一、硬岩矿柱的蠕变模型（论文文献综述）
付金磊[1]（2020）在《裂隙砂岩破坏力学实验与数值模拟研究》文中研究表明近年来我国大力发展地下工程建设,在实际地下工程中,岩体内部分布着裂隙、孔洞等缺陷,裂隙的存在降低了岩体的稳定性,特别是在构造应力、爆破等载荷叠加作用下,裂隙迎来进一步发育、扩展,进而围岩受力状态及破坏模式将发生改变并且其破坏路径预测变得极其困难,因此通过研究裂隙岩石的力学特性及破裂模式对指导现场工程实践具有着重要参考意义。首先,以标准圆柱单裂隙红砂岩为研究对象,开展单、三轴压缩实验,研究其力学特性及破坏规律,然后,通过对裂隙-孔洞组合试样的单、双轴压缩实验,进一步揭示荷载作用下裂隙围岩的力学特性及破裂演化特征,借助PFC2D计算分析程序探究裂隙砂岩裂纹扩展规律。主要研究内容及结果如下:（1）根据单轴压缩实验,分析不同预制裂隙倾角对砂岩力学特性产生的影响,发现峰值强度、峰值应变、弹性模量参数随裂隙倾角增加而增大,基于断裂力学理论,采用最大环向拉应力准则对单轴受压的裂隙岩石进行分析,发现裂隙岩样断裂角随预制裂隙倾角增加而增大;根据常规三轴压缩实验,分析在相同预制裂隙倾角下围压对裂隙砂岩力学特性产生的影响,发现峰值强度、峰值应变、弹性模量参数随围压增加而增大,随着围压增加岩样破坏的不均性减弱,破裂面形式更简单;分析在相同围压下不同预制裂隙倾角对裂隙砂岩力学特性产生的影响,发现峰值强度、峰值应变、弹性模量参数随裂隙倾角增加而增大;并分别探究了裂隙砂岩在三类实验不同变量下破坏模式。（2）借助不同围压下裂隙砂岩三轴压缩实验结果,选用Mohr-Coulomb、广义Hoek-Brown、指数强度以及Rocker强度准则对其数据进行拟合,得到了广义Hoek-Brown强度准则拟合优度R2最高;根据不同预制裂隙倾角裂隙砂岩三轴压缩实验,发现峰值强度、峰值应变在裂隙倾角0°～60°间增加速度缓慢,60°～90°间增加速度较快,弹性模量在0°～45°间增加速度缓慢,45°～75°增加速度较快,75°～90°间增加速度又呈缓慢状态,对其数据选用S型函数logistic回归分析拟合效果较好。（3）基于颗粒流离散元理论,借助PFC2D计算分析程序,根据室内实验测得岩样的宏观参数,对其进行参数标定,得到与之对应的细观参数,通过PFC2D对裂隙砂岩的裂纹扩展规律、力链变化、组构分析、位移场进行研究,并与室内实验进行对比验证,进一步分析裂隙砂岩破裂演化过程及破坏机理。（4）定义初始宏细观损伤,引入初始宏细观损伤表征系数KD,建立适用于宏细观损伤耦合非闭合裂隙岩石本构模型,结合不同围压下裂隙砂岩的三轴压缩实验数据进行验证分析,理论数据与实测数据相比误差较小,说明理论模型具有较强的实用性。（5）对裂隙-孔洞试样开展单、双轴压缩实验,探究孔洞拱肩处裂隙倾角对试样力学特性与破坏模式的影响,裂隙-孔洞试样在单轴压缩实验中破裂过程分为四个阶段,并获得了试样表面在加载过程中碎片脱落的原因。探究围压对试样力学特性与破坏模式的影响,借助PFC2D模拟裂隙-孔洞试样渐进失稳破坏过程,利用测量圆监测张拉裂纹、剪切裂纹、能量演化特征,最终得到了裂隙-孔洞试样细观至宏观破裂演化过程及失稳破坏机理。
冯佃芝[2]（2020）在《隧道支护预留泡沫混凝土变形层卸压规律研究》文中指出如何更好地发挥隧道支护作用,进而释放围岩压力来控制围岩变形,这对于隧道工程的稳定性和安全性来说具有重要意义。本文以桐梓隧道支护工程为背景,通过室内轴压试验、相似材料模型试验与数值模拟相结合的方式,研究了设置泡沫混凝土变形层对隧道围岩的卸压规律。主要内容如下:（1）制备碳纳米管（Carbon nanotubes,CNTs）增强泡沫混凝土,使用响应面法优化实验方案配比,研究CNTs掺量、骨胶比和粉煤灰掺量等因素对试样抗压强度的影响。结果表明单因素中骨胶比对试样强度产生影响较大,CNTs掺量为0.10%时试样抗压强度最大。（2）借助SEM、EDS测试手段分析碳纳米管提高试样抗压强度的作用机理,利用数字散斑云图分析试件破坏规律,分析表明CNTs通过发挥桥联作用提高试件强度,试件的极限应变可达0.045,符合围岩卸压变形材料的要求。（3）采用对比相似模型试验的方法分析预留泡沫混凝土变形层对隧道围岩的卸压作用,分析围岩应变场与应力场的变化规律。结果说明预留变形层对隧道围岩有一定的卸压作用,提出“卸压效率”的概念来描述变形层材料的卸压效果,以二次函数拟合不同应力荷载与卸压效率的函数关系。（4）运用FLAC3D软件进行数值模拟。结果表明设置预留泡沫混凝土变形层,可有效控制受载后隧道围岩发生的竖向位移和水平位移,所得到的卸压效率在整体上变化趋势与相似模拟试验结果一致,但在数值上整体偏低,并对在工程应用时变形层材料厚度的设定作出修正建议。该论文有图61幅,表12个,参考文献54篇。
董恩远[3]（2020）在《深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究》文中提出随着浅部煤炭资源的枯竭,煤炭开采向深部发展是必然趋势,其围岩变形破坏特征与浅部开采有所不同,深部巷道变形严重,制约了深部煤炭的安全高效开采。而巷道围岩的变形来源于塑性区破裂围岩的剪胀变形,控制围岩变形实质上转化成了如何控制塑性区的发育以及塑性区破裂围岩的持续蠕变。目前,深部开采中巷道支护问题还没有很好的解决,尚缺乏有效的支护技术。因此,从根本上认识塑性区的形成机理、锚杆对塑性区破裂围岩的锚固作用以及提出合理的支护对策对我国深部煤炭的安全高效开采具有推动作用。本文以平煤六矿轨道上山为工程背景,采用理论研究、实验室试验、数值计算、工程应用等综合研究方法,系统研究了巷道围岩塑性区形成的力学机理;研究了锚杆对岩体加速蠕变的控制作用;探讨了锚杆对峰后破裂围岩变形的锚固机理;指出了深部巷道的稳定性控制原理以及基于塑性区分布形态进行锚杆支护设计的锚固原理,并提出柔性锚杆锚固技术。本文的研究成果如下:1、阐述了巷道围岩塑性区形成的力学机制（1）基于M-C强度破坏准则将基尔希解代入到塑性条件中得到塑性区边界方程,分析边界方程得出,围岩侧压系数影响塑性区形态,当侧压系数从1.0降至0.3的过程中,顶底板塑性区半径与帮部塑性区半径呈现出此消彼涨的变化趋势,即随侧压系数的增大顶底板塑性区半径逐渐减小,塑性区形态逐渐由圆形变化到椭圆形,当侧压系数继续减小时,塑性区呈现出“蝶形”形态。