一、大采深复合顶板三软煤层沿空掘巷锚杆支护（论文文献综述）
谢正正[1]（2020）在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中研究指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。
支光辉[2]（2020）在《“三软”厚煤层综放工作面沿空掘巷围岩锚固控制研究》文中指出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。
姚文浩[3]（2020）在《石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究》文中指出本文以石拉乌素矿221上01工作面轨道顺槽为研究载体,结合现场调研情况,通过理论分析和实验室试验得出深部大断面沿空掘巷巷道底鼓机理;结合窄煤柱合理宽度的设计原则和理论计算,通过数值模拟确定合理宽度;基于高强预应力锚杆索支护原理和钻孔卸压原理,提出了深部大断面沿空掘巷底鼓支护卸压动态控制技术,并通过工业性试验进行了验证。（1）石拉乌素矿221上01工作面沿空掘巷,巷道埋深大、断面大,面临地应力大,应力条件复杂等情况,底板岩石内黏土矿物含量多,底板遇水易膨胀。沿空掘巷巷道受多次采动以及煤体水浸弱化等多重复杂条件影响,巷道生产条件为复杂的多灾耦合生产条件,该生产条件下巷道围岩控制难度大,极易产生底鼓。（2）基于深部大断面留窄煤柱的沿空掘巷巷道上覆岩层运动规律的分析,得出巷道围岩应力应变变化规律;根据底板岩层的应力应变分布,建立了底板力学模型;分析得出巷道底鼓发生的主要因素有复杂的围岩应力场、底板围岩的性质、水理作用以及支护方案等;确定巷道应为挠曲褶皱型、挤压流动型和遇水膨胀型多种类型复合的底鼓。（3）基于221上01工作面轨道顺槽地质条件,构建FLAC3D三维计算模型,研究了掘进期间不同窄煤柱宽度以及不同支护参数对底鼓的控制效果以及实体煤帮部钻孔卸压对底鼓的控制分析。确定合理窄煤柱宽度为5m,确定锚杆（索）材质、直径、间排距以及预紧力等参数,卸压孔深度为20m,卸压孔间距为1m。（4）提出了“高强锚杆索+钢带+金属网+喷浆+卸压孔”支护卸压动态控制技术。通过巷道表面位移监测、锚杆支护阻力监测、围岩裂隙发育监测以及煤体内应力分布监测等手段对巷道进行观测,结果表明该试验巷段维护状态较为完整。验证了该技术能够有效的控制巷道底鼓。该论文有图70幅,表9个,参考文献83篇
高林[4]（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》文中研究指明作为我国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。
马文强[5]（2017）在《复合再生顶板碎裂结构失稳机理及控制研究》文中进行了进一步梳理极近距离或厚煤层下（分）层开采时,其顶板为采空区冒落岩块压实胶结形成的复合再生顶板,其结构具有碎裂特征,受扰动后极易失稳冒落。本文综合采用室内试验、现场探测、理论分析、数值模拟等手段,围绕采空区复合再生顶板碎裂结构的承载失稳与控制机理,对顶板岩石的力学特性、顶板破碎岩块的压缩及剪切强度特征、采空区复合再生顶板碎裂结构特征、下（分）层开采复合再生顶板稳定性与矿压显现特征、巷道再生顶板碎裂结构的承载失稳机理与控制进行了系统研究。（1）以岩石力学性质试验得到顶板岩层力学参数为基础,应用UDEC内置FISH语言编译了三角块体群建模及裂隙发育长度统计程序,构建了三角块体群数值试件,模拟了不同围压下试件的破裂形态,得到了压缩过程中裂隙的发育及分布规律。（2）设计研制了可脱模的破碎岩块压缩筒、圆柱试件剪切夹具,通过破碎岩块的压缩及剪切试验,得到了不同粒径、配比、压缩量下含油泥岩碎块的压缩特性,揭示了压缩试件的剪切强度参数与破碎岩块粒径及压缩率之间的关系。