一、深井高地压弱结构顶板煤巷锚杆支护技术研究（论文文献综述）
朱俊福[1]（2021）在《深部层状岩体巷道围岩松动圈形成机理及其工程应用研究》文中指出煤系地层沉积岩的成层特征以及层间的岩性差异,使煤矿巷道围岩的结构类型较多,其围岩松动圈的形成、范围、形状等特征也更为复杂。为此,论文以围岩松动圈巷道支护理论为基础,首先对基于Mohr-Coulomb准则、Drucker-Prager准则和Hoek-Brown经验强度准则等三种强度准则的松动圈理论求解方法进行分析与评述;然后采用“深部地下工程结构失稳全过程模拟试验系统”,设计了6个相似材料模型进行模拟试验,并与15组数值模拟方案的计算结果对比分析,研究深部高应力条件下层状岩体巷道开挖、围岩变形及破坏后松动圈的演化发展机理;在以上2方面研究的基础上,采用数值模拟进行方案设计,提出深部大松动圈围岩穿层巷道协同控制方案,成功的进行了深部巷道工程试验,取得了良好的支护效果。论文主要成果如下:（1）在基于三种强度准则的松动圈计算方法中,获得了M-C准则、D-P准则相对于H-B经验强度准则计算的松动圈半径偏小的影响因素,且一般均小于现场实测值,因此,特别强调支护设计时其松动圈的计算值与现场测试值相互校核的必要性。针对层状岩体巷道围岩松动圈解析有关边界条件设置、岩石强度软化方法、非圆形断面标准化等适用性进行了探讨,相比而言对围岩塑性区的计算理论上则比较严谨。（2）层状岩体巷道围岩松动圈呈跳跃性的梯级发展特征,其范围和形态受最大主应力作用方向控制,呈现正交各向异性特性,其对称轴垂直岩层且过巷道形心;当侧压系数小于1.0时,层状岩体巷道的顶部首先产生松动圈,其次是巷道两帮,而且两帮松动圈均较顶底部大;当岩层垂直方向与巷道底角平分线方向一致时,该底角部位松动圈将明显增大,而岩层倾角对松动圈大小和范围的影响并不显着。（3）软弱层处于巷道位置使巷道发生明显的偏压破坏现象,整体呈现明显的非对称变形特征,其松动圈和巷道破坏特征在巷道各部位的差异性较为明显,对此应采取局部如加长加密锚杆锚索等加强支护措施;研究结果显示支护的作用对软弱层附近的松动圈影响较大,而对远离软弱层的巷道部位则影响较弱。（4）现场测试数据显示河南城郊煤矿深部试验巷道的大松动圈围岩具有软岩、高应力和膨胀性三大特点,由于主应力相差很大,产生较大的偏应力导致巷道稳定性差;以喷网协同、锚杆和锚索协同,结合注浆的预应力协同控制技术,加强上帮底角部位和下帮拱肩部位的支护和加固措施,有效地解决了深部开采大松动圈围岩穿层巷道的稳定性问题。该论文有图107幅,表12张,参考文献186篇。
张振峰[2]（2021）在《千米深井巷道高压劈裂注浆围岩加固机理与技术研究》文中研究说明千米深井巷道埋深大,在高地应力与强采动叠加作用下,表现出围岩持续性流变、围岩整体移动、巷道大变形、煤岩软化、裂隙闭合、围岩渗透性差等特征。传统的浅部矿井低应力、弱采动条件下的围岩注浆改性技术无法解决千米深井巷道围岩控制难题。本文以淮南口孜东矿121302运输巷的具体工程地质条件为背景,采用实验室试验、力学理论计算、数值模拟、技术与装备研发、现场试验等相结合的研究手段,对千米深井巷道围岩高压劈裂注浆改性过程中的裂隙扩展特征、浆液渗流规律、注浆改性强化机理等关键理论与技术问题开展了深入的研究,研究成果如下:（1）开展了千米深井巷道围岩应力、围岩强度、裂隙结构以及可注性等现场原位测试,分析了千米深井巷道围岩地质力学特征,查明了高应力低渗透巷道围岩常规注浆方法可注性差的影响因素,研究结果表明:巷道浅部煤岩体裂隙发育,但深部煤岩体裂隙闭合,造成千米深井巷道支护困难,常规注浆工艺条件下浆液渗透扩散范围小,巷道注浆效果差。（2）建立了千米深井巷道高压劈裂注浆裂隙起裂力学模型,推导出不可渗透与可渗透条件下钻孔孔壁的裂隙起裂准则与临界起裂压力;建立了巷道超前高压注浆浆液渗透扩散数值计算模型,分析了围岩渗透系数与注浆压力对浆液渗透扩散范围的影响规律。研究结果发现:高注浆压力能够有效促使千米深井巷道围岩裂隙重新张开与扩展;提高注浆材料渗透性,可以显着改善千米深井高应力低渗透围岩注浆浆液扩散范围与注浆加固效果。（3）开展了真三轴条件下高应力低渗透煤岩体高压劈裂注浆试验,以及高压劈裂注浆加固后煤岩体结构与细观力学行为的电镜扫描与纳米压痕试验,研究发现:不同的地应力状态对高压劈裂注浆起裂压力与裂隙扩展形态有明显影响,高压注浆后的煤岩体裂隙填充更加密实,浆界面区弹性模量要高于煤体。（4）基于理论研究成果,优化了超细速凝注浆改性材料性能参数,研制了配套的高压劈裂注浆设备（最大注浆压力可达40MPa）,以及高压劈裂注浆锚杆、高压封孔工艺,提出了高压劈裂间歇注浆技术与控制技术。（5）开展了口孜东煤矿121302运输巷煤岩体高压劈裂改性工业试验,通过现场注浆量数据统计、锚固力测试、注浆效果钻孔探测等,结果表明:围岩平均起裂压力约26MPa,现场测试数据与理论分析吻合;新型的高压劈裂注浆技术能够将浆液注入到千米深井巷道围岩中最小约2mm宽度的裂隙中,围岩变形破坏得到了明显的控制,有效地解决了千米深井低渗巷道围岩“注不进”、“粘不住”的难题。
傅鑫[3]（2020）在《深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究》文中指出唐口煤业是山东能源淄矿集团在济宁市建造的第四座现代化矿井,核定生产能力400万吨/年,矿井开采深度为850m至1100m,其矿主采的3煤层厚度在10m左右,水平标高在-990m左右,一般采用放顶煤生产,具有开采深度大、顶板岩层强度高、冲击倾向性、瓦斯含量高、地热严重等特点,给采煤工作面的安全回采带来隐患。本论文基于唐口煤业630采区布局规划、采掘部署、空区形态、地质构造（断层）等因素,反演出深部复杂地质条件下的应力场基本是对称分布,影响范围基本是由两端向中部扩大,并构建深井特厚冲击煤层应力场区域等级划分标准。形成基于深部临空面开采危险性的评价机制,得到深井特厚冲击煤层不同应力分区的冲击矿压诱发关键因素,包括地质因素中的埋深、顶底板岩层等,以及回采因素中的采区布置、采煤方法等通过分析唐口煤业6304采煤工作面沿空掘巷大-小结构力学特点,研究不同区域应力场关键因素对大-小结构稳定性作用机理,揭示基于深部沿空掘巷围岩长时稳定性的大-小结构主控因素,提出符合唐口煤业实际情况的深井沿空掘巷围岩应力优化技术,并结合应力场分布、防灾等因素,最终确定唐口煤业采煤工作面最合适的煤柱宽度为7m通过对唐口 6304面分析,提出了强冲击深井沿空掘巷围岩破坏机理,并同时给出了造成围岩变形破坏的主要影响技术因素。根据围岩变形的影响因素针对性的给出了相应的围岩控制手段及推荐支护参数。并以此为基础,对巷道不同区域、不同时期的合理支护手段进行选择,提出多种支护方案,再根据工程类比和经验公式推算,最终得到最优支护方案。通过此次研究,最终确定唐口煤业冲击地压诱发因素和区段煤柱的合理尺寸以及最优支护方案,对今后矿井安全生产、防灾治灾、提高经济效益等方面起到积极作用,并对今后相似矿井的生产建设提供借鉴意义。
