两条相交道路交叉点坐标的各种解法

两条相交道路交叉点坐标的各种解法

一、两条相交巷道交点坐标的多种解法(论文文献综述)

张震[1](2021)在《矿山三维井巷模型快速构建与突水避灾路径优化仿真》文中进行了进一步梳理我国煤炭资源深部开采面临着岩性恶化的难题,加之煤矿水文地质条件复杂,致使矿井突水活动频发。突水灾害发生时期,受水害影响因素和形成机理的多样性与预警技术及通讯设备的局限性等影响,造成井上指挥人员无法及时制定科学的应急救援措施,井下工作人员不能选择最优的路径进行避灾,导致大量人员伤亡。基于此,本研究开展了矿山井巷模型快速构建与突水最优避灾路径优化仿真,旨在基于构建的精细化井巷系统几何模型基础上,真实模拟突水灾害动态漫延过程,快速解算出多条最优避灾逃生路径,指导井下受灾工作人员避灾逃生。主要研究成果如下:(1)论文在分析井巷系统空间位置关系、几何形态的基础上,提出了一种矿山井巷系统几何模型快速构建的方法,建立了不同类型巷道三维模型生成核心算法,解决了交叉巷道连通性差的不足。(2)论文建立了基于时空动态性的交互式矿山突水漫延仿真模型,实现了矿井突水过程的动态演示,支持直观的查看某时刻水流漫延状态,为制定合理应急救援方案提供了依据。(3)论文综合考虑巷道长度、坡度等多种关键因素的影响,编制算法,实现受灾人员至全部应急疏散出口的前N条最优避灾路径快速规划,解决了多人在同一路径逃生拥挤的问题,可为抢险救援方案制定提供支撑。本研究以Blender三维建模软件、Python语言、Postgre SQL数据库为开发环境,利用三维可视化技术、数据库技术、人工智能技术,开发了矿山三维井巷模型与突水避灾路径优化仿真平台。该平台集矿山井巷系统几何模型快速生成、突水灾害动态仿真、最优避灾路径搜寻、人员避灾逃生演练于一体,为指挥人员的调度决策等提供科学依据。该论文有图44幅,表20个,参考文献128篇。

郭玉[2](2021)在《八自由度隧道喷浆机械臂的运动学及喷浆轨迹规划研究》文中进行了进一步梳理隧道喷浆机械臂在各类公路铁路隧道和各类矿山中具有极其广泛的应用,针对目前市面上各类喷浆机械臂在使用过程中存在自动化程度低、人工操作复杂和工人作业存在潜在生命健康危险等问题开展隧道自动喷浆机器人研究。本文首先对机构进行了运动学分析,其次结合喷浆工艺和施工技术规范对喷浆沉积速率模型与隧道喷浆轨迹生成算法进行了研究。针对一种八自由度机械臂分析机构其自身的运动特点和运动学特性,基于D-H方法建立了机构的正运动学模型,基于矢量积方法建立机构的速度雅可比矩阵。为分析机构的逆运动学问题,提出了一种两次计算法对其进行逆运动学求解,首先基于避关节极限优化函数的加权最小范数法得到一组优化的数值逆解,在此基础上通过关节角参数化方法推导得到了逆解的解析解,最后通过直线运动轨迹对逆运动学和避关节极限进行了仿真验证。针对喷浆过程中混凝土涂层沉积厚度预测问题,对喷浆过程的影响因素进行了分析并做出相关合理假设,提出采用β分布模型用于描述涂层厚度分布形状并建立了平面喷浆沉积速率模型,对实际喷浆常用的直线和圆弧轨迹建立了动态喷浆模型并给出算例进行仿真验证,考虑实际待喷表面情况,基于平面喷浆沉积速率模型建立了复杂自由曲面的喷浆沉积速率模型,针对多轨迹喷浆相邻轨迹喷浆问题进行了建模并以区域平整度为目标对相邻轨迹重叠间距进行了优化求解。针对隧道自动喷浆作业问题,结合喷浆工艺和施工技术规范提出了隧道自动喷浆策略,基于此策略对隧道待喷表面点云模型进行了分区段、分层和分片处理,重点研究了分片区域内部的喷浆轨迹生成算法,采用包围盒切片法对点云模型进行切片,通过点云投影法得到切片内的原始轨迹点,为实现轨迹点的插值拟合研究了空间直线轨迹、圆弧轨迹和B样条轨迹的插补算法并给出算例进行了仿真验证。最后进行样机的整体设计,对重要关节和关键零部件进行驱动力仿真和应力仿真,搭建了以Trio控制器为核心的控制系统并进行实验,对机械臂能按规划轨迹进行自动喷浆的能力及运动学算法进行验证。

张凯[3](2021)在《基于顶板视觉的掘进机空间位姿检测方法研究》文中研究指明我国煤炭开采中自动化水平较高的综采设备大幅提高了采煤效率,而以综掘工艺为主的巷道掘进,效率低下导致采掘失衡,通过提高悬臂式掘进机的自动化水平,从而解决采掘失衡问题已成为行业共识。悬臂式掘进机位姿自主检测是实现其自动截割从而提高其自动化水平的首要条件。机器视觉是实现悬臂式掘进机空间位姿自主检测的一种重要解决方案。论文首先对煤矿井下巷道环境中的顶板特征进行了分析,定义了掘进机的位姿以及相应的坐标系,从而完成了掘进机位姿检测数学模型的构建。其中,研究了基于平面标靶的相机标定技术,并进行了相机标定实验与标定精度分析。同时研究了煤矿顶板图像预处理方法以及托盘目标提取与特征检测方法,实现了多个托盘目标的分割,完成了托盘目标特征直线检测以及直线交点的求取,进而利用PnP算法实现了掘进机静态位姿的求解。然后研究了图像匹配技术以及掘进机运动估计方法,实现了相邻图像帧中同一托盘目标的识别,完成了掘进机动态位姿的求解,并通过非线性优化函数实现了掘进机运动过程中位姿的优化。最后,在模拟巷道中验证了本文方法的可行性,通过对比全站仪测量的位置参数与本文方法解算的位置参数,分析了位置参数的解算精度,同时验证了姿态角解算的正确性。