（3）构建了采空区复合再生顶板碎裂结构模型,分析了该结构的垂直分带及碎裂特征;基于该模型铺设了复合再生顶板结构相似材料试验模型,得到了不同压实时间及跨距下复合再生顶板冒落拱矢高的演化规律,分析了注浆对再生顶板岩块的再胶结作用,获得了下分层开采覆岩运动及矿压显现特征。（4）建立了不同层位巷道再生顶板碎裂结构的修正普氏拱、三铰拱力学模型,推导了修正普氏拱曲线方程及矢高表达式,给出了三铰拱结构的失稳判据,结合UDEC数值模拟,分析了巷道再生顶板碎裂结构的承载失稳机理。（5）构建了下分层工作面“支架—再生顶板”结构力学模型,分析了支架的受力特点,给出了支架受力的计算式,通过实例计算验证了支架的适应性;给出了巷道再生顶板控制方案,结合UDEC模拟分析了方案的控制机理及效果,通过现场应用及实测,验证了复合再生顶板控制方案的合理性。
沈顺平[6]（2016）在《三软煤层沿空掘巷窄煤柱稳定性分析及围岩控制研究》文中研究表明随着矿井开拓深度的进一步延伸,煤柱宽度对于维持采场围岩稳定重要性越来越突出,选择较小宽度煤柱可以减少煤炭资源损失。而窄煤柱作为沿空巷道围岩结构重要的组成部分,其稳定性问题一直是实施沿空掘巷技术的关键,本文以任楼煤矿7259工作面为研究背景,在“顶板软、底板软、煤质松软”即三软特征条件下,运用理论分析、数值模拟、工程类比等方法,针对窄煤柱稳定性、合理煤柱宽度留设及沿空巷道围岩控制问题进行了研究。首先从煤柱稳定性机理为切入点,通过构建沿空掘巷力学模型,研究沿空巷道上覆岩体破断结构特征,着重于掘进期间与采动影响阶段弧形三角结构关键岩块B的受力分析,为研究煤柱变形破坏提供力学理论支撑；然后应用FLAC3D数值模拟软件,建立数值模型,研究掘巷前沿空煤体边缘应力分布规律及开掘期、回采期在不同煤柱宽度下的应力分布和位移变化规律,分析不同煤柱宽度护巷作用的效果,进一步判定窄煤柱稳定性,并依据煤柱破坏机理、煤柱留设原则及变形破坏规律,通过煤柱强度经验计算公式,最终确定沿空掘巷窄煤柱合理尺寸为5m。同时结合现场实际条件,采用“一次锚带网索+二次高帮补强加固支护”联合支护方案,能够有效控制围岩变形,取得良好的支护效果,进一步完善了三软煤层条件下沿空掘巷围岩控制技术,为相似条件下沿空掘巷煤柱留设和巷道支护提供一定的理论基础和参考价值,对沿空掘巷设计科学化和矿井安全生产具有重要意义。
马振乾[7]（2016）在《厚层软弱顶板巷道灾变机理及控制技术研究》文中进行了进一步梳理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。
高振亮[8]（2015）在《屯兰矿巷道复合顶板危险区判别与控制技术研究》文中进行了进一步梳理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。
杨德传[9]（2013）在《深部厚层复合顶板沿空留巷围岩变形机理及其控制研究》文中认为目前,我国矿井每年以10-25m的速度向深部延深,深部开采面临“三高一扰动”,即高应力、高地温和高岩溶水压及强烈的开采扰动影响,严重制约煤矿的安全高效开采。深部围岩地质条件复杂多变,其中,在围岩控制方面,以厚层复合顶板岩层的控制难度很大,厚层复合顶板在留巷过程中,会产生严重的离层,加上充填体的剧烈变形,极易诱发顶板事故,这和深部开采面临的突水、煤与瓦斯突出构成深部开采的主要工程灾害。为了实现深部煤炭的安全高效开采和生产的快速接替,解决深部煤层高瓦斯对生产的制约影响,在卸压抽采采动裂隙瓦斯,采用上向和下向钻孔抽采邻近煤层裂隙瓦斯和实行Y型通风的基础上,利用采动形成的支承压力在采空区边缘的低应力区,进行无煤柱沿空留巷,既解决深部上隅角的瓦斯超限难题,又为留巷围岩的稳定提供了可利用的有利条件。深部厚层复合顶板条件下的沿空留巷,在工作面开采引起留巷上覆岩层的变形-断裂和下沉运动,在工作面倾向和竖直方向上形成“横三区,竖三带”,即倾向方向上留巷采空区边缘的低应力区、煤帮应力增高区、原岩应力区及竖直方向向上依次为垮落带、裂隙带和弯曲下沉带；由留巷上覆岩层运动形成的“内、外”应力拱的动态演化,留巷上覆岩层“外”应力拱拱内破断岩层形成留巷围岩的“大”结构,当工作面推进到采面长度左右时,覆岩“外”应力拱的拱高扩展高度达到最大,随着工作面的继续推进,应力拱的扩展高度基本不变,“大”应力拱的拱脚随工作面的推进有向深部移近的趋势；“内”应力拱形成留巷围岩的“小”结构,“内”应力拱拱脚向深部移近较“外”应力拱更为缓慢,“大”结构的破断运动促使“小”结构受到很大冲击作用并产生剧烈变形运动,这种变形是否能够达到耦合,与留巷围岩的支护结构、支护参数和支护的时空关系等密切相关。