一、半煤岩回采巷道砂质泥岩顶板条件下锚喷支护的应用（论文文献综述）
张荟懿[1]（2021）在《木家庄煤矿深部软岩巷道变形破坏机理及支护研究》文中指出随着煤炭开采深度的不断增加,深部开采已经逐渐成为了一种常见的开采模式。根据深部开采的条件,需要使用相应的支护手段,控制巷道围岩变形。在大量的深部矿井中,围岩主要由工程软岩构成,这对如何有效进行支护工作提出了挑战。在深部软岩条件下,巷道围岩变形大,底臌严重等问题十分严重,威胁着煤矿井下的生产安全与生命安全。针对这种巷道围岩变形问题,本论文以木家庄煤矿5号煤下山巷道支护作为工程背景,通过理论分析、数值模拟、现场工程试验的方法,研究了煤矿深部软岩巷道变形机理;并在总结了各种影响因素后,利用数值模拟手段,分析了符合工程条件的合理的支护方式,进行了现场应用。主要得出了如下研究成果:（1）通过建立巷道围岩变形的理想力学模型,分析了巷道围岩变形规律与特征,得出了巷道围岩塑性区半径与塑性区位移的表达式;（2）研究巷道围岩变形机理发现:随着巷道埋深增加,巷道围岩塑性区的分布范围也将扩大、位移量上升;而巷道围岩自身性质中,内摩擦角对巷道围岩塑性区变化影响不大,相对地,内聚力则可以正面影响围岩体的稳定;围岩附近分布的断层改变了巷道所处的应力环境,造成巷道失稳;地下水产生的压力也会促进围岩中裂隙的出现,引发变形破坏;（3）运用FLAC3D软件,建立木家庄煤矿5号煤下山巷道的三维模型,根据模型研究了巷道变形过程中的塑性位移、应力分布与塑性区分布的变化,并将新设计的通过增加锚索控制巷道围岩的新掘巷道支护方案结合巷道模型进行验证,发现新方案可以有效控制巷道围岩的变形,降低巷道围岩变形的位移量与变形速度;（4）在木家庄煤矿5号煤下山巷道的新掘巷道试验段对新支护方案进行了现场应用验证,在180天的观测后,结果表明,巷道围岩底臌量从500 mm左右下降到240 mm以下,顶底板移近量从接近1000 mm下降到450 mm左右,即巷道围岩变形已经得到了有效的控制。
陈治宇[2]（2021）在《动载作用下锚固体应力波传递规律及其力学响应特性研究》文中指出锚固体作为锚杆支护的核心结构,其具有较高的承载能力,对巷道围岩的变形具有一定的适应性,其对于隧道、煤矿等地下工程结构支护具有重要作用。在现场实际中,预应力锚杆受到爆破、采动等工作引起的动载作用,预应力锚固体承受典型的静动载耦合作用,导致锚固体破坏特性更为复杂。为了揭示动静载耦合作用下锚固体中破坏特征及动载应力波的影响规律。本文采用理论分析、冲击试验和数值模拟等研究方法,针对预应力锚固体,开展不同预应力、冲击次数、冲击能量、冲击频率等因素的动载冲击试验和静态拉拔试验,对锚固体中应力波的传递规律、轴力损失规律、破坏特征等进行了研究。主要得到以下结论:（1）弹性杆中静载对应力波传递的影响与其大小和方向有关,压应力静载使得压应力波降低,拉应力静载使得拉应力波降低,拉应力静载使得拉应力波增加,压应力静载使得拉应力波增加。梯度静载下弹性杆中应力波大小与入射端面和所求端面静载差值相关。锚固体承受压应力波时,得到锚固段围岩中的应力波峰值最大,自由段锚杆中的应力波峰值最大。（2）在预应力为15MPa-30MPa范围内,随着预应力增加,锚固围岩中应力波的峰值逐渐增加,衰减速度逐渐减小。对预应力15MPa和25MPa试件进行多次冲击表明,随着冲击次数增加,围岩的损伤逐渐增加,试件中的预应力逐渐降低。对冲击试件的轴力损失探究结果表明预应力为17MPa时,锚杆轴力残余值最大,此时锚杆的动态适应能力最好。冲击试件的破坏特征包括试件冲击端发生剪切破坏,自由端发生张拉和剪切复合破坏,中部发生断裂波坏。（3）有无冲击作用试件的拉拔曲线类似,均可分为稳定增加阶段、快速降低阶段、残余平衡阶段。在预应力为10MPa-30MPa范围内,随着预应力的增加,冲击试件的拉拔强度先增加后降低,并在预应力为17MPa处,拉拔强度取得极大值。锚固体拉拔破坏特征为锚杆拉出破坏、围岩拉裂破坏、围岩和锚固剂拉裂破坏。（4）在冲击频率为50Hz-250Hz范围内,随着冲击频率的增加,锚固体中的应力波幅值逐渐降低。试件的破坏程度与冲击频率呈反相关。在冲击速度为0.5m/s-1.0m/s范围内,随着冲击速度增加,锚杆中的应力波峰值逐渐呈线性增加。随着冲击速度增大,试件的破坏程度增加。图56个 表5个 参96个
赵星智[3]（2021）在《南窑头矿采动软弱半煤岩大巷变形机理及控制技术研究》文中提出针对南窑头矿四采区软弱半煤岩回风大巷围岩剧烈变形、失稳问题,采用现场调研、理论分析、数值模拟和现场工业性试验相结合的方法,研究分析了软弱半煤岩回风大巷围岩变形破坏特征,揭示了其变形破坏机理,开发了锚杆承载断裂的数值计算方法,得到了采动作用下软弱半煤岩回风大巷锚杆分区断裂规律,提出了软弱半煤岩大巷锚、注、底板反底拱支护技术,现场应用效果显着。详细研究成果如下:（1）揭示了南窑头矿软弱半煤岩大巷变形破坏机理。建立了南窑头矿软弱半煤岩大巷变形破坏力学分析模型,研究得到了该巷稳定性的关键影响因素和影响规律,其稳定性由两帮上部煤体、下部砂质泥岩以及两者间结构面决定;多次动压扰动、反复开挖修复、支护强度不足诱使该巷处于频繁加卸载状态,变形破坏向两帮深部发展,直至发生大变形破坏。（2）确定了南窑头矿软弱半煤岩大巷围岩应力分布演化规律。掘进期间:大巷左帮和右帮（距右帮35m掘进了轨道大巷）的峰值应力位置分别距离帮部12m和15m,峰值应力大小分别为16.8MPa和18.4MPa;经历两次采动叠加作用,两帮的峰值应力分别为27.6MPa和30.1MPa,峰值位置分别为19m和17m。（3）确定了FLAC3D中CABLE单元受力破断的力学判据,开发了工程尺度下CABLE单元受力破断的遍历算法。