千米深井切顶卸压自成巷支护技术及应用

为了解决深部复杂条件下的切顶卸压自成巷难题,以红阳三矿703工作面运输巷道为研究对象,从恒阻大变形锚索超前支护、切顶巷内支护、切顶巷旁支护三个方面研究了切顶卸压沿空成巷支护技术,并对现场试验巷道顶板受力以及巷道围岩变形量进行了监测。结果表明:在超前工作面实施爆破切顶能够极大降低巷道所受应力,成巷区巷道顶板整体下沉量较小,巷中顶板最大下沉量约385 mm,平均下沉量约280 mm,巷中底鼓最大值545 mm,碎石巷帮无明显侧鼓现象,实体煤帮无明显片帮现象,满足安全和使用要求,巷道围岩变形在可控范围内,留巷效果良好。

沿空留巷密集钻孔切顶机理及关键参数确定方法

为实现密集钻孔切顶条件下沿空留巷顶板结构安全稳定,研究正常情况与密集钻孔条件下顶板岩层结构受力状况,基于岩石断裂理论和弹性理论分析回采前后顶板密集钻孔孔间围岩受力分布及其破断过程,明确密集钻孔切顶机理及相邻钻孔的孔间集中应力相互作用机制,推导工作面端头弧形三角板结构巷道侧边界密集钻孔孔间围岩的拉剪应力计算公式。在此基础上,分析不同参数对孔间围岩所受拉剪应力的影响作用,提出沿空留巷密集钻孔切顶关键参数确定方法。研究表明:密集钻孔主要通过回采前后钻孔周围应力条件改变来增加钻孔围岩拉剪应力集中程度,引起孔间裂隙扩张联通,形成切缝线破断关键岩层。回采前钻孔主要受水平挤压应力影响,回采后钻孔受力逐渐转变为采空区顶板回转下沉产生的拉剪应力为主,钻孔孔间围岩状态随之由孔间围岩弱化阶段过渡到孔壁裂纹成形阶段,再转变为孔间围岩破断阶段。密集钻孔孔间围岩所受拉剪应力大小主要取决于关键岩层厚度及钻孔孔径与孔间距之比,与钻孔高度及间距成负相关,与角度及直径正相关。据此提出了密集钻孔关键参数确定方法,并根据龙滩矿3124 N工作面坚硬顶板条件设计了密集钻孔切顶留巷方案,确定钻孔长度为8.3 m,角度为15°,钻孔直径为48 mm,间距为500 mm。留巷后巷道顶帮变形可控且整体稳定性较好,由此可证明密集钻孔布置参数较为合理,密集钻孔关键参数确定方法有效可行。

深部直墙半圆拱巷道围岩时效损伤劣化特征与动态补强技术

随着煤矿开采向深部逐渐延伸,巷道的大变形和长时间持续流变特性已成为支护中极具挑战的课题之一。为了探究深部巷道围岩损伤劣化的时效特征及动态补强技术,基于实验室试验,并结合理论分析、数值模拟及现场工业试验进行了研究。研究结果表明:(1)基于Laplace逆变换推导出圆形轴对称巷道的变形规律解析解,结合理论分析、非圆形巷道等效变换和现场试验确定塑性区半径为1.5~2.1m,进一步得到直墙半圆拱巷道时效变形解析解;(2)基于弹性与弹塑性巷道模型,采用能量耗散表征了围岩损伤劣化的时效特征与塑性区演化趋势,并提出了一次支护的时机;(3)阐明了围岩在一次支护后的时效性损伤劣化的演化趋势,基于垂直应力峰值比率,提出了二次支护方案与时机,进一步分析围岩剪应力与垂直应力,确定了二次支护锚杆的长度为3.0 m,支护时机为40~70 d。研究结果可为深部煤矿巷道的设计与维护提供理论依据和实践指导。