李超[4](2020)在《大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究》文中研究表明大采高综采因其适用性强和工艺简单等优势,已成为我国厚煤层开采的主要方法之一。然而随着开采深度的增加和开采高度的加大,大采高综采煤壁片帮问题更加突出,严重地制约了工作面安全、高效生产。大采高综采煤壁片帮以斜直线型和圆弧型滑移为主,占比80%以上。现有成果多采用滑动体理论研究两种片帮的破坏机理及影响因素,但是在研究过程中,存在煤壁稳定性安全系数变化规律不明、最大滑移深度及最危险滑移面难以预测等问题,由此对工程实际中煤壁片帮控制带来了困难。鉴此,本文采用现场观测、理论推导、实验室试验和数值模拟相结合的方法,以红庆河煤矿3-1101工作面为背景,对大采高综采面煤壁斜直线型和圆弧型滑移面安全系数的变化规律、煤壁最危险滑移面与极限平衡滑移面的位置,液压支架初撑力、护帮高度和护帮板水平推力对工作面煤壁稳定性的影响规律,弱化顶板控制煤壁片帮机理等问题展开了系统研究。论文的主要工作和取得的主要成果如下:(1)考虑工作面煤壁受力特征,采用极限平衡分析精确解法建立了煤壁斜直线型滑移片帮的力学模型,并推导了其安全系数计算的数学模型,得出了滑移面安全系数随滑移面位置的变化规律,据此提出了确定斜直线型极限滑移深度和最危险滑移深度的方法,并通过现场实测验证了片帮深度预测方法和安全系数数学模型的准确性。结果表明:沿着煤壁深度方向,滑移面安全系数随滑移面深度的增加呈先减小后增大的变化规律;沿着煤壁高度方向,随着滑移面起点从底板向顶板移动,煤壁滑移面的安全系数呈先减小后增大的变化规律,最小安全系数位置(即最危险滑移面位置)始终出现在距底板0.31倍采高处,不受开采因素的影响。根据滑移面安全系数变化规律得到红庆河煤矿3-1101工作面斜直线型滑移面最小安全系数为0.9277,对应的最危险滑移深度为0.90 m,最大滑移深度为2.12 m。与已有压剪式算法和滑落式算法等最大片帮深度预测方法相比较,其结果更接近现场实测的最大片帮深度2.08 m。煤壁最小安全系数数值随煤体内聚力和内摩擦角的增大分别呈线性规律和指数规律增加,随埋深和采高均呈对数规律降低,并且根据增幅得出了内聚力和埋深对斜直线型滑移面最小安全系数的影响较为显着。(2)考虑工作面煤壁受力特征,采用简化Bishop条分法建立了煤壁圆弧型滑移片帮的力学模型,并推导了其安全系数计算的数学模型,得出了安全系数的分布规律,据此提出了确定煤壁圆弧型极限滑移深度和最危险滑移深度的方法,并通过现场实测验证了片帮深度预测方法和安全系数数学模型的准确性。结果表明:在煤壁深度方向上,煤壁滑移面安全系数随滑移面深度的增加呈先减小后增大的规律。根据安全系数分布规律得出了红庆河煤矿3-1101工作面圆弧型最大滑移片帮深度为2.2 m,与已有压剪式算法和滑落式算法等最大片帮深度预测方法相比较,更接近现场实测的最大片帮深度2.25 m。煤壁圆弧型滑移面最小安全系数随煤的内聚力的增加呈线性规律增大,随煤的内摩擦角的增加呈二次项式规律增大,随煤层埋深和采高的增加均呈对数规律降低。当采用仰斜开采时,随煤层倾角的增加呈线性规律降低;当采用俯斜开采时,随煤层倾角的增加呈线性规律增大。(3)采用FLAC3D数值模拟软件,模拟分析了液压支架初撑力、护帮高度和护帮板水平推力对煤壁稳定性的影响规律,揭示了支架护帮板支护参数与支架初撑力维护煤壁稳定性的机理。结果表明:当支架初撑力由0 k N提升到12000 k N后,煤壁超前支承压力峰值降低了16.8%,煤壁破坏面积降低了27.78%,煤壁水平变形量降低了21.33%。说明提高支架初撑力可减小顶板下沉量,改变超前支承压力分布,减小煤壁破坏面积和水平变形量。提高护帮高度和护帮板水平推力,可有效减小煤壁水平变形量,但是煤壁支承压力以及破坏面积的减少甚微,表明提高护帮板支护是通过对煤壁的横向变形进行干预,使其变回三向受力状态,从而提高煤壁稳定性。提升初撑力是通过减小煤壁承受载荷以维护煤壁稳定,提升护帮板支护通过减小煤壁水平变形以维护煤壁稳定。(4)基于强度折减理论,采用FLAC3D数值模拟软件计算了煤壁稳定系数,并定量地研究了煤壁稳定性与液压支架初撑力、护帮高度与护帮板推力之间的关系。结果表明:在任意给定初撑力条件下,煤壁最小安全系数与护帮高度和护帮板推力均呈正相关关系,且每组护帮高度和护帮板推力对应一个滑移面最小安全系数,据此,可为液压支架选型以及护帮板优化提供定量指标。(5)基于温克尔弹性地基梁理论和基本顶断裂结构“砌体梁”理论,分别揭示了直接顶和基本顶注水控制片帮的机理,并用数值模拟验证了顶板注水方法的良好效果。结果表明:直接顶在注水后弹性模量降低,根据弹性地基梁理论建立煤壁与顶板的受力模型,分析后可得出直接顶的软化会使煤壁上方支承压力峰值向煤壁内部转移且支承压力整体下降,从而提升煤壁稳定性。初采期的基本顶在开切眼注水预裂后由固支梁受力状态转化为简支梁受力状态,初次断裂步距会大幅缩短,煤壁支承压力也随之降低;基本顶初次断裂后,在巷道中对基本顶进行超前预裂,可以降低基本顶的断裂步距和回转量,从而降低顶板施加在工作面煤壁的压力,达到控制片帮的目的。与“顶板未处理”相比较,当使用“顶板注水处理”方法后,支承压力峰值降低了17.82%,峰值位置距煤壁表面的距离增加了40%,煤壁破坏面积降低了26.92%,煤壁滑移面最小安全系数提高了19.67%。

王南南[5](2020)在《基于三维DDA方法的类楔形体稳定性分析》文中进行了进一步梳理岩质边坡稳定性分析是工程建设中常见问题,如房屋建设开挖形成的切坡、水电工程库区的岸坡、道路的路堑边坡等,都涉及到岩质边坡稳定性问题。边坡工程中楔形体的破坏形式只考虑两个滑动面,而类楔形的底部未露出坡面,分析类楔形体的破坏形式需要考虑三个滑动面。运用传统方法如赤平投影法、极限平衡法等分析类楔形体的变形和位移存在一定的局限性,而三维DDA方法具有有限元法、离散单元法共有优势,同时为极限平衡法架起一座桥梁。本文运用三维DDA方法模拟类楔形体稳定性的安全系数,对研究各种不同类型的边坡工程及对其稳定性具有广泛的理论意义和应用价值。首先,总结回顾了代表性的楔形体稳定性计算方法。楔形体稳定性分析时可建立的静力平衡方程数小于楔形体未知物理量的数目,导致楔形体稳定性问题为超静定问题,已有方法通过引入不同的假设条件,将超静定问题向静定问题转化,以便求解楔形体的安全系数。因此,传统的楔形体稳定性计算方法不能很好的解决类楔形体稳定性分析问题。然后,对三维DDA基本原理进行介绍,将块体在多个时间步的小位移和小应变进行累积,获取变形块体经历长时间后的大位移和大变形,并通过罚函数法保证块体之间满足法向无相互嵌入,切向符合摩尔库伦定律的接触条件。运用三维DDA分析软件,编写相应的几何文件和物理文件,用楔形体模型、拱形体模型、砖墙体模型验证了三维DDA建模方法的有效性。接着,展开利用三维DDA方法分析类楔形体稳定性的研究。对接触对进行有效的筛选,得出类楔形三个面上的法向接触力和切向接触力,基于三维DDA方法计算类楔形体安全系数;并分析不同内摩擦角的情况下,类楔形体底结构面仰角和旋转角等因素的变化对安全系数产生的影响,并得出岩质边坡中类楔形体稳定性变化的规律。最后,以丰宁抽水蓄能电站一期工程的下水库左侧圆弧段边坡为工程实例进行应用。通过工程地质条件的介绍和边坡现状的监测,分析潜在失稳体滑动的可能性,得知块体的滑动破坏模式为类楔形体破坏,并运用三维DDA程序对圆弧段坡面的稳定性进行分析,三维DDA的计算结果显示岩质边坡坡面的变形趋势为NW方向,安全系数结果与工程前期简化计算结果相比偏大。

