一、深部巷道锚杆支护围岩稳定性研究（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》文中提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。
龚诚鑫[2]（2021）在《复合顶板巷道变形破坏特征与锚杆支护技术优化研究》文中指出
贺凯[3]（2021）在《深井斜顶巷道围岩稳定特征及全锚支护机理研究》文中研究说明潘三煤矿17102（3）工作面运输顺槽埋深800m,是典型的深部斜顶回采巷道。以其为工程背景,采用共形映射函数和复变函数法求解了斜顶巷道围岩应力分布解析解,并结合强度准则定义了围岩稳定指数,获得了深井斜顶回采巷道围岩稳定特征。然后,基于锚杆弹性本构模型建立了计算锚杆工作阻力、锚杆轴力和杆体剪应力的力学模型,获得了预紧力和锚固长度对锚杆工作阻力的影响规律、斜顶巷道全长锚固锚杆轴力和剪应力的分布规律以及受采动应力影响时不同支护形式对斜顶巷道围岩稳定性的影响特征,得到如下结论:（1）结合围岩应力分布和围岩强度准则定义的围岩稳定指数,可综合反映巷道应力条件、巷道断面几何参数以及巷道围岩强度参数对巷道局部稳定性的影响特征,与应力集中系数相比,围岩稳定指数更加合理。基于锚杆塑性本构模型建立的力学模型可真实的反映锚杆应力应变关系对锚杆锚固力学特性的影响特征,与弹性、应变强化等锚杆本构模型相比,塑性本构模型更加合理。（2）在深井斜顶回采巷道中,高帮失稳区面积大于低帮,高帮稳定性较差。两帮围岩稳定指数整体小于顶底板,两帮较顶底板更加容易破坏。巷角处围岩稳定指数趋于0,巷角的稳定性最差,且巷角处的破坏区主要向斜顶巷道两帮中部和顶底板中部发展,向围岩深部发展的趋势较小。（3）锚杆在弹性阶段时,增加预紧力和锚固长度可有效提高锚杆工作阻力。锚杆进入屈服阶段和应变强化阶段后,继续增加预紧力和锚固长度不能有效提高锚杆工作阻力。预紧力和锚固长度对普通锚杆和高强锚杆的影响规律相似,预紧力和锚固长度相同时,普通锚杆工作阻力小于高强锚杆25kN左右。（4）巷道掘进和工作面回采期间,全长锚固锚杆轴力先增加后减小,在锚杆中性点处达到最大值。杆体剪应力与锚杆轴力的导数呈现为正比例关系,比例系数为锚杆周长的倒数。在采煤工作面超前支承压力峰值附近,锚杆轴力超过锚杆屈服极限,锚杆进入应变强化状态,锚杆轴力沿杆体方向基本不变。（5）在深井斜顶回采巷道中,与端部锚固锚杆支护相比,全长锚固锚杆支护在提供较大工作阻力的同时,对巷道浅部岩层还可提供沿杆体方向的剪应力,有利于改善巷道浅部岩层应力状态。同时,巷角处全长锚固锚杆工作阻力远大于端部锚杆锚支护,较大程度上抑制了巷角的失稳区域的发展。图101 表17 参141
常立宗[4]（2021）在《高应力区巷道采动影响时效特征及稳定控制研究》文中研究表明随着煤层开采地质条件日趋复杂,采动影响巷道的矿压显现越发明显,尤其是遇到断层、节理发育等地带,巷道更容易受采动影响发生大范围失稳垮落,因此对高应力区巷道采动影响时效特征与围岩稳定控制研究意义重大。为了解决此类巷道在服务期间内围岩变形严重、不易控制的技术难题,本文以双柳煤矿3316工作面高应力区采动影响巷道为背景,通过实验室测试、理论分析、数值分析与现场监测等方法,研究高应力区抽采巷围岩应力和变形受采动影响的时效特征规律,并据此优化支护方案,经工程应用与监测取得良好效果,实现了采动影响巷道围岩稳定性控制,并获得以下主要研究结论:（1）3316抽采巷埋深大,受附近断层构造应力影响明显,巷道整体处于高应力环境之下;巷道岩样力学参数测试结果显示,顶底板岩层力学强度较低、结构破碎。可见巷道围岩松软、承载能力较弱是巷道顶板扭曲变形、帮部碎胀片落严重、巷道围岩整体趋于失稳的根本原因。（2）运用矿压控制理论分析了工作面回采对3316抽采巷的影响机理以及工作面推进过程中巷道受采场应力影响变化过程;采用FLAC3D建模对巷道采动影响的时效特征进行了分析,表明煤柱内采动应力演化具有明显的阶段性特征,即在工作面超过巷道测站80 m处采动应力峰值最大,应力集中系数最高达2.96。（3）锚杆（索）现场监测结果表明,回采过程中工作面从测站到达前50 m处至超过测站20 m时,巷道支护结构受采动影响较小,超过测站20 m处至超过测站80 m期间,巷道支护结构受采动影响明显,围岩应力增大,超过测站80 m后采动影响逐渐减缓;采动影响下锚杆（索）工作载荷大幅增加,采动影响增强系数达2.1～5.8,即采动影响明显导致支护结构受损。（4）实测与分析表明,3316抽采巷煤柱帮和实体煤帮受采动影响强度不同,具有不对称性,煤柱帮锚杆（索）工作载荷采动影响增强平均系数较实体煤帮高出27.3%。（5）顶板围岩原位探测对比表明,回采过程中采动应力增加明显导致浅部围岩次生裂隙增多、裂隙范围扩大,尤其集中在0～2.4 m范围内。裂隙扩展使顶板岩层内聚力减小、围岩强度降低。（6）依据抽采巷的采动影响机理与破坏特征,通过提高锚杆、锚索支护强度对原支护方案进行了相应优化,工程实际应用表明优化后的支护方案巷道顶底板下沉量与原支护方案相比降低了86.2%、两帮移近量则降低了89.1%,巷道围岩稳定性控制效果明显,实现了整个工作面安全回采。
杜帅[5]（2021）在《考虑锚杆锚固力扩散效应的复合顶板支护参数优化研究》文中进行了进一步梳理复合顶板在我国煤矿广泛存在。复合顶板主要是由软硬岩叠层组成,在双层岩层复合的顶板中,其下位岩层比上位岩层挠度大,且层间粘结力小易分离,易因离层量过大而导致冒顶事故,严重影响煤矿的生产安全。现有的支护一般采用工程类比法进行设计,未考虑岩层结构对锚固应力扩散的影响,存在过量支护的现象。为了揭示锚杆锚固力在复合顶板中的分布与扩散规律,优化复合顶板锚杆支护参数,本文采用理论分析、数值模拟和现场试验相结合的研究方法,以双层岩层复合顶板为研究对象,系统的研究了锚固参数与顶板岩层参数对锚固应力扩散的影响,为复合顶板条件下锚固参数的确定提供依据。论文的主要工作和成果如下:（1）基于应力扩散效应和Boussinesq解,建立了锚杆托锚力扩散模型和黏锚力扩散模型,组合构成了复合顶板锚杆锚固应力扩散模型和复合顶板倾斜锚杆锚固应力扩散模型,并验证了模型的准确性;研究了锚固参数和复合顶板岩层参数对锚固应力在围岩中扩散规律的影响,结果表明:围岩中的锚固应力沿垂直方向的锚固应力整体呈现“两压一拉”的应力扩散格局,沿水平方向的锚固应力整体呈现“对称减小”的应力扩散格局;预紧力的增大并没有改变锚固应力的扩散形态和规律、以及应力扩散效应的影响作用,相同位置的锚固应力值随着预紧力的增大而成比例的增大;随着锚杆长度的增大,锚固范围整体压应力扩散范围变大,但整体压应力值减小,岩层界面两侧的锚固应力值先增大后减小;随着锚固段长度的增大,压应力区范围缩小,锚固应力值变大;拉应力区范围增大,锚固应力值减小,岩层界面两侧的锚固应力现在增大先减小变为拉应力,在不考虑锚杆的抗剪作用的情况下,从锚固应力扩散的角度来说,复合顶板中端部锚固优于全长锚固和加长锚固;随着弹性模量比的增大,下位岩层中的锚固应力值增大,上位岩层中的锚固应力值减小。