（2）受地质构造或采动影响,围岩主应力方向会发生变化,主应力方向决定着塑性区的最大深度发育方向,即应力方向影响着“蝶形”塑性区的蝶叶方位。埋深、内摩擦角、黏聚力只对蝶形塑性区发育深度产生影响,不会改变塑性区的蝶叶发育方位。（3）侧压系数等于1时,最大主应力方向平行于巷道切向,最小主应力方向经过巷道中心位置;侧压系数小于1时,围岩中最大主应力方向不再平行于巷道切向,最小主应力方向不再经过巷道中心位置,导致围岩剪切破坏方向发生变化,且侧压系数越小主应力方向变化越大,导致应力峰值曲线逐渐由图内闭合的圆形发展到图内不闭合的近直线形。2、研究了锚杆对围岩蠕变的控制作用（1）采用应变参量来表示岩体是否进入加速蠕变阶段,引入了带应变触发的非线性黏壶来描述岩石进入加速蠕变的阶段。当模型整体应变小于应变触发临界值εa时,该非线性加速蠕变元件类似于刚体元件,不发挥任何作用;当模型整体应变大于应变触发临界值εa时,该非线性加速蠕变元件处于激活状态。将该非线性加速蠕变元件与能较好描述衰减蠕变阶段及稳定蠕变阶段的Burger模型进行串联,得到能描述岩石蠕变三个阶段的改进Burger模型。（2）建立了锚固基础与围岩交界面处的锚固系统力学模型,得出锚固基础与交界面的极限抗剪强度决定了锚杆能提供的最大锚固力。假设锚杆为理想弹性材料,锚固剂与锚杆、围岩界面强度也足够强,随围岩蠕变的发展,根据破裂区的边界位置与锚杆锚固段相对位置,将锚固力随时间的变化划分为三个阶段,分别为锚固力稳定阶段、锚固力逐渐削弱阶段,残余锚固力阶段。（3）引入一个带锚固力损伤系数的塑性元件来表征锚固基础受力超过屈服极限后锚固力逐渐损伤的过程,并建立了锚固基础分别位于弹性区以及塑性区内时与围岩耦合的蠕变模型。通过分析本构方程得出锚杆支护对围岩蠕变的控制机理概括为两个方面:一是锚杆支护分担了围岩承受的载荷;二是锚杆支护等效于增大了围岩的刚度,约束了围岩变形。而充分发挥锚杆支护性能、延长锚杆支护时效、维持巷道处于稳定工作状态所需的空间需要同时满足两个条件:锚杆受载不超过杆体破断载荷,锚固基础位于塑性区之外。3、提出了峰后破裂围岩的锚固机理（1）研制了大比例三维相似模拟试验台,该模型试验台能够模拟真实的三维应力,能够通过前置反力架对完整试件进行预裂,并对预裂后的试件根据需要安装不同数量的锚杆。（2）试件不安装锚杆时,试件呈现出脆性破坏;对试件安装锚杆后,试件应力应变曲线呈现出较好的屈服平台,体现出较大的塑性流动现象,甚至出现应变硬化特征,说明锚固试件在发生变形的同时还能保持较高的承载能力。随支护密度增大,试件承载能力也增大,相应拉杆应力也随之增大,而锚杆提供的支护阻力出现先增大后变小的趋势,但是对试件的整体支护阻力变大,说明支护一根锚杆时支护强度不够,当支护三根锚杆时出现一定的支护强度过剩。（3）随锚杆预紧力增大,试件承载能力增强,试件峰值强度增长速率逐渐降低,预紧力对试件峰值强度的增长作用逐渐变小。当预紧力较小时,锚杆提供的支护阻力较小,当增大支护预紧力后,锚杆提供的支护阻力急剧增大,而拉杆应力也随着预紧力的增大而逐渐增大。（4）随锚杆支护密度及预紧力的增大,试件的体应变逐渐减小,曲线呈现出下凹的形态,体应变降低速率逐渐减小。由此说明,锚杆支护密度及预紧力对试件体应变的降低程度是有限的,一味的增加锚杆支护密度并不能最大限度的降低试件体应变,反而增加了支护成本及支护难度。（5）在试件竖向位移较为接近的情况下,锚杆支护密度不同,试件的破坏形态不同,试件在锚杆的作用下要经历局部的稳定-失稳-再稳定的周期过程,直至整个系统出现平衡。而锚杆的支护密度大相当于施加给试件的等效围压大,试件发生横向位移需要克服的载荷随之增大,从而预裂试件的峰值载荷较大,经历二次破裂的机率也大大增加,因此,锚杆支护密度大的破裂试件的块体破碎严重且块体尺寸偏小。4、提出深部巷道围岩稳定性控制方法及技术巷道围岩控制应由巷道围岩变形控制向巷道围岩稳定性控制转变,即允许巷道有一定的变形使锚杆适应围岩的变形特性,充分发挥锚杆的材料特性。合理的支护设计应根据围岩各位置塑性区深度进行协调支护、差别支护设计,保证各位置锚固基础均位于弹性区,充分发挥锚杆的材料性能,避免局部强支护造成过度支护以及局部弱支护造成支护失效。因此,采用柔性锚杆代替常规锚索,来克服普通锚索延伸率较小的缺陷,将塑性区破裂围岩锚固在深部稳定的弹性区内,同时能提供较大的支护阻力。5、现场工程试验基于蝶形塑性区理论对试验巷道设计了新的支护方案,采用弹性锚索代替普通锚索,根据塑性区形态设计锚固深度。对试验巷道的矿压监测结果显示,采用新支护方案能有效降低巷道围岩变形量,虽然新支护方案没有从根本上杜绝巷道围岩的离层,但是柔性锚索能够很好的适应顶板的下沉,没有出现锚固失效现象,监测期间内的巷道围岩变形量满足矿井安全生产的要求。因此,基于蝶形塑性区理论使用延伸量大的弹性锚索设计支护方案能够保证巷道安全生产、降低巷道维护费用的要求。
石雨[4]（2020）在《金川二矿区1000m中段水平矿柱的屈服破坏过程及其对上盘巷道稳定性的影响》文中指出金川矿区是全球第三大镍矿生产基地,其伴生铜矿产量全国第三、钴产量全球第四、铂族金属产量亚洲第一,被誉为中国镍都。镍、钴、铂族金属在现代高科技领域（例如航空业和国防工业等）具有重要作用和战略价值。因此,保障金川二矿（金川矿区的主力矿山）的稳定生产,关系到国家资源供给的安全性。目前,随着1000m中段水平矿柱回采工作的持续进行,二矿面临两大问题:（1）1000m中段水平矿柱在何时屈服以及未来是否会发生失稳?（2）1000m中段水平矿柱的形成以及随着回采持续变薄的未来态势,如何影响矿体上盘围岩中沿脉巷道的稳定性?本文针对上述两大问题,结合《金川二矿区1000m中段水平矿柱回采前后应力场分布规律》课题,开展了如下工作:（1）对金川二矿区的地质背景（包括构造环境、岩石特性和地应力场）进行总结和讨论;（2）建立包含矿体、岩体、填充体以及巷道的二维弹塑性有限元模型,对水平矿柱屈服的临界厚度做出预测;比较1000m中段水平矿柱和1150m中段水平矿柱在不同厚度下的应力和位移,对1000m中段水平矿柱的破坏做出评估;同时总结上盘沿脉巷道在水平矿柱不同厚度时的破坏规律,从而得出上盘沿脉巷道的受力变形以及屈服破坏的时空分布特征;（3）将水平矿柱简化为考虑轴向力的弹性地基梁,求出其在不同厚度时的挠度曲线,并分析穿脉方向大构造主应力对挠度的影响;通过能量法建立其屈曲失稳模型,判断1000m中段水平矿柱未来发生屈曲失稳的可能性。
