一、全煤巷开拓布置的认识与改进（论文文献综述）
王兆乐[1]（2021）在《袁二矿西翼轨道大巷破碎带合理支护参数选择》文中指出安徽两淮矿区乃至全国矿区浅部煤炭资源基本开采完毕,煤炭的开采不断向地球深部进行。随着煤炭挖掘的越来越深,深部巷道地质条件越来越复杂多变,极易出现断层破碎带,断层破碎带地质条件差、围岩承载能力低,严重影响了巷道施工安全和质量,因此深部巷道断层破碎带的合理支护变的十分重要。目前,预应力锚（索）支护已成为深部巷道断层破碎带支护的必不可少的支护方法,预应力锚杆（索）压缩拱能够有效阻止围岩变形失稳。因此,研究深部巷道断层破碎带支护中预应力锚杆（索）压缩拱的有效形成及合理布置支护参数具有重要意义。本文以淮北矿区袁店二矿西翼轨道大巷圆形巷道断层破碎带为背景,对断层破碎带煤岩中预应力锚杆（索）压缩拱有效形成与合理支护参数进行研究。采用实验理论与数值模拟相互结合的方法,分析圆形巷道断层破碎带帮部不同锚杆（索）参数下围岩内的附加应力场情况。为了使研究具有实际意义,锚杆预应力分别0KN、50k N、70k N、90k N,锚杆长度分别取1500mm、2000mm、2400mm、2600mm,锚杆间距分别取400mm、500mm、600mm、800mm;锚索预应力分别为80KN、100KN、120KN,锚索长度分别取1000mm、4000mm、5000mm、6300mm,锚索间距取400mm、500mm、600mm、800mm;然后从附加应力的分析结果中来分析圆形巷道断层破碎带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（索）支护参数。利用数值模拟软件FLAC 3D 5.0进行数值模拟,得出的数值模拟结果后,利用FLAC 3D 5.0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。最后得出结论如下:（1）在预应力锚杆（索）的作用下,围岩附加应力在距巷道表面一定范围内的分布呈现“波动”变化,然后随着距巷道表面距离的增加,附加应力逐渐变小,围岩附加应力分布的“波动”变化范围可作为预应力锚杆的压缩拱厚度。（2）锚杆长度对预应力锚杆的压缩拱厚度产生比较明显的影响,但对压缩拱厚度范围内的附加应力几乎没有产生影响。锚杆长度L=15002600mm范围内,围岩压缩拱厚度大约为d=8501600mm,随锚杆长度增加,压缩拱厚度近于成比例增加。（3）锚杆排距和锚杆预紧力对围岩压缩拱厚度影响不明显,但对压缩拱附加应力的大小和叠加有显着影响。锚杆间排距由a×b=600×600mm减少至a×b=400×400mm时,帮部围岩附加应力进一步进行有效叠加,附加应力大小增加约1.5倍。锚杆预紧力F=5090k N,随着锚杆预紧力的增大,预应力锚杆压缩拱范围内围岩附加应力成比例增大。（4）锚索长度增加至L>4000mm,对围岩预应力锚杆压缩拱厚度及附加应力大小影响较小。在巷道易于“失稳”关键部位布置锚索,可使该部位附近围岩附加应力增加约1.0倍,从而显着增加预应力锚杆压缩拱强度。最后,合理选择预应力锚杆（索）支护参数。详见正文,可供工程实践参考。图[45]表[7]参[66]
谢正正[2]（2020）在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中进行了进一步梳理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。
王昆[3]（2020）在《预应力矸石混凝土柱支撑体系及其采煤方法研究》文中研究说明安全环保高效地回收煤炭资源,且广泛适用于保水开采、“三下”开采等特殊开采环境,并能有效地控制地表沉降,对国家能源安全、生态环境安全及煤炭企业经济成本控制等具有重要的意义。传统长壁采煤法控制地表沉降效果有待提高,传统条带采煤法存在回采率低等缺陷,完全充填开采具有生产成本高等缺陷。若能将上述传统采煤方法的优点结合,尽可能规避其缺陷,产生一种新的地下支撑方法和采煤方法,则可进一步提高我国煤炭开采水平。鉴于此,本论文提出了“预应力矸石混凝土柱支撑体系”并进行了系统的研究;另外以煤矸石混凝土支撑材料研究为基础,综合采用理论分析、数值模拟和相似模拟结合的方法,对其对应的采煤方法进行了系统的研究。本论文主要研究内容与结论如下:（1）系统深入地研究了我国采煤方法、充填开采、充填材料的技术特点与发展现状,提出了利用预应力间隔高强度人工材料构筑支撑体系,与关键层覆岩联合支撑,从而最大限度避免顶板下沉的新型地下支撑体系。（2）研究了预应力矸石混凝土柱支撑体系采煤方法、预应力施加方法及预应力矸石混凝土柱支撑采煤覆岩变形规律。通过对大同矿区条带式开采历史资料的分析,结合理论分析,研究了预应力矸石混凝土柱宽度与最大留设间距。（3）通过配比试验,研究了矸石混凝土的制备方法。选择煤矸石作为混凝土骨料,以C20混凝土为强度指标,对其试样的流动性和力学性能进行试验研究,获得了C20矸石混凝土最佳配比方案。（4）进行了矸石混凝土矿井水浸泡试验和长期蠕变试验,结果表明其长期强度满足间隔支撑采煤技术要求。得到了矸石混凝土柱在蠕变和酸性采空区积水化学耦合作用下的变形规律。（5）采用有限元数值模拟方法,研究了矸石混凝土支撑柱宽度和控顶区宽度组合方案的矸石混凝土柱、顶板上覆岩层和地表的垂直、水平位移和应力变化特征。通过对各方案进行了安全性分析,结果表明:“5m预应力矸石混凝土柱支撑柱——15m控顶区”方案的经济性和可靠性均较优。（6）利用三维相似模拟试验,研究了预应力矸石混凝土柱支撑采煤工作面上覆岩层的时效应力、位移变化特征。结果表明,“5m预应力矸石混凝土柱支撑柱——15m控顶区”方案,基本顶未发生较大变形,回采完毕后混凝土柱完好,地表基本未发生沉陷。上覆岩层的应力与位移随时间趋于稳定。（7）以同煤集团四老沟矿为例,进行了预应力矸石混凝土柱支撑采煤方法的工业应用研究。以矸石混凝土长距离输送为标准,研究了矸石混凝土制备与管道输送系统。对预应力矸石混凝土柱支撑采煤方法进行了综合的技术经济分析。结果表明,从延长矿井服务年限、采出遗弃煤炭资源等全方位分析,预应力矸石混凝土柱支撑采煤方法具有巨大的经济与社会效益以及广泛的推广价值。
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》文中提出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。
