一、煤巷锚杆支护技术探讨与实践（论文文献综述）
马新世[1]（2021）在《深部大断面煤巷围岩变形特征及控制技术研究》文中指出巷道支护技术发展至今已有150余年历史,主要经历了由被动支护向主动支护转变的过程,支护技术、工艺日趋成熟、稳定,其中以锚杆锚索为核心的巷道支护成套技术现已成为一些浅部地质条件下围岩相对完整煤矿巷道的常见支护方案,锚杆锚索支护由于其主动加固调动围岩承载能力及其良好的经济性、支护的有效性解决了浅部地质条件下各类巷道的支护问题。但随着开采深度的增加,不少采用锚杆索支护的巷道由于应力高、断面大、煤层松软破碎、构造复杂等因素影响,出现片帮、底鼓、塌顶等强烈的矿压显现现象,需要经过多次巷修依然不能保证巷道的安全使用,对巷道支护提出了更高的要求。本文以晋煤集团赵庄煤矿33192深部大断面煤巷为研究背景,综合采用现场调研、理论分析、数值模拟和工程试验等方法,针对在回采过程中两帮变形比较严重,经常发生煤壁片帮、内挤现象,致使护表构件严重弯曲损坏等问题,系统研究了深部大断面煤巷变形特征和深部大断面巷道围岩注浆改性机理并提出相对应的支护方案,具体工作如下:（1）根据现场观测对33192深部大断面煤巷围岩变形特征进行分析,局部巷道顶板下沉、煤帮破碎严重,单一锚杆索支护方法已不能满足需求,认为其巷道变形主要与巷道埋深、围岩结构、工作面采动及巷道掘进、支护方法有关,故提出锚杆锚索以及注浆的联合支护理念。（2）基于窥视法、围岩松动圈测试法确定出了煤帮破碎带的范围在0.5～2m之内,通过围岩物理力学特性实验得出了岩体试样的破坏载荷、抗拉强度、弹性模量泊松比等力学参数。（3）通过FLAC3D数值模拟对锚杆长度、直径、间排距、预紧力进行详细的分析,利用正交试验对各初设参数进行优化设计,通过对比极差得出各因子影响程度排序,对两种方法的锚杆支护参数进行对比,得出锚杆初步支护参数。（4）从理论上分析巷道围岩注浆改性机理,得出注浆可改善围岩强度、减小巷道围岩松动圈、改善主动支护效果,并通过力学分析推导出巷道围岩注浆力学模型,得出可通过增加注浆承载层的厚度来实现巷道围岩稳定。（5）通过FLAC3D数值模拟对比原支护方案和现设计支护方案,模拟各方案下巷道围岩塑性区、应力场分布、顶底板及两帮变形量等巷道围岩变化特征,得出支护设计方案的可行性。
任中发[2]（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]
谢正正[3]（2020）在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中指出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。
刘振云[4]（2020）在《张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究》文中研究表明陕北矿区煤层赋存条件较好,浅埋煤层煤巷锚杆支护有较明显的富裕系数。目前煤巷支护成本居高不下。以张家峁煤矿4-2煤层14204工作面为研究对象,通过现场实测、物理模拟、数值计算和理论分析相结合的方法,对4-2煤层煤巷锚杆支护参数进行优化研究,为生产实践提供理论指导和实践价值。通过现场获取岩样和实验室测定,得出张家峁煤矿4-2煤层的基本物理力学参数,根据顶板稳定性分级的结果,4-2煤层顶板为II类顶板;对现有4-2煤层顺槽收敛量和表面观测结果得出:距回采工作面53m以内,随着工作面的推进,运输顺槽两帮累计变形量及顶板累计下沉量都不断增大。然而,辅运顺槽的测点在距工作面煤壁-30m（采空区后方）左右,超前压力影响急剧增大,顺槽表面有片帮现象。基于回采过程对辅运顺槽松动圈观测结果得出:当监测点距回采工作面煤壁的距离20m时,顶板围岩破碎区有所增加;当监测点距回采工作面煤壁距离-63m时,在距孔口0.51m有明显破碎,顶板孔内有一定破碎;当监测点距回采工作面煤壁距离-93m时,破碎区域较前明显增大,且帮部片帮严重。根据顺槽收敛监测结果、顶板离层监测结果、围岩松动圈监测结果,采用锚杆支护理论对现有锚杆尺寸和支护强度进行了优化。利用ANAYS模拟得出,碟形直边托盘能满足变形和受力要求,确定碟形直边托盘尺寸为120×120×8mm,孔径21mm,厚度20mm。利用FLAC3D数值模拟对优化前后的方案进行对比分析,顺槽顶板和两帮变形值差别不大,表明优化后的方案能满足顺槽稳定,有效的控制顺槽围岩变形。同时,工程实践应用结果表明,支护强度的降低节省了支护材料,降低了支护成本;确定优化后的参数能最大程度节约成本164元/m,节约的支护成本达214.35万元。研究成果将促进矿区的高效发展。
