一、综采大断面切眼锚杆锚索联合支护技术（论文文献综述）
张红军[1]（2022）在《复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究》文中进行了进一步梳理现如今采矿行业地下工作环境越来越复杂,给施工带来了安全隐患,因此必须要对复杂条件综采工作面切眼支护技术进行优化,保证施工的安全。裕丰公司井田22下02综采工作面布置于两组挠褶带附近,由于顶板受应力影响,在施工切眼时存在大中型冒顶事故的风险,原有支护方案不能满足本工作面的施工要求。因此,对切眼支护技术存在的问题进行分析,提出相应的优化方案,提高施工安全。
李绍海,邢旭东,郑祥奇[2]（2021）在《复杂复合顶板大断面切眼一次成巷技术研究》文中指出为改变王家塔煤矿2S103智能采工作面掘进切眼时二次成巷支护强度略显不足、施工工序繁琐、效率低、安全得不到保障的情况,通过工程类比法研究分析一次成巷与二次成巷施工工艺、人员组织、经济效益等方面的优劣。创造性地采用FLAC3D数值模拟方法进行一次成巷锚-网-梁-索联合支护顶板代替单体加强支护的可行性验证。研究表明,一次成巷技术完全适用于该工作面切眼掘进的施工与安全保障要求,提高了掘进效率,减少了工程投入;一次成巷锚-网-梁-索联合支护顶板代替单体支护的设计完全满足巷道支护要求。
杨玉玉[3]（2021）在《本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究》文中认为陕北地区煤田储量丰富,由于技术水平的限制,整体利用率不高,造成了煤炭资源的浪费。为充分回采遗留煤炭资源,大柳塔煤矿近年来决定开采活鸡兔井1-2煤层下分层,现将1-2下203工作面开切眼布置在采空区下方,可能面临顶板冒落等问题,在保证开切眼围岩稳定的情况下,需要尽可能提高掘进及回采速率。本文通过分析开切眼顶煤破坏形式,建立了超静定煤梁模型,推导煤梁力学方程,利用自然平衡拱计算不稳定岩层厚度,结合煤梁拉应力及剪应力判断顶煤不发生破断的最小厚度;利用弹塑性理论分析了上分层开采底板破坏深度以及掘进时塑性影响范围。结合光纤、FBG传感器和DIC技术开展了物理相似模拟试验,监测顶煤厚度不同的三种开切眼布置方案的围岩受力变形,同时利用数值模拟进行对比三种方案在有无支护两种条件下的的顶板下沉值、塑性区范围、垂直应力分布规律,验证开切眼顶煤厚度以及支护方案的影响。在1-2下203工作面开切眼利用多种手段对围岩位移、应力、顶煤结构进行现场监测,研究开切眼围岩的稳定性,判断顶煤厚度与支护方案的合理性。试验表明,顶煤破坏形式主要为拉破坏与剪切破坏,开切眼顶煤最小留设厚度为3.5m,顶煤不会发生破断;顶煤最大塑性区范围为3.46m;采用“锚杆+锚索+钢梁+单体”进行联合支护。无支护条件下,相似模拟试验中开切眼顶煤厚度3m、3.5m、4m的顶板最大下沉量分别为1.13mm、0.71mm、0.24mm;数值模拟中顶煤最大垮落高度分别为4.088m、3.383m、3.195m;塑性区范围分别是2.63m、2.52m、2.23m,开切眼正上方最大拉应力值分别是0.1MPa、0.57MPa、0.82MPa。支护条件下,数值模拟中顶板下沉值为23mm、20mm、17mm,塑性区范围为1.95m、1.62m、1.31m,最大应力值达到0.31MPa、0.94MPa、1.33 MPa。开切眼掘进时顶煤厚度为3.4～4.8m,支护后围岩变形较小,顶煤较为完整,围岩稳定性好。研究成果可为活鸡兔井1-2煤北翼下分层工作面开切眼顶煤留设厚度以及支护方案提供科学合理的依据,为陕北地区特厚煤层开采提供理论基础。
郭洪臣[4]（2021）在《综采工作面大断面切眼围岩支护技术》文中认为1501综采工作面回采区域地质简单,切眼掘进断面达到29.75 m2,切眼围岩控制关键是对顶板岩层进行控制。采用理论分析方法、工程类比法对大断面切眼围岩控制技术方案进行设计,并对切眼掘进后顶板下沉量进行监测,结果表明:切眼顶板最大下沉量在57 mm内,顶板离层量在5 mm以内,确保了切眼顶板围岩稳定。