孙刘伟[5]（2020）在《煤巷爆破卸压-支护加固协同防冲技术研究》文中认为冲击地压灾害破坏性强,危害性巨大。我国煤矿冲击地压灾害85%发生在回采巷道,主要原因是巷道近场高应力区煤岩体所受叠加应力超过其强度极限发生破坏,积聚的弹能应变能瞬间释放导致巷道剧烈破坏。因此,采用卸压方式缓解巷道围岩高应力集中程度,或加强支护提高巷道围岩抗冲击破坏能力,成为冲击地压巷道防控的两大途径。针对煤层硬度为中硬及以上、煤层局部夹矸或变质导致高应力、评价监测为强冲击危险等情况,煤层爆破卸压效果明显,适应性强,但煤层爆破致裂损伤效应会破坏巷道围岩完整性,降低围岩承载能力,削弱了支护结构的抗冲击性能。由此看来,“爆破卸压”与“支护加固”既矛盾又统一,如何实现两者的“协同双效”作用是一个非常重要的研究课题。本文采用现场试验、数值模拟、理论分析等研究手段,分析了煤层爆破卸压减冲机制和对巷道围岩及支护体损伤机制,构建了爆破损伤巷道围岩评估方法,提出了损伤巷道围岩承载结构重塑技术,规划了爆破卸压-支护加固协同防冲实现路径。论文取得主要研究成果如下:（1）研究得出了煤层爆破卸压减冲机制。基于煤层爆破分区特征,总结了煤层爆破卸压减冲机制。煤层爆破致裂可降低煤体力学性质改善煤体冲击倾向性,调整巷道承载结构转移集中应力峰值分布,形成卸压区域耗散冲击能量传递。即煤层爆破卸压减冲机制归纳为“改性-降载-耗能”。（2）分析了煤层爆破卸压对巷道支护的损伤效应。煤体爆破应力波导致巷道周边围岩松动破坏,该区域煤体强度降低,承载能力下降;煤层爆破卸压破坏了巷道原有承载结构,降低了围岩承载体系的稳定性;爆破卸压作用下,锚杆锚固力降低,局部锚杆会失效,巷道锚杆支护系统能力衰减;爆破卸压后,巷道周边围岩裂隙增加,围岩完整性降低,巷道累计变形加大。煤层爆破卸压对巷道支护围岩具有损伤作用归纳为:“围岩劣化-结构失稳-支护衰减-巷道变形”。（3）实测得到了爆破卸压作用下巷道围岩动态响应特征。采用PASAT-M型便携式微震系统,现场实测了不同爆破应力波的传播规律及巷道围岩动态响应特征。结果表明:强冲击危险巷道围岩,高能爆破振动的持续时间大于低能爆破;爆破帮、顶板、非爆破帮振动主频、振幅与至震源距离呈不同线性关系;在评价爆破卸压对巷道围岩的损伤时,需考虑卸压爆破振动的幅值、频率和持续时间三个指标。（4）分析了爆破卸压作用下巷道围岩损伤破坏模式。基于现场实测获取的巷道围岩爆破振动参数,采用FLAC3D数值模拟方法建立巷道爆破振动数值模型,揭示了爆破振动下的巷道围岩的主要破坏模式为剪切破坏;爆破振动过程中近场围岩应力水平出现小幅增加,结束后巷道表面围岩的应力相对于爆破前有所降低。（5）提出了煤层爆破损伤巷道评估方法及锚固承载结构重塑关键技术。分析了受损巷道塑性区扩展特征,揭示了巷道变形失稳演化过程;建立了爆破卸压损伤巷道支护评估方法,提出了锚固承载结构重塑原则及关键技术。结果表明:巷道开挖后围岩内部形成一次动态稳定塑性边界,爆破应力波使一次动态稳定塑性边界向外扩张形成二次动态稳定塑性边界,当爆破区域进入到超前支承应力影响范围内时,巷道围岩继续向外扩张形成三次动态稳定塑性边界。综合考虑巷道围岩扩展损伤和锚杆工作阻力损伤,提出了爆破损伤巷道七级划分标准。在此基础上,提出了全断面支护、非对称式局部重点加固、抗冲击性能支护构件及注浆改性的围岩承载结构重塑原则,提出了高强度主动锚固修复、吸能锚杆锚索补强、锚注一体化支护等巷道锚固承载结构重塑关键技术。（6）基于强度理论,结合煤体“动应力硬化效应”和“单向-三向硬化效应”,构建了巷道冲击地压发生判据,围岩周边的主应力能够引起冲击的必要条件是其超过煤岩的单向抗压强度,即Ic>1;基于震波CT原位探测实际揭示工作面静载应力分布特征,建立以波速异常系数AC和波速梯度系数GC为主要因子的冲击地压危险性评估模型,提出了巷道冲击危险性评价及危险区域确定方法。（7）形成了煤层爆破卸压-支护加固协同防冲关键技术。冲击地压巷道解危施工中,须将爆破卸压与支护加固协同考虑,既要发挥爆破卸压“改性-降载-耗能”的积极作用,又要尽量降低爆破卸压“围岩劣化-结构失稳-支护衰减-巷道变形”的负面影响。在负面作用超出容许范围时,采用受损巷道承载结构重塑关键技术,提高支护结构的抗冲击能力,最终实现精准爆破卸压-高冲击韧性锚网索支护协同防冲。（8）爆破卸压-支护加固协同防冲现场实验取得良好效果。分析了高自重应力、强构造应力及采空区后方持续增长的侧向支承压力特征,采用震波CT原位探测技术反演得到巷道冲击危险指数C=0.50.7,制定了“煤层爆破卸压-巷道损伤评估-巷道全断面补强支护-降低开采扰动”的爆破卸压-支护加固协同防冲技术,现场应用取得成功,监测应力未发生突增,微震能量及频次变化平缓。
赵明洲[6]（2020）在《赵庄矿综掘煤巷复合顶板稳定机制与安全控制技术》文中进行了进一步梳理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[7]（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。
王兴开[8]（2019）在《极软煤巷煤体蠕变力学特性及其锚固作用机理研究》文中提出我国煤层经历了复杂的地质构造,极松软破碎煤层广泛分布于华南板块、华北板块南缘和中国西北地区。该类煤层开采条件下,巷道围岩具有自稳能力极差、整体来压快、持续变形时间长等特征,极软煤巷掘进过程中易漏冒、大面积片落,实施锚网支护困难;巷道服务期间围岩易产生强烈大变形失稳,需要多次翻修以满足巷道使用要求。极软煤巷围岩控制难题已成为制约诸多矿区安全高效开采的重要挑战。然而,现有成果对极软煤巷围岩的基本力学特性、长期蠕变机制、围岩与锚网支护之间相互作用机理的研究还很有限,极软煤巷围岩锚网支护设计过度依赖工程类比和经验法。因此,本文以郑州矿区典型的极软煤层巷道为对象,围绕极软煤巷围岩力学特性和锚固作用机理两个方面展开研究:（1）在测试原煤强度、变形、微观结构特征等基本物理力学特性基础上,以不同粒径的煤粉为骨料,石膏、凡士林为复合胶结剂,碳酸钙为添加剂,地应力水平为成型压力,在优化和改进相似煤样制作方法与工艺基础上,开展了25组正交配比试验,对不同配比煤样进行了力学参数测试、变形特征分析与微观结构扫描。结果表明:石膏/凡士林对试样密度、抗压强度、弹性模量、黏聚力、变形破坏特征起主要控制作用;粗粒径煤粉（1-2mm）/细煤粉（0-0.5mm）对试样内摩擦角起主要控制作用,当细煤粉/骨料约70%时,试样的强度和弹性模量最大;随着石膏/凡士林比由5:5、6:4、7:3、8:2增加到9:1,煤样材料的变形特征由延性、塑性向脆性转变,破坏模式有挤压破坏、楔型劈裂、塑性剪切、脆性剪切和脆性劈裂五种形式;微细观结构表明,当粗/细煤颗粒比约为3:7时,试样力学性质稳定性和均一性较好。基于测试结果,建立了极软煤物理力学指标与主要影响因素之间的多元线性模型。最终,研制出了与原煤在物理力学参数、变形特征、微观结构三方面高度相似的极软煤样。（2）采用多通道岩石长期蠕变试验系统,开展了极软煤样的单轴和三轴长期蠕变特性试验。