王茂盛[4]（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》文中进行了进一步梳理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。
岳帅帅[5]（2019）在《深部沿空留巷围岩偏应力和球应力演化规律与控制》文中指出随开采深度增加,深部沿空留巷所处的复杂地质力学环境使其围岩破坏特征和控制技术与浅部沿空留巷显着不同,尤其是深部充填留巷（工作面充填留巷）。近年来,深部充填留巷围岩控制问题是矿业科技工作者和岩石力学工作者关注和研究的热点。根据塑性力学可知,围岩应力是偏应力和球应力的叠加,偏应力和球应力同时考虑了最大主应力、中间主应力和最小主应力相互作用,可以科学地揭示出深部留巷围岩应力演化与围岩变形破坏的相互关系。因此,用偏应力和球应力来分析岩体的应力状态,并以偏应力、球应力和塑性区三大指标提出的深部充填留巷围岩控制技术较以传统方法提出的控制技术更具有科学性和全面性。本文以邢东矿1126深部充填留巷为工程背景,采用实验室试验、数值模拟（基于应变软化本构模型）、理论建模分析和现场工程试验等多种研究方法,对邢东矿深部充填工作面所采用充填体的物理力学性能,深部充填留巷围岩偏应力、球应力和塑性区时空演化规律及其影响因素,充填留巷围岩偏应力、球应力和塑性区的空间位置关系,深部充填留巷围岩控制原理与方法等方面进行了系统研究,提出了深部充填留巷围岩“三位一体+非对称支护”系统,并建立深部充填留巷围岩非对称支护结构相关力学模型,确定了深部充填留巷围岩非对称支护参数,形成了深部充填留巷围岩协同控制的原理方法,所得成果应用于现场工程实践。取得如下研究结论:（1）深部充填工作面充填材料的物理力学试验:充填体C2（水灰比5:1）较充填体C1（水灰比为6:1）更能适应深部矿井复杂力学环境;有侧压充填体较无侧压充填体具有较高的残余强度和良好的承载能力。因此,对充填体临空侧采用护表构件,能够显着提高浅部充填体的承载能力,以满足深部充填留巷围岩非对称大变形的支护要求。（2）深部充填留巷围岩偏应力和塑性区时空演化规律及其影响因素效应:①沿巷道轴向偏应力和塑性区分布规律表明,超前采动影响较明显区顶板约为32 m,底板和两帮均约为16 m;留巷采动影响较明显区顶板约为32 m,底板约为24 m,实体煤帮和充填体帮始终受留巷采动影响。②随工作面推进,留巷围岩偏应力以瘦高椭圆状→近似圆状→小半圆拱→大半圆拱→扇形拱进行时空演化,偏应力峰值带以顶底板→顶底帮角（实体煤侧）和实体煤帮进行转移,塑性区以近似椭圆状→近似圆状→半球状进行演化,偏应力和塑性区均呈非对称分布,且塑性区轮廓线位于偏应力峰值带内部,间距为0～2m,即偏应力峰值带位于弹塑性交界面区域。据此,得到了采空区充填体侧需进行重点加固、顶板需进行非对称加固以及顶底帮角、实体煤帮需控制偏应力峰值带以里不稳定岩体的稳定。同时,不同影响因素条件下偏应力峰值带均位于弹塑性交界面区域,偏应力峰值带扩张角与塑性区范围呈非线性正比,且偏应力时空演化因素的主次顺序为:充填高度>采深>侧压系数>采高。（3）深部充填留巷围岩球应力时空演化规律及其影响因素效应:随工作面推进,巷道围岩球应力峰值由顶底板逐渐转移至实体煤帮,球应力分布形态由花瓣状逐渐演化为被球应力过渡带划分成的类双曲线形态。沿空留巷段,顶底板塑性区轮廓线位于顶底板球应力过渡带内部,间距为1～2 m,实体煤帮塑性区轮廓线位于实体煤帮球应力峰值位置内部,间距为0.2～0.6 m。因此,球应力过渡带位于弹塑性交界面区域,其对留巷围岩中未破坏岩体有“骨架支撑作用”,进而对留巷围岩起到“保护作用”。同时,不同影响因素条件下球应力过渡带均位于弹塑性交界面区域,其对留巷围岩起到“保护作用”,且球应力时空演化因素的主次顺序为:充填高度>采深>侧压系数>采高。（4）基于深部充填留巷围岩偏应力、球应力和塑性区时空演化规律及其时空关系得到了偏应力峰值带、球应力过渡带及塑性区轮廓线的“三位一体”空间位置关系,提出了“三位一体+非对称支护”系统。建立顶板桁架锚索-钢管支架-单体支柱组合梁结构力学模型,并对巷旁钢管混凝土支架稳定性进行分析,得到不同约束条件下钢管混凝土支架临界压力,提出实现其稳定的保障措施,最终确定了深部充填留巷围岩非对称支护参数。（5）形成了深部充填留巷围岩协同控制的“三分区、三穿过、三覆盖、四位一体、五协同”原理方法,将其应用于邢东矿1126深部充填工作面运料巷（留巷）,未出现钢管混凝土支架和单体液压支柱压弯损毁及锚杆索支护失效等现象,实践表明,充填留巷围岩控制效果明显。
李佳音[6]（2017）在《金宝屯煤矿软岩回采巷道耦合支护技术研究》文中指出软岩巷道的稳定控制,尤其是软岩回采巷道的支护问题,一直是矿业工程的难题,严重制约着矿井安全正常生产。随着开采深度的增强或开采区域的变化,很多矿井出现软岩化的趋势。针对具体的围岩条件和应力环境,研究软岩巷道可行的支护技术,确定合理的支护方案无疑具有重要的现实意义和巨大的实用价值。论文以金宝屯煤矿S106工作面回风道为研究对象,综合现场调研、理论分析和计算、数值模拟、现场工业性试验矿压观测等方法对巷道支护技术进行了研究。通过煤岩力学参数实验室测定、围岩松动圈测定和对原支护方案的分析,得出巷道变形破坏的原因是开采深度大,围岩破碎,支护方案不合理。通过力学建模,计算推导得到支护-围岩复合拱承载能力计算公式,剖析出原支护方案不合理的原因,锚杆支护反力系数为1.76,O型棚支护反力系数0.11,锚杆支护发挥了重要作用,而原支护方案锚杆支护强度低,支护系统承载能力达不到为使巷道正常使用所需的最小支护强度0.86MPa。以耦合支护理论为指导,对S106回风道支护方案进行了设计。锚杆选择φ24×2400mm,间排距600×600mm;锚索选择φ22×7300mm,间排距800×600mm;顶板打10根锚杆,两帮每帮4根锚杆,3根锚索;O型棚采用40U型钢单圆棚。对设计方案承载能力进行了核算,设计支护方案锚杆支护强度0.26MPa,反力系数3.5;O型棚支护强度0.91MPa,反力系数0.1;设计支护方案承载能力为1.OMPa,达到巷道正常使用要求。对支护方案进行了数值模拟。模拟结果表明,顶板下沉量92mm,两帮位移量分别为92mm,95mm,底鼓量98mm,变形量处于允许区间内,支护方案合理可行,达到了耦合支护效果,能够满足巷道使用需要。最后对设计支护方案进行工业性试验,给出了矿压监测方案。