过江,赵岩,张为星,戴兴国,谢学斌[5]（2018）在《多向荷载作用下隔离矿柱采场矿壁受力分析》文中提出为确定梯形侧向荷载和垂直荷载共同作用下矿壁的应力分布,基于弹性力学平面应变假设,建立矿壁力学模型进行应力求解。通过模型分析,确定矿壁合理宽度,分析可能发生破坏的形式,提出矿壁稳定性的控制措施。研究结果表明:初始侧向荷载q对水平应力、垂直应力和剪应力均有影响,初始垂直荷载P0只影响垂直应力;水平应力最大值和最小值不随宽度改变而改变;剪应力沿矿壁中心轴呈对称分布,在中心位置达到最大值。当矿壁宽度较窄时,在充填体一侧会出现拉应力,在矿壁的采空区侧的底端出现垂直压应力最大值。结合冬瓜山工程实例,计算出矿壁宽度需大于3.5 m,现场工程选择4 m宽矿壁进行开采,矿壁稳定性较好。
于洋[6]（2018）在《柱式开采煤柱长期稳定性评价方法研究》文中进行了进一步梳理柱式开采方法是我国开采“三下”压煤的重要方法,常用的柱式开采方法包括房式（房柱式）开采和条带开采。柱式开采中,煤柱是支撑上覆岩层、保障煤矿生产安全与控制地表沉陷的关键结构。目前的柱式开采采空区稳定性评价及煤柱设计理论中未充分考虑煤柱稳定性随时间逐渐降低这一事实,致使部分柱式采空区煤柱失稳,建构筑物损害。由于柱式采空区失稳具有长期性、突发性和剧烈性,已成为矿区的潜在威胁,因此,研究柱式采空区长期稳定性评价方法具有重要的理论和实用价值。本文针对现有柱式开采煤柱稳定性评价理论的不足,采用数值模拟、理论分析、相似材料模拟、工程实例分析相结合的方法,深入研究了地形和采空区尺寸对煤柱应力、煤柱剥离破坏对煤柱长期稳定性的影响,在此基础上,构建了柱式开采煤柱剥离模型及煤柱长期稳定性评价方法,为柱式开采煤柱长期稳定性评价及煤柱设计提供了理论方法。主要工作及成果如下:（1）针对目前采空区稳定性评价中未考虑地形对顶板、煤柱受力影响的问题,采用数值模拟、理论分析、相似材料模拟和工程实例分析相结合的方法,分析研究了单一山坡地形和山谷地形对采空区顶板应力、煤柱应力的影响,结果表明:山坡坡脚下方顶板中存在集中水平应力BAS（Bottom Abrupt Stress）,当采深较浅时,BAS可能成为采空区顶板-煤柱-底板系统中的最大水平应力,其是柱式开采煤矿失稳的重要原因之一;分析了BAS的大小与山坡坡角、坡底处开采深度、山谷谷底宽度和山坡高差的关系,建立了BAS的计算公式,提出了山地地形条件下采区不同位置处煤柱应力计算方法和煤柱稳定性判别公式,为山地地形条件下煤柱设计和煤柱稳定性评价提供了理论依据。（2）针对目前煤柱设计理论中未考虑工作面尺寸效应,从而导致煤柱应力被高估的问题,基于数值模拟和理论分析方法,深入研究了柱式开采工作面尺寸对煤柱所受最大垂直应力的影响,提出了任意工作面尺寸条件下煤柱应力计算公式,为小工作面开采条件下柱式开采煤柱应力计算提供了理论依据。（3）针对煤柱渐进性剥离破坏的特点,通过理论分析建立了房式开采煤柱剥离模型,分析研究了最大剥离深度与煤柱高度、煤柱宽度、开采宽度、煤的碎胀系数和剥离煤块堆积体休止角的关系,构建了基于煤柱剥离模型的房式开采煤柱长期稳定性评价方法和煤柱设计方法,通过对中国、南非和印度的近500例煤柱的稳定性评价,证明了方法的可靠性,为房式煤柱长期稳定性评价和设计奠定了理论基础。（4）根据煤柱渐进性剥离破坏和条带开采的特点,建立了条带煤柱剥离模型,并结合Wilson两区约束理论给出了条带煤柱长期稳定性评价方法,完善了现有条带煤柱设计理论。（5）分析了房式开采中单一煤柱失稳对群柱稳定性的影响,研究表明,煤柱周围对角煤柱失稳对该煤柱的影响小于邻接煤柱失稳对其的影响;当煤柱的初始安全系数为2时,即使周围所有煤柱失稳,该煤柱也能保存稳定。
陈柘儒[7]（2018）在《矿柱支撑系统应力扰动响应及稳定性分析》文中提出随着国家倡导的绿色开采模式的提出,人们日益对矿区环境生态愈加重视,矿井开采后造成的地表沉陷问题也日益受到各个学者的关注,采用柱式体系开采的方法不仅可以有效减少对地表的影响,而且可以使得特殊条件下的资源能够得到利用。随着矿井开采的不断进行,井工采矿活动在地下留设了大量的矿柱来保证开采的安全,这些矿柱与顶板共同组合成支撑系统维持整个岩层地表的安全稳定性。而地下开采过程中的活动是复杂多变的,系统的平衡是多个物理场综合作用下的结果,其不仅受到上覆岩层静载作用,同时在开采过程中岩层破断、爆破岩石、动压显现等应力扰动作用。动载荷不仅破坏矿柱,同时使一部分弹性岩体中弹性势能更大,使得灾害发生的危害程度更高,所以对矿柱支撑系统在应力扰动下的动态响应及其稳定性问题研究也凸显其重要性。本文以某矿在浅埋村庄下采煤使用矿房式开采为背景,通过ABAQUS数值模拟软件模拟研究了单个以及矿柱支撑系统在受动载扰动时的响应规律,以及矿柱发生多米诺链锁式失稳过程。针对单个矿柱,研究了不同地应力下的动载扰动问题;针对由多个矿柱组成的支撑系统时,探究了矿柱不同宽高尺寸动载扰动问题;并从实际出发,模拟了矿柱支撑系统发生多米诺效应时,矿柱间的能量及应力转移导致整个系统发生失稳坍塌的现象。通过一系列的研究,得出了高应力扰动以及高地压是造成矿柱破坏的主要原因,提高矿柱宽高比能够增强矿柱以及支撑系统的稳定性。此外本文还得出单个矿柱不同埋深下的动载扰动应力及最大主应变增长规律以及矿柱支撑系统不同留设宽度在动载扰动的应力应变以及塑性应力增长规律,并从其增长规律分析了其稳定性,最后通过矿柱支撑系统失稳破坏的方式,在矿柱支撑系统响应规律基础上,提出在使用在采用柱式开采方法时,对其在应力扰动下的安全稳定性问题采用中心矿柱作重点监测、周边矿柱辅助的稳定性监测方案,从而保证整个系统的安全稳定性,并为支撑系统的稳定性在数值模拟提供了一定的理论支持。