（2）基于复合顶板锚杆锚固应力扩散模型,建立了上覆岩层和锚杆锚固力对复合顶板下位岩层和上位岩层的载荷计算模型,结合梁弯曲理论推导出了复合顶板锚杆间排距优化模型;研究了锚固参数和复合顶板岩层参数对锚杆间排距的影响,结果表明:随预紧力的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈线性规律增大;随锚杆长度的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈抛物线规律先减小后增大;随锚固段长度的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈抛物线规律先减小后增大;随巷道宽度的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈对数规律减小;随下位岩层与上位岩层弹性模量比的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈指数规律增大;随下位岩层与上位岩层厚度比的增大,复合顶板锚杆间排距近似呈指数规律增大。锚固参数与顶板岩层参数对锚杆间排距的影响程度排序:预紧力>厚度比>弹性模量比>锚固段长度>锚杆长度>巷道宽度,优化支护设计时首要考虑改变预紧力的大小,根据顶板岩层的条件合理设定锚杆长度和锚固段长度。（3）以大阳煤矿为工程背景,分析了原方案的存在问题,根据工程经验和复合顶板锚杆间排距优化模型,对试验巷道的支护设计方案进行优化,并使用Flac3D模拟研究了掘进和回采期间优化方案的控制效果。确定了试验巷道支护设计的具体优化方案,对试验巷道进行了实时监测,整理分析了巷道围岩变形量和锚杆（索）轴力在掘进影响期间的变化,并对原方案和优化方案的经济效益进行了计算和分析。结果表明:试验巷道的锚杆间排距需满足条件:d≤1243 mm;支护设计优化方案可以很好的控制巷道在掘进和回采期间的围岩稳定性;在掘进影响期,优化方案的支护设计下的巷道围岩变形量和锚杆（索）轴力都处于合理范围内,围岩稳定性良好;相比原方案,优化方案的支护材料消耗量减少,掘进速度明显提升。
颜丙乾[6]（2021）在《三山岛金矿节理岩体变形破坏机理及滨海开采突水防治》文中提出随着我国经济社会的快速发展,国家基础工程建设得以广泛实施,在地铁、隧道、水利水电、矿业等重大项目建设中大量涉及岩体开挖过程中的围岩稳定性及突水涌水灾害等工程问题。三山岛金矿是滨海邻水开采的硬岩金属矿山,矿山主要导水构造裂隙为三山岛—三元F3断裂带,研究邻水水压条件下的含断层岩体变形破坏机理及导水渗流演化机制,实现矿山开采围岩失稳及突水涌水灾害超前预警及超前支护对于保障矿山安全高效开采具有重要的现实意义。本文围绕含节理、断层破碎带的矿山滨海邻水开采过程中的节理稳定性及突水涌水问题,以三山岛金矿西山矿区-915中段为工程背景,采用现场调研、力学解析、室内试验、理论推导及数值模拟等方法,深入研究了节理岩体围岩变形破坏规律及顶板突水涌水机理,探讨了断层破碎带附近提高节理岩体稳定性及顶板突水涌水防治措施,主要内容如下:（1）利用测线法对三山岛金矿西山矿区-915中段进行巷道围岩现场调查和测量分析,结果表明该区域的围岩混合花岗岩组节理发育,属于破碎、极破碎岩体,稳定性较差。经过节理产状分析得出该中段节理优势结构面产状为295°∠85°,节理粗糙度大部分为一般粗糙（GR）,节理张开度集中在0.25～2.5mm。（2）根据水压作用下不同节理倾角、不同节理贯通率、不同节理类型的节理岩体试件的三轴压缩试验,得出节理数量和节理贯通率对节理岩体力学性能的弱化作用较强,而节理倾角则对节理岩体试件力学参数变化起控制性作用。通过分析不同试件试验过程中的声发射特征与试件强度变化的关系,得出当试件达到峰值应力之前出现声发射能量在较大值范围内变化,在试件达到峰值应力前出现能量突增现象。因此,可将节理岩体试件变形破坏前的声发射能量大幅度突变作为试件变形破坏的先兆信息。（3）通过分析节理岩体试件变形破坏过程中的能量转化过程与应力变化的关系,得出节理岩体试件能量演化规律及损伤破坏能量机制。通过分析节理岩体试件变形破坏过程中的能量转化过程和能量耗散过程与应力变化的关系,得出可将弹性能耗比的变化率在试件达到峰值附近的突变作为试件发生强度失效的判据。根据断裂力学理论得到了水压条件下节理尖端的应力强度因子,考虑节理岩体试件的节理损伤、载荷损伤及水压对损伤的影响,建立了节理岩体损伤本构模型,推导强度失效的应力强度因子判据。而水压促进了节理岩体试件的损伤演化过程,加速了节理岩体试件发生强度失效。（4）通过对水压作用下节理岩体变形破坏时,节理尖端的裂隙演化过程分析及节理岩体试件破坏模式图和节理间未贯通区域破坏模式分析,得出节理岩体试件强度失效机理。节理倾角对主裂隙的扩展方向有着明显的导向作用,同时是节理岩体试件变形破坏类型的主控因素。通过试件破坏过程中的水流量变化监测,可以得出不同节理倾角、不同节理类型的试件强度变化与水流量的变化关系,分析得出节理岩体试件渗透系数演化规律。由于节理倾角对试件的裂隙萌生、演化的影响较大,水压对试件的强度产生弱化作用主要是通过试件内部裂隙产生的导水通道,因此节理岩体试件的渗透系数与节理倾角有很大的关联性。通过对比分析不同节理充填物的节理岩体试件的破坏模式,可以得出注入水泥浆不仅提高了试件整体性,而且有效控制节理岩体试件由于节理倾角产生的剪切裂纹,有效控制了节理岩体试件的剪切破坏。（5）基于COMSOL公司（瑞典）研发的多物理场数值模拟（COMSOL Multiphysics）软件平台,以三山岛金矿F3断层带岩体为研究对象,建立含断层岩体的巷道掘进模型。在巷道掘进工作面向断层打钻孔进行注浆加固,分析研究断层破碎带注浆加固后的渗流及应力分布,可以很好地验证注浆加固对于提高围岩整体性,阻碍导水通道的有效性。而经过研究得出,对于断层破碎带附近的节理围岩,需要在注浆加固的基础上采用局部加强锚喷支护措施,有效防治突水涌水事故的发生。（6）以三山岛金矿西山矿区-915中段巷道节理岩体为研究对象,使用三维有限差分软件FLAC3D建立了反应现场开采及井巷布设等工程的三维巷道模型,对比分析了含节理岩体巷道开挖围岩未支护、锚网喷支护及锚杆+U型钢支护对围岩变形及应力分布的影响规律,得出不同支护方案的支护效果。提出注浆加固+局部加强锚网喷支护方法,对比分析了锚网喷支护和注浆加固+局部加强锚网喷支护方案的支护效果,深入分析了不同节理倾角对巷道围岩稳定性及巷道支护效果的影响,得出注浆加固+局部加强锚网喷支护对于提高支护效果作用明显,巷道围岩最大水平位移及最大垂直位移分别降低了 49.64%和59.75%。因此,对于破碎程度较高的节理岩体巷道围岩,建议采用“注浆加固+局部加强锚网喷支护”方案,不仅提高工作效率而且可以有效保障矿山安全高效开采。
