浅谈煤巷锚杆失效原因及控制

浅谈煤巷锚杆失效原因及控制

一、浅谈煤巷锚杆失效原因及控制(论文文献综述)

安铁梁[1](2021)在《锚杆锚固体疲劳损伤及抗疲劳支护原理》文中指出锚杆支护技术已经广泛应用于矿山、边坡、隧道等工程领域,并取得的巨大的经济和社会效益,但在工程设计时常根据极限平衡原理设计锚固参数,忽略了锚固力波动对锚固体疲劳损伤的影响。煤矿巷道的实际工况中,受工作面回采、巷道掘进、爆破等工程扰动,巷道中锚杆锚固力不断波动变化,锚固力波动变化会引起锚杆锚固体的疲劳损伤,锚杆锚固体的疲劳损伤程度关系到巷道围岩的承载能力和稳定性,有必要对锚杆锚固力波动与锚固体的疲劳损伤进行关联分析,为解决复杂工况下由锚固体疲劳损伤造成的锚固体失效问题奠定基础。本文以锚杆锚固体为研究对象,将锚杆锚固力波动简化为恒幅疲劳荷载,综合利用预应力锚杆锚固体的疲劳损伤行为实验、砂岩锚固体的疲劳损伤行为实验、解析法、有限元法、有限差分法、锚杆的现场拉拔测试、工业性试验等方法,揭示了锚杆锚固体疲劳损伤效应,识别了锚杆锚固体疲劳损伤特征,判别了锚杆锚固体疲劳损伤模式,推导了锚固界面疲劳失效速率的解析方程,提出了锚固界面疲劳刚度退化的本构方程,构建了有限元疲劳损伤分析模型,阐述了锚固缺陷对锚固界面疲劳损伤的影响规律,提出了锚固体抗疲劳的改良方法,发现了锚杆锚固力波动的机理,总结了锚杆抗疲劳支护原理并进行了工程实践验证。主要研究工作如下:(1)通过预应力锚杆锚固体的疲劳损伤行为实验,分析了加载幅值、频率与预紧力对锚固体的疲劳损伤效应,相同幅值的循环荷载加载时,声发射参数的累积振铃计数与加载时间符合对数函数的曲线形式,其拟合公式为y=Aln(n/f)+B,加载频率加速了锚固体损伤过程,降低了锚固体损伤程度;预紧力越大,锚固体抵抗循环荷载的能力越强;结合声发射参数中的振铃计数定义了循环荷载的损伤参数Dd,定量分析了循环荷载对锚固体的损伤程度;推断了循环荷载作用后锚固体试件的损伤演化过程,提出了循环荷载作用后预应力锚固体具有较高稳定性的机理。(2)通过砂岩锚固体的疲劳损伤行为实验,结合监测到的声发射特征参数,阐述了疲劳荷载拉拔条件下砂岩锚固体的损伤演化过程,分为弹性变形、稳定发展和断裂失效三个阶段;揭示了砂岩锚固体疲劳损伤演化规律;引入RA-AF关联分析法,识别了锚固体试件在不同阶段的疲劳损伤特征;采用聚类法对锚固体试件在疲劳拉拔过程中声发射特征参数进行聚类分析,判别出砂岩锚固体的疲劳损伤模式。(3)基于双剪切滞模型,提出了锚固界面疲劳失效速率的解析方程,锚固界面疲劳失效可以分为疲劳初期、前期和后期三个阶段,疲劳初期界面失效长度很小,疲劳前期界面失效速率在最大值0.0326mm/次后逐渐降低,此阶段界面失效速率减小幅度大于0.00001mm/次,疲劳后期,界面的疲劳失效速率低于0.0007553mm/次,界面失效速率减小幅度小于0.00001mm/次,疲劳前期和后期的界面失效速率呈现减小趋势,但界面失效长度持续增大;讨论了解析方程中各材料参数对锚固界面的疲劳失效的影响,(4)借鉴纤维领域关于界面疲劳问题的理论模型,提出了锚固界面疲劳刚度退化的本构方程,通过UMAT子程序二次开发将该本构方程嵌入ABAQUS,建立了有限元疲劳损伤分析模型,提出了基于Tresca屈服准则与锚固界面疲劳刚度退化本构方程的数值分析方法,并通过锚杆单调荷载、循环荷载拉拔实验,确定了有限元数值模型中的关键参数:锚固界面疲劳刚度退化模型中的实验参数及有限元模型中锚固界面单元的剪切强度;分析了锚固体尺寸和材料参数对锚固界面疲劳损伤的影响;通过理论计算验证了有限元数值分析法的正确性。(5)采用基于Tresca屈服准则与锚固界面疲劳刚度退化本构方程的有限元数值分析法阐述了含锚固缺陷锚固体的界面疲劳损伤过程,可以分为疲劳初期、疲劳前期和疲劳后期三个阶段,结合疲劳荷载加载过程不同缺陷长度、位置和分布模式的界面在疲劳初期、前期和后期的锚杆轴向应力与界面剪应力的变化,分析了锚固缺陷长度、位置及分布模式对锚固界面疲劳损伤的影响规律;设计了增大锚杆锚固密实度及锚固力的装置,提出了锚固体抗疲劳的改良方法。(6)依托采动条件下友众煤矿30104工作面的轨道顺槽的工程实践,采用有限差分法分析了简谐应力波条件锚固体质点的动载响应,揭示了锚杆锚固力波动机理为:动载扰动下锚固范围表面与浅部质点的位移差为dp1-2,表面与深部质点的位移差为dp1-3,d(dp1-2)-(dp1-3)为dp1-2与dp1-3的差值,变化的d(dp1-2)-(dp1-3)作用于锚杆导致锚杆锚固力波动,与围岩的整体大变形无关;探讨了不同支护参数条件锚杆锚固力的动载响应规律;总结了巷道锚杆抗疲劳支护原理,根据锚杆抗疲劳支护原理设计了30104工作面轨道顺槽顶板锚杆抗疲劳支护方案,矿压监测结果验证了支护方案在控制锚杆锚固力波动方面的优越性,说明了锚杆抗疲劳支护原理的正确性。