深部煤层顶板大多表现为复合顶板,薄层复合顶板下留巷时顶板较易控制,而厚层复合顶板下留巷围岩呈现全断面来压,其留巷围岩变形程度明显地强烈于浅部和中硬顶板,围岩变形具有显着的分区裂化现象,留巷围岩变形具有明显的不均衡性和持续流变特性,其破坏形式主要有挠曲、剪切、拉伸及压缩破坏形式,厚层复合顶板的塑性离层明显、层间弯曲和因错动而产生的层间离层,使得留巷顶底板产生明显的增垮效应,普通锚杆与锚索难以将厚层复合岩层锚固在深部坚硬岩层中,难以形成留巷围岩稳定的拱结构,在外层“大”结构的冲击作用下,留巷围岩“小”结构极易产生失稳。深部厚层复合顶板岩层大致可分为全软岩层、上软下硬岩层和上硬下软复合岩层三种,在不同类型复合顶板条件下进行留巷的难易程度也明显不同,通过正交数值分析可知全软型厚层复合顶板离层下沉量最大,上硬下软厚层复合顶板次之,上软下硬厚层复合顶板离层下沉量最小。本文主要运用岩层控制关键层理论和弹塑性理论,构建深部留巷基本顶和厚层复合顶板运动的力学模型,对留巷基本顶关键块的运动规律和复合直接顶变形规律进行力学分析,得出复合顶板的挠曲变形方程,并分析其底鼓变形的力学机理。通过FLAC3D分析厚层复合顶板下留巷覆岩“内、外”应力拱的演化特征围岩的应力场和位移场的演化规律；通过正交分析揭示了厚层复合顶板类型、充填体宽度、充填体强度、煤体强度、巷内不同支护形式和采空区压实刚度对厚层复合顶板留巷围岩应力与变形的影响强弱关系,通过实验室相似模拟分析厚层复合顶板沿空留巷围岩随采动影响下的变化规律,为深部厚层复合顶板下留巷围岩的控制提供了思路。最后,针对深部厚层复合顶板沿空留巷围岩变形的时空特征,提出了非均衡控制和底板锚注支护控制技术,对关键部位分段分区加固支护,对厚层复合顶板进行锚杆加长短锚索进行梯次立体锚固支护,在留巷巷内复合顶板岩层中形成一定厚度和承载强度的具有组合锚固效应的阶梯式立体支护结构,能有效控制厚层复合顶板的过度离层变形,同时加强留巷煤帮支护强度,确保合理的充填宽度和充填体强度,减弱厚层复合顶底板增跨效应带来的不利影响,防止厚层复合顶板产生变形失稳。对底板及两角部位进行锚注支护,可以有效控制留巷底鼓,有利于深部厚层复合顶板留巷围岩“小”结构的相对稳定。
褚福永[10]（2007）在《三软沿空掘巷底鼓机理与控制研究》文中进行了进一步梳理三软煤层沿空掘巷底鼓机理及控制一直以来都是采矿科学领域的难题。本文首先通过对采动前上覆岩层的稳定性、侧向支承压力分布分析,指出掘进对巷道底板岩层的破坏较小,为弹塑性变形;通过分析本工作面回采期间上覆岩层的运动规律、实体煤高支承压力的分布,建立了底板岩层的力学模型,揭示了三软沿空掘巷底鼓的力学原理;然后充分分析了三软煤层的物理、力学性质,以大范围的岩体为研究对象,结合底板力学模型,探讨了三软煤层沿空掘巷的底鼓机理;通过理论计算或经验公式估算了弹塑性变形、岩石峰前扩容及岩石峰后剪胀变形、岩石蠕变变形等原因造成的底鼓量;提出了用来解释巷道底板岩石峰后结构效应的力学模型,从理论上分析了巷道大量级的底鼓是由岩石峰后的结构效应及巷道长时间蠕变变形的结果;论文通过数值计算确定了合理煤柱宽度,并讨论了底板岩层的运动规律及支承压力对底鼓量的影响;论文指出了控制巷道底鼓途径和适宜的方法,通过对巷道顶板、两帮、底角及底帮加固的数值的数值计算,确立了全断面锚杆索加固巷道控制底鼓的方法。并指出了控制该类巷道底鼓的关键在于帮、角的加固和窄煤柱自承能力的提高;支护方案成功应用于现场,取得了良好的经济效果,同时为同类巷道的底鼓控制问题提供了方法。
