析巷道与采煤工作面底板的垂直距离、工作面边界至巷道的水平距离等参数对跨采巷道围岩变形的影响。论述在采空区布置巷道的方式:在采空区形成巷道和掘进巷道,分析采空区巷道的应力环境及施工存在的难点。介绍陕西何家塔煤矿支卸组合泵充混凝土支柱沿空留巷、山西野川煤矿泵充钢筋混凝土墙与水平长钻孔水力压裂卸压沿空留巷围岩控制2个应用实例,分析沿空留巷围岩变形控制效果。最后,提出无煤柱开采方法及围岩控制技术的改进意见与发展方向。
谢正正[2]（2020）在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中研究表明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。
徐燕飞,徐翀,陈永春,安士凯,毕波[3]（2020）在《三软煤层复合顶板巷道控制技术研究》文中研究表明为解决淮南矿区三软煤层复合顶板巷道锚杆支护过程中存在的局部支护结构变形、损伤以及巷道破坏等工程问题,采用现场测试、理论分析、数值模拟、工程验证的研究方法,分析了三软煤层复合顶板巷道锚杆支护失效原因和围岩控制机理,指出淮南矿区为实现锚杆支护对三软煤层复合顶板巷道的稳定控制,在锚杆支护设计和管理上应注重以下4方面:①利用合理长度的锚杆和支护附件构建起围岩浅部的"压力拱"结构;②使锚索深入围岩内部稳定岩层,在深部有效发挥"悬吊"作用;③加强对巷道薄弱部位的支护;④设计合理的施工参数,协调围岩体和支护体变形。以顾桥煤矿13-1三软煤层复合顶板巷道锚杆支护为工程背景,在锚杆支护控制运用理论方面,基于新奥法动态信息化施工过程指导思想,构建了由设计、施工、监测、评价、优化环节构成的三软煤层复合顶板巷道控制技术体系;在锚杆支护参数选择方面,从初始参数设计、参数检验、现场参数适时调整、薄弱部位强化等环节出发,确立了锚杆参数动态管理方法,在锚杆施工管理方面,从施工质量标准化体系建设和支护安全措施保障入手,构建了锚杆施工管理保障技术;在锚杆支护系统可靠性分析方面,引入一次二阶矩JC法,从锚杆锚固力和承载力2项指标出发,分析了锚杆支护结构的可靠性;基于对支护薄弱环节结构可靠性提高的考虑,对原支护方案进行了优化;获得了淮南矿区三软煤层复合顶板巷道锚杆支护结构可靠指标β值取1.0～1.5为宜。
王小康[4]（2020）在《不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究》文中研究指明随着煤矿开采深度的不断增加,原岩应力与构造应力越来越大,巷道围岩稳定性逐渐降低。浅部时巷道围岩多表现为弹塑性变形,进入深部后会表现出软岩的非连续、非协调大变形特征。本文通过收集大量的巷道围岩变形数据并进行统计,较为系统的研究了埋深变化对巷道围岩变形规律的影响,在此基础上,模拟分析了锚固围岩变形对于锚杆支护作用的影响。主要研究内容如下:（1）论文以大量的巷道围岩变形数据为基础,根据巷道服务阶段将巷道分为仍在掘进中未受工作面回采影响的新掘巷道和掘成后受工作面回采影响的采动巷道两种,分析了埋深变化对于两类巷道围岩变形规律的影响,得出新掘巷道在掘成后的50天内,前5天的巷道变形量基本不受埋深变化的影响,且各埋深段巷道的变形期相同,均可分为变形剧烈期（1～15天）、缓和期（15～35天）和稳定期（35～50天）。采动巷道在工作面回采的100 m范围内,可将其分为采动影响剧烈范围（10～60 m）和采动影响缓和范围（60～100 m）。并在此基础上依据巷道断面大小和不同顶底板岩性对新掘巷道进行分类,进一步分析断面大小和围岩岩性对于巷道围岩变形规律的影响,从而验证了埋深是影响巷道围岩变形规律的主要因素。（2）基于淮南谢桥矿三条埋深相近巷道的围岩变形实测数据,分析了埋深在无明显变化情况下对巷道围岩变形的影响规律,得出各条巷道掘进期间受掘成时间影响所呈现的变形规律相同,且工作面回采期间围岩的变形规律也相同,三条巷道最终变形量的最大差值约13%,进一步验证埋深变化对于巷道围岩变形规律的影响。（3）基于谢桥矿12521巷道的现场条件,采用FLAC3D模拟分析了锚固围岩发生不同程度的变形对于锚杆支护作用的影响,得出了锚固围岩变形后,围岩内部位于托盘下部和锚杆锚固段周围的岩体会出现呈半椭圆状和椭圆状的压应力集中区,当围岩变形量持续增大,应力集中区域稍有减小。在锚杆与围岩不发生同步位移的情况下,锚固围岩的变形会引起锚杆自由端的轴力值大于锚固端,且随着变形量的增加两者轴力差值逐渐减小,而锚杆与围岩同时位移时,锚杆两端轴力差值随围岩变形量的增加而逐渐变大。