掘进期间随着大巷围岩变形增加,锚杆载荷逐渐增加,但均处于弹性阶段,两帮的锚杆轴力大于顶板锚杆轴力;两次采动叠加作用下,巷道两帮及顶板的锚杆载荷大于破断载荷,且两帮锚杆破断早于顶板锚杆,左帮早于右帮。（4）研究得到了南窑头矿半煤岩回风大巷分阶段围岩变形特征。掘进期间:巷道两帮和底板强度较小,其变形速度和最终变形量均高于顶板;在两侧工作面采动影响下,巷道围岩应力增大,围岩进一步发生变形破坏,两帮和底板的破坏加剧使得顶板下沉量显着增大,巷道顶、底板、左帮和右帮的变形量分别达到643.3mm、578.8mm、732mm和727.3mm。（5）提出了南窑头矿软弱半煤岩回风大巷锚注加固技术,确定了巷道顶板和两帮采用高强锚杆、锚索支护+注浆加固的控制技术,底板采用反底拱+锚注支护控制技术,采取该技术后大巷顶底板相对位移量和两帮相对位移量均小于110mm,有效控制了四采区回风大巷围岩的稳定性,为类似生产地质条件下巷道围岩控制提供参考。该论文有图54幅,表2个,参考文献94篇。
朱成[4]（2021）在《深井分选硐室群围岩稳定控制机理与采—充空间优化布局研究》文中进行了进一步梳理深部矿井开采面临产矸率增加、提升效率降低、采场与巷硐围岩控制难度加大等系列难题,采选充一体化技术是解决上述问题的有效途径。实现深部煤矿井下分选硐室群围岩稳定控制与采煤-充填空间优化布局不仅可确保采煤-分选-充填系统高效协调配合,同时能够有效提升矿井灾害防控能力。为此,本文采用理论分析、实验室实验、数值模拟和现场实测相结合的研究方法,分析了井下分选硐室围岩变形破坏特征及影响因素,阐明了分选硐室群优化布置方式与紧凑型布局方法,剖析了分选硐室群围岩损伤规律与控制对策,探究了采-充空间布置参数与工艺参数的动态调整方法,提出了满足不同工程需求的采-充空间优化布局策略,探讨了采-选-充空间优化布局决策方法。研究成果可为深井分选硐室群围岩长时稳定控制、采-充空间合理布局与动态调整提供理论基础和参考借鉴。主要取得了以下创新性成果:（1）基于井下分选硐室结构特征,建立了其围岩稳定性分析力学模型,研究了随不同影响因素变化围岩变形破坏的响应特征。通过调研国内多个采选充一体化矿井,明确了现阶段井下分选工艺的主要优缺点、适用条件及设备配置要求,归纳总结了井下分选硐室的主要结构特征,分别建立了分选硐室顶板变截面简支梁、帮部柱体以及底板外伸梁力学模型,分析了围岩变形破坏特征及主要影响因素,采用控制变量法研究了随各影响因素变化围岩变形破坏的响应特征,解析了井下分选硐室优化布置与围岩控制方法。（2）阐明了井下分选硐室群优化布置方式与紧凑型布局方法,剖析了分选硐室群围岩损伤规律与控制对策。研究了断面形状、尺寸效应以及开挖方式对分选硐室群围岩稳定性的影响,揭示了分选硐室群基于软弱岩层厚度及层位变化的合理布置方式,确定了不同类型地应力场中分选硐室群的最佳布置方式,探讨了分选硐室群紧凑型布局原则与方法,提出了分选硐室群围岩“三壳”协同支护技术,揭示了高地应力与采动应力、振动荷载、冲击荷载耦合影响下分选硐室群围岩损伤规律,剖析了分选硐室群全服务周期内围岩加固对策。（3）探究了采-充空间布置参数与工艺参数的动态调整方法,提出了满足不同工程需求的采-充空间优化布局策略。探讨了深部采选充一体化矿井适用的采-充空间布局方法,分析了影响采-充空间布局的主要因素,基于开发的德尔菲-层次分析法确定了各影响因素的权重,根据采充协调要求和“以采定充”、“以充定采”两类限定条件,探究了采-充空间布置参数与工艺参数的合理匹配关系及动态调整方法,分别提出适用于地表沉陷控制、冲击地压防治、沿空留巷、瓦斯防治、保水开采五种工程需求的采-充空间优化布局策略。（4）分析了采-选-充空间布局互馈联动规律,探讨了深部矿井采-选-充空间优化布局决策方法。基于安全高效绿色开采要求,分析了采-选-充空间布局的互馈联动规律,基于“以采定充”和“以充定采”两类限定条件,分别提出了采-选-充空间优化布局原则,探讨了采-选-充空间优化布局决策方法,以新巨龙煤矿为具体工程背景,对矿井采-选-充空间布局方案进行了规划设计。该论文有图157幅,表38个,参考文献199篇。
任中发[5]（2020）在《潘二煤矿18224工作面回采巷道围岩稳定性分析与支护技术研究》文中进行了进一步梳理随着煤炭资源的开采,浅部煤矿资源逐步耗尽,深部煤巷锚杆支护变得越来越困难。锚杆支护是利用锚杆加固巷道围岩使其能够有较大的承载能力,锚杆与围岩共同作用维持巷道的稳定,是一种主动防御的支护方式,是保障矿井安全生产的重大变革。本文针对潘二煤矿18224工作面回采巷道支护困难、围岩变形量大等问题,运用现场调研、巷道围岩地质力学参数测试、模糊聚类综合分析的手段对回采巷道进行围岩稳定性分类,并通过理论分析计算、数值模拟对支护参数进行初步分析以及现场实测相结合的方法对支护效果合理评价。本文主要做了以下研究:（1）通过对18224工作面回采巷道围岩物理力学测试与分析、地应力测量与分析、井下锚杆拉拔试验等地质力学参数测试,得到巷道围岩基本参数。（2）通过研究影响巷道稳定性因素进行分类指标选取,采用MATLAB逻辑控制工具对收集到的样本巷道使用模糊聚类的分析方法得到分类指标聚类中心值,最后对18224工作面回采巷道进行围岩分类,4煤巷道围岩稳定性类别属于第Ⅳ类。（3）通过巷道破坏及锚杆支护机理研究,结合《我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》和现场实际情况,最终确定18224工作面回采巷道顶板布置“锚杆+锚索+金属铁丝网+钢带”支护;两帮布置“锚杆+金属网+钢带”;底角布置“倾斜锚杆”支护,采用理论分析计算得到巷道初始支护参数。（4）基于控制变量法的思想,通过逐个改变单一支护参量的数值模拟方法,研究了不同直径锚杆、不同长度锚杆、不同间排距锚杆对巷道围岩变形和矿压显现特征的影响,并结合现场实际地质条件,最后总结分析得到最优支护方案。（5）通过对最优支护方案进行数值模拟分析,得到回采巷道围岩矿压显现特征（塑性区分布、位移变化、应力分布）;并结合现场实测目标巷道掘进和回采期间巷道表面位移和深部位移、离层情况以及锚杆受力情况,分析总结该工作面煤巷得到了有效支护。最后,该煤巷锚杆支护设计方案在理论、数值模拟试验和现场实际应用中都取得了相互应证。图[55]表[21]参[93]