二、大采深复合顶板三软煤层沿空掘巷锚杆支护（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、大采深复合顶板三软煤层沿空掘巷锚杆支护（论文提纲范文）
（1）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 |
（2）“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 |
（3）石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要研究内容 |
| 1.4 技术路线 |
| 2 工程地质条件及测试分析 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.2 巷道底板岩石物理力学性质 |
| 2.3 巷道围岩特征分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 深部大断面沿空掘巷底鼓机理研究 |
| 3.1 底鼓影响因素及分类 |
| 3.2 掘进时期沿空掘巷底鼓变形分析 |
| 3.3 回采时期断裂结构与超前支承压力耦合因素分析 |
| 3.4 底板底鼓力学分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 深部大断面沿空掘巷底鼓控制原理与技术研究 |
| 4.1 数值模型建立 |
| 4.2 沿空掘巷合理窄煤柱宽度的确定 |
| 4.3 不同支护参数对底鼓的控制研究 |
| 4.4 实体煤帮部钻孔卸压对底鼓的控制分析 |
| 4.5 支护卸压动态控制技术 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 工业性试验 |
| 5.1 支护方案 |
| 5.2 巷道支护效果模拟分析 |
| 5.3 现场巷道维护效果分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 主要结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（4）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 |
（5）复合再生顶板碎裂结构失稳机理及控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 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 |
| 1.4 研究方法与技术路线 |
| 2 油页岩及含油泥岩力学特性试验研究 |
| 2.1 岩石物理力学参数室内试验 |
| 2.2 岩石试件破坏特征及裂隙发育规律数值试验 |
| 2.3 数值模拟与试验结果对比分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 含油泥岩破碎岩块压缩特性及剪切强度特征试验研究 |
| 3.1 岩样的选取及破碎岩块的制备 |
| 3.2 碎石压缩特性试验 |
| 3.3 压缩成型试件剪切强度参数测试 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 复合再生顶板碎裂结构模型 |
| 4.1 工程背景 |
| 4.2 顶板岩层物理力学参数及矿物含量 |
| 4.3 再生顶板现场观测及结构探测 |
| 4.4 再生顶板垂直分带及老顶裂断特征 |
| 4.5 再生顶板碎裂结构模型 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 下分层开采再生顶板稳定性及矿压显现特征 |
| 5.1 试验背景及材料设备 |
| 5.2 相似材料模拟试验方案设计 |
| 5.3 模型开采与顶板运动过程 |
| 5.4 试验结果及分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 巷道复合再生顶板碎裂结构失稳机理 |