唐亚男[7]（2021）在《深部缓倾斜破碎金矿体顶板失稳机制及控制技术》文中研究说明本文以鑫汇金矿深部开采为工程背景,以上向水平进路充填采场为研究对象,以揭示深部缓倾斜破碎矿体充填法开采采场围岩稳定性特征为目标,综合采用室内力学试验、理论推导及数值分析等技术手段,围绕深部节理岩体损伤本构关系及损伤演化特征、深部破碎围岩稳定性分级、顶板失稳机制、破碎顶板长锚索锚固作用机理及锚固能力推算、深部破碎矿体采场围岩变形及塑性区演变规律、上向水平进路充填法回采方案优选等内容开展深入研究,取得以下研究成果:（1）通过室内力学试验,获取了鑫汇金矿深部岩体基础力学参数及原岩应力状态;基于损伤力学理论及应变等价原理,引入初始节理损伤、荷载损伤及总损伤的概念,构建了节理岩体损伤本构模型;基于构建的损伤演化方程,对节理岩体损伤演化特征进行了深入分析。（2）基于岩体分形理论,采用裂隙岩体分形维指标代替岩体质量指标RQD和节理间距指标,创新形成了一种适用于破碎岩体的新分级方法（FT分级法）,弥补了传统RMR分级法在确定RQD和节理间距的不足;借助FT分级法,对鑫汇金矿6个测量区域岩体稳定性进行分级,并与传统RMR法进行全方位比对,认为FT分级法对于破碎岩体分级结果更加准确。（3）揭示了深部缓倾斜破碎矿体顶板失稳机制。通过引入了牵引力,阐明了顶板失稳的内在机制。矿体倾角越小,牵引力分布越密集,破碎带厚度越小,牵引力分布越稀疏;矿体倾角越大、破碎带厚度越小,牵引力越小;牵引力与矿体倾角呈二次多项式函数关系、与破碎带厚度呈线性函数关系;塑性区面积随矿体倾角增大而减小,且两者呈线性函数关系。塑性区面积随破碎带厚度增大而增大,且两者呈二次多项式函数关系。采场位移最大区域处于上盘与顶板接触带区域,锚杆支护作用效果不显着,长锚索支护能显着改善破碎顶板变形状态。（4）阐明了锚索支护作用机理,建立了破碎顶板锚索锚固力学模型,揭示了锚索预紧力作用机理,建立了预紧力与各影响因素之间的关系模型;定义了锚索锚固能力值,借助SPSS软件对锚固能力计算公式进行简化处理及回归预测,预测结果误差均在15%以内,认为回归模型合理可靠。（5）采场围岩位移随采场宽度、采场高度、节理尺寸、节理密度、埋深及开挖间隔增加而增加;采场围岩位移与采场宽度、节理尺寸和节理密度呈二次多项式函数关系,与采场高度、埋深及开挖间隔呈线性函数关系,与节理倾向及节理倾角没有明显函数关系;各影响因素对采场围岩位移主次顺序分别为双侧开挖>节理密度>采场宽度>埋深>单侧开挖>节理尺寸>节理倾向>节理倾角>采场高度。长锚索加固作用能明显降低破碎矿体采场位移值,长锚索支护参数对采场位移值有明显影响,采场位移值随支护间距和排距的减小而减小,长锚索支护长度对采场底板位移值改变不明显。（6）基于集对分析理论、区间直觉模糊熵和优劣解距离法,利用博弈论和灰色关联度理论,建立了一套多属性评价模型;利用博弈论综合考虑了各个参数指标的主观权重与客观权重;利用灰色关联度理论,分析了在不同偏好度情况下,方案结果与模型最优解之间的位置关系和形态差异,消除了决策者主观因素对评价结果的影响;通过SPA-IVIFE-TOPSIS综合评价模型,确定了鑫汇金矿深部采场最优回采方案。
王兆乐[8]（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]
高迅[9]（2021）在《袁二矿西翼回风大巷破碎带合理支护参数选择》文中研究表明安徽两淮矿区及全国其他矿区煤炭开采已经进入深部,由于深部地质条件复杂多变,围岩发生破坏情况普遍存在,采用常规支护很难保持深部断层破碎带稳定,选择合理支护保持断层破碎带稳定对深部煤炭高效开采具有重要意义。本文以淮北袁店二矿西翼回风大巷直墙半圆拱巷道掘进为工程背景,对巷道经过深部断层破碎带变形程度及安全性进行评估,分析了高强预应力锚杆（索）压缩拱形成机制,通过现场实测、理论分析及数值模拟等方法,选择合理预应力锚杆（索）参数,提出优化后的新型支护方案,确保巷道安全稳定,为后续深部巷道经过断层破碎带合理支护提供指导依据。本文主要研究内容如下:（1）分析深部断层破碎带直墙半圆拱巷道围岩松动破碎分布特征;（2）通过巷道围岩高强预应力锚杆（索）在围岩中形成的附加应力场分布,来分析高强预应力锚杆（索）对压缩拱形成影响因素,找出围岩易于“失稳”关键部位;（3）提出高强预应力锚杆（索）压缩成拱机制;（4）建立数值计算模型,根据压缩拱厚度确定预应力锚杆（索）合理支护参数。采用FLAC3D数值计算软件分析不同锚杆间排距（400mm、500mm、600mm）、不同锚杆长度（1500mm、2000mm、2400mm、2600mm）、不同锚杆预紧力（50k N、70k N、90k N）,以及不同锚索长度（1000mm、4000mm、5000mm、6300mm）、不同锚索预紧力（80k N、100k N、120k N）条件下,围岩的附加应力分布,得出如下结论:（1）依据巷道围岩破碎范围和破碎程度规律通过附加应力发现,深部断层破碎带直墙半圆拱巷道开挖支护的关键部位在拱基线以下帮部位置,从而通过强支护可避免发生从局部到整体的失稳现象。（2）锚杆间排距的改变对断层破碎带直墙半圆拱巷道围岩压缩拱厚度无明显影响,但对压缩拱范围内附加应力大小影响显着,当间排距由600mm减至400mm时,附加应力增大46.67%;锚杆长度改变会对断层破碎带直墙半圆拱巷道围岩压缩拱厚度产生显着影响,而对压缩拱范围内附加应力无明显影响。当长度从1500mm增至2600mm时,压缩拱厚度增加88.24%;锚杆预紧力改变则对围岩压缩拱厚度影响不明显,而对压缩拱范围内附加应力大小影响显着,预紧力从50k N增至90k N时,附加应力增大73.33%。（3）锚索长度超过4000mm时,巷道围岩附加应力和压缩拱厚度均无明显改善。因此在对深部断层破碎带直墙半圆拱巷道围岩支护时,预应力锚索长度不宜超过4000mm;而锚索预紧力可显着影响巷道围岩附加应力大小。（4）通过FLAC3D数值计算模型研究发现,锚杆（索）的间排距、长度、预紧力等参数在合理范围内优化调整后可使巷道围岩附加应力增加0.15～0.20MPa,压缩拱强度提升25%,压缩拱厚度得到明显改善,证明使用高预应力强力锚杆（索）支护技术经过参数调整优化后可形成压缩拱,此技术可成为直墙半圆拱巷道经过深部断层破碎带的合理支护最优选之一。针对该条件下的巷道锚杆（索）合理支护布置详细情况将在正文中给出,本文相关试验参数和数值模拟分析可为实际工程提供一定的参考意义。图[56]表[10]参[66]