杨玉亮,徐祝贺,韩浩[5]（2020）在《浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术》文中指出为了解决浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护参数不合理,支护系统效能不足的问题,以红柳林矿25206工作面开切眼为工程背景,采用现场监测、数值模拟、理论分析、现场实践等手段对开切眼支护系统进行研究。研究表明:开切眼原支护参数能够较好控制围岩变形,但存在支护强度过高,锚杆（索）未能达到其额定支护阻力的问题;基于锚杆（索）协同支护方法,建立锚杆基础支护,锚索补强支护协同支护系统,计算合理支护参数,并利用数值分析进行锚杆和锚索方案的合理性和可靠性验证,确定在预紧力取50 kN时,顶板锚杆长度2.6 m,间排距1 200 mm×1 200 mm,帮锚杆长度2.2 m,间排距1 200 mm×1 200 mm,锚索直径17.8 mm,长度6.0 m,能够较好控制巷道围岩变形;优化支护方案后,顶部锚杆最大支护阻力稳定值78 kN,帮部锚杆为65 k N,顶部锚索为118 k N,锚杆（索）支护阻力显着提升,支护效能明显提高。通过矿井支护优化研究,形成了一套较完善的支护体系。
杨亚威[6]（2020）在《多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究》文中指出永聚煤业10#煤层顶板为坚硬的石灰岩,顶板岩层内存在大量孔洞,局部存在软泥入侵,采煤工作面回撤期间撤架通道数次出现冒顶、压架事故,造成很大的经济损失且存在安全隐患,永聚煤业10#煤层大断面回撤通道的支护在其它矿区开采过程中均没有可借鉴的经验,为避免工作面装备搬撤期间发生压架、漏顶等事故影响矿井安全生产,需要对该问题进行系统研究。本文以永聚煤业10#煤层综采工作面大断面回撤通道为工程背景,通过实地调研、理论分析、数值计算、数值模拟及现场工程实践等方法,系统研究了多孔洞复合顶板条件下大断面回撤通道的变形破坏规律,揭示围岩失稳变形的机理,据此提出以保证顶板整体性、完整性为核心的支护理念,设计以高强预应力锚杆、中空注浆锚索、单体柱+π型梁为主导的围岩控制技术,主要得到以下成果:多孔洞复合顶板回撤通道围岩典型破坏特征为:顶板表面岩层坚硬且裂隙发育破碎,冒顶事故频发,顶板大面积冒顶或沿煤帮切落式垮落造成压架事故;帮部煤体松软破碎,片帮明显。通过顶板钻孔窥视表明:顶板岩层0～4 m内,裂隙发育,存在轻微离层;顶板岩层4～8 m内溶洞发育,存在大量孔洞,岩体节理、裂隙充分发育,强度低,松散破碎;深度8 m及以上顶板岩层,岩体坚硬完整。永聚煤业10#煤层顶板岩层4～8 m内岩石质量指标（RQD值）约为深度8m以上岩层的三分之一,约为深度0～4 m岩层的二分之一,且该区域岩样的抗压强度、抗拉强度均明显低于0～4 m和8～13 m范围内的岩样,孔洞发育导致岩体的完整性、连续性、整体性大幅度降低。永聚煤业10#煤层回撤通道顶板悬臂梁长度11.3 m,顶板不稳定岩层的深度小于12 m,回撤通道顶板支护的对象为均厚12.79 m的石灰岩基本顶。石灰岩内孔洞发育区存在多个孔洞和多组结构面,使该区域岩体的强度、自稳及承载能力大幅度降低。初步提出孔洞发育顶板回撤通道围岩失稳机理:回撤通道开挖后,顶板浅部岩层裂隙延展发育,孔洞发育区内节理、裂隙扩展发育,进一步增大顶板不稳定岩层的深度,顶板完整性、整体性不断降低,孔洞发育区岩层易出现较大离层,逐渐发展为冒顶或大面积切落式垮落,造成压架事故。采用FLAC3D数值模拟软件模拟分析孔洞发育对回撤通道围岩稳定性的影响,结果表明,顶板孔洞发育层位越浅,对于巷道围岩稳定性影响越大;孔洞分布层位上部岩层和下部岩层相向移动,孔洞围岩受剪破坏明显;孔洞分布密度越大,顶板塑性破坏越严重,表面位移量越大,当孔洞体积达到整个孔洞发育区的25%后,顶板沿煤壁附近发生切落式垮落,回撤通道围岩整体失稳,充分说明了孔洞发育是导致回撤通道围岩难以控制的关键因素,验证了回撤通道顶板失稳破坏机理。根据多孔洞复合顶板的破坏特性,将顶板岩层分为裂隙破碎区、孔洞发育区、坚硬自稳区,并提出以保证顶板的完整性、整体性为核心的多级支护技术,分析永聚煤业回撤通道现有支护存在的问题,结合具体的工程实例,设计以高强预应力锚杆、中空注浆锚索、单体柱+π型梁为主导的多层级围岩控制技术方案,分析探讨锚杆锚索预应力、长度等对支护效果的影响,选择恰当的支护理论确定锚杆、锚索支护的具体参数。现场应用期间进行实地调研和矿压监测,结果表明,新方案充分调动深部稳定岩层的承载能力,深部岩层和浅部岩层组合为稳定承载结构,充分发挥围岩的自承和承载能力,有效控制顶板岩层的离层、相向移动及裂隙扩展发育,将巷道顶板下沉量控制在合理范围内,避免了顶板的非连续大变形及冒顶事故的发生,取得了良好的应用效果。研究成果具有重要的现实意义和深远的历史意义。