| 6.1 巷道再生顶板碎裂结构及其力学模型 |
| 6.2 巷道再生顶板结构承载失稳数值模拟分析 |
| 6.3 巷道再生顶板碎裂结构承载失稳机理 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 复合再生顶板碎裂结构控制及实践 |
| 7.1 下(分)层工作面再生顶板控制 |
| 7.2 再生顶板下巷道布置及顶板控制 |
| 7.3 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者从事科学研究和学习经历简介 |
| 攻读博士期间主要研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（6）三软煤层沿空掘巷窄煤柱稳定性分析及围岩控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题的提出及研究意义 |
| 1.2 沿空掘巷研究现状 |
| 1.2.1 沿空掘巷煤柱研究现状 |
| 1.2.2 沿空掘巷围岩控制研究现状 |
| 1.3 主要的研究内容和技术路线 |
| 2 沿空掘巷上覆岩体破断结构力学特征及合理时空关系分析 |
| 2.1 沿空掘巷上覆岩体破坏结构力学特征 |
| 2.1.1 关键层概念及其特征 |
| 2.1.2 上覆岩体破断结构特征 |
| 2.1.3 弧形三角结构岩块B受力分析 |
| 2.2 沿空掘巷合理时空关系 |
| 2.2.1 合理确定掘巷位置 |
| 2.2.2 合理确定掘巷时间 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 三软煤层沿空掘巷窄煤柱稳定性分析 |
| 3.1 沿空掘巷窄煤柱破坏机理及稳定性影响因素 |
| 3.1.1 煤柱破坏机理 |
| 3.1.2 影响窄煤柱稳定性的主要因素 |
| 3.2 三软煤层沿空掘巷数值模型建立 |
| 3.2.1 FLAC3D数值模拟软件简介 |
| 3.2.2 工程地质简况 |
| 3.2.3 数值模型构建 |
| 3.2.4 模型边界条件 |
| 3.3 掘巷前煤体边缘应力分布规律研究 |
| 3.4 窄煤柱护巷应力场 |
| 3.4.1 掘进期间煤柱应力分布特征及计算分析 |
| 3.4.2 回采期间煤柱应力分布特征及计算分析 |
| 3.5 窄煤柱护巷位移场 |
| 3.5.1 掘进期间煤柱位移分布特征及计算分析 |
| 3.5.2 回采期间煤柱位移分布特征及计算分析 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 三软煤层沿空掘巷煤柱宽度的合理设计 |
| 4.1 确定煤柱合理宽度的基本原则 |
| 4.2 煤柱变形的影响因素 |
| 4.3 窄煤柱宽度确定方法 |
| 4.4 合理的沿空掘巷的窄煤柱宽度的确定 |
| 4.4.1 理论计算法 |
| 4.4.2 数值模拟法 |
| 4.4.3 工程类比法 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 三软煤层沿空掘巷围岩控制及现场矿压观测 |
| 5.1 沿空掘巷围岩变形主要影响因素分析 |
| 5.2 窄煤柱围岩的支护准则 |
| 5.3 7_259工作面沿空掘巷支护方案 |
| 5.3.1 支护方案设计 |
| 5.4 巷道矿压观测与支护效果分析 |
| 5.4.1 矿压观测目的 |
| 5.4.2 矿压观测内容及方法 |
| 5.4.3 7_259回风巷表面位移观测分析 |
| 5.4.4 围岩深部位移观测分析 |
| 5.4.5 测力锚杆工况 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 主要结论与不足 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 存在的不足 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（7）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 |