底板动压巷道压裂弱结构体应力转移控制技术

为了满足煤矿安全生产的需要,许多巷道都会布置在煤层底板中,如部分运输大巷、排水巷道、瓦斯抽采巷道等。采动应力容易造成底板巷道围岩应力升高,加剧底板巷道围岩变形,造成支护永久失效、顶板下沉、巷道底鼓、两帮收敛等破坏。针对此,提出了在应力传递路径上实施水力压裂,在指定的区域制造出一定空间形态的水压裂缝网,形成压裂弱结构体,实现区域范围内的应力转移,从而降低巷道区域范围内的应力,控制巷道的围岩稳定性的控制技术,并通过理论分析及现场工程验证等方式,揭示了底板动压巷道压裂弱结构体应力转移的力学机制,建立了相应的力学模型,对压裂弱结构体的合理位置、范围等影响因素进行了求解。得出:(1)压裂弱结构体使局部应力场发生明显变化,出现应力升高区和应力降低区,应力降低区主要分布在弱结构体与采动应力连线的方向上,主要集中在一个拱形的范围内;由于膨胀效应,在与应力来源垂直的方向上产生应力集中,出现应力升高区。(2)最大主应力变化幅度与压裂弱结构体的长轴长L、短轴长H、到巷道的距离P、与巷道连线的水平夹角β、压裂层的强度C及内摩擦角α、压裂的损伤变量D等有关。其中到巷道的距离P对卸压效果影响最大,损伤变量D对卸压效果影响最小。(3)采用提出的计算方法设计了淮北矿业集团袁店一矿的103运输集中巷的卸压方案,工程应用结果表明,底板动压巷道变形速率明显减缓,验证了底板强动压巷道压裂弱结构体应力转移模型的合理性。

基于冲能吸能平衡效应的冲击地压巷道分级支护研究

冲击地压是煤炭开采过程中发生的一种动力灾害,主要是由积聚在煤岩中的弹性变形能突然急剧释放造成的,约90%发生在巷道中。巷道冲击破坏不仅与冲击能量直接相关,还与冲击距离远近紧密相关,提出能距比的概念,即冲击震源释放能量与其至巷道距离的比值。根据冲击地压动静载叠加机制和冲能吸能平衡理论,综合考虑冲击震源能距比量级、巷道破坏程度、支护构件吸能、弱结构吸能等特性,建立了巷道围岩冲击矿震稳定性控制模型,分析了冲能、吸能的构成和计算过程,搭建了冲击地压能级与巷道支护强度之间的对应关系,确定了“四高锚网+”为主导技术的煤矿巷道防冲抗震支护体系。根据能距比量级大小,将冲击地压巷道支护安全可靠性分为P1~P4级别,分级对应采取不同支护强度的“四高锚网+”组合支护技术。“四高”锚网支护可对应能距比为102量级的无冲击巷道,“四高锚网+1”(O型钢棚、吸能防冲单元架、围岩弱结构)对应能距比为103量级的冲击地压,“四高锚网+2”对应能距比为104量级的冲击地压,“四高锚网+3”对应能距比为105量级的冲击地压,106及以上量级的冲击危险必须停产、撤人远场处理。结合工程实例进行了巷道防冲支护方案和参数设计,初步验证了理论研究成果的可行性和实用性。研究成果可为我国煤矿冲击地压巷道支护理论研究和工程实践提供一定的参考指导。

深厚冲积层薄基岩条件下沿空留巷支护技术研究

为解决某矿16041工作面原支护方案沿空留巷变形大、破坏严重难题,提出了顶板采用“16#槽钢梁+注浆锚索”、采空区侧采用“36U型钢+注浆锚杆”不对称耦合支护优化方案,基于理论分析研究围岩结构破坏形式,通过单元荷载法计算了留巷顶板与采空区侧围岩应力,最后开展工业性应用,验证优化后方案的合理性。研究表明:优化后支护方案顶板和采空区侧计算单元面荷载分别为351.85 kPa和206.53 kPa;注浆锚索和注浆锚杆承载力分别为263.89 kN和199.08 kN,均小于注浆锚索(锚杆)极限承载力。根据对留巷数据监测,最大顶板下沉量为35.6 mm,较原支护方案减小了1.40倍;采空区侧最大移近量为29.6 mm,与较原支护方案减小了4.13倍;最大注浆锚索承载力为253 kN,与理论计算值误差为4.1%;最大注浆锚杆承载力为174 kN,与理论计算值误差为12.6%。位移量与支护承载力均在工程允许范围内,优化后方案支护效果良好。

贵州沿空留巷支护技术的分析与改进

针对贵州某煤矿沿空留巷在原有支护条件下,靠上帮一侧顶板以及下帮底角的岩层变形破坏较严重的情况,对巷道支护方式进行改进。利用数值模拟软件,对改进支护后的巷道围岩变形破坏情况进行分析。研究发现:改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到明显改善,改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏,从而保持巷道围岩的完整性和稳定性,研究可为类似条件矿井沿空留巷的支护方式提供参考。

