考虑围岩蠕变的锚固时空效应分析及控制技术

针对巷道锚杆锚索联合支护失效形式,基于围岩变形特征建立了能够反映围岩加速蠕变的本构模型以及锚杆工作特性的锚固体本构模型,通过求解出的锚固体蠕变方程分析锚固基础位置对围岩变形的控制作用,结果表明:锚杆支护对围岩的蠕变控制机理可概括为:分担围岩承受的载荷和等效增大围岩刚度,增强围岩抵抗变形能力两部分。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;端锚形式的锚固基础位于弹性岩体中能够最大程度发挥支护系统的承载能力,端锚锚固形式的着力基础位于稳定的弹性围岩中,围岩变形后锚固基础能迅速发生锚固作用,优于全长锚固形式;可接长锚杆具有延伸率大、可灵活设置锚杆长度的优点,能解决蒲河矿西三采区集中运输大巷锚杆易发生滑脱失效、锚索易发生破断失效的问题。     

煤矿巷道树脂锚固体力学行为及锚杆杆体承载特性研究

目前锚杆(索)支护技术是我国地下煤矿开采中普遍采用的一种主动控制巷道围岩稳定的支护技术。但由于锚杆支护加固对象的复杂性,至今锚杆支护原理还没有一个统一全面的认识,对于复杂条件下锚杆的锚固机理、与围岩相互作用关系、应力分布规律及锚杆杆体承载特性等问题需要更深入的研究。论文采用理论分析、数值模拟、现场实测、实验室试验和工程实践相结合的综合研究手段,围绕树脂锚固体力学行为及锚杆杆体承载特性展开研究。论文研究的主要工作如下:(1)总结分析了树脂锚固体4类主要失效类型,着重分析了黏结失效类型中树脂锚固体空洞锚固失效和长时蠕变失效的两种形式。建立了空洞树脂锚固体拉拔状态下的力学模型,推导并求出了空洞树脂锚固体拉拔状态下沿锚固方向上杆体内拉应力分布的理论公式;同时建立了考虑锚固层黏弹特性树脂锚固体拉拔状态下的长时蠕变力学模型,推导并求出了与时间有关的杆体拉应力和锚固层-杆体界面剪应力分布公式,并求解了恒力长时作用下的树脂锚固体杆体外端点位移的近似公式,同时得到了锚固体产生破坏的极限拉拔力。(2)通过实验室力学试验,获得了围岩、锚杆等力学参数。基于ABAQUS数值模拟软件,验证了两种锚固体理论力学模型,研究了两种模型中杆体应力沿锚固方向上的分布规律,揭示了拉拔过程中锚固体内应力和位移的演化过程;着重阐述了长时蠕变模型杆体应力传递的3个阶段,分析了杆体的极限抗拉拔力与时间的关系。同时,分析了锚杆直径、锚固层厚度、钻孔直径、围岩强度等参数对树脂锚固体杆体拉拔状态下的力学特性影响。(3)采用预拉力锚固系统锚固作用综合实验台,研究了不同预拉力下锚杆杆体应力和弯矩的分布特征及其变化速率;通过测力锚杆井下拉拔试验,揭示了预拉力与锚杆杆体外端点位移的相互关系及不同预拉力下锚杆杆体轴力分布及承载特征,同时基于测得的锚杆杆体应力分布曲线,借助第三章研究结果,准确推测了巷道顶板的完整性;初步判定预拉力锚杆实际工作状态下杆体承载受力主要集中在外锚固段中性点附近,对限制巷道围岩变形起主要作用的是中性点附近杆体-锚固层-围岩3者之间的黏结关系,同时杆体内弯矩的存在说明杆体截面处于非均匀受力状。(4)在分析现有煤矿巷道围岩监测手段的不足和光纤光栅传感技术优越性的基础上,初步提出并建立了一套基于现代光纤传感技术的煤矿巷道围岩动态实时在线监测系统;并采用该系统对煤矿巷道锚杆杆体受力及演化进行了实测,监测结果表明树脂锚杆的杆体应力分布呈非均匀分布且波动变化,杆体内存在大量弯矩。(5)最后基于理论研究结果提出了确保锚杆支护效果的几个基本原则,并应用于淮南矿区顾桥矿1115(1)工作面轨道巷及朱集煤矿1111(1)工作面轨道巷的工程实践,应用结果表明遵循该原则采用的预拉力高强锚杆强化支护技术可以充分调动围岩的自稳能力优化围岩的力学参数,有效控制巷道围岩变形,满足矿井安全生产要求;同时采用煤矿巷道围岩动态实时在线监测系统成功揭示了1111(1)工作面轨道沿空留巷期间的矿压显现规律,并与传统矿压观测结果进行了对比,两者基本一致,初步显示了该系统的可靠性和应用前景。     

