高频低能冲击扰动下锚固结构渐进失效试验研究

高频低能冲击扰动对巷道围岩及锚固结构造成持续疲劳损伤,是深部巷道趋向失稳的重要诱因,合理构建抗冲击动载巷道锚固支护体系及避免锚固结构失效已经成为深部煤炭开采面临的重要课题之一。采用理论分析、实验室试验、数值模拟等方法,研究了冲击载荷下锚固结构内部应力传递转化机制,阐明了锚固结构累积损伤与渐进失效机理,提出了冲击动载巷道控制准则。结果表明:压缩应力、拉伸应力与压拉快速转换形成的震荡效应是造成锚固结构损伤的三大要素;压缩、拉伸作用下介质抗压强度与不协调变形是导致锚固界面破坏的关键因素,锚固结构在内部法向驱动力作用下损伤累积,切线模量为负或单次动载冲击变形量持续逆势上扬时锚固结构失效,压缩、拉伸、震荡叠加影响下锚固结构预紧力损失及内部损伤存在明显的累积突变效应,内部裂隙以张拉裂隙为主,整体破坏从震荡效应向拉伸效应再向压缩破坏效应逐渐演化。通过提高围岩/锚固剂协调变形能力,增加锚固长度调动大范围岩体承载、保护锚固界面,保持锚固结构承载区抗剪阻滑强度大于动载冲击时内部法向驱动力,同时削弱震荡效应可有效降低锚固结构累积损伤程度。最后提出了降能-高阻-让压的冲击动载巷道控制技术准则,包括远场卸压、近场强支、破碎围岩改性、预紧力维持和让压结构,可为类似条件巷道维控提供指导。

四级阻尼可调式液压互联悬架系统性能研究

提出一种新型四级阻尼可调式液压互联悬架(FDAHIS)系统。FDAHIS系统在被动液压互联悬架系统的阻尼阀上并联了两个常通孔面积不同的电磁开关阀,通过反馈控制策略控制电磁阀开闭状态,调节系统液压流量,从而实现阻尼四级可调。为了研究该系统性能,建立FDAHIS系统模型和七自由度整车模型。通过系统单元台架试验对该模型进行了验证。整车仿真结果表明,与被动的液压互联悬架(HIS)系统相比,FDAHIS系统在车辆行驶平顺性和抗俯仰性能方面表现更佳。

深埋复合顶板煤巷破坏特征及跨界锚注分级连续化支护技术

为解决深埋复合顶板巷道围岩大变形的问题,以新安煤矿3205工作面材料巷为工程背景,采用现场分析与UDEC数值模拟相结合的手段,分析了复合顶板巷道变形破坏特征及其影响因素,基于巷道顶板厚层锚固原理,提出了跨界锚注分级连续化支护技术方案,通过现场监测和模拟结果验证了新方案的可行性。研究表明:初期支护强度对巷道的维控至关重要,优化后的支护方案有效控制了巷道围岩变形,顶板及两帮变形量分别降低了64%和63%;并且大幅抑制了围岩裂隙发育,最大裂隙深度由9.56 m降低至3.26 m;新支护方案构建了顶板厚层稳固的锚固岩梁结构,可以维持巷道长期稳定承载。

交叉裂隙岩体裂纹扩展试验及混合有限-离散元数值模拟研究

对预制交叉裂隙岩石试样进行裂纹扩展试验,研究了裂纹萌生、扩展、聚合过程,分析了主裂隙和轴向载荷夹角及主次裂隙夹角对裂纹起裂应力和聚合应力的影响,并用混合有限元-离散元程序,即图形处理器并行化的3D Y-HFDEM代码对试验进行了仿真计算,实现了岩石破坏从连续介质向非连续介质的过渡,对裂纹类及损伤破坏模式进行了识别,捕捉到了试验中难以发现的现象。研究表明:随主裂隙与轴向载荷夹角增加,裂纹聚合区的拉伸裂纹数量增加;裂纹起裂和聚合应力与主裂隙与轴向载荷夹角成正比;主次裂隙夹角增加,岩石的破坏模式由拉伸破坏转为剪切破坏,交叉裂隙加剧岩石破碎程度;主裂隙尖端萌生扩展的拉伸-剪切混合裂缝引起的破坏在岩石破坏中占主导地位,是导致岩体失去承载能力的主控裂纹;混合有限元-离散元仿真软件GPGPU并行化的3D Y-HFDEM IDE在岩石裂纹扩展研究中具有优势,可以捕捉实验室难以发现的损伤断裂类型,可以作为岩石裂纹扩展研究的有力工具。