胡跃龙[7]（2019）在《二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究》文中提出综采工作面开切眼是煤矿安全生产的重要组成部分,主要用于安装与工作面回采相关的设备。确保开切眼的稳定性及安全,对于综采工作面内的设备以及工作面的回采具有重要的意义。开切眼由于其断面跨度大,容易引发顶板冒落、帮部挤出、底板鼓出等问题,导致开切眼在服务期间需要多次重复维修,影响工作面的顺利回采、井下设备的正常工作和工作人员的安全。本文以南阳坡矿5#307盘区8702工作面大跨度开切眼为研究对象,采用现场地质调察、室内实验、理论分析与计算、数值模拟分析、现场监测和拟合分析,对宽9.30m（10.5m）、高3.80m的开切眼围岩应力、位移变化规律进行了研究。主要研究成果如下:（1）采用普氏平衡拱理论确定了开切眼松动围岩压力的大小;通过顶板岩梁结构力学分析确定了锚固岩梁的最小高度为3.15m,为方便综采设备安装最终取为3.8m。（2）通过无支护条件下FLAC3D数值模拟分析,可知无支护条件下开切眼变形量很大,单一支护无法控制围岩变形,需采用锚杆锚索金属网联合支护的形式;开切眼帮部变形量基本相等,帮部支护可以采用相同的支护参数进行布置;开切眼左帮顶板与开切眼右帮顶板变形量基本相同,顶板可采用相同的支护参数,且支护参数必须满足开切眼右帮顶板的要求;底板变形量很小,在实际支护方案中底板无需进行支护;在开切眼、刷扩开切眼四个角部出现应力集中等情况,在支护方案设计时,四个角部支护需打倾斜锚索（锚杆）,包括顶板和帮部均需要打倾斜锚索（锚杆）。（3）通过现场监测分析可知,顶板离层量很小,满足工程安全的要求;监测的围岩表面位移收敛量与支护条件下数值模拟的变形量相差不大,支护达到预期效果;锚索轴力由于预紧力不同锚索轴力差别较大,但均小于锚索锚固力,支护结构仍具有一定的安全储备,支护方案能确保开切眼的稳定,保证综采工作面的顺利回采。（4）通过拟合分析可知,围岩位移量遵循曲线:y=A2+（A1-A2）/(1+e（x-x0）/dx),开切眼位移量呈“L”型分布,刷扩开切眼位移量呈“S”型分布。该论文有图90幅,表12个,参考文献70篇。
王伟光[8]（2019）在《特厚煤层大断面开切眼推引锚固与复向控制研究》文中研究指明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。
孙海良[9]（2017）在《大埋深三软煤层复合顶板大断面开切眼支护技术》文中研究表明为满足综采工作面大功率设备的运输和安装需要,解决传统支护方式无法满足开切眼断面大、跨度大等支护问题。采用理论分析与现场监测方法,研究大埋深三软煤层复合顶板条件下大断面大跨度开切眼支护技术,开切眼宽度为10 m,高度为4.3 m,断面面积达43 m2,并对支护效果进行检验。研究结果表明:采用高强度锚杆锚网带+长短锚索托梁联合支护技术加固围岩,形成一个超强、超厚、稳定、相互叠加的加固拱、组合梁,其顶板最大下沉量188 mm,两帮最大移近量376 mm,能够有效地控制开切眼围岩破坏变形,满足工作面运输安装的要求。
黄立刚[10]（2017）在《破碎顶板下大断面综采工作面开切眼支护技术实践》文中认为随着综采工作面设备逐步更新,综采工作面开切眼的安装需用空间也在逐步变大,在顶板破碎的情况下施工大断面综采工作面开切眼的主要技术难题便是支护技术问题,本文通过理论与实践的结合,对破碎顶板下大断面开切眼的支护技术提出了指导性意见。
二、综采大断面切眼锚杆锚索联合支护技术（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、综采大断面切眼锚杆锚索联合支护技术（论文提纲范文）
（1）复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究（论文提纲范文）
| 引言 |
| 1 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护概述 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护现状 |