王彬[5]（2020）在《煤矿巷道锚杆（索）分次支护及快速掘进技术研究》文中研究指明在煤矿巷道掘进过程中,巷道支护速度远远赶不上掘进速度,锚杆（索）支护时间占整个巷道成巷时间的60～70%,且巷道掘进与锚杆（索）支护不能够完全平行作业,严重制约了巷道的快速掘进。由于巷道掘进工作面存在“空间+时间”效应,使得巷道围岩变形和应力释放不能一次性完成。本文依据掘进工作面的“空间+时间”效应,展开对掘进过程中巷道围岩变形和应力释放进行研究,并提出巷道锚杆（索）分次支护的思想,旨在提高巷道的掘进速度。研究主要结论如下:（1）分析并总结现有煤矿掘进巷道围岩的变形破坏类型以及围岩的变形特性,针对掘进工作面的“空间+时间”效应,分别从物理效应、力学效应以及时间效应进行描述。在开挖面“空间+时间”效应的影响下,巷道围岩纵向变形形式可分为:稳定变形型、持续变形型、加速变形型。（2）现有的煤巷支护设计均采用一次成巷的支护技术,锚杆（索）支护时间过长,忽略了开挖面的时空效应,未充分考虑巷道围岩的变形特性且支护理念不适应巷道的快速掘进,严重影响巷道的掘进效率。依据巷道掘进工作面的“空间+时间”效应影响,提出了煤巷锚杆（索）分次支护的思想,旨在减少在掘进过程中锚杆（索）的支护时间,以此来提高巷道的掘进速度,实现煤矿巷道的快速掘进。（3）对掘进巷道建立时空效应下的力学模型,通过弹性-粘弹性对掘进巷道进行力学分析,推导出巷道在掘进时围岩的变形、应力随空间和时间的变化规律。随着掘进面的循环推进,巷道围岩应力释放逐渐增大,围岩的变形和塑性区半径逐渐增大。通过理论分析在靠近开挖面附近处,围岩变形和应力释放较小,紧跟工作面支护一定数量的锚杆保证掘进空间安全稳定,剩下的锚杆在不影响掘进的情况下进行支护,减少在掘进过程中锚杆（索）的支护时间,提高巷道的掘进效率,实现巷道的快速掘进。（4）以柠条塔S12001掘进巷道为背景,结合具体地层参数,利用分次支护的思想进行支护设计,并形成一套分次支护施工工艺。应用本文理论计算结果与现场实测数据对比分析,验证理论的正确性。分次支护方案不仅能够有效控制围岩变形,保证掘进空间安全,还能减少在掘进过程中锚杆（索）的支护时间,提高巷道的掘进效率,研究成果对实际工程具有深远的指导意义。
纪海玉[6]（2020）在《近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究》文中研究表明近距离煤层群一般采用下行开采方式进行回采。上层煤工作面回采后,下煤层顶板受到采动应力作用发生损伤破坏,且上覆岩层垮落后应力会通过区段煤柱传递到底板煤层中,导致下部煤层回采工作面受力环境复杂,回采巷道支护困难。柴里煤矿近距离采空区下回采巷道一直采用传统的工字钢棚支护工艺,存在技术落后、支护效果差、易发生煤炭自燃等弊端。论文采用现场试验、理论分析及数值模拟相结合的研究方法,对柴里煤矿近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术进行了研究,得到以下主要研究结果。（1）针对柴里近距离下煤层回采巷道支护工艺落后以及支护效果差等问题,对不同层间距采空区下回采巷道顶板进行短锚固拉拔试验,确定采空区下回采巷道可锚固性的最小层间距为6m;采用滑移线理论及底板破坏深度公式对上层煤工作面采动后底板破坏深度进行计算,并根据锚杆支护机理,确定可采用锚杆支护的最小层间距为5.5m;采用数值模拟对不同层间距条件下采用锚杆支护进行数值模拟计算分析,确定适合采用锚杆支护的最小层间距为6m。综合上述三种方法分析结果,当层间距大于6m时,柴里煤矿近距离煤层采空区下回采巷道可采用锚杆支护。（2）对可采用锚杆支护的近距离采空区下的煤层巷道,利用组合梁理论对巷道进行锚杆支护设计,确定了回采巷道的初步锚杆支护参数。在此基础上,采用有限元数值模拟软件对不同的锚杆支护参数方案进行计算对比分析,确定了经济上合理、技术上可行的锚杆支护方案。（3）在柴里煤矿23 下606东工作面运输巷道进行锚杆支护应用,现场锚杆工作阻力监测结果分析表明,巷道掘进期间,两帮锚杆工作阻力在距巷道掘进头50m范围内受掘进影响,工作阻力有所增加,在距掘进迎头50-200m之间工作阻力基本稳定,变化较小。距掘进迎头200m范围内,运输巷顶板移近量在140mm以内,两帮总移近量在100mm以内。表明支护系统能够始终保持对围岩实施主动支护,支护效果良好,能够满足巷道安全稳定的要求。近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护的应用对提高矿井技术经济效益、实现矿井高产高效和智能化开采具有重要意义,对类似近距离煤层采空区下回采巷道的锚杆支护具有一定的指导意义。
陈永根[7]（2020）在《深部煤巷帮部预应力锚杆压缩拱及合理参数研究》文中指出随着煤矿开采深度的逐步增加,原岩应力的不断增大,导致围岩的稳定性越来越差,因此对于深部煤巷合理支护问题就显得尤为重要。而目前预应力锚杆在煤巷支护中已成为主要的有效支护方式,预应力锚杆压缩拱阻止围岩变形失稳也已成为共识。因此研究预应力锚杆压缩拱有效形成与合理布置参数,对于深部煤巷支护将具有重要的研究意义。本文仅从煤巷帮部的角度对不同岩性预应力锚杆压缩拱有效形成与合理支护参数进行研究。通过实验理论与数值模拟相互结合的方法首先分析不同岩性巷道帮部不同锚杆参数下围岩内的附加应力场情况,为了使分析具有代表性,围岩岩性取软弱煤岩与泥质砂岩,锚杆预应力分别取40kN、80kN、100kN、120kN,锚杆长度分别取1.5m、2.0m、2.2m、2.5m、2.8m,锚杆间距分别取0.4m、0.6m、0.8m、1.0m;然后从附加应力的分析结果中来分析不同岩性巷道帮部压缩拱的有效形成及结合原岩应力下支护位移情况来确定合理的预应力锚杆支护参数。利用数值模拟软件FLAC3D进行数值模拟,得出的数值模拟结果后,导入到后处理软件Tecplot中进行切片处理得到具体数据,然后利用绘图处理软件Origin对这些具体数据进行整理并绘制成图,得到附加应力曲线图。具体分析见正文,最后得出结论如下:锚杆预应力在软弱煤岩与泥质砂岩巷道中都显着影响着附加应力大小且都成正相关;预应力大于80kN时,附加应力大小都增长缓慢;虽然预应力在泥质砂岩中形成的附加应力峰值比软弱煤岩中大,但是其衰减速度比软弱煤岩中快。锚杆长度在软弱煤岩与泥质砂岩巷道中都显着影响着附加应力的扩散范围且都成正相关,但是由于泥质砂岩中附加应力衰减快,所以其有效扩散范围要比软弱煤岩中小。锚杆间距在软弱煤岩与泥质砂岩巷道中影响着锚杆间附加压应力叠加程度及区域连续性,在软弱煤岩中间距0.4m下叠加程度好,形成有效压缩拱;而在泥质砂岩中却刚刚叠加,叠加区域应力极小,不能形成有效压缩拱。最后结合原岩应力下的位移情况,确定锚杆支护的合理参数。具体见正文阐述,可为工程实际提供参考意义。图[59]表[5]参[58]