杜瑞[10]（2021）在《袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择》文中研究说明随着社会经济的发展,对煤炭的需求也日益增加。目前两淮矿区以及全国各大矿区浅部煤炭已经枯竭,开采逐渐进入深部,且深部与浅部相比,地质条件更加复杂多变,不同岩性下,深部巷道不同断面形状不同部位围岩松动破碎分布特征存在较大差异。淮北矿区深部开采中,使用盾构机开挖形成的圆形断面较为常见。因此,分析圆形巷道不同部位在不同岩性、不同埋深下的稳定性并选择合理的支护参数对于实际工程应用具有重要价值。本文以袁店二矿西翼轨道大巷为工程背景,从现场取回岩体样品,测定其力学参数,采用理论分析与数值模拟相结合的方法,建立FLAC 3D数值模型,选取四个典型方向（a A方向、b B方向、c C方向、d D方向）,分析深部圆形巷道在不同岩性（泥岩、泥质砂岩、砂质泥岩）、不同原岩应力（8MPa、12MPa、14MPa、16MPa、20MPa）下围岩破碎程度及破碎范围,利用Origin处理数据并绘制表格,确定深部圆形巷道易于“失稳”的关键部位。针对袁店二矿西翼轨道大巷,分析原岩应力16MPa、不同岩性下的巷道围岩松动破碎变形,通过调整锚杆长度、锚杆间排距、关键部位布置锚索等方式对原支护方案进行优化,最终确定合理的支护参数。结论如下:（1）随着埋深的增加,巷道不同部位在不同岩性条件下产生了差异较为明显的松动破碎变形,其中圆形巷道帮部的破碎范围更为明显,顶部围岩破碎范围最小;相同部位、相同埋深下,泥岩岩性时的围岩变形量与碎胀程度最大,泥质砂岩时最小;相同岩性、相同埋深下,巷道帮部a A方向部位的破碎变形最为显着。由此确定深部圆形巷道下a A方向为易于失稳的关键部位。（2）不同岩性下,减少锚杆长度由2600mm至1500mm时,巷道围岩位移量与碎胀程度增大,但巷道松动破碎范围并无显着变化。当岩性为泥质砂岩时,增大锚杆长度,巷道位移量由73mm减少至61mm,减少幅度并不明显。因此,从经济的角度考虑,泥质砂岩巷道中,仅需采用锚杆长度为2000mm就可以确保巷道围岩稳定。（3）当岩性为泥岩和砂质泥岩,由锚杆间排距800×800mm减小至锚杆间排距400×400mm时,对降低巷道围岩松动破碎变形效果明显。减小锚杆间排距后,砂质泥岩巷道表面位移为70mm,而泥岩巷道表面位移为170mm。因此,砂质泥岩巷道中,采用锚杆长度为2000mm并通过减小至锚杆间排距400×400mm来确保巷道围岩稳定。（4）在泥岩巷道关键部位布置长度为4000mm锚索后,巷道位移量由170mm减少至132mm,而位移梯度下降了约41%;在砂质泥岩巷道中,关键部位布置锚索后围岩位移量与碎胀程度减小并不明显。因此当岩性为泥岩时,在减小至锚杆间排距400×400mm的基础上,还需要在关键部位布置长度为4000mm锚索来确保巷道稳定。（5）模拟得出不同岩性巷道表面变形速度衰减快慢系数均大于0.04/d,巷道围岩初期变形较为稳定。因此,淮北矿区深部圆形巷道中应重点对帮部加强支护。本文最终选择的锚杆（索）支护参数可为淮北矿区其他深部圆形巷道支护设计提供依据,对实际工程具有一定参考价值。图[57]表[15]参[80]
二、深部巷道锚杆支护围岩稳定性研究（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、深部巷道锚杆支护围岩稳定性研究（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 |
（3）深井斜顶巷道围岩稳定特征及全锚支护机理研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 注释说明清单 |
| 1 绪论 |
| 1.1 选题背景 |
| 1.2 课题研究的目的和意义 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.3.1 全长锚固锚杆轴力和剪应力分布规律研究现状 |
| 1.3.2 不同巷道断面围岩稳定性研究现状 |
| 1.3.3 现存的问题 |
| 1.4 研究内容和研究方法 |
| 1.5 创新点 |
| 2 围岩稳定性分析力学模型及锚杆轴力计算模型 |
| 2.1 斜顶巷道围岩稳定性分析模型 |
| 2.1.1 巷道外域到单位圆内的共形映射函数求解算法 |
| 2.1.2 复位势函数的求解 |
| 2.1.3 斜顶巷道围岩应力及应力集中系数分布求解 |
| 2.1.4 斜顶巷道围岩应变分布求解 |
| 2.1.5 斜顶巷道围岩位移求解 |
| 2.1.6 采煤工作面影响效应 |
| 2.1.7 掘进工作面影响效应 |
| 2.1.8 围岩稳定指数 |
| 2.2 锚杆工作阻力计算模型 |
| 2.2.1 锚杆塑性本构关系 |
| 2.2.2 锚杆工作阻力求解 |
| 2.2.3 锚杆工作阻力的近似解法 |
| 2.3 全长锚固锚杆轴力和杆体剪应力计算模型 |
| 2.3.1 托盘对围岩的影响效应 |
| 2.3.2 计算锚杆轴力和剪应力力学模型的建立 |
| 2.3.3 计算锚杆轴力和剪应力力学模型的求解 |
| 2.4 锚索对围岩作用的分析模型 |
| 2.5 小结 |
| 3 力学模型关键参数确定及分析 |
| 3.1 实验巷道概况 |
| 3.1.1 17102(3)工作面地质概况及顶底板力学参数 |
| 3.1.2 17102(3)工作面运输顺槽支护参数 |
| 3.2 普通锚杆和高强锚杆本构关系 |
| 3.3 采动应力影响效应 |
| 3.3.1 采煤工作面影响效应 |
| 3.3.2 掘进工作面影响效应 |
| 3.4 不同强度准则条件下实验巷道围岩稳定指数分布规律 |
| 3.5 共形映射函数求解算法性能分析 |
| 3.5.1 采样点数对算法性能的影响规律 |
| 3.5.2 级数阶数对算法性能的影响规律 |
| 3.5.3 算法的统计特征 |
| 3.5.4 斜顶巷道共形映射函数求解 |
| 3.6 小结 |
| 4 深井斜顶巷道围岩稳定特征分析及全长锚固锚杆支护机理研究 |
| 4.1 深井斜顶回采巷道围岩稳定特征分析 |
| 4.1.1 实验巷道围岩稳定特征分析 |
| 4.1.2 侧压系数对深井斜顶回采巷道围岩稳定特征的影响规律 |
| 4.1.3 剪应力系数对深井斜顶回采巷道围岩稳定特征的影响规律 |
| 4.1.4 采动应力对深井斜顶回采巷道围岩稳定特征的影响规律 |
| 4.2 深井斜顶回采巷道锚杆工作阻力演化规律 |
| 4.2.1 预紧力和锚固长度对巷帮中部高强锚杆工作阻力的影响规律 |
| 4.2.2 预紧力和锚固长度对巷角处高强锚杆工作阻力的影响规律 |
| 4.2.3 预紧力和锚固长度对普通锚杆工作阻力的影响规律 |
| 4.2.4 讨论 |
| 4.3 全长锚固锚杆轴力及杆体剪应力演化规律 |
| 4.3.1 深井斜顶回采巷道掘进期间锚杆应力演化规律 |
| 4.3.2 工作面回采期间锚杆应力演化规律 |
| 4.4 不同锚固形式锚杆支护下采动巷道围岩稳定指数分布规律 |
| 4.5 小结 |
| 5 全长锚固锚杆轴力分布规律及其支护效果验证 |
| 5.1 现场数据观测方案 |
| 5.2 深井斜顶回采巷道表面位移观测结果 |
| 5.3 深井斜顶回采巷道深部位移观测结果 |
| 5.4 锚杆轴力观测结果 |
| 5.4.1 掘进期间锚杆轴力演化规律 |