结果表明:（1）在单级加载长期蠕变试验中,极软煤依次发生了衰减蠕变、稳态蠕变和加速蠕变,全程历时232h,变形量高达3.78%（其中蠕变占总变形的91.27%）,尤其是稳态蠕变阶段蠕变速率高达（810）×10-5/h,且加速蠕变最大速率高达0.043/h,其变形的时效性和变形破坏速度远大于硬岩或一般软岩。（2）在相同轴压不同围压的极软煤体单级加载长期蠕变试验中,随着围压由0MPa增大到0.6MPa（轴压0.96MPa）,极软煤蠕变量大幅度减小、蠕变与瞬时应变比值明显降低、稳态蠕变速率呈数量级式的显着减小、蠕变持续时长明显增加,尤其是较高围压下极软煤体难以发生加速蠕变（目前已持续2200h）。极软煤的蠕变特性对00.2MPa范围内的围压变化最为敏感。（3）在极软煤体三轴分级加载长期蠕变试验中,煤体在每级偏应力作用下均发生了显着的衰减蠕变和稳态蠕变。随着偏应力逐级增大,蠕变量逐级增加,尤其是蠕变与瞬时应变的比值不断增大,蠕变特性愈加显着。更重要的,极软煤在不同围压的各级轴压下其稳态蠕变速率皆为较大非零值(普遍在10-6/h10-5/h以上)。这一蠕变特性将对极松软煤体巷道围岩的长时稳定性具有重要影响。而且,在相同围压下,稳态蠕变速率随着偏应力不断增大呈幂函数形式增大。（4）即使在相同偏应力作用下,随着围压由0.6增大到1.6MPa,蠕变量及蠕变与瞬时应变的比值两者都呈现明显减小的趋势;而且,相同偏应力时,围压对极软煤的瞬时变形也具有显着的抑制作用;更重要的,相同偏应力作用下,煤体的稳态蠕变速率随围压不断增大而呈负指数式减小。最终建立了稳态蠕变速率与偏应力和围压都有关的经验模型。（3）根据极软煤体的长期蠕变规律,改进了经典的Burgers蠕变模型,并提出了加速蠕变启动时间的概念,将包含加速蠕变启动时间的非线性黏塑性元件与改进的Burgers模型串联,建立了能更准确描述极软煤衰减、稳态和加速蠕变全过程的六元件非线性黏弹塑性蠕变力学模型,推导了相应的三维蠕变方程。然后,基于Levenberg—Marquardt优化算法对蠕变试验曲线进行了非线性拟合,辨识了极软煤蠕变参数,蠕变试验曲线与所建立蠕变模型的理论曲线吻合度极高。（4）为研究预应力锚网支护系统在极软煤巷围岩中的锚固效应,揭示极软煤体与锚网支护之间的相互作用关系,选取了煤巷中单位锚固围岩系统作为物理模型的原型,自主设计了大比例尺（1:2）真三维锚固模型试验系统,模拟分析了初始锚网支护和改进方案条件下,巷道在经受掘进扰动和高应力影响过程中,锚杆锚固力、围岩变形随时间的演化规律。试验结果表明:（1）在低预应力锚杆+钢塑网支护下的模型1中,掘进影响期间,锚杆轴力及托锚力均出现了一定幅度的衰减（轴力最大下降约26%）,建议滞后巷道掘进工作面对锚杆进行多次紧固;高应力影响下,锚杆之间围岩迅速产生了强烈的挤压变形,形成“山丘”式的凸出变形区（极不均匀大变形区域约占杆体间围岩总面积的50%）。该过程中,锚杆轴力先急速增大后缓慢下降;基于试验结果,分析了预应力锚网支护锚固作用分区特征,揭示了锚固围岩系统的失稳模式。（2）在锚杆预紧力和金属网刚度分别提高50%和135%的模型2中,巷道浅部围岩径向应力及残余强度明显提高,提升了锚固围岩系统的承载能力;另外,较高预紧力锚杆和较高刚度的组合金属网作用下,托锚力更大、作用范围更广,显着提升了锚固围岩系统的稳定性,具体表现为:锚固围岩总体变形下降31.9%,围岩完整性显着提高;杆体之间的极不均匀大变形区域（见文中定义）减小75%;在掘进扰动影响下锚杆锚固力降低程度明显减小;在持续的高应力影响下,锚杆轴力和托锚力皆稳定增大;模型2中巷道不同围岩深度处的径向应力皆大于模型1中的,尤其是巷道围岩浅部。（3）较高的锚杆预紧力利于锚杆快速增阻,且托锚力更大;较高刚度金属网更有利于锚杆承载性能的发挥。（4）极软煤层巷道锚网支护条件下,锚杆之间存在明显的支护作用薄弱部位,施加补偿锚杆（锚索）,可促使锚固围岩系统在巷道围岩表面及锚固区形成叠加作用区、显着减小锚固围岩体的极不均匀变形程度、提高极软煤巷锚固围岩的承载能力和结构稳定性。但是,在巷道围岩变形量大和锚杆承载状态较差条件下进行补偿加固,其效果较差。（5）基于极软煤巷围岩力学特性及其锚固作用机理研究结果,探究了极软煤巷围岩锚固设计原则,并指出采用预应力、加长锚固锚杆与金属网支护系统控制极软煤巷围岩变形的关键是:（1）注重在巷道表面及浅部围岩中形成叠加作用区,减小或消除易引起锚固系统结构性失稳的挤压变形或快速蠕变突破口;（2）注重锚固叠加作用区承载能力和稳定性的提升;（3）注重减小极软煤体稳态蠕变和非线性加速蠕变对巷道围岩长期稳定性的影响。建议采用“高预紧力锚杆+小网格钢塑网+高刚度金属网+锚索关键部位补强加固”的支护形式,其中,基本锚网支护及时施加,补偿加固锚索应施加于每个支护单元的弱稳定性部位,并且建议在巷道基本锚网支护实施后,围岩经历衰减蠕变结束时施加,一方面适当释放围岩变形和让压;另一方面有利于补偿锚索与基本支护协同互补作用,在巷道表面和浅部围岩中形成可靠的叠加作用区,以减小或消除锚固系统的挤压变形突破口;再一方面,可进一步提高支护力,减小围岩等速蠕变速率、延长非线性加速蠕变启动时间,显着提高锚固承载结构的长期稳定性。研究成果可为极软岩地下工程长期稳定性分析与锚网支护设计奠定理论基础。该论文有图77幅,表22个,参考文献256篇。
王二雨[9]（2019）在《缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷失稳机理及控制实验研究》文中提出我国90%以上的煤炭产量来自于井工开采,目前我国现代化矿井巷道布置80%以上是煤巷。煤巷等地下工程的作用主体为煤岩体。在工程岩体中最为常见的是原生的或次生的微小节理、裂隙,这些结构面的存在,对岩体力学性质、力学行为起着决定性的作用。在煤矿巷道等地下工程中,由于巷道开挖后卸荷扰动及回采期间动压的影响,巷道围岩出现静压显现渐进大变形和动压显现瞬时大变形等失稳事故。针对上述煤巷掘进及回采工程中存在的科学问题,本文具体开展了以下方面内容的研究:（1）介绍了实验所依托的清水煤矿南二05工作面运输顺槽工程地质力学背景;分析了现场巷道围岩变形破坏特征及支护体破坏情况,利用离散元软件UDEC建立了缓倾斜节理岩体煤巷数值实验模型。采用离散元数值模拟实验真实还原了缓倾斜节理岩体煤巷开挖后在应力渐进释放过程中围岩最大主应力和张拉应力演化转移过程,及新生微观张拉、剪切裂纹和宏观裂隙的起裂、发展、贯通和大变形失稳过程;深入揭示了缓倾斜节理岩体煤巷围岩在开挖卸荷条件下的最大主应力、裂隙、非对称大变形时空演化规律;得到了缓倾斜节理岩体煤巷非对称大变形失稳机理。（2）采用室内静力拉伸实验和瞬时动压冲击实验的方法,检验了由恒阻装置和锚索体组成的煤矿专用高恒阻大变形锚索的力学和结构性能;室内试验得出恒阻锚索静力拉伸时,可伸长300～950mm,延伸期间可持续提供350kN左右的支护阻力;瞬时动压冲击荷载作用时可持续提供280～375kN的冲击阻力。