王帅[8]（2020）在《扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验》文中提出煤巷钻孔围岩强度低、锚固性能差,单一正常锚固很难提供较大的锚固力,导致树脂锚杆滑移失效现象严重,制约着煤矿安全高效开采。查阅大量文献得知,煤巷中树脂锚杆滑移失效的主要原因是钻孔围岩软弱、裂隙发育承受能力较差、锚固剂与钻孔围岩之间粘结能力差、抗剪能力弱等原因。针对上述问题,论文采用理论分析、室内试验、数值模拟以及现场试验的方法,给出一种防止锚杆滑移失效的方法——扩底补填。扩底补填是对锚杆孔底部进行倒楔形扩孔,之后在保留原有锚杆孔的条件下对扩孔部分进行补填。扩底补填改善了锚固段钻孔围岩的物理力学性质,增加了锚固剂与钻孔围岩之间的锚固界面粘结能力,是一种可以提高煤体锚固力的技术方法。论文通过理论分析扩底补填锚固在扩孔过程中的力学计算公式,建立了扩底补填锚固的力学分析模型,从理论上解释了扩底补填增加树脂锚杆锚固力的可行性。室内试验结果显示,正常锚固的极限承受力为18.7KN,一倍扩底补填的极限承受力为17.41KN增幅-6.9%;二倍扩底补填锚固的极限承受力为19.56KN,增幅4.6%;三倍扩底补填的极限承受力为35.1KN,增幅87.7%;四倍扩底补填的极限承受力为43.47KN,增幅132.5%;五倍扩底补填的极限承受力为52.1KN,增幅178%。拉拔结果显示五倍扩底补填锚固的锚固性能最好,其最大锚固力最大。数值模拟试验模拟正常锚固和八组不同倍数的扩底补填锚固的锚杆拉拔试验,结果表明:五倍扩底补填锚固及以下扩孔底补填锚固的轴向力变化趋势相同,增幅变化情况基本相似。五倍及以上的扩底补填锚固的拉拔力变化较小,增幅曲线接近水平;各部件位移的总体变化趋势随着扩孔倍数的增加而降低;五倍及以上扩底补填锚固,相同部件应力云图变化情况类似,与正常锚固相比应力增幅曲线几乎呈现水平变化。综合分析扩底补填锚固时现场扩孔作业量、补填作业量以及可行性等实际情况分析,认为五倍扩底补填锚固综合效果最好。现场试验结果表明,五倍扩底补填锚网支护的巷道顶板变形总量和变形速度均小于两组正常支护的巷道顶板变形总量。对防止树脂锚杆滑移失效现象效果显着。
张嵘[9]（2020）在《园子沟煤矿大跨度切巷围岩控制技术研究》文中研究说明切巷作为采煤工作面回采的起点,主要用于安装回采相关设备,是煤矿开采的重要场所。工作面相关设备的安装和工作面回采需要相对稳定的切巷围岩条件,因此合理有效的切巷围岩控制技术在确保工作面的生产安全,提高工作效率,降低巷道支护费用等方面具有重要意义。但切巷不同于一般的煤层巷道,其跨度、宽高比大的多,切巷宽度成为影响其围岩稳定性的主控因素。另一方面,厚煤层工作面的切巷大部分都设计于煤层的底部,巷道两帮及顶板均为煤体,围岩力学性质较差,原生裂隙较发育,应力环境复杂,极易产生较大的变形量及破坏范围。上述情况对此类巷道的稳定性有直接的影响,支护难度较大。因此,大跨度切巷围岩控制技术的研究日益受到人们的关注,并成为煤矿开采中亟待解决的技术难题。本文以园子沟煤矿1012001综放工作面为研究对象,其切巷沿2煤底板掘进,设计的断面尺寸高为3950mm,宽为9600mm,断面尺寸、跨度均较大、顶煤厚,同层位的工作面顺槽在掘进过程中暴露出巷道片帮严重、顶板下沉剧烈等问题,威胁工作面施工和人员安全。若仍沿用原顺槽支护理念,切巷掘进过程中必定会出现顶板下沉、帮部鼓出等问题,影响设备正常安装及矿井接续计划。通过数值模拟分析,锚杆锚索联合支护可以有效地增加切巷围岩的稳定性:锚杆用来加固围岩浅部岩体,从而承担浅部围岩施加的作用力,减少围岩变形,锚索则穿过围岩浅部岩体中的锚杆锚固体组合拱结构,从而将该拱固定在深部岩体中,利用深部岩体的稳定性,变“托”为“拉”,通过此方法围岩中形成多层保护支护体系,以此达到使围岩浅部岩体稳定性增大的目的,从而使围岩浅部岩体作为支护体系的一个十分关键的部分,进而增加围岩稳定性。基于锚杆支护的悬吊理论和组合梁理论,提出了基于桁架锚索的顶板控制技术,确定切巷围岩支护方案及支护参数。为了客观评价切巷围岩的稳定性控制效果,对切巷围岩进行了矿压观测。结果显示,切巷顶板离层程度小,属于平稳不变型离层;围岩变形量和变形速度均在合理范围内;锚杆（索）锚固效果较好,进行支护后的围岩稳定性较强,大跨度切巷得到较好的控制。论文共有图41幅,表12个,参考文献63篇。