史新帅[2](2021)在《基于多源信息的深部掘进煤巷冲击冒顶机理试验研究》文中研究表明针对深部掘进煤巷冲击地压问题日益突出的现状,本文依托国家自然科学基金重点项目“深部开采与巷道围岩结构稳定控制信息化基础理论(51734009)”,国家自然科学基金面上项目“深部掘进煤巷冲击冒顶多尺度效应灾变机理研究(52074259)”,以深部掘进煤巷冲击冒顶灾变为背景,首先采用声-电-波一体化测试装置对煤岩破裂失稳过程中多参量前兆信息同步采集,然后利用自主研发的大尺度三维巷道冲击地压物理模拟试验系统对动静载作用下深部掘进煤巷冲击失稳机理和破坏模式进行研究,最后采用块体离散元数值模拟揭示了冲击荷载作用下巷道围岩细观裂纹扩展演化规律与围岩锚固承载结构的形成演化机理。主要研究内容和成果如下:(1)采用自主设计的声-电-波一体化测试装置对单轴荷载作用下不同煤岩体变形破坏过程中声发射、电阻率、波速等多源信息进行同步采集,深入剖析了煤岩体破裂失稳时声发射振铃计数、b值、超声波波速、视电阻率等前兆信息的内在联系,提出了以BP神经网络为载体,融合声发射、超声波和视电阻率等多源信息的煤岩损伤失稳前兆预警模型。(2)自主研发了大尺度三维巷道冲击地压灾变演化与失稳机理模拟试验系统,通过液压加载施加静荷载模拟初始地应力,采用炸药爆炸施加冲击荷载,从而实现动静荷载的同时施加,融合多种监测手段实现了试样加载过程中多种物理信息的同步采集与相互补充,可用于研究深部巷道冲击地压发生机理,揭示冲击地压强度与抛出围岩量的关系,对研究动静载作用下不同支护巷道的破坏试验能够起到一定的指导作用。(3)利用大尺度三维巷道冲击地压物理模拟试验系统研究了动静载组合作用下不同锚固巷道冲击失稳破坏过程中应力场、变形场、地电场等的响应特征,揭示了不同支护巷道在动静载作用下的冲击失稳机理与破坏模式,建立了动静载下巷道顶板锚固结构失稳判据。(4)基于UDEC块体离散元数值计算方法研究了动静载作用下深部掘进煤巷冲击失稳全过程宏细观破裂演化机制,利用编译的FISH程序对细观损伤裂纹进行记录和追踪,获得了冲击荷载作用下巷道围岩细观裂纹扩展演化规律,揭示了动载作用下巷道围岩锚固承载结构的形成演化机理,系统分析了支护方式、初始地应力、动载强度等对巷道冲击失稳的影响,对不同工况下巷道冲击失稳过程中应力场、位移场、裂纹场演化规律进行对比分析,从细观层面揭示了深部掘进煤巷冲击失稳机理。(5)针对深部掘进煤巷提出了“监测预警+主动防控”的冲击地压综合防控策略。采用多元耦合分析对深部掘进煤巷冲击失稳危险程度进行综合评价,并根据冲击危险程度对不同掘进煤巷采取分类防冲支护措施,为深部掘进煤巷冲击地压灾害防治提供参考。该论文有图112幅,表15个,参考文献199篇。