姜鹏飞[5]（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》文中研究说明我国埋深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。
支光辉[6]（2020）在《“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究》文中进行了进一步梳理赵家寨矿属于典型的“三软”厚煤层,回采巷道托顶煤平均厚度2～3m不等,沿空掘巷局部地段破坏严重,影响现场正常使用。在施工锚网索支护时,存在锚固孔成孔质量差、塌孔现象严重以及锚固力较低等问题,临近采空区小煤柱表现尤为严重。因此,论文基于赵家寨矿现有地质开采条件,采用现场观测、理论分析、数值模拟、相似模拟以及现场试验等方法对“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷矿压显现规律、松软破碎煤体钻-封-注一体化锚固机理及工艺、装置等进行了系统深入的研究。主要取得了以下研究成果:（1）在现场观测的基础上,分析了留小煤柱沿空巷道围岩变形破坏特征,发现沿空掘巷围岩变形呈现非对称形式,小煤柱侧变形值及所受垂直应力较大;围岩塑性区范围较大,小煤柱完全呈现塑性状态,且小煤柱内有一剪切带,可能会导致小煤柱的失稳破坏。（2）基于自主设计的钻-封-注一体化可接长锚杆,通过理论分析,论述了“三软”厚煤层综放工作面沿空小煤柱巷道钻-封-注一体化锚固机理。优化确定了钻-封-注一体化可接长锚杆杆体和连接件的强度和尺寸,确定了最优注浆压力,分析了封孔长度与封堵效果关系。发现在软煤中注浆裂隙扩展范围较大,注浆稳定后相同测量圆孔隙率、应力均呈现软煤>中软煤体>硬煤特征。（3）自主研发了注浆锚固技术综合试验台,通过对钻进过程中钻-封-注一体化可接长锚杆的振动特征监测发现,松软煤体中钻进时锚杆的纵向振动加速度值远大于破碎煤体,为识别煤体的完整性提供了依据。超声波无损检测注浆效果发现,注浆范围能够使锚固范围内形成承载体。通过锚杆拉拔检测试验可知,松软煤体中锚杆拉拔力峰值平均值比破碎煤体中大,说明松软煤体中注浆锚固质量更好,锚固系统承载能力更高。（4）在井下现场对沿空掘巷煤柱侧进行钻-封-注一体化锚固试验,验证了实验室实验的结果和有效性。试验结果显示,各试验段锚固后的锚杆拉拔力峰值的平均值明显比附近的树脂锚固锚杆高、煤柱侧变形量小,由于钻-封-注一体化可接长锚杆杆体为空心、封孔为胶套、薄皮钢管加工的钻头,成本和同长度?20mm螺纹钢锚杆价格相当,减小了巷道支护和返修成本。
庞宏[7]（2020）在《高河煤矿综放工作面沿空留巷锚杆无损检测及支护参数优化》文中提出针对高河煤矿沿空留巷工程,分析总结现场调研得出的沿空留巷围岩控制经验,通过锚杆受力无损检测分析掌握沿空留巷锚杆受力变化规律,提出“非对称支护”优化方案。建立数值模型,通过实测数据验证数值模型参数;进行支护参数优化,确定优化方案并成功进行了现场工业性试验。主要结论如下:（1）经现场调研分析,由于巷道支护强度较高,巷道的围岩变形往往在沿空留巷期间和二次采动影响期间较为严重,在工作面回采时巷道变形不太明显;从经验上W1309与W1310工作面沿空留巷围岩控制难度比W1319工作面和E1303工作面低,有利于锚杆支护参数优化,适当降低沿空留巷成本,但需要考虑巷道围岩条件变化,在进行充分测试评估的基础上实行参数优化。（2）理论分析了锚杆受力无损检测机理,通过实验室试验标定了锚杆振动参数,分别在W1309工作面进风巷回采期间和沿空留巷期间进行锚杆受力无损检测,发现在回采期间,由于W1309工作面煤体完整性较好,变形量较小,锚杆的受力平均值和波动值均不大,锚杆受力并未随着工作面的推进而急剧增加;进入沿空留巷后,煤帮锚杆受力会显着增大,柔模混凝土巷旁充填体内的对拉锚杆受力增长不明显,对拉锚杆并未起到预期作用。同时也说明在沿空留巷围岩控制中,煤帮的变形需要重点关注,柔模混凝土巷旁充填体对拉锚杆在当前支护强度下存在支护浪费。（3）提出了基于锚杆受力无损检测的沿空留巷锚杆支护参数优化方法,即“原始方案-无损检测与分析-优化方案与数值计算-应用反馈”,提出了两种锚杆支护参数优化方案。（4）建立了FLAC3D数值模型,利用W1309工作面回采期间和沿空留巷期间巷道围岩变形、锚杆受力实测数据验证了数值模拟参数,用于W1310工作面锚杆支护参数优化。从数值模拟结果来看,两种优化方案均能有效控制巷道围岩变形,方案二更具有技术经济优势。（5）进行了优化支护方案二的工业性实践,通过分析巷道表面变形观测结果和锚杆受力测试数据,优化方案能够充分发挥锚杆支护结构作用,在控制沿空留巷变形的基础上,降低了巷道支护成本,在类似条件工作面沿空留巷工程中具有较强的推广意义。该论文包含55幅图片,16个图表,103篇参考文献。
