液压支架群组支护原理与承载特性

根据液压支架支护特性,建立液压支架群组弹性基础梁力学模型,得出顶板挠度与支护阻力解析关系式,在此基础上研究不同巷帮条件、支架刚度、顶板岩性、岩厚、采高等参数对顶板下沉量和液压支架支护阻力的影响,分析支架上方顶板来压特性与工作面长度的关系,解释普通长度工作面顶板来压特性以及超长工作面顶板来压规律。实例表明,基于弹性基础梁的液压群组计算模型具有实用价值,可以揭示液压支架群组支护阻力以及工作面支架上方顶板挠度变化情况与岩层破断规律。     

海下强膨胀软岩动压巷道恒阻让压耦合支护技术研究

为解决北皂煤矿强膨胀软岩回采巷道在超前动压力作用下引起的开挖初期变形量大、全断面持续大变形、U型钢支架破坏严重等问题,采用微观物化分析、地应力测试等手段,揭示围岩强度低、强膨胀性、强吸水软化、围岩应力四周来压、支护与围岩变形不耦合的失稳机制,提出恒阻锚杆支护方法,并揭示恒阻锚杆可通过高阻、高预紧力、可变形让压结构特征支护强膨胀软岩的支护机制,最终提出锚梁结构强化顶板+恒阻锚杆加固两帮+注浆锚固支护底角的恒阻让压耦合支护方案,并采用数值模拟进行支护效果对比分析。现场试验表明:恒阻让压耦合支护能够较大幅度减小巷道围岩变形量和超前动压影响范围,其中变形量最大282 mm,超前动压影响距离70 m,分别较普通螺纹钢锚杆+锚梁支护变形量减小64.8%、动压影响距离减小10 m,较U型钢架棚壁后浇筑混凝土支护变形量减小54.7%,动压影响范围减小20 m。在同类软岩巷道中具有良好的推广应用价值。     

基于弹性独立支座的大采高综采工作面液压支架群组支护应力场理论与应用

根据液压支架承载特性,建立弹性独立支座的液压支架群组岩梁模型,采用离散型单跨梁方法得出液压支架群组刚度与载荷关系矩阵,给出在液压支架作用下岩梁挠度与液压支架群组支护阻力计算公式,推导出液压支架对顶板支护应力场矩阵方程,给出相应的简化计算方法。在此基础上,研究基于不同围岩条件和支架结构的液压支架群组支护应力场分布特性,并给出具体算例,同时指出了该理论的具体使用条件与发展方向。     

深井综放面沿空顺槽超前液压支架选型研究

 支架选型是应用顺槽超前液压支架支护技术的关键。以新巨龙矿井1302工作面沿空顺槽超前液压支架选型为工程背景,分析沿空面侧向岩层结构与首采面的差异及综放面沿空顺槽支架–围岩关系。基于力矩平衡关系,建立确定沿空顺槽超前支护强度的力学模型,提出以岩层回转角为控制对象的观点;采用基本顶位态方程对沿空顺槽围岩变形进行预计,运用弹性力学理论计算煤柱及沿空顺槽实体帮的承载力,并以不发生“挤架”为原则,推导出基本顶的临界回转角为2.7°,沿空顺槽超前支护的临界强度为0.50 MPa,从而选择型号为ZTC30000/25/50的液压支架。最后,应用沿空顺槽表面位移观测结果,验证所选支架的合理性。研究结果对沿空顺槽超前支护强度的确定及支架选型具有参考意义。     