武恒[8]（2018）在《厚层灰岩下石膏矿采空区相继冒落机理》文中研究表明近年来许多矿山由于在开采完毕后遗留的采空区未能得到有效的处理,发生了采空区相继冒落事故。本文以山东省玉荣石膏矿为研究背景,针对石膏矿事故发生的过程进行了理论分析,试验研究和数值模拟,对石膏矿采空区在厚层灰岩下相继冒落机理进行了研究,研究结果对于石膏矿的安全管理具有一定的指导意义。现场选取了玉荣石膏岩石经精细加工制作成符合试验条件的石膏试件,对其进行单轴压缩试验、蠕变试验以及动力扰动蠕变试验,结合试件的试验特征和蠕变基本理论,建立了改进的伯格斯体的蠕变本构模型。为了探讨轴压以及扰动次数对石膏岩石蠕变的影响,对试件分别施加40%、60%、80%的单轴抗压强度的轴压,并施加不同扰动次数的低强度扰动,然后通过FLAC3D数值模拟软件模拟了石膏岩石受到动力扰动后应力、位移以及产生的塑性区,归纳了相继冒落过程。本文主要得出了如下结论:（1）在相同应力作用下,试件产生的横向变形比轴向变形更为明显。试件进入稳定蠕变阶段的时间与应力成正相关,产生的横向应变量与轴向应变量成反比,蠕变时间越长,非线性程度越高。（2）在扰动次数一定时,轴压越大,产生的损伤增量越大,试件的累积损伤量也越大;随着扰动次数的增加,累积损伤增量增长率呈对数型降低,损伤总量增长率也随之降低,损伤总量呈指数型增长。（3）地震波在传递到采场时由于护顶层以及上层页岩的抗剪强度不足,使得护顶层脱落和顶板上部的页岩悬露。页岩的岩体性质不能承受很大面积的悬露,因此当页岩层的脱落面积渐渐增大时,页岩发生了折断,矿柱上部的页岩层由于抗拉强度的不足而发生挤出,导致护顶层、页岩层全部坍塌,仅存灰岩层。此时灰岩相当于简支梁,当灰岩的实际跨度大于极限跨度时,灰岩发生折断,产生的能量传递到相邻矿房,循环往复直到地震波产生的能量不足以破坏矿房为止。文章揭示了护顶层折断—页岩层悬露—页岩挤出—灰岩层断裂的整个相继冒落过程。
曹正正[9]（2017）在《巷式充填开采煤柱失稳机制及冲击矿压机理研究》文中进行了进一步梳理巷式充填开采是解决“三下压煤”和边角残煤等难采资源回收的有效途径,是绿色开采技术体系的重要组成部分。在巷式充填开采技术中,煤柱动力失稳所诱发的冲击矿压灾害严重威胁了工作面的安全回采。本论文综合应用煤岩力学实验、理论分析、数值模拟和工程实践等诸多研究方法,对巷式充填开采煤柱失稳机制及冲击矿压机理进行了系统的研究,取得如下创新性成果:（1）通过设置多级位移加载速率,并采用DDL500电子万能试验机以及MTS815.02电液伺服试验机测试系统,开展了不同加载速率下煤岩冲击倾向性实验,得到加载速率对煤岩冲击倾向性的影响规律。（2）采用断裂力学理论分析了煤柱壁面板裂结构的形成机制,基于煤柱板裂结构动力失稳的能量机制,将煤柱板裂结构和巷道顶板视为耗能体和释能体,建立由释能体和耗能体组成的双体系统力学模型,通过分析双体系统的能量平衡关系,得到基于折迭突变模型的煤柱动力失稳机理。（3）通过分析巷式充填开采对上覆岩层运动的控制机理,建立了巷式充填开采承载体系力学模型,采用能量变分法推导出巷式充填开采煤柱弹性变形的解析解;基于弹性-粘弹性对应原理,引入煤岩体的伯格斯体流变模型,得到煤柱粘弹性变形的解析解;结合充填体的压实力学特性,确定了巷式充填开采中煤柱与充填体联合承载所需时间。（4）在FLAC3D数值分析软件中采用FISH语言对能量密度判据进行编程开发,用以评判巷道煤柱的冲击矿压危险性;通过设计顺序开采和多种跳采次序,分析不同掘采次序下巷道煤柱竖向应力场分布特征和能量密度因子变化特征,得到了巷式充填开采中巷道掘采次序对煤柱稳定性的影响规律。（5）针对某试验矿井的采矿地质条件,采用综合指数法分析了开采工作面的冲击危险等级;通过FLAC3D数值分析软件建立数值计算模型,采用能量密度判据分析巷道掘进过程中煤柱的冲击危险程度,揭示了试验矿井冲击矿压发生的主要原因,并提出相应的防治措施。研究成果可为巷式充填开采煤柱冲击矿压预测及防治工作提供重要依据。
祝国强[10]（2015）在《动静组合加载条件下砂岩破坏特征实验研究》文中研究表明随着我国深部金属矿山开采、西部水利水电与交通工程建设的大规模推进,由于地应力高,深部工程安全开挖（开采）过程中的爆破破岩作业、岩爆等工程灾害均是在高应力环境下的动态破坏过程。动静组合载荷作用下岩石的破坏机制与破坏特征是需要重点弄清的关键科学问题之一,研究动静组合加载条件下围岩的破坏特征,揭示破坏机理,对于深部工程的安全高效生产具有理论与应用价值。本文以砂岩为研究对象,利用霍普金森杆冲击动力系统研究了岩板内裂纹形成及一维扩展特性、岩板局部漏斗形成过程及其二维特征,以及人工预加静压应力与冲击动应力联合作用下岩块内三维冲击漏斗的形成过程及其破坏特征。主要研究工作如下:（1）试验系统的设计。本文试验主要由自行设计的预制静载装置、霍普金森杆系统、超高速摄像机组成。静载装置对岩样提供单向静压,由霍普金森杆施加冲击动载,岩样受到载荷后破坏过程由超高速摄像机拍摄记录。（2）岩板预制Ⅰ型裂纹冲击试验。采用预制Ⅰ型裂纹岩板,由超高速摄像机记录裂纹一维扩展过程,研究冲击速率对裂纹扩展速率影响,同时运用数字散斑技术分析冲击速率对岩石断裂张开位移、应变影响。试验前,在岩样表面喷上均匀白漆,增添随机分布、大小不一的黑色斑点,可以获得较好的散斑场,大大提高试件变形测量的准确度。（3）岩板预制凹槽冲击试验。板岩中部预制凹槽,霍普金森杆通过冲头对凹槽施加动载,超高速摄像机记录二维漏斗形成过程,分析破坏区域面积、破碎程度、破坏形态以及裂纹扩展速率与冲击速率的关系。（4）动静组合加载试验。块状中央预制圆孔岩样,先在岩样侧面施加单向静压,再通过中间圆孔施加动载。动静组合加载分为两种方案:一种方式为一定静载荷作用下,变换不同的动荷载冲击;另一种方式是在一定范围内变换静载荷的大小,施加同一冲击动载。分析动静组合下三维漏斗的形成和特征。（5）数值模拟。利用目前广泛使用的有限元软件ABAQUS进行模拟计算,对预制凹槽及块状岩样在荷载下的破坏进行模拟,以排除实际的操作过程中的偶然因素,使试验结果更加合理。
二、硬岩矿柱的蠕变模型（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、硬岩矿柱的蠕变模型（论文提纲范文）