深埋倾斜特厚煤层窄煤柱护巷机理与围岩控制

我国中东部地区采深大、巷道变形和冲击风险大,窄煤柱沿空掘巷技术可改善巷道围岩环境。为掌握窄煤柱护巷机理并形成针对性围岩控制技术体系,以800 m埋深倾斜特厚煤层3 m窄煤柱沿空掘巷为背景,开展了理论分析、现场实测及数值模拟研究,结果表明:①该巷围岩破碎程度及变形煤柱侧比实体煤侧严重,煤柱破碎程度及变形采空区侧比巷道侧大,尽管埋深大,但已稳定采空区承担较大覆岩载荷,高应力已充分向深部岩体分流;②巷道变形非对称,实体煤侧顶板下沉量比煤柱侧大,巷帮以浅部变形为主,煤柱帮上部和实体煤帮中部变形较大;③采空区是掘巷卸荷后主要的形变通道,利于形变能向采空区缓释、降低冲击风险;④卸压区形状由掘巷前三角形扩展为掘巷后平行四边形,掘巷后应力集中区转移至实体煤帮右上方实体煤岩体中;⑤窄煤柱一次和二次剪切破坏的交界面及掘巷右上方实体高应力区为围岩关键控制区,据此提出基于煤柱多重塑性破坏区发育规律的煤柱加固和高应力区精准卸压联合的围岩控制技术体系。研究可为邻近工作面以及其他类似深埋倾斜特厚煤层开采提供理论支撑和科学依据。

多层坚硬顶板特厚煤层综放工作面小煤柱护巷技术

为研究小煤柱护巷巷道的稳定性及其阻隔同层位邻近采空区灾害的特征,以大同矿区石炭系坚硬顶板特厚煤层开采为工程背景,采用理论分析、实验研究、数值模拟等研究方法,从小煤柱护巷巷道的稳定性和其是否具有阻隔同层位邻近采空区有害气体能力2个角度,综合分析小煤柱的合理尺寸及其在不同采动阶段渗透率的演化特征。针对同忻煤矿石炭系煤层8210工作面沿空掘巷小煤柱开采具体的开采条件,建立了双关键层采场内外应力场叠加的力学模型,推导出双关键层条件下沿空掘巷小煤柱合理尺寸的计算关系式,理论确定8210工作面小煤柱合理尺寸为6.0 m;应用DJG–Ⅱ型煤岩渗流测试装备,研究不同采动阶段小煤柱渗透率演化特征,试验确定在第3采动阶段小煤柱渗透率较初始渗透率增大了23倍,该阶段小煤柱基本失去了阻隔邻近采空区有害气体的能力。根据理论研究结果,现场选取6 m小煤柱进行工业性试验;根据试验研究结果,开采试验过程中对小煤柱进行了改性降透措施,在小煤柱表面及顶板距煤柱帮1500 mm范围内喷射厚层混凝土(100 mm)。实践表明:工作面回采过程中小煤柱护巷的回采巷道发生了一定的变形量,但是巷道变形在安全可控范围之内,巷道稳定,可实现安全回采;开采过程中8210工作面上隅角CH4气体浓度远低于邻近8305工作面采空区CH4气体浓度,表明小煤柱经过改性降透后具备了阻隔同层位邻近采空区有害气体的能力;开采实践也进一步验证了理论和试验研究成果的合理性和科学性。研究成果可以为类似条件下小煤柱护巷技术的推广应用提供参考。

基于力学模型构建的留巷切顶高度确定与围岩控制技术

以顺和煤矿2401运输巷道沿空留巷为工程背景,分析巷道围岩结构特征,基于巷道局部空间结构稳定性,分别构建了沿空留巷未切顶与切顶力学结构模型,并以巷道不同切顶高度进行物理相似模拟试验。结果表明:巷旁采空区切落的矸石增加对关键块的支撑力,同时弱化关键块对直接顶悬壁端部挤压,巷旁支护阻力减少35.78%;随着切顶高度增加,巷道顶板采空区侧端部悬臂由F型缓慢过渡到大I型,同时大保护结构具有向上平移趋势,相比于未切顶1巷,4 cm切顶2巷、8 cm切顶3巷与16 cm切顶4巷叠加应力峰值分别下降9.38%,28.13%,25.00%。结合巷道顶板岩性,最终确定切顶高度为8.2 m,留巷段采用三列单体液压支柱作巷旁支护,长短锚索超前补强,巷道围岩稳定,较好满足使用要求。