谢正正[3](2020)在《深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究》文中指出随着国家煤炭开采重心向资源禀赋好、开采条件好的西部地区转移,这一地区深部开采已成必然趋势。基于工程因素的考虑,煤巷高度一般小于工作面采高,造成煤岩复合顶板巷道在我国西部,尤其是鄂尔多斯地区越来越常见。由于深部煤层强度低、节理发育,造成煤层碎胀变形严重,顶煤易与直接顶产生离层变形,且煤帮易发生大范围劈裂破坏,给巷道维控带来极大困难。与此同时,西部地区采煤装备的迅速发展全面推进了综采技术的进度,而对应的综掘技术发展相对滞后,采掘接续高度紧张,再次加重了煤巷的控制难度。所以煤岩复合顶板巷道控制难度大、掘进效率低的问题一直困扰着西部地区矿井的安全高效生产,研究深部巷道煤岩复合顶板变形破坏机理及高效控制技术,对破解围岩控制和掘进效率相制约的难题具有重大意义。本文主要以西部地区葫芦素煤矿煤岩复合顶板巷道为工程背景,针对巷道安全性差和支护效率低的科学问题,采用现场实测、实验室实验、数值计算、理论分析、相似模拟、材料研发和现场试验相结合的研究方法,多角度分析了煤岩复合顶板分层渐进垮冒规律,揭示了煤岩复合顶板厚层跨界锚固机理,阐明了复合顶板厚层锚固系统承载和破坏机制,创新了煤岩复合顶板跨界长锚固柔化结构,取得如下主要研究成果:(1)揭示了煤岩复合顶板巷道变形破坏特征。通过现场测试分析,最大水平主应力高达22.33 MPa,煤层和直接顶孔裂隙发育,尤其是煤层分布着大量横纵交错的微裂隙,造成煤体和直接顶抗压强度仅为10.8 MPa和32.1 MPa,是煤岩复合顶板离层破坏的内在原因;巷道跨度为5.4 m、锚杆初锚力仅为26 k N,锚杆锚固深度为2.1 m,无法遏制巷道围岩的初始变形和后期持续变形,是煤岩复合顶板巷道变形失稳的外在原因。(2)阐明了煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程。由实验室实验分析,随着煤样高度增加,组合试样应变增高区范围越大,发生局部应变突变的可能越大,使得试样的力学性能参数越小。能量耗散过程证明了能量演化以弹性应变能为主,占总能量的81%~98.3%,当超过峰值强度这一关键节点后,煤样弹性应变能迅速释放,促使岩样在交界面萌生裂隙,并进一步引起裂隙的扩展与贯通,造成组合试样的拉剪破坏。解析了巷道开挖释放的弹性变形能是浅部顶煤变形与裂隙发育的主要因素,及时强力支护可使微裂隙重新闭实,遏制消耗能的增加,恢复巷道围岩相对的能量平衡。(3)发现了应力释放过程中煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律。由离散元模拟分析,随着应力逐渐释放,煤岩复合顶板变形呈阶段性渐进增长,顶煤最先离层断裂,后引起直接顶分层破坏,顶板最终呈“三角”型整体垮冒,揭示了顶煤是诱发围岩发生整体性变形和渐进失稳的主要因素,指出了抑制顶煤裂隙扩展与贯通是控制煤岩复合顶板渐进破坏的关键;同时阐明了围岩变形量和顶板裂隙数量与煤层厚度具有较强的正相关,顶煤厚度变厚加大了巷道的控制难度。(4)解析了煤岩复合顶板厚层跨界锚固原理。根据模拟计算分析,锚杆长度的增加根本上改变了顶板变形方式,由大范围“三角”型断裂式下沉变为小范围“圆弧”型均匀式下沉;同时缩小了裂隙扩展范围,由广泛分布在锚杆锚固区内外,再到最深分布在锚杆端头区域,最后仅存在于锚杆锚固区浅部;揭示了锚杆端头损伤区随着锚杆长度增加发生上移并渐进弱化的厚层跨界锚固原理。(5)研发了顶板厚层锚固系统并提出了跨界长锚固技术。根据理论分析,利用长锚杆在顶板构建水平、垂直方向上均能实现应力连续传递的厚层稳态岩梁,这是厚层锚固系统的内涵,具有抗弯刚度大、裂隙化程度低和锚杆支护效率高的特点;验证了厚层跨界锚固下强力护表可有效抑制张拉裂隙的数量,由占比34.9%降低至20.5%,顶板应力实现连续化传递,同时缓解作用到煤帮的压力,双向优化顶帮控制,有利于巷道长期稳定。(6)确定了煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制。由相似模拟分析,高预应力柔性长锚杆构建了高强度和高刚度的顶板厚层锚固结构,充分调动顶板更深处围岩参与承载,降低了顶板应力释放幅度,提高了巷道抗变形能力;锚杆初始预紧力越高,锚杆反应越灵敏,对围岩的支护作用越及时,进而抑制裂隙的扩展。经冲击动载实验表明,顶板薄层锚固结构被强动载瞬间冲垮,呈整体“刀切”型破坏,而厚层锚固结构具有较强的抗冲击特性,其巷帮先被冲垮带动顶板发生“扇形”整体性下沉,围岩完整性得到有效保持,确保了煤巷的安全。(7)研制了不受巷高限制且实现旋转式快速安装的柔性锚杆。经多工况实验分析,确定了影响柔性锚杆力学性能的锁紧套管参数,锚杆峰值力超过330 k N,延伸率达到5%,具有良好的承载能力和延展性能;揭示了柔性锚杆在长期载荷和循环载荷作用下的力学特征和破坏机制,验证了柔性锚杆在不同淋水环境、不同安装角度等特殊井下环境的可靠性,并在三种复杂条件巷道中进行了推广应用。(8)在葫芦素和门克庆煤矿两个典型煤岩复合顶板巷道中开展厚层锚固系统的工程验证,巷道掘进速度提高了60%,尤其是门克庆煤矿,创下了深井大断面煤岩复合顶板巷道单巷单排单循环月进1040 m的掘进纪录;同时,显着提升了巷道控制效果,将顶板裂隙降至0.8 m以内,煤帮变形也得到根本改善,为类似条件巷道的推广应用提供了有力参考。该论文有图159幅,表28个,参考文献175篇。

张恩泽[4](2020)在《全长锚固锚杆对深部动压巷道围岩控制作用研究》文中指出全长锚固锚杆对围岩控制效果得到广泛认可,对动压巷道围岩稳定性具有重要意义。针对目前全长锚固锚杆支护理论远滞后于实践,且在工程应用中主要依靠经验法和工程类比法的现状。通过理论、试验研究,分析端头锚杆和全长锚固锚杆的失效形式,对比分析不同类型的锚杆锚固特性及受力特征,得出全长锚杆的横向剪应力对围岩可以产生较强的横向作用力,使得锚固范围内的岩层形成牢固的承载体,可以有效的控制采动巷道围岩的强烈变形;通过数值模拟实验对不同锚固长度锚杆与围岩的控制情况进行研究,得出了锚固长度与围岩变形之间的关系;研究动压巷道的破坏机理及变形规律并根据极限平衡理论建立的围岩力学模型,推导出围岩应力和位移公式;基于“高”、“大”、“长”的巷道支护理念研究动压巷道的支护参数,依据自稳隐形拱理论计算出初始巷道锚杆、锚索支护参数;通过数值模拟软件MIDAS/GTS模拟巷道小煤柱护巷段、双向动压影响段、沿空掘巷段的围岩变形情况,以巷道顶板下沉量、两帮收敛量为指标对巷道不同工况下的支护效果进行比较,最终制定出分段巷道的支护参数;通过在百良煤矿进行工业性试验研究,验证全长锚杆对动压巷道支护的有效性,有效抑制围岩大变形,节约大量成本。

