一、锚索补强技术在切眼及大跨度交叉点中的应用(论文文献综述)
纪海玉[1](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。
周海丰,黄庆享[2](2020)在《大采高工作面过空巷群顶板破断及矿压规律研究》文中指出为解决大采高综采工作面快速通过大断面空巷群,避免发生冒顶压架问题,以哈拉沟煤矿22311综采工作面过26条空巷群为研究对象,采用理论研究、数值模拟以及现场监测等方法,研究了综采工作面过空巷群期间空巷失稳机制及基本顶破断规律,模拟了综采工作面过空巷期间采用泵送支柱支护效果,监测了综采工作面过空巷期间顶板下沉量及压力情况,最终22311综采工作面安全顺利通过了26条大断面空巷群。研究表明:空巷失稳主要是由基本顶超前破断引起的,其次是由于空巷支护不足导致的,泵送支柱支护应具有可切割、大断面、高承载与让压变形特征。采用"泵送支柱+锚索+W钢带"联合支护方式,使支柱与顶底板围岩处于协同作用状态,可保证综采工作面安全通过大断面空巷群。
单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟[3](2019)在《国内外煤巷支护技术研究进展》文中研究说明简要总结我国煤巷支护领域现阶段的部分主要成果,同时阐述国外煤巷支护技术研究现状。国内煤巷支护技术近些年主要是围绕锚杆支护而开发的多种单一或组合支护系统,但是煤巷支护现场不断涌出了的新问题;国外煤巷支护系统具有多样性,为我国煤巷支护理论、装备及技术研究的进一步完善、多元化发展尤其是千米深井煤巷围岩控制带来了有益的启发。笔者综合采用理论分析、模型试验、数值模拟及现场试验等多种研究方法对煤巷支护深入研究,提出煤巷强帮强角支护理论与技术、纵向梁复合式支护技术、协同支护技术、抗剪锚管索支护技术,实现了真正意义上的"锚杆锚索一体化(协同)支护"。此外,基于研制的动压巷道物理模型试验装置,改进了煤巷支护模拟技术,然后讨论了每项技术的创新点、适用条件及意义、存在的不足及改进方向。最后,基于上述研究成果,提出了我国煤巷支护技术发展趋势与建议,未来煤巷支护将采用多种主动支护工艺相结合或主被动支护相结合等多元化方法,并逐步向智能支护方向发展。
宋鹏[4](2019)在《多煤层开采煤柱效应及沿空巷道稳定性控制对策研究》文中指出近距离多煤层开采是煤矿生产中不可避免的,而采空区下沿空巷道围岩稳定性是下部煤层安全生产需要解决的关键问题。论文以南屯煤矿93 下06工作面轨道顺槽为研究背景,针对其围岩大变形稳定性控制难题,采用现场工程调研、室内实验、理论分析、数值模拟及工程应用等方法,对多煤层开采煤柱效应及采空区下沿空巷道稳定性控制对策开展系统研究。主要结论为:(1)通过对93下06工作面轨道顺槽的地质条件和开采条件的详细分析,明确该巷道属于近距离多煤层采空区下沿空巷道,总结了巷道的变形破坏特征及主要影响因素,指出了现有支护不能满足巷道稳定性控制需求,需研发更为合理有效的采空区下沿空巷道稳定性控制对策。(2)理论分析了上部煤层开采后覆岩非充分垮落和充分垮落时的围岩载荷分布规律,建立了两种覆岩垮落状态的煤柱下底板岩层受力力学模型,分别推导了底板为单层均一岩层和分层横向各向同性岩层时的应力计算公式,并结合数值模拟研究了两种覆岩垮落状态时煤柱下底板岩层应力分布规律,得出覆岩非充分垮落时应力集中程度过大,与工程实际不符,而充分垮落时的模型更贴合实际,采用数值模拟分析了采空区高度、水平侧压系数和煤柱宽度对底板岩层应力分布的影响规律,研究得出采空区高度和煤柱宽度对底板岩层应力分布影响程度较大,侧压系数对水平应力分布影响程度较大,而这三个因素对剪应力的影响程度均较小;下部煤层围岩稳定性受上部采空区残留煤柱效应影响较大。(3)开展了多煤层开采及采空区下沿空巷道变形破坏过程的二维物理模型实验,获得了上下煤层工作面及沿空巷道开挖过程中的巷道围岩位移、应力及温度场演化规律,综合分析得出3 下煤顶底板岩层在未开挖前就受到3上煤回采过程中的多次应力集中、释放等加卸载过程,损伤破坏严重,再加上3 下煤工作面的开挖及巷道掘进的采动影响,贯通了 3上煤原已稳定的采空区,加剧了巷道围岩的变形破坏;围岩的表面红外温度变化能够与其位移、应力变化相呼应,温度变化可反映围岩的变形力学特征,上下煤层多次采动造成围岩应力集中,引起了围岩中裂隙的发育和扩展,是造成巷道附近围岩温度降低的主要原因,而温度降低的范围能够表征巷道围岩位移变形的范围。(4)建立了多煤层及多工作面开采的三维数值计算模型,得到了 3上煤工作面开采过程中巷道围岩的应力演化规律和3 下煤工作面及巷道掘进过程中的应力分布和变形规律,结合物理模型实验结果对比分析确定了沿空巷道围岩应力分布受上下煤层工作面及巷道开挖的影响情况,明确沿空巷道变形破坏的关键部位为沿空巷帮和顶板;揭示了采空区下沿空巷道的变形破坏机制,即高自重应力、水平构造应力和多次采动应力相互叠加产生剧烈的应力集中,再加上传统支护材料间及支护结构与围岩受力不协调,变形不协同,造成了围岩的大变形破坏。(5)采空区下沿空巷道围岩稳定性控制主要措施为合理的沿空巷道布置位置、合理的沿空巷道煤柱留设宽度、合理的巷道支护方式及关键部位的有效控制;通过分析支护与围岩的相互作用过程,揭示了普通-恒阻大变形耦合支护的机理,推导了恒阻锚杆(索)设计极限变形量和恒阻值的计算公式;提出了 2种普通-恒阻耦合支护设计方案,并采用数值模拟对比分析巷道掘进及工作面回采期间的围岩应力及变形演化规律,确定了采空区下沿空巷道的最优支护方案和支护参数。(6)基于上述研究,提出了适用于南屯煤矿93 下06工作面沿空巷道的普通-恒阻锚杆/索耦合控制对策,并进行现场工程应用,对巷道围岩变形、锚杆/索受力及超前支护等矿压显现监测数据综合分析,结合工程应用效果验证了普通-恒阻大变形耦合控制对策在采空区下沿空巷道的成功应用,研究成果可为类似条件下的多煤层开采采空区下沿空巷道围岩稳定性控制提供借鉴。