| 5.4.2 回采期间锚杆轴力演化规律 |
| 5.5 小结 |
| 6 结论 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 存在的问题及展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（4）高应力区巷道采动影响时效特征及稳定控制研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 立题背景与意义 |
| 1.2 巷道采动影响研究现状 |
| 1.3 巷道围岩控制研究现状 |
| 1.3.1 巷道围岩控制理论 |
| 1.3.2 锚杆支护理论 |
| 1.3.3 巷道围岩控制技术研究现状 |
| 1.4 高应力区巷道受采动影响存在的问题 |
| 1.5 研究内容与方法 |
| 1.6 技术路线 |
| 第2章 巷道围岩原位力学特性研究 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.1.1 工作面地质构造情况 |
| 2.1.2 煤层赋存 |
| 2.1.3 水文情况 |
| 2.1.4 巷道布置 |
| 2.2 抽采巷支护参数及破坏特征 |
| 2.2.1 支护方式及参数 |
| 2.2.2 巷道破坏特征 |
| 2.3 巷道围岩力学参数及原位探测分析 |
| 2.3.1 巷道围岩力学参数 |
| 2.3.2 巷道围岩原位探测分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 巷道采动影响机理与时效特征分析 |
| 3.1 巷道采动影响机理分析 |
| 3.1.1 回采工作面覆岩破断特征 |
| 3.1.2 回采应力对巷道的影响机理 |
| 3.1.3 回采工作面推进对巷道的影响 |
| 3.2 巷道采动影响时效特征数值分析 |
| 3.2.1 FLAC~(3D)数值计算模型的建立 |
| 3.2.2 巷道采动影响数值计算 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 巷道支护结构体采动影响实测分析 |
| 4.1 巷道支护结构采动影响实测分析 |
| 4.1.1 锚杆、锚索工作载荷监测布置 |
| 4.1.2 采动期间锚杆动态载荷受力分析 |
| 4.1.3 采动期间锚索动态载荷受力分析 |
| 4.1.4 采动期间巷道收敛量分析 |
| 4.2 巷道围岩破裂演化原位探测分析 |
| 4.2.1 巷道围岩裂隙原位探测对比 |
| 4.2.2 巷道围岩破裂扩展分析 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 高应力区采动影响巷道支护方案优化 |
| 5.1 支护方案优化 |
| 5.1.1 优化机理与设计依据 |
| 5.1.2 优化方案确定 |
| 5.2 优化方案数值模拟结果分析 |
| 5.2.1 巷道围岩垂直应力分布对比 |
| 5.2.2 巷道围岩水平应力分布对比 |
| 5.2.3 巷道围岩变形量对比 |
| 5.2.4 巷道围岩塑性区分布对比 |
| 5.3 本章小结 |
| 第6章 工程实践与应用 |
| 6.1 优化方案应用 |
| 6.2 监测方案及测站布置 |
| 6.3 矿压监测与结果分析 |
| 6.3.1 测站锚杆受力监测结果分析 |
| 6.3.2 测站锚索受力监测结果分析 |
| 6.3.3 测站围岩变形监测结果分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论与展望 |
| 7.1 本文主要结论 |
| 7.2 不足与展望 |
| 7.3 创新点 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（5）考虑锚杆锚固力扩散效应的复合顶板支护参数优化研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 巷道支护理论 |
| 1.2.2 锚杆支护应力场 |
| 1.2.3 复合顶板特征及支护技术 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容、方法和技术路线 |
| 1.4.1 研究内容和方法 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 第2章 复合顶板锚杆锚固应力扩散模型及其扩散规律研究 |
| 2.1 基础理论与基本假设 |
| 2.1.1 基础理论 |
| 2.1.2 基础假设 |
| 2.2 复合顶板锚杆锚固应力扩散模型 |
| 2.2.1 托锚力扩散模型 |
| 2.2.2 黏锚力扩散模型 |
| 2.2.3 锚固应力扩散模型 |
| 2.3 复合顶板锚杆锚固应力扩散模型的准确性验证 |
| 2.4 复合顶板锚杆锚固应力扩散规律 |
| 2.4.1 基础参数及计算方案 |
| 2.4.2 锚固参数对复合顶板锚杆锚固应力扩散规律的影响 |
| 2.4.3 弹性模量比对复合顶板锚杆锚固应力扩散的影响规律 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 基于锚固应力扩散的复合顶板锚杆间排距优化研究 |
| 3.1 基本假设 |
| 3.2 复合顶板锚杆间排距优化模型 |
| 3.2.1 上覆岩层对下位岩层与上位岩层的载荷计算模型 |
| 3.2.2 锚杆锚固力对下位岩层与上位岩层的载荷计算模型 |
| 3.2.3 复合顶板锚杆间排距优化模型 |
| 3.3 锚固参数和顶板岩层参数对间排距的影响规律研究 |
| 3.3.1 基础参数和计算方案 |
| 3.3.2 锚固参数对复合顶板锚杆间排距的影响规律 |
| 3.3.3 顶板岩层参数对复合顶板锚杆间距的影响 |
| 3.4 本章小结 |
| 第4章 工程应用实例分析 |
| 4.1 工程概况 |
| 4.1.1 矿井位置和井田范围 |
| 4.1.2 工程地质 |
| 4.1.3 煤及其顶底板岩石物理力学性质 |
| 4.2 支护方案的优化及其控制效果的数值模拟研究 |
| 4.2.1 原支护设计方案参数及存在问题 |
| 4.2.2 支护设计优化方案的间排距确定 |
| 4.2.3 优化方案控制效果的数值模拟研究 |
| 4.3 工程应用及现场监测 |
| 4.3.1 优化方案的设计与施工 |
| 4.3.2 监测内容及测站布置 |
| 4.3.3 监测数据整理及分析 |
| 4.4 经济效益计算与分析 |
| 4.4.1 支护材料消耗量比较与分析 |
| 4.4.2 掘进速度比较与分析 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 创新点 |
| 5.3 不足之处 |