王庄煤矿1304工作面顺槽锚杆支护稳定性分析

在现场实测围岩位移与收敛的基础上,采用相似模拟试验与边界单元数值计算方法,分析了顺槽全锚支护的稳定性问题。首先现场实测巷道开挖后围岩的位移与收敛值;然后利用位移反分析原理确定初始应力与围岩变形模量等参数,根据边界单元法数值分析结果确定围岩松动圈范围,利用全长锚固原理设计锚杆参数;再通过相似模拟试验模拟巷道支护后围岩变形情况,对锚杆支护顺槽围岩稳定性进行分析。     

基于预应力锚和自应力注的破碎围岩锚注加固应用研究

针对高应力巷道围岩锚注中注浆锚杆锚固力低和水泥基注浆材料自收缩造成控制效果不佳的问题,提出基于预应力锚和自应力注的破碎围岩锚注加固方法.以平煤十矿变电所巷道为工程背景,基于原支护方式失稳机理分析,探究裂隙岩体自应力浆液加固原理,研发新型高强预应力注浆锚杆系统,形成基于预应力锚和自应力注的破碎围岩锚注支护方案.通过浆岩界面SEM扫描、围岩钻孔窥视、锚杆索受力和围岩变形监测等方法综合评价该新型预应力锚注的工程应用效果.结果表明:通过高强预应力注浆锚杆的轴向约束应力与自应力浆液的膨胀应力使加固围岩处于准三维受力状态,实现了破碎围岩的强化与损伤修复;新型高强预应力注浆锚杆具有预应力大、预应力施加标准、锚固力高、杆体强度高等优点,能够对围岩提供高轴向约束;新型锚注加固后,注浆浆脉充填围岩裂隙,浆液结石体与岩体结合致密;注浆锚杆索受力稳定,巷道表面围岩最大位移为83 mm,说明通过新型预应力锚注加固方案实现了变电所巷道围岩稳定性控制.     

深井巷道两帮锚固体作用机理及稳定性分析

通过对深井巷道两帮锚固体破坏特征及作用机理分析,锚固体最大破坏部位在两帮偏中上部,两帮锚杆支护的作用就是使锚杆与锚固范围内岩体相互作用形成锚固承载结构体.把深井巷道两帮锚固体失稳分为压裂失稳和剪切失稳,两帮锚固体首先失稳形态为压裂失稳,建立了巷道两帮锚固体2种失稳条件下的稳定性力学模型,提出了锚杆、锚索耦合支护方案,并对试验巷道两帮稳定性进行了力学计算、数值分析及现场观测,回采巷道两帮采用支护设计方案后,两帮收敛量减小,最大移近量124 mm,控制在合理范围内,两帮围岩稳定,支护效果显著.     

组合锚注支护在深部大断面巷道围岩控制的应用

深部大断面巷道围岩严重变形影响煤矿回采效率,主要原因为埋深变大,围岩应力过大,导致支护传统支护措施无法满足要求。针对以上问题,拟采用组合锚注技术进行支护,阐述了两种中空注浆锚杆施工工艺,采用数值模拟方法分析了传统端部锚固和中空注浆锚杆锚固措施下巷道围岩应力、应变情况,对现场组合支护措施实施后情况进行了效果考察,得到以下结论：(1)组合锚注技术中端锚式中空注浆锚杆锚固大于涨壳式中空注浆锚杆锚固极限拉拔应力,前者是后者极限拉拔应力的1.5倍;(2)数值运算分析,深部采用传统端部锚杆锚固技术顶板最大位移量为140 mm,顶板破损严重;中空注浆锚杆锚固顶板最大位移量60 mm;中空注浆锚杆锚固技术支护效果更佳;(3)通过对比传统支护措施和组合锚注支护措施分析,传统锚固支护区域深部最大位移量420 mm,中空注浆锚固区域深部最大位移量120 mm,中空注浆锚固支护效果明显。研究结果表明,组合锚注支护技术有效控制了大断面巷道围岩变形严重问题。     