高东忍[7]（2016）在《深埋大断面煤巷锚杆破断机理与控制技术研究》文中研究说明随着我国煤矿开采深度的增加,巷道围岩的应力环境发生了显着变化,其中最显着的是地应力越来越高,高地应力等复杂条件下大断面煤巷锚杆破断诱发的支护结构失效问题逐渐显现,严重威胁煤矿的经济效益及安全生产。为解决深井大断面巷道支护锚杆破断的现实问题,本文通过理论分析研究了锚杆受复杂应力条件下（轴向拉伸载荷、横向剪切载荷、切向扭转载荷）的力学特征,采用数值模拟的方法研究了深井巷大断面的围岩变形规律及其在支护条件下锚杆、锚索等支护结构的变形特征,根据锚杆材质、破断力源和位置对锚杆破断形式进行了分类,推导了拉伸载荷、剪切载荷复合作用下锚杆轴向拉伸应力的计算公式,基于新巨龙煤矿现场调查结果,结合锚杆破断形式,分析了各锚杆破断的原因,并针对性提出了使用二次支护、加大锚杆直径等控制措施,同时提出了深埋复杂应力条件下锚杆破断控制方案,并对方案参数进行优化。论文主要取得以下成果和结论:（1）锚杆承受的轴向拉伸载荷主要来自煤体塑性扩容、膨胀及岩层离层,锚杆承受的横向剪切载荷主要来自岩层错动,锚杆承受的扭转载荷主要来自预紧力施加过程。因此,认为锚杆承受轴向拉伸载荷及横向剪切载荷都属于围岩对锚杆进行位移加载,锚杆承受切向扭转载荷属于人为的应力加载。（2）深埋大断面煤层巷道围岩具有变形量大、变形区域大、塑性区大的特征,该类巷道锚杆、锚索联合支护的可靠工艺在于“锚杆先刚后柔、锚索先柔后刚”,利用锚杆自身的延伸量和锚索端部安装的多级让压结构适应围岩变形大的特点。（3）根据锚杆破断力源,将锚杆破断形式分为剪断、脆断、折断、拉断、崩盘、退帽、崩盘等六类;根据锚杆材质,将锚杆破断形式分为等强全螺纹锚杆破断、小螺距高强锚杆破断、锚索破断等三类;根据锚杆破断位置,可将锚杆破断形式分为肩角、肩窝、顶板靠帮第二根、顶板中部、帮部靠顶板第二根、帮中部等六类。（4）提出深埋复杂应力条件下锚杆破断控制思想（提高锚杆材料的极限载荷或减小锚杆实际承受的载荷）和四种控制方案（加大锚杆尺寸、加强锚杆材料、减弱支护刚度、实施二次支护）。
马振乾[8]（2016）在《厚层软弱顶板巷道灾变机理及控制技术研究》文中认为我国煤层赋存条件复杂多样,厚层软弱顶板条件所占的比重较大,在山西、安徽、河南等主要矿区均有分布,煤层直接顶多为炭质泥岩、砂质泥岩、炭质页岩、粉砂岩等,岩石的抗压强度在540MPa,不稳定岩层的厚度在8m以上,有的甚至更大。每年厚层软弱顶板巷道的开挖和维护工程量庞大,巷道服务期间顶底板变形剧烈,两帮严重收缩,由于巷道顶板的大变形常常出现锚固层承载性能衰减甚至失效而导致锚固层整体切落坍塌现象,如何消除冒顶、确保煤巷顶板安全是进一步发展煤巷锚杆支护的关键,为此急需对厚层软弱顶板巷道的灾变机理和控制技术开展系统的理论和实践研究。本文以典型的厚层软弱顶板煤巷为工程背景,围绕厚层软弱顶板巷道灾变机理与控制技术两个关键问题,综合运用现场调研、室内测试、数值模拟、理论分析与现场应用等研究方法,分别对厚层软弱顶板巷道的变形破坏特征及典型巷道的地质力学特征、围岩裂隙演化规律及其能量特征、巷道灾变机理、巷道稳定性关键影响因素、围岩控制技术、巷道安全评价系统等问题开展了系统研究,并在现场典型巷道进行了工程实践。综合以上研究,本文取得的研究成果如下:（1）厚层软弱顶板巷道变形破坏特征通过对黄岩汇煤矿15107轨道巷、芦岭煤矿2927运输巷等典型巷道的现场调研和矿压监测的综合分析,归纳了厚层软弱顶板巷道的变形破坏特征主要体现在:（1）巷道顶板稳定性差,顶板下沉量一般在200mm以上,有的甚至达到1000mm以上,出现顶板整体下沉的现象。（2）锚杆与锚索随顶板同步下沉或冒顶高度大于锚索长度都表明以锚索为主导的支护结构在厚层软弱顶板巷道中面临挑战。（3）巷道帮部松动破坏范围大,稳定性差。帮部普遍出现网兜现象,甚至发生帮部垮冒和掏空等现象,导致帮锚杆锚固力迅速衰减。（4）巷道变形量相差悬殊,甚至同一巷道的不同区域变形量也相差较大,主要与顶板厚度、煤岩强度、巷道断面、地应力及支护强度等因素有关。（2）厚层软弱顶板巷道裂隙演化及灾变机理（1）采用离散单元法程序UDEC5.0研究了顶板软弱岩层厚度、顶板软弱岩层强度、埋深、水平应力及节理性质对巷道围岩裂隙演化的影响,研究发现随着顶板软弱岩层厚度的增加,巷道顶板裂隙扩展的范围不断增大,当顶板软弱岩层厚度大于大于一定值后,其顶板裂隙扩展范围并不是无限增大的,裂隙发育高度与巷道断面、岩性、应力等因素有关。当软弱岩层厚度增大到7m、9m和12m时,顶板裂隙发育高度均在5m左右,变化不明显。顶板岩层强度越低,裂隙发育密度越大,但裂隙发育高度变化较小,顶板裂隙发育状况对顶板岩层强度并不敏感,主要依赖于裂隙自身的力学参数。（2）围岩裂隙的起裂、扩展和贯通引起围岩损伤加剧,为了表征岩石的损伤特性,将巷道顶板煤岩体看作是损伤体da和粘缸ηb的并连体,锚杆看作是有硬化作用的弹塑性模型,锚索看作弹性介质模型,构建了顶板支护模型,得到了锚杆索支护条件下巷道顶板变形量公式:当顶板围岩的总变形量超过锚索预紧后的最大变形量时,锚索出现破断,锚索破断后巷道顶板变形量计算公式:（3）厚层软弱顶板巷道的灾变过程可归纳为:顶板岩层裂隙发育、强度低,锚杆锚固体整体承载能力较弱→锚固区内离层,离层渐进扩展→锚固区外离层,锚索受力增大→在采动应力或顶板水等因素的作用下,塑性区加速扩展,顶板下沉量快速增大,锚索延伸量不足,在支护不合理时容易出现大范围冒顶事故。（3）厚层软弱顶板巷道稳定性关键影响因素（1）借助正交试验方法和flac5.0数值软件对直接顶厚度、直接顶强度、顶板支护强度、帮部支护强度、巷道宽度及煤层强度等六大因素的敏感性进行分析,研究发现:对于顶板变形而言,直接顶强度、顶板支护强度及巷道宽度属于Ⅰ类因素,对巷道顶板变形影响高度显着;直接顶厚度属于Ⅱ类因素,对顶板变形的影响比较显着,而帮部支护强度和煤层强度属于Ⅳ类因素,对顶板变形影响不明显。各因素的敏感性排序为:直接顶强度→巷道宽度→顶板支护强度→直接顶厚度→帮部支护强度→煤层强度。对巷道帮部变形而言,帮部支护强度和煤层强度属于Ⅰ类因素,对帮部变形的影响高度显着,其他因素都属于Ⅳ因素。各因素的敏感性排序为:煤层强度→帮部支护强度→直接顶厚度→直接顶强度→顶板支护强度→巷道宽度。（2）在影响顶板变形的Ⅰ类因素中,顶板支护强度是一个可控性强的因素,将影响顶板支护强度的因素归纳为六大类,即:锚杆长度、锚杆间距、锚杆预紧力、锚索长度、锚索间距和锚索预紧力。