| 5.4 展望 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（6）三山岛金矿节理岩体变形破坏机理及滨海开采突水防治（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 前言 |
| 2 绪论 |
| 2.1 研究背景和意义 |
| 2.2 文献综述 |
| 2.2.1 节理岩体变形规律及破坏机理 |
| 2.2.2 节理岩体多场耦合数值模拟方法 |
| 2.2.3 节理岩体工程稳定性及突水涌水防治 |
| 2.3 研究内容及技术路线 |
| 2.3.1 论文主要研究内容 |
| 2.3.2 技术路线 |
| 3 三山岛金矿顶板稳定性特征及矿山水文地质条件 |
| 3.1 三山岛金矿工程简介 |
| 3.1.1 三山岛金矿地质条件 |
| 3.1.2 现场围岩失稳破坏典型特征 |
| 3.2 三山岛金矿西山矿区-915中段工程地质概况及现场工程布置 |
| 3.2.1 西山矿区-915中段现场工程布置 |
| 3.2.2 西山矿区-915中段工程地质概况 |
| 3.3 三山岛金矿西山矿区-915中段节理产状 |
| 3.3.1 节理裂隙调查内容 |
| 3.3.2 围岩节理裂隙调查统计分析 |
| 3.4 围岩及隔水层稳定性分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 节理岩体变形破坏机理物理模拟试验研究 |
| 4.1 预制节理岩体试件制备 |
| 4.1.1 试件制备 |
| 4.1.2 单节理非贯通试件贯通率计算 |
| 4.1.3 含贯通节理岩体的粘结 |
| 4.2 试验方案与试验设备 |
| 4.2.1 试验方案 |
| 4.2.2 试验设备 |
| 4.3 节理岩体试件试验过程 |
| 4.4 不同围压的完整岩体试件应力特征 |
| 4.5 节理岩体试件各向异性力学特性 |
| 4.5.1 应力-应变曲线特征分析 |
| 4.5.2 变形参数统计分析 |
| 4.5.3 强度参数统计分析 |
| 4.5.4 强度特征分析 |
| 4.6 不同岩体试件声发射特性 |
| 4.7 本章小结 |
| 5 节理岩体试件能量演化规律及损伤模型构建 |
| 5.1 节理岩体试件能量演化规律研究 |
| 5.1.1 岩石破坏过程能量计算原理 |
| 5.1.2 能量演化规律分析 |
| 5.1.3 节理岩体试件损伤破坏能量机制 |
| 5.2 节理岩体试件损伤本构模型推导 |
| 5.2.1 节理尖端应力场分析 |
| 5.2.2 节理岩体试件损伤模型建立 |
| 5.2.3 损伤变量的张量化 |
| 5.2.4 渗压作用下应力强度因子计算 |
| 5.2.5 渗压作用下节理岩体试件损伤模型 |
| 5.3 算例分析 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 水压作用下节理岩体变形破坏机理及节理尖端裂纹控制 |
| 6.1 不同岩体试件的水流量变化及水压劣化作用 |
| 6.2 节理岩体试件变形破坏模式分析 |
| 6.2.1 节理岩体试件的节理扩展理论 |
| 6.2.2 节理尖端及裂隙扩展模式 |
| 6.2.3 节理间未贯通区域破坏模式 |
| 6.2.4 节理岩体试件的破坏模式 |
| 6.3 节理充填物对节理岩体试件力学性能的强化作用 |
| 6.3.1 含预制节理岩体试件不同充填物充填 |
| 6.3.2 节理岩体试件节理填充物对试件强度参数的影响 |
| 6.3.3 节理充填物对节理岩体试件破坏模式的影响 |
| 6.4 本章小结 |
| 7 含断层围岩稳定性及突水防治优化措施 |
| 7.1 三山岛金矿含断层岩体开采水文地质条件 |
| 7.2 突水涌水点泄水、堵水措施 |
| 7.2.1 矿区主要导水通道F_3断裂带 |
| 7.2.2 预注浆堵水及加固设计 |
| 7.3 COMSOL多物理场软件数值模拟建模 |
| 7.3.1 COMSOL多物理场软件平台简介 |
| 7.3.2 含断层岩体数值模拟建模参数 |
| 7.4 断层破碎带注浆加固研究 |
| 7.4.1 断层带注浆加固模型的建立 |
| 7.4.2 注浆加固模拟分析结果及工程应用 |
| 7.5 巷道围岩局部加强锚喷支护措施 |
| 7.5.1 断层带附近节理岩体局部加强锚喷支护方法 |
| 7.5.2 局部加强锚喷支护巷道围岩稳定性及突水防治效果 |
| 7.6 本章小结 |
| 8 三山岛金矿深部破碎围岩巷道支护效果研究 |
| 8.1 数值模拟模型建立 |
| 8.2 支护方案数值模拟分析 |
| 8.3 不同支护方案的支护效果分析 |
| 8.3.1 巷道围岩应力分析 |
| 8.3.2 巷道围岩位移分析 |
| 8.4 巷道围岩局部加强支护措施 |
| 8.4.1 节理倾角对围岩稳定性影响分析 |
| 8.4.2 现有支护方法对巷道围岩稳定性的作用效果 |
| 8.4.3 基于不同角度节理分布特征的局部加强支护措施 |
| 8.5 西山矿区-915中段巷道围岩综合支护措施 |
| 8.6 本章小结 |
| 9 结论与展望 |
| 9.1 主要结论 |
| 9.2 创新点 |
| 9.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（7）深部缓倾斜破碎金矿体顶板失稳机制及控制技术（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 引言 |
| 1.1 研究目的及意义 |
| 1.2 文献综述 |
| 1.2.1 深部金属矿山节理岩体损伤研究现状 |
| 1.2.2 深部金属矿山矿岩稳定性分级研究现状 |
| 1.2.3 深部缓倾斜破碎矿体顶板支护及作用机理研究现状 |
| 1.2.4 深部缓倾斜破碎矿体围岩稳定性研究方法现状 |
| 1.3 主要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 工程背景及岩石力学实验 |
| 2.1 鑫汇金矿概况 |
| 2.2 开采技术条件及三维模型 |
| 2.2.1 工程地质条件 |
| 2.2.2 采矿方法及三维模型 |
| 2.3 岩石力学室内试验研究 |
| 2.3.1 岩石抗拉强度实验 |
| 2.3.2 岩石单轴抗压实验 |
| 2.3.3 岩石三轴抗压实验 |
| 2.3.4 地应力测量 |
| 2.4 节理岩体损伤本构模型 |
| 2.4.1 节理岩体损伤演化规律 |
| 2.4.2 节理岩体损伤本构模型构建 |
| 2.4.3 损伤本构模型验证 |
| 2.4.4 损伤演化特征分析 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 基于分形理论的破碎岩体稳定性分级 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 破碎岩体分形理论 |