基于卡尔曼滤波算法的车身高度观测

为解决直接使用超声波以及激光雷达测距容易受到路面情况的干扰的问题,提出了一种基于卡尔曼滤波算法。运用MATLAB/Simulink建立整车模型,建立车身高度观测器,从而实现实时且准确地获得车身高度,为车辆控制策略提供准确的车辆质心高度参数。利用仿真模型进行双移线工况和减速带工况的仿真分析,对静止车辆施加随机激励进行了实车实验。仿真和实验结果表明:卡尔曼滤波算法的车身高度观测器可以实时且准确地获得车身高度,具有较好的精确度。

基于室内点云地图的特征轮廓识别方法

针对用激光雷达构建室内点云地图时存在窗户等透明物体,导致激光雷达的线束透过窗户产生噪点影响地图精度等问题,提出一种适用于室内三维点云地图的墙面识别方法,并借助此方法进一步识别出窗户的位置,进而实现对窗外的噪点与集群点的去除。前者从三维点云地图中的各个点分布的密度来识别出墙面点;后者则通过墙面坐标定位到外墙及窗户位置,从而去除噪点和无效特征。实验在三个场景下的室内地图进行方法验证,结果表明,上述方法在墙面和窗户的提取中准确率均在95%以上,并可有效的去除窗外噪点。在特定场景下窗户提取的召回率可达到100%,上述方法可用于简单和较为复杂的室内环境中进行窗墙识别去噪,在特征繁多的室内也有不错的效果。

变构型液压互联悬架设计与仿真研究

针对越野汽车在非铺装路面上行驶时操纵稳定性和通过性的矛盾关系,提出了一种变构型液压互联悬架系统。介绍了该悬架系统的工作原理,并建立时域仿真模型;基于模态能量法和LQR算法提出了车辆运动状态辨识和悬架目标控制力的上层控制器,基于分层控制策略设计了悬架刚度-阻尼协同控制的下层控制器;利用MATLAB/Simulink软件搭建了该悬架系统的动力学模型,在不同工况下对装备该悬架的车辆的侧倾角、俯仰角、车身扭转载荷和车轮接地性等指标进行仿真。仿真结果表明,该悬架系统能有效提高车辆的行驶性能。

基于模糊控制的主动抗侧倾液压互联悬架研究

随着车速提高,车辆侧翻的风险随之增加,因此车辆的抗侧倾性能愈发受到人们的重视。液压互联悬架(HIS)能有效提升车辆的侧倾刚度且几乎不影响车辆的平顺性。根据所研究的主动液压互联悬架,设计了一个以侧倾角和侧倾角加速度作为输入的模糊控制器,直线行驶时控制器几乎不工作,此时车辆等同于被动HIS,两者平顺性近似相同;高速转向时通过控制电机推动调节油缸的活塞杆运动,产生主动的抗侧倾力矩提高车辆的操稳性能。搭建了主动抗侧倾HIS实验台架,通过台架实验验证了主动HIS模型的正确性。对试验车辆底盘进行主动抗侧倾HIS测试系统改装,进行蛇形和双移线试验,并利用MATLAB/Simulink进行相应仿真,比较分析被动HIS车辆和主动HIS车辆的车身侧倾角峰值。结果表明,与被动HIS相比,主动HIS能有效提高车辆的抗侧倾性能。