掘进工作面围岩应力分布特征及其与支护的关系

采用FLAC3D软件计算分析了掘进工作面周围应力、位移及破坏区分布特征与变化规律,巷道轴线与最大水平主应力方向的夹角对围岩应力、位移及破坏的影响;研究了掘进工作面附近锚杆支护应力场的分布特征,及对空顶范围顶板的控制作用.分析了围岩与支护加固的相互作用,指出煤矿巷道围岩基本上属于非连续煤岩体,不能采用连续体的围岩响应曲线分析围岩与支护的关系,锚杆支护与支架等支护方式的基本原理有本质区别,也不能采用支架的围岩响应曲线分析围岩与锚杆的相互作用.基于锚杆受力变化的实测曲线,归纳出5种类型,得出锚杆支护围岩响应曲线,并提出了支护与加固的时空设计原则.最后,通过千米深井巷道、强烈动压影响巷道及深部沿空留巷的3个实例分析,对理论与数值研究结果进行了验证.     

软岩巷道锚杆支护原理及其“围岩应力隔离层”概念

松软巷道围岩总能形成一定的塑性区。塑性区围岩强度下降并向巷道空间位移。由于锚杆的特殊支护作用，锚杆的内外锚固端围岩总有一个由围岩应力和锚固力所引起的位移差，而使内锚端岩体可能形成一个不连续的巷道“围岩应力隔离层”。隔离层外的围岩应力升高，隔离层内的围岩应力得到转移而被解除或部分解除。锚杆支护在软岩中除有支承和加固作用外，还有应力转移功能。     

深部软岩巷道失稳原因与高强全锚注支护试验

针对平煤一矿三水平下延回风上山千米埋深软岩巷道变形量大、围岩整体收缩内敛、变形破坏持续性强的特点,采用理论分析、现场地应力实测等综合研究方法,对影响深井软岩巷道稳定的主控关键指标进行了总结分析,提出了千米深井巷道高强全锚注一体化控制理念。研究表明:三水平下延回风上山围岩变形破坏的主控因素包括:高水平应力、高主应力差、巷道埋深大、围岩松软破碎、巷道跨度效应及原支护方案未能与围岩完全耦合;通过采用高强中空注浆锚杆、高强中空注浆锚索及高强护表组件组合全锚注支护,进行全方位高强耦合控制,实现了锚杆/索锚注一体化、全长锚固及围岩品质增强,现场跟踪监测验证了高强全锚注支护体系适用于千米深井高应力软岩巷道围岩控制,具有较好的推广应用价值。     

深井高应力软岩巷道锚注机理与应用

为了解决淮南矿区深井高应力软岩巷道难以支护,且反复修护等问题,以潘一矿东区-842 m东翼1#回风大巷为背景开展了锚注支护试验研究,分析了深井高应力软岩巷道锚注支护机理,并与普通端锚锚杆支护进行对比研究。结果表明:锚注支护由端锚转变为全锚,提高了深部破碎围岩的径向约束,具有较高的抗剪力,改善了围岩的力学性质,提高了支护结构的承载能力和刚度,锚注加固段围岩裂隙基本不发育,工程应用表明采用锚注支护后巷道围岩位移明显减小,围岩稳定性得到有效控制。     

深井巷道围岩应力松弛效应与控制技术

基于深井巷道围岩应力松弛特征,建立锚杆支护条件下的黏弹性应力松弛力学模型,分析了在应力松弛过程中巷道围岩应力场的演化规律和多次耦合锚杆支护技术对深井巷道稳定本质,并给出了深井巷道围岩稳定的判定方法。依据上述模型和判定方法确定了协庄煤矿埋深1 000 m左右的二采区轨道下山的支护技术和支护参数,现场应用表明,该技术有效控制了试验巷道的长期流变,3个月后巷道基本稳定,3年多来巷道维护状况良好。     