（1）裂隙砂岩破坏力学实验与数值模拟研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 选题背景与研究意义 |
| 1.1.1 选题背景 |
| 1.1.2 研究目的及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 荷载作用下含缺陷岩石力学实验研究现状 |
| 1.2.2 荷载作用下岩石的断裂与损伤理论研究现状 |
| 1.2.3 荷载作用下岩石的数值模拟研究现状 |
| 1.3 存在的主要问题 |
| 1.4 研究内容与方法 |
| 1.4.1 研究内容 |
| 1.4.2 研究方法与技术路线 |
| 1.5 本文的课题来源 |
| 第2章 荷载作用下单裂隙砂岩破坏实验与模拟研究 |
| 2.1 裂隙倾角对砂岩力学特性影响的单轴压缩实验 |
| 2.1.1 实验概况 |
| 2.1.2 力学特性分析 |
| 2.1.3 砂岩破坏模式分析 |
| 2.2 裂隙倾角与围压对砂岩力学特性影响的三轴压缩实验 |
| 2.2.1 实验概况 |
| 2.2.2 围压对裂隙砂岩影响的力学特性分析 |
| 2.2.3 围压对砂岩破坏模式影响分析 |
| 2.2.4 倾角对砂岩影响的力学特性分析 |
| 2.2.5 倾角对砂岩破坏模式影响分析 |
| 2.3 单轴作用下单裂隙砂岩断裂力学分析 |
| 2.3.1 裂隙岩样断裂力学模型 |
| 2.3.2 砂岩预制裂隙倾角与断裂角关系研究 |
| 2.4 PFC模拟与实验结果对比分析 |
| 2.4.1 PFC基本理论 |
| 2.4.2 数值模型构建 |
| 2.4.3 裂隙岩样渐进失稳破坏模拟研究 |
| 2.5 本章小结 |
| 第3章 基于宏细观耦合损伤非闭合裂隙岩石本构模型研究 |
| 3.1 Weibull岩石损伤本构模型 |
| 3.2 基于宏细观耦合损伤非闭合裂隙岩石本构模型 |
| 3.2.1 宏细观损伤变量定义 |
| 3.2.2 裂隙岩体本构模型建立 |
| 3.3 裂隙岩石宏细观耦合损伤演化特征分析 |
| 3.3.1 初始宏细观损伤系数影响 |
| 3.3.2 weibull分布参数m对本构模型的影响 |
| 3.4 裂隙岩体损伤模型验证与分析 |
| 3.5 本章小结 |
| 第4章 含单裂隙-孔洞组合下红砂岩失稳破坏的实验研究 |
| 4.1 实验概况 |
| 4.1.1 实验材料 |
| 4.1.2 实验设备 |
| 4.1.3 实验方案 |
| 4.2 单轴压缩下单裂隙-孔洞组合砂岩试样失稳破坏实验研究 |
| 4.2.1 力学特性分析 |
| 4.2.2 砂岩试样破裂演化过程分析 |
| 4.3 双轴压缩下单裂隙-孔洞组合砂岩试样失稳破坏实验研究 |
| 4.3.1 实验结果分析 |
| 4.3.2 砂岩试样破坏分析 |
| 4.4 PFC模拟与实验结果对比分析 |
| 4.4.1 数值模型构建 |
| 4.4.2 单轴压缩下单裂隙-孔洞组合砂岩试样模拟研究 |
| 4.5 本章小结 |
| 第5章 结论与展望 |
| 5.1 主要结论 |
| 5.2 创新点 |
| 5.3 研究展望 |
| 参考文献 |
| 附录 A 攻读学位期间发表的论文与科研成果清单 |
| 致谢 |
（2）隧道支护预留泡沫混凝土变形层卸压规律研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 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 研究内容及思路 |
| 1.4 技术路线 |
| 2 泡沫混凝土变形层材料的配比优选试验 |
| 2.1 试验材料及材料参数 |
| 2.2 试验方法 |
| 2.3 单因素试验结果与分析 |
| 2.4 响应面试验设计与结果分析 |
| 2.5 扫描电镜(SEM)分析 |
| 2.6 能谱仪(EDS)辅助分析 |
| 2.7 数字散斑(DSCM)试验分析 |
| 2.8 本章小结 |
| 3 预留泡沫混凝土变形层卸压规律的相似材料试验研究 |
| 3.1 工程概况 |
| 3.2 模拟隧道断面情况 |
| 3.3 模型试验相似比 |
| 3.4 模型试验设计 |
| 3.5 隧道围岩位移场变化分析 |
| 3.6 隧道围岩应力变化分析 |
| 3.7 预留变形层卸压效果分析 |
| 3.8 本章小结 |
| 4 预留泡沫混凝土变形层变形破坏的数值模拟研究 |
| 4.1 数值模拟概述 |
| 4.2 竖向位移变化规律分析 |
| 4.3 水平位移变化规律分析 |
| 4.4 竖向应力变化规律分析 |
| 4.5 卸压效率分析及参数修正 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 结论与展望 |
| 5.1 结论 |
| 5.2 展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（3）深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究（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 深部巷道定义及工程特点 |
| 1.2.2 巷道围岩塑性区理论研究现状 |
| 1.2.3 深部巷道围岩锚固承载机理研究现状 |
| 1.2.4 存在的主要问题 |
| 1.3 研究内容及技术路线 |
| 1.3.1 研究内容 |
| 1.3.2 研究方法 |
| 1.3.3 研究路线 |
| 第2章 深部巷道围岩塑性区理论研究 |
| 2.1 围岩塑性区边界方程 |
| 2.1.1 力学模型 |
| 2.1.2 塑性区边界方程 |
| 2.2 影响因素分析 |
| 2.2.1 侧压系数的影响 |
| 2.2.2 主应力方向的影响 |
| 2.2.3 埋深的影响 |
| 2.2.4 岩性的影响 |
| 2.3 塑性区不规则形态形成力学机制 |
| 2.3.1 围岩破坏准则 |
| 2.3.2 数值模拟分析 |
| 2.4 本章小结 |
| 第3章 破碎围岩锚固体蠕变机理 |