曹启龙[10]（2020）在《边界煤柱侧厚煤层大断面煤巷变形机理及控制技术研究》文中进行了进一步梳理厚煤层留顶煤巷道围岩稳定是一类维护相对特殊的问题,制约矿井安全生产。以鲍店煤矿7302辅运巷道为研究对象,沿底掘进留近5m顶煤;巷道处于两侧非对称状态,分别为实体煤和40m边界大煤柱。顶板以深2m范围内煤体裂隙发育,同时顶煤较深处出现离层;边界煤柱侧高帮矿压显现较实体煤侧破碎严重。通过前期现场调研和实验室试验测定煤岩试件物理力学参数,结合理论分析和数值模拟方法,提出高效长锚固大间排距控制技术,并在工业性试验中成功实践。得出以下主要结论:（1）建立了力学离层计算模型,研究7302辅运巷道顶煤离层机理,利用力的叠加原理计算各分层总挠度,判断各层挠度差值确定层间是否发生离层现象;创新利用Matlab软件分析在相同开挖条件下巷道不同跨高比对顶煤稳定性的影响,巷道顶煤浅部垂直应力呈“M”形分布,得出跨高比在低于1.33时易维护,反之较难维护;采用Matlab模拟巷道开挖后在大边界煤柱的影响下,结果显示煤柱侧垂直应力水平高于实体煤侧。（2）FLAC3D模拟结果显示,在边界煤柱内应力分布状态主要由巷道开挖和采空区两个主要因素决定;在不同顶煤厚度下,沿模型X方向应力分布趋势大致相同,细微区别仅限于垂直应力峰值大小及位置;无论哪种顶煤条件,在03m层位内顶板下沉量均较大,46m层位内顶板下沉量较小,表现出3m是关键层位,在3m层位之上的煤体物理性质同岩体相似。（3）高效长锚固大间排距控制技术较矿原支护在发挥单根锚杆效能方面优势更加明显。模拟结果显示3.0m锚杆支护分案较2.4m锚杆支护方案在顶板浅层应力水平高出0.5MPa,护表能力提升;在顶板表面下沉来看,3.0m锚杆和2.4m锚杆方案较无支护下顶板下沉缓和比分别为34.2%和23.8%,长锚杆维护效果良好。（4）在工业性试验中,3.0m大锚杆支护试验段顶板较原支护段内顶板表面完整,在掘进和回采期间顶煤内部未发现明显离层,顶煤煤体内生裂隙较少且集中在浅表内,相对原支护方案段煤体完整性良好;在回采期间,大锚杆支护段顶板最终下沉量约为40mm50mm,原支护段顶板最终下沉量约为100mm150mm,顶板下沉量明显缓和。该论文有图61幅,表9个,参考文献98篇。
二、煤巷锚杆支护技术探讨与实践（论文开题报告）
（1）论文研究背景及目的
此处内容要求：
首先简单简介论文所研究问题的基本概念和背景，再而简单明了地指出论文所要研究解决的具体问题，并提出你的论文准备的观点或解决方法。
写法范例：
本文主要提出一款精简64位RISC处理器存储管理单元结构并详细分析其设计过程。在该MMU结构中,TLB采用叁个分离的TLB,TLB采用基于内容查找的相联存储器并行查找,支持粗粒度为64KB和细粒度为4KB两种页面大小,采用多级分层页表结构映射地址空间,并详细论述了四级页表转换过程,TLB结构组织等。该MMU结构将作为该处理器存储系统实现的一个重要组成部分。
（2）本文研究方法
调查法：该方法是有目的、有系统的搜集有关研究对象的具体信息。
观察法：用自己的感官和辅助工具直接观察研究对象从而得到有关信息。
实验法：通过主支变革、控制研究对象来发现与确认事物间的因果关系。
文献研究法：通过调查文献来获得资料，从而全面的、正确的了解掌握研究方法。
实证研究法：依据现有的科学理论和实践的需要提出设计。
定性分析法：对研究对象进行“质”的方面的研究，这个方法需要计算的数据较少。
定量分析法：通过具体的数字，使人们对研究对象的认识进一步精确化。
跨学科研究法：运用多学科的理论、方法和成果从整体上对某一课题进行研究。
功能分析法：这是社会科学用来分析社会现象的一种方法，从某一功能出发研究多个方面的影响。
模拟法：通过创设一个与原型相似的模型来间接研究原型某种特性的一种形容方法。
三、煤巷锚杆支护技术探讨与实践（论文提纲范文）
（1）深部大断面煤巷围岩变形特征及控制技术研究（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 锚杆支护理论研究现状 |
| 1.2.2 巷道围岩变形失稳机理研究现状 |
| 1.2.3 现存问题及方向 |
| 1.3 主要研究内容及研究方法 |
| 1.4 技术路线 |
| 第2章 深部大断面巷道围岩力学测试及变形破坏特征研究 |
| 2.1 赵庄煤矿工程地质背景 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 工作面概况及围岩地质特征 |
| 2.1.3 工作面巷道支护现状 |
| 2.2 大断面煤巷围岩变形特征 |
| 2.3 围岩物理力学参数测试 |
| 2.4 大断面煤巷围岩结构窥视方案及结果分析 |
| 2.4.1 巷道围岩结构窥视仪器 |
| 2.4.2 巷道围岩结构窥视测站布置及分析 |
| 2.5 大断面煤巷围岩松动圈测试及结果分析 |
| 2.5.1 测试设备的选取及其原理 |
| 2.5.2 测试地点的布置及结果分析 |
| 2.6 本章小结 |
| 第3章 深部大断面煤巷锚杆支护数值模拟研究 |
| 3.1 大断面煤巷锚杆支护方案及参数影响分析 |
| 3.1.1 数值模拟模型建立 |
| 3.1.2 锚杆支护参数的分析 |
| 3.1.3 锚杆构件分析 |
| 3.2 巷道锚杆支护参数正交分析 |
| 3.2.1 正交试验 |
| 3.2.2 正交试验结果分析 |
| 3.2.3 锚杆初步支护参数确定 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 深部大断面煤巷围岩注浆加固机理及工艺 |
| 4.1 破碎围岩注浆机理 |
| 4.1.1 改善巷道围岩强度 |
| 4.1.2 加固减小巷道围岩松动圈 |
| 4.1.3 改善主动支护效果 |
| 4.2 巷道围岩注浆加固力学分析 |