基于塑性扩张的岩石变参数蠕变损伤模型与工程应用

为研究岩石蠕变损伤过程与围岩塑性区扩展之间的内在联系,建立基于塑性扩张的变参数蠕变损伤模型(BNMC模型),该模型认为岩石塑性屈服面随蠕变时间动态变化,在σ-τ空间内,强度包络线随蠕变时间的增加而逐渐内移。采用线性插值法对该模型各蠕变参数进行处理,获得任意连续偏应力水平对应的蠕变模型参数,从而实现BNMC模型的数值化。采用该模型对金川二矿区-1 098 m水平中段下盘运输巷的蠕变变形进行数值模拟,对比研究未支护裸巷和喷锚支护巷道的蠕变变形规律。研究发现,未支护裸巷围岩塑性区边界不是一成不变的,而是随时间的发展,塑性区边界逐渐向外扩张,围岩承载力逐渐下降,从而导致围岩加速蠕变显现,巷道蠕变失稳;通过对喷锚支护巷道的蠕变数值模拟结果和多点位移计实测结果的对比,发现数值模拟曲线与实测曲线在走势上基本吻合,但在量值上实测蠕变位移值要略大于数值模拟结果;由于支护与围岩的相互作用,支护在一定程度上改变了围岩的偏应力状态和位移,阻止了围岩塑性区边界扩张,喷锚支护巷道在0~200 d的蠕变计算时段内,未呈现出加速蠕变性态。     

基于扰动因子的软岩扰动蠕变本构模型

动力扰动下处于极限强度的深井软岩巷道围岩具有流变变形量大,变形速率快的变形特征,致使软岩巷道支护困难和灾害频发。为了研究软岩在动力扰动下蠕变破坏特征及本构模型,通过自主研制的岩石扰动蠕变实验系统对泥页岩进行了分级加载流变实验,试验结果表明:非稳定蠕变曲线在扰动前后流变变形明显不同,当施加应力水平较小时(处于第Ⅰ,Ⅱ蠕变阶段),每次扰动的瞬间会使岩石应变突变,但突变值随后逐渐回弹,最终岩石变形速率趋于一个稳定值;当应力水平较大时(处于第Ⅰ,Ⅱ蠕变阶段),岩石经过多次扰动后,当积累能量达到岩石破坏能量时,诱使岩石发生加速流变,而原处于蠕变第Ⅲ阶段的岩石的蠕变速率加快,缩短了岩石破坏的时间。基于岩石扰动状态理论,提出一个以扰动能量和扰动次数为自变量的扰动因子函数,以它为权重函数与NRC模型有机结合,建立了软岩流变扰动效应的本构模型并对模型参数进行识别,结果表明理论曲线与实验曲线吻合较好,验证了该模型能够正确性地描述动力扰动下软岩蠕变特征,该成果对于深部地下工程的稳定性研究具有参考价值。     

金川矿区深部巷道喷锚网支护参数研究

与传统的棚式支护相比,锚杆支护可以充分改善巷道维护状况保持巷道长期稳定,有利于提高采掘效率和生产率。金川矿山巷道围岩松软且易发生流变,在使用金属支架时,顶底板、两帮相对移近量为300~500 mm,轻则为100~200 mm,严重时超过1 000 mm。巷道使用锚杆支护时,必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。随着金川矿区探明资源量的逐年消耗,大部分采场深度已经超过或逼近600 m,地压增大、巷道收敛变形严重,浅部巷道惯用的喷锚网支护参数在深部巷道支护中矛盾开始显现。针对龙首矿深部巷道支护参数及变形特征,对深部巷道的喷锚网支护参数进行数值模拟研究。经过对锚杆长度、喷射混凝土厚度的模拟研究得出,在金川矿区深部巷道喷锚网支护过程中,将锚杆长度增加至3 m,喷射混凝土厚度200 mm,间排距1.5 m×1.0 m的支护方案可以有效的维持巷道稳定。     

深部煤巷锚杆支护技术的研究与实践

在分析深部高地应力巷道围岩变形与破坏特征,目前锚杆支护存在问题的基础上,提出高预应力、强力支护理论与锚杆支护设计准则;通过井下实测数据,分析深部矿井地应力分布特征;介绍强力锚杆支护系统,包括强力锚杆,强力钢带及强力锚索;最后,介绍高预应力、强力锚杆支护系统在新汶千米深井巷道中的应用情况,评价支护效果。井下试验表明,高预应力、强力锚杆支护系统能有效控制深部巷道强烈变形,保持围岩稳定。     