| 3.1 非线性黏弹塑性蠕变模型 |
| 3.1.1 岩石蠕变特性及曲线 |
| 3.1.2 锚杆力学特性及曲线 |
| 3.2 围岩弹塑性区蠕变本构模型 |
| 3.2.1 锚杆本构模型 |
| 3.2.2 围岩弹塑性区流变模型 |
| 3.2.3 围岩-锚杆耦合本构模型 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 深部巷道围岩锚固试验研究 |
| 4.1 三维模拟试验台设计 |
| 4.1.1 试验台研制目的 |
| 4.1.2 应力边界条件及应力加载 |
| 4.1.3 数据采集系统 |
| 4.2 模型相似材料的配制 |
| 4.2.1 相似模拟实验原理 |
| 4.2.2 相似材料制作与力学测试 |
| 4.2.3 相似试验材料的确定 |
| 4.3 相似模拟试验方法 |
| 4.3.1 地质力学模型制作方法 |
| 4.3.2 试验方案 |
| 4.4 试验结果分析 |
| 4.4.1 试件强度特性 |
| 4.4.2 变形破坏特征 |
| 4.4.3 破坏模式 |
| 4.5 围岩非连续变形控制机理分析 |
| 4.6 巷道围岩稳定性控制原理与技术 |
| 4.7 本章小结 |
| 第5章 锚杆锚固机理数值模拟研究 |
| 5.1 数值模拟软件选择 |
| 5.2 数值模型的建立及方案 |
| 5.3 数值模拟结果分析 |
| 5.3.1 不同锚杆预紧力支护效果 |
| 5.3.2 不同锚杆支护密度对支护应力场的影响 |
| 5.4 本章小结 |
| 第6章 现场试验 |
| 6.1 工程概况 |
| 6.2 锚杆支护设计方案 |
| 6.2.1 巷道地应力分析 |
| 6.2.2 巷道塑性区数值模拟 |
| 6.2.3 新支护方案设计 |
| 6.3 现场试验结果分析 |
| 6.4 本章小结 |
| 第7章 结论及展望 |
| 7.1 主要结论与创新 |
| 7.1.1 主要结论 |
| 7.1.2 创新点 |
| 7.2 展望 |
| 参考文献 |
| 附录 :攻读学位期间发表的论文与科研成果清单 |
| 致谢 |
（4）金川二矿区1000m中段水平矿柱的屈服破坏过程及其对上盘巷道稳定性的影响（论文提纲范文）
| 中文摘要 |
| Abstract |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 选题依据与背景情况 |
| 1.1.1 金川矿区概况 |
| 1.1.2 研究背景 |
| 1.2 研究现状 |
| 1.2.1 金川二矿的地应力场研究 |
| 1.2.2 巷道的破坏 |
| 1.2.3 预留水平矿柱回采过程中塑性破坏以及稳定性问题 |
| 1.3 研究的构想、目标、内容和技术路线 |
| 1.3.1 学术构想与思路 |
| 1.3.2 研究目标 |
| 1.3.3 研究内容 |
| 1.3.4 技术路线 |
| 1.4 论文创新点 |
| 第二章 矿区工程地质条件 |
| 2.1 引言 |
| 2.2 区域地质构造环境 |
| 2.2.1 区域构造背景 |
| 2.2.2 区域构造体系 |
| 2.2.3 研究区断层系统 |
| 2.3 矿区地层及其分类 |
| 2.3.1 矿区岩性 |
| 2.3.2 工程地质岩组 |
| 2.4 金川矿区现今地应力场 |
| 2.5 本章小结 |
| 第三章 二维有限元模型的建立 |
| 3.1 引言 |
| 3.2 材料本构 |
| 3.3 几何模型 |
| 3.4 矿体和岩体的几何范围和网格划分 |
| 3.5 材料常数的选取 |
| 3.6 边界条件 |
| 3.7 开挖顺序 |
| 3.8 本章小结 |
| 第四章 水平矿柱与上盘沿脉巷道的破坏 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 水平矿柱的破坏 |
| 4.2.1 水平矿柱的临界屈服高度 |
| 4.2.2 水平矿柱两端的穿脉向平均应力 |
| 4.2.3 水平矿柱两端的等效应力 |
| 4.2.4 水平矿柱两端的最大剪应力 |
| 4.2.5 水平矿柱两端的穿脉向位移 |
| 4.2.6 水平矿柱的破坏小结 |
| 4.3 水平矿柱对上盘巷道工程影响的时空性 |
| 4.3.1 金川二矿目前所采用支护形式 |
| 4.3.2 二矿目前深部开采中井巷工程变形破坏(地压显现)的严峻态势 |
| 4.3.3 水平巷道的破坏形式 |
| 4.3.4 水平矿柱厚度对巷道工程稳定性的动态影响 |
| 4.3.5 巷道工程的稳定性小结 |
| 4.4 本章小结 |
| 第五章 水平矿柱的失稳模型 |
| 5.1 引言 |
| 5.2 简化背景 |
| 5.3 理论模型 |
| 5.3.1 基本假定 |
| 5.3.2 挠度方程 |
| 5.3.3 方程的离散化 |
| 5.3.4 边界条件 |
| 5.4 垂直位移 |
| 5.4.1 水平矿柱的垂直位移 |
| 5.4.2 不同参数对竖向位移的影响 |
| 5.5 稳定性计算 |
| 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 |
（5）多向荷载作用下隔离矿柱采场矿壁受力分析（论文提纲范文）
| 1 工程概况 |
| 2 矿壁力学模型 |
| 2.1 力学模型的确定 |
| 2.2 力学模型求解 |
| 2.3 确定边界条件 |
| 3 矿壁合理宽度优化 |
| 3.1 计算参数的确定 |
| 3.1.1 矿壁的初始侧向荷载q的确定 |
| 3.1.2 矿壁受到的垂直应力P0的确定 |
| 3.1.3 侧向压力系数λ的确定 |
| 3.2 应力分量结果分析 |
| 3.2.1 垂直应力分析 |
| 3.2.2 水平应力分析 |
| 3.2.3 剪应力分析 |
| 3.3 矿壁稳定性及宽度优化 |
| 3.4 工程实际验证 |
| 4 结论 |
（6）柱式开采煤柱长期稳定性评价方法研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 存在问题 |
| 1.4 研究内容及方法 |