利用flac5.0软件对6因素5水平共25个试验方案进行模拟计算分析,综合得出各因素的排序为:锚索间距>锚杆预紧力>锚索预紧力>锚杆长度=锚杆间距>锚索长度,并且锚索间距的极差远大于其他因素,锚索间距是影响其顶板稳定性的最重要的因素,而锚索长度则是影响最不显着的因素。对于厚层软弱顶板巷道而言,首先应根据地质条件确定合理的锚索间距和锚杆索预紧力,然后再确定锚杆长度、锚杆间距及锚索长度等其他参数。（4）厚层软弱顶板巷道控制技术（1）基于能量平衡原理,提出实现厚层软弱顶板巷道安全控制的三大技术途径:一是优化巷道布置,避免布置在应力集中区,从源头上减小围岩积聚的应变能。二是提高支护结构适应围岩变形的能力,避免支护受力过大而失效。三是在巷道围岩中设置弱结构,耗散一部分能量,从而减小作用在支护上的载荷。（2）提出实现厚层软弱顶板巷道的安全控制的出路仍然是发展和创新锚杆支护技术,基本思路是控制顶板的渐进破坏,其主要的技术原则首先是强化顶板承载结构,保证顶板安全,顶板锚杆可以将相互独立的层状顶板锚固成一个厚度较大的组合梁结构,有效限制锚固区内煤岩体变形。同时,密集的锚索可以在深部围岩中形成具有一定承载能力的加固拱,加固拱以内的煤岩体具有较高的承载能力,对加固拱以外的岩体能够起到有效的支撑作用。其次,在强化顶板承载结构的基础上,要进一步强化帮部承载结构,实现帮、顶协同控制。（3）针对厚层软弱顶板巷道中u型钢支架支护中存在的问题,提出了钻孔卸压与锁腿锚杆相结合的u型钢支架协同控制技术,并分析了锁腿锚杆长度、锁腿锚杆预紧力、卸压钻孔直径、卸压钻孔长度等因素对协同控制的影响,认为卸压钻孔参数对巷道变形的影响更为显着,影响最不显着的是锁腿锚杆长度。（5）厚层软弱顶板巷道安全评价系统（1）针对巷道变形破坏特征及支护状态的多样性与复杂性,采用顶板条件、构造条件、煤岩赋存条件、开采扰动、支护强度和巷道布置6个综合指标,引入突变级数法对厚层软弱顶板巷道支护难度进行科学合理的分级归类,将巷道的支护难度分为Ⅰ容易支护型、Ⅱ中等难度型、Ⅲ较难支护型和Ⅳ极难支护型四个级别,并且给出了相应的控制对策。（2）为了全面准确地评价巷道的安全状况,提出了离层类指标、变形类指标、支护结构受力指标和松动圈范围指标4大类10项指标,引入层次分析法对巷道安全性进行评判。基于多参量监测指标将巷道稳定性分为稳定、较稳定、不稳定和极不稳定4个级别,并根据巷道的安全等级给出针对性的加强支护措施,确保巷道的安全稳定。（6）典型厚层软弱顶板巷道工程实践分别选取黄岩汇煤矿15111轨道巷和芦岭煤矿2927运输巷为试验巷道,开展厚层软弱顶板巷道锚杆支护和U型钢支护的现场实践。（1）将15111轨道巷划分为顶板完整区和构造破碎区进行分区治理,顶板完整区巷道突变级数为0.843,属于Ⅲ级较难支护型,构造破碎区巷道突变级数达到0.918,属于Ⅳ级极难支护型,分别采取了相应的控制对策。矿压监测表明,顶板完整区巷道在掘进23个月后趋于稳定,顶板下沉量50120mm,两帮变形量在350370mm。构造破碎区巷道采取了大直径短锚索替代帮部锚杆以及帮角加强锚杆等强化控制措施,监测发现巷道掘进影响期为6080天,顶板下沉量为70150mm,煤柱帮变形量为260480mm,实体煤帮变为240405mm,巷道两帮变形量在600800mm,底鼓量在500mm左右。巷道顶板控制效果较好,但两帮变形较大,特别是煤柱帮裂隙发育,基本呈碎裂状,监测发现掘进期间构造破碎区煤柱向采空区方向的漏风量在200m3以上,应加强巷道内风量的监测,必要时采取减小漏风的措施,可从风压调节和煤柱堵漏两方面着手。（2）芦岭煤矿2927运输巷突变级数达到0.969,属于Ⅳ级极难支护型巷道。采用卸压钻孔、锁腿锚杆与U型钢支架协同控制方案,矿压监测表明实施钻孔卸压与锁腿锚杆后巷道平均底鼓速度由2.0mm/d降低至0.98mm/d。两帮平均变形速度由2.64mm/d减小到1.86mm/d,而顶板平均下沉速度为0.36mm/d,基本没有变化,巷道断面基本能满足工作面回采要求。
陈江[9]（2015）在《彬长矿区深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护设计研究》文中研究说明开展深埋煤巷围岩破坏机理及支护技术研究具有重要的意义,本文依托某矿403101工作面运顺支护项目,采用理论分析、室内试验、现场监测与测试和数值模拟相结合的方法,对深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护技术进行研究。主要内容和结论有:（1）采用室内试验对4#煤物理力学性质进行研究,得到4#煤物理力学参数。结合403101工作面运顺围岩破坏特征和矿区地应力测试结果,分析得到影响深埋煤巷围岩变形破坏的主要因素有围岩岩性、巷道埋深、水平应力大小、最大水平主应力与巷道轴向夹角、地质构造、回采动压及地下水。（2）采用现场监测评价原支护方案,结果表明巷道围岩发生大变形,锚杆（索）受力超过其设计抗拉强度,围岩松动圈范围超过锚杆长度,现有的支护方案不能满足要求。（3）结合深埋煤巷围岩破坏机理研究成果和支护设计原则,提出了采用空锚索孔卸压、补强锚杆（索）支护参数、锚杆采用木托盘和锚索采用槽钢加蝶形托盘让压的支护措施,采用理论计算与FLAC模拟计算得到锚杆（索）参数。（4）采用现场试验对403101工作面运顺支护方案的可行性进行验证,结果表明巷道围岩稳定,本文提出的支护方案可行,研究成果对矿区类似工作面巷道支护参数设计具有一定的参考价值。
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》文中研究指明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、深井高地压弱结构顶板煤巷锚杆支护技术研究（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、深井高地压弱结构顶板煤巷锚杆支护技术研究（论文提纲范文）
（1）深部层状岩体巷道围岩松动圈形成机理及其工程应用研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题提出与研究意义 |
| 1.2 深部层状岩体围岩变形、破坏与支护研究综述 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究思路与方法 |
| 1.5 技术路线 |
| 2 基于强度准则法计算围岩松动圈的分析与研究 |
| 2.1 岩石强度准则法计算松动圈的基本假设 |
| 2.2 基于Mohr-Coulomb准则求解 |