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。

锚杆钢-木组合托盘极限承载力学性能研究

为降低动压冲击对支护系统的破坏,适应大变形巷道的需要;基于球壳结构理论构建锚杆拱形钢托盘承载力学模型,给出钢托盘最大承载力计算式,分析钢托盘各参数尺寸对其承载力的影响关系,研究木托盘压缩实验特征;通过Abaqus软件对钢托盘与组合托盘开展有限元静态力学强度实验,对比分析钢托盘与组合托盘受压状态下的不同特征,分析让压距离对组合托盘承载性能的影响规律。结果表明:对钢托盘承载力的影响顺序为拱高>拱底圆半径>孔口半径,拱高与承载力服从对数增加关系,拱底圆半径、孔口半径与托盘承载力基本成线性增加关系;钢-木组合托盘中木托盘先受力,并经历了压密阶段、弹性变形阶段和塑性变形阶段,木托盘被压缩可降低钢托盘30.03%的承载受力,组合托盘的应力-位移曲线右移,组合托盘的极限承载力增加;钢托盘受压破坏从孔口处开始,基本成圆形向四周扩展,托盘底部四边中间区域与四角区域形成的高应力差是导致托盘四角破坏的主要原因。

护盾式临时支护机器人带压行驶液压控制系统研究

护盾式临时支护机器人是适应夹矸与片帮共存的大断面巷道智能掘进机器人系统的重要组成部分,其主要功能是为实现“掘支并行”作业提供安全可靠的工作空间。为加强护盾式临时支护机器人推移行驶过程中对围岩的安全稳定支护,根据护盾式临时支护机器人结构、工作环境与作业需求,建立其带压行驶的推移量与支护力数学模型及带压行驶动力学模型,设计了护盾式临时支护机器人带压行驶液压控制系统。该系统主要由支护液压系统、行驶液压系统组成:静态支护时,支护液压系统需时刻输出大于上盾体自身重力的支护力,行驶液压系统处于待机状态;带压行驶时,支护液压系统和行驶液压系统同时工作,在保证临时支护机器人“减压不离顶”的同时,与顶板时刻带压并稳步前移。提出了基于模糊PID的护盾式临时支护机器人带压行驶精准控制方法:通过集成在推移油缸上的位移传感器与液压回路中的压力传感器实时采集临时支护机器人的压力与位移信号,用于反映临时支护机器人带压行驶途中支护力和行驶位移的变化情况,并根据支护力和推移量的误差和误差率,利用模糊PID算法对支护力和推移量的控制参数进行修正,实现基于模糊PID算法的带压行驶可靠控制。仿真与实验结果均表明,模糊PID控制的效果优于传统PID控制,在模糊PID控制下,护盾式临时支护机器人推移行驶过程中的支护力相对误差小于1%,行驶位移误差小于2 mm,且支护力和推移量控制响应速度快,保证了推移行驶过程中对围岩的安全稳定支护。

大倾角煤层伪俯斜工作面平行四边形液压支架结构设计与运动响应

液压支架是大倾角煤层伪俯斜工作面“围岩-装备”系统稳定性的核心,现有液压支架结构无法适应伪俯斜开采空间稳定性要求,严重影响了该类条件下工作面安全高效开采。以大倾角煤层伪俯斜开采工作面为研究背景,采用工程类比、结构运动学分析、数值仿真的综合研究方法,分析了大倾角伪俯斜工作面“支架-围岩”稳定性特征,并以ZY7000/22/45型液压支架为基础,发明一种新型平行四边形液压支架,进行了结构合理性设计,分析了关键构件运动学响应特征。研究表明:大倾角伪俯斜综采工作面垮落矸石非均匀填充以及矸石对支架的砸、压、推作用是影响支架稳定性的关键因素,平行四边形顶梁与底座更适应伪俯斜工作面。设计的平行四边形支架顶梁、底座及立柱排布方式为平行四边形,异形掩护梁与后连杆、油缸连杆、底座构成柔性四连杆结构。平行四边形支架立柱为主要承载结构,油缸连杆为主要运动机构,其运动特征影响因素主要为上下柱窝间距和前后连杆与掩护梁铰接位置间距,其中掩护梁与后连杆是支架位姿调控的关键,且支架运动过程中无双扭线产生。研究结果为该类条件工作面支架提供了一种选型,一定程度上保障了该类煤层的安全生产。