王彬[5](2020)在《煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究》文中提出在煤矿巷道掘进过程中,巷道支护速度远远赶不上掘进速度,锚杆(索)支护时间占整个巷道成巷时间的60~70%,且巷道掘进与锚杆(索)支护不能够完全平行作业,严重制约了巷道的快速掘进。由于巷道掘进工作面存在“空间+时间”效应,使得巷道围岩变形和应力释放不能一次性完成。本文依据掘进工作面的“空间+时间”效应,展开对掘进过程中巷道围岩变形和应力释放进行研究,并提出巷道锚杆(索)分次支护的思想,旨在提高巷道的掘进速度。研究主要结论如下:(1)分析并总结现有煤矿掘进巷道围岩的变形破坏类型以及围岩的变形特性,针对掘进工作面的“空间+时间”效应,分别从物理效应、力学效应以及时间效应进行描述。在开挖面“空间+时间”效应的影响下,巷道围岩纵向变形形式可分为:稳定变形型、持续变形型、加速变形型。(2)现有的煤巷支护设计均采用一次成巷的支护技术,锚杆(索)支护时间过长,忽略了开挖面的时空效应,未充分考虑巷道围岩的变形特性且支护理念不适应巷道的快速掘进,严重影响巷道的掘进效率。依据巷道掘进工作面的“空间+时间”效应影响,提出了煤巷锚杆(索)分次支护的思想,旨在减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,以此来提高巷道的掘进速度,实现煤矿巷道的快速掘进。(3)对掘进巷道建立时空效应下的力学模型,通过弹性-粘弹性对掘进巷道进行力学分析,推导出巷道在掘进时围岩的变形、应力随空间和时间的变化规律。随着掘进面的循环推进,巷道围岩应力释放逐渐增大,围岩的变形和塑性区半径逐渐增大。通过理论分析在靠近开挖面附近处,围岩变形和应力释放较小,紧跟工作面支护一定数量的锚杆保证掘进空间安全稳定,剩下的锚杆在不影响掘进的情况下进行支护,减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,提高巷道的掘进效率,实现巷道的快速掘进。(4)以柠条塔S12001掘进巷道为背景,结合具体地层参数,利用分次支护的思想进行支护设计,并形成一套分次支护施工工艺。应用本文理论计算结果与现场实测数据对比分析,验证理论的正确性。分次支护方案不仅能够有效控制围岩变形,保证掘进空间安全,还能减少在掘进过程中锚杆(索)的支护时间,提高巷道的掘进效率,研究成果对实际工程具有深远的指导意义。

纪海玉[6](2020)在《近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究》文中研究说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。

张凯生[7](2020)在《高地应力煤巷围岩大变形机理及控制技术》文中研究指明随着我国工业的不断发展,对于煤炭资源的需求量仍然很大,我国东部地区的浅部煤炭资源的开采逐渐进入尾声,深部煤炭开采是当前以及未来发展的重点。但是深部开采也面临着非常多且艰巨的难题,例如深部高水平应力引起的强烈矿压显现,是煤炭深部开采中难题之一。山东裕隆集团有限公司下辖的义能煤矿13皮带大巷由于水平应力的影响,巷道围岩出现了大变形,进行了多次返修,严重影响了义能煤矿的正常生产。本文以义能煤矿13皮带大巷为工程背景,通过理论分析、数值模拟、室内实验及现场监测的综合研究方法,对13皮带大巷围岩的稳定性进行了分析,提出了适用于13皮带大巷的围岩控制技术及方案,并将所提出的支护方案对其进行了现场应用及数据监测,取得了以下主要研究结果:(1)通过对13皮带大巷进行现场地应力测试,测试结果为:最大水平主应力为25.01MPa,最小水平主应力为12.56MPa,并且水平应力的方向与13皮带大巷的掘进方向接近垂直,通过计算得到垂直应力为19.55 MPa。通过对13皮带大巷钻孔窥视最终得出:巷道顶板0.6m左右围岩破碎现象明显,0.6m~1.5m范围内多有离层及裂隙发育,1.5m以上围岩完整,无破碎及裂隙发育;巷道两帮1.6m左右围岩破碎现象明显,1.6m~5.0m范围内多有离层及裂隙发育。(2)通过理论分析研究了侧压系数对13皮带大巷两帮塑性区的影响,结果显示:13皮带大巷两帮塑性区的范围与其侧压系数成正比。通过数值模拟研究了侧压系数对13皮带大巷围岩稳定性的影响,研究结果显示:13皮带大巷巷道变形量随着侧压系数的增大而逐步增加。尤其是两帮位移严重影响了巷道的正常使用。因此13皮带大巷围岩控制的重点在于控制巷道两帮的变形。(3)通过对13皮带大巷围岩稳定性的分析,针对13皮带大巷帮部大变形的问题提出了锚杆+锚索的联合支护方式。分析锚杆与锚索各自的支护机理,根据钻孔窥视围岩内部破裂分区情况和数值模拟中两帮塑性区的范围,发现帮部锚杆的长度无法锚固到稳定的岩层中,从而无法有效控制巷道帮部变形的问题,提出了在帮部采用锚杆+锚索相结合的支护方式,并且对不同长度的锚杆和锚索进行了分析比选,确定了合理的锚杆+锚索组合参数为锚索8.0m、锚杆2.4m。(4)在13皮带大巷试验段巷道采用设计的优化方案进行支护并对13皮带大巷的表面位移、内部位移和受力情况进行了现场监测,监测结果表明:设计的优化方案可以对13皮带大巷的围岩进行有效的控制,大大减小了冒顶片帮的情况,监测30天后巷道的变形情况基本稳定,两帮移近量412mm,顶底板移近量173mm。通过分析13皮带大巷锚杆锚索的受力曲线,可以清楚的发现其均能提供较大锚固力。