| 4.2.1 大断面破碎巷道注浆承载层机理 |
| 4.2.2 大断面破碎巷道注浆承载层力学分析 |
| 4.3 注浆改善锚杆受力状态 |
| 4.4 注浆工艺及参数 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 深部大断面煤巷支护系统优化数值模拟研究 |
| 5.1 数值模拟计算模型及方案 |
| 5.1.1 数值模拟计算模型 |
| 5.1.2 模拟方案的建立 |
| 5.2 巷道回采期间原支护方案模拟分析 |
| 5.2.1 原支护回采期间巷道围岩塑性区分布 |
| 5.2.2 原支护回采期间巷道位移分布 |
| 5.2.3 原支护回采期间巷道围岩垂直应力 |
| 5.3 巷道回采期间现设计支护方案模拟分析 |
| 5.3.1 现设计支护回采期间巷道围岩塑性区分布 |
| 5.3.2 现设计支护回采期间巷道位移分布 |
| 5.3.3 现支护回采期间巷道围岩垂直应力 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 工程应用 |
| 6.1 试验巷道段布置 |
| 6.2 巷道监控效果分析 |
| 6.2.1 巷道表面位移监测 |
| 6.2.2 锚杆应力监测 |
| 6.3 本章小结 |
| 第7章 结论 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 不足 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的研究成果 |
| 致谢 |
（2）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 |
（3）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 |
（4）张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究（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 浅埋煤层顺槽顶板稳定性研究现状 |
| 1.2.2 煤巷支护理论研究 |
| 1.2.3 煤巷支护技术研究现状 |
| 1.3 研究内容 |
| 1.4 研究方法及技术路线 |
| 2 张家峁煤矿4~(-2)煤层巷道支护理论分析及参数确定 |
| 2.1 张家峁煤矿4~(-2)煤层巷道支护理论分析 |
| 2.2 煤岩物理与力学试验 |
| 2.2.1 试样制备及物理试验 |
| 2.2.2 超声波煤样缺陷分析试验 |
| 2.2.3 煤岩力学试验 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 14204工作面煤巷原支护状况监测及效果评价 |
| 3.1 研究区概况 |
| 3.2 煤巷锚杆支护监测方案设计 |
| 3.3 煤巷锚杆支护监测结果分析 |
| 3.3.1 顺槽收敛量 |
| 3.3.2 顺槽表面观测 |
| 3.3.3 顶板离层量 |
| 3.3.4 围岩松动圈 |
| 3.3.5 锚杆锚固力 |
| 3.4 现有煤巷锚杆支护效果评价 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 14204工作面煤巷锚杆支护参数设计 |
| 4.1 锚杆(索)参数理论确定 |
| 4.1.1 锚杆悬吊理论计算 |
| 4.1.2 锚索参数确定 |
| 4.2 现有支护方案 |
| 4.3 优化结果 |
| 4.4 经济性对比 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 煤巷锚杆支护优化方案数值模拟分析与工程验证 |
| 5.1 不同形状托盘受力分析 |
| 5.1.1 模型建立 |
| 5.1.2 模拟结果分析 |
| 5.2 不同工况的数值分析 |
| 5.2.1 工况模型的确定 |
| 5.2.2 参数确定 |
| 5.2.3 4~(-2)煤层辅运顺槽数值模拟结果分析 |
| 5.2.4 锚杆受力分析 |
| 5.3 工程实践应用 |
| 5.3.1 14207工作面顺槽概况 |
| 5.3.2 14207工作面正帮松动圈窥视 |
| 5.3.3 14207工作面负帮松动圈窥视 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（5）煤矿巷道锚杆（索）分次支护及快速掘进技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景及研究意义 |
| 1.1.1 选题背景 |
| 1.1.2 研究意义 |
| 1.2 国内外研究及发展现状 |
| 1.2.1 巷道锚杆(索)支护研究现状 |
| 1.2.2 巷道快速掘进研究现状 |
| 1.3 研究内容及方法 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 技术路线 |
| 2 煤巷锚杆(索)分次支护技术的提出 |
| 2.1 围岩变形破坏类型及机理 |
| 2.1.1 拉裂破坏 |
| 2.1.2 剪切破坏 |
| 2.1.3 巷道围岩失稳力学机理分析 |
| 2.2 掘进巷道开挖面的时空效应 |