（3）采用离散元数值模拟方法,对锚固条件下普通锚索和恒阻锚索的力学特性进行了对比研究,研究表明二者都能提供较高的支护阻力,但是普通锚索延伸量小,在围岩产生小变形时就破断失效,恒阻锚索延伸量大,在围岩产生大变形依然保持较高的支护阻力。（4）采用离散元数值模拟方法,对支护条件下缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷变形特征进行了研究;研究表明恒阻大变形锚索通过自身较大的延伸率,较高的抗拉承载能力,配合W钢带将约束力扩散到围岩表面和内部,有效改善了围岩开挖卸荷过程中的应力状态,显着降低了巷道围岩破碎扩容严重部位和围岩整体的开挖卸荷应力释放的程度和范围,减小了围岩张拉应力产生程度和卸压范围,从而减小了由最大主应力和张拉应力的剪切裂纹和张拉裂纹发育程度和范围,进而显着抑制了巷道围岩中宏观裂隙的发育扩展和贯通。（5）采用YDM-C型深部巷道变形失稳过程物理模型实验系统,进行了缓倾斜节理岩体巷道围岩稳定性控制物理模型实验。确定了石膏与水作为物理模型实验的岩体相似材料,通过强度力学实验,最终确定模拟煤岩、泥岩、凝灰岩的水膏配比。确定了利用不同规格的物理有限单元板来模拟煤岩、泥岩和凝灰岩。从金属材料的几何力学性能、破断荷载和延伸率考虑确定了模拟恒阻锚索索体的材料。确定了模拟恒阻装置的相似材料及组装方式,选取高精度拉压传感器对实验过程中的锚索轴力进行实时监测。物理模型实验采用的监测技术为红外热成像技术、二维数字图像相关技术和静态应力应变数据采集技术。（6）进行了支护条件下缓倾斜节理岩体巷道围岩稳定性物理模型实验结果的分析。对加载过程中物理模型水平位移场、垂直位移场及巷道围岩关键点位移的演化特征进行分析得出物理模型的位移演变规律;对物理模型巷道关键点应变进行分析,得到物理模型边界加载卸荷过程中巷道围岩关键部位的应力演化规律;对物理模型巷道关键点红外辐射温度进行分析,得到物理模型边界加载卸荷过程中巷道围岩关键部位的红外辐射温度演化规律;最后对锚索轴力监测结果进行分析,得到了普通锚索与恒阻锚索在围岩大变形过程中支护阻力及延伸率的差异,验证了使用恒阻锚索进行缓倾斜巷道围岩大变形控制的可行性,得到了锚索支护条件下物理模型巷道围岩变形规律。根据薄壳理论建立了物理模型底板失稳的力学模型,得到了底板物理有限单元板挠曲失稳破坏的最小屈曲荷载的力学表达式,定量分析了单元板长度、宽度、厚度、倾角和竖向重力对单元板稳定性的影响程度。（7）在大屯煤电公式孔庄煤矿缓倾斜层状节理岩体沿空动压回采巷道中进行了现场实验,对比研究恒阻大变形锚索支护系统和普通锚索支护系统对瞬时动压显现巷道围岩大变形的控制效果。采用顶板位移实时监测设备和锚索轴力实时监测设备对顶板相对位移量及恒阻锚索和普通锚索轴力进行了实时在线监测,并对恒阻锚索和普通锚索延伸破坏情况进行了井下现场调研。监测调研结果表明恒阻锚索通过自身的高预紧力和滑移变形阻力配合W钢带提供了持续时间较长的恒定的支护阻力平衡和释放顶板动压显现,消除了引起顶板围岩离层裂缝张开变形的动压力源,有效抑制顶板离层裂缝张开变形,同时滑移量并未超过恒阻锚索的极限滑移量,恒阻锚索也未出现崩断失效现象,托盘也没有压裂;普通锚索虽然也能提供较高的支护阻力,但是高支护阻力持续时间较短,顶板围岩离层裂缝张开变形引起的普通锚索索体延伸量超过自身的极限延伸率允许的索体延伸量即破断失效,主要表现为托盘被崩落,锚索绷断脱落或者缩入锚孔失效。
镐振[10]（2018）在《义马煤田回采巷道塑性区演化规律与冲击破坏机理研究》文中提出随着我国煤矿开采深度和强度的逐年增大,作为一种突变型灾害——冲击动力灾害发生的频次和烈度都急剧增加,并且85%的冲击动力灾害发生在巷道中,由冲击动力造成的巷道冲击破坏机理及其防控已成为矿井实现安全高效开采一个亟待解决的重大难题。近年来,河南义马煤田中部五对矿井（千秋矿、跃进矿、常村矿、耿村矿、杨村矿）累计发生百余次巷道冲击破坏事件,造成万余米巷道受到不同程度的破坏,其中发生在千秋矿21141工作面运输巷的冲击破坏次数所占比例最大。尽管许多学者对巷道冲击破坏机理及其防控技术开展了大量的研究,但至今依然没有对其发生机理形成统一的认识,使得巷道冲击破坏的预测预报和防控技术进展缓慢。本文以位于河南义马煤田中部的千秋矿为工程背景,采用现场调研、实验室试验、数值模拟等方法,分析了不同受载状态下煤体冲击破坏能量特征,并以巷道围岩塑性区形态特征为主线,研究了采动应力场特征、回采巷道塑性区演化规律以及不同应力条件对塑性区形态特征的影响,揭示了义马煤田回采巷道冲击破坏机理,归纳了巷道冲击破坏关键影响因素,形成了如下主要结论和创新性成果:1、获取了义马煤田巷道冲击破坏特征及发生规律。（1）义马煤田煤层上覆岩层厚度大,并受到逆断层影响,使得巷道处于复杂的高应力环境中,在采掘扰动、巷道扩修、巷内爆破等动载因素的作用下,导致巷道冲击破坏事件频发。巷道冲击破坏特征主要表现为巷道严重底臌、两帮大幅收缩、支护体严重损毁,甚至巷道合拢等。巷道冲击破坏多发生在工作面回采期间,发生位置埋深较大并且处于采动应力影响范围内。根据统计结果,在2006年～2015年间义马煤田累计发生108次巷道冲击破坏事件,其中埋深大于600m的巷道冲击破坏次数为90次,占巷道冲击破坏事件总数的83.3%,发生在工作面回采期间的巷道冲击破坏次数为55次,占事件总数的50.9%。在义马煤田中部五对矿井中,千秋矿发生的巷道冲击破坏次数最多,达41次,并且千秋矿事件总数的63.4%发生在工作面回采期间,占比为58.5%的事件发生在埋深超过600m的21141工作面运输巷。通过对发生在21141工作面运输巷冲击破坏微震监测前兆特征的分析,发现巷道冲击破坏发生前,微震监测最大能量波动不明显,但是每次能量的急剧增大均伴随有巷道冲击破坏事件的发生。（2）分析了不同受载状态下煤样试件的声发射信号的能量特征。不同受载状态下,在三轴压缩过程中试件的声发射信号随时间的变化经历了三个阶段,即静默期、爆发期和峰后释放期。在静默期试件内的原生裂隙闭合并发生弹性变形,整体的声发射振铃计数和能量均较少,压力机输入的能量大部分转化为试件的弹性能;在爆发期试件内的原生裂纹扩展、贯通,逐步形成宏观裂纹,声发射振铃计数和能量释放呈现爆发式增长,在试件达到峰值应力时,声发射振铃计数和能量释放也达到最大值;峰后释放期内随着应力的跌落声发射信号亦随之减弱甚至消失。加载速率和围压都对试件的冲击破坏有着显着影响。围压相同,随着加载速率的增大,试件声发射事件数量逐渐减少,能量峰值逐渐增大,试件破坏越严重;加载速率相同,随着围压的减小,试件声发射事件数量逐渐增多,能量峰值也具有逐渐增大的趋势,试件的破坏程度也越严重,并且试件上部的声发射事件明显多于下部。一定条件下的加载速率和围压均能诱发大能量事件,并导致试件发生冲击破坏。