孙振宇[6](2020)在《隧道支护体系协同作用原理与设计方法》文中研究表明隧道支护体系是保证隧道围岩稳定性的基本要求,随着新奥法的提出和应用,以调动围岩承载为核心的支护设计理念已形成广泛共识。但由于我国隧道围岩条件差异性极大,针对具体工程设计中的支护时机选择、支护参数确定以及支护可靠性评价等问题尚存在诸多困惑,使得隧道工程的定量化设计步履维艰。一般而言,隧道支护体系由作为主体的围岩和超前支护、初期支护以及二次衬砌等人工支护结构组成,而目前对于各项支护作用的机理、目标和技术标准也不确定,尚存在诸多模糊认识,造成隧道设计理论远落后于工程实践。针对上述问题,本文从隧道支护的本质特征和宗旨出发,揭示隧道支护—围岩动态相互作用全过程演化机制,明确隧道围岩的支护需求及稳定性控制原则,进而对超前支护、初期支护和二次衬砌的作用机理进行系统研究,明确各支护结构的作用特点及适应性,最后提出隧道支护体系协同作用设计方法,主要开展工作与研究成果如下:(1)建立了隧道围岩变形破坏预测方法,揭示了隧道支护与围岩相互作用的全过程演化机制。针对以往支护—围岩相互作用多针对单一支护结构而无法反映隧道施工过程力学特性的问题,建立隧道围岩工程响应的预测方法,提出围岩自承载能力的虚拟支护力表征方式,并就其衰减规律和影响因素进行分析。通过对隧道围岩实测变形全过程曲线的统计分析,揭示隧道支护—围岩作用阶段性演化机制,明确各阶段所占比例与控制重点。明确隧道支护本质作用为调动围岩承载和协助围岩承载,其中调动围岩承载效率更高,应作为隧道支护设计的基本原则。(2)建立了超前支护的变形控制作用机理模型,提出了超前支护参数的优化确定方法。由于以往超前支护仅强调其防坍塌作用而无法满足隧道安全要求,阐明超前支护的控变形作用原理,并比较不同超前支护设计理念的变形控制效率,指出周边加固相比于正面加固效率更高。进而建立隧道超前支护变形控制机理模型,按照围岩塑性区的分布划分为不同分析工况,推导隧道围岩变形和塑性区半径的计算公式。在此基础上,对加固参数进行敏感性分析,并结合隧道围岩变形规律提出超前支护环向参数的优化确定方法和纵向范围的建议值。(3)明确了隧道初期支护的主承载作用,建立了隧道初期支护体系协同设计方法和评价体系。将隧道初期支护按其作用机制划分为锚固体系和表层初期支护,分别建立支护—围岩耦合作用机理模型,并对其进行全过程解析,阐明锚固体系的协同作用原理,据此分析不同支护方式的作用效果、适应性及其影响因素,提出支护选型和合理支护时机的确定方法。进一步将锚固体系视为对围岩的改良,建立隧道初期支护体系协同设计方法,并提出以围岩变形和协同度为指标的评价体系,实现初期支护的定量设计。(4)揭示了隧道复合支护结构协同作用机理,提出了二次衬砌安全储备系数的计算方法。明确二次衬砌作为安全储备的内涵和实现方式,建立复合支护结构与围岩相互作用模型并进行解析,得到复合支护结构不同空间位置处的受力、变形以及荷载分担比,并基于隧道长期安全提出复合支护结构有效协同作用的评价方法。进一步构建支护结构承载能力曲线,提出支护结构安全储备系数计算方法,为隧道服役安全提供保障。(5)阐明了隧道支护体系协同作用原理,建立了基于多目标优化的支护结构体系协同设计方法。基于隧道支护—围岩相互作用演化机制,将协同学原理引入隧道支护设计,构建隧道围岩协同支护系统,阐明该系统的组成部分、基本特征与研究层次。在此基础上,进一步分析隧道支护体系的协同作用机理,以围岩变形、支护受力和支护成本为设计目标,建立基于分组加权的目标函数隶属度表征方法,据此提出隧道支护体系协同优化设计方法,并在实际工程中进行应用。

徐勤宪[7](2020)在《自动锚杆钻车三角钻臂轨迹规划方法研究》文中研究表明随着我国经济的发展,人们对煤炭的需求量愈来愈多,对煤矿生产的要求也愈来愈高。2020年2月,为深入贯彻落实国家“四个革命、一个合作”能源安全新战略,加快推进煤炭行业供给侧结构性改革,推动智能化技术与煤炭产业融合发展,提升煤矿智能化水平,八部委联合制定了《关于加快煤矿智能化发展的指导意见》,指出煤矿智能化是煤炭工业高质量发展的核心技术支撑。而锚杆支护自动定位是煤矿智能化的“卡脖子”问题之一。因此,为符合国家发展趋势,加快掘支过程的自动化控制进程;也为了加快煤矿开采的智能化与自动化的发展进程,非常有必要开展自动锚杆钻车三角钻臂运动学、轨迹规划等关键技术的研究工作。论文的主要研究内容如下:(1)建立了锚杆钻车钻臂的运动学模型。使用两步法对本课题研究的自动锚杆钻车三角钻臂建立运动学模型,进行钻臂正向运动学分析,然后使用解析法对钻臂各关节进行逆运动学求解,与此同时对支臂缸伸缩量与关节角的关系进行求解,最后验证模型的正确性;(2)研究了自动锚杆钻车钻臂点位轨迹规划方法。通过对三次多项式、五次多项式和三次B样条曲线插值算法的研究,对钻臂的关节变量进行点位轨迹规划,并进行了仿真实验。实验结果表明,三次多项式插值算法的优越性不如B样条插值算法,而B样条插值算法优越性小于五次多项式插值算法,但三次多项式插值算法需要知道所有节点的速度,五次多项式插值算法更需要知道所有节点的速度与加速度,而B样条插值算法仅需知道始末节点速度即可对其进行轨迹规划;(3)研究了自动锚杆钻车钻臂连续路径轨迹规划方法。首先对直角坐标系空间轨迹规划中两种常用算法直线插补和圆弧插补进行了详细的研究;然后对空间中多段直线连接或直线与圆弧连接时连接点处出现的尖角问题给出了解决办法,即用圆弧在连接点处进行过渡,并在此基础上提出了在连接点处以三次样条曲线取代圆弧曲线进行过渡的算法,最后又对此进行了仿真分析。

杨亮亮[8](2019)在《淮南矿区保护煤柱留设参数解算技术及程序实现》文中研究说明煤柱留设对于现今的煤矿产业来说是不可或缺的一部分,想要进行安全的煤炭开采工作、想要减少由于开采沉陷所造成的地表移动破坏、想要保护矿区附近的居民住宅和重要建筑等等,这些都离不开煤柱留设。在不同的地质条件下,地表开采沉陷规律也不同,自然煤柱留设的要求也就不同。对于淮南矿区而言,其潘谢新区的矿区松散层厚度大约都是在140~580m,是属于巨厚松散层下矿区开采的地质条件,其开采沉陷规律和煤柱留设原则与其他矿区较为不同,具有明显的差异性。为了更好的了解淮南矿区巨厚松散层下煤炭开采机理,地表沉陷规律以及煤柱留设方法,本文在前人研究的基础上,通过对“三下规范”的规章解读,和对煤柱留设原理的深入理解以及对Matlab软件的学习运用,系统的研究了关于煤柱留设的整体流程。(1)较为系统的研究和整理了关于淮南矿区的地质资料和矿区地表移动观测站数据,分析了淮南矿区的地质特点和煤层的分布规律。同时根据所收集到的矿区观测站的实测资料,着重分析了有关煤炭开采因素同巨厚松散层的矿区地质条件的关系。通过对实测数据的研究,利用回归分析法,直接建立了地表沉陷角量(超前影响角ω,最大下沉速度滞后角φ,最大下沉角θ)和煤柱留设相关参数(下山移动角β,上山移动角γ,走向移动角δ,下山边界角β0,上山边界角γ0,走向边界角δ0,松散层移动角φ)与松散层厚度同矿区开采深度比值的数学模型,并对所得到的数学模型的相关规律进行了进一步的分析说明。(2)通过对比和分析最小二乘算法和整体最小二乘算法定义和原理,然后根据煤柱留设的基本原理和煤柱留设参数的相关定义,在新的“三下规范”中的各项规范和要求下,将整体最小二乘算法利用软件编程的形式,相互结合到了一起,最后依据煤柱留设尺寸的公式定义,进行煤柱参数解算、煤柱尺寸和煤柱压煤量计算的程序编写。图[30]表[22]参[83]