| 2.2.1 物理效应 |
| 2.2.2 力学效应 |
| 2.2.3 围岩变形的时间效应 |
| 2.3 时空效应下巷道围岩纵向变形分析 |
| 2.4 煤巷锚杆(索)分次支护技术 |
| 2.5 小结 |
| 3 巷道锚杆(索)分次支护力学计算分析 |
| 3.1 力学模型建立与分析 |
| 3.2 巷道开挖时空效应及参数分析 |
| 3.2.1 时空效应分析 |
| 3.2.2 参数分析 |
| 3.2.3 算例验证计算分析 |
| 3.3 巷道掘进时围岩应力分析 |
| 3.3.1 围岩释放应力 |
| 3.3.2 掘进巷道分次支护设计 |
| 3.3.3 巷道分次支护时间关系 |
| 3.4 锚杆(索)分次支护设计思路 |
| 3.5 小结 |
| 4 柠条塔S12001辅运顺槽分次支护设计及效果评价 |
| 4.1 工程概况 |
| 4.1.1 地质条件 |
| 4.1.2 水文条件 |
| 4.1.3 瓦斯煤层自燃、煤尘爆炸性及其他地质情况 |
| 4.1.4 煤层顶底板性质 |
| 4.2 巷道锚杆(索)分次支护方案设计 |
| 4.2.1 现有巷道锚杆支护设计方案 |
| 4.2.2 锚杆(索)分次支护设计方案 |
| 4.2.3 分次支护时机分析 |
| 4.3 S12001辅运顺槽分次支护施工及效果分析 |
| 4.3.1 巷道掘进方式 |
| 4.3.2 分次支护工艺 |
| 4.3.3 分次支护效果模拟分析 |
| 4.4 现场监测方案及结果 |
| 4.4.1 监测方案 |
| 4.4.2 监测结果及分析 |
| 4.4.3 分次支护经济效益分析 |
| 4.5 小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 致谢 |
| 参考文献 |
| 附录 |
（6）近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 课题的提出及研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 2 工程地质概况 |
| 2.1 柴里矿近距离煤层工程地质概况 |
| 2.2 近距离煤层采空区下煤巷支护现状及存在问题 |
| 2.3 本章小结 |
| 3 近距离上层煤底板破坏规律及采空区下煤巷可锚性研究 |
| 3.1 近距离上层煤采动后底板受力分布规律及破坏深度研究 |
| 3.2 近距离采空区下煤巷锚杆拉拔力测试及可锚性分析 |
| 3.3 近距离采空区下煤巷可锚固性数值模拟研究 |
| 3.4 近距离采空区下煤巷可锚性最小层间距综合确定 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 近距离采空区下煤巷锚杆支护技术研究 |
| 4.1 近距离采空区下底板煤层巷道围岩控制原理 |
| 4.2 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案理论计算 |
| 4.3 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案数值模拟优化 |
| 4.4 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案确定 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 工程应用及效果分析 |
| 5.1 矿压监测方案 |
| 5.2 矿压监测结果分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 主要结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 致谢 |
| 学位论文数据集 |
（7）深部煤巷帮部预应力锚杆压缩拱及合理参数研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究的背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 国内煤巷支护技术研究现状 |
| 1.2.2 国外煤巷支护技术研究现状 |
| 1.2.3 国外煤巷支护理论研究现状 |
| 1.2.4 国内煤巷支护理论研究现状 |
| 1.3 研究内容及方法 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.4 技术路线 |
| 第二章 围岩变形破坏特性及力学特征 |
| 2.1 岩石变形特性分析 |
| 2.2 围岩应力分析 |
| 2.3 围岩变形破坏机理及力学特征分析 |
| 2.3.1 围岩变形破坏机理 |
| 2.3.2 围岩力学特征 |
| 2.4 围岩地质分类与破坏特征形态分析 |
| 2.4.1 工程中围岩地质分类 |
| 2.4.2 围岩破坏特征及形态 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 锚杆支护机理 |
| 3.1 锚杆支护理论 |
| 3.2 锚杆支护作用原理 |
| 3.2.1 锚杆对围岩加固的作用形式 |
| 3.2.2 锚杆作用力对围岩力学性质的变化影响 |
| 3.3 锚杆支护形式及设计方法 |
| 3.3.1 支护形式的选择与应用 |