| 1.3 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护概述 |
| 2 巷道冒顶的原因分析 |
| 3 复合顶板离析和变形原因分析 |
| 3.1 复合顶板易离层 |
| 3.2 顶板及两帮变形量大 |
| 4 复杂条件下综采工作面大断面切眼支护优化分析 |
| 4.1 采工作面大断面切眼支护参数设计优化措施 |
| 4.1.1 锚杆支护参数的选择 |
| 4.1.2 锚索支护参数的选择 |
| 4.1.3 开切眼锚杆索支护方案优化 |
| 4.2 切眼优化措施 |
| 4.2.1 切眼成巷方式进行模拟 |
| 4.2.2 开切眼围岩应力分布 |
| 4.2.3 开切眼围岩变形 |
| 4.3 大采深复合顶大断面支护设计优化措施 |
| 4.3.1 应该加强对切眼支护结构和设计技术的研究 |
| 4.3.2 加强复杂条件下综采工作面大断面切眼支护设计的意识 |
| 4.3.3 对复杂条件下综采工作面大断面切眼支护减少进行管理 |
| 4.4 切眼支护施工优化措施 |
| 5 结语 |
（2）复杂复合顶板大断面切眼一次成巷技术研究（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 地质概况 |
| 2 数值模拟分析支护可行性 |
| 2.1 数值模型建立 |
| 2.2 切眼支护模拟结果分析 |
| 3 成巷效果对比分析 |
| 4 结语 |
（3）本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究（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 采空区下开采研究现状 |
| 1.2.2 开切眼研究现状 |
| 1.2.3 覆岩结构研究现状 |
| 1.2.4 稳定性监测研究现状 |
| 1.3 研究内容、方法及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 技术路线 |
| 2 顶煤承载结构稳定性力学分析 |
| 2.1 地质概况 |
| 2.1.1 矿井概述 |
| 2.1.2 1~(-2)煤层赋存条件 |
| 2.1.3 工作面开切眼概况 |
| 2.2 开切眼围岩力学参数 |
| 2.3 开切眼顶煤破坏形式与稳定性影响因素 |
| 2.3.1 顶煤破坏形式 |
| 2.3.2 稳定性影响因素 |
| 2.4 煤梁稳定性分析及最小厚度 |
| 2.4.1 基本假设 |
| 2.4.2 煤梁力学模型 |
| 2.4.3 煤梁上覆载荷计算 |
| 2.4.4 煤梁最小厚度分析 |
| 2.5 顶煤塑性区最大范围 |
| 2.5.1 上分层开采底板破坏深度 |
| 2.5.2 掘进影响下塑性区范围 |
| 2.6 开切眼支护方案确定 |
| 2.7 本章小结 |
| 3 开切眼稳定性相似模拟试验研究 |
| 3.1 试验设计 |
| 3.1.1 相似比例 |
| 3.1.2 材料配比 |
| 3.1.3 开切眼布置 |
| 3.1.4 模型加载力确定 |
| 3.2 模型监测系统布置 |
| 3.2.1 内部变形监测 |
| 3.2.2 表面变形监测 |
| 3.3 试验结果分析 |
| 3.3.1 开切眼掘进过程 |
| 3.3.2 开切眼加载过程 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 开切眼顶煤稳定性数值模拟研究 |
| 4.1 模拟软件简介 |
| 4.1.1 3DEC简介 |
| 4.1.2 FLAC简介 |
| 4.2 开切眼巷道数值模拟 |
| 4.2.1 模型建立与优化 |
| 4.2.2 无支护条件下围岩稳定性情况 |
| 4.2.3 支护条件下围岩稳定性情况 |
| 4.3 本章小结 |
| 5 现场监测与稳定性分析 |
| 5.1 监测内容 |
| 5.2 监测方法与设备 |
| 5.2.1 十字布点法 |
| 5.2.2 顶板离层仪 |
| 5.2.3 数显型测压计 |
| 5.2.4 FBG传感器 |
| 5.2.5 机械式与光纤光栅式锚杆索测力计 |