王帅[8](2020)在《扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验》文中研究说明煤巷钻孔围岩强度低、锚固性能差,单一正常锚固很难提供较大的锚固力,导致树脂锚杆滑移失效现象严重,制约着煤矿安全高效开采。查阅大量文献得知,煤巷中树脂锚杆滑移失效的主要原因是钻孔围岩软弱、裂隙发育承受能力较差、锚固剂与钻孔围岩之间粘结能力差、抗剪能力弱等原因。针对上述问题,论文采用理论分析、室内试验、数值模拟以及现场试验的方法,给出一种防止锚杆滑移失效的方法——扩底补填。扩底补填是对锚杆孔底部进行倒楔形扩孔,之后在保留原有锚杆孔的条件下对扩孔部分进行补填。扩底补填改善了锚固段钻孔围岩的物理力学性质,增加了锚固剂与钻孔围岩之间的锚固界面粘结能力,是一种可以提高煤体锚固力的技术方法。论文通过理论分析扩底补填锚固在扩孔过程中的力学计算公式,建立了扩底补填锚固的力学分析模型,从理论上解释了扩底补填增加树脂锚杆锚固力的可行性。室内试验结果显示,正常锚固的极限承受力为18.7KN,一倍扩底补填的极限承受力为17.41KN增幅-6.9%;二倍扩底补填锚固的极限承受力为19.56KN,增幅4.6%;三倍扩底补填的极限承受力为35.1KN,增幅87.7%;四倍扩底补填的极限承受力为43.47KN,增幅132.5%;五倍扩底补填的极限承受力为52.1KN,增幅178%。拉拔结果显示五倍扩底补填锚固的锚固性能最好,其最大锚固力最大。数值模拟试验模拟正常锚固和八组不同倍数的扩底补填锚固的锚杆拉拔试验,结果表明:五倍扩底补填锚固及以下扩孔底补填锚固的轴向力变化趋势相同,增幅变化情况基本相似。五倍及以上的扩底补填锚固的拉拔力变化较小,增幅曲线接近水平;各部件位移的总体变化趋势随着扩孔倍数的增加而降低;五倍及以上扩底补填锚固,相同部件应力云图变化情况类似,与正常锚固相比应力增幅曲线几乎呈现水平变化。综合分析扩底补填锚固时现场扩孔作业量、补填作业量以及可行性等实际情况分析,认为五倍扩底补填锚固综合效果最好。现场试验结果表明,五倍扩底补填锚网支护的巷道顶板变形总量和变形速度均小于两组正常支护的巷道顶板变形总量。对防止树脂锚杆滑移失效现象效果显着。

周谢康[9](2020)在《星村煤矿深井巷道支护失效机理及加固技术研究》文中提出深井巷道在掘进过程中,由于巷道所处深度的增加,深井巷道的一些力学行为会发生了改变,巷道围岩的破坏特征呈现与浅部时不同的规律。本文以星村煤矿七采区3号探巷为研究对象,结合星村煤矿七采区3号探巷的地质条件,采用收集资料、查阅文献、理论分析、数值模拟、现场实践等方法,研究了深井巷道掘进过程中围岩应力及能量的演化规律,分析了星村煤矿七采区3号探巷支护体失效的机理,结合失效机理提出了加固技术,并通过数值模拟及现场进行工业性实验验证了加固效果,主要研究结论如下:(1)分析了星村煤矿七采区3号探巷在掘进过程中围岩应力及能量的演化情况,得到了不同掘进距离下巷道顶板围岩水平应力及垂直应力规律,当巷道向前掘进时,巷道围岩水平应力及垂直应力峰值向深部转移,且深部围岩存在水平应力不断增大,垂直应力不断减小的应力调整过程。(2)分析了不同埋深下巷道围岩中弹性能的演化情况及星村煤矿七采区3号探巷掘进过程中围岩内弹性能赋存情况。得到了随着埋深的增加,巷道顶板上方围岩弹性能最大区域逐渐向深部转移;随着星村煤矿七采区3号探巷向前掘进,巷道顶板上方围岩峰值处弹性能在不断释放,且当巷道掘进距离由3m变为6m时,在巷道顶板上方3m左右区域释放弹性能幅度最大。(3)通过数值模拟对星村煤矿七采区3号探巷的支护失效机理进行研究,综合考虑了围岩应力及能量演变情况、锚杆索受力情况、现场情况。随着巷道向前掘进,锚杆的锚固作用失去了作用点,同样由于主要承载区向深部转移,锚杆控制围岩离层的能力也大大减小,顶板的大部分荷载均由锚索来承担,随着围岩由浅部向深部逐渐破碎时,锚索所需承担的破碎围岩载荷不断增加,当主要承载区的围岩突然破坏,该区域围岩会瞬间产生错动,锚索轴力集中区域便会出现破断。(4)确定了星村煤矿七采区3号探巷加固技术参数,通过采用注浆加固技术使浆液渗透至围岩中的裂隙中,提高围岩力学参数,改善围岩力学特性以达到巷道加固的效果。在现场实施加固方案,结果表明围岩稳定性及变形量均能保证巷道的正常使用,支护体受力情况良好,未出现失效现象,有效的对星村煤矿七采区3号探巷进行了控制。本论文共有图61张,表12幅,参考文献88篇。

王兴开[10](2019)在《极软煤巷煤体蠕变力学特性及其锚固作用机理研究》文中研究表明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。

二、浅谈煤巷锚杆失效原因及控制(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、浅谈煤巷锚杆失效原因及控制(论文提纲范文)