| 3.3.2 支护设计方法 |
| 3.4 本章小结 |
| 第四章 数值模拟 |
| 4.1 关于FLAC3D模拟软件 |
| 4.1.1 FLAC3D软件简介 |
| 4.1.2 边界条件及应变软化模型 |
| 4.1.3 本构模型选取及本构关系试验测定 |
| 4.2 数值计算模型 |
| 4.2.1 建立数值模型的原则 |
| 4.2.2 模型的建立 |
| 4.3 软弱煤岩中锚杆的附加应力场分析 |
| 4.3.1 锚杆长度为1.5m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.3.2 锚杆长度为2.0m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.3.3 锚杆长度为2.2m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.3.4 锚杆长度为2.5m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.3.5 锚杆长度为2.8m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.3.6 锚杆预应力为40kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.3.7 锚杆预应力为80kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.3.8 锚杆预应力为100kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.3.9 锚杆预应力为120kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.3.10 不同间距条件下锚杆的附加应力场 |
| 4.4 泥质砂岩中锚杆的附加应力场分析 |
| 4.4.1 锚杆长度为1.5m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.4.2 锚杆长度为2.0m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.4.3 锚杆长度为2.2m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.4.4 锚杆长度为2.5m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.4.5 锚杆长度为2.8m不同预应力下的附加应力场 |
| 4.4.6 锚杆预应力为40kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.4.7 锚杆预应力为80kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.4.8 锚杆预应力为100kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.4.9 锚杆预应力为120kN不同长度条件下的附加应力场 |
| 4.4.10 不同间距条件下锚杆的附加应力场 |
| 4.5 预应力锚杆压缩拱机理分析 |
| 4.5.1 预应力锚杆压缩拱的成因 |
| 4.5.2 预应力锚杆压缩拱及支护合理参数分析 |
| 第五章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（8）扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验（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 巷道支护研究进展 |
| 1.2.2 煤巷支护研究现状 |
| 1.2.3 锚杆支护研究现状 |
| 1.2.4 锚杆扩孔技术研究现状 |
| 1.3 煤巷锚杆支护存在问题 |
| 1.4 创新点及技术路线 |
| 1.4.1 创新点 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 2、扩底补填锚固力学分析及机理 |
| 2.1 正常锚固系统失效的形式 |
| 2.2 孔底扩孔原理及钻孔围岩力学分析 |
| 2.3 两种锚固系统力学分析 |
| 2.3.1 正常锚固系统力学分析 |
| 2.3.2 扩底补填锚固系统力学分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 3、扩底补填室内试验 |
| 3.1 扩底补填锚固与正常锚固试验对比 |
| 3.2 室内试验设计 |
| 3.2.1 相似材料配比确定 |
| 3.2.2 试验方案 |
| 3.3 试验结果对比分析 |
| 3.4 锚杆受力形式变化对比 |
| 3.5 本章小结 |
| 4、不同扩孔倍数的数值模拟试验 |
| 4.1 软件确定 |
| 4.2 模拟试验设计 |
| 4.3 数值模拟轴向稳定力结果对比 |
| 4.4 不同倍数的扩底补填锚固各部件位移结果对比 |
| 4.4.1 补填体位移变化结果分析 |
| 4.4.2 锚固剂位移变化结果分析 |
| 4.4.3 围岩位移变化结果分析 |