王伟光[5](2019)在《特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究》文中进行了进一步梳理为解决特厚煤层大断面开切眼区域性锚固失效和顶煤离层错动导致的矿压控制难题,研发了能够有效提高锚固剂安装效率和锚固安全性的推引锚固装置,并结合锚索桁架复向控制机理和错称式布置方法,系统开展了特厚煤层大断面开切眼锚固安全性及支护可靠性研究。主要研究结论概述如下:(1)现场调研同忻矿8209工作面特厚煤层大断面开切眼锚固失效现状和离层错动现状,完成煤岩样采集测试及结果分析,得出:8209工作面3-5号煤基本质量分级为Ⅴ级,属于破碎煤层,极易发生离层和塌孔现象;顶板中粗砂岩基本质量分级为Ⅱ级,完整性较好,属于坚固稳定岩层;顶煤破碎是特厚煤层大断面开切眼锚固剂安装困难和锚固失效几率增大的主要原因。(2)研发了以推引底盘和U型卡夹为核心组件的推引锚固装置,阐明了其“推”与“引”同向叠加施力作用机制,明确了推引底盘防止锚固剂提前破损功能和U型卡夹推引导向功能,实验室开展不同厚度推引底盘力学性能测试,得出其合理取值范围为0.4~0.5mm。(3)对比分析了推引锚固和无约束推送两种安装工艺锚固剂钻孔内受力状态,得出推引锚固安装工艺推送力表达式:无约束推送安装工艺推送力表达式:推引锚固安装工艺,锚索推送力约等于锚固剂自重,明显小于传统无约束推送安装工艺锚索推送力。(4)设计了推引锚固离层和塌孔通过能力相似模拟实验方案,定量分析了推引锚固离层和塌孔通过能力:推引锚固能够显着提高锚固剂钻孔内刚度,减小推送阻力而增强通过能力,实验条件下推引锚固能够顺利通过300mm模拟离层间距,且具有一定的塌孔疏通能力。(5)针对特厚煤层大断面开切眼离层错动(铅垂离层和水平错动)变形破坏特征,采用能够同时提供铅垂预应力和水平预应力的锚索桁架结构进行复向主动支护,使得锚固岩梁中心轴下移,更大范围锚固体处于受压应力状态,提高了锚固体的自承能力和抗变形破坏能力。(6)采用预应力增量理论计算了锚索桁架支护条件下顶板反向挠度的变化规律,高预应力锚索桁架支护后顶板挠度有效降低,顶板下沉量计算公式为:锚索桁架支护,一方面锚固区岩层承受的力矩由于受锚索预应力的作用而降低,另一方面,由于锚索的锚固点不受顶板离层的影响,巷道肩窝位置锚索对锚固岩梁的作用力随着闭锁结构的加强而增大,从而进一步抵消了重力作用的力矩,降低了锚固岩梁的挠度。(7)建立了锚索桁架凹槽形支护结构模型,阐述了其强闭锁结构支护理论,力学计算得出桁架锚索拉应力计算式:衍架锚索初始预应力表达式:(8)针对特厚煤层大断面开切眼两次独立掘进容易导致掘进断面交界位置无支护、支护强度减弱或无法形成整体性连续支护结构的问题,提出了特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称式布置方法,此方法显着降低了两次掘巷的独立性,且有利于在两次掘巷交界线位置形成顶板连续承载结构,形成特厚煤层大断面开切眼的整体支护模式。(9)建立了特厚煤层大断面开切眼锚固支护FLAC3D数值计算模型,对锚索析架不同跨度、不同长度、不同倾角及不同孔口帮距条件下围岩应力场、位移场和塑性破坏区范围进行了多方案模拟计算,得到桁架锚索错称布置关键支护参数如下:桁架锚索跨度为2.1m,长度为9m,角度为10°。(10)建立特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型,其离散化处理后的表达式为:离散化处理使得“共因失效”计算模型具有统计学的内涵,工程实践中可通过现场拉拔试验定量计算系统失效概率。(11)以200kN为拉拔试验极限值,同忻矿50m试验段和50m非试验段锚索抽样拉拔“共因失效”计算结果为:试验段锚固支护98%可靠度比非试验段79%可靠度高出19个百分点,表明推引锚固和复向控制可有效提高特厚煤层大断面开切眼的支护可靠性。
贺哲[6](2018)在《柠条塔煤矿大断面运输顺槽支护参数优化研究》文中认为现阶段,煤炭资源仍是我国经济快速发展的重要保障。锚杆(索)支护作为我国煤矿巷道中常用的支护方式,理论研究及现场施工方面均取得一定成绩。但随着煤层赋存条件的复杂变化以及巷道断面尺寸增大,现有巷道的锚杆(索)支护逐渐暴露出各式各样的问题;因此,必须对支护设计方案进行优化,以保证采煤活动安全顺利进行。本文以柠条塔煤矿N1206运输顺槽巷道破坏变形为工程背景,分析了锚杆(索)的加固机理、设计理念及巷道失稳、变形的原因;结合现场监测数据,借助有限差分法数值模拟软件评价了原有的支护方案。基于自稳隐形拱理论,对原支护方案做优化处理,同时又提出两种方案做对比。利用FLAC3D数值模拟软件分析三种方案,根据其支护效果选出最合理的设计方案,并在N1206运输顺槽选取50m作为试验段,检验优化后设计方案的支护效果。试验段现场监测数据表明:顶板下沉平均值为33mm,比原方案减小了227.75mmm;帮部收敛平均值为8.75mm,比原方案减少了 500.45mm。说明优化后支护方案有利于巷道围岩发挥自身的承载能力,提高了巷道围岩抗变形、破坏的能力,可以在较低支护成本下保持巷道稳定。同时,也验证了自稳隐形拱理论指导下锚杆(索)参数设计的合理性。本文研究过程与结果可以作为本煤矿其他巷道支护设计的参考;为其他相同巷道锚杆(索)的支护设计提供了借鉴。