基于LSTM神经网络的阻尼可调半主动悬架系统控制研究

基于一款在研高速电磁阀式三级阻尼可调减振器,利用试验台架测得其外特性曲线,与CDC减振器相比,具有相似的调节范围和更低的制造成本,具有大规模推广潜力。再通过BP神经网络建立其非参数模型,与试验对比可以很好地用于悬架动力学分析;采用MATLAB/Simulink搭建了装有此减振器的整车七自由度仿真模型,通过随机路面四轮激励输入得到车辆簧下质量加速度响应,训练了LSTM神经网络,通过验证集验证了该神经网络能有效识别路面等级;最后,利用训练好的LSTM神经网络和可调阻尼减振器进行实车随机路面和急加速急减速实验。证明了与传统被动悬架相比,基于LSTM神经网络控制的三级可调阻尼减振器悬架系统能有效改善汽车行驶时的操稳性与平顺性。

煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术构想

深地资源开发是我国未来科技发展的重要方向。在分析煤矿千米深井围岩控制及智能开采技术现状和问题的基础上,围绕安全、高效开采这一主题,综合考虑巷道和采煤工作面相互影响,以合理加大工作面长度,实现生产集约化,降低掘进率、提高煤炭回收率为思路,提出要解决的关键科学问题与技术构想。关键科学问题有4个:千米深井巷道围岩大变形机理;巷道围岩支护―改性―卸压协同控制原理;350 m超长工作面应力与覆岩结构演化机理;超长工作面多信息融合智能开采模式,为千米深井围岩控制及智能开采提供理论基础。针对千米深井巷道围岩高应力、强采动的特点,提出巷道支护―改性―卸压"三位一体"协同控制技术,实现高预应力、高强度、高冲击韧性锚杆主动支护,高压劈裂注浆主动改性及水力压裂主动卸压的"三主动"协同作用,解决千米深井巷道围岩控制难题。针对千米深井超长工作面开采过程中覆岩分区破断、矿压动态迁移的特点,以围岩控制为核心,研发液压支架抗冲击技术,开发超长工作面多信息融合的液压支架自适应群组协同控制技术与装备,并系统集成采煤机等其他工作面设备,最终形成千米深井超长工作面智能开采成套技术体系,为深部煤炭资源安全、高效、高回收率开采提供理论与技术保障。

U型钢支架结构稳定性及其控制技术

控制高应力软岩巷道围岩的强烈变形,除了加大支护强度外,提高支护结构的稳定性至关重要。采用理论分析、室内试验和现场试验相结合的方法,分析U型钢支架失稳的原因和支架工作过程中的承载特性,提出支护稳阻技术、支护结构补偿原理和补偿技术。研究结果表明,引起支架结构失稳的主要原因是连接件强度低或连接件结构不合理、支护结构与围岩相互作用差、支架结构不稳定等。根据支架结构失稳破坏的主要原因,采取相应的技术措施,如采用强度高、结构合理的卡缆。支架滑移后其承载性能极不稳定,要保持支架工作过程中具有很高的支护阻力,支架滑移后应重新拧紧卡缆。采用U型钢壁后充填或U型钢壁后注浆后,支架承载能力得到大幅度提高,但由于其结构稳定性较差,支架仍然会失稳破坏。因此,应根据巷道围岩的变形特点和U型钢棚基本支护的结构稳定性,采用稳结装置对U型钢棚基本支护进行结构补偿,可大大提高支护结构的整体承载能力及其结构稳定性。

深井采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论

与浅部相比,深部巷道特别是千米深井采动巷道,地应力高、采动影响强烈,导致巷道围岩变形大、持续时间长、破坏严重,目前的理论不能科学解释深井采动巷道的围岩劣化、大变形与破坏机理。深部开采条件下的巷道围岩大变形破坏理论已经成为煤炭深部开采面临的重大课题之一。为此,采用现场调研与试验、实验室实验、数值模拟和理论分析等方法,从应力强度比出发,并考虑偏应力和梯度应力,提出了采动系数的概念;从力学本质和工程应用的角度明确了巷道强采动和大变形的概念,探讨了其科学内涵,并初步提出确定了强采动和大变形的量化的评价方法;在此基础上,基于深井强采动巷道围岩所处应力环境及其大变形特征,初步提出了深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论框架。其核心思想是巷道围岩结构运动、围岩劣化、梯度应力和偏应力诱导围岩裂隙扩展、软岩流变与结构性流变大变形、破裂岩体长时扩容;基本问题包括深井采动巷道围岩应力路径、考虑应力路径的偏应力和梯度应力对巷道围岩的作用机理、巷道围岩锚固承载结构流变大变形、巷道围岩结构失稳大变形等。偏应力和梯度应力导致巷道浅部围岩张拉劈裂扩容和承载区围岩剪切滑动,且承载区围岩剪切滑动对浅部张拉劈裂围岩产生向巷道内的推力,扩容与推力导致浅部锚固体出现结构体滑移流变和整体性的挤入。由传统的软岩流变上升至软岩流变与锚固体结构性流变大变形。巷道围岩结构失稳大变形包括上覆岩层大结构失稳导致的整体移动大变形和松动圈内破裂岩体运动失稳大变形。提出的深部采动巷道围岩流变和结构失稳大变形理论从深部环境、深部岩体及强烈施工扰动相互作用出发,揭示深部巷道围岩应力场时空演变规律和大变形与破坏机理。

