双根恒阻大变形锚杆在冲击载荷作用下的理论模型

为了指导工程开采中动力灾害下恒阻大变形锚杆群对围岩体的稳定性支护,基于双根恒阻大变形锚杆的并联支护原理和霍普金森冲击作用下双根恒阻锚杆的拉伸实验研究,建立了并联作用的双根恒阻大变形锚杆在冲击载荷下的力学模型,并且通过实验结果对比验证了理论模型的可靠性和正确性,进一步得到了双根恒阻大变形锚杆的位移时程曲线和载荷位移关系曲线。研究表明:并联作用的双根恒阻大变形锚杆在冲击载荷作用下,首先通过杆柄的拉伸产生弹性变形;当杆柄内力达到锚杆恒阻力后,开始产生结构变形,套管和杆柄发生相对滑移;套管速度减为零时,结构变形结束,套管和杆柄共同弹性恢复。此外,冲击载荷作用下双恒阻锚杆的位移峰值要明显滞后于载荷峰值。     

不同冲击波长下恒阻大变形锚杆动力学特性研究

利用改进的霍普金森冲击拉伸实验系统,研究了恒阻大变形锚杆(CRLD锚杆)在三种不同冲击波长(0.6 m,1.0 m,1.4 m)下的力学性能,并与传统强度锚杆的抗冲击特性进行了比较。同时,通过LS-DYNA进行数值分析并与实验结果相互验证。实验结果表明：冲击能量相同,冲击波长与冲击力峰值、伸长量峰值呈负相关。传统强度锚杆每次冲击后都没有明显的伸长,直至发生没有征兆的“脆断”,而CRLD锚杆在冲击过程中产生较为明显的伸长量,不会发生脆性断裂等现象,说明其在受到动力冲击时更容易发生失效,CRLD锚杆由于输出结构变形,减弱了冲击力的作用。     

负泊松比效应锚索的力学特性及其在冲击地压防治中的应用研究

冲击地压发生强度、危害程度及频次呈急剧增加趋势,现有支护材料无法满足冲击力作用下巷道防护的要求,基于负泊松比材料的特殊力学特性,结合井下巷道冲击大变形控制的需求,研发了具有负泊松比效应新型高恒阻大变形锚索。采用室内力学实验和现场爆破模拟冲击试验相结合的方法,对新型锚索的防冲力学特性进行了研究,结果表明恒阻锚索能够在静力拉伸作用下产生滑移拉伸变形的同时保持350 kN左右的恒定阻力,多次落锤冲击动力作用下,能够通过保持恒定阻力并产生拉伸变形来吸收冲击能量。以沈阳红阳三矿1213回风联络巷为工程背景,提出了现场采用爆破形式模拟冲击地压的现场防冲方案,试验表明高恒阻大变形锚索在爆炸冲击力作用下可以产生瞬间滑移变形,从而吸收爆炸产生的冲击能量,并具有保持恒定阻力的特殊力学性能;通过现场对比试验可知,在相同当量爆破冲击能量作用下,普通锚索试验段完全崩垮,恒阻锚索试验段整体稳定,验证了恒阻大变形锚索比普通锚索具有更好的抗冲击力学性能。     

恒阻大变形锚杆静力学特性数值模拟研究

为了解决煤矿围岩非线性大变形问题,进行了恒阻大变形锚杆在静力拉伸下的数值模拟研究。通过室内试验和数值模拟软件Solidworks对恒阻大变形锚杆进行对比分析,结果表明室内试验和数值模拟结果显著一致,恒阻大变形锚杆具有高恒阻值、大变形量的特点,并能在高强度拉力下处于稳定有效的状态,为其在工程中的应用提供了理论和实践依据。     

恒阻大变形锚杆支护技术在新安煤矿的应用

新安煤矿为深井软岩矿井,在岩石巷道掘进的过程中,使用普通锚索支护,巷道极易变形、破坏,需要进行二次修护才能使用。恒阻大变形锚杆支护技术在该矿试用后,有效地控制了巷道变形,保持了巷道围岩稳定,减少了巷道的修护量。     

极软岩巷恒阻大变形锚杆耦合支护技术研究

 针对新安矿区深部极软岩巷经常发生严重底臌、两帮收缩且折帮、顶板非对称下沉、巷道全断面内缩、锚杆（索）拉断、反复修护的现象,分析巷道破坏特征及原因。提出恒阻大变形控制机理,设计了恒阻大变形锚杆+金属网+底角锚管+反底拱+钢纤维混凝土耦合支护方式,即采用具有恒定支护阻力、适应围岩变形量500mm的恒阻大变形锚杆,随围岩变形吸收膨胀变形能和高应力变形能,避免围岩的强度衰减,保证岩体强度,控制巷道变形。在该矿535回风石门使用后,从根本上控制了回风石门的非线性大变形,保证了巷道全断面的稳定,有效解决了中生代极软岩巷道支护难题。     