白鑫[9](2019)在《液态二氧化碳相变射孔致裂煤岩体增透机理及应用研究》文中研究指明瓦斯是成煤过程中产生的伴生气体,是影响煤矿安全生产的主要因素,也是一种储量及热值与天然气相当的不可再生资源。因此实现煤层瓦斯井下规模化抽采不仅是预防矿井瓦斯灾害的根本保证,同时也是瓦斯综合利用的前提工作。近年来,随着开采深度的增加,深部煤岩瓦斯复合动力灾害危险性加大,如何实现深部煤层瓦斯的高效抽采已成为保障我国煤炭企业安全生产的重要问题,而低透气性煤层增产改造则是其中的核心技术和热点问题。本文在国家自然科学基金重点项目(51434003)的资助下,针对液态二氧化碳相变射孔煤岩体致裂增透机理,综合采用岩石力学、渗流力学、空气动力学、断裂力学等理论基础,基于理论研究、实验研究、数值模拟研究、现场研究等方法,进行液态CO2相变射孔煤岩体致裂实验装置研发、液态CO2相变射孔气体冲击动力学特征研究、液态CO2相变射孔冲击煤岩体致裂裂隙扩展力学机理研究、液态CO2相变射孔冲击煤岩体致裂及裂隙扩展规律实验研究、低透煤层液态CO2相变射孔致裂卸压增渗机理研究。在以上实验及理论研究基础上,进行液态CO2相变射孔煤岩体致裂技术装备研发,在川煤集团白皎煤矿及杉木树煤矿进行试验及工业应用取得良好的应用效果。本文主要研究成果如下:(1)分析获得了白皎煤矿试验地点煤岩物质组成、微观结构特征、气体吸附特征及其基本力学性质等参数;理论研究提出了一种可避免取样角度偏差造成误差的Kaiser效应法地应力计算方法,采用空心包体应力解除法进行测试结果验证,表明本研究提出的计算方法合理可靠。(2)针对“液态CO2相变射孔气体冲击动力学特征”,理论分析得到了液态CO2相变高压气体冲击射流出口速度及质量流量理论模型,建立了定量液态二氧化碳相变高压气体冲击射流出口压力理论方程;自主研发“液态CO2相变射孔煤岩体致裂实验装置”,开展了液态CO2相变射孔气体射流冲击动力学特征实验研究,揭示了射流速度与系统初始压力及射流打击力与系统初始压力、靶体距离、靶体夹角之间的关系。(3)围绕“液态CO2相变射孔冲击致裂裂隙扩展机理”研究,进行煤岩体液态CO2相变射孔冲击起裂压力及起裂模型研究,获得地应力条件下倾斜钻孔孔壁起裂压力理论方程,提出了地应力条件下倾斜钻孔优势致裂方向判断方法;计算得到破坏区半径随冲击破坏时间及空间位置的变化规律曲线,理论研究得到考虑三维主应力的含瓦斯煤岩体Ⅰ型裂纹液态二氧化碳相变高压气体射孔致裂裂隙扩展理论模型,建立了液态二氧化碳相变高压气体冲击作用下含瓦斯煤岩体张开型(Ⅰ型)及剪开型(Ⅱ型)裂纹冲击及剪切断裂判据,揭示了液态二氧化碳相变高压气体冲击破岩及裂隙扩展力学机理。(4)采用自主研发“液态CO2相变射孔煤岩体致裂实验装置”针对“液态CO2相变射孔冲击致裂裂隙扩展规律”,系统开展了煤岩体液态CO2相变射孔冲击破坏宏微观特征实验研究、三轴应力条件下液态CO2相变射孔致裂及裂隙扩展规律研究。液态CO2相变射孔冲击煤岩体破坏及其宏微观特征实验研究表明,实验煤样破坏阈值压力为17 MPa,随着射流压力的增加,致裂破坏区面积增大;液态CO2相变高压气体射流冲击造成的孔隙、裂隙数量与尺寸随着射流压力的增大而增大,最大可提高煤样孔容188.51%,提高煤样孔隙度163.01%。三维地应力下液态二氧化碳相变高压气体射孔煤岩体冲击致裂破坏及裂隙扩展规律研究,表明该技术可用于地应力条件下煤层致裂,且致裂裂隙尺寸与射流初始压力之间呈指数关系;随着射流初始压力的增大主裂隙扭转趋势减小,试件主破裂面的起伏程度降低、表面擦痕减少,内部微裂隙数量增加;受三维地应力大小分布影响液态CO2相变射孔致裂裂隙会向主应力较大的方向扩展;液态CO2相变射孔致裂裂隙随着试件力学强度的增大而减小;受层理影响穿层钻孔致裂裂隙主要沿层理软弱结构面扩展,顺层钻孔致裂裂隙扩展至层理处会发生较大的方向改变;含裂隙煤岩体致裂裂隙扩展受钻孔与裂隙空间位置影响,当裂隙面与致裂孔相交时,试件沿裂隙面产生破坏形成复杂裂隙网络,当裂隙面与致裂孔距离较远时,试件破坏不受裂隙影响。(5)围绕“低透煤层液态CO2相变射孔致裂卸压增渗机理研究”,采用“含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流试验装置”进行含瓦斯煤岩体卸压增渗实验研究,理论研究建立了基于立方体结构的煤岩体卸压损伤渗透率模型,验证表明该模型能够有效反映煤岩体卸压损伤过程中瓦斯渗流规律;建立了穿层钻孔抽采过程煤层瓦斯压力分布模型,表明煤层瓦斯渗透率、综合压缩系数、瓦斯抽采时间及抽采流量等是影响煤层瓦斯压降速度的主要因素。(6)围绕“低渗煤岩体液态CO2相变射孔致裂增透技术应用研究”,改进研发了“液态CO2相变射孔煤岩体致裂技术装备”,白皎煤矿现场试验表明该技术可有效提高瓦斯抽采浓度及流量912倍,降低试验区域瓦斯抽采流量衰减系数92%;提出了液态CO2相变射孔致裂增透网格式瓦斯抽采方法,可提高巷道掘进速度4-5倍。杉木树矿S3012综采工作面应用表明该技术,较常规密集钻孔方法可提高煤层瓦斯抽采效率15.71%,实现向斜轴部应力集中区松软煤层高突危险工作面回采期间的“零超限”。

秦枭[10](2018)在《岩体结构面参数的摄影测量解译及三维网络建模系统开发与应用研究》文中进行了进一步梳理本论文以甘肃北山高放废物处置预选区岩体结构面为主要研究对象,结合野外人工接触式测量及摄影测量技术获取结构面信息,在此基础上,主要研究内容和结论如下:(1)完成结构面参数数字化获取并统计分析结构面几何参数分布。利用摄影测量方法获取岩体露头图像,选用SIFT(Scale-invariant feature transform,尺度不变特征变换)算法进行图像特征匹配,获取二维裂隙坐标,基于实测控制点三维坐标,导入三维重构软件中可输出裂隙三维坐标。在此基础上完成结构面产状计算与分组、结构面迹长计算与统计分析、面密度估算等工作。(2)建立结构面随机三维网络模型并利用DE(Differential Evolution,差分进化)算法优化结构面半径与体密度参数。基于蒙特卡洛法,初步建立结构面三维随机网络模型。对比实测迹长与模型交切迹长,发现两者差异较大,确定了模型参数优化的必要性,选择DE算法对结构面半径及体密度进行优化,对比优化模型交切迹线与实测迹线,优化效果较为明显。(3)在纯随机模型中加入确定性信息,建立真实度更高的随机-确定耦合模型。基于实测裂隙迹线,获取确定性结构面信息并按照“最邻近原则”插入随机模型中,修正得到随机-确定耦合模型。改进的Cohen-Sutherland裁剪算法进行模型校验,验证耦合模型有效性。(4)基于随机-确定耦合模型,完成地下巷道开挖块体搜索研究与分析。建立地下开挖巷道模型,搜索耦合模型中所有与巷道交切的结构面,进一步完成多余结构面的剔除、封闭回路的搜索以及封闭块体搜索等工作,在进行封闭块体搜索过程中,针对可能出现的块体重叠与包含的情况,按照体积最大原则进行块体筛选与剔除,最终得到所需有效块体。计算块体在巷道表面的出现概率,为围岩的稳定性评价提供有效数据资料。(5)开发岩体结构面参数获取及三维网络模型生成与优化软件。基于Visual Studio平台,在MFC(Microsoft Foundation Classes,微软基础类库)框架下利用C++语言编写所有代码,利用OpenGL(Open Graphics Library,开放图形库)实现相关可视化,该软件可系统实现图像特征匹配迹线坐标获取、裂隙产状计算及分组、面密度计算等功能,并建立结构面三维网络模型,同时加入参数优化与块体搜索模块,为结构面研究数字化提供有效参考。

二、两条相交巷道交点坐标的多种解法(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、两条相交巷道交点坐标的多种解法(论文提纲范文)

(1)矿山三维井巷模型快速构建与突水避灾路径优化仿真(论文提纲范文)