高峰[7](2017)在《王家岭矿综放大断面剧烈采动影响煤巷强化控制研究》文中认为本文在现场矿压显现观测的基础上,通过岩石力学参数测定、力学建模、数值计算分析和工业性试验验证等方法研究大断面剧烈采动影响煤巷顶板破坏机理和围岩分区控制两个关键问题,分别对剧烈采动煤巷破坏特征、采动影响程度分区、采动影响煤巷上覆岩层结构的破坏及运移规律、巷道顶板离层错动机理及关键影响因素、高预应力桁架锚索双向控制机理、剧烈采动影响煤巷围岩分区段强化控制技术、王家岭典型大断面煤巷现场工业性试验等问题开展了一系列研究,主要研究成果如下:(1)基于实验室岩石物理力学特性试验结果,判定典型剧烈采动影响煤巷围岩等级为V类围岩,其自稳时间短,稳定性较差。现场调研发现:20102区段回风平巷440-550m区段受剧烈采动影响,巷道围岩严重失稳,0-440m区段暂未经受相邻工作面采动影响,但部分位置也发生较大破坏,如不加以控制,破坏程度会进一步加重。(2)综合巷道矿压显现调研和数值建模分析发现:综放面剧烈采动影响区域由工作面前方80m至后方130m范围;基于煤巷不同区段变形破坏特征,提出采动影响剧烈程度分区概念,并据此将20102煤巷划分为I-回采动压作用区、II-采掘联合动压作用区和III-采后静压作用区3个区段。(3)分析偏应力不变量综合研究指标得出:拉应变滞后转化形式是影响煤巷围岩采动影响剧烈程度的主导因素;相对于I-回采动压作用区和III-采后静压作用区,拉应变在II-采掘联合动压作用区滞后转化更为明显:煤巷顶板浅部围岩破坏较为严重,应变类型为拉应变;中位岩层范围内围岩保持较高程度畸变能,应变类型由拉应变向平面应变类型转化,表现出明显的滞后转化;深部围岩应变为单一压应变。(4)基于煤巷上覆岩层断裂后铰接特征,建立上覆岩块铰接结构力学模型,提出采动影响下巷道围岩所承受载荷的计算方法,q4为采动影响条件下煤柱帮所承受的均布载荷,Fs为采动影响时实体煤帮所承受的荷载,表达式为:(?)(5)运用离散元数值模拟软件,数值建模分析煤巷上覆岩层大结构运动规律,发现结构中岩块B的剧烈回转下沉运动将直接导致煤巷顶板在垂直方向急剧下沉,在水平方向促使基本顶向巷道内侧挤压剪切破坏,加大煤柱塑性区深度;煤巷围岩的破坏加剧覆岩结构的运动,甚至产生再次破断,更深的损坏了围岩的整体性;静压下煤巷围岩主要以垂直位移为主,剧烈采动影响下巷道围岩垂直位移进一步加剧,并伴有水平位移,垂直位移依然是围岩变形的主要形式。(6)依据材料力学中关于梁在垂直方向的挠度和水平方向的位移计算方法,发现煤巷顶板岩层错动产生于离层之后,只有当上位岩层的最大挠度小于下位岩层的最大挠度时才会产生岩层面的分离,综合剧烈采动影响煤巷覆岩结构特征,引入错动失稳系数KC,提出煤巷顶板煤岩层产生离层错动的判据:(?)(7)基于正交试验原理,设计离层错动影响因素数值模拟试验方案,分析数值计算结果得到影响煤层顶板巷道离层变形3个关键影响因素为:锚杆长度、顶煤强度和采掘关系;影响顶板水平错动的3个关键因素为:锚索角度、顶煤厚度和采掘关系;并详述出顶板离层错动与各因素之间的互馈关系;(8)针对剧烈采动影响煤巷离层错动破坏现象研发出新型高预应力桁架锚索结构,提出采用高预应力桁架锚索控制系统进行巷道围岩控制的改进方向,能够针对煤巷顶板垂直离层和水平错动变形做出双向的积极响应,尤其对大断面、采动影响剧烈、顶板软弱、高应力及悬顶面积大等复杂环境下的巷道围岩控制效果突出。(9)依据桁架锚索在工作状态下与顶板岩层紧密贴合的特点,建立顶板-桁架锚索组合梁结构力学模型,分别分析桁架锚索在垂直方向和水平方向对顶板煤岩层垂直挠度和水平错动的控制机理;建立桁架锚索结构承载模型,分析求解出桁架锚索材料的最低抗拉强度和安装时的预紧力,为支护方案设计奠定理论基础。(10)基于对煤巷采动影响剧烈程度分区的研究,提出了剧烈采动煤巷分区强化控制概念;分析煤巷各区段围岩的破坏特征,指出煤巷各区段相应的控制机理,运用数值建模分析方法与现场实践经验相结合,综合制定各区段支护方案;煤巷回采动压影响区:原有支护整修形成支护系统→采用桁架锚索控制顶板离层错动→补打锚索阻止塑性破坏扩展→单体柱提高剧烈采动安全储备;煤巷掘采联合动压作用区:提出了以双向控制为核心的“多支护结构”重建锚固体的修复系统;煤巷采后静压影响区:桁架锚索、单体锚索和锚杆相结合,多重支护结构相辅,预防本工作面回采时动压影响。(11)对各区段支护方案进行现场工业性试验,并对采动煤巷围岩控制效果进行顶板离层、表面位移监测,观测结果表明煤巷修复后,在相邻工作面剧烈采动影响下顶底板最大移近量约138mm,两帮最大移近量约为117mm,取得了良好的控制效果。
杨绿刚[8](2013)在《深部大采高充填开采沿空留巷矿压规律及协同控制研究》文中研究说明针对深部大采高充填开采沿空留巷所处复杂特殊环境,本文进行了该复杂条件下沿空留巷围岩协同控制研究,主要研究内容如下:探究不同配比高水材料力学特性及其与工作面矿压规律的关系,确定采用高配比充填材料充填,减弱动载荷对沿空留巷围岩稳定性的影响;数值模拟研究充填开采采场支承压力分布规律及不同充填长度对采场周围支承压力分布的影响;建立非均布受载充填体及巷旁组合支架协同支护条件下沿空留巷围岩稳定性的结构力学模型,分析覆岩移动过程中巷旁支护对充填体的维稳和补偿作用;建立大采高充填开采沿空留巷的煤帮弱结构力学模型,分析弱结构变形破坏过程对顶板稳定性的影响;提出并形成了充填体改性、圆钢管混凝土组合支架、高预应力高强锚杆和桁架锚索的协同控制机理与技术体系,促进了深部巷道围岩控制技术的发展。