恒阻大变形锚杆软岩支护巷道中的应用

平凉新安煤业有限责任公司新安煤矿由于地质条件复杂,构造应力大,大部分巷道工程均出现了严重变形破坏的现象,严重影响矿井的安全生产.基于巷道变形破坏特点及原因,提出了恒阻大变形锚杆+φ6 mm压焊平网+反底拱钢砼+喷射C20混凝土支护的方案,进行了合理支护技术参数的确定,从而基本上控制了巷道变形,并满足了矿井安全生产的需要.通过对试验巷道的监测,该支护方案能有效控制围岩变形,实现了支护体与围岩的耦合,能有效控制围岩稳定性.     

高恒阻大变形锚索静力学特性数值模拟分析及应用

近些年,滑坡地质灾害发生的强度和频率逐年上升。 在滑坡发生过程中,传统预应力锚索无法 抵抗岩土体大变形而发生拉断、破坏、失效等问题。 针对上述问题,自主研发了三种不同类型的高恒阻 大变形锚索(NPR锚索),其核心结构由恒阻装置与传统锚索连接组成。 首先,通过现场静力拉伸试 验,得到该新型锚索结构最大恒阻力值约850kN,最大变形量达2000mm;其次,在ABAQUS中采用 STATIC,GENERAL准静态分析方法对静力拉伸条件下恒阻装置的应力应变特性进行数值模拟分析, 分析结果证明NPR锚索拉伸过程是一个恒阻且吸收能量的过程;最后,现场应用验证了NPR锚索结 构能够随着边坡失稳而产生大变形的特性,避免了传统锚索因大变形而被拉断破坏,实现了滑坡灾害 防治、监测、预报智能一体化的目标,为合理解释滑坡体运移规律与监测预警曲线之间的关系提供了科 学依据。     

恒阻吸能锚杆力学特性与工程应用

地下工程面临大量高应力、极软岩等复杂条件,导致围岩应力集中、能量积聚,易发生围岩大变形。高强度、高预紧力、高延伸率以及高吸能特性的锚杆支护是大变形围岩的有效支护方式。传统锚杆支护存在强度低、延伸率不足等问题,支护体系易发生破断。基于此,自主研发了具有高强、高延伸率特性、可施加高预紧力的恒阻吸能锚杆,开展了新型锚杆、普通锚杆与恒阻大变形锚杆的静力拉伸与动力冲击对比试验。结果表明,在静力学性能方面,新型锚杆的屈服强度和破断强度分别为普通锚杆的2.06和1.62倍以上,具有高强、恒阻的力学特性。新型锚杆的最大力延伸率和断后延伸率分别是普通锚杆的1.52和1.26倍以上,单位长度吸收的能量是普通锚杆的3.05倍,具有高延伸率、高吸能特性。在动力学性能方面,新型锚杆的单次冲击平均位移量相比普通锚杆降低了47.0%,延伸率是普通锚杆的1.53倍,单位长度吸收的能量是普通锚杆的2.77倍,表明新型恒阻吸能锚杆具有良好的抗冲击能力和整体变形能力。恒阻吸能锚杆具有高强、高延伸率、高吸能特性,提出了恒阻吸能锚杆支护思路,并将新型锚杆在大断面隧道和深部高应力矿井现场进行了应用,现场监测结果表明,采用恒阻吸能...     

矿山恒阻大变形抗滑缆索静力拉伸特性实验

在抵抗岩体冲击、剪切和能量吸收等诸多方面,具有负泊松比效应的材料比传统意义下的泊松比材料表现出更为优异的性能。因此,针对普通锚索无法抵抗矿山滑坡大变形灾害而发生锚索拉断等问题,研发了具有负泊松比效应的恒阻大变形监测锚索,该缆索集监测-预警-控制功能于一体,具有高恒阻、大变形、超强吸能等特性,已经成功应用于矿山滑坡灾害监控领域。通过现场静力拉拔试验,对3种不同规格恒阻大变形缆索的轴向变形、径向变形和恒阻力进行连续测量,试验结果证明3种不同规格的恒阻大变形监测缆索均具有恒阻吸能特性,当恒阻值分别达到200、500和850 kN时,最大变形量可达2 000 mm,填补了国内外大变形缆索的研究空白。     