论文审阅认定书
致谢
摘要
abstract
变量注释表
1 绪论
    1.1 研究的意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 研究内容及论文结构安排
    1.4 拟采取的技术路线
2 平台总体设计与开发环境
    2.1 平台开发分析与目标
    2.2 平台总体架构
    2.3 系统环境与开发工具
    2.4 开发工具的应用
    2.5 本章小结
3 三维巷道系统模型的构建方法
    3.1 巷道三维建模的数据源与数据特点
    3.2 基础建模数据的采集与存储
    3.3 三维巷道“参数化”建模方法
    3.4 三维井巷模型构建关键算法
    3.5 三维联通巷道处理方法及效果
    3.6 矿山井巷系统三维模型生成
    3.7 本章小结
4 矿井突水漫延仿真算法的研究
    4.1 矿井突水漫延影响因素分析
    4.2 突水水流动态仿真模型构建
    4.3 矿井突水动态仿真模拟
    4.4 本章小结
5 矿井水灾最优避灾路径算法的研究
    5.1 突水避灾线路设计原则和影响因素
    5.2 巷道当量长度
    5.3 突水最优避灾路径模型建立
    5.4 矿井巷道避灾路径解算
    5.5 本章小结
6 突水避灾仿真平台的设计与实现
    6.1 数据库设计
    6.2 程序设计及实现流程
    6.3 功能及界面设计
    6.4 软件平台的工程应用
    6.5 本章小结
7 结论与展望
    7.1 结论
    7.2 展望
参考文献
附录1 矿山三维井巷模型与突水避灾路径优化仿真平台程序
作者简历
学位论文数据集

(2)八自由度隧道喷浆机械臂的运动学及喷浆轨迹规划研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
第1章 绪论
    1.1 课题背景及研究意义
    1.2 隧道喷浆机器人研究现状
        1.2.1 国内外研究现状
        1.2.2 隧道喷浆机械臂的逆运动学研究现状
        1.2.3 隧道喷浆沉积速率模型与喷浆轨迹规划研究现状
    1.3 本文主要研究内容
第2章 八自由度隧道喷浆机械臂的运动学分析
    2.1 冗余喷浆机械臂的正运动学
    2.2 冗余喷浆机械臂的逆运动学
        2.2.1 速度雅可比矩阵的建立
        2.2.2 基于加权最小范数的运动学逆解优化算法
        2.2.3 基于关节角参数化的运动学逆解解析算法
    2.3 算法验证与仿真
    2.4 本章小结
第3章 喷浆沉积速率问题的分析与建模研究
    3.1 喷浆过程影响因素分析
    3.2 喷浆沉积速率模型的建立
        3.2.1 平面喷浆沉积速率模型的建立
        3.2.2 直线轨迹动态喷浆模型的建立及求解
        3.2.3 圆弧轨迹动态喷浆模型的建立及求解
    3.3 复杂自由曲面的喷浆沉积速率模型的建立
    3.4 相邻喷浆轨迹的模型建立及重叠间距优化
    3.5 本章小结
第4章 基于隧道表面模型特征的喷浆轨迹生成研究
    4.1 隧道自动喷浆策略分析
    4.2 基于隧道表面模型几何特征的喷浆区域划分
    4.3 分片区域内部的喷浆路径生成算法
    4.4 笛卡尔空间轨迹插补规划算法
        4.4.1 笛卡尔空间直线插补算法
        4.4.2 笛卡尔空间圆弧插补算法
        4.4.3 笛卡尔空间B样条插补算法
    4.5 本章小结
第5章 喷浆机械臂的样机设计与实验
    5.1 喷浆机械臂的样机设计
        5.1.1 机械臂的整体设计
        5.1.2 关节驱动力仿真及关键零件的应力分析
    5.2 运动控制系统搭建
    5.3 机械臂样机运动实验
    5.4 本章小结
结论
参考文献
攻读硕士学位期间承担的科研任务与主要成果
致谢

(3)基于顶板视觉的掘进机空间位姿检测方法研究(论文提纲范文)

摘要
abstract
1 绪论
    1.1 研究背景与意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 悬臂式掘进机位姿检测方法研究现状
        1.2.2 视觉测量方法研究现状
    1.3 基于顶板视觉的掘进机位姿检测方法可行性分析
        1.3.1 掘进支护工艺及巷道表面形貌特征
        1.3.2 掘进机运动特征分析
        1.3.3 基于顶板视觉的掘进机位姿检测可行性分析
    1.4 论文主要研究内容
2 基于顶板视觉的掘进机位姿检测方法数学模型
    2.1 坐标系定义
    2.2 掘进机空间位姿定义
    2.3 掘进机空间位姿数学模型
        2.3.1 相机成像模型
        2.3.2 相机标定方法研究
        2.3.3 掘进机空间位姿数学模型
    2.4 本章小结
3 顶板图像特征提取与位姿解算
    3.1 顶板图像预处理
        3.1.1 常见噪声类型
        3.1.2 图像去噪方法研究
        3.1.3 图像增强方法研究
    3.2 顶板目标识别与特征提取
        3.2.1 目标分割
        3.2.2 边缘特征检测
        3.2.3 目标特征点检测
    3.3 基于PNP算法掘进机静态位姿求解方法
    3.4 本章小结
4 顶板目标的帧间跟踪与掘进机运动估计
    4.1 顶板目标的帧间跟踪
        4.1.1 顶板目标图像动态特征分析
        4.1.2 托盘目标的选择
        4.1.3 目标帧间匹配
    4.2 掘进机运动估计
        4.2.1 掘进机运动估计模型
        4.2.2 局部优化
    4.3 本章小结
5 试验与分析
    5.1 建立试验条件
        5.1.1 模拟巷道环境
        5.1.2 检测系统搭建
        5.1.3 检测系统软件设计
    5.2 试验与分析
        5.2.1 试验方案
        5.2.2 试验数据分析
    5.3 本章小结
6 总结与展望
    6.1 总结
    6.2 展望
参考文献
致谢
作者简历
学位论文数据集

(4)大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
第1章 绪论
    1.1 研究背景与意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 煤壁片帮迹线类型
        1.2.2 煤壁片帮力学机制
        1.2.3 煤壁片帮深度预测方法
        1.2.4 煤壁片帮防治方法
        1.2.5 煤壁超前支承压力
    1.3 存在的主要问题与发展趋势分析
    1.4 论文的研究内容、研究方法及技术路线
        1.4.1 研究内容
        1.4.2 研究方法
        1.4.3 技术路线
第2章 工作面煤壁斜直线型滑移面稳定性及滑移深度研究
    2.1 煤壁斜直线型滑移面安全系数计算模型
        2.1.1 边坡滑移面安全系数K的极限平衡分析精确解法
        2.1.2 煤壁斜直线型滑移面安全系数推导
        2.1.3 煤壁塑性区范围的确定
        2.1.4 煤壁超前支承压力参数m、n的确定
    2.2 煤壁斜直线型滑移面安全系数求解及其随滑移面位置的变化规律
        2.2.1 煤壁滑移面安全系数求解
        2.2.2 煤壁滑移面安全系数随滑移面位置的变化规律
    2.3 煤壁极限平衡滑移面与最危险滑移面深度的确定及预测准确性分析
        2.3.1 煤壁极限平衡滑移面深度与最危险滑移面深度的确定
        2.3.2 煤壁最大片帮深度预测方法对比
    2.4 煤壁最小安全系数K_(min)的影响因素分析
    2.5 本章小结
第3章 工作面煤壁圆弧型滑移面稳定性及滑移深度研究
    3.1 煤壁圆弧型滑移面安全系数计算模型
        3.1.1 简化毕肖普(Bishop)条分法
        3.1.2 煤壁圆弧型滑移面安全系数计算式推导
    3.2 煤壁圆弧型滑移面安全系数的计算
        3.2.1 煤壁滑移面位置的确定
        3.2.2 煤壁安全系数K的求解
    3.3 极限平衡滑移面与最危险滑移面深度的确定及预测准确性分析
        3.3.1 煤壁极限平衡滑移面的确定
        3.3.2 煤壁最危险滑移面深度的确定
    3.4 煤壁最小安全系数K_(min)的影响因素分析
    3.5 本章小结
第4章 支架初撑力与护帮板推力对煤壁稳定性的影响
    4.1 红庆河煤矿及3~(-1)101 工作面概况
        4.1.1 矿区概况
        4.1.2 工作面概况
        4.1.3 煤及顶板岩层的物理力学性质测试
    4.2 红庆河煤矿3~(-1)101 工作面超前支承压力数值模拟研究
        4.2.1 计算模型的建立
        4.2.2 模拟参数的确定
        4.2.3 模拟计算过程
        4.2.4 模拟计算结果及分析
    4.3 支架初撑力对煤壁稳定性影响的理论分析
    4.4 支架初撑力对煤壁支承压力及煤壁破坏影响的数值模拟研究
        4.4.1 计算模型的建立和模拟参数的确定
        4.4.2 模拟计算过程
        4.4.3 模拟计算结果与分析
    4.5 支架护帮板推力对煤壁稳定性影响的理论分析
    4.6 支架护帮板推力对煤壁变形破坏影响的数值模拟研究
        4.6.1 计算模型的建立和模拟参数的确定
        4.6.2 模拟计算过程
        4.6.3 模拟计算结果与分析
    4.7 护帮板推力对最小安全系数影响的数值模拟研究
        4.7.1 煤壁滑移面安全系数模拟软件及计算原理介绍
        4.7.2 煤壁滑移面安全系数计算模型的建立
        4.7.3 煤壁滑移面安全系数计算过程
        4.7.4 煤壁滑移面安全系数计算模型载荷施加
    4.8 本章小结
第5章 顶板注水对大采高综采面煤壁片帮控制作用研究
    5.1 注水弱化直接顶控制工作面煤壁片帮的理论分析
    5.2 注水预裂基本顶控制工作面煤壁片帮的理论分析
        5.2.1 初采期注水预裂基本顶对煤壁稳定性的影响
        5.2.2 正常推进期注水预裂基本顶对煤壁稳定性影响
    5.3 3~(-1)101 工作面顶板注水效果数值模拟验证
        5.3.1 计算模型的建立和模拟参数的确定
        5.3.2 模拟计算过程
        5.3.3 模拟计算结果与分析
    5.4 本章小结
第6章 结论与展望
    6.1 结论
    6.2 创新点
    6.3 不足之处
    6.4 展望
参考文献
攻读学位期间取得的科研成果
致谢