王小康[6]（2020）在《不同埋深巷道变形规律及锚杆支护作用研究》文中认为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[7]（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。
赵明洲[8]（2020）在《赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术》文中研究说明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%。
高林[9]（2020）在《缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术》文中研究说明作为我国14个大型煤炭基地中南方唯一煤炭基地的主要组成部分,贵州省煤炭资源储量丰富,素有“江南煤海”之誉,但煤层开采条件复杂。缓倾斜煤层沿空半煤岩巷作为其中的典型代表,由于围岩结构的非对称性、非均质性及两帮煤岩分界面的影响,导致巷道服务期间呈现出明显非对称大变形特征,锚网索、U型钢等传统支护方案难以适应围岩变形,控制效果不甚理想,严重阻碍了当前贵州煤炭工业智能机械化转型升级的进程。本论文以贵州某矿1511回风巷为工程背景,采用现场实测、室内试验、理论分析、相似模拟、数值模拟及工业试验相结合的综合研究方法,围绕该类巷道围岩非对称变形破坏机理及控制技术展开了系统研究,取得了如下主要研究成果:（1）基于现场调研和力学测试,分析了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形及支护体失效的力学特征,得出:持续底臌、煤岩分界面滑移错动、两帮变形位置差异是该类巷道围岩非对称变形的主要特征;巷道围岩最大单轴抗压强度为24.95MPa,黏土矿物含量最高达57%,耐崩解性指数低至8.70%,力学强度整体较低,属于典型的软弱围岩;围岩松软破碎可锚性差,卡缆无限位结构设计、支架与围岩接触关系差及非均布载荷作用下导致的非对称破坏分别是锚网索、U型钢支护失效的主要诱因。（2）针对常规二维物理相似模拟试验台在巷道矿压模型试验中存在的弊端,改进设计了可根据模型试验需求调节试验台尺寸及加载位置的竖向与侧向传力装置;为解决倾斜煤岩层模型精准铺设及半煤岩巷道精准开挖存在的困难,提出了以“标签定位画线、预置巷道模型”为主的试验方法。（3）基于改进后的试验台及试验方法,开展了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷掘进及回采过程中非对称变形破坏试验,获得了掘采扰动影响下巷道围岩的裂隙和应力分布特征,揭示了非对称变形破坏形成的裂隙发育及应力驱动机制:掘进扰动阶段,应力集中主要发生在煤柱侧,巷道围岩裂隙以两帮弧形三角煤及煤柱顶板区域发育为主,在空间位置上呈现明显非对称分布特征,随着开采扰动强度不断增加,煤柱逐渐屈服失稳,围岩应力集中区域由初始煤柱侧区域逐渐转向下帮实体煤侧,巷道围岩新发育裂隙由初始以顶板及窄煤柱区域为主开始转向下帮实体煤侧,非对称变形破坏特征进一步凸显。（4）基于极限平衡理论建立了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷巷帮煤岩分界面剪切滑移错动力学模型,揭示了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理,结合缓倾斜煤层沿空半煤岩巷掘采扰动非对称变形破坏试验将基本顶断裂位置类型划分为煤柱上方靠采空侧和煤柱上方靠巷道侧两种,并指出:两帮以煤岩分界面剪切滑移错动变形为主,其为应力及变形能释放的主要通道;掘进期间,围岩应力集中主要位于上帮煤柱侧,加上煤柱自重应力沿煤岩分界面的下分量作用,上帮剪切滑移错动变形量大于下帮,非对称变形逐渐显现;回采期间,随开采扰动强度和上帮煤体滑移错动变形量增大,窄煤柱逐渐屈服失稳,应力集中向下帮实体煤侧转移,造成下帮煤岩分界面剪切滑移错动变形加剧,且两帮煤体变形位置的空间差异性使得巷道非对称变形破坏进一步显现;基本顶断裂位置与煤层厚度呈线性正相关,与煤层倾角呈负相关,基本顶断裂位置位于煤柱上方时煤岩分界面剪切滑移错动变形最剧烈。（5）基于巷道两侧变形量的相对差异程度定义了缓倾斜煤层沿空半煤岩巷“非对称变形率”,定量表征了其非对称变形特征,非对称变形率越大,巷道的非对称变形特征越明显,并与巷道两侧变形空间位置差异性相关;基于三维数值分析,获得了不同开采条件下缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征演化规律:随着掘进扰动煤柱宽度、开采扰动强度、煤层倾角、煤岩比例及采深的增加,缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形率依次呈现斜“S”型、波动下降型、“V”型、单峰型、平稳型变化;煤柱宽度为3～5m、煤层倾角为10°时,非对称变形率相对较小,而开采扰动强度、煤岩比例及采深越大,上下帮弧形三角煤区域的围岩变形量越大,非对称变形特征越明显,且围岩塑性区主要在巷道顶板及煤柱侧区域扩展。（6）为实现U型棚的高阻让压支护,改进了U型棚的卡缆限位结构并设计了其夹板防滑防崩断安全卡缆套装;基于现场煤岩分界面位置变化,研发了以提升棚索协同控制效应为主导的一种锚索锁棚结构;引入了一种基于“十”字型搅拌装置的软弱围岩锚索锚固增效方法,并对其进行了锚固增效验证试验;并以此提出了以煤柱合理宽度确定为主控手段,以“非对称预应力穿层锁棚锚索”为核心的“棚—索”协同锚护控制技术体系。（7）提出并建立了以矿用激光巷道断面检测仪和矿用锚索无损检测仪为主要检测手段的半煤岩巷非对称变形快速无损支护质量检测及评价体系,并进行了现场工业性试验,结果表明:掘采期间,巷道断面最大收缩率约为23%,最大非对称变形率为5.2%,锚索承载可靠,作用及时,巷道整体均匀协调变形,满足安全生产要求。