李冲[9](2012)在《软岩巷道让压壳—网壳耦合支护机理与技术研究》文中提出软岩巷道支护问题至今没有完全解决,特别是高应力泥化软岩巷道支护难度大,往往需要返修多次才能控制巷道长期稳定,严重影响生产安全和浪费大量巷修费用,软岩巷道稳定性控制已成为煤矿亟待解决的重大技术难题。本文以曲江矿850m东皮带大巷(高应力泥化软岩巷道)为工程背景,围绕高应力泥化软岩巷道稳定性控制问题,综合运用数值模拟、理论分析、实验室试验、现场监测和工业性试验等方法,对软岩巷道让压壳网壳耦合支护机理与技术进行系统研究,取得了如下主要创新成果:(1)进行了泥质粉砂岩三轴蠕变试验,建立了泥质粉砂岩蠕变全过程的粘弹塑性蠕变模型,并推导出该蠕变模型的本构方程;采用FLAC3D软件,分析并得到了高应力泥化软岩巷道流变规律以及塑性区分布规律。(2)提出了让压壳的概念,给出了让压壳的构筑条件、支护作用特点、支护内涵,并推导出让压壳厚度的计算式,分析了软岩巷道让压壳支护强度,确定了东皮带大巷让压壳支护强度与厚度。(3)建立了全长锚固预应力锚杆支护力学模型,系统研究了短细密锚杆支护作用机理,推导出锚杆轴应力和剪应力计算式;推导出围岩沿锚杆轴向、径向和环向的应力计算式,分析并得到了预紧力、锚杆长度、直径与锚杆轴应力和剪应力的关系;分析并得到了锚杆长度与预紧力对围岩应力的影响规律;采用FLAC软件,分析并得到了锚杆长度与支护密度对软岩巷道围岩变形的影响规律。(4)提出了让压壳网壳耦合支护技术,分析了让压壳网壳耦合支护原理,提出了“限压让压、让压抗压、限让适度、让抗协调”的二次支护原则,给出了让压壳网壳耦合支护技术关键与控制方法;推导出软岩巷道预留让压空间的计算式,并确定了东皮带大巷预留让压空间大小为38cm。(5)将高应力泥化软岩巷道围岩划分为让压壳(在破裂区内)、破裂区、塑性区及弹性区,基于粘弹塑性理论,考虑围岩蠕变与扩容,推导出塑性区半径、破裂区半径以及让压壳半径的计算式及各分区应力表达式,分析了让压壳变形以及变形过程中能量释放,确定了东皮带大巷让压壳网壳耦合支护强度与时机。(6)依据软岩巷道让压壳网壳耦合支护理论与技术,确定了曲江矿850m东皮带大巷围岩控制方案与参数,并进行了工业性试验。现场应用表明,采用“合理断面形状及尺寸+卸压控顶施工技术与工艺+让压壳+预留让压空间+锚索补强+网壳衬砌支架”的施工技术和支护方式较好地控制了850m东皮带大巷围岩有害变形,确保东皮带大巷长期安全稳定。
万世文[10](2011)在《深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术研究》文中认为近年来,随着煤炭工业的快速发展和采矿技术的不断进步,开采水平逐渐向深部和地质条件更复杂的区域发展,巷道的断面越来越大,采用现有的支护理论与技术,难以满足深部大断面、大跨度巷道支护要求。大跨度巷道失稳垮冒现象时有发生,已成为煤矿亟待解决的重大技术难题。本文围绕深部大跨度巷道稳定性控制问题,综合运用数值模拟、相似模拟、理论分析、现场监测等方法与手段对深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术进行系统研究,取得了如下主要创新成果:(1)基于复变函数理论,运用施瓦茨-克里斯托菲尔求解映射函数的方法,推导出大跨度矩形巷道围岩应力与位移的计算公式,通过具体实例,计算得到了矩形巷道内部各点应力与位移的数值解,分析了矩形巷道围岩应力与变形规律。(2)应用FLAC3D数值计算软件,系统研究了不同侧压不同跨度矩形巷道围岩塑性区分布规律,得出矩形巷道围岩塑性区分布形状随侧压的变化规律。根据不同侧压不同跨度巷道围岩破坏、应力分布及变形规律,给出了大跨度巷道的定义,划分了大跨度巷道类型。(3)自主研制了微型预应力锚杆试验装置,为相似模拟试验锚杆受力监测及锚杆施加预应力提供方便,解决了模拟试验中无法对锚杆施加预应力的难题。(4)提出了双微拱断面巷道的概念,建立了双微拱巷道的力学分析模型,计算得到双微拱巷道应力、位移的具体表达形式,分析了双微拱断面巷道围岩应力与变化规律。建立了双微拱断面巷道拱脚交点处支撑反力计算模型,推导出两拱脚交点处支撑反力计算公式。(5)针对影响大跨度巷道稳定的主要因素,分析了大跨度巷道控制原理;提出了深部大跨度巷道卸压减跨控顶与等强协调支护理论和“双微拱断面+单体支柱+高强预应力锚杆(索)+钢带等组合构件”的支护方法。(6)依据深部大跨度巷道支护理论与方法,对山西潞安环能股份公司五阳煤矿7801切眼(埋深800m,跨度8m)进行工业性试验。现场应用表明,采用“双微拱断面+单体支柱+高强预应力锚杆(索)+钢带等组合构件”的减跨支护方法,有效地控制了切眼的变形破坏,实现了深部大跨度切眼围岩稳定性控制。
二、锚索补强技术在切眼及大跨度交叉点中的应用(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、锚索补强技术在切眼及大跨度交叉点中的应用(论文提纲范文)
(1)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 |
(2)大采高工作面过空巷群顶板破断及矿压规律研究(论文提纲范文)
0 引言 |
1 工程概况 |
2 空巷失稳机制 |
2.1 基本顶超前破断 |
2.2 空巷支护不足 |
3 空巷失稳数值计算 |
3.1 数值模型 |
3.2 基本顶超前破断规律 |
3.3 空巷锚索补强支护效果 |
4 空巷支护设备特征与方案 |
5 空巷群支护设计 |
5.1 常规支护 |
5.2 泵送支柱支护 |
6 矿压规律分析 |
6.1 综采工作面过空巷期间矿压规律 |
6.2 顶板下沉量 |
6.3 泵送支柱压力监测 |
7 结论 |
(4)多煤层开采煤柱效应及沿空巷道稳定性控制对策研究(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 近距离多煤层开采研究现状 |
1.2.2 多煤层开采煤柱下底板应力分布规律研究现状 |
1.2.3 巷道围岩支护理论研究现状 |
1.2.4 多煤层开采采空区下巷道围岩控制技术研究现状 |
1.2.5 恒阻大变形耦合支护技术研究现状 |
1.3 存在的主要问题 |
1.4 主要研究内容 |
1.5 研究方法及技术路线 |
1.5.1 研究方法 |
1.5.2 技术路线 |
1.6 本章小结 |
2 多煤层开采采空区下沿空巷道变形失稳特征研究 |
2.1 工程地质情况分析 |
2.1.1 矿井概况 |
2.1.2 采区概况 |