(5)基于三维DDA方法的类楔形体稳定性分析(论文提纲范文)

内容摘要
abstract
1 绪论
    1.1 工程背景和意义
    1.2 国内外研究现状
    1.3 本文的主要研究内容
    1.4 技术路线
2 楔形体稳定性计算方法
    2.1 极射赤平投影法
    2.2 传统极限平衡法
    2.3 基于摩尔-库伦相关联流动法则的上限法
    2.4 基于潘家铮最大原理的广义极限平衡法
    2.5 考虑结构面各向同性剪胀的分析法
    2.6 楔形体稳定性分析塑性力学广义解法
    2.7 楔形体计算方法的优点和局限性
    2.8 本章小结
3 三维DDA的基本原理
    3.1 基本变量
    3.2 主要荷载
    3.3 基本方程
    3.4 基本方程的子矩阵
    3.5 接触条件及其相关矩阵
    3.6 接触的开闭迭代与状态转换
    3.7 本章小结
4 三维DDA的建模和结果展示
    4.1 三维DDA程序基本介绍
    4.2 三维DDA计算程序输入文件构成
    4.3 三维DDA的处理程序及结果展示
    4.4 本章小结
5 三维DDA方法的类楔形体稳定性评价
    5.1 空间类楔形体内摩擦角的取值条件
    5.2 三维 DDA 类型形体模拟计算
    5.3 底结构面仰角和旋转角对类楔形体安全系数的研究
    5.4 本章小结
6 工程应用
    6.1 工程简介
    6.2 工程地质条件
    6.3 边坡现状
    6.4 潜在失稳体受力模式分析
    6.5 稳定性分析
    6.6 本章小结
7 结论与展望
    7.1 结论
    7.2 展望
参考文献
附录 第五章类楔形体的建模
附录 第六章丰宁抽水蓄能电站左侧圆弧段边坡的建模
附录 攻读硕士学位期间发表的文章和参与的项目
致谢

(6)隧道支护体系协同作用原理与设计方法(论文提纲范文)

致谢
中文摘要
ABSTRACT
1 绪论
    1.1 研究的背景及意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 隧道围岩结构性与工程响应机理
        1.2.2 隧道超前支护作用机理
        1.2.3 隧道初期支护作用原理与联合支护方法
        1.2.4 隧道二次衬砌的承载机制
        1.2.5 隧道支护体系设计方法
    1.3 研究中存在的问题
    1.4 论文主要研究内容
    1.5 论文研究方法及技术路线
2 隧道支护结构与围岩动态相互作用演化机制
    2.1 隧道围岩工程响应机理与预测方法
        2.1.1 隧道围岩变形预测方法
        2.1.2 隧道围岩的复合结构特性
        2.1.3 隧道围岩自承载能力时空演化规律
    2.2 隧道支护与围岩的动态作用关系
        2.2.1 隧道围岩全过程变形统计分析
        2.2.2 隧道支护—围岩相互作用的阶段性分析
        2.2.3 隧道围岩变形速率与变形加速度时程演化规律
    2.3 隧道支护体系及其作用
    2.4 本章小结
3 隧道超前支护的变形控制原理与效果分析
    3.1 隧道超前支护的变形控制作用
    3.2 超前支护与围岩相互作用力学模型
        3.2.1 超前支护作用下围岩力学模型与基本假设
        3.2.2 广义Hoek-Brown屈服准则
        3.2.3 塑性区发展过程
    3.3 超前支护与围岩相互作用解析
        3.3.1 加固区与原岩区均处于弹性状态
        3.3.2 塑性区仅出现在加固区
        3.3.3 塑性区仅出现在原岩区
        3.3.4 加固区与原岩区均进入塑性
        3.3.5 塑性区发展到加固区外边界
        3.3.6 塑性区扩展至原岩区
        3.3.7 临界支护力确定方法
    3.4 解析结果验证
        3.4.1 与现场实测数据的对比分析
        3.4.2 与数值计算的对比分析
        3.4.3 与传统方法的对比分析
    3.5 超前支护参数优化确定方法
        3.5.1 超前支护参数优化程序
        3.5.2 超前支护纵向范围的确定
        3.5.3 超前支护环向参数的确定
    3.6 本章小结
4 隧道初期支护作用原理与协同优化方法
    4.1 隧道锚固体系与围岩全过程作用原理
        4.1.1 锚固体系协同作用机理
        4.1.2 隧道复合围岩结构简化模型
        4.1.3 锚杆—围岩相互作用全过程解析
        4.1.4 隧道锚固系统协同作用解析
    4.2 隧道表层初期支护与围岩动态作用机制
        4.2.1 喷射混凝土力学特性
        4.2.2 隧道表层初期支护—围岩耦合模型
        4.2.3 表层初期支护—围岩耦合解析
        4.2.4 影响因素分析
        4.2.5 合理支护时机的确定
    4.3 隧道初期支护体系的协同优化设计及评价方法
        4.3.1 隧道初期支护协同优化原理
        4.3.2 隧道初期支护体系协同作用评价方法
        4.3.3 工程应用
    4.4 本章小结
5 隧道二次衬砌的安全储备作用及其评价方法
    5.1 隧道复合支护结构协同作用特点
    5.2 复合支护结构协同作用模型
        5.2.1 复合支护结构协同作用工况
        5.2.2 隧道复合支护结构力学模型与控制方程
    5.3 隧道复合支护结构协同作用解析
        5.3.1 仅有初期支护作用
        5.3.2 隧道复合支护结构共同作用
    5.4 隧道二次衬砌安全储备系数计算方法
    5.5 隧道复合支护结构协同作用效果影响因素分析
        5.5.1 计算参数
        5.5.2 初期支护施作时机对协同作用效果的影响
        5.5.3 二次衬砌对协同效果的影响
    5.6 工程应用
        5.6.1 工程概况
        5.6.2 工程应用效果分析与评价
    5.7 本章小结
6 隧道支护体系协同设计理论与优化方法
    6.1 协同支护系统的组成及其控制因素
    6.2 隧道支护体系协同优化方法
        6.2.1 多目标优化基本原理
        6.2.2 目标函数的分组加权表征方法
        6.2.3 目标可行域的隶属度转化与决策唯一性
        6.2.4 协同优化设计原则与方法
    6.3 算例分析与工程应用
        6.3.1 二次衬砌优化设计算例分析
        6.3.2 隧道支护体系协同优化的工程应用
    6.4 本章小结
7 结论与展望
    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