| 2.3 基于Drucker-Prager准则求解 |
| 2.4 基于Hoek-Brown准则求解 |
| 2.5 解析法求解松动圈在层状岩体中的应用 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 深部层状岩体巷道围岩失稳全过程模型试验 |
| 3.1 模型试验系统 |
| 3.2 试验方案设计 |
| 3.3 模型试验的相似准则、材料与模型制作 |
| 3.4 试验加载方案 |
| 3.5 试验监控与数据采集系统 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 深部层状岩体巷道围岩松动圈形成机理的试验分析 |
| 4.1 层状岩体巷道围岩松动圈形成过程中的围岩破裂演化分析 |
| 4.2 含软弱层围岩的松动圈及其与支护作用分析 |
| 4.3 含软弱层围岩巷道的稳定性分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 层状岩体结构对松动圈形成机理的影响分析 |
| 5.1 数值计算模型与方案 |
| 5.2 加载方向对层状围岩松动圈的影响 |
| 5.3 不同层状岩体结构对松动圈形成机理的影响分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 深部大松动圈围岩穿层巷道协同控制的应用研究 |
| 6.1 工程背景 |
| 6.2 现场原位测试分析 |
| 6.3 层状围岩非对称协同控制设计 |
| 6.4 现场试验分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要研究结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（2）千米深井巷道高压劈裂注浆围岩加固机理与技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题意义 |
| 1.2 国内外研究现状-文献综述 |
| 1.2.1 煤矿深井高应力巷道支护机理与技术 |
| 1.2.2 岩体裂隙结构理论 |
| 1.2.3 注浆加固理论 |
| 1.2.4 注浆材料发展 |
| 1.2.5 注浆方法 |
| 1.3 存在问题 |
| 1.4 研究内容 |
| 1.5 技术路线 |
| 2 千米深井巷道围岩裂隙演化特征与可注性试验研究 |
| 2.1 千米深井地应力及煤岩强度分布规律 |
| 2.1.1 千米深井地应力分布规律 |
| 2.1.2 千米深井围岩强度分布规律 |
| 2.2 千米深井巷道围岩裂隙演化特征 |
| 2.2.1 千米深井典型煤岩体裂隙分布特征 |
| 2.2.2 千米深井围岩裂隙变形特征数值模拟 |
| 2.3 高应力低渗透巷道围岩常规注浆试验研究 |
| 2.3.1 注浆试验 |
| 2.3.2 试验结果 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 高压劈裂注浆裂隙扩展与浆液渗透规律研究 |
| 3.1 高压劈裂注浆裂隙起裂准则 |
| 3.1.1 纵向裂隙起裂分析 |
| 3.1.2 横向裂隙起裂分析 |
| 3.2 真三轴条件下高压劈裂注浆裂隙扩展试验 |
| 3.2.1 高压劈裂注浆试验系统 |
| 3.2.2 高压劈裂注浆试验 |
| 3.2.3 试验方案设计 |
| 3.2.4 试验结果与讨论 |
| 3.3 高压注浆浆液渗透扩散规律 |
| 3.3.1 高压注浆浆液渗透规律数值模型 |
| 3.3.2 高压渗透注浆浆液扩散规律 |
| 3.3.3 高压劈裂注浆浆液扩散规律 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 高压劈裂注浆围岩改性加固机理研究 |
| 4.1 高压劈裂注浆浆液对围岩改性机制 |
| 4.1.1 常规劈裂注浆改性机制 |
| 4.1.2 深井煤岩体高压劈裂注浆改性机制 |
| 4.2 高压劈裂围岩注浆宏观参数强化规律 |
| 4.2.1 剪切刚度与法向刚度的影响规律 |
| 4.2.2 内摩擦角的影响规律 |
| 4.2.3 内聚力和抗拉强度的影响规律 |
| 4.2.4 注浆压力对注浆性能影响规律 |
| 4.3 高压劈裂围岩注浆强化细观分析 |
| 4.3.1 注浆体扫描电镜细观形貌分析 |
| 4.3.2 煤浆界面区纳米压痕试验分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 高压劈裂注浆围岩加固材料及技术装备研发 |
| 5.1 高压劈裂注浆围岩加固技术研发 |
| 5.1.1 高压劈裂间歇注浆技术 |
| 5.1.2 高压劈裂注浆参数控制 |
| 5.2 高压劈裂注浆装备研发 |
| 5.2.1 高压注浆泵研发 |
| 5.2.2 高压劈裂注浆封孔技术研发 |
| 5.3 注浆材料性能增强研究 |
| 5.3.1 速凝早强改性 |
| 5.3.2 超细化处理 |
| 5.3.3 纳米材料增强 |
| 5.3.4 工艺适应研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 千米深井高压劈裂注浆技术工业性试验 |
| 6.1 试验巷道生产地质条件 |
| 6.1.1 地应力与围岩强度 |
| 6.1.2 围岩窥视 |
| 6.1.3 锚固力测试 |
| 6.2 高压劈裂注浆现场试验 |
| 6.2.1 高压劈裂注浆试验方案 |
| 6.2.2 高压劈裂注浆工艺流程 |
| 6.3 高压劈裂注浆围岩改性效果分析 |
| 6.3.1 注浆量数据统计 |
| 6.3.2 锚固力对比 |
| 6.3.3 注浆效果钻孔窥视 |
| 6.3.4 掘进揭煤取样 |
| 6.3.5 SEM细观形貌分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 主要结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（3）深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究的背景和意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要研究内容 |
| 1.4 研究目标 |
| 1.5 研究方法及技术路线 |
| 2 深部临空面区域应力环境及分类评价 |
| 2.1 矿井及工作而概况 |