李路恒[8]（2019）在《朱集西矿千米深井沿空掘巷围岩控制技术研究》文中研究指明本文以朱集西矿11502工作面运输顺槽为研究对象,通过深入的现场调查,结合工程地质资料和实验室实验分析得出深井沿空掘巷失稳破坏特征,围绕合理煤柱宽度确定难题开展了理论分析和数值模拟工作,进而得到煤柱留设宽度。基于一次高强稳定型支护原理,提出了11502工作面运输顺槽围岩控制技术和支护体稳定性控制技术,最终通过现场工业性试验验证相关研究成果。本文主要研究结论有:（1）朱集西矿11502工作面运输顺槽属于典型的高应力软岩巷道,表现出两帮内移量大、底鼓严重的变形特点;经常出现锚杆索锚固失效,钢带、金属网等严重损坏现象;钻孔窥视发现巷道围岩破坏松动范围大于锚固区域。分析认为高地应力环境、沿空掘巷覆岩运动、巷道支护方式及参数选择不合理等是沿空巷道围岩失稳破坏的主要原因。（2）基于深井巷道围岩体在高应力作用下强度软化特点,通过煤柱力学模型的构建,分析并推导出煤柱两侧破碎和塑性区宽度求解函数,进一步得到合理煤柱宽度计算公式。基于11502工作面运输顺槽工程地质条件,计算得出煤柱最小宽度为4.6m。通过建立FLAC3D数值模型,研究了不同采深条件下采空区侧向支承压力变化特征,分析了护巷煤柱宽4m、6m、8m、10m、12m时煤柱、实体煤侧应力及位移分布特点,最终确定符合实际工程条件的煤柱宽度为8m。（3）考虑11502工作面运输顺槽地质采矿条件及围岩变形特点,提出了一次高强稳定型支护技术,即采用高强锚杆索及时高工作阻力支护巷道围岩体;从锚杆索协同支护原理出发,通过理论推导和数值模拟得出了锚杆索预紧力最佳匹配数值;针对锚杆索预紧力损失难题,提出锚杆二次预紧及锚索超张拉技术。（4）提出了增强锚杆锚固可靠性和锚索锚具防滑移自锁技术,通过在锚杆锚固端安设一伞状簧片装置,来有效保证锚杆在破碎围岩中可靠锚固;结合对锚索锚具工作状态的受力分析,提出在锚索尾端安装锚具防滑移自锁装置,以有效降低锚具滑移及钢绞线破断弹射现象发生可能性。（5）现场工业性试验表明,在留设8m煤柱宽度时,采用一次高强稳定型锚网支护方案,有效保证了沿空巷道支护效果,实现了11502工作面运输顺槽在整个服务期内不扩修的目标,使朱集西矿巷道支护水平迈上新台阶,真正实现了创益增收、安全高效的目标。
王茂盛[9]（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》文中研究说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。
高振亮[10]（2015）在《屯兰矿巷道复合顶板危险区判别与控制技术研究》文中提出屯兰矿的巷道条件属典型的复合顶板,其顶板岩层存在若干泥岩夹层,此泥岩夹层厚度不均,裂隙节理发育强度极低。泥岩夹层的存在割裂了顶板岩层的的连续性,回采过程中受到应力扰动发生过多次冒顶事故,巷道维护环境恶劣。因此如何设计支合理的支护方案成为矿上亟待解决的问题。同时,也为复杂条件下复合顶板支护技术的机理及技术提供了一定的借鉴。本文主要研究内容如下:1.巷道顶板岩层断裂力学模型及断裂机理（1）煤巷顶板岩层力学结构分为板式结构和梁式结构,分别以薄板结构模型和梁结构模型分析了煤巷顶板岩层结构破断机理,薄板结构模型以承受均匀载荷的四边简支板为例,梁结构分简支梁和固支梁分析了其破断力学机理;（2）得到影响巷道顶板稳定性的主要因素为:采动系数,埋深系数,地应力异常系数,岩层完整性系数,岩体强度系数等,由于无法进行量化构造和地下水对岩层的影响程度,虽然对顶板岩层稳定性影响很大,只能在后章的冒顶危险级别划分中进行考虑;（3）根据薄板结构模型得出的顶板岩层保持稳定的条件为岩层内最大拉应力,当岩层跨距a一定时,可进一步推算出所打设的锚杆等支护结构的排距需满足,岩层稳定性同时与岩层跨度和支护排距两个方向的长度有关;根据简支梁模型确定的使顶板岩层保持稳定的条件为岩层跨距需满足,只与岩层跨距一个方向的长度有关;2.巷道顶板岩层结构特征（1）通过对巷道顶板钻孔及岩芯资料的分析,可以得出巷道顶板岩层结构特征:①12501工作面运输巷顶板岩性随着位置的变化而变化,前400m左右以石英砂岩为主,强度较高,层面内含有煤粒。