富水软岩的蠕变特性实验及非线性剪切蠕变模型研究

富水软岩巷道变形速度快,变形量大,巷道支护困难,建立描述该类软岩特性的流变模型是解决该问题的关键。通过不同含水率软岩的直剪蠕变试验表明:在同一剪应力水平下,随着含水率的上升,软岩瞬时弹性模量、极限变形模量和黏滞系数将下降,蠕变速率先增大后减小,加速蠕变的破坏时间缩短;在同一含水率条件下,随着剪切应力的增加,软岩瞬时剪切位移量、蠕变变形量和衰减蠕变段的曲率半径都逐渐增大。依据含水软岩蠕变的非线性特征,建立了能够描述含水软岩蠕变特性的非线性剪切流变模型,基于BFGS算法和通用全局优化法对模型参数进行识别,识别结果与试验曲线吻合较好,表明所建模型的正确性和合理性,该成果可为深部复杂地质力学环境下的富水软岩巷道稳定性研究提供参考。     

深部软岩巷道底臌蠕变控制数值模拟研究

深部软岩巷道底板具有强流变特征,引起深部软岩巷道底臌变形破坏的原因是多方面的.本文借助FLAC软件建立不同支护方案的计算模型,对深部软岩巷道底臌蠕变特征进行数值模拟研究,结果表明,全断面锚注支护在降低围岩快速蠕变的时间和速度,控制巷道变形、减小围岩塑性区范围等方面具有最佳的效果.     

动压影响下纵跨巷道力学分析与围岩裂隙控制技术

采用力学分析、数值模拟、现场监测等手段研究了动压条件下煤矿工作面纵跨巷道围岩的稳定性。基于岩石材料的流变特性,采用弹塑性理论分析纵跨巷道的围岩受力特征,求出了巷道围岩的应力各分量的解析解;数值计算表明,巷道受工作面前方支承压力和侧向应力的叠加应力影响,随着工作面的推进,超前支承压力对其影响逐渐减弱,侧向应力将长期影响巷道围岩的稳定性。确定了煤层工作面端头侧向应力作用下的流变效应是影响跨采巷道稳定性的重要因素之一。采用注浆封堵技术,确保了巷道围岩不被软化,保持了巷道围岩的强度和承载能力,达到了控制巷道围岩稳定性的效果。     

深部巷道锚杆支护参数优化设计

针对深部巷道复杂的应力环境和多变的围岩性质 ,对深部巷道围岩的稳定特征进行了数值模拟分析 ,为深部巷道锚杆支护提供了理论依据 ,并对锚杆支护参数进行了优化设计 ,确保了深部巷道支护的最优化和长期稳定     

考虑流变特性的两向不等压巷道围岩塑性区近似解

针对巷道围岩受两向不等压地应力作用下的平面应变问题,分析围岩流变特性对其塑性区的影响。深埋巷道围岩因流变的发展而持续变形,其达到稳定后的峰值应力为一定围压下的长期强度。基于此,以皖北恒源煤矿-950 m进风井井底车场巷道为例,通过三轴压缩与蠕变试验测定了巷道岩石的抗压峰值强度、长期强度和残余强度。然后,考虑岩体峰后脆性软化特性将巷道围岩分为弹、塑性区,并从既有文献轴对称应力场塑性区公式出发,结合围岩总荷载不变的规律推导了两向不等压巷道围岩水平(及竖向)轴上的塑性区半径,再结合既有文献求解的塑性区形状,相对准确地给出了两向不等压巷道围岩塑性区边界的近似解。该近似解在不考虑岩体峰后脆性软化时的结果与既有文献给出的相应解析结果完全吻合;并且轴对称应力场圆巷围岩塑性区半径的解析解是该近似解在侧压系数为1时的特例。最后,结合试验数据,就考虑岩体流变特性与否的两种情况进行了对比。结果表明:考虑流变,视岩石长期强度为围岩峰值应力,得到的塑性区范围与工程实际基本吻合;否则围岩仅产生弹性变形,与实际偏差较大。可见,岩体流变特性对围岩塑性区分布具有重要的影响,理论研究及工程实际中,忽视岩体流变特性实则无形中高估了围岩岩性,不利于巷道围岩长期稳定性与安全性的评估。