2.1.3 采空区下沿空巷道工程地质条件分析 |
2.2 采空区下沿空巷道原支护设计及变形破坏情况 |
2.2.1 锚网索支护设计及巷道变形情况 |
2.2.2 架棚锚网复合支护设计及巷道变形情况 |
2.3 采空区下沿空巷道变形破坏特征及主要影响因素 |
2.3.1 巷道变形破坏特征 |
2.3.2 巷道大变形破坏的主要影响因素 |
2.3.3 现有支护存在的问题 |
2.4 本章小结 |
3 多煤层开采煤柱效应及底板岩层应力分布规律研究 |
3.1 上部煤层开采后围岩载荷分布规律 |
3.1.1 覆岩非充分垮落时围岩载荷分布 |
3.1.2 覆岩充分垮落时围岩载荷分布 |
3.2 采空区煤柱下底板岩层应力分布规律理论分析 |
3.2.1 采空区煤柱下底板岩层受力的理论模型 |
3.2.2 覆岩非充分垮落时的煤柱下底板岩层应力分布 |
3.2.3 覆岩充分垮落时的煤柱下底板岩层应力分布 |
3.3 采空区煤柱下底板岩层应力分布规律及关键影响因素研究 |
3.3.1 数值模拟方案 |
3.3.2 采空区煤柱下底板岩层应力分布规律的数值模拟分析 |
3.3.3 采空区煤柱下底板岩层应力分布的关键影响因素 |
3.4 小结 |
4 多煤层开采采空区下沿空巷道变形破坏机制研究 |
4.1 采空区下沿空巷道变形破坏过程物理模型实验 |
4.1.1 实验原型及研究内容 |
4.1.2 物理模型实验设计 |
4.1.3 模型试验结果分析 |
4.2 采空区下沿空巷道变形破坏规律数值模拟 |
4.2.1 数值模拟方案 |
4.2.2 上煤层开采过程中巷道围岩应力动态演化规律 |
4.2.3 下层煤开采过程中沿空巷道围岩变形及应力演化规律 |
4.3 采空区下沿空巷道变形破坏机制 |
4.4 小结 |
5 采空区下沿空巷道稳定性控制机理与对策研究 |
5.1 采空区下沿空巷道稳定性控制机理 |
5.2 采空区下沿空巷道普通-恒阻耦合支护技术 |
5.2.1 恒阻大变形锚杆(索)结构 |
5.2.2 普通-恒阻大变形耦合支护原理 |
5.3 采空区下沿空巷道恒阻大变形耦合控制对策 |
5.3.1 普通-恒阻大变形耦合控制对策设计 |
5.3.2 普通-恒阻大变形耦合控制效果数值模拟分析 |
5.3.3 控制效果分析 |
5.4 小结 |
6 工程应用 |
6.1 应用情况 |
6.1.1 工程应用位置 |
6.1.2 现场应用情况 |
6.2 应用效果监测设计 |
6.2.1 监测内容 |
6.2.2 测站布置及监测方法 |
6.3 恒阻大变形耦合支护效果监测分析 |
6.3.1 巷道围岩变形规律 |
6.3.2 锚杆/索受力变化规律 |
6.3.3 恒阻大变形锚杆/索变形规律 |
6.3.4 超前支护单体受力变化规律 |
6.3.5 现场应用效果 |
6.4 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 |
在学期间发表的学术论文 |
在学期间参加科研项目 |
(5)特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究(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 锚固剂安装工艺与技术研究现状 |
1.2.2 锚杆(索)支护理论研究现状 |
1.2.3 大断面巷道围岩控制理论与技术研究现状 |
1.3 本文主要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 特厚煤层大断面开切眼地质生产条件及锚固支护现状 |
2.1 矿井地质生产概况 |
2.1.1 井田地质特征 |
2.1.2 矿井生产概况 |
2.2 8209开切眼顶板煤岩样力学参数测试与岩性评价 |
2.2.1 煤岩样密度试验 |
2.2.2 煤岩样岩石力学试验 |
2.2.3 煤层及顶板岩体性质评价 |
2.3 特厚煤层大断面开切眼锚固支护现状 |
2.4 本章小结 |
3 推引锚固研发设计及其离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
3.1 现有锚固剂安装工艺存在问题与改进方向 |
3.1.1 无约束整体推送存在问题 |
3.1.2 分次推送存在问题 |
3.2 推引锚固装置的研发与试制 |
3.2.1 防破损装置——推引底盘的研发试制 |
3.2.2 导向装置——U型卡夹的研发试制 |
3.3 推引锚固与无约束推送锚固力学分析 |
3.3.1 不同锚固工艺锚固剂推送阻力对比分析 |
3.3.2 推引锚固安装效率与锚固安全性分析 |
3.4 推引锚固离层塌孔通过能力相似模拟试验 |
3.4.1 相似模拟试验方案设计 |
3.4.2 锚固剂钻孔内推送形态模拟 |
3.4.3 推引锚固离层通过能力测定 |
3.4.4 推引锚固塌孔通过能力测定 |
3.5 本章小结 |
4 高预应力锚索桁架复向控制理论及错称支护机理 |
4.1 高预应力锚索桁架复向控制理论 |
4.1.1 锚索桁架锚固岩梁中性轴下移理论 |
4.1.2 基于预应力增量的锚索桁架作用机理 |
4.1.3 锚索桁架凹槽形支护结构理论 |
4.2 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
4.2.1 特厚煤层大断面开切眼两次独立掘巷支护关联性分析 |
4.2.2 大断面开切眼锚索桁架错称布置形式 |
4.2.3 大断面开切眼锚索桁架错称支护机理 |
4.3 本章小结 |
5 特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制参数设计 |
5.1 特厚煤层大断面开切眼数值建模与方案设计 |
5.2 锚索桁架错称支护关键参数数值计算 |