(7)自动锚杆钻车三角钻臂轨迹规划方法研究(论文提纲范文)

摘要
ABSTRACT
1 绪论
    1.1 研究背景和意义
    1.2 研究现状
        1.2.1 锚杆钻车研究现状
        1.2.2 钻臂类型概述
        1.2.3 运动学研究现状
        1.2.4 轨迹规划技术研究现状
    1.3 锚杆钻车钻臂轨迹规划存在的问题
    1.4 本文研究内容与结构安排
    1.5 本章小结
2 自动锚杆钻车三角钻臂的运动学研究
    2.1 运动学基础
        2.1.1 位姿描述
        2.1.2 关节坐标变换
        2.1.3 连杆坐标系的选择
    2.2 自动锚杆钻车钻臂的运动学问题
        2.2.1 自动锚杆钻车钻臂的结构介绍
        2.2.2 正运动学求解
        2.2.3 逆运动学求解
        2.2.4 支臂缸伸缩量与各关节角的关系
    2.3 运动学仿真验证
        2.3.1 运动学正解验证方法
        2.3.2 运动学逆解的验证方法
        2.3.3 支臂缸伸缩量的验证方法
        2.3.4 运动学模型验证
    2.4 本章小结
3 自动锚杆钻车三角钻臂点位轨迹规划研究
    3.1 三次多项式插值轨迹规划
        3.1.1 已知起始点和结束点的三次多项式插值方案
        3.1.2 具有中间点的三次多项式插值方案
    3.2 五次多项式插值轨迹规划
    3.3 B样条曲线轨迹规划
        3.3.1 四阶三次均匀B样条的推导方法
        3.3.2 三次B样条曲线的基本性质
        3.3.3 求解控制点
    3.4 实验仿真与分析
        3.4.1 多项式插值仿真
        3.4.2 B样条插值仿真
    3.5 本章小结
4 自动锚杆钻车三角钻臂的连续路径轨迹规划研究
    4.1 基于抛物线过渡的空间直线插补
    4.2 基于局部坐标系的空间圆弧插补
    4.3 圆弧过渡的空间连续直线插补算法
        4.3.1 连续直线插补连接点的处理方法
        4.3.2 空间连续直线轨迹规划
        4.3.3 空间直线-圆弧的轨迹规划
    4.4 三次样条曲线过渡的空间连续直线轨迹规划
        4.4.1 三次样条插值曲线
        4.4.2 插补算法算例
    4.5 实验仿真与分析
        4.5.1 空间直线插补仿真与分析
        4.5.2 基于局部坐标系的空间圆弧插补仿真与分析
        4.5.3 圆弧过渡的空间连续直线插补算法仿真与分析
        4.5.4 三次样条曲线过渡的空间连续直线轨迹规划仿真与分析
    4.6 本章小结
5 总结与展望
参考文献
致谢
在读期间发表的学术论文与取得的其他研究成果

(8)淮南矿区保护煤柱留设参数解算技术及程序实现(论文提纲范文)

摘要
Abstract
1 绪论
    1.1 研究背景与意义
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 国外研究现状
        1.2.2 国内研究现状
    1.3 主要问题
    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
2 保护煤柱留设基本原理与方法
    2.1 煤柱留设理论
        2.1.1 保护煤柱原理
        2.1.2 煤柱留设的相关参数
    2.2 煤柱留设方法
        2.2.1 垂直剖面法
        2.2.2 垂线法
        2.2.3 数字标高投影法
    2.3 基本参数求解研究
    2.4 三种煤柱留设方法的对比
    2.5 本章小结
3 巨厚松散层下矿区开采煤柱留设参数分析
    3.1 淮南矿区概况
    3.2 巨厚松散层下煤柱相关参数规律实测分析
        3.2.1 矿区开采的各项参数
        3.2.2 各项参数的规律分析
    3.3 本章小结
4 参数解算方法的对比
    4.1 最小二乘算法
    4.2 整体最小二乘算法
        4.2.1 基本原理
        4.2.2 主要算法
    4.3 算例分析
    4.4 本章小结
5 煤柱留设的编程实现
    5.1 平台支持
    5.2 应用程序的设计
        5.2.1 需求分析
        5.2.2 设计原则
    5.3 程序功能实现
        5.3.1 参数解算程序
        5.3.2 煤柱尺寸解算
        5.3.3 压煤量解算
    5.4 工程案例
        5.4.1 案例一
        5.4.2 案例二
        5.4.3 案例三
    5.5 本章小结
6 结论与展望
    6.1 结论
    6.2 展望
参考文献
致谢
作者简介与主要科研成果

(9)液态二氧化碳相变射孔致裂煤岩体增透机理及应用研究(论文提纲范文)