2、得到了义马煤田采动应力场特征以及回采巷道塑性区演化规律。（1）受工作面回采的影响,回采巷道区域主应力场的大小和方向将发生改变。沿回采巷道轴向最大主应力呈现先急剧增大后逐渐减小的趋势,减小的幅度越来越小,并且最大主应力峰值位置到工作面的距离为15m。最大主应力与x轴夹角随着到工作面距离的增大而逐渐增大并接近于竖直方向。最小主应力在距离工作面约25m处达到最大后,随着到工作面距离的增大而缓慢减小。在采动应力作用下,回采巷道塑性区的最大尺寸及其方向等特征发生明显变化。工作面推进至某一位置时,到工作面不同距离处的塑性区形态特征不同,随着到工作面距离的减小,回采巷道两肩角处塑性区不断向深部扩展,其形态由不规则逐渐演化成蝶形,并且受最大主应力的影响,塑性区蝶叶方向会发生偏转。某一位置处的塑性区形态特征也随着工作面的推进,由不规则形态逐渐演化成蝶形,蝶叶方向也会发生偏转。在21141工作面推进过程中,在工作面前方与21121工作面采空区相衔接的拐角处形成了应力集中“三角区”,在工作面推进距离分别为270m、400m和700m时,21141工作面前方最大主应力等值线分别近似呈“L”形、“L+U”形和“U”形分布。工作面前方20m范围内的最小主应力等值线密度相对较大,达到峰值后趋于稳定。（2）当双向载荷比值为1和1.5时,随着竖向载荷的增大,巷道围岩塑性区从不规则形态分别逐渐趋近于圆形和椭圆形;当双向载荷比值为3时,巷道围岩塑性区呈蝶形（或残缺蝶形）分布,随着竖向载荷的增大,蝶形塑性区的蝶叶逐渐向深部扩展,当竖向载荷达到某一极限值时,煤层会发生大范围破坏。3、发现了巷道围岩蝶形塑性区瞬时扩展特性。基于巷道围岩塑性区最大尺寸Rmax与边界载荷P1、P3之间的关系曲线（简称RPP曲线）,阐明了不同应力条件下巷道围岩塑性区最大尺寸具有缓慢增加和急剧增大两种响应特征。巷道围岩非蝶形塑性区最大尺寸与竖向载荷之间呈线性关系,而蝶形塑性区最大尺寸与竖向载荷之间近似呈正指数关系。RPP曲线反映出蝶形塑性区对竖向载荷的增大是极其敏感的,在某些应力和围岩条件下,竖向载荷的略微增大,都会导致蝶形塑性区的瞬时扩展。只有巷道围岩出现蝶形塑性区后,才有可能发生塑性区的瞬时扩展,即巷道冲击破坏,并从能量角度出发,分析了外界扰动作用下巷道发生冲击破坏时围岩体内弹性能的变化特征。4、揭示了义马煤田回采巷道冲击破坏机理。在采动应力、断层等因素的影响下,回采巷道塑性区呈不均匀分布状态,由于受到采掘扰动、巷道扩修、巷内爆破等触发事件产生的扰动作用的影响,使得回采巷道区域应力场突然发生改变,巷道围岩双向载荷也随之发生明显改变,导致围岩蝶形（或残缺蝶形）塑性区出现瞬时扩展,并以震动、声响和煤岩体抛出的形式释放存储于体内和围岩系统中的大量弹性能,出现爆炸式破坏的动力现象。5、归纳了义马煤田回采巷道冲击破坏的关键影响因素。主应力的大小和围岩强度对巷道塑性区的形态特征均具有显着影响,并且主应力的大小对塑性区形态特征的影响程度要大于围岩强度。在一定的应力和围岩条件下,当巷道围岩存在蝶形塑性区时,最大主应力的增大和围岩强度的减小都会导致塑性区蝶叶出现扩展,并伴随能量释放。在某些条件下,当巷道围岩中不存在蝶形塑性区时,受到外界扰动作用后,巷道围岩瞬态塑性区也会呈蝶形分布。如果蝶形塑性区扩展是瞬时的,将诱发巷道冲击破坏。围岩强度减小时,巷道围岩非蝶形塑性区的不规则形态没有发生变化,并且不会诱发巷道冲击破坏。在此基础上介绍了巷道布置、大直径钻孔等在巷道冲击破坏防控方面的重要作用。
二、全煤巷开拓布置的认识与改进（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、全煤巷开拓布置的认识与改进（论文提纲范文）
（1）袁二矿西翼轨道大巷破碎带合理支护参数选择（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 课题研究背景 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 巷道支护理论研究 |
| 1.2.2 巷道支护技术研究 |
| 1.2.3 现研究方面存在的问题 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究技术路线 |
| 1.4 本章小结 |
| 第二章 西翼轨道巷道变形破坏特征研究 |
| 2.1 地质概况 |
| 2.1.1 岩层情况 |
| 2.1.2 地质构造 |
| 2.1.3 水文情况 |
| 2.1.4 瓦斯地质情况 |
| 2.2 工程概况 |
| 2.3 工程实测 |
| 2.3.1 巷道围岩表面变形工程观测 |
| 2.3.2 多点位移计观测法 |
| 2.3.3 锚杆(索)承载测量 |
| 2.3.4 松动破碎测量 |
| 2.4 围岩力学性质实验室测定 |
| 2.5 巷道围岩变形破坏特征 |
| 2.6 本章小结 |
| 第三章 数值模型建立 |
| 3.1 FLAC 3D简介 |
| 3.1.1 软件介绍 |
| 3.1.2 边界条件 |
| 3.1.3 网格的建立 |
| 3.1.4 本构模型及相关力学参数确定 |
| 3.1.5 接触面 |
| 3.2 数值计算模型的建立 |
| 3.2.1 建立的原则 |
| 3.2.2 模型的建立 |
| 3.2.3 锚杆(索)的模拟过程 |
| 3.3 本章小结 |
| 第四章 巷道断层破碎带合理支护形式及参数选择 |
| 4.1 目前支护条件巷道围岩松动破碎变形特征 |
| 4.1.1 目前支护条件围岩附加应力分析 |
| 4.1.2 目前支护围岩松动破碎变形 |
| 4.2 锚杆支护参数对围岩附加应力分布影响 |
| 4.2.1 锚杆间排距对围岩附加应力分布影响 |
| 4.2.2 锚杆长度对围岩附加应力场影响 |
| 4.2.3 锚杆预紧力对围岩附加应分布影响 |
| 4.3 预应力锚索支护参数对预应力锚杆压缩拱影响 |
| 4.3.1 预应力锚索长度 |
| 4.3.2 锚索预紧力 |
| 4.4 预应力锚杆压缩拱形成及承载 |
| 4.4.1 预应力锚杆压缩拱形成及影响因素分析 |
| 4.4.2 承载能力估算及压缩拱内围岩粘结力及内摩擦角 |
| 4.4.3 压缩拱成拱厚度 |
| 4.5 淮北袁店二矿西翼轨道大巷断层破碎带合理支护形式及参数选择 |
| 4.5.1 数值计算模型 |
| 4.5.2 数值计算结果 |
| 4.5.3 预应力锚杆(索)支护布置 |
| 4.6 本章小结 |
| 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 |
（2）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 |