5.2.1 锚杆排距与孔口帮距的数值计算 |
5.2.2 桁架锚索长度和角度的数值计算 |
5.2.3 锚索桁架跨度和布置方式的数值计算 |
5.3 8209特厚煤层大断面开切眼锚索桁架复向控制方案 |
5.3.1 复向控制方案具体参数 |
5.3.2 围岩控制效果数值模拟分析 |
5.4 本章小结 |
6 特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制工程实践 |
6.1 推引锚固与复向控制“共因失效”计算模型 |
6.2 推引锚固与复向控制现场工程实践 |
6.2.1 推引锚固现场施工工艺 |
6.2.2 初掘小切眼(第一横锚索桁架错称支护现场施工方案 |
6.2.3 扩帮部分(第二横)锚索桁架错称支护现场施工方案 |
6.3 推引锚固与锚索桁架复向控制安全性分析 |
6.3.1 基于锚索拉拔试验的锚固安全性分析 |
6.3.2 基于“共因失效”计算模型的支护安全性分析 |
6.4 推引锚固与复向控制现场矿压观测 |
6.4.1 顶板离层现场观测 |
6.4.2 表面位移观测 |
6.5 本章小结 |
7 结论与展望 |
7.1 研究取得的成果 |
7.2 论文创新点 |
7.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(6)柠条塔煤矿大断面运输顺槽支护参数优化研究(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 选题的意义 |
1.2 国内外锚杆(索)支护研究现状 |
1.2.1 国外锚杆(索)支护研究现状 |
1.2.2 我国大断面巷道支护发展现状 |
1.3 主要研究内容及方法 |
1.3.1 主要研究内容 |
1.3.2 论文拟采取的研究方法 |
1.3.3 本文拟采用的技术路线 |
2 巷道围岩地质条件及破坏机理分析 |
2.1 巷道周围地质条件分析 |
2.2 巷道变形破坏机理分析 |
2.2.1 巷道破坏失稳机理 |
2.2.2 巷道变形破坏的影响因素 |
2.3 本章小结 |
3 锚杆(索)作用机理及参数设计方法 |
3.1 锚杆(索)作用机理 |
3.1.1 锚杆支护力学机理 |
3.1.2 锚索支护力学机理 |
3.1.3 锚杆(索)联合支护作用机理 |
3.2 锚杆支护设计原则 |
3.3 锚杆支护设计方法 |
3.3.1 工程类比法 |
3.3.2 理论计算法 |
3.3.3 数值模拟法 |
3.3.4 专家系统法 |
3.3.5 系统设计法 |
3.4 自稳隐形拱巷道支护理论 |
3.4.1 自稳隐形拱巷道支护理论 |
3.4.2 自稳隐形拱包络线内岩(煤)体截面积及重量计算 |
3.4.3 锚杆参数设计 |
3.4.4 锚索参数设计 |
3.4.5 锚杆(索)锚固长度的计算 |
3.5 影响锚杆支护效果因素分析 |
3.6 本章小结 |
4 柠条塔煤矿N1206运输顺槽原有支护分析 |
4.1 N1206运输顺槽原有支护方式 |
4.1.1 顶板支护参数 |
4.1.2 巷帮支护参数 |
4.2 N1206运输顺槽变形监测分析 |
4.3 原有支护数值模拟分析 |
4.4 本章小结 |
5 N1206运输顺槽支护设计优化 |
5.1 围岩松动圈及顶板冒落拱高度计算 |
5.2 N1206运输顺槽锚杆(索)支护参数设计 |
5.2.1 自稳隐形拱理论指导下锚杆(索)支护参数设计 |
5.2.2 锚杆(索)支护对比方案设计 |
5.3 巷道支护优化数值模拟分析 |
5.4 优化后现场试验结果分析 |
5.4.1 实测数据分析 |
5.4.2 优化效果分析 |
5.5 本章小结 |
6 结论与展望 |
6.1 结论 |
6.2 展望 |
致谢 |
参考文献 |
(7)王家岭矿综放大断面剧烈采动影响煤巷强化控制研究(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 采动煤巷围岩变形机制及控制原理 |
1.2.2 采动煤巷支护结构研究 |
1.2.3 采动煤巷实践现状及存在问题 |
1.3 论文的研究内容和研究方法 |
1.3.1 论文的研究内容 |
1.3.2 论文的研究方法 |
1.3.3 论文的技术路线 |
2 剧烈采动影响煤巷矿压显现及采动影响程度分区 |
2.1 地质生产条件及煤岩力学试验 |
2.1.1 地质生产条件 |
2.1.2 煤岩样物理力学试验 |
2.2 采动影响煤巷矿压显现差异性 |
2.2.1 煤巷 0-440m段矿压显现 |
2.2.2 煤巷 440-550m段矿压显现 |
2.3 采动影响煤巷应力分布数值研究 |
2.3.1 数值模拟模型建立及监测 |
2.3.2 剧烈采动影响煤巷应力响应特征 |
2.4 综放煤巷采动影响剧烈程度分区研究 |
2.4.1 煤巷采动影响剧烈程度分区 |
2.4.2 煤巷掘采联合动压作用区数值分析 |
2.5 本章小节 |
3 采动煤巷围岩稳定性及顶板离层错动研究 |
3.1 覆岩结构及巷道围岩承载分析 |
3.1.1 基本顶破断规律分析 |
3.1.2 基本顶结构基本形式分析 |
3.1.3 围岩小结构承载分析 |
3.2 覆岩结构运动对围岩稳定性影响 |
3.3 剧烈采动影响区顶板钻孔窥视分析 |
3.3.1 钻孔窥视仪工作原理 |
3.3.2 钻孔窥视方案设计 |
3.3.3 煤巷顶板裂隙结构观测结果 |
3.4 巷道顶板离层错动形式及机理分析 |
3.4.1 巷道顶板离层错动形式 |
3.4.2 巷道顶板离层错动机理 |
3.5 巷道顶板离层错动关键因素分析 |
3.5.1 正交试验设计 |
3.5.2 顶板离层关键因素分析 |
3.5.3 煤岩层错动关键因素分析 |
3.6 本章小结 |
4 高预应力桁架锚索结构双向控制机理研究 |
4.1 高预应力桁架锚索结构的提出 |