（8）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 |
（9）深部厚层复合顶板沿空留巷围岩变形机理及其控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题的提出和背景 |
| 1.2 深部厚层复合顶板巷道围岩控制研究现状 |
| 1.3 厚层复合顶板沿空留巷国内外研究现状 |
| 1.3.1 厚层复合顶板留巷覆岩活动规律研究现状 |
| 1.3.2 深部厚层复合顶板沿空留巷工程实践的研究现状 |
| 1.4 深部高瓦斯煤层沿空留巷实行卸压抽放瓦斯和“Y”型通风方式 |
| 1.4.1 利用煤层卸压抽放瓦斯为留巷创造条件 |
| 1.4.2 实行“Y”型通风是解决深部高瓦斯煤层留巷上隅角瓦斯超限难题 |
| 1.5 深部厚层复合顶板沿空留巷有待解决的问题及技术难点 |
| 1.6 研究内容及研究方法 |
| 1.6.1 研究内容 |
| 1.6.2 研究方法 |
| 2 深部厚层复合顶板留巷覆岩活动规律及其应力拱演化特征 |
| 2.1 深部厚层复合顶板沿空留巷上覆岩层破断规律 |
| 2.1.1 深部厚层复合顶板留巷上覆岩层垮落形式及其特征 |
| 2.1.2 深部厚层复合顶板留巷围岩活动的分期规律及时空特征 |
| 2.1.3 深部厚层复合顶板留巷支护载荷规律 |
| 2.2 深部厚层复合顶板沿空留巷覆岩裂隙演化特征 |
| 2.3 深部厚层复合顶板留巷覆岩应力拱演化特征数值分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 深部厚层复合顶板留巷顶板结构力学分析 |
| 3.1 深部厚层复合顶板沿空留巷特点 |
| 3.2 深部留巷厚层复合顶板的离层机理及力学分析 |
| 3.2.1 深部厚层复合顶板留巷顶板的离层特征 |
| 3.2.2 深部厚层复合顶板在掘进和留巷过程中的离层机理 |
| 3.3 厚层复合顶板留巷基本顶弧三角块结构力学模型建立 |
| 3.3.1 留巷基本顶弧形三角块B结构相关参数分析 |
| 3.3.2 留巷基本顶弧三角块力学模型分析 |
| 3.4 深部留巷厚层复合顶板受力变形分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 深部厚层复合顶板沿空留巷底鼓分析 |
| 4.1 厚层复合顶板留巷底鼓力学分析 |
| 4.2 留巷过程中围岩对底鼓影响数值分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 深部厚层复合顶板沿空留巷围岩“小”结构模拟分析 |
| 5.1 不同条件下厚层复合顶板留巷围岩数值模拟分析 |
| 5.1.1 充填宽度和巷内支护形式相同,厚层复合顶板留巷围岩应力和位移随埋深变化特征 |
| 5.1.2 埋深和充填宽度相同,厚层复合顶板巷内不同支护时的留巷围岩应力与位移变化特征 |
| 5.1.3 埋深和巷内支护相同,厚层复合顶板留巷围岩的应力与位移随充填宽度的变化特征 |
| 5.2 深部厚层复合顶板留巷相似模拟试验与分析 |
| 5.2.1 模拟方案及模型设计 |
| 5.2.2 模型相似材料配比 |
| 5.2.3 模拟结果分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 深部厚层复合顶板留巷围岩“小”结构影响因素正交分析 |
| 6.1 正交试验设计 |
| 6.2 建立正交表 |
| 6.2.1 确定试验指标 |
| 6.2.2 列出因素水平表 |
| 6.3 确定试验方案 |
| 6.4 正交试验结果分析 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 深部厚层复合顶板留巷围岩强化控制及工程实践 |