冲击矿压巷道围岩控制的强弱强力学模型及其应用分析

根据巷道冲击震动破坏的原因和机理,建立了冲击矿压巷道围岩稳定性控制的强弱强(3S)结构力学模型,分析了该力学模型防冲抗震机理,在结构自身强度、应力转移和吸收、变形及能量耗散等方面分别表现出不同的3S特征,并推导得到了巷道支护体内强小结构发生冲击震动破坏的应力判据和能量准则。最后,对该模型在工程中的应用做了理论分析,提出要通过减小外界震源载荷、合理设置弱结构、提高支护强度等措施来防范巷道冲击矿压动力灾害。

岩土介质中冲击震动波传播规律的微震试验研究

冲击矿压(岩爆)造成矿山巷道及开采空间的破坏,主要原因也是由于冲击震源产生的震动波传播扰动而引起的。采用TDS–6微震信号数据采集试验系统,通过地面不同场地介质进行的微震试验,得到沿传播距离各个拾震器位置的能量变化曲线,并对比分析不同场地介质中冲击震动波传播能量衰减指数的差异。试验结果表明,岩土介质中冲击震动能量沿传播距离呈乘幂关系衰减。能量衰减指数η在完整坚硬致密介质中很小,而在松散软弱孔隙介质中明显增大,而且能量初始衰减很快,到一定距离后则变得非常微弱。这些结论为进一步研究巷道围岩冲击震动破坏机制、巷道围岩防冲抗震的强弱强结构控制原理等奠定理论基础。

沿空留巷围岩控制理论与实践

在采场覆岩运动特征分析基础上,阐明了采空侧楔形区顶板的传递承载机制;提出留巷围岩区域应力优化技术思路,研究了采空侧顶板预裂卸压机理;基于巷旁支护系统刚度匹配原则,提出整体强化的沿空留巷结构控制原理。总结出预裂爆破卸压、分区治理、结构参数优化、"三位一体"围岩控制及墙体快速构筑等沿空留巷围岩控制关键技术,并给出了厚层坚硬顶板直覆和深井复合顶板2个典型条件下的工程案例。

深井复合顶板煤巷变形机理及控制对策

针对深部高应力条件下复合型顶板煤巷的大变形问题,以江西曲江煤矿为例进行了现场调查、理论分析和工业试验等研究。首先,经现场调查发现该矿表现出了典型"三高"矿井的特点,加上顶板锚索和两帮锚杆无法充分发挥作用,使整个巷道支护系统失去平衡而发生破坏。然后,研究了深部高应力工作面煤巷的力学作用,认为该力学作用是一个渐进过程,其变形动力主要来自于巷道顶板压力,底板变形大是直接导致整个巷道系统失效的重要标志;另外,根据深部高应力复合型顶板煤巷的受力特征,建议应将顶板的控制作为关键部位,尽力维护顶板的完整性,提高岩层自承能力,使支护结构与围岩能够协调地工作,并提出了以"预应力桁架锚索"为主体,以"锚杆+锚索+钢筋网等支护"为辅助的综合控制技术。实践证明:经以"预应力桁架锚索"为主体的综合控制技术支护后的巷道,其变形较原支护有明显好转;监测数据表明:经91 d后,巷道两帮的相对收敛速率小于1.7 mm/d,而且顶底板的相对收敛量大大减少,最大值为297 mm,变形速度小于1.4 mm/d,处于稳定状态。