| 5.2.6 钻孔成像仪 |
| 5.3 监测结果分析 |
| 5.3.1 表面位移监测结果分析 |
| 5.3.2 深部位移监测结果分析 |
| 5.3.3 单体支柱支撑载荷监测结果分析 |
| 5.3.4 棚梁应变监测结果分析 |
| 5.3.5 锚杆索轴力监测结果分析 |
| 5.3.6 钻孔窥视结果分析 |
| 5.4 开切眼稳定性分析 |
| 5.4.1 稳定性情况说明 |
| 5.4.2 开切眼顶煤厚度探测 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 研究展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 附录 |
（4）综采工作面大断面切眼围岩支护技术（论文提纲范文）
| 1 工程概况 |
| 2 切眼围岩支护设计 |
| 2.1 切眼锚网索支护参数 |
| (1）锚杆支护参数 |
| (2）锚索参数 |
| 2.2 一次掘进切眼支护方案 |
| 2.3 切眼二次扩刷支护 |
| 3 切眼顶板变形监测 |
| 4 结语 |
（5）浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 工程概况 |
| 2 开切眼围岩变形与锚杆(索)支护载荷监测 |
| 2.1 开切眼表面位移监测 |
| 2.2 深基点位移监测 |
| 2.3 锚杆(索)阻力监测 |
| 3 锚杆-锚索与围岩协同锚固理论 |
| 4 开切眼围岩控制技术 |
| 4.1 支护方案 |
| 4.2 支护方案数值模拟分析 |
| 4.2.1 锚杆支护参数模拟 |
| 4.2.2 锚索支护参数模拟 |
| 5 现场工业性试验 |
| 5.1 巷道表面位移监测 |
| 5.2 深基点位移监测 |
| 5.3 锚杆(索)阻力监测 |
| 6 结论 |
（6）多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 问题的提出与研究意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 工作面回撤研究现状 |
| 1.2.2 巷道顶板(围岩)变形破坏机理研究现状 |
| 1.2.3 巷道围岩控制理论与技术研究现状 |
| 1.2.4 回撤通道支护技术研究现状 |
| 1.3 存在问题 |
| 1.4 论文研究内容及研究方法 |
| 1.4.1 本论文拟研究的主要内容 |
| 1.4.2 主要研究方法 |
| 第二章 回撤通道围岩结构特征与破坏机理研究 |
| 2.1 工程概况 |
| 2.1.1 开采技术条件 |
| 2.1.2 工作面回撤通道概况 |
| 2.1.3 多孔洞复合顶板回撤通道围岩变形破坏特征 |
| 2.2 孔洞性顶板原位特性研究 |
| 2.2.1 顶板赋存状况 |
| 2.2.2 顶板钻孔窥视 |
| 2.2.3 地应力测试 |
| 2.2.4 巷道围岩物理力学特性实验 |
| 2.3 回撤通道覆岩结构与顶板破坏机理 |
| 2.3.1 回撤通道覆岩垮落状态分析 |
| 2.3.2 回撤通道顶板破坏状态 |
| 2.3.3 回撤通道顶板破坏机理 |
| 2.3.4 回撤通道覆岩结构 |
| 2.3.5 回撤通道实体煤帮破坏机理 |
| 2.4 小结 |
| 第三章 多孔洞复合顶板回撤通道围岩稳定性数值模拟研究 |
| 3.1 数值模拟研究背景概述 |
| 3.2 FLAC~(3D)数值模拟实验研究 |
| 3.2.1 数值计算软件简介 |
| 3.2.2 孔洞分布层位对回撤通道围岩稳定性分析 |
| 3.2.3 孔洞发育密度对回撤通道围岩稳定性分析 |
| 3.3 小结 |
| 第四章 多孔洞复合顶板回撤通道围岩控制技术研究 |
| 4.1 多孔洞复合顶板回撤通道控制思路 |
| 4.1.1 回撤通道支护存在的主要问题 |
| 4.1.2 多孔洞复合顶板控制思路 |
| 4.1.3 各种支护方式的作用 |
| 4.1.4 多孔洞复合顶板回撤通道多层级支护技术 |
| 4.2 影响回撤通道支护效果的主要因素 |
| 4.3 回撤通道支护合理参数设计 |
| 4.3.1 顶板锚杆支护 |
| 4.3.2 顶板锚索支护 |
| 4.3.3 帮部锚杆支护 |
| 4.4 小结 |