| 2 柱式采空区稳定性评价及煤柱设计理论 |
| 2.1 概述 |
| 2.2 煤柱应力计算理论 |
| 2.3 煤柱强度理论 |
| 2.4 采空区稳定性影响因素研究 |
| 2.5 本章小结 |
| 3 地形对采空区应力分布的影响 |
| 3.1 概述 |
| 3.2 数值模拟模型设计 |
| 3.3 数值模拟结果分析 |
| 3.4 相似材料模拟与结果分析 |
| 3.5 工程实例 |
| 3.6 山坡下采煤煤柱垂直应力计算方法 |
| 3.7 BAS对煤柱稳定性的影响 |
| 3.8 本章小结 |
| 4 采空区尺寸对煤柱最大垂直应力的影响 |
| 4.1 概述 |
| 4.2 条带开采模型构建及数值模拟 |
| 4.3 条带开采数值模拟结果分析 |
| 4.4 房式开采煤柱最大垂直应力计算方法 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 房式开采煤柱长期稳定性评价方法 |
| 5.1 概述 |
| 5.2 煤柱剥离模型 |
| 5.3 影响煤柱剥离的因素 |
| 5.4 堆积体对煤柱稳定性的影响 |
| 5.5 剥离模型的工程应用 |
| 5.6 单一煤柱失稳对群柱的影响 |
| 5.7 本章小结 |
| 6 条带式开采煤柱长期稳定性评价方法 |
| 6.1 概述 |
| 6.2 条带煤柱剥离模型 |
| 6.3 影响条带煤柱剥离的因素 |
| 6.4 条带煤柱长期稳定性评价方法 |
| 6.5 条带煤柱设计方法 |
| 6.6 柱式开采煤柱剥离模型分析 |
| 6.7 工程应用 |
| 6.8 本章小结 |
| 7 总结与展望 |
| 7.1 主要工作及结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 不足及展望 |
| 参考文献 |
| 附录 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（7）矿柱支撑系统应力扰动响应及稳定性分析（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景 |
| 1.2 研究目的和意义 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.4 论文研究方法及路线 |
| 1.5 论文研究内容及拟解决的关键问题 |
| 2 矿柱支撑系统稳定性理论分析 |
| 2.1 矿柱支撑系统稳定性理论模型和假说 |
| 2.2 矿柱支撑系统破坏方式 |
| 2.3 矿柱支撑系统动载荷问题 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 矿柱支撑系统受力分析 |
| 3.1 岩体中弹性波的传播 |
| 3.2 矿柱应力扰动下受力分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 4 矿柱支撑系统动载数值模拟 |
| 4.1 引言 |
| 4.2 ABAQUS简介 |
| 4.3 矿柱本构模型 |
| 4.4 矿柱支撑系统动载数值模拟 |
| 4.5 矿柱支撑系统多米诺失稳数值模拟 |
| 4.6 本章小结 |
| 5 防止矿柱支撑系统发生整体失稳的措施及预测方案 |
| 5.1 影响矿柱稳定的因素 |
| 5.2 预防措施 |
| 5.3 矿柱应力应变监测与失稳预测预报 |
| 5.4 本章小结 |
| 6 结论与展望 |
| 6.1 主要结论 |
| 6.2 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 在读期间研究成果 |
（8）厚层灰岩下石膏矿采空区相继冒落机理（论文提纲范文）
| 摘要 |
| ABSTRACT |
| 第一章 绪论 |
| 1.1 本文研究的来源和意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.2.1 岩石蠕变研究现状 |
| 1.2.2 矿震动力扰动研究现状 |
| 1.3 主要研究内容 |
| 1.4 论文研究方法及路线图 |
| 1.4.1 研究方法 |
| 1.4.2 研究路线图 |
| 第二章 平邑石膏矿概况 |
| 2.1 矿区位置、范围及交通概况 |
| 2.2 相邻矿区情况概述 |
| 2.3 两矿综合情况概述 |
| 2.4 矿区成因及水文地质 |
| 2.4.1 矿床成因 |
| 2.4.2 水文地质 |
| 2.5 矿区及矿床围岩力学性质概况 |
| 2.6 矿石特征 |
| 2.6.1 矿石的矿物成分 |
| 2.6.2 矿块结构参数 |
| 2.6.3 矿石类型及其特征 |
| 2.6.4 矿石类型的分布特点 |
| 2.6.5 矿石品位及变化情况 |
| 2.7 本章小结 |
| 第三章 石膏岩石基本力学试验及蠕变试验 |
| 3.1 石膏岩石的单轴抗压强度测试 |
| 3.2 试验结果分析 |
| 3.3 岩石蠕变基本理论 |
| 3.4 石膏岩石蠕变试验 |
| 3.4.1 石膏岩石蠕变试验条件 |
| 3.4.2 石膏岩石蠕变试验方法 |
| 3.5 石膏岩石扰动蠕变试验 |
| 3.6 本章小结 |
| 第四章 石膏岩石扰动流变损伤分析 |
| 4.1 应力波在损伤岩石中的能量传递与耗散 |
| 4.2 石膏岩石单轴压缩动力扰动蠕变试验 |
| 4.2.1 试验条件 |
| 4.2.2 声波测试理论基础 |
| 4.2.3 试验方法和数据处理 |
| 4.3 不同轴压以及不同扰动次数与岩石累积损伤量的关系 |
| 4.4 不同轴压在不同扰动次数下与岩石损伤增量的关系 |
| 4.5 岩石累积损伤模型的建立 |
| 4.6 本章小结 |
| 第五章 FLAC~(3D)数值模拟及分析 |
| 5.1 FLAC~(3D)系统介绍 |
| 5.2 FLAC~(3D)的优点 |
| 5.3 FLAC~(3D)求解流程 |
| 5.4 FLAC~(3D)模拟受强扰动后的采空区变化 |
| 5.4.1 塑性区变化 |
| 5.4.2 位移变化 |