胀锁型锚索双向加固窄煤柱试验研究与工程应用

针对沿空掘巷窄煤柱非对称变形问题,提出了对穿锚索双向加固窄煤柱技术,设计了伸长型和胀锁型两种对穿锚索结构及工艺,开展了对穿锚索拉拔试验,试验表明两种锚索结构均满足抗拉要求,从锚索破坏形态、施工便捷性和材料经济性等方面对比分析,确定胀锁型对穿锚索为窄煤柱双向加固的首选。进一步通过相似模型试验与数值模拟研究了不同加固方式下煤柱承载变形规律和对穿锚索受力特征。结果表明:双排紧密型对穿锚索加固试件较未加固试件峰值荷载提高了96.04%,且随着锚索排数及数量的增加,窄煤柱双向加固稳定性越来越高,胀锁型对穿锚索提高了煤柱破坏前的能量储存量和临界破坏点。最后,在济宁三号煤矿123_(下)04工作面运输巷开展胀锁式对穿锚索加固窄煤柱工程试验,监测显示对穿锚索锚固力超过220 kN,锚索加固区煤柱帮鼓量降低70%,窄煤柱整体稳定性好,窄煤柱双向加固技术可行,为沿空掘巷工程提供了新技术途径。

纳米硅溶胶−EVA−粉煤灰水泥基复合浆材配比正交优化及对其物性的影响

针对传统水泥基浆材不能满足煤矿大变形巷道注浆加固实际需求的难题,通过添加纳米硅溶胶、乙烯−醋酸乙烯共聚物(EVA)和粉煤灰对普通硅酸盐水泥进行改性获得高性能复合浆材。采用正交试验和极差分析法系统研究复合浆材物理力学性能的变化规律,确定最优配比,并进一步分析最优配比复合浆材与纯水泥的物性差异,构建复合浆材的水化反应机理模型,阐明其加固破碎岩石的力学特性。研究结果表明,复合浆材最优配比为:水灰比0.7,粉煤灰掺量15%,硅溶胶掺量2%,EVA掺量7.5%;相较于纯水泥,复合浆材流变性略有下降,但浆液稳定性、力学性能等均有显著提升,初凝时间缩短了38.9%,终凝时间缩短了53.8%,析水率降低了60%,结石率提高了3.3%,单轴抗压强度提高了39.1%,抗拉强度提高了97.2%,拉压比提高了41.7%;硅溶胶和粉煤灰在不同时期与Ca(OH)2发生火山灰反应生成更多水化硅酸钙(C-S-H)和水化铝酸钙(CA-H),促进复合浆材的水化反应,并加速EVA成膜,使结石体更加致密;复合浆材注入量和胶结体单轴抗压强度均随注浆压力的增大而增加,随Talbot指数的增加,抗压强度先增大后减小,破坏形式多呈鼓状,剪胀变形明显;当注浆压力大于2 MPa,Talbot指数为0.5时,胶结体强度较大,破坏较小。本研究为水泥基复合浆材早期强度、增韧改性提供了可行途径。

多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术

戊9-10-22290工作面为平煤六矿三水平二采区的孤岛工作面,风巷外段在采掘服务期间将会受到上覆戊8及下伏五矿己组回采影响,采掘时空关系异常复杂。目的为探讨多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术,方法基于采掘工作面应力时-空演化关系,提出平煤六矿戊9-10-22290工作面风巷外段全生命周期内的围岩控制方法,并进行现场工程应用。结果结果表明:上覆近距离煤层开采后,巷道顶板出现拉剪破坏;本煤层和下伏煤层回采过程中,巷道将逐段受到超前支承压力作用;根据巷道围岩所处的扰动时-空过程和高应力环境,提出“高预应力高强锚杆+锚索+深孔爆破卸压”的抗压-让压-卸压相结合的综合围岩控制技术。现场工业性试验表明,巷道服务期间两帮最大变形量为347 mm,顶板下沉和底板鼓起均在可控范围内,能够满足矿井安全生产需求,取得较好的技术和经济效益,结论研究结果可为类似条件下的回采巷道围岩控制提供参考。