全长锚固锚杆在回采巷道层状顶板的工作特性

以应变锚杆为工具,对全长树脂锚固锚杆的最大锚固力及位置、锚固力沿锚杆长度的分布特征以及锚杆的最大弯矩等参数在巷道开挖阶段、开挖后、回采前及回采过程中进行全面的观测,以研究全长树脂锚杆在不同采矿阶段的工作特征.根据观测结果发现,在巷道掘进阶段,锚杆的工作特征主要受到由于巷道开挖后引起的应力重新分布的影响,应力重新分布后锚杆的工作特征与围岩的蠕变特征相一致,锚固力变化非常有限.在回采过程中,锚杆锚固力随工作面的推进而增加,当工作面推进距离锚杆1 m时,锚固力发生明显衰减,这表明连接锚杆与围岩的锚固剂已经发生破坏,导致锚杆不再对围岩移动起约束作用.另外,通过比较回采前后最大锚固力的变化,发现动荷载条件下的锚杆锚固力比静荷载条件下提高36%.根据对锚杆弯矩的观测可知,最大的弯矩发生在2种不同岩层的结合部,弯矩的大小取决于巷道顶板横向滑移的大小,回采前后弯矩增量最高达54%.由此可知,全长锚固锚杆对层状顶板具有2种主要的支护功能:第一,阻止不同水平的岩层垂直变形;第二,提供剪切阻力以阻止巷道顶板层间的相对横向变形.     

复采工作面过冒顶区顶板断裂特征及控制研究

 针对复采工作面过冒顶区时工作面易发生煤壁滑帮、端面冒漏以及顶板来压强度大等特点,以晋煤集团圣华煤业3101复采工作面为工程背景,运用相似模拟对复采工作面过冒顶区时顶板破断特征、支承压力分布特征以及支架受力状态进行研究,依据相似模拟结果建立复采采场力学模型,推导液压支架支护强度的计算公式,提出复采工作面过冒顶区时的围岩控制技术。研究结果表明：(1) 工作面过冒顶区时采场顶板易形成大厚度、长跨距的超前大断裂;(2) 冒顶区弱化了顶板岩梁的应力传递,加剧了支承压力的荷重集度;(3) 液压支架受顶板超前大断裂的影响,支架工作阻力在通过冒顶区前呈突变性增加,模拟结果支架支护阻力最大值为16 200 kN,理论计算支架支护阻力为16 110.5 kN;(4) 复采工作面在通过冒顶区前必须对冒顶区进行注浆充填,同时给出支架工作阻力随充填体强度变化的关系式,为复采采场顶板控制提供理论依据。     

基于弹性独立支座的液压支架群组支护应力场分析

基于弹性独立支座构建了液压支架群组模型,并且通过对比,分析了基于弹性独立支座的液压支架群组在不同工作面长度、采高、顶板厚度、巷帮刚度以及顶梁前后比等情况下的支护应力场特征。     

隧道预应力锚杆锚固结构承载效应及围岩力学分析

隧道中锚杆与围岩作用机理比较复杂，设计多偏于类比法和经验法，以锚杆在连续均匀地层中形成锚固结构为出发点，建立锚固结构承载强度表达式，并确定锚杆设计参数。通过对锚固结构承载特性分析，得到各影响因素对承载强度的贡献程度，在此基础上提出了“支护力放大系数”和“锚固界限强度”概念，再将锚固结构整体考虑并等效成支护力对隧道围岩应力分布、塑性区、位移进行重新求解，最终结合数值模拟和算例验证。研究结果表明：锚固结构对锚杆支护力具有放大作用，对隧道深部围岩也提供一个较强的支护力，锚固结构强度影响程度由大到小依次为力学参数、锚固厚度、支护强度，其中力学参数对锚固承载强度起着至关重要作用，合理锚固厚度为洞径的0.4～0.8倍，进一步提出了围岩稳定性控制原则。数值模拟中锚杆支护、等效力支护与理论结果加以比较，隧道周边的塑性区、应力分布、位移基本一致，可为锚杆支护下隧道围岩控制提供一种科学的分析方法。     