顶板浅部岩层结构呈现粉砂岩和砂质泥岩互层,节理发育,裂隙明显;400m700m之间巷道顶板岩层以泥岩和砂岩为主,最后一段巷道顶板有大量炭质泥岩;②12501工作面回风巷顶板岩层结构以黑色炭质泥岩为主,打孔过程中有掉渣现象,有螺旋线,钻孔后大半部分为强度较高、完整性好的砂岩,对顶板稳定性影响较大;③运输大巷顶板主要为强度较低的泥岩,节理裂隙发育,上部为强度高、完整性好的砂岩,对顶板稳定性具有决定性作用。（2）煤岩显微特征顶板岩芯显微镜观察结果如下:①屯兰矿区砂岩中的稳定组分多成次尖棱角状次圆状,结构成熟度较高。②砂岩中的稳定组分石英含量较高,成分成熟度较高。③砂岩中的胶接物以泥质为主,稳定组分相对较少,粘土成分含量高,成分成熟度相对较低。由此可见,矿井巷道顶板岩层结构破碎,泥岩成分较多,强度较低,综合岩芯分析结果及岩石物理力学参数,以及该地区的水文地质条件,可将顶板岩层视为软岩结构。3.巷道顶板冒顶危险性分级研究以屯兰矿现有地质钻孔信息、地质构造情况为主要依据,根据屯兰矿开采现状,结合课题组进行的岩芯钻取实验与岩石物理力学性质测试结果,利用角度加权修正的反距离加权插值法对屯兰矿南部矿区的稳定岩层层位进行预估,并根据预估结果得到不同级别危险分区的分界线计算方法以及分类结果,由分类结果可以看出:（1）顶板稳定性类别相差较大。在图中顶板稳定性分类区域中,以Ⅲ类顶板（不稳定顶板）为主,约占分类区域的6070%以上。该区域存在断层构造较多,顶板稳定性较差,该处顶板冒顶风险较高,顶板围岩相对破碎,应尽量提高锚杆（索）支护强度与支护密度,或改变支护形式。（2）Ⅰ类顶板和Ⅱ类顶板约占顶板分类区域的10%,主要分布在分类区域的北部和南部,并且Ⅰ类顶板和Ⅱ类顶板区域相互交叉,没有明显规律。该处顶板较为稳定,Ⅰ类顶板可单独使用锚杆支护,Ⅱ类顶板应适当配合长度为4m以上的锚索进行支护。（3）Ⅳ类顶板即不稳定顶板,主要分布在分类区域的中央,约占分类区域的2030%,该处存在断层构造较多,且断层落差较大,严重影响了巷道顶板稳定性。Ⅳ类顶板冒顶风险极高,应尽可能的加大支护强度与支护密度,同时应加强该区域的巷道矿压监测,适时进行补强支护。4.巷道顶板控制方案设计与分析（1）根据屯兰矿的实际地址条件和顶板危险性分级结果,结合巷道复合顶板巷道支护机理,确定了屯兰矿复合顶板支护参数的理论计算方法。（2）根据屯兰矿具体的分级结果,采取有针对性的支护方案,确定了两大类的支护方案即:加长锚杆、锚索的联合支护和无锚索支护,并对各方案的支护效果进行了数值模拟分析,分析表明支护方案可以很好地满足不同冒顶危险性顶板的支护要求;（3）数值模拟主要针对有无锚索进行了分析,结果表明屯兰矿复合顶板条件下更适合采用无锚索支护,加长锚杆相对于锚杆、锚索联合支护具有更大的锚固范围和抗变形能力。5.巷道顶板矿压监测对实施支护方案后的现场进行矿压监测,包括深基点位移监测和表面位移监测,从而可以直观的反映出支护与围岩相互作用的结果,在观测30天后,通过对不同冒顶危险级别顶板进行统计分析可知:在不同的冒顶危险区域,采用相应的支护方式时顶板均可以保持稳定,冒顶危险性高的Ⅲ、Ⅳ类顶板下沉量略大,但该变形仍处于可控的范围内。在整个监测周期内,顶板整体稳定性较好,未发生局部冒顶事故。采用新的支护方式使巷道顶板变形量比较小,同时使巷道顶板变形在较短时间内能达到稳定趋势,该支护形式对围岩的控制效果能满足工程的要求。监测结果表明根据冒顶危险性分级设计的支护方案能满足现场支护要求,很好地解决了屯兰矿巷道支护难的问题,具有重要的理论意义和巨大的经济效益。
二、淮南矿区大采深复合顶板“三软”煤层沿空掘巷锚杆支护技术（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、淮南矿区大采深复合顶板“三软”煤层沿空掘巷锚杆支护技术（论文提纲范文）
（1）无煤柱开采围岩控制技术及应用（论文提纲范文）
| 1 沿空留巷 |
| 1.1 不同开采系统的沿空留巷类型 |
| 1.2 沿空留巷围岩变形与破坏特征 |
| 1.3 沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系 |
| 1.4 沿空留巷围岩控制技术 |
| 1.4.1 巷内基本支护 |
| 1.4.2 巷内加强支护 |
| 1.4.3 巷旁支护 |
| 1.4.4 围岩卸压 |
| 1.4.5 沿空留巷断面优化及维护时间控制 |