| 4.5 五倍以上扩底补填锚固与正常锚固模拟对比结果 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 现场试验 |
| 5.1 工程概况 |
| 5.1.1 试验巷道地质条件 |
| 5.1.2 试验巷道支护技术与参数 |
| 5.2 试验段选取及测站布置 |
| 5.2.1 测站布置 |
| 5.2.2 测试仪器及实现过程 |
| 5.3 试验结果及分析 |
| 5.3.1 巷道变形结果分析 |
| 5.3.2 锚杆拉拔试验结果 |
| 5.4 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 |
（9）园子沟煤矿大跨度切巷围岩控制技术研究（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 研究内容与方法 |
| 2 工程地质条件 |
| 2.1 工作面概况 |
| 2.2 工作面覆岩性质判别 |
| 2.3 煤岩体力学特性测试 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 切巷围岩控制机理及支护参数确定 |
| 3.1 锚杆支护机理 |
| 3.2 锚杆支护理论 |
| 3.3 切巷锚杆(索)支护参数设计 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 切巷围岩控制效果数值模拟研究 |
| 4.1 数值模型建立 |
| 4.2 数值计算方案 |
| 4.3 支护对切巷围岩控制效果分析 |
| 4.4 切巷顶板岩梁下沉演化规律分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 切巷围岩控制方案 |
| 5.1 第一次掘进——导硐掘进支护设计 |
| 5.2 第二次掘进——扩刷支护设计 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 矿压观测及效果分析 |
| 6.1 观测内容及方法 |
| 6.2 围岩表面位移监测数据及分析 |
| 6.3 围岩顶板离层监测数据及分析 |
| 6.4 锚杆(索)受力监测数据及分析 |
| 6.5 切巷支护效果评价 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 主要结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（10）边界煤柱侧厚煤层大断面煤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 主要研究内容与技术路线 |
| 2 巷道工程调研及煤岩力学测试 |
| 2.1 巷道工程地质 |
| 2.2 7302辅运巷道前期调研情况 |
| 2.3 煤岩样力学参数测试 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 边界煤柱侧厚煤层大断面煤巷顶板稳定机理研究 |
| 3.1 厚顶煤离层机理分析 |
| 3.2 巷道不同跨高比对顶板稳定性分析 |
| 3.3 边界煤柱内侧向支承压力分布 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 边界煤柱侧厚煤层大断面围岩控制技术 |
| 4.1 边界煤柱下厚煤层大断面围岩变形机理 |
| 4.2 高效长锚固锚杆控制技术 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 工业性试验 |
| 5.1 支护方案 |
| 5.2 矿压监测 |
| 5.3 本章小节 |
| 6 结论 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
四、煤巷锚杆支护技术探讨与实践（论文参考文献）
- [1]深部大断面煤巷围岩变形特征及控制技术研究[D]. 马新世. 太原理工大学, 2021(01)
- [2]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)
- [3]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
- [4]张家峁煤矿4-2煤层煤巷锚杆支护优化研究[D]. 刘振云. 西安科技大学, 2020(01)
- [5]煤矿巷道锚杆（索）分次支护及快速掘进技术研究[D]. 王彬. 西安科技大学, 2020(01)
- [6]近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究[D]. 纪海玉. 山东科技大学, 2020(06)
- [7]深部煤巷帮部预应力锚杆压缩拱及合理参数研究[D]. 陈永根. 安徽建筑大学, 2020(01)
- [8]扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验[D]. 王帅. 河南理工大学, 2020(01)
- [9]园子沟煤矿大跨度切巷围岩控制技术研究[D]. 张嵘. 中国矿业大学, 2020
- [10]边界煤柱侧厚煤层大断面煤巷变形机理及控制技术研究[D]. 曹启龙. 中国矿业大学, 2020(01)