4.1.1 传统支护结构优缺点 |
4.1.2 桁架锚索结构提出的必要性 |
4.1.3 桁架锚索优越性及发展历程 |
4.2 桁架锚索结构双向控制机理 |
4.2.1 顶板-桁架锚索组合梁结构力学模型 |
4.2.2 桁架锚索垂直方向挠度控制作用 |
4.2.3 桁架锚索水平方向错动控制作用 |
4.3 桁架锚索结构力学参数分析 |
4.4 本章小节 |
5 剧烈采动影响煤巷围岩分区强化控制技术 |
5.1 回采动压作用区补强机理及方案设计 |
5.1.1 回采动压作用区补强机理 |
5.1.2 补强支护方案参数设计 |
5.1.3 补强支护效果分析 |
5.2 掘采联合动压作用区强化修复控制 |
5.2.1 动压作用区强化修复机理 |
5.2.2 修复区支护方案参数设计 |
5.2.3 修复区控制工业试验评价 |
5.3 采后静压作用区支护控制 |
5.3.1 支护方案设计 |
5.3.2 数值模拟分析 |
5.4 本章小节 |
6 结论与展望 |
6.1 研究取得的主要成果 |
6.2 论文创新点 |
6.3 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(8)深部大采高充填开采沿空留巷矿压规律及协同控制研究(论文提纲范文)
摘要 |
Abstract |
详细摘要 |
Detailed Abstract |
1. 绪论 |
1.1. 课题研究背景和意义 |
1.2. 国内外研究现状及存在的问题 |
1.2.1. 深井巷道围岩变形规律及支护技术 |
1.2.2. 沿空留巷围岩活动规律与支护技术 |
1.2.3. 存在的问题 |
1.3. 论文的研究内容和研究方法 |
1.3.1. 论文的研究内容 |
1.3.2. 论文的研究方法 |
2. 深部大采高充填开采沿空留巷围岩环境与矿压规律研究 |
2.1. 试验工作面概况 |
2.1.1. 地质生产条件 |
2.1.2. 工作面采煤工艺 |
2.1.3. 采空区充填系统 |
2.2. 深部大采高充填开采综采面矿压规律观测 |
2.2.1. 矿压观测内容 |
2.2.2. 观测测站布置 |
2.2.3. 矿压观测方法 |
2.2.4. 观测结果及分析 |
2.3. 高水材料充填体力学特性试验 |
2.3.1. 试验前期准备工作 |
2.3.2. 充填体物理力学试验 |
2.3.3. 充填体试验结果分析 |
2.4. 本章小结 |
3. 深部大采高充填开采沿空留巷围岩活动规律 |
3.1. 深部大采高充填开采沿空留巷围岩稳定性影响因素分析 |
3.1.1. 深部大采高充填开采沿空留巷维护特点 |
3.1.2. 深部大采高充填开采沿空留巷围岩活动规律影响因素分析 |
3.2. 大采高充填开采采场支承应力形成机理及分布规律 |
3.2.1. 深井大采高充填开采采场支承应力形成机理 |
3.2.2. 深井大采高充填开采采场支承应力分布规律 |
3.3. 大采高充填开采沿空留巷上覆岩层移动规律 |
3.3.1. 上覆岩层的结构形态分析 |
3.3.2. 上覆岩层的移动特征 |
3.3.3. 上覆岩层移动规律 |
3.4. 充填开采沿空留巷围岩结构及其稳定性分析 |
3.5. 本章小结 |
4. 深部大采高充填开采沿空留巷控制机理 |
4.1. 沿空留巷支护结构体系承载性能确定 |
4.1.1. 深井回采巷道围岩稳定性判据 |
4.1.2. 沿空留巷支护结构结构体系组成及特点 |
4.1.3. 沿空留巷支护结构体系承载性能的确定 |
4.2. 桁架锚索控制技术 |
4.2.1. 桁架锚索系统结构分析 |
4.2.2. 桁架锚索控制系统的优越性 |
4.2.3. 沿空留巷顶板桁架模型分析 |
4.3. 实体煤帮锚索加固 |
4.3.1. 煤帮结构力学模型分析 |
4.3.2. 煤帮锚索加强支护技术 |
4.4. 巷旁充填体与钢管支架协同控制 |
4.4.1. 充填体与顶板的相互作用 |
4.4.2. 充填体与顶板简化模型分析 |
4.4.3. 钢管支架的协同控制机理 |
4.5. 本章小结 |
5. 深部大采高充填开采沿空留巷支护技术参数优化 |
5.1. 深部大采高充填开采沿空留巷三维数值模型的建立 |
5.1.1. 模型的设计原则 |
5.1.2. 力学参数的选取 |
5.1.3. 数值模型的建立 |
5.2. 巷内顶板桁架锚索不同支护参数的数值模拟分析 |
5.2.1. 巷内桁架锚索控制方案设计 |
5.2.2. 巷道围岩塑性区发育形态与桁架锚索支护参数的关系 |
5.2.3. 巷道围岩变形特征与桁架锚索支护参数的关系 |
5.2.4. 巷道围岩应力状态与桁架锚索支护参数的关系 |
5.3. 实体煤帮锚索补强支护方案的数值模拟分析 |
5.3.1. 巷内锚索补强控制方案设计 |
5.3.2. 巷道围岩塑性区发育形态与煤帮锚索支护参数关系 |
5.3.3. 巷道围岩变形特征与煤帮锚索支护参数关系 |
5.3.4. 巷道围岩应力状态与煤帮锚索支护参数的关系 |
5.4. 本章小结 |
6. 现场试验 |
6.1. 沿空留巷初步支护方案 |
6.1.1. 巷内初步支护方案 |
6.1.2. 巷旁初步支护方案 |
6.2. 现场矿压观测 |
6.2.1. 矿压观测方法 |
6.2.2. 观测结果及分析 |
6.3. 沿空留巷总体支护方案 |
6.4. 施工技术要求 |
6.5. 本章小结 |
7. 结论及展望 |
7.1. 论文研究成果 |
7.2. 论文创新点 |
7.3. 展望 |
参考文献 |
致谢 |
作者简介 |
(9)软岩巷道让压壳—网壳耦合支护机理与技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
Extended Abstract |
目录 |
图清单 |
表清单 |