（3）预应力矸石混凝土柱支撑体系及其采煤方法研究（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 采煤方法研究现状 |
| 1.2.2 充填开采方法研究现状 |
| 1.2.3 充填材料研究现状 |
| 1.2.4 条带与充填采煤岩层控制研究现状 |
| 1.3 存在的主要问题及解决思路 |
| 1.4 本文的主要研究内容和研究方法 |
| 1.4.1 主要研究内容 |
| 1.4.2 研究方法 |
| 第2章 预应力间隔支撑体系关键技术研究 |
| 2.1 预应力矸石混凝土柱支撑体系研究 |
| 2.2 预应力的施加方法研究 |
| 2.2.1 预应力矸石混凝土柱支撑柱构筑体系 |
| 2.2.2 矸石混凝土柱支撑柱预应力施加方法研究 |
| 2.3 预应力矸石混凝土支撑采煤方法研究 |
| 2.3.1 预应力支撑柱间煤体回采方法研究 |
| 2.3.2 巷道支护及通风方式研究 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 矸石混凝土制备方法与特性的试验研究 |
| 3.1 煤矸石主要性能指标与骨料制备研究 |
| 3.1.1 煤矸石成分分析 |
| 3.1.2 煤矸石淋溶试验 |
| 3.1.3 煤矸石作为矸石混凝土骨料研究 |
| 3.2 矸石混凝土制备方法研究 |
| 3.2.1 配比方案 |
| 3.2.2 矸石混凝土配比方案及力学性能试验研究 |
| 3.2.3 最佳配比优化选择 |
| 3.3 矿井水长期浸泡矸石混凝土特性试验研究 |
| 3.3.1 矿井酸性环境特性 |
| 3.3.2 矿井水长期浸泡矸石混凝土特性变化试验研究 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 预应力支撑体系蠕变特性试验研究 |
| 4.1 蠕变试验设备与方法 |
| 4.2 蠕变试验结果分析 |
| 4.3 顶板和矸石混凝土的蠕变本构方程和长期强度 |
| 4.4 预应力支撑柱高应力与矿井水化学耦合作用的时效变形研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 预应力支撑体系对岩层控制研究 |
| 5.0 预应力矸石混凝土柱布置方案研究 |
| 5.0.1 矸石混凝土支撑柱合理间距研究 |
| 5.0.2 条带式采煤成功历史资料对比研究 |
| 5.1 数值模拟模型 |
| 5.1.1 力学模型简化 |
| 5.1.2 边界条件 |
| 5.1.3 计算模型的各岩层力学特性参数 |
| 5.1.4 计算过程的若干说明 |
| 5.2 岩层应力位移分布规律研究 |
| 5.2.1 垂直应力分布规律研究 |
| 5.2.2 垂直位移分布规律研究 |
| 5.2.3 水平位移分布规律研究 |
| 5.2.4 安全系数研究 |
| 5.3 预应力间隔支撑最佳方案研究 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 预应力支撑体系覆岩稳定性研究 |
| 6.1 试验方法概述 |
| 6.2 采动覆岩应力变化特征 |
| 6.2.1 回采后直接顶应力变化 |
| 6.2.2 回采后基本顶应力变化 |
| 6.3 采动覆岩移动变形特征研究 |
| 6.3.1 回采后直接顶位移变化 |
| 6.3.2 回采后基本顶位移变化 |
| 6.3.3 巷道壁及支撑柱的稳定性分析 |
| 6.3.4 回采后的地表沉陷 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 预应力支撑采煤方法工业应用方案设计 |
| 7.1 预应力矸石混凝土柱支撑采煤开拓方案研究 |
| 7.2 预应力矸石混凝土支撑柱构筑系统研究 |
| 7.2.1 预应力支撑柱构筑系统研究 |
| 7.2.2 输送管道及附属系统研究 |
| 7.3 预应力矸石混凝土柱支撑采煤方法经济分析 |
| 7.4 本章小结 |
| 第8章 结论与展望 |
| 8.1 本文主要结论 |
| 8.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（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）煤巷爆破卸压-支护加固协同防冲技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题意义 |
| 1.2 研究现状 |
| 1.2.1 巷道冲击地压发生机理研究现状 |
| 1.2.2 爆破卸压防治冲击地压研究现状 |
| 1.2.3 冲击地压巷道支护防冲技术研究现状 |
| 1.2.4 爆破应力波对围岩稳定及支护结构影响的研究 |
| 1.3 存在问题 |
| 1.4 研究内容 |
| 1.5 技术路线 |
| 2 煤层爆破卸压下冲击巷道围岩损伤特征试验研究 |
| 2.1 矿井及试验工作面概况 |
| 2.1.1 矿井冲击地压发生情况 |
| 2.1.2 试验工作面情况 |
| 2.2 煤层爆破振动下巷道围岩响应试验 |
| 2.2.1 试验目的及流程 |
| 2.2.2 围岩响应监测结果分析 |
| 2.3 煤层爆破应力波作用下巷道围岩损伤试验 |
| 2.3.1 试验目的及流程 |
| 2.3.2 煤层爆破卸压防冲效果评价 |
| 2.3.3 爆破卸压巷道锚杆工况检测 |
| 2.3.4 爆破卸压巷道围岩裂隙扩展探测 |
| 2.4 爆破卸压振动下巷道损伤过程分析 |
| 2.4.1 数值模型设计 |
| 2.4.2 巷道围岩损伤破坏模式分析 |
| 2.4.3 巷道围岩振动特征分析 |
| 2.4.4 卸压爆破作用下支护振动特征分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 爆破受损巷道支护评估方法及承载结构重塑技术 |
| 3.1 基于塑性区扩展的爆破受损巷道变形失稳演化过程 |
| 3.1.1 一次动态稳定塑性边界 |
| 3.1.2 二次动态稳定塑性边界 |
| 3.1.3 三次动态稳定塑性边界 |
| 3.2 爆破卸压损伤巷道支护评估方法 |
| 3.2.1 围岩裂隙扩展损伤评估 |
| 3.2.2 锚杆支护工作阻力损失评估 |
| 3.2.3 爆破损伤巷道支护综合评估分级 |
| 3.3 受损巷道围岩承载性能重塑关键技术 |
| 3.3.1 受损巷道承载结构重塑原则 |
| 3.3.2 受损巷道承载结构重塑关键技术 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 煤层巷道爆破卸压-支护加固协同防冲技术 |