| 1.4.6 二次沿空留巷 |
| 1.4.7 沿空留巷围岩控制原则 |
| 1.5 沿空留巷安全技术 |
| 2 沿空掘巷 |
| 2.1 沿空掘巷类型 |
| 2.2 沿空掘巷围岩变形破坏特征及影响因素 |
| 2.2.1 沿空掘巷围岩结构及变形特征 |
| 2.2.2 沿空掘巷围岩变形影响因素 |
| 2.3 沿空掘巷围岩控制技术 |
| 3 其他无煤柱开采方法 |
| 3.1 跨巷无煤柱开采 |
| 3.2 采空区形成和掘进巷道 |
| 4 无煤柱开采实例分析 |
| 4.1 陕西何家塔煤矿沿空留巷实例分析 |
| 4.1.1 巷道地质与生产条件 |
| 4.1.2 沿空留巷围岩控制技术 |
| 4.1.3 矿压监测及试验效果分析 |
| 4.2 山西晋城野川煤矿沿空留巷实例分析 |
| 4.2.1 巷道地质与生产条件 |
| 4.2.2 沿空留巷围岩控制技术 |
| 4.2.3 矿压监测及试验效果分析 |
| 5 结语与展望 |
（2）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 |
（3）三软煤层复合顶板巷道控制技术研究（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 支护形式对巷道稳定性的影响 |
| 1.1 锚杆支护围岩控制机理分析 |
| 1.2 架棚支护围岩控制机理分析 |
| 2 支护参数设计 |
| 2.1 支护设计依据 |
| 2.2 支护方案设计 |
| 3 基定围岩控制施工管理 |
| 3.1 构建施工质量标准化体系 |
| 3.2 构建施工过程管理体系 |
| 4 锚杆支护结构可靠性分析 |
| 4.1 极限状态方程建立 |
| 4.2 可靠指标计算 |
| 4.3 案例分析 |
| 4.3.1 可靠指标计算及分析 |
| 4.3.2 支护方案优化 |
| 4.4 淮南矿区煤巷锚杆支护结构可靠指标取值 |
| 5 结论 |
（4）不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究（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 巷道围岩变形破坏理论研究 |
| 1.2.2 巷道围岩支护技术研究 |
| 1.2.3 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 主要研究方法与技术路线 |
| 第2章 埋深对巷道围岩变形影响规律分析 |
| 2.1 巷道围岩变形数据统计 |
| 2.2 新掘巷道围岩变形规律分析 |
| 2.2.1 巷道顶底板移进量分析 |
| 2.2.2 巷道两帮移进量分析 |
| 2.3 采动巷道围岩变形规律分析 |
| 2.3.1 采动巷道顶底板变形量分析 |
| 2.3.2 采动巷道两帮变形量分析 |
| 2.4 不同岩性和断面的巷道围岩变形规律分析 |
| 2.5 巷道变形原因分析 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 巷道变形实测数据分析研究 |
| 3.1 工程概况 |
| 3.2 巷道支护参数 |
| 3.3 巷道表面位移监测站设置 |
| 3.4 掘进期间巷道表面变形规律分析 |
| 3.5 回采期间巷道表面变形规律分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 第4章 锚固围岩变形对锚杆支护作用影响分析 |
| 4.1 FLAC3D软件简介 |
| 4.2 数值模型的建立和计算方案 |
| 4.2.1 模型建立 |
| 4.2.2 计算方案 |
| 4.3 模拟结果分析 |
| 4.3.1 围岩位移分析 |
| 4.3.2 模型应力分布规律 |
| 4.4 本章小结 |
| 第5章 结论与展望 |
| 5.1 主要结论 |
| 5.2 研究展望 |
| 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）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 |
（6）“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究目的和意义 |
| 1.2 国内外研究进展 |
| 1.2.1 沿空掘巷围岩控制理论 |