(1)锚杆锚固体疲劳损伤及抗疲劳支护原理(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 选题背景与意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 存在的主要问题
    1.4 研究内容及方法
2 锚杆锚固体疲劳损伤关键因素及效应
    2.1 实验材料及方法
    2.2 不同加载频率与预紧力锚固体疲劳损伤
    2.3 不同加载频率与幅值锚固体疲劳损伤
    2.4 锚杆锚固体疲劳损伤效应
    2.5 本章小结
3 锚杆锚固体疲劳损伤规律及模式
    3.1 实验材料及方法
    3.2 锚杆锚固体疲劳损伤演化
    3.3 锚杆锚固体疲劳损伤特征
    3.4 锚杆锚固体疲劳损伤模式
    3.5 本章小结
4 锚杆锚固界面疲劳失效解析计算
    4.1 双剪切滞模型与界面失效准则
    4.2 锚固界面疲劳失效应力解
    4.3 锚固界面疲劳失效解析方程
    4.4 疲劳失效解析方程进一步分析
    4.5 本章小结
5 锚杆锚固界面疲劳损伤数值计算
    5.1 锚固界面疲劳损伤有限元分析流程
    5.2 锚固体材料参数选择及数值模型
    5.3 第2界面疲劳损伤影响因素
    5.4 数值计算与解析结果对比分析
    5.5 本章小结
6 煤巷锚杆锚固缺陷与抗疲劳改良方法
    6.1 锚固缺陷长度
    6.2 锚固缺陷位置
    6.3 锚固缺陷分布模式
    6.4 锚杆锚固体抗疲劳改良方法
    6.5 本章小结
7 煤巷锚杆抗疲劳支护原理及工程实践
    7.1 工程概况
    7.2 锚杆锚固力波动机理及规律
    7.3 锚杆抗疲劳支护原理及方案
    7.4 煤巷围岩控制效果
    7.5 本章小结
8 主要结论与展望
    8.1 主要结论
    8.2 创新点
    8.3 展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(2)基于多源信息的深部掘进煤巷冲击冒顶机理试验研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 问题的提出及研究意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 主要研究内容及创新点
2 煤岩损伤破坏过程中多参量前兆信息试验研究
    2.1 试验目的及试验内容
    2.2 试验结果分析
    2.3 基于多源信息互馈的煤岩损伤失稳前兆预警模型
    2.4 本章小结
3 深部巷道冲击地压灾变演化与失稳模拟试验系统研制
    3.1 引言
    3.2 试验系统研制及组成
    3.3 本章小结
4 动静载作用下深部掘进煤巷冲击失稳物理模拟试验研究
    4.1 试验工程背景
    4.2 物理模型试验内容及实施方案
    4.3 巷道静载开挖过程试验结果分析
    4.4 动载失稳阶段试验结果分析
    4.5 动静载作用下深部掘进煤巷冲击冒顶失稳机理分析
    4.6 本章小结
5 深部掘进煤巷冲击失稳数值模拟研究
    5.1 UDEC块体离散元数值计算方法
    5.2 微观力学参数校核
    5.3 数值模型建立及模拟方案
    5.4 不同支护巷道冲击失稳过程模拟
    5.5 初始地应力对巷道冲击失稳的影响
    5.6 动载强度对巷道冲击失稳的影响
    5.7 深部掘进煤巷冲击地压防控对策
    5.8 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
作者简历
学位论文数据集

(3)深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究(论文提纲范文)

致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 研究背景及意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 主要研究内容与方法
    1.4 技术路线
2 煤岩复合顶板巷道变形破坏特征
    2.1 矿井概况
    2.2 21205 工作面运输巷概况
    2.3 地应力测试
    2.4 围岩物理力学性能测试
    2.5 煤岩样微观测试
    2.6 巷道变形特征及控制效果评价
    2.7 本章小结
3 煤岩组合试样力学特性差异及能量耗散过程
    3.1 数字散斑相关测量方法
    3.2 实验方案及设备
    3.3 不同高比煤岩组合试样的力学特性
    3.4 不同高比煤岩组合试样的应变场演变规律
    3.5 不同高比煤岩组合试样的能量耗散规律
    3.6 本章小结
4 基于应力释放的煤岩复合顶板巷道渐进破坏规律
    4.1 关键参数确定及数值模型建立
    4.2 无支护条件下巷道围岩位移场与裂隙场演化规律
    4.3 顶煤厚度对巷道围岩稳定性的影响规律
    4.4 煤岩复合顶板巷道的控制原则
    4.5 本章小结
5 煤岩复合顶板厚层跨界锚固机制
    5.1 锚固系统研发背景
    5.2 不同长度锚杆锚固区损伤演化规律
    5.3 顶板厚层跨界锚固原理及厚层锚固系统研发
    5.4 巷道支护系统设计及模拟分析
    5.5 本章小结
6 煤岩复合顶板厚层锚固承载作用机制
    6.1 相似模拟材料力学测试及参数确定
    6.2 相似模拟实验设计及模型建立
    6.3 围岩应力演化特征及巷道变形破坏规律
    6.4 顶板厚层锚固系统的抗冲击特性
    6.5 本章小结
7 跨界长锚固柔化结构设计及多工况力学性能分析
    7.1 长锚杆适用条件及新型柔性锚杆研发
    7.2 实验的设备、材料及方法
    7.3 柔性锚杆关键参数选择及拉伸力学性能研究
    7.4 长期荷载下柔性锚杆力学特性研究
    7.5 循环荷载下柔性锚杆力学特性研究
    7.6 柔性锚杆现场应用研究
    7.7 本章小结
8 工业性试验研究
    8.1 葫芦素煤矿21205 运输巷典型工程实例
    8.2 门克庆煤矿3108 运输巷典型工程案例
    8.3 本章小结
9 结论
    9.1 主要结论
    9.2 主要创新点
    9.3 研究展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(4)全长锚固锚杆对深部动压巷道围岩控制作用研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
1 绪论
    1.1 选题背景及研究意义
    1.2 本课题研究领域发展现状
        1.2.1 巷道围岩控制基本理论研究
        1.2.2 国外锚杆技术发展现状
        1.2.3 国内锚杆技术发展现状
    1.3 本论文的研究内容和研究方案
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 研究方法
        1.3.3 本课题研究思路
2 不同锚固方式对围岩控制研究
    2.1 锚杆锚固方式及特点
        2.1.1 锚杆的支护方式
        2.1.2 不同锚固长度锚杆的特点
    2.2 锚杆对围岩的控制机理
        2.2.1 端头锚杆对围岩的控制机理
        2.2.2 全长锚杆对围岩的控制机理
    2.3 锚杆的失效形式
        2.3.1 端头锚杆的失效形式
        2.3.2 全长锚杆的失效形式
    2.4 不同锚固长度锚杆的受力特征分析
        2.4.1 锚杆锚固力的变化规律
        2.4.2 锚杆轴向应力和切向应力分析
    2.5 锚固长度对围岩控制影响数值模拟
        2.5.1 概述
        2.5.2 模拟结果分析
    2.6 本章小结
3 深部动压巷道围岩控制研究
    3.1 深部动压巷道围岩应力分布规律
        3.1.1 动压巷道围岩变形分析
        3.1.2 动压巷道的受力特征
        3.1.3 动压巷道围岩破裂区范围的影响因素
    3.2 锚杆围岩支护理论
        3.2.1 围岩锚杆耦合机理
        3.2.2 锚杆耦合支护作用分析
    3.3 巷道支护参数设计
        3.3.1 锚杆参数设计依据
        3.3.2 巷道自稳隐形拱
        3.3.3 顶板锚杆参数的确定
        3.3.4 顶板锚索参数的确定
        3.3.5 帮部锚杆参数的确定
    3.4 本章小结
4 全长锚杆支护效果数值分析
    4.1 工程概况
        4.1.1 围岩特征及地质构造
        4.1.2 水文地质情况
    4.2 数值模型的建立分析
        4.2.1 模型尺寸选择
        4.2.2 模型边界条件及力学参数
        4.2.3 巷道开挖步骤
    4.3 模拟结果
        4.3.1 双向动压区
        4.3.2 小煤柱护巷区
        4.3.3 沿空掘巷区
    4.4 本章小结
5 工业实践
    5.1 监测目的及内容
    5.2 巷道表面位移监测
        5.2.1 测站位置
        5.2.2 监测结果分析
    5.3 现场应用效果分析
        5.3.1 巷道原有支护分析
        5.3.2 巷道加强支护效果图
    5.4 本章小结
6 结论和展望
    6.1 结论
    6.2 展望
致谢
参考文献
附录