| 7.1 深部厚层复合顶板留巷围岩变形过程分析及强化控制 |
| 7.1.1 深部厚层复合顶板留巷围岩变形过程分析 |
| 7.1.2 深部厚层复合顶板巷内梯次立体锚固支护控制机理 |
| 7.1.3 深部厚层复合顶板留巷围岩“小”结构的强化承载作用 |
| 7.2 深部留巷厚层复合顶板锚杆支护参数设计原则及加固过程控制 |
| 7.2.1 深部厚层复合顶板巷道锚杆支护参数设计原则 |
| 7.2.2 深部厚层复合顶板留巷分阶段动态加固过程控制 |
| 7.3 工程实践 |
| 7.3.1 1311(1)工作面厚层复合顶板留巷初始支护设计 |
| 7.3.2 1311(1)工作面轨道顺槽留巷段扩帮充填支护技术 |
| 7.3.3 1311(1)工作面轨道顺槽留巷矿压观测分析 |
| 7.4 1311(1)轨道顺槽留巷复合顶板支护参数的优化 |
| 7.5 本章小结 |
| 8 结论 |
| 8.1 主要结论 |
| 8.2 创新点 |
| 8.3 存在的问题 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（10）三软沿空掘巷底鼓机理与控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题的提出及研究意义 |
| 1.2 研究现状 |
| 1.2.1 软岩的研究 |
| 1.2.2 底鼓的机理研究 |
| 1.2.3 底鼓控制的研究 |
| 1.2.4 煤层锚杆支护研究 |
| 1.3 存在问题 |
| 1.4 研究内容及研究方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 主要研究方法 |
| 1.5 研究技术路线 |
| 2 三软沿空掘巷围岩变形破坏及稳定性分析 |
| 2.1 采动影响前巷道围岩稳定性分析 |
| 2.1.1 采动影响前上覆岩层的运动规律 |
| 2.1.2 关键岩块B有关参数的确定 |
| 2.1.3 掘进期间侧向支承压力分布规律 |
| 2.1.4 掘进对底板岩层的影响 |
| 2.2 掘后巷道的蠕变变形 |
| 2.3 采动期间围岩稳定性分析 |
| 2.3.1 采动期间上覆岩层运动规律 |
| 2.3.2 工作面超前支承压力分布 |
| 2.3.3 沿空掘巷底板力学模型 |
| 2.3.4 沿空掘巷底板应力分布 |
| 2.3.4 支承压力作用下巷道底板的下沉 |
| 2.3.5 回采对底板岩层的影响 |
| 2.4 煤柱的破坏机理及合理煤柱的确定 |
| 2.4.1 煤柱的破坏机理及稳定性的影响因素 |
| 2.4.2 合理煤柱宽度的确定 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 三软沿空掘巷的底鼓机理 |
| 3.1 三软煤层的定义及其特点 |
| 3.2 软岩的力学性质 |
| 3.2.1 扩容性 |
| 3.2.2 流变性 |
| 3.3 巷道底鼓的机理 |
| 3.3.1 弹塑性变形引起的底鼓 |
| 3.3.2 巷道底板岩层的压曲 |
| 3.3.3 岩石峰前扩容及岩石峰后剪胀变形引起的底鼓 |
| 3.3.4 三软沿空掘巷底鼓机理的综合分析 |
| 3.4 三软沿空掘巷底鼓的主要影响因素 |
| 3.4.1 围岩性质 |
| 3.4.2 围岩应力 |
| 3.4.3 水理作用 |
| 3.4.4 支护强度 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 合理煤柱宽度确定及底板岩层运动规律的数值分析 |
| 4.1 数值模型的建立 |
| 4.1.1 数值模拟软件FLAC~(3D)简介 |
| 4.1.2 计算区域 |
| 4.1.3 计算参数 |
| 4.1.4 边界条件和载荷模式 |
| 4.1.5 计算过程和任务 |
| 4.2 沿空掘巷两帮煤体垂直应力的分布 |