毛宏远[10]（2019）在《吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固研究与应用》文中提出开拓巷道、掘进巷道、回采巷道布置是煤矿井下开采的前提,如何使采、掘、开巷道长期处于良好的维护状态,减少巷道维修次数和降低成本是煤矿企业不可回避的问题。经过学者们的多年研究与实践,巷道支护技术得到空前发展,巷道围岩控制从被动支护逐渐走向主动支护,并提出煤炭深部开采技术的核心是巷道围岩控制。吕家坨矿为了实现在-950水平维持矿井稳产、高产目标,对矿井深部巷道支护技术进行探索,通过对国内外巷道支护理论的深度分析,结合自身地质条件对锚网索联合支护技术进行改进,将普通锚索改为中空注浆锚索对矿井深部巷道进行支护。为了实现中空注浆锚索加固技术在吕家坨矿深部巷道治理中充分发挥作用,首先对吕家坨矿深部巷道进行空心包体三轴地应力测量,确定最大主应力方向对深部巷道的影响,并确定巷道围岩基本力学参数,通过窥视法确定巷道围岩松动圈范围,根据实验数据和巷道覆存地质条件进行支护方式分析;其次,对中空注浆锚索加固理论进行深度解析,进行吕家坨矿深部巷道支护设计,完成对锚杆、中空注浆锚索参数的理论推导,通过建立巷道围岩组合力学模型,推算出合理的注浆时间;最后,利用FLAC3D数值模拟对吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固技术进行可行性分析,为吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固技术的运用积累实践经验,为矿井长远发展提供成熟的巷道支护技术。
二、半煤岩回采巷道砂质泥岩顶板条件下锚喷支护的应用（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、半煤岩回采巷道砂质泥岩顶板条件下锚喷支护的应用（论文提纲范文）
（1）木家庄煤矿深部软岩巷道变形破坏机理及支护研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 1 引言 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深部软岩的定义 |
| 1.2.2 深部软岩巷道变形破坏机理研究现状 |
| 1.2.3 深部软岩巷道变形破坏理论应用现状 |
| 1.2.4 深部软岩巷道支护技术研究现状 |
| 1.3 研究内容及研究方案 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法及技术路线 |
| 2 工程概况及巷道变形现状分析 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.1.1 井田概况 |
| 2.1.2 巷道概况及围岩地质特征 |
| 2.2 巷道变形现状分析 |
| 2.2.1 测站布置 |
| 2.2.2 观测数据分析 |
| 3 深部软岩巷道围岩变形破坏理论研究 |
| 3.1 深部软岩巷道围岩力学模型 |
| 3.2 巷道变形影响因素分析 |
| 3.2.1 埋深及地应力的影响 |
| 3.2.2 巷道围岩强度的影响 |
| 3.2.3 围岩区域地质构造的影响 |
| 3.2.4 孔隙水的影响 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 深部软岩巷道支护效果数值模拟与支护方案优化 |
| 4.1 模拟方案设计 |
| 4.1.1 FLAC~(3D)简介 |
| 4.1.2 数值模拟模型建立 |
| 4.1.3 模拟方案设计 |
| 4.2 深部围岩支护效果数值模拟 |
| 4.2.1 巷道围岩位移量的变化 |
| 4.2.2 锚杆(索)应力 |
| 4.2.3 巷道围岩所受垂直应力 |
| 4.2.4 巷道围岩塑性区分布 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 针对木家庄煤矿的支护优化方案现场应用实测 |
| 5.1 现场应用方案 |
| 5.2 现场应用结果与分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 存在的不足 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（2）动载作用下锚固体应力波传递规律及其力学响应特性研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 研究现状 |
| 1.2.1 静载对岩石应力波传递研究现状 |
| 1.2.2 动静载锚固体应力分布现状 |
| 1.2.3 动载锚固体轴力研究现状 |
| 1.2.4 锚固体破坏特征研究现状 |
| 1.3 现有研究存在的问题 |
| 1.4 本文主要研究内容 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 2 锚固体应力波传递理论分析 |