| 2.2 应力场模拟反演 |
| 2.3 不同区域应力场分类评价 |
| 2.4 不同区域应力环境诱发冲击地压的关键因素 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 大采高综放面沿空掘巷围岩长时稳定控制机理 |
| 3.1 沿空掘巷围岩长时稳定控制机理与临空面应力优化 |
| 3.2 大采高综放面应力环境下煤柱合理尺寸确定 |
| 3.3 基于防灾角度的煤柱合理尺寸选择 |
| 3.4 不同区域最优巷道掘进位置确定 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 深井强冲击沿空掘巷围岩分类动态强化控制技术 |
| 4.1 强冲击沿空掘巷围岩变形特征及机理分析 |
| 4.2 巷道围岩动态强化控制原理及支护手段选择 |
| 4.3 不同支护参数下围岩控制效果模拟分析 |
| 4.4 最优支护方案确定 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 下一步工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
（4）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 |
（5）深部沿空留巷围岩偏应力和球应力演化规律与控制（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深部巷道围岩控制研究现状 |
| 1.2.2 充填开采研究现状 |
| 1.2.3 沿空留巷研究现状 |
| 1.2.4 偏应力和球应力研究现状 |
| 1.3 研究内容及研究方法 |
| 1.3.1 论文研究内容 |
| 1.3.2 论文研究方法及技术路线 |
| 2 深部充填留巷工程概况及充填材料物理力学试验 |
| 2.1 充填留巷工程概况 |
| 2.2 高水充填体物理力学试验 |
| 2.2.1 试验准备 |
| 2.2.2 充填体物理力学试验 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 深部充填留巷围岩偏应力时空演化规律 |
| 3.1 充填留巷数值模型建立 |
| 3.1.1 应变软化模型 |
| 3.1.2 偏应力分析指标 |
| 3.1.3 计算模型建立 |
| 3.2 充填留巷围岩偏应力和塑性区演化规律 |
| 3.2.1 沿巷道轴向偏应力和塑性区分布规律 |
| 3.2.2 留巷围岩偏应力和塑性区分布规律 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 充填留巷围岩偏应力时空演化因素分析 |
| 4.1 充填留巷围岩偏应力时空演化影响因素 |
| 4.2 充填留巷围岩偏应力时空演化采深效应 |
| 4.2.1 不同采深充填留巷围岩偏应力分布曲线对比 |
| 4.2.2 不同采深充填留巷围岩偏应力分布云图对比 |
| 4.2.3 不同采深充填留巷围岩塑性区分布特征对比 |
| 4.2.4 不同采深充填留巷围岩偏应力峰值和塑性区演化总规律 |
| 4.3 充填留巷围岩偏应力时空演化采高效应 |
| 4.3.1 不同采高充填留巷围岩偏应力分布曲线对比 |
| 4.3.2 不同采高充填留巷围岩偏应力分布云图对比 |
| 4.3.3 不同采高充填留巷围岩塑性区分布特征对比 |
| 4.3.4 不同采高充填留巷围岩偏应力峰值和塑性区演化总规律 |
| 4.4 充填留巷围岩偏应力时空演化侧压系数效应 |
| 4.4.1 不同侧压系数充填留巷围岩偏应力分布曲线对比 |
| 4.4.2 不同侧压系数充填留巷围岩偏应力分布云图对比 |
| 4.4.3 不同侧压系数充填留巷围岩塑性区分布特征对比 |
| 4.4.4 不同侧压系数充填留巷围岩偏应力峰值和塑性区演化总规律 |
| 4.5 充填留巷围岩偏应力时空演化充填高度效应 |
| 4.5.1 不同充填高度充填留巷围岩偏应力分布曲线对比 |
| 4.5.2 不同充填高度充填留巷围岩偏应力分布云图对比 |
| 4.5.3 不同充填高度充填留巷围岩塑性区分布特征对比 |
| 4.5.4 不同充填高度充填留巷围岩偏应力峰值和塑性区演化总规律 |
| 4.6 充填留巷围岩偏应力时空演化因素权重关系 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 深部充填留巷围岩球应力时空演化及影响因素分析 |
| 5.1 深部充填留巷数值模型建立 |
| 5.1.1 球应力分析指标 |
| 5.1.2 计算模型建立 |
| 5.2 深部充填留巷围岩球应力演化规律 |
| 5.2.1 充填留巷围岩球应力分布曲线 |
| 5.2.2 充填留巷围岩球应力峰值变化规律 |
| 5.2.3 充填留巷围岩球应力分布云图 |
| 5.3 深部充填留巷围岩球应力和塑性区分布特征对比 |
| 5.4 充填留巷围岩球应力时空演化因素分析 |
| 5.4.1 充填留巷围岩球应力时空演化采深效应 |
| 5.4.2 充填留巷围岩球应力时空演化采高效应 |
| 5.4.3 充填留巷围岩球应力时空演化侧压系数效应 |
| 5.4.4 充填留巷围岩球应力时空演化充填高度效应 |
| 5.4.5 充填留巷围岩球应力时空演化因素权重关系 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 基于深部充填留巷围岩偏应力与球应力演化的非对称控制及应用 |
| 6.1 充填留巷围岩偏应力和球应力分布特征对比 |
| 6.2 充填留巷围岩非对称支护结构 |
| 6.2.1 充填留巷围岩“三位一体+非对称支护”系统 |
| 6.2.2 顶板支护结构力学分析 |
| 6.2.3 实体煤帮结构力学分析 |
| 6.2.4 巷旁钢管混凝土支架稳定性分析 |
| 6.2.5 充填留巷围岩结构力学模型 |
| 6.3 充填留巷围岩非对称支护参数 |
| 6.3.1 非对称支护参数确定 |
| 6.3.2 非对称支护数值模拟分析 |
| 6.4 充填留巷围岩协同控制的原理方法 |
| 6.5 现场工程试验 |
| 6.5.1 矿压观测方案和方法 |
| 6.5.2 矿压观测结果及分析 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要研究结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（6）金宝屯煤矿软岩回采巷道耦合支护技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 论文主要研究内容 |