(5)煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究(论文提纲范文)

摘要
abstract
1 绪论
    1.1 选题背景及研究意义
        1.1.1 选题背景
        1.1.2 研究意义
    1.2 国内外研究及发展现状
        1.2.1 巷道锚杆(索)支护研究现状
        1.2.2 巷道快速掘进研究现状
    1.3 研究内容及方法
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 技术路线
2 煤巷锚杆(索)分次支护技术的提出
    2.1 围岩变形破坏类型及机理
        2.1.1 拉裂破坏
        2.1.2 剪切破坏
        2.1.3 巷道围岩失稳力学机理分析
    2.2 掘进巷道开挖面的时空效应
        2.2.1 物理效应
        2.2.2 力学效应
        2.2.3 围岩变形的时间效应
    2.3 时空效应下巷道围岩纵向变形分析
    2.4 煤巷锚杆(索)分次支护技术
    2.5 小结
3 巷道锚杆(索)分次支护力学计算分析
    3.1 力学模型建立与分析
    3.2 巷道开挖时空效应及参数分析
        3.2.1 时空效应分析
        3.2.2 参数分析
        3.2.3 算例验证计算分析
    3.3 巷道掘进时围岩应力分析
        3.3.1 围岩释放应力
        3.3.2 掘进巷道分次支护设计
        3.3.3 巷道分次支护时间关系
    3.4 锚杆(索)分次支护设计思路
    3.5 小结
4 柠条塔S12001辅运顺槽分次支护设计及效果评价
    4.1 工程概况
        4.1.1 地质条件
        4.1.2 水文条件
        4.1.3 瓦斯煤层自燃、煤尘爆炸性及其他地质情况
        4.1.4 煤层顶底板性质
    4.2 巷道锚杆(索)分次支护方案设计
        4.2.1 现有巷道锚杆支护设计方案
        4.2.2 锚杆(索)分次支护设计方案
        4.2.3 分次支护时机分析
    4.3 S12001辅运顺槽分次支护施工及效果分析
        4.3.1 巷道掘进方式
        4.3.2 分次支护工艺
        4.3.3 分次支护效果模拟分析
    4.4 现场监测方案及结果
        4.4.1 监测方案
        4.4.2 监测结果及分析
        4.4.3 分次支护经济效益分析
    4.5 小结
5 结论与展望
    5.1 结论
    5.2 展望
致谢
参考文献
附录

(6)近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 课题的提出及研究意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 研究内容及技术路线
2 工程地质概况
    2.1 柴里矿近距离煤层工程地质概况
    2.2 近距离煤层采空区下煤巷支护现状及存在问题
    2.3 本章小结
3 近距离上层煤底板破坏规律及采空区下煤巷可锚性研究
    3.1 近距离上层煤采动后底板受力分布规律及破坏深度研究
    3.2 近距离采空区下煤巷锚杆拉拔力测试及可锚性分析
    3.3 近距离采空区下煤巷可锚固性数值模拟研究
    3.4 近距离采空区下煤巷可锚性最小层间距综合确定
    3.5 本章小结
4 近距离采空区下煤巷锚杆支护技术研究
    4.1 近距离采空区下底板煤层巷道围岩控制原理
    4.2 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案理论计算
    4.3 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案数值模拟优化
    4.4 近距离采空区下煤巷锚杆支护方案确定
    4.5 本章小结
5 工程应用及效果分析
    5.1 矿压监测方案
    5.2 矿压监测结果分析
    5.3 本章小结
6 主要结论与展望
    6.1 结论
    6.2 不足与展望
参考文献
作者简历
致谢
学位论文数据集