| 3.2.1 破碎岩体结构面分布特征 |
| 3.2.2 破碎岩体结构面分形维确定方法 |
| 3.2.3 节理几何参数对分形维影响分析 |
| 3.3 FT分级方法 |
| 3.3.1 FT分级法指标确定 |
| 3.3.2 FT分级法各指标评分值计算 |
| 3.3.3 FT分级法评价标准 |
| 3.4 工程应用 |
| 3.4.1 工程概况 |
| 3.4.2 节理监测区域确定 |
| 3.4.3 监测区域节理信息获取 |
| 3.4.4 基于FT分级法试验区域岩体稳定性分级 |
| 3.4.5 基于传统RMR分级法的试验区域岩体稳定性分级 |
| 3.4.6 FT分级法与传统RMR分级法结果对比分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 4 深部缓倾斜破碎矿体顶板失稳机制研究 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 方案设计及随机机理模型构建 |
| 4.2.1 计算方案设计 |
| 4.2.2 随机节理模型构建 |
| 4.3 模型力学参数及边界条件确定 |
| 4.3.1 模型力学参数选取 |
| 4.3.2 模型边界条件确定 |
| 4.4 破碎带厚度及矿体倾角对顶板稳定性的影响 |
| 4.4.2 牵引力分布规律 |
| 4.4.3 塑性区分布规律 |
| 4.4.4 顶板位移分布规律 |
| 4.5 支护作用对顶板位移规律的影响 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 深部缓倾斜破碎矿体顶板长锚索锚固作用机理 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 破碎矿体顶板锚固力学模型 |
| 5.2.1 破碎顶板锚固结构 |
| 5.2.2 无节理岩体抗剪切力分析 |
| 5.2.3 节理岩体摩擦阻力分析 |
| 5.2.4 顶板竖向挤压应力分析 |
| 5.2.5 顶板最小横向挤压力分析 |
| 5.3 锚索预紧力作用机理 |
| 5.3.1 预紧力作用下围岩剪应力分布 |
| 5.3.2 预紧力作用下围岩剪应力分布Mindlin位移解 |
| 5.3.3 预紧力与围岩相互作用关系 |
| 5.3.4 预紧力需求及影响因素分析 |
| 5.4 破碎顶板锚索支护设计 |
| 5.4.1 锚索锚固力要求 |
| 5.4.2 锚索锚固结构形式 |
| 5.4.3 锚索锚固力计算及影响因素分析 |
| 5.5 锚索锚固能力 |
| 5.5.1 锚索锚固能力定义 |
| 5.5.2 锚索锚固能力预测 |
| 5.6 本章小结 |
| 6 深部缓倾斜破碎矿体进路采场变形特性及长锚索控制技术 |
| 6.1 引言 |
| 6.2 3DEC模型构建及可靠性验证 |
| 6.3 参数对采场整体稳定性影响 |
| 6.3.1 结构参数对位移变化的影响 |
| 6.3.2 节理参数对位移变化影响 |
| 6.3.3 埋深及开挖对采场整体稳定性影响 |
| 6.4 参数敏感性分析 |
| 6.5 长锚索支护加固作用下采场变形规律 |
| 6.5.1 长锚索间距对采场位移的影响规律 |
| 6.5.2 长锚索排距对采场位移的影响规律 |
| 6.5.3 长锚索长度对采场位移的影响规律 |
| 6.6 本章小结 |
| 7 鑫汇金矿深部破碎矿体开采方案综合优选与应用 |
| 7.1 引言 |
| 7.2 上向水平进路充填采矿法回采方案设计 |
| 7.3 SPA-IVIFE-TOPSIS评价模型 |
| 7.3.1 基于博弈论的指标权重确定 |
| 7.3.2 集对分析理论(SPA) |
| 7.3.3 区间直觉模糊熵(IVIFE) |
| 7.4 采场参数综合评价 |
| 7.4.1 制定评价指标 |
| 7.4.2 计算联系度信息 |
| 7.4.3 各指标多属性权重 |
| 7.4.4 确定方案等级 |
| 7.4.5 区间直觉模糊多属性决策 |
| 7.5 采矿工业试验 |
| 7.5.1 试验采场概况 |
| 7.5.2 采场顶板支护 |
| 7.5.3 主要经济技术指标 |
| 7.6 试验采场关键部位位移和应力监测 |
| 7.6.1 钻孔应力计监测 |
| 7.6.2 收敛计监测 |
| 7.6.3 顶板下沉监测 |
| 7.7 本章小结 |
| 8 结论与展望 |
| 8.1 全文结论 |
| 8.2 主要创新点 |
| 8.3 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历及在学研究成果 |
| 学位论文数据集 |
（8）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 |
（9）袁二矿西翼回风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 项目研究背景 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 国内外支护理论研究现状 |
| 1.2.2 国内外支护技术发展及研究现状 |
| 1.2.3 深部破碎区支护研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容与技术路线 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 1.5 本章小结 |
| 第二章 工程概况及实验参数测定 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.1.1 总体概况 |
| 2.1.2 岩层情况 |
| 2.1.3 西翼回风大巷目前支护形式 |
| 2.2 工程实测 |
| 2.2.1 巷道位移测量 |
| 2.2.2 锚杆(索)承载测量 |
| 2.2.3 松动破碎测量 |
| 2.2.4 围岩力学性质测定 |
| 2.3 本章小结 |
| 第三章 深部巷道围岩特征及锚杆支护机理 |
| 3.1 深部软岩巷道围岩变形破坏特征 |
| 3.2 破碎带围岩基本破坏形态 |
| 3.2.1 围岩拉裂破坏 |
| 3.2.2 围岩剪切破坏 |
| 3.3 锚杆支护作用机理 |
| 3.3.1 施加支反力,快速阻止有害变形发生 |
| 3.3.2 使围岩破碎区转化为组合梁或组合拱 |
| 3.3.3 增强围岩力学性能,提高围岩承载力 |
| 3.3.4 改善围岩应力场和岩层受力状态 |
| 3.3.5 锚杆(索)联合支护构成更加稳固叠加承载拱 |
| 3.4 本章小节 |
| 第四章 数值模型建立 |
| 4.1 FLAC~(3D)数值计算简介 |
| 4.1.1 FLAC~(3D)软件简介 |