中文摘要
英文摘要
1 绪论
    1.1 引言
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 低渗煤层增透强化抽采技术国内外研究现状
        1.2.2 CO_2-ECBM国内外研究现状
        1.2.3 液态CO_2相变致裂技术国内外研究现状
        1.2.4 煤岩体高压流体冲击致裂力学机理国内外研究现状
        1.2.5 煤岩体卸压增渗机理国内外研究现状
    1.3 本论文研究内容及其技术路线
        1.3.1 研究内容
        1.3.2 研究技术路线
2 煤岩基本物理力学性质测试
    2.1 概述
    2.2 煤岩物理力学参数测试
        2.2.1 样品选择与制备
        2.2.2 工业分析
        2.2.3 SEM微观形态及EDS成分分析
        2.2.4 压汞试验
        2.2.5 煤岩CH4及CO_2等温吸附试验
        2.2.6 基本力学性质测试
    2.3 煤岩赋存原岩应力测试
        2.3.1 地应力在液态CO_2相变射孔致裂增透过程中的作用
        2.3.2 声发射Kaiser效应法原岩应力测试方法研究
        2.3.3 钻孔套心应力解除法地应力测试
    2.4 小结
3 液态CO_2相变射孔气体冲击动力特征理论及实验研究
    3.1 概述
    3.2 CO_2基本性质及其状态方程研究
        3.2.1 二氧化碳基本性质
        3.2.2 二氧化碳状态方程
        3.2.3 二氧化碳相变射孔致裂过程相态分布特征
    3.3 CO_2射流流体动力学基本方程
        3.3.1 连续性方程
        3.3.2 运动方程
        3.3.3 能量方程
        3.3.4 动量方程
        3.3.5 湍流模型
    3.4 液态CO_2相变射孔流体动力特征理论研究
        3.4.1 高压气体冲击射流声速及马赫数
        3.4.2 液态CO_2相变高压气体冲击射流出口速度及质量流量理论模型
        3.4.3 定量液态CO_2相变高压气体冲击射流出口压力理论模型
        3.4.4 液态CO_2相变高压气体冲击射流形态分区结构特征
        3.4.5 高压CO_2 气体冲击射流速度分布特征
        3.4.6 高压CO_2气体冲击射流动压分布特征
        3.4.7 高压CO_2气体冲击射流打击力理论模型
    3.5 液态CO_2相变射孔煤岩体致裂实验装置研发
        3.5.1 系统主要结构组成
        3.5.2 主要技术参数
        3.5.3 系统主要功能及特点
    3.6 液态CO_2相变高压气体射流冲击动力特征实验研究
        3.6.1 实验方案
        3.6.2 液态CO_2相变高压气体射流形态特征实验研究
        3.6.3 液态CO_2相变高压气体射流速度与压力规律研究
        3.6.4 高压CO_2气体射流打击力随系统初始压力变化规律研究
        3.6.5 高压CO_2气体射流打击力随靶体距离变化规律研究
        3.6.6 高压CO_2气体射流打击力随打击角度变化规律研究
    3.7 小结
4 液态CO_2相变射孔冲击致裂裂隙扩展机理及数值模拟研究
    4.1 概述
    4.2 液态CO_2相变射孔冲击煤岩体起裂压力、起裂模型
        4.2.1 地应力条件下倾斜钻孔孔壁应力分布
        4.2.2 地应力条件下倾斜钻孔孔壁煤岩本体起裂模型
        4.2.3 倾斜钻孔沿天然裂隙剪切破坏起裂压力及起裂模型研究
        4.2.4 倾斜钻孔沿天然裂隙张性破坏起裂压力及起裂模型研究
    4.3 地应力条件下倾斜钻孔优势致裂方向判断方法研究及应用
        4.3.1 地应力条件下倾斜钻孔优势致裂方向判断方法
        4.3.2 白皎煤矿液态CO_2相变射孔优势方向确定
    4.4 液态CO_2相变高速气体冲击煤岩体起裂破坏力学机理研究
        4.4.1 二氧化碳相变高速气体冲击煤岩体应力分布理论研究
        4.4.2 二氧化碳相变高速气体冲击煤岩体破坏半径理论研究
    4.5 煤岩体液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展及转向力学机理研究
        4.5.1 含瓦斯煤岩体液态二氧化碳相变射孔致裂裂隙扩展规律研究
        4.5.2 液态CO_2相变射孔煤岩体裂隙断裂准则
        4.5.3 煤体液态二氧化碳相变射孔致裂裂隙转向机理研究
    4.6 煤体液态二氧化碳相变射孔致裂及裂隙扩展规律模拟研究
        4.6.1 数值模拟软件及原理介绍
        4.6.2 模型建立及研究方案
        4.6.3 不同地应力条件下液态CO_2相变射孔煤岩体致裂裂隙分布研究
        4.6.4 不同射流压力条件下液态CO_2相变射孔致裂裂隙分布特征研究
        4.6.5 液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展基本形态规律研究
    4.7 小结
5 液态CO_2相变射孔冲击致裂裂隙扩展规律实验研究
    5.1 概述
    5.2 煤岩体液态CO_2相变射孔冲击破坏宏微观特征实验研究
        5.2.1 实验方案
        5.2.2 实验结果分析
        5.2.3 实验结论
    5.3 三轴应力条件下液态CO_2相变射孔致裂及裂隙扩展规律研究
        5.3.1 类煤岩材料试件制备
        5.3.2 实验方案及实验流程
        5.3.3 不同初始压力条件下液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展规律研究
        5.3.4 不同主应力比条件下液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展规律研究
        5.3.5 不同力学强度试件液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展规律研究
        5.3.6 含层理煤岩体液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展规律
        5.3.7 含裂隙煤岩体液态CO_2相变射孔致裂裂隙扩展规律
        5.3.8 实验结论
    5.4 小结
6 低透煤层液态CO_2相变射孔致裂卸压增渗机理研究
    6.1 概述
    6.2 煤岩体液态CO_2相变射孔致裂增透作用机制分析
    6.3 含瓦斯煤岩体卸压增渗实验及理论研究
        6.3.1 含瓦斯煤岩体卸压增渗实验条件及方法
        6.3.2 试验结果与分析
        6.3.3 基于立方体结构的煤岩体卸压损伤渗透率模型研究
        6.3.4 模型验证
    6.4 穿层钻孔液态CO_2相变致裂抽采煤层瓦斯压降规律研究
        6.4.1 穿层钻孔抽采过程煤层瓦斯压力分布模型建立
        6.4.2 瓦斯抽采压降漏斗形态及其时效特征研究
        6.4.3 瓦斯抽采压降漏斗随煤层物性参数变化规律研究
    6.5 小结
7 低渗煤岩体液态CO_2相变射孔致裂增透技术应用研究
    7.1 概述
    7.2 液态二氧化碳相变射孔煤岩致裂技术装置研发
        7.2.1 技术原理
        7.2.2 系统主要结构
        7.2.3 系统主要技术参数
        7.2.4 系统的主要功能及优点
    7.3 液态CO_2相变射孔致裂增透网格式ECBM方法研究及应用
        7.3.1 白皎煤矿试验地点概况
        7.3.2 现场试验及施工步骤
        7.3.3 现场试验结果分析
        7.3.4 液态CO_2相变射孔致裂网格式抽采方法应用及效果评价
    7.4 松软煤层顺层钻孔液态CO_2相变射孔致裂增透技术应用
        7.4.1 杉木树煤矿应用地点概况
        7.4.2 松软煤层顺层钻孔液态CO_2相变射孔致裂增透试验研究
        7.4.3 松软煤层顺层钻孔液态CO_2相变射孔致裂增透防突效果研究
    7.5 小结
8 结论与展望
    8.1 本文的研究成果及结论
    8.2 主要创新点
    8.3 后续研究工作及展望
参考文献
附录
    A.作者在攻读博士学位期间发表的学术论文
    B.作者在攻读博士学位期间参与的科研项目
    C.作者在攻读博士学位期间申请的专利
    D.作者在攻读博士学位期间所获科技成果奖励及荣誉
    E.学位论文数据集
致谢

(10)岩体结构面参数的摄影测量解译及三维网络建模系统开发与应用研究(论文提纲范文)

摘要
Abstract
1 绪论
    1.1 研究背景
    1.2 国内外研究现状
        1.2.1 结构面信息获取
        1.2.2 岩体结构面三维模拟现状
        1.2.3 块体搜索研究现状
    1.3 论文主要研究内容和技术路线
2 结构面参数获取及模型优化软件AproMop的开发及应用
    2.1 摄影测量获取结构面坐标信息
        2.1.1 结构面识别和控制点像素坐标获取
        2.1.2 同名点像素坐标的批量求解
        2.1.3 迹线标记点三维坐标获取
    2.2 AproMop结构面参数解译方法及应用
        2.2.1 结构面空间方位
        2.2.2 结构面连续性
        2.2.3 结构面密度
    2.3 本章小结
3 岩体结构面三维网络模拟及优化研究
    3.1 概述
    3.2 结构面随机网络模拟研究
        3.2.1 模拟空间
        3.2.2 结构面产状模拟
        3.2.3 结构面尺寸模拟
        3.2.4 结构面数量和规模模拟
    3.3 结构面随机模型的建立
    3.4 基于实测数据的结构面网络模型半径与体密度优化
        3.4.1 初始模型检验
        3.4.2 差分进化算法
        3.4.3 优化流程
        3.4.4 模型优化检验
    3.5 随机—确定耦合模型
        3.5.1 确定性结构面的参数获取
        3.5.2 确定性结构面模型
        3.5.3 确定性与随机性耦合模型
        3.5.4 耦合模型检验
    3.6 本章小结
4 地下巷道块体搜索及分析
    4.1 关键块体理论
    4.2 块体搜索方法
        4.2.1 围岩结构面分类
        4.2.2 结构面环路筛选
        4.2.3 块体识别
    4.3 块体体积统计及出现概率计算
    4.4 本章小结
5 结论与展望
    5.1 结论
    5.2 展望
致谢
参考文献
附录

四、两条相交巷道交点坐标的多种解法(论文参考文献)

  • [1]矿山三维井巷模型快速构建与突水避灾路径优化仿真[D]. 张震. 华北科技学院, 2021
  • [2]八自由度隧道喷浆机械臂的运动学及喷浆轨迹规划研究[D]. 郭玉. 燕山大学, 2021(01)
  • [3]基于顶板视觉的掘进机空间位姿检测方法研究[D]. 张凯. 煤炭科学研究总院, 2021(01)
  • [4]大采高综采煤壁滑移片帮机理及控制研究[D]. 李超. 太原理工大学, 2020(02)
  • [5]基于三维DDA方法的类楔形体稳定性分析[D]. 王南南. 三峡大学, 2020(06)
  • [6]隧道支护体系协同作用原理与设计方法[D]. 孙振宇. 北京交通大学, 2020(03)
  • [7]自动锚杆钻车三角钻臂轨迹规划方法研究[D]. 徐勤宪. 煤炭科学研究总院, 2020(12)
  • [8]淮南矿区保护煤柱留设参数解算技术及程序实现[D]. 杨亮亮. 安徽理工大学, 2019(01)
  • [9]液态二氧化碳相变射孔致裂煤岩体增透机理及应用研究[D]. 白鑫. 重庆大学, 2019
  • [10]岩体结构面参数的摄影测量解译及三维网络建模系统开发与应用研究[D]. 秦枭. 南京理工大学, 2018(03)

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两条相交道路交叉点坐标的各种解法
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