| 1.4 研究方法与技术路线 |
| 2 巷道围岩变形破坏原因分析 |
| 2.1 工程地质概况 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 工程概况 |
| 2.2 围岩物理力学性质指标及松动圈测定 |
| 2.2.1 物理力学性质指标实验室测定 |
| 2.2.2 巷道围岩松动圈测定 |
| 2.3 巷道变形破坏机理和影响因素分析 |
| 2.3.1 软岩巷道变形破坏特征及影响因素 |
| 2.3.2 软岩巷道变形破坏类型 |
| 2.4 原巷道支护方案数值模拟分析 |
| 2.4.1 数值模拟目的 |
| 2.4.2 模型建立 |
| 2.4.3 数值模拟结果分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 支护-围岩复合拱力学建模及承载能力计算 |
| 3.1 支护-围岩复合拱力学原理 |
| 3.2 耦合支护力学模型建立 |
| 3.3 支护-围岩复合拱承载能力计算与分析 |
| 3.4 原支护方式承载能力核算 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 S106工作面回风巷道支护方案设计 |
| 4.1 软岩巷道支护理论分析 |
| 4.1.1 软岩巷道支护原理 |
| 4.1.2 软岩巷道支护原则 |
| 4.1.3 锚杆支护作用原理 |
| 4.1.4 锚索支护作用原理 |
| 4.2 软岩巷道耦合支护技术 |
| 4.2.1 耦合支护概念 |
| 4.2.2 耦合支护特征 |
| 4.2.3 耦合支护原理 |
| 4.2.4 关键部位类型 |
| 4.2.5 最佳支护时段 |
| 4.2.6 锚索二次耦合支护 |
| 4.3 S106回风巷道支护方案设计 |
| 4.3.1 设计依据及支护方式确定 |
| 4.3.2 锚网索架棚喷浆支护耦合作用分析 |
| 4.3.3 巷道支护参数选择 |
| 4.3.4 设计支护方案承载能力核算 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 设计支护方案支护效果分析 |
| 5.1 支护效果数值模拟分析 |
| 5.1.1 数值模拟目的 |
| 5.1.2 数值模拟结果分析 |
| 5.2 支护方案工业性试验及矿压监测 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（7）深埋大断面煤巷锚杆破断机理与控制技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题的提出及研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要研究内容及技术路线 |
| 2 不同条件下煤巷围岩变形特征数值模拟研究 |
| 2.1 我国煤矿巷道发展的特点 |
| 2.2 不同条件下煤层巷道围岩变形特点 |
| 2.3 深井大断面煤层巷道稳定性控制 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 深埋大断面煤巷锚杆破断及控制原理 |
| 3.1 锚杆破断形式分类及原因分析 |
| 3.2 深埋大断面煤巷锚杆破断控制原理 |
| 3.3 深埋大断面煤巷锚杆破断控制技术 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 深埋大断面煤巷锚杆支护数值模拟研究 |
| 4.1 锚杆直径参数的数值模拟分析 |
| 4.2 二次支护参数的数值模拟分析 |
| 4.3 新巨龙矿井锚杆破断控制方案的确定 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 深埋大断面煤巷锚杆破断控制技术现场应用研究 |
| 5.1 试验巷道概况 |
| 5.2 巷道掘进、支护工艺 |
| 5.3 锚杆破断控制方法 |
| 5.4 锚杆破断控制技术应用效果 |
| 5.5 经济效益和社会效益分析 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论 |
| 6.1 基本结论 |
| 6.2 创新点 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（8）厚层软弱顶板巷道灾变机理及控制技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 厚层软弱顶板巷道灾变机理研究现状 |
| 1.2.2 厚层软弱顶板巷道锚杆支护机理研究现状 |
| 1.2.3 厚层软弱顶板巷道控制技术现状 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究思路及技术路线 |
| 2 厚层软弱顶板巷道围岩地质力学特性 |
| 2.1 厚层软弱顶板巷道变形破坏特征 |
| 2.1.1 黄岩汇煤矿15107轨道巷 |
| 2.1.2 正利煤业 14~(-1)103轨道巷 |
| 2.1.3 芦岭煤矿2927运输巷 |
| 2.1.4 神州煤业 4#煤层回采巷道 |
| 2.1.5 曲江煤矿212回风巷 |
| 2.2 地应力场分布特征 |
| 2.2.1 地应力测量方法 |
| 2.2.2 黄岩汇煤矿地应力测量 |
| 2.2.3 黄岩汇煤矿地应力场分布规律 |
| 2.3 煤岩物理力学性能测试 |
| 2.3.1 试样加工及试验设备 |
| 2.3.2 试验结果分析 |
| 2.3.3 强度特性分析 |
| 2.3.4 变形特性分析 |
| 2.3.5 能量特性分析 |
| 2.4 围岩结构探测 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 厚层软弱顶板巷道裂隙演化及灾变机理 |
| 3.1 裂隙演化的力学机理 |
| 3.2 裂隙演化的数值模拟 |
| 3.2.1 UDEC数值计算模型 |
| 3.2.2 顶板软弱岩层厚度对巷道稳定性影响 |
| 3.2.3 埋深对巷道稳定性的影响 |
| 3.2.4 水平应力对巷道稳定性的影响 |
| 3.2.5 顶板岩层强度对巷道稳定性的影响 |
| 3.2.6 顶板节理性质对巷道稳定性的影响 |
| 3.3 裂隙演化的能量特征 |
| 3.3.1 UDEC模型中的能量平衡 |