| 2.1 静载对应力波的传递影响分析 |
| 2.1.1 轴向均匀静载荷对应力波传递影响 |
| 2.1.2 轴向梯度静载荷对应力波传递影响 |
| 2.2 锚固支护应力梯度静载特征分析 |
| 2.2.1 锚固围岩中静载分布特征 |
| 2.2.2 锚固剂中静载分布特征 |
| 2.2.3 锚杆中静载分布特征 |
| 2.3 锚固支护应力梯度下应力波传递分析 |
| 2.3.1 锚固围岩中应力波传递分析 |
| 2.3.2 锚杆中应力波传递分析 |
| 2.3.3 锚固支护梯度静载对应力波传递影响实例 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 锚固体动态特性试验 |
| 3.1 试件制备 |
| 3.1.1 试验材料 |
| 3.1.2 锚固试件尺寸 |
| 3.1.3 试件制作 |
| 3.2 试验装置及原理 |
| 3.2.1 冲击试验装置 |
| 3.2.2 试验原理 |
| 3.2.3 试验工况 |
| 3.3 动载试验结果与分析 |
| 3.3.1 预应力对应力波传递影响分析 |
| 3.3.2 冲击次数对锚固试件的影响分析 |
| 3.3.3 动载下锚杆轴力损失规律 |
| 3.3.4 动载作用下试件损伤特征 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 冲击后锚固体拉拔特性分析 |
| 4.1 试验设备及测试方法 |
| 4.1.1 WAW-1000C型万能试验机 |
| 4.1.2 试验方法 |
| 4.1.3 试验工况 |
| 4.2 试验结果与分析 |
| 4.2.1 锚固体试件的拉拔力变化规律 |
| 4.2.2 拉拔强度与预应力大小的关系 |
| 4.2.3 拉拔破坏位移与预应力大小关系 |
| 4.2.4 锚固体试件拉拔破坏特征 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 动载对锚固体应力波传递影响数值分析 |
| 5.1 PFC离散元方法介绍 |
| 5.1.1 模型尺寸和参数 |
| 5.1.2 加载方式及模拟工况 |
| 5.2 数值计算结果 |
| 5.2.1 锚固体的应力分布特征 |
| 5.2.2 锚固体的动载作用过程 |
| 5.2.3 动载频率对锚固体应力波峰值的影响 |
| 5.2.4 动载大小对预应力锚固体的影响 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 结论与不足 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 不足 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（3）南窑头矿采动软弱半煤岩大巷变形机理及控制技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 研究内容与技术路线 |
| 2 软弱半煤岩回风大巷变形规律及原因分析 |
| 2.1 生产地质条件 |
| 2.2 软弱半煤岩回风大巷围岩变形规律 |
| 2.3 巷道变形破坏分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 软弱半煤岩回风大巷变形破坏机理 |
| 3.1 回风大巷围岩变形破坏机理分析 |
| 3.2 软弱半煤岩巷道锚杆、锚索支护数值模拟方法 |
| 3.3 掘进期间回风大巷变形特征 |
| 3.4 采动影响下回风大巷变形破坏特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 软弱半煤岩回风大巷围岩控制技术 |
| 4.1 加固技术的提出 |
| 4.2 卸压槽参数确定 |
| 4.3 锚注加固软弱半煤岩大巷变形规律 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 工业性试验 |
| 5.1 回风大巷支护技术 |
| 5.2 半煤岩回风大巷注浆加固效果 |
| 5.3 半煤岩回风大巷围岩变形特征 |
| 5.4 锚杆索受力特征 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（4）深井分选硐室群围岩稳定控制机理与采—充空间优化布局研究（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 主要研究内容、方法和技术路线 |
| 1.4 主要创新点 |
| 2 井下分选硐室结构特征与围岩力学分析 |
| 2.1 井下分选工艺及其设备配置要求 |
| 2.2 井下分选硐室结构特征分析 |
| 2.3 井下分选硐室围岩力学分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 分选硐室群优化布置方式与紧凑型布局方法 |
| 3.1 分选硐室群断面优化设计方法 |
| 3.2 软岩层位对分选硐室群布置的影响 |
| 3.3 地应力场对分选硐室群布置的影响 |
| 3.4 分选硐室群结构特征与紧凑型布局原则 |
| 3.5 分选硐室群紧凑型布局方法 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 分选硐室群围岩损伤规律与控制对策 |
| 4.1 “三壳”协同支护技术原理与应用 |
| 4.2 采动应力影响下分选硐室群围岩损伤规律与控制对策 |
| 4.3 振动动载影响下分选硐室群围岩损伤规律与控制对策 |