动压影响巷道U型钢支架-锚索协同支护机理及其承载规律

针对U型钢支架支护动压影响巷道强烈变形的支护难题,采用数值模拟方法,研究U型钢支架-锚索协同支护作用机理,提出了U型钢支架-锚索协同支护技术;在开展现场工业试验的同时,采用现场实测方法,监测动压影响由开始至结束过程中巷道围岩表面位移量、U型钢支架和结构补偿锚索实际承受载荷情况。研究结果表明:采用U型钢支架-锚索协同支护后明显改善巷道围岩应力分布,增大巷道浅部围岩残余强度,同时通过锚索的锚固作用,优化了U型钢支架承载性能,增大U型钢支架的承载能力和抗变形能力,提高了U型钢支架的整体稳定性,实现U型钢支架整体承载;当围岩变形压力较大时,U型钢支架随着围岩变形,巷道两帮和肩窝是变形压力最大的位置,相应地锚索为U型钢支架上述部位提供较大的抵抗变形力,阻止支架内突变形,同时U型钢支架作为一个整体结构,支架被束缚在有限的变形空间,而其余的大变形通过支架搭接部位缩动释放,实现了U型钢支架高阻可缩的特性。

急倾斜特厚煤层综放工作面采场运移与巷道围岩破裂特征

急倾斜煤层的赋存环境及水平分段综放的开采方式加剧了综放工作面采场结构与应力演化的复杂性,增加了综放工作面稳定性评估的难度,为此采用多手段联动的方法对煤岩体结构与巷道围岩破裂特征进行综合探测。通过急倾斜煤层综放工作面覆岩结构与应力分析巷道围岩产生分区破裂的力源条件;基于钻孔应力监测、声波探测、光学钻孔摄像等监测方法,获得了巷道围岩质量与离层区分布位置,钻孔内壁裂隙发育程度、裂隙数量与长度以及动态破裂演化特征。综合分析表明:急倾斜特厚煤层巷道围岩破碎具有分区分布特征,顶板与两帮裂隙呈现不规则的分区演化特征,裂隙区与完整区交替出现,煤体侧巷道帮的裂隙分布区域大于岩体侧。

大采高沿空留巷巷旁复合承载结构的稳定性分析

针对大采高沿空留巷的顶板运动特征,提出了巷旁复合承载结构的概念,通过力学分析,揭示了巷旁结构的稳定机理。研究表明:顶板压力由顶板、墙体和底板共同承担,从而形成"顶—墙—底"复合承载结构;区分不同阶段墙体强度与顶板运动的作用关系,认为初期强度应大于顶板载荷,后期应能适应顶板变形,使墙体强度与顶板运动保持动态协调;大采高时顶板向墙体施加更大的水平力,要确保墙体水平滑移因子小于接触面摩擦系数以实现抗滑自稳;墙体内侧应力不能高于顶底板强度,以免顶底板被切断,外侧应力不能高于墙体强度,以免墙体被压裂,降低墙宽和巷宽可减小墙体载荷,据此得出了墙体和巷道宽度的确定方法。结合4.2 m大采高沿空留巷案例给出了工程验证,采用膏体混凝土充填时,满足巷旁结构稳定条件的巷道宽度为3 m,墙体宽度为4 m,实测结果表明了结论的合理性。

煤(矿)柱失稳冲击破坏的突变模型及其应用

应用突变理论,建立了煤(矿)柱受载失稳发生冲击矿压(岩爆)的尖点突变模型,得到了在刚度比和全位移两个变量控制空间下煤(矿)柱失稳发生冲击矿压(岩爆)动力现象的分歧点集,得出了预测预报煤(矿)柱失稳发生冲击破坏的临界点位移公式.进而,对模型的应用作了进一步讨论,并解释了冲击矿压(岩爆)发生的刚度理论和预应力锚杆支护体系加固围岩防冲、减冲机理,同时结合热力学定律阐述了煤岩体注水、深孔爆破卸压等防冲减冲措施的机理.