| 第五章 多孔洞复合顶板回撤通道支护技术应用及效果分析 |
| 5.1 工作面概况及支护方案 |
| 5.1.1 末采工序 |
| 5.1.2 回撤通道施工 |
| 5.2 应用效果现场监测 |
| 5.2.1 监测目的及内容 |
| 5.2.2 巷道表面位移量监测 |
| 5.2.3 巷道顶板离层监测 |
| 5.2.4 锚杆锚索受力监测 |
| 5.2.5 其它测试 |
| 5.3 小结 |
| 第六章 结论及展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 攻读学位期间取得的科研成果 |
| 致谢 |
（7）二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究（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 大跨度开切眼支护存在的问题 |
| 1.4 研究内容 |
| 1.5 研究方法 |
| 1.6 技术路线 |
| 2 工程概况 |
| 2.1 南阳坡矿位置及自然环境 |
| 2.2 南阳坡矿周围煤矿分布情况及区域地质构造 |
| 2.3 煤岩层物理性质 |
| 2.4 煤岩体物理力学参数测定 |
| 2.5 综采工作面位置图 |
| 2.6 本章小结 |
| 3 大跨度开切眼稳定性分析 |
| 3.1 大跨度开切眼顶板破坏机理分析 |
| 3.2 松动围岩压力计算 |
| 3.3 开切眼顶板岩梁结构力学分析 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 开切眼数值模拟分析与支护方案设计 |
| 4.1 开切眼支护设计原则 |
| 4.2 无支护条件下数值模拟分析 |
| 4.3 开切眼支护设计 |
| 4.4 顶板锚索、锚杆布置 |
| 4.5 帮部锚杆布置 |
| 4.6 辅助材料的确定 |
| 4.7 大跨度开切眼支护方案 |
| 4.8 支护条件下数值模拟分析 |
| 4.9 本章小结 |
| 5 现场监测及分析 |
| 5.1 监测仪器 |
| 5.2 监测方案 |
| 5.3 现场监测数据分析 |
| 5.4 拟合分析 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（8）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 |
（9）大埋深三软煤层复合顶板大断面开切眼支护技术（论文提纲范文）
| 0 引言 |
| 1 工程慨况 |
| 2 开切眼支护原理及参数 |
| 2.1 支护原理 |
| 2.2 支护参数 |
| 3 开切眼施工方案及支护效果分析 |
| 3.1 施工方案 |
| 3.2 支护效果分析 |
| 4 开切眼支护效益分析 |
| 5 结语 |
四、综采大断面切眼锚杆锚索联合支护技术（论文参考文献）
- [1]复杂条件综采工作面切眼支护技术优化研究[J]. 张红军. 山西化工, 2022(01)
- [2]复杂复合顶板大断面切眼一次成巷技术研究[J]. 李绍海,邢旭东,郑祥奇. 煤炭技术, 2021(09)
- [3]本煤层采空区下大断面开切眼顶煤稳定性研究[D]. 杨玉玉. 西安科技大学, 2021(02)
- [4]综采工作面大断面切眼围岩支护技术[J]. 郭洪臣. 江西煤炭科技, 2021(02)
- [5]浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术[J]. 杨玉亮,徐祝贺,韩浩. 煤炭科学技术, 2020(12)
- [6]多孔洞岩溶区软泥入侵复合顶板回撤通道支护技术研究[D]. 杨亚威. 太原理工大学, 2020(07)
- [7]二次掘进下大跨度开切眼支护技术研究[D]. 胡跃龙. 辽宁工程技术大学, 2019(07)
- [8]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
- [9]大埋深三软煤层复合顶板大断面开切眼支护技术[J]. 孙海良. 煤炭科学技术, 2017(12)
- [10]破碎顶板下大断面综采工作面开切眼支护技术实践[A]. 黄立刚. 煤矿安全绿色高效开采技术研究——宁夏回族自治区煤炭学会学术论文集, 2017