| 4.4 冲击动载影响下分选硐室群围岩损伤规律与控制对策 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 深部矿井采煤-充填空间优化布局方法 |
| 5.1 采煤-充填空间布局方法分类 |
| 5.2 采煤-充填空间布局影响因素权重分析 |
| 5.3 采煤-充填空间参数优化方法 |
| 5.4 采煤-充填空间优化布局方法 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 深部矿井采-选-充空间优化布局决策方法与应用 |
| 6.1 采煤-分选-充填空间布局的互馈联动规律 |
| 6.2 深部矿井采-选-充空间优化布局决策方法 |
| 6.3 采-选-充空间优化布局决策方法的实践应用 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 主要结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 研究展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（5）潘二煤矿18224工作面回采巷道围岩稳定性分析与支护技术研究（论文提纲范文）
| 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 围岩稳定性分类国内外研究现状 |
| 1.2.2 巷道支护理论国内外研究现状 |
| 1.2.3 巷道支护技术国内外研究现状 |
| 1.2.4 存在的问题 |
| 1.3 研究的主要内容 |
| 1.4 研究的主要方法 |
| 2 18224工作面回采巷道围岩地质力学参数测试 |
| 2.1 煤层赋存及试验工作面概况 |
| 2.2 巷道围岩物理力学性质测试分析 |
| 2.3 地应力测量分析 |
| 2.4 井下锚杆拉拔实验 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 18224工作面回采巷道围岩稳定性分析 |
| 3.1 回采巷道围岩稳定性分类指标选取 |
| 3.2 回采巷道围岩稳定性分类 |
| 3.2.1 回采巷道模糊聚类分析 |
| 3.2.2 计算实例巷道围岩分类 |
| 3.3 回采巷道围岩次分类 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 巷道支护参数设计 |
| 4.1 巷道破坏及锚杆支护机理研究 |
| 4.1.1 巷道破坏机理分析 |
| 4.1.2 锚杆支护机理 |
| 4.2 支护参数计算 |
| 4.2.1 巷道名称、位置、用途以及巷道设计断面 |
| 4.2.2 支护形式选择 |
| 4.2.3 支护参数理论计算 |
| 4.2.4 18224工作面轨道顺槽锚杆支护平面及断面图 |
| 4.3 支护参数数值模拟计算 |
| 4.3.1 数值模拟方案及步骤 |
| 4.3.2 18224工作面回采矿压显现特征 |
| 4.4 锚杆支护参数对巷道的变形影响分析 |
| 4.4.1 锚杆直径对巷道变形的影响 |
| 4.4.2 锚杆长度对巷道变形的影响 |
| 4.4.3 锚杆间排距对巷道变形的影响 |
| 4.5 采动期间支护方案两巷稳定性分析 |
| 4.5.1 工作面回采期间轨道巷围岩塑性区分布特征 |
| 4.5.2 工作面回采期间轨道巷围岩位移变化特征 |
| 4.5.3 工作面回采期间轨道巷应力分布特征 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 巷道支护效果实测分析 |
| 5.1 矿压观测的内容及方法 |
| 5.2 18224掘进期间矿压观测及分析 |
| 5.2.1 掘进期间巷道围岩表面位移和深部位移监测 |
| 5.2.2 掘进期间巷道围岩离层位移监测 |
| 5.2.3 掘进期间巷道锚杆受力状况监测 |
| 5.3 18224回采期间矿压观测及分析 |
| 5.3.1 回采期间巷道围岩表面位移和深部位移监测 |
| 5.3.2 回采期间巷道锚杆受力监测 |
| 5.4 小结 |
| 6 结论及展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 存在问题及展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（6）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 |
（7）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 |
（8）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 |
（9）缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.1.1 选题背景 |
| 1.1.2 研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 沿空掘巷围岩变形机理及控制技术研究现状 |
| 1.2.2 半煤岩巷围岩变形机理及控制技术研究现状 |
| 1.2.3 贵州省煤矿巷道支护技术研究现状 |
| 1.2.4 存在的不足 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 主要研究内容 |
| 1.3.2 研究方法与技术路线 |
| 2 沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征及力学测试 |
| 2.1 工程地质 |