| 1.2.2 沿空掘巷围岩控制方法 |
| 1.2.3 沿空掘巷围岩控制技术 |
| 1.3 论文主要研究内容 |
| 1.4 研究方法和技术路线 |
| 2 “三软”厚煤层沿空巷道矿压显现规律与围岩力学特征 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.2 巷道围岩地质力学评估 |
| 2.2.1 地质力学评估地点选择 |
| 2.2.2 二_1煤物理力学参数测定试验 |
| 2.2.3 巷道顶板岩层状态探测 |
| 2.2.4 工作面回采过程中巷道围岩变形监测 |
| 2.2.5 原支护结构受力及破坏方式 |
| 2.3 小煤柱护巷合理性及尺寸确定 |
| 2.3.1 小煤柱护巷合理性分析 |
| 2.3.2 小煤柱合理尺寸的确定 |
| 2.4 沿空掘巷围岩力学特征数值分析 |
| 2.4.1 数值模拟模型构建 |
| 2.4.2 沿空巷道围岩应力分布特征 |
| 2.4.3 沿空巷道围岩位移分布特征 |
| 2.4.4 沿空巷道围岩塑性区分布特征 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 钻-封-注一体化可接长锚杆锚固机理与设计 |
| 3.1 钻-封-注一体化注浆加固原理 |
| 3.2 注浆后锚固界面受力分析 |
| 3.3 钻-封-注一体化可接长锚杆设计 |
| 3.4 钻-封-注一体化可接长锚杆杆体强度测试 |
| 3.4.1 45号钢实验室拉拔试验结果及分析 |
| 3.4.2 20号钢实验室拉拔试验结果及分析 |
| 3.5 钻-封-注一体化可接长锚杆连接件受力数值分析 |
| 3.5.1 数值模拟模型建立 |
| 3.5.2 45号钢杆体及连接件受力分析 |
| 3.5.3 20号钢杆体及连接件受力分析 |
| 3.5.4 杆体及连接件规格确定 |
| 3.6 钻-封-注一体化可接长锚杆孔径尺寸数值模拟 |
| 3.6.1 模型建立和边界条件 |
| 3.6.2 数值模拟结果 |
| 3.7 不同参数情况下连接件强度测试 |
| 3.8 本章小结 |
| 4 松软破碎煤体钻-封-注一体化锚固过程数值模拟 |
| 4.1 钻进过程数值模拟及分析 |
| 4.1.1 基本假设及模型建立 |
| 4.1.2 钻杆与孔壁接触碰撞特征分析 |
| 4.2 注浆压力与封孔长度对注浆效果的影响 |
| 4.2.1 模型建立及参数设置 |
| 4.2.2 模拟结果 |
| 4.3 不同硬度煤体内注浆效果分析 |
| 4.3.1 PFC模拟注浆参数标定与模型建立 |
| 4.3.2 煤层注浆PFC模拟结果分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 松软破碎煤体钻-封-注锚固实验室试验 |
| 5.1 实验室相似模拟试验装置设计 |
| 5.1.1 相似模拟试验原则 |
| 5.1.2 相似模拟试验装置 |
| 5.1.3 实验室相似模型配比 |
| 5.1.4 相似模型制作 |
| 5.2 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进过程振动信息监测 |
| 5.2.1 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进过程 |
| 5.2.2 钻-封-注一体化可接长锚杆钻进振动特征分析 |
| 5.3 钻-封-注一体化可接长锚杆注浆加固试验 |
| 5.3.1 注浆加固实验所需仪器设备及材料 |
| 5.3.2 注浆压力的确定 |
| 5.3.3 钻-封-注一体化注浆加固试验过程 |
| 5.3.4 超声波无损检测注浆效果试验结果分析 |
| 5.3.5 锚杆拉拔检测注浆效果试验结果分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 井下工业试验 |
| 6.1 井下试验地点及测站布置 |
| 6.1.1 试验巷道简介 |
| 6.1.2 测站布置 |
| 6.2 钻孔窥视观测 |
| 6.2.1 试验目的及仪器 |
| 6.2.2 试验过程及结果 |
| 6.3 锚杆拉拔检测 |
| 6.3.1 试验目的 |
| 6.3.2 试验过程及结果分析 |
| 6.4 试验巷道围岩变形监测 |
| 6.4.1 试验目的及仪器 |
| 6.4.2 试验过程及结果分析 |