| 3.3.2 顶板岩层强度对能量特征的影响 |
| 3.3.3 节理性质对能量特征的影响 |
| 3.3.4 水平应力对能量特征的影响 |
| 3.3.5 埋深对能量特征的影响 |
| 3.3.6 顶板软弱岩层厚度对能量特征的影响 |
| 3.4 采动裂隙演化现场实测研究 |
| 3.4.1 钻孔窥视 |
| 3.4.2 便携式地质雷达 |
| 3.4.3 顶板离层 |
| 3.5 考虑损伤的巷道-支护体本构模型 |
| 3.6 厚层软弱顶板巷道灾变机理 |
| 3.7 本章小结 |
| 4 厚层软弱顶板巷道稳定性关键影响因素分析 |
| 4.1 厚层软弱顶板巷道稳定性影响因素敏感性分析 |
| 4.1.1 正交试验方案 |
| 4.1.2 正交试验模拟结果分析 |
| 4.2 厚层软弱顶板巷道顶板稳定性分析 |
| 4.2.1 数值模型 |
| 4.2.2 计算结果分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 厚层软弱顶板巷道安全控制技术体系 |
| 5.1 基于能量平衡的巷道支护技术原理 |
| 5.1.1 优化巷道布置 |
| 5.1.2 提高支护延伸量 |
| 5.1.3 设置弱结构 |
| 5.2 厚层软弱顶板巷道控制技术 |
| 5.2.1 锚杆支护技术 |
| 5.2.2 金属支架支护 |
| 5.3 厚层软弱顶板巷道支护难度分级 |
| 5.3.1 厚层软弱顶板巷道评价指标体系的构建 |
| 5.3.2 基于突变级数法的厚层软弱顶板巷道支护难度分级 |
| 5.4 厚层软弱顶板巷道稳定性多参量监测预警 |
| 5.4.1 多参量指标体系的构建 |
| 5.4.2 层次分析法的引入 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 工程实践 |
| 6.1 锚杆支护工程案例 |
| 6.2.1 工程地质概况 |
| 6.2.2 优化巷道布置 |
| 6.2.3 强化控制技术 |
| 6.2.4 支护参数及效果 |
| 6.2 U型钢支护工程案例 |
| 6.2.1 工程地质概况 |
| 6.2.2 支护方案的数值模拟 |
| 6.2.3 支护参数及效果 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要研究结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 不足及展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（9）彬长矿区深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护设计研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深埋巷道围岩变形破坏机理 |
| 1.2.2 深埋巷道支护技术 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 2 深埋煤巷围岩变形破坏机理分析 |
| 2.1 深埋巷道围岩状态特征 |
| 2.2 深埋煤巷围岩物理力学室内试验 |
| 2.2.1 4#煤物理性质试验 |
| 2.2.2 4#煤力学性质试验 |
| 2.3 深埋煤巷围岩变形破坏主要影响因素 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 深埋综放面煤巷支护优化设计 |
| 3.1 工程概况 |
| 3.2 原方案支护效果分析 |
| 3.2.1 支护效果现场监测 |
| 3.2.2 原支护方案评价 |
| 3.3 深埋煤巷支护原则与对策 |
| 3.3.1 支护原则 |
| 3.3.2 支护对策 |
| 3.4 巷道支护参数理论计算 |
| 3.4.1 经验公式 |
| 3.4.2 围岩松动圈支护理论 |
| 3.4.3 非弹性区理论和组合拱支护理论 |
| 3.4.4 锚杆支护参数设计 |
| 3.5 锚索支护参数FLAC计算 |
| 3.5.1 计算工况 |
| 3.5.2 计算方案 |
| 3.5.3 计算结果分析 |
| 3.6 403101工作面运顺支护方案 |
| 3.7 本章小结 |
| 4 深埋综放面煤巷支护效果评价 |
| 4.1 支护方案FLAC评价 |
| 4.1.1 模拟方案设计 |
| 4.1.2 模拟结果分析 |
| 4.2 现场试验 |
| 4.2.1 试验段概况 |
| 4.2.2 监测方案设计 |
| 4.2.3 监测结果分析 |
| 4.2.4 治理效果 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 结语 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 攻读硕士期间发表的论文 |
| 攻读硕士期间参加的科研项目 |
（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、深井高地压弱结构顶板煤巷锚杆支护技术研究（论文参考文献）
- [1]深部层状岩体巷道围岩松动圈形成机理及其工程应用研究[D]. 朱俊福. 中国矿业大学, 2021(02)
- [2]千米深井巷道高压劈裂注浆围岩加固机理与技术研究[D]. 张振峰. 煤炭科学研究总院, 2021(01)
- [3]深井冲击煤层大断面沿空掘巷围岩控制技术研究[D]. 傅鑫. 山东科技大学, 2020(06)
- [4]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)
- [5]深部沿空留巷围岩偏应力和球应力演化规律与控制[D]. 岳帅帅. 中国矿业大学(北京), 2019
- [6]金宝屯煤矿软岩回采巷道耦合支护技术研究[D]. 李佳音. 辽宁工程技术大学, 2017(02)
- [7]深埋大断面煤巷锚杆破断机理与控制技术研究[D]. 高东忍. 中国矿业大学, 2016(03)
- [8]厚层软弱顶板巷道灾变机理及控制技术研究[D]. 马振乾. 中国矿业大学(北京), 2016(02)
- [9]彬长矿区深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护设计研究[D]. 陈江. 西安科技大学, 2015(11)
- [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)