| 2.2 沿空半煤岩巷非对称变形与支护体失效特征 |
| 2.2.1 沿空半煤岩巷围岩非对称变形特征 |
| 2.2.2 支护体失效特征 |
| 2.3 沿空半煤岩巷围岩物理力学及矿物特性测试 |
| 2.3.1 点荷载强度指数 |
| 2.3.2 岩石耐崩解性指数 |
| 2.3.3 坚固性系数 |
| 2.3.4 岩石风化及水理特性 |
| 2.3.5 围岩矿物特性 |
| 2.4 支护体失效力学分析 |
| 2.4.1 锚网索支护失效力学分析 |
| 2.4.2 U型钢支护失效力学分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏试验 |
| 3.1 物理相似模拟试验台改进 |
| 3.1.1 现有试验台概况及存在问题 |
| 3.1.2 改进方案 |
| 3.2 试验模型设计及数据采集 |
| 3.2.1 相似条件和相似材料 |
| 3.2.2 模型铺设及加载 |
| 3.2.3 试验方案 |
| 3.2.4 数据采集 |
| 3.3 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.3.1 掘进扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.3.2 回采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩裂隙分布特征 |
| 3.4 掘采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.4.1 掘进扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.4.2 回采扰动缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏力学机理 |
| 4.1 煤岩分界面应力分布特征 |
| 4.2 煤岩分界面滑移错动非对称变形机理及其定量表征 |
| 4.2.1 煤岩分界面滑移错动非对称变形机理 |
| 4.2.2 非对称变形定量表征 |
| 4.3 基本顶断裂位置及关键块失稳对半煤岩巷非对称变形的影响分析 |
| 4.3.1 基本顶断裂位置对半煤岩巷非对称变形的影响分析 |
| 4.3.2 基本顶破断关键块失稳对巷道非对称变形的影响分析 |
| 4.4 窄煤柱宽度留设力学分析及实测研究 |
| 4.4.1 窄煤柱宽度留设力学分析 |
| 4.4.2 基本顶断裂位置实测研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 不同开采条件下沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.1 数值分析方案 |
| 5.2 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.2.1 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 5.2.2 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.2.3 不同煤柱宽度下掘进扰动半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.3 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称变形破坏特征 |
| 5.3.1 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷围岩应力分布特征 |
| 5.3.2 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.3.3 不同开采扰动强度下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.4 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的倾角效应 |
| 5.4.1 不同倾角下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.4.2 不同倾角下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.5 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的煤岩比例效应 |
| 5.5.1 不同煤岩比例下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.5.2 不同煤岩比例下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.6 沿空半煤岩巷非对称变形破坏的采深效应 |
| 5.6.1 不同采深下沿空半煤岩巷非对称变形特征 |
| 5.6.2 不同采深下沿空半煤岩巷非对称破坏特征 |
| 5.7 本章小结 |
| 6 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩控制技术体系及评价 |
| 6.1 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形控制技术体系 |
| 6.2 缓倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩非对称变形控制关键技术 |