煤巷强帮强角支护技术模型试验研究与应用

为研究煤巷支护技术,以汾西矿区煤巷为原型进行相似模型试验。通过配比试验确定煤岩层的相似材料,设计模拟锚杆和锚索的结构形式,阐述了实现过程。建立3组模型,分别模拟煤巷在常规支护、强帮支护、强帮强角支护下的效果,对试验结果数据进行对比分析,验证煤巷强帮强角支护技术的有效性,并成功应用于工程实践。研究结果表明:(1)强帮强角支护技术能提高顶底板的竖向应力,降低帮部应力集中区的竖向应力,改善围岩应力状态,形成顶板、帮部和底板的良性作用。(2)强帮强角支护技术能减小围岩的绝对位移和相对位移。煤巷帮部相对位移大于顶板相对位移,表明帮部比顶板整体性差,易发生局部失稳。(3)强帮强角支护技术能控制裂纹的产生与扩展,防止帮部和顶板发生破坏,提高安全性。(4)新峪矿工程应用及监测表明,强帮强角支护技术具有良好的适用性。     

大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律分析

为了研究云驾岭矿深部大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律,采用理论分析、现场实测和实验室测试综合研究手段和方法,确定了试验工作面巷旁充填体支护阻力和留巷参数,构建了能够反映沿空巷道受初次采动围岩形变规律的回归函数模型,对比分析了一次和二次开采扰动下围岩的应力应变状态,探究了充填体上方顶板岩层的应力传递规律。结果表明,采用弹塑性力学模型得出的巷旁充填体的临界支护阻力和充填体宽度分别为4.1MN/m和2.47 m,经实验室测试和工业性试验,能够保持高水材料充填体的稳定。受初次采动影响,沿空巷道围岩位移量与工作面至测站点距离之间符合Slogistic增长函数模型,求解了巷道顶板、底板和下帮的最大变形量、变形量最大时工作面的位置以及达到最大变形时工作面推过观测站的时间。对于沿空巷道,工作面超前支承压力波及范围至工作面煤壁前方约34 m,留巷顶板3.8 m以浅的采动裂隙可能会导致顶锚杆锚固失稳甚至失效,充填体切顶阻力的“波动性”能够反映顶板岩层的分层垮落特征。     

高地应力软岩隧道长、短锚杆联合支护技术研究

基于考虑应变软化特性的深埋隧道弹塑性解,采用锚杆中性点理论,系统地分析高地应力软岩隧道短锚杆支护失效机制,并论证高地应力软岩隧道中对锚杆长度进行加长的必要性:一方面增大锚固段的围压以提高黏结强度,另一方面增大锚杆头部和尾部处的围岩位移差以提高锚杆对围压的锚固效用。将高密度支护模式的短锚杆等效为复合岩体,同时将长锚杆对围岩的锚固作用考虑为作用在隧道洞壁处的等效支护力,建立隧道长、短锚杆联合支护力学模型,考虑锚杆和围岩的相互作用,得到长、短锚杆联合支护后的围岩特征曲线。通过对比每延米隧道锚杆用量相同情况下,普通短锚杆支护和长、短锚杆联合支护状态下的围岩特征曲线,说明了长、短锚杆联合支护策略对高地应力软岩隧道变形控制的有效性。该长、短锚杆联合支护力学模型考虑了长锚杆与围岩的相互作用,为高地应力软岩隧道长锚杆支护长度的设计提供了一种计算方法。     

基于FLAC3D的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究

针对陈四楼煤矿-850m深部软岩巷道,为研究巷道开挖时和支护后围岩稳定性,本文基于巷道围岩支护理论,采用FLAC~(3D)对巷道围岩进行模拟,锚杆加喷浆支护的方式,提高锚固岩体的稳定性,并对锚喷支护前后的围岩应力和位移变化进行分析。研究表明支护后围岩塑性区范围减小幅度在20%～30%,且最大应力值下降10. 88%;有支护下的围岩位移变形量仅为未支护时围岩位移变形的5. 9%;发现第二次支护对第一次支护具有加固作用,且随着开挖深度及长度的增加,支护体最大应力值和位移值均有所增加。研究工作可为相似深部软岩巷道支护工作提供依据。     