| 5.4.3 应力变化 |
| 5.5 本章小结 |
| 第六章 厚层灰岩下石膏矿采空区相继冒落机理 |
| 6.1 扰动作用下岩体力学性质的变化 |
| 6.2 地震波的传播 |
| 6.2.1 地震波的波动方程 |
| 6.2.2 地震波的能量传播 |
| 6.3 采空区相继冒落过程 |
| 6.3.1 护顶层的冒落 |
| 6.3.2 页岩的折断及挤出 |
| 6.3.3 灰岩的折断 |
| 6.4 本章小结 |
| 第七章 总结 |
| 7.1 结论 |
| 7.2 创新点 |
| 7.3 不足与展望 |
| 参考文献 |
| 攻读硕士研究生期间的成果 |
| 致谢 |
（9）巷式充填开采煤柱失稳机制及冲击矿压机理研究（论文提纲范文）
| 致谢 |
| 摘要 |
| abstract |
| 变量注释表 |
| 1 绪论 |
| 1.1 研究背景及意义 |
| 1.2 国内外研究现状 |
| 1.3 研究内容和方法 |
| 1.4 主要创新点 |
| 2 煤岩的冲击倾向性及其加载速率效应 |
| 2.1 煤岩基本力学性能 |
| 2.2 煤岩的冲击倾向性 |
| 2.3 加载速率对煤岩冲击倾向性影响规律 |
| 2.4 本章小结 |
| 3 巷式充填开采煤柱稳定性研究 |
| 3.1 巷式充填开采煤柱板裂破坏机制 |
| 3.2 煤柱失稳的能量机制 |
| 3.3 基于折迭突变模型的煤柱动力失稳机理 |
| 3.4 本章小结 |
| 4 巷式充填开采煤柱与充填体耦合承载机理 |
| 4.1 巷式充填开采对上覆岩层运动的控制作用 |
| 4.2 巷式充填开采承载体系力学模型 |
| 4.3 巷式充填开采煤柱变形的粘弹性分析 |
| 4.4 工程验证 |
| 4.5 本章小结 |
| 5 巷式充填开采煤柱冲击矿压危险性的数值模拟 |
| 5.1 数值分析软件FLAC3D概述 |
| 5.2 充填巷道的合理掘进时间 |
| 5.3 冲击矿压危险性的能量密度判据 |
| 5.4 巷道掘进次序对煤柱稳定性的影响 |
| 5.5 本章小结 |
| 6 工程实例分析 |
| 6.1 采矿地质条件 |
| 6.2 冲击矿压事故概况 |
| 6.3 冲击矿压事故的数值分析 |
| 6.4 冲击矿压发生原因及防治对策 |
| 6.5 本章小结 |
| 7 结论与展望 |
| 7.1 主要研究结论 |
| 7.2 研究工作展望 |
| 参考文献 |
| 作者简历 |
| 学位论文数据集 |
（10）动静组合加载条件下砂岩破坏特征实验研究（论文提纲范文）
| 摘要 |
| Abstract |
| 第1章 绪论 |
| 1.1 引言 |
| 1.2 选题背景 |
| 1.3 国内外研究现状 |
| 1.3.1 岩石动静组合加载试验的设备与技术 |
| 1.3.2 岩爆机理研究及预测 |
| 1.3.3 岩石破坏机理 |
| 1.3.4 岩石破坏准则 |
| 1.4 本文研究主要内容和技术路线 |
| 1.4.1 主要内容 |
| 1.4.2 技术路线 |
| 第2章 试验原理 |
| 2.1 深部岩体的力学性质和破坏形式 |
| 2.1.1 “深部”的概念 |
| 2.1.2 深部岩体力学特征 |
| 2.1.3 深部岩体破坏形式 |
| 2.1.4 深部岩体变形特征 |
| 2.2 数字散斑技术原理及应用 |
| 2.2.1 相关搜索法 |
| 2.2.2 相关系数 |
| 2.2.3 数字散斑测量基本原理 |
| 2.2.4 本试验中数字散斑的应用 |
| 2.3 岩石裂纹扩展理论 |
| 第3章 冲击动载下平板状岩石破坏试验 |
| 3.1 Ⅰ型裂纹岩石冲击破坏试验 |
| 3.1.1 岩石试样制备 |
| 3.1.2 试验方案与步骤 |
| 3.1.3 试验结果及分析 |
| 3.2 凹槽岩石冲击破坏试验 |
| 3.2.1 岩石试样制备 |
| 3.2.2 试验方案与步骤 |
| 3.2.3 试验结果及分析 |
| 3.3 本章小结 |
| 第4章 动静组合加载条件下砂岩破坏特征试验研究 |
| 4.1 试验系统介绍 |
| 4.1.1 静载荷加载装置 |
| 4.1.2 冲击应力波发生装置 |
| 4.1.3 超高速摄像机 |
| 4.1.4 数据采集设备 |
| 4.2 块状岩石一维动静组合加载试验 |
| 4.2.1 岩石试样制备 |
| 4.2.2 岩石力学性质试验 |
| 4.2.3 试验方案与步骤 |
| 4.2.4 不同动载下岩石组合加载试验 |
| 4.2.5 不同静载下岩石组合加载试验 |
| 4.3 本章小结 |
| 第5章 动静组合加载条件下砂岩破坏过程数值模拟 |
| 5.1 ABAQUS简介 |
| 5.2 ABAQUS动力学问题概述 |
| 5.2.1 动力学问题的产生 |
| 5.2.2 ABAQUS动力求解方法简介 |
| 5.2.3 瞬时动力学分析基本原理 |
| 5.3 块状岩石破坏过程数值模拟 |
| 5.3.1 建模 |
| 5.3.2 计算结果 |
| 5.4 板状岩石破坏过程数值模拟 |
| 第6章 结论及展望 |
| 6.1 本文结论 |
| 6.2 展望 |
| 参考文献 |
| 致谢 |
| 攻读学位期间参加的科研项目及获得成果 |
四、硬岩矿柱的蠕变模型（论文参考文献）
- [1]裂隙砂岩破坏力学实验与数值模拟研究[D]. 付金磊. 湖南科技大学, 2020(06)
- [2]隧道支护预留泡沫混凝土变形层卸压规律研究[D]. 冯佃芝. 辽宁工程技术大学, 2020
- [3]深部巷道破裂围岩锚固特性及控制机理研究[D]. 董恩远. 湖南科技大学, 2020
- [4]金川二矿区1000m中段水平矿柱的屈服破坏过程及其对上盘巷道稳定性的影响[D]. 石雨. 兰州大学, 2020(01)
- [5]多向荷载作用下隔离矿柱采场矿壁受力分析[J]. 过江,赵岩,张为星,戴兴国,谢学斌. 中南大学学报(自然科学版), 2018(12)
- [6]柱式开采煤柱长期稳定性评价方法研究[D]. 于洋. 中国矿业大学, 2018(01)
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