| 6.2.1 限位卡缆U型棚壁后充填高阻让压支护技术 |
| 6.2.2 非对称预应力穿层锁棚锚索支护技术 |
| 6.2.3 软弱围岩锚索锚固增效方法 |
| 6.3 非对称变形快速无损检测及支护效果评价 |
| 6.3.1 非对称变形激光检测 |
| 6.3.2 锚索轴力无损检测 |
| 6.4 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 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（10）吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固研究与应用（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 国内外巷道支护理论及支护方式发展综述 |
| 1.2.1 国外巷道支护理论及支护方式发展综述 |
| 1.2.2 国内巷道支护理论及支护方式发展综述 |
| 1.3 注浆技术在煤矿企业巷道围岩控制的应用 |
| 1.4 主要研究内容、研究方法、技术路线 |
| 1.4.1 主要研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 1.4.3 技术路线 |
| 第2章 深部巷道围岩地质参数分析及支护方法研究 |
| 2.1 吕家坨矿深部巷道围岩地质参数分析 |
| 2.1.1 地应力测试概述 |
| 2.1.2 空心包体三轴地应力测量原理 |
| 2.1.3 空心包体三维地应力测量准备 |
| 2.1.4 地应力测量地点确定和测量工序概述 |
| 2.1.5 吕家坨深部巷道地应力测量结果及分析 |
| 2.2 吕家坨矿深部巷道围岩基本力学参数测量 |
| 2.2.1 吕家坨矿深部巷道围岩试样采集 |
| 2.2.2 吕家坨矿深部巷道围岩试件加工 |
| 2.2.3 岩石力学参数测量所需实验设备 |
| 2.2.4 巷道围岩基本力学参数测量 |
| 2.3 吕家坨矿深部巷道围岩松动圈测量 |
| 2.3.1 松动圈测量的意义 |
| 2.3.2 松动圈测量方法 |
| 2.3.3 钻孔窥视仪的选择及性能描述 |
| 2.3.4 松动圈现场测试与分析 |
| 2.4 根据现有地质数据进行支护方式分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 中空注浆锚索加固理论研究及围岩应力-应变分析 |
| 3.1 鉴于吕家坨深部巷道地质条件巷道围岩控制原则分析 |
| 3.2 吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固分析 |
| 3.3 吕家坨矿深部巷道支护设计 |
| 3.3.1 锚杆支护相关参数设计 |
| 3.3.2 中空注浆锚索相关参数设计 |
| 3.4 集中轨道巷注浆设计与围岩应力-应变分析 |
| 3.4.1 注浆设计综述 |
| 3.4.2 集中轨道巷围岩应力-应变分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 -950 二采区集中轨道巷中空注浆锚索加固数值模拟 |
| 4.1 模型建立 |
| 4.2 两种支护方式数值模拟分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 工程实践 |
| 5.1 吕家坨矿概述 |
| 5.1.1 吕家坨矿井田及交通 |
| 5.1.2 吕家坨矿地质概况 |
| 5.2 吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固工程实践 |
| 5.2.1 -950 水平二采区集中轨道巷锚杆、锚索参数确定 |
| 5.2.2 -950 水平二采区集中轨道巷中空注浆锚索加固支护工艺 |
| 5.3 -950 水平二采区集中轨道巷矿压观测及分析 |
| 5.3.1 矿压观测布置 |
| 5.3.2 矿压观测数据分析 |
| 5.4 集中轨道巷支护效果及经济效益分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 作者简介 |
| 硕士学位攻读期间发表的论文和科研成果 |
四、半煤岩回采巷道砂质泥岩顶板条件下锚喷支护的应用（论文参考文献）
- [1]木家庄煤矿深部软岩巷道变形破坏机理及支护研究[D]. 张荟懿. 太原理工大学, 2021(01)
- [2]动载作用下锚固体应力波传递规律及其力学响应特性研究[D]. 陈治宇. 安徽理工大学, 2021(02)
- [3]南窑头矿采动软弱半煤岩大巷变形机理及控制技术研究[D]. 赵星智. 中国矿业大学, 2021
- [4]深井分选硐室群围岩稳定控制机理与采—充空间优化布局研究[D]. 朱成. 中国矿业大学, 2021
- [5]潘二煤矿18224工作面回采巷道围岩稳定性分析与支护技术研究[D]. 任中发. 安徽理工大学, 2020(07)
- [6]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)
- [7]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)
- [8]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)
- [9]缓倾斜煤层沿空半煤岩巷非对称变形破坏机理及控制技术[D]. 高林. 中国矿业大学(北京), 2020
- [10]吕家坨矿深部巷道中空注浆锚索加固研究与应用[D]. 毛宏远. 河北工程大学, 2019(02)