| 4.1 回采巷道冲击力源分布特征 |
| 4.1.1 冲击地压力源构成 |
| 4.1.2 回采巷道应力分布特征 |
| 4.1.3 回采巷道冲击地压发生应力条件 |
| 4.2 回采巷道煤层爆破卸压减冲机制 |
| 4.2.1 煤层爆破致裂过程与分区特征 |
| 4.2.2 煤层爆破致裂分区破坏准则 |
| 4.2.3 煤层爆破劣化煤体作用分析 |
| 4.2.4 煤层爆破卸压减冲机制 |
| 4.3 煤层爆破卸压对巷道支护的损伤效应 |
| 4.4 冲击地压巷道爆破卸压-支护加固协同防控理念 |
| 4.4.1 协同防冲理念 |
| 4.4.2 冲击地压巷道爆破卸压-支护加固协同防控原则 |
| 4.5 冲击地压巷道爆破卸压-支护加固协同防控实现路径 |
| 4.5.1 回采巷道冲击危险区域判定 |
| 4.5.2 煤层爆破卸压设计 |
| 4.5.3 爆破卸压效果及围岩损伤效应评价 |
| 4.5.4 爆破参数优化及补强加固措施 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 冲击地压巷道煤层爆破卸压-支护加固协同防冲实践 |
| 5.1 工作面概况 |
| 5.2 临空巷道冲击地压致灾机制分析 |
| 5.3 主导冲击启动的静载荷震波CT原位探测 |
| 5.4 基于静载荷疏导的巷道爆破卸压-支护加固协同防控技术 |
| 5.5 冲击地压防治效果 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 主要创新点 |
| 6.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（6）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 |
（7）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 |
（8）极软煤巷煤体蠕变力学特性及其锚固作用机理研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 问题提出与研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 主要存在问题分析 |
| 1.4 研究内容与研究方法 |
| 2 极软煤体基本物理力学特性及相似煤样的研制 |
| 2.1 极软原煤基本物理与力学性质试验 |
| 2.2 采用型煤试样进行力学特性研究的现状 |
| 2.3 相似煤样研制试验 |
| 2.4 试验结果分析与讨论 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 极软煤体蠕变特性试验研究 |
| 3.1 极软煤体(单)三轴蠕变特性试验 |
| 3.2 极软煤体(单)三轴长期蠕变特性分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 极软煤体非线性蠕变力学模型 |
| 4.1 基本元件及线性蠕变模型 |
| 4.2 极软煤体非线性蠕变模型及其蠕变特性 |
| 4.3 极软煤体蠕变模型参数识别 |
| 4.4 本章小结 |
| 5 极软煤巷围岩锚固作用机理试验研究 |
| 5.1 试验工程背景 |
| 5.2 大比例尺(1:2)真三维锚固模型试验 |
| 5.3 试验结果及讨论 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 极软煤巷围岩控制原则与锚网支护技术 |
| 6.1 极软煤巷围岩控制原则 |
| 6.2 锚网支护技术与现场试验 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论和展望 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（9）缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷失稳机理及控制实验研究（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 煤矿巷道围岩稳定性物理模型实验研究现状 |
| 1.2.2 大尺度物理模型实验监测技术研究现状 |
| 1.2.3 煤矿巷道围岩稳定性数值模拟实验研究现状 |
| 1.2.4 煤矿巷道围岩锚索支护材料研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容与研究方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法与技术路线 |
| 1.5 本章小结 |
| 2 缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷变形机理研究 |
| 2.1 实验工程背景 |
| 2.1.1 矿井概况 |
| 2.1.2 巷道围岩地质力学参数特征 |
| 2.2 缓倾斜节理岩体煤巷变形失稳特征 |
| 2.3 缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷变形失稳机理 |
| 2.3.1 数值模型的建立 |
| 2.3.2 岩体参数校正 |
| 2.3.3 数值实验模拟方案 |
| 2.3.4 缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷变形失稳机理 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 缓倾斜节理岩体煤巷稳定性控制对策 |
| 3.1 恒阻大变形锚索工作原理 |
| 3.1.1 恒阻大变形锚索结构 |
| 3.2 恒阻大变形锚索静力拉伸试验 |
| 3.3 恒阻大变形锚索瞬时动压冲击试验 |
| 3.4 锚索-围岩静力作用下拉伸数值实验 |
| 3.5 恒阻锚索支护条件下煤巷开挖卸荷变形特征数值实验 |
| 3.5.1 缓倾斜节理岩体煤巷围岩稳定性控制对策 |
| 3.5.2 支护条件下离散元数值模型实验结果 |
| 3.6 本章小结 |
| 4 缓倾斜节理岩体煤巷稳定性控制物理模型实验技术 |
| 4.1 物理模型实验系统 |
| 4.2 物理模型实验相似理论 |
| 4.2.1 相似理论 |
| 4.2.2 物理模型实验相似比的确定 |
| 4.3 岩体相似模拟材料 |
| 4.4 物理有限单元板的制作 |
| 4.5 物理模型实验恒阻锚索设计 |
| 4.6 物理模型实验监测技术 |
| 4.6.1 红外热成像监测技术 |
| 4.6.2 二维数字图像相关技术 |