(7)高地应力煤巷围岩大变形机理及控制技术(论文提纲范文)

摘要
Abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 课题研究的背景及意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 主要研究内容及技术路线
2 工程背景及高地应力煤巷围岩特性
    2.1 工程背景
    2.2 巷道围岩力学性质测试
    2.3 现场地应力测试
    2.4 巷道围岩钻孔探测
    2.5 本章小结
3 高地应力煤巷围岩稳定性分析
    3.1 围岩变形破坏特征
    3.2 围岩变形破坏因素
    3.3 义能煤矿深部巷道破坏机理分析
    3.4 不同侧压系数对巷道围岩稳定性的影响
    3.5 本章小结
4 高地应力煤巷围岩稳定性控制
    4.1 高地应力煤巷围岩支护原则
    4.2 锚网索联合支护加固技术
    4.3 高地应力煤巷围岩加固技术
    4.4 高地应力煤巷围岩控制方案
    4.5 本章小结
5 现场试验及效果分析
    5.1 围岩控制方案
    5.2 现场矿压监测
    5.3 监测结果分析
    5.4 本章小结
6 主要结论
    6.1 主要结论
参考文献
作者简介
致谢
学位论文数据集

(8)扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验(论文提纲范文)

致谢
摘要
Abstract
1、绪论
    1.1 研究目的和意义
    1.2 国内外研究进展
        1.2.1 巷道支护研究进展
        1.2.2 煤巷支护研究现状
        1.2.3 锚杆支护研究现状
        1.2.4 锚杆扩孔技术研究现状
    1.3 煤巷锚杆支护存在问题
    1.4 创新点及技术路线
        1.4.1 创新点
        1.4.2 技术路线
2、扩底补填锚固力学分析及机理
    2.1 正常锚固系统失效的形式
    2.2 孔底扩孔原理及钻孔围岩力学分析
    2.3 两种锚固系统力学分析
        2.3.1 正常锚固系统力学分析
        2.3.2 扩底补填锚固系统力学分析
    2.4 本章小结
3、扩底补填室内试验
    3.1 扩底补填锚固与正常锚固试验对比
    3.2 室内试验设计
        3.2.1 相似材料配比确定
        3.2.2 试验方案
    3.3 试验结果对比分析
    3.4 锚杆受力形式变化对比
    3.5 本章小结
4、不同扩孔倍数的数值模拟试验
    4.1 软件确定
    4.2 模拟试验设计
    4.3 数值模拟轴向稳定力结果对比
    4.4 不同倍数的扩底补填锚固各部件位移结果对比
        4.4.1 补填体位移变化结果分析
        4.4.2 锚固剂位移变化结果分析
        4.4.3 围岩位移变化结果分析
    4.5 五倍以上扩底补填锚固与正常锚固模拟对比结果
    4.6 本章小结
5 现场试验
    5.1 工程概况
        5.1.1 试验巷道地质条件
        5.1.2 试验巷道支护技术与参数
    5.2 试验段选取及测站布置
        5.2.1 测站布置
        5.2.2 测试仪器及实现过程
    5.3 试验结果及分析
        5.3.1 巷道变形结果分析
        5.3.2 锚杆拉拔试验结果
    5.4 本章小结
6、结论与展望
    6.1 结论
    6.2 展望
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(9)星村煤矿深井巷道支护失效机理及加固技术研究(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 深井巷道的研究现状
    1.3 主要研究内容与技术路线
2 七采区3号探巷生产地质条件及锚固失效情况
    2.1 七采区3号探巷围岩地质概况
    2.2 支护失效情况
    2.3 本章小结
3 深井巷道掘进期围岩应力及能量演化规律
    3.1 深井巷道掘进期应力及能量理论分析
    3.2 深井巷道掘进期围岩应力演化规律研究
    3.3 深井巷道围岩能量演化规律
    3.4 本章小结
4 七采区3号探巷掘进期支护失效机理
    4.1 支护体与围岩相互关系
    4.2 七采区3号探巷锚索破断机理分析
    4.3 本章小结
5 七采区3号探巷加固技术研究
    5.1 围岩注浆加固机理
    5.2 注浆加固效果分析
    5.3 本章小结
6 七采区3号探巷现场加固效果分析
    6.1 加固方案设计
    6.2 现场观测
    6.3 本章小结
7 主要结论
参考文献
作者简历
学位论文数据集

(10)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

四、浅谈煤巷锚杆失效原因及控制(论文参考文献)

  • [1]锚杆锚固体疲劳损伤及抗疲劳支护原理[D]. 安铁梁. 中国矿业大学, 2021
  • [2]基于多源信息的深部掘进煤巷冲击冒顶机理试验研究[D]. 史新帅. 中国矿业大学, 2021
  • [3]深部巷道煤岩复合顶板厚层跨界锚固承载机制研究[D]. 谢正正. 中国矿业大学, 2020
  • [4]全长锚固锚杆对深部动压巷道围岩控制作用研究[D]. 张恩泽. 西安科技大学, 2020(01)
  • [5]煤矿巷道锚杆(索)分次支护及快速掘进技术研究[D]. 王彬. 西安科技大学, 2020(01)
  • [6]近距离煤层采空区下煤巷锚杆支护技术研究[D]. 纪海玉. 山东科技大学, 2020(06)
  • [7]高地应力煤巷围岩大变形机理及控制技术[D]. 张凯生. 山东科技大学, 2020(06)
  • [8]扩底补填对防止煤巷树脂锚杆滑移失效的研究及试验[D]. 王帅. 河南理工大学, 2020(01)
  • [9]星村煤矿深井巷道支护失效机理及加固技术研究[D]. 周谢康. 中国矿业大学, 2020(01)
  • [10]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)

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浅谈煤巷锚杆失效原因及控制
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