深部巷道围岩裂隙注浆加固浆液扩散规律研究

目的为了解决深部巷道围岩裂隙注浆加固难题,方法采用现场矿压观测、数值模拟等方法,结果研究得到深部巷道围岩破坏特征:深部巷道呈现“顶、帮、底”全断面大变形现象,围岩破坏深度显著增加;深部巷道围岩由浅至深形成裂隙发育区、裂隙扩展区和原生裂隙区,其中裂隙扩展区裂隙较小,注入难度较大。采用数值模拟方法,分析裂隙特征、注浆压力、浆液水灰比等因素对浆液扩散特征的影响规律,结果表明:裂隙开度对浆液扩散半径影响显著,而裂隙粗糙度的影响较小;对于裂隙开度较大的裂隙发育区,采用常规注浆压力;对于裂隙扩展区,裂隙开度较小(小于0.10 mm),应采用高于10 MPa的注浆压力;浆液扩散半径与注浆压力、水灰比呈正比,但对于深部微围岩裂隙而言,注浆压力存在临界点,不应盲目增大注浆压力,选取水灰比时,应综合考虑浆液扩散半径和浆液析水效应。结论对于注浆工程而言,选取浆液配比及注浆压力时,应考虑巷道开挖后围岩裂隙开度的发育状态。

锚索丝轴向受力-破断能量聚散演化与吸能防护机理

针对深部高应力巷道顶板锚索在拉伸、剪切、扭转等复合作用下,积聚应变能瞬间释放,引发锚索抽丝破断弹射事故,严重影响煤矿安全生产。以张集矿1421(3)锚索支护巷道为工程背景,运用理论分析、数值模拟、实验室试验相结合的研究方法,揭示锚索-围岩能量孕育演化机制与锚索防护装置吸能防护机理。结果表明:由锚索丝单轴拉伸试验与全量本构模型得到锚索丝破断应变能密度为55 MJ/m^(3),锚索丝破断弹射释放能量与锚索丝破断长度、轴力、直径呈正相关。根据数值模拟,锚索距顶板0.6 m处剪切应力集中,易发生锚索抽丝破断弹射,长度0.8 m锚索丝弹射初速度为102 m/s。通过仿真模拟结合强度理论,原方案锚索吸能防护装置冲击荷载极限为20 m/s,增加锚索防护装置底座护壁使冲击荷载极限提升至200 m/s,有效解决锚索丝冲击防护装置偏转失效问题。基于锚索防护装置静态拉伸试验与自由落体冲击试验对数值模拟结果进行可靠性验证,获得防护装置最大吸能阈值为1189 J;无护壁防护装置弹簧底座在冲击力作用下产生侧向偏移,弹簧底部剪切破坏;增加弹簧底座护壁,可有效约束底座偏移,充分发挥弹簧拉伸吸能特性,防止弹簧剪切损伤后失效,试验结果与数值模拟结果相符。研究成果为同规格锚索巷道支护设计、锚索抽丝破断弹射与防护提供借鉴。

锚固界面剪切力学特征及参数优化试验研究

为加强软岩巷道支护性能,改善锚杆支护设计及其参数,针对锚固系统中界面力学特征以及失效破坏模式进行试验探究,并利用FLAC3D数值模拟方法,以锚固剂、锚固长度为研究参数,对围岩变形、锚杆受力以及塑性区分布规律进行分析、探究,确定科学合理的软岩巷道支护参数。试验研究表明:钢筋—锚固剂界面剪切力学性能,随锚固剂由M20砂浆材料换为高纤维含量ECC-2%材料,其界面峰值剪切应力上涨了122%;当锚固剂—岩石界面黏结强度足够高时,影响其稳定性的主要因素即为岩石自身抗拉强度和内聚力;当采用锚固剂类型为ECC-2%且锚固长度为2.2 m的支护参数时,巷道顶板位移变形量、两帮位移、塑性区范围较优化前的方案分别降低了12.9%、29.15%、20.0%,锚杆最大轴力提高了95.5%。研究结果为软弱围岩支护参数的优化提供了科学依据,并且对于类似工程的支护设计和优化具有参考价值。