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 研究存在的问题 |
1.4 研究内容及技术路线 |
2 软岩巷道围岩应力与变形规律及其破坏特征 |
2.1 850m 东皮带大巷原支护方式及参数 |
2.2 软岩巷道变形规律及破坏特征 |
2.3 软岩巷道变形破坏的主要影响因素 |
2.4 软岩巷道围岩应力与变形规律数值模拟 |
2.5 本章小结 |
3 软岩巷道围岩蠕变模型及流变规律研究 |
3.1 软岩基本流变理论 |
3.2 泥质粉砂岩三轴压缩蠕变特性试验 |
3.3 泥质粉砂岩流变模型建立及参数辨识 |
3.4 不同支护阻力围岩流变规律 |
3.5 本章小结 |
4 让压壳的构筑及短细密锚杆支护机理 |
4.1 让压壳的构筑及支护作用 |
4.2 全长锚固预应力锚杆杆体受力特征 |
4.3 全长锚固预应力锚杆支护围岩应力计算 |
4.4 全长锚固围岩沿锚杆轴向应力分布规律 |
4.5 全长锚固围岩沿锚杆径向应力分布规律 |
4.6 本章小结 |
5 让压壳-网壳耦合支护原理与技术 |
5.1 网壳支架结构及作用特点 |
5.2 让压壳 网壳耦合支护原理与技术关键 |
5.3 预留让压空间的确定 |
5.4 锚杆长度与密度对巷道变形控制作用数值模拟 |
5.5 本章小结 |
6 让压壳-网壳耦合支护强度与支护时机确定 |
6.1 软岩巷道开挖瞬时围岩应力变形分析 |
6.2 软岩巷道让压壳支护围岩应力状态 |
6.3 软岩巷道让压壳支护围岩变形分析 |
6.4 软岩巷道让压壳支护强度与支护时机确定 |
6.5 软岩巷道网壳支护强度与支护时机确定 |
6.6 本章小结 |
7 曲江矿软岩巷道围岩控制方案及工业性试验 |
7.1 东皮带大巷断面形状及尺寸的确定 |
7.2 网壳支架设计及承载能力分析 |
7.3 东皮带大巷支护方案及施工工艺 |
7.4 东皮带大巷让压壳 网壳耦合支护数值模拟 |
7.5 工业性试验与支护效果评价 |
7.6 本章小结 |
8 结论与展望 |
8.1 主要结论 |
8.2 进一步研究的展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
(10)深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术研究(论文提纲范文)
致谢 |
摘要 |
Abstract |
Extended Abstract |
目录 |
图清单 |
表清单 |
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 研究存在的问题 |
1.4 研究内容与技术路线 |
2 深部大跨度矩形巷道失稳机理 |
2.1 大跨度矩形巷道围岩应力与变形规律 |
2.2 大跨度复合顶板矩形巷道失稳机理 |
2.3 大跨度复合顶板巷道围岩失稳判据 |
2.4 本章小结 |
3 大跨度巷道类型及塑性区分布特征 |
3.1 工程地质条件 |
3.2 模型的建立及模拟方案 |
3.3 数值模拟计算结果分析 |
3.4 大跨度巷道的定义及类型 |
3.5 本章小结 |
4 大跨度巷道失稳垮冒规律与支护效果试验研究 |
4.1 试验研究背景 |
4.2 相似模拟试验方案设计 |
4.3 模拟试验具体实施过程 |
4.4 试验结果分析及支护效果评价 |
4.5 本章小结 |
5 深部大跨度巷道减跨支护理论 |
5.1 深部大跨度巷道卸压减跨控顶与等强协调支护理论 |
5.2 预应力锚杆(索)减跨支护机理 |
5.3 双微拱断面巷道减跨支护理论 |
5.4 本章小结 |
6 深部大跨度巷道围岩控制技术与方法 |
6.1 切眼原支护存在的问题 |
6.2 大跨度切眼控制原理及对策 |
6.3 大跨度双微拱断面切眼支护设计 |
6.4 大跨度巷道沿底掘进支护效果 |
6.5 本章小结 |
7 现场监测与支护效果评价 |
7.1 7801 切眼工程地质条件 |
7.2 现场监测 |
7.3 数据整理与分析 |
7.4 7801 切眼支护效果评价 |
7.5 本章小结 |
8 结论与展望 |
8.1 主要结论 |
8.2 进一步研究的展望 |
参考文献 |
作者简历 |
学位论文数据集 |
四、锚索补强技术在切眼及大跨度交叉点中的应用(论文参考文献)
- [1]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)
- [2]大采高工作面过空巷群顶板破断及矿压规律研究[J]. 周海丰,黄庆享. 煤炭科学技术, 2020(02)
- [3]国内外煤巷支护技术研究进展[J]. 单仁亮,彭杨皓,孔祥松,肖禹航,原鸿鹄,黄博,郑赟. 岩石力学与工程学报, 2019(12)
- [4]多煤层开采煤柱效应及沿空巷道稳定性控制对策研究[D]. 宋鹏. 中国矿业大学(北京), 2019(09)
- [5]特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究[D]. 王伟光. 中国矿业大学(北京), 2019
- [6]柠条塔煤矿大断面运输顺槽支护参数优化研究[D]. 贺哲. 西安科技大学, 2018(12)
- [7]王家岭矿综放大断面剧烈采动影响煤巷强化控制研究[D]. 高峰. 中国矿业大学(北京), 2017(02)
- [8]深部大采高充填开采沿空留巷矿压规律及协同控制研究[D]. 杨绿刚. 中国矿业大学(北京), 2013(02)
- [9]软岩巷道让压壳—网壳耦合支护机理与技术研究[D]. 李冲. 中国矿业大学, 2012(10)
- [10]深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术研究[D]. 万世文. 中国矿业大学, 2011(11)