| 4.1.2 FLAC~(3D)软件原理简介 |
| 4.1.3 FLAC~(3D)软件优缺点总结 |
| 4.1.4 边界条件 |
| 4.1.5 应变软化模型 |
| 4.1.6 网格的建立与选取 |
| 4.1.7 接触面 |
| 4.2 数值模型的建立 |
| 4.2.1 数值模型建立原则 |
| 4.2.2 模型的基本建立过程 |
| 4.2.3 数值模型计算基本程序 |
| 4.3 根据围岩位移量及位移梯度验证分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 深部断层破碎带巷道支护形式及参数选择 |
| 5.1 目前支护条件巷道围岩松动破碎变形特征 |
| 5.1.1 目前支护围岩附加应力分析 |
| 5.1.2 目前支护围岩松动破碎变形 |
| 5.2 锚杆支护参数对围岩附加应力分布影响 |
| 5.2.1 锚杆间排距对围岩附加应力分布影响 |
| 5.2.2 锚杆长度对围岩附加应力场影响 |
| 5.2.3 锚杆预紧力对围岩附加应分布影响 |
| 5.3 预应力锚索支护参数对预应力锚杆压缩拱影响 |
| 5.3.1 预应力锚索长度对围岩附加应力分布影响 |
| 5.3.2 锚索预紧力对围岩附加应力分布影响 |
| 5.4 预应力锚杆压缩拱形成及承载 |
| 5.4.1 预应力锚杆压缩拱形成及影响因素分析 |
| 5.4.2 承载能力估算及压缩拱内围岩粘结力及内摩擦角 |
| 5.4.3 压缩拱成拱厚度 |
| 5.5 袁店二矿西翼回风大巷断层破碎带合理支护形式及参数选择 |
| 5.5.1 数值计算模型 |
| 5.5.2 数值计算结果 |
| 5.5.3 预应力锚杆(索)支护布置 |
| 5.6 本章小结 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
（10）袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 研究的背景与意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 深部巷道围岩稳定控制研究现状 |
| 1.2.2 深部巷道相关理论研究现状 |
| 1.2.3 深部巷道相关技术研究现状 |
| 1.3 存在的问题 |
| 1.4 研究内容与方法及技术路线 |
| 1.4.1 研究内容与方法 |
| 1.4.2 技术路线图 |
| 第二章 工程概况与围岩力学参数测定 |
| 2.1 地质概况 |
| 2.2 工程概况 |
| 2.3 工程实测 |
| 2.3.1 巷道位移测量 |
| 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 巷道围岩力学性质测定 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 深部巷道围岩破坏特征及锚杆支护理论设计方法 |
| 3.1 巷道围岩变形破坏特征 |
| 3.2 巷道围岩基本破坏形态 |
| 3.2.1 围岩拉裂破坏 |
| 3.2.2 围岩剪切破坏 |
| 3.3 深部巷道围岩变形破坏的主客观因素影响 |
| 3.4.1 客观影响因素 |
| 3.4.2 主观影响因素 |
| 3.4 锚杆支护理论 |
| 3.5 锚杆支护形式及设计方法 |
| 3.5.1 支护形式的选择与应用 |
| 3.5.2 支护设计方法 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 数值计算模型的建立 |
| 4.1 关于FLAC 3D |
| 4.2 建立数值模型的过程 |
| 4.2.1 数值模型建立的原则 |
| 4.2.2 边界条件 |
| 4.2.3 本构模型的选取及参数测定 |
| 4.2.4 建立数值模型 |
| 4.2.5 锚杆(索)的模拟过程 |
| 4.3 围岩稳定性分析方法 |
| 4.3.1 围岩位移量的分析 |
| 4.3.2 围岩位移梯度的分析 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 深部圆形巷道合理支护形式及参数选择 |
| 5.1 不同岩性巷道围岩变形破碎随埋深变化 |
| 5.1.1 数值计算模型 |
| 5.1.2 不同岩性巷道围岩松动破碎范围随埋深变化 |
| 5.1.3 数值计算结果及分析 |
| 5.2 不同锚杆支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.1 不同锚杆长度支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.2 不同锚杆间排距支护参数围岩松动破碎分析 |
| 5.2.3 关键部位布置锚索 |
| 5.3 巷道围岩初期稳定性判别 |
| 5.4 不同围岩岩性圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.1 巷道围岩岩性泥质砂岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.2 巷道围岩岩性砂岩泥岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 5.4.3 巷道围岩岩性泥岩圆形巷道合理支护参数选择 |
| 第六章 结论与展望 |
| 6.1 结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 作者简介及读研期间主要科研成果 |
四、深部巷道锚杆支护围岩稳定性研究（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]复合顶板巷道变形破坏特征与锚杆支护技术优化研究[D]. 龚诚鑫. 中国矿业大学, 2021
- [3]深井斜顶巷道围岩稳定特征及全锚支护机理研究[D]. 贺凯. 安徽理工大学, 2021
- [4]高应力区巷道采动影响时效特征及稳定控制研究[D]. 常立宗. 太原理工大学, 2021(01)
- [5]考虑锚杆锚固力扩散效应的复合顶板支护参数优化研究[D]. 杜帅. 太原理工大学, 2021(01)
- [6]三山岛金矿节理岩体变形破坏机理及滨海开采突水防治[D]. 颜丙乾. 北京科技大学, 2021
- [7]深部缓倾斜破碎金矿体顶板失稳机制及控制技术[D]. 唐亚男. 北京科技大学, 2021(08)
- [8]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)
- [9]袁二矿西翼回风大巷破碎带合理支护参数选择[D]. 高迅. 安徽建筑大学, 2021(09)
- [10]袁店二矿西翼轨道大巷合理支护参数选择[D]. 杜瑞. 安徽建筑大学, 2021(08)