| 6.5 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 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（7）高河煤矿综放工作面沿空留巷锚杆无损检测及支护参数优化（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 研究内容及研究方法 |
| 2 高河煤矿沿空留巷技术工艺与支护现状调研 |
| 2.1 高河煤矿沿空留巷工艺流程 |
| 2.2 高河煤矿沿空留巷支护现状分析 |
| 2.3 W1309工作面沿空留巷与W1310工作面概况 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 高河煤矿沿空留巷锚杆无损检测研究 |
| 3.1 煤矿锚杆锚固质量动力无损检测原理 |
| 3.2 W1309工作面锚杆受力无损检测 |
| 3.3 沿空留巷围岩变形特征监测 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 W1310工作面锚杆支护参数优化研究 |
| 4.1 W1310工作面锚杆支护参数优化 |
| 4.2 沿空留巷锚杆支护参数数值模拟分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 沿空留巷锚杆支护参数优化设计与工程应用 |
| 5.1 测站布置 |
| 5.2 支护效果监测及分析 |
| 5.3 本章小节 |
| 6 主要结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（8）朱集西矿千米深井沿空掘巷围岩控制技术研究（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 |
| 1.3 研究内容及方法 |
| 2 11502工作面运输顺槽工程概况 |
| 2.1 11502工作面运输顺槽采矿地质条件 |
| 2.2 煤岩物理力学参数测试 |
| 2.3 沿空掘巷围岩裂隙发育范围测试 |
| 2.4 11502工作面运输顺槽破坏特征及原因分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 深井沿空掘巷围岩稳定性分析 |
| 3.1 沿空掘巷巷帮岩体受力变形分析 |
| 3.2 深井沿空掘巷煤柱帮力学模型 |
| 3.3 深井沿空掘巷煤柱合理宽度确定分析 |
| 3.4 深井沿空掘巷围岩稳定性数值模拟研究 |
| 3.5 本章小节 |
| 4 深井沿空掘巷支护技术研究 |
| 4.1 深井沿空巷道围岩稳定性控制原理 |
| 4.2 深井沿空巷道锚杆-锚索预应力协调作用分析 |
| 4.3 沿空掘巷锚网支护系统稳定性保障技术 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 现场工业试验 |
| 5.1 沿空巷道支护技术核心 |
| 5.2 11502工作面运输顺槽支护方案 |
| 5.3 11502工作面运输顺槽矿压监测 |
| 5.4 围岩支护效果分析 |
| 5.5 11502工作面运输顺槽锚网支护技术优化分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（9）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 |
（10）屯兰矿巷道复合顶板危险区判别与控制技术研究（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 复合顶板的特征 |
| 1.2.2 现代巷道支护机理研究现状 |
| 1.2.3 现代巷道支护技术研究现状 |
| 1.2.4 复合顶板巷道支护研究现状 |
| 1.3 主要研究内容、关键技术及创新点 |
| 1.3.1 研究方法及技术路线 |
| 1.3.2 本论文主要研究内容 |
| 第二章 巷道复合顶板岩层结构与地质力学测试分析 |
| 2.1 巷道复合顶板工程地质环境 |
| 2.1.1 矿井工程地质 |
| 2.1.2 12501工作面概况 |
| 2.2 巷道复合顶板岩层物理力学性能 |
| 2.2.1 地质岩芯采取及实验分析 |
| 2.2.2 物理力学参数测定 |
| 2.3 复合顶板巷道含煤岩系岩石学特征 |