| 4.2.1 掘进期间两帮垂直应力的分布 |
| 4.2.2 回采期间两帮垂直应力的分布 |
| 4.3 煤柱宽度对两帮位移的影响 |
| 4.3.1 掘进期间两帮位移 |
| 4.3.2 回采期间两帮位移 |
| 4.4 煤柱宽度对顶板下沉的影响 |
| 4.4.1 掘进期间顶板的下沉量 |
| 4.4.2 回采期间顶板的下沉量 |
| 4.5 煤柱宽度对底鼓的影响 |
| 4.5.1 掘进期间煤柱宽度对底鼓的影响 |
| 4.5.2 回采期间煤柱宽度对底鼓的影响 |
| 4.6 窄煤柱宽度的合理确定 |
| 4.7 底板岩层运动规律分析 |
| 4.7.1 底板岩层位移矢量 |
| 4.7.2 支承压力与底板关系分析 |
| 4.8 本章小结 |
| 5.巷道底鼓控制措施及其数值分析 |
| 5.1 底鼓控制方法概述 |
| 5.1.1 加固法 |
| 5.1.2 卸压法 |
| 5.1.3 联合法 |
| 5.1.4 巷旁充填法 |
| 5.1.5 加固巷道帮角控制底鼓 |
| 5.1.6 上述底鼓控制方法的综合评述 |
| 5.2 三软沿空掘巷底鼓控制的途径 |
| 5.3 三软沿空掘巷底鼓控制的方法 |
| 5.3.1 底鼓控制方法的确定 |
| 5.3.2 锚杆的锚固机理 |
| 5.4 底鼓控制方案的数值模拟 |
| 5.4.1 加固巷道顶板控制底鼓 |
| 5.4.2 加固巷道两帮控制底鼓 |
| 5.4.3 加固底板控制底鼓 |
| 5.4.4 全断面加固控制底鼓 |
| 5.4 全断面加固时锚梁网的组合支护 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 工业性试验研究 |
| 6.1 工程概况 |
| 6.2 三软沿空掘巷底鼓控制设计 |
| 6.2.1 窄煤柱宽度设计 |
| 6.2.2 支护现状及失利分析 |
| 6.2.3 支护方式选择及参数设计 |
| 6.3 底鼓变形监测 |
| 6.3.1 现场观测内容及观测方法 |
| 6.3.2 测站布置 |
| 6.4 数据整理与分析 |
| 6.4.1 巷道表面位移分析 |
| 6.4.2 巷道深部位移分析 |
| 6.4.3 顶板锚固区内、外离层分析 |
| 6.4.4 锚杆拉拔力情况 |
| 6.5 总体效果及技术经济分析 |
| 6.6 小结 |
| 7 主要结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 论文不足及展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附件 |
四、大采深复合顶板三软煤层沿空掘巷锚杆支护（论文参考文献）
- [1]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
- [2]“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)
- [3]石拉乌素矿深部大断面沿空掘巷底鼓机理与控制技术研究[D]. 姚文浩. 中国矿业大学, 2020(01)
- [4]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
- [5]复合再生顶板碎裂结构失稳机理及控制研究[D]. 马文强. 山东科技大学, 2017
- [6]三软煤层沿空掘巷窄煤柱稳定性分析及围岩控制研究[D]. 沈顺平. 安徽理工大学, 2016(08)
- [7]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)
- [8]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)
- [9]深部厚层复合顶板沿空留巷围岩变形机理及其控制研究[D]. 杨德传. 安徽理工大学, 2013(12)
- [10]三软沿空掘巷底鼓机理与控制研究[D]. 褚福永. 安徽理工大学, 2007(08)