| 4.6.3 静态应力应变数据采集技术 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 缓倾斜节理岩体巷道围岩稳定性控制物理模型实验研究 |
| 5.1 物理模型实验过程 |
| 5.2 物理模型实验结果 |
| 5.2.2 模型整体变形破坏过程 |
| 5.2.3 模型全场垂直位移演化过程 |
| 5.2.4 模型全场水平位移演化过程 |
| 5.2.5 物理模型表面关键点位移变化过程 |
| 5.2.6 物理模型关键点应变演化过程 |
| 5.2.7 物理模型关键点温度变化特征分析 |
| 5.2.8 锚索轴力变化规律 |
| 5.2.9 物理模型底板失稳机理力学分析 |
| 5.3 本章小结 |
| 6 缓倾斜节理岩体巷道围岩稳定性控制井下实验 |
| 6.1 井下实验巷道工程概况 |
| 6.2 缓倾斜层状节理岩体巷道锚索支护实验方案 |
| 6.3 缓倾斜层状节理岩体巷道锚索支护实验结果 |
| 6.3.1 动压作用下锚索延伸破坏形态 |
| 6.3.2 动压作用下锚索轴力随顶板位移变化过程 |
| 6.3.3 动压作用下锚索轴力随顶板位移变化规律 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
（10）义马煤田回采巷道塑性区演化规律与冲击破坏机理研究（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 煤岩体冲击破坏研究现状 |
| 1.2.2 巨厚硬岩层下巷道冲击破坏研究现状 |
| 1.2.3 巷道围岩塑性区研究现状 |
| 1.2.4 研究现状综述 |
| 1.3 论文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 义马煤田巷道冲击破坏特征及影响因素分析 |
| 2.1 义马煤田地质概况 |
| 2.2 义马煤田巷道冲击破坏特征 |
| 2.2.1 义马煤田巷道冲击破坏事件统计分析 |
| 2.2.2 义马煤田巷道冲击破坏特征 |
| 2.3 千秋矿巷道冲击破坏事件分析 |
| 2.3.1 千秋矿井田概况 |
| 2.3.2 千秋矿巷道冲击破坏特征 |
| 2.3.3 千秋矿巷道冲击破坏防控措施 |
| 2.4 义马煤田回采巷道典型冲击破坏微震前兆特征 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 不同受载状态下煤体冲击破坏能量特征 |
| 3.1 声发射技术研究进展 |
| 3.2 不同受载状态下煤体冲击破坏试验设计 |
| 3.2.1 试验方案 |
| 3.2.2 试件的采集及制备 |
| 3.2.3 试验系统 |
| 3.3 不同受载状态下煤体冲击破坏声发射信号特征参数分析 |
| 3.3.1 声发射信号的振铃计数分析 |
| 3.3.2 声发射信号的能量特征分析 |
| 3.3.3 声发射源定位分析 |
| 3.3.4 试件冲击破坏特征 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 义马煤田回采巷道塑性区时空演化规律 |
| 4.1 采动应力影响因素 |
| 4.2 采动应力场特征分析 |
| 4.2.1 数值计算模型建立 |
| 4.2.2 采动应力场特征 |
| 4.3 巷道围岩塑性区形成力学机制及其形态特征 |
| 4.3.1 巷道围岩塑性区形成的力学机制 |
| 4.3.2 巷道塑性区形态特征 |
| 4.4 义马煤田回采巷道塑性区时空演化规律 |
| 4.4.1 回采巷道塑性区时间域演化规律 |
| 4.4.2 回采巷道塑性区空间域演化规律 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 巷道冲击破坏机理及关键影响因素 |
| 5.1 不同应力条件下巷道围岩塑性区形态特征 |
| 5.1.1 双向载荷比值为1时巷道围岩塑性区形态特征 |
| 5.1.2 双向载荷比值为1.5时巷道围岩塑性区形态特征 |
| 5.1.3 双向载荷比值为3时巷道围岩塑性区形态特征 |
| 5.2 巷道冲击破坏力学机制 |
| 5.2.1 扰动作用下塑性区瞬时扩展特征 |
| 5.2.2 巷道冲击破坏能量变化特征 |
| 5.3 巷道冲击破坏机理 |
| 5.4 巷道冲击破坏关键影响因素 |
| 5.4.1 主应力大小对巷道冲击破坏的影响 |
| 5.4.2 围岩强度对巷道冲击破坏的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 巷道冲击破坏防控措施及工程实践 |
| 6.1 巷道冲击破坏防控关键措施 |
| 6.1.1 优化巷道布置 |
| 6.1.2 大直径钻孔 |
| 6.2 巷道冲击破坏防控工程实践 |
| 6.2.1 工程背景 |
| 6.2.2 巷道冲击破坏防控工程实践 |
| 6.2.3 巷道冲击破坏监测预警 |
| 6.2.4 巷道冲击破坏防控效果分析 |
| 6.3 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要结论 |
| 7.2 主要创新点 |
| 7.3 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介 |
四、全煤巷开拓布置的认识与改进（论文参考文献）
- [1]袁二矿西翼轨道大巷破碎带合理支护参数选择[D]. 王兆乐. 安徽建筑大学, 2021(08)
- [2]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
- [3]预应力矸石混凝土柱支撑体系及其采煤方法研究[D]. 王昆. 太原理工大学, 2020(01)
- [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]煤巷爆破卸压-支护加固协同防冲技术研究[D]. 孙刘伟. 煤炭科学研究总院, 2020(08)
- [6]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)
- [7]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
- [8]极软煤巷煤体蠕变力学特性及其锚固作用机理研究[D]. 王兴开. 中国矿业大学, 2019(04)
- [9]缓倾斜节理岩体煤巷开挖卸荷失稳机理及控制实验研究[D]. 王二雨. 中国矿业大学(北京), 2019(10)
- [10]义马煤田回采巷道塑性区演化规律与冲击破坏机理研究[D]. 镐振. 中国矿业大学(北京), 2018