| 2.3.1 试验设备与观测内容 |
| 2.3.2 岩相分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第三章 煤巷顶板岩层破断机理研究 |
| 3.1 屯兰矿巷道顶板岩层基本赋存特征 |
| 3.2 煤巷顶板岩层力学结构形式研究 |
| 3.2.1 板式结构 |
| 3.2.2 梁式结构 |
| 3.3 煤巷顶板岩层结构的破断机理分析 |
| 3.3.1 基于薄板结构模型的煤巷的顶板破断机理分析 |
| 3.3.2 基于梁结构模型的煤巷顶板破断机理分析 |
| 3.4 顶板岩层的稳定性分析与研究 |
| 3.4.1 煤层采动影响 |
| 3.4.2 地应力影响 |
| 3.4.3 岩体完整性的影响 |
| 3.4.4 岩体强度的影响 |
| 3.4.5 巷道临界支护排距的确定 |
| 3.5 本章小结 |
| 第四章 屯兰矿巷道复合顶板危险区域判别 |
| 4.1 危险级别划分指标 |
| 4.2 顶板危险区域级别划分 |
| 4.2.1 稳定岩层的判别计算方法 |
| 4.2.2 12501运输巷钻孔资料及顶板危险分级 |
| 4.2.3 12501回风巷钻孔资料及分析 |
| 4.2.4 运输大巷钻孔资料及分析 |
| 4.3 复合顶板危险区域预估 |
| 4.3.1 区域预估原理 |
| 4.3.2 预估结果 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 巷道顶板控制方案设计与分析 |
| 5.1 巷道支护参数设计方法选择 |
| 5.1.1 工程类比法 |
| 5.1.2 松动圈设计方法 |
| 5.1.3 理论计算方法 |
| 5.1.4 数值模拟计算 |
| 5.1.5 支护参数设计方法确定 |
| 5.2 不同的顶板分类时巷道支护设计 |
| 5.2.1 不同支护理论力学计算模型 |
| 5.2.2 I类顶板巷道支护参数设计方案 |
| 5.2.3 II类顶板巷道顶板支护计算方法 |
| 5.2.4 III类、IV类顶板井巷支护参数推算方法 |
| 5.3 支护方法不一样时的数值模拟分析 |
| 5.3.1 模型构建 |
| 5.3.2 I类顶板井巷道的稳定性分析 |
| 5.3.3 II类顶板巷道的稳定性分析 |
| 5.3.4 III类、IV类顶板巷道的稳定性分析 |
| 5.4 现场矿压监测 |
| 5.4.1 巷道深基点位移监测 |
| 5.4.2 巷道表面位移监测 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 主要研究成果 |
| 6.2 主要创新点 |
| 6.3 主要研究结论 |
| 6.4 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
| 在学期间发表的学术论文 |
四、淮南矿区大采深复合顶板“三软”煤层沿空掘巷锚杆支护技术（论文参考文献）
- [1]无煤柱开采围岩控制技术及应用[J]. 康红普,张晓,王东攀,田锦州,伊钟玉,蒋威. 煤炭学报, 2022
- [2]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
- [3]三软煤层复合顶板巷道控制技术研究[J]. 徐燕飞,徐翀,陈永春,安士凯,毕波. 煤炭科学技术, 2020(11)
- [4]不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究[D]. 王小康. 湖南科技大学, 2020(06)
- [5]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)
- [6]“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究[D]. 支光辉. 河南理工大学, 2020(01)
- [7]高河煤矿综放工作面沿空留巷锚杆无损检测及支护参数优化[D]. 庞宏. 中国矿业大学, 2020(01)
- [8]朱集西矿千米深井沿空掘巷围岩控制技术研究[D]. 李路恒. 中国矿业大学, 2019(09)
- [9]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)
- [10]屯兰矿巷道复合顶板危险区判别与控制技术研究[D]. 高振亮. 中国矿业大学(北京), 2015(09)