基于AVO技术与伪泊松比属性预测灰岩富水性的方法

为得到羊东矿区灰岩富水性情况,首先分析了矿区内钻井与测井资料,表明研究区内的灰岩与薄煤层界面存在反射波,通过测井资料建立了符合矿区实际的地球物理模型;然后结合流体替换方法以及Shuey近似公式对模型进行了AVO正演模拟。结果表明:在石灰岩含水饱和度低时,石灰岩顶界面伪泊松比属性值变化极小;当石灰岩含水饱和度高时,该界面伪泊松比属性值骤然增大。对羊东矿区而言,伪泊松比属性值在富水性较强的区域呈现高值,在富水性较弱的区域呈现低值;最后对矿区三维地震资料进行AVO反演,并使用伪泊松比属性对矿区内伏青灰岩和大青灰岩岩溶含水层进行富水性预测。     

采场顶板锚索锚杆联合支护加固效果模拟分析

工程岩体质量等级为III级和IV级的采场顶板,因其岩体破坏特点和破坏程度不同,需采取不同强度的支护方案。针对不同岩体质量等级采场顶板初选的锚索锚杆联合支护技术参数,建立数值分析模型并选取若干关键位置监测点,对模拟开采过程中的变形量、应力值、塑性区范围等进行实时监测,以反应采场顶板锚索锚杆联合支护技术方案的加固效果。通过数值模拟计算对采场顶板支护前后相关监测参数对比分析,结果表明：采场顶板区域支护后拉应力值比未支护时降低约35%,支护作业最大可降低顶板位移量48.3%,支护后顶板塑性区范围明显减少。锚索锚杆联合支护可大幅提高采场顶板的安全性,较好控制顶板应力值和位移量,保障采场内作业安全。研究结果可为类似矿山采场顶板支护方案选择和加固效果评价提供指导。     

页岩-煤吸附CO_2时间效应及变形各向异性试验研究

为对比研究页岩和煤在CO_2作用下吸附解吸与变形特性,采用四川盆地龙马溪组页岩和塔山煤矿煤样,利用"高温高压页岩吸附膨胀仪"在0~16 MPa CO_2压力下对以上两类样品进行了长达2 000 h的等温吸附及变形试验。结果表明:在渗透率和CO_2密度共同影响下,页岩和煤吸附平衡时间在0~6 MPa内随平衡压力升高逐渐增加;当CO_2压力到达临界压力附近时,吸附平衡时间急剧缩短(页岩9.3 h,煤4.8 h);继续升高平衡压力,平衡时间再次增加。垂直、平行层理方向弹性模量的差异致使页岩变形各向异性随平衡压力升高不断减弱;煤变形各向异性比页岩更显著,随平衡压力升高波动性较大。页岩在气体压力为10 MPa附近达最大吸附量0.082 mmol/g,其体积应变量与吸附量满足二次函数关系。煤在气体压力为7 MPa附近达最大吸附量1.421 mmol/g,其体积应变量与吸附量呈现良好的线性关系。     

高应力软岩巷道变形破坏特征及机理分析

针对高应力软岩巷道变形量大、变形持续时间长、难支护等问题,以某矿南翼运输石门为工程背景,经过长期的井下观测,认为采动扰动作用下的高应力软岩巷道变形破坏特征呈现明显的阶段破坏特征,根据巷道围岩地质条件建立了分析模型,分析了导致巷道大变形失稳的力学机制,最终确定了某矿南翼运输石门巷道支护应遵循“刚柔互补、长短结合、及时主动、协调在控”的原则。     

弱透气性煤层受岩石下保护层开采影响卸压增透效果研究

针对平煤股份十矿大埋深弱透气性煤层下保护层开采工程,采用岩石破裂损伤理论和有限元计算方法,研究了被保护层变形规律、应力演化过程、卸压保护范围及瓦斯抽采效果。结果表明,随着保护层工作面的推进,其上覆煤岩体同时发生拉伸应力和剪应力破坏,被保护层大量的裂隙扩展发育,孔隙率大幅提高;随着保护层的开采,被保护层呈现出压缩和膨胀的变化规律,位于保护层采空区中部上方的被保护层变形最大,变形膨胀率最大,因此有利于煤层的卸压增透和瓦斯的抽放;岩石保护层开采后对被保护煤层沿倾斜方向预计保护范围卸压角为78°。工业试验显示:在己_15-16-24130岩石下保护层开采后,上覆己_15-16煤层变形膨胀率在0.62%~1.54%,己₁₇煤层变形膨胀率在1.71%~3.67%;在预计保护范围线位置测定的煤层最大综合残余瓦斯压力为0.42 MPa,最大残余瓦斯含量为4.210 7 m³/t。证明预计保护范围是可靠的,为平煤十矿下保护层开采区域瓦斯治理技术的推广应用提供了可靠的依据。