特大跨度隧道洞口浅埋段超前支护效果分析与研究

以厦门某特大跨度隧道工程为例，针对洞口浅埋段围岩破碎状况的超前支护问题，采用数值分析结合现场实测的方法，研究采用大管棚及超前小导管的联合支护方法，并通过地表变形及支护结构变形特征，评价其效果。研究表明：采用超前小导管支护，拱顶沉降及两侧收敛位移值，相对未采用超前小导管分别减小29.7%和52.3%,相比未采用超前小导管进行超前支护，初支轴力和剪力分别降低50.0%和47.2%,弯矩变化不大。总的来说，联合支护方法一定程度分担了围岩的荷载，降低初支结构的内力和变形；能较好地控制围岩变形及结构受力，得到的围岩位移及初支结构内力极值都不大，处于合理范围内。     

特厚松软复合顶板巷道拱–梁耦合支护结构的构建及应用研究

因特厚(10 m以上)松软复合顶板原位强度低、层理裂隙发育,其巷道维护不当极易造成大面积冒顶伤亡事故。结合典型的工程实例,采用原位实测、物理模拟与数值计算手段,分析特厚松软复合顶板的结构形态与破坏特征,揭示特厚复合顶板巷道浅部岩层锚杆组合梁与深部岩体锚索承载拱的形成及其拱–梁耦合作用机制。研究表明:高应力环境下,复合顶板受层状构造、结构面特征及层间结合度等因素的影响,其离层破裂具有迅速扩展的本性,其破坏形态主要包括弯曲断裂、错动滑移及碎胀扩容;在特厚松软复合顶板中构建的拱–梁耦合支护结构是维护巷道围岩稳定的结构主体,其对顶板稳定控制作用明显,与锚杆支护巷道相比,顶板可承受最大应力提高77.8%,巷道断面收缩率减小52%,增加锚索密度可使巷道支护结构稳定性显著增加;浅部锚杆组合梁可促进深部锚索承载拱的形成,深部锚索承载拱对浅部组合梁具有减压、降载和明显的减跨效应。建立巷道拱–梁结构体系力学模型,实现对巷道支护结构的稳定性设计与评价,为同类特厚复合顶板巷道支护参数设计提供借鉴。     

大倾角坚硬顶板煤层回采超前预爆破围岩力学响应扰动规律

针对大倾角坚硬顶板采煤工作面中的缓倾斜煤层区段,基于有限差分和动力学模拟方法,建立了坚硬顶板非预爆破和预爆破2种方案下煤层回采的数值计算模型。对2种方案下围岩应力、位移、塑性区的演化规律进行了对比分析,获得了围岩在爆破扰动下的力学响应规律。结果表明:先顶板预爆破再回采方案可有效降低巷道围岩的应力集中程度,卸压释能,减小巷道变形量,便于支护控制,并且围岩塑性区范围增大,更有利于滞后工作面坚硬顶板及时垮落。所得结论对坚硬顶板动力灾害防治具有重要意义。     

浅埋偏压大断面隧道施工力学分析及方案比选

结合南宁玉象隧道偏压浅埋大断面隧道工程实际,建立了偏压浅埋大断面隧道施工动态有限元数值模型,分别采用上下台阶法、CD法和双侧壁导坑法3种施工方案,模拟施工对围岩变形和力学特性的稳定性影响,对围岩位移、应力、锚杆、初期支护轴力与二衬弯矩等进行对比分析,结果表明,双侧壁导坑法能较好地控制围岩位移,应力分布与隧道支护结构内力分配较合理。     

非均质复合岩巷围岩破坏机理及底鼓控制技术

深部高地应力、层间软弱夹层（结构面）等复杂应力环境下复合煤（岩）巷道围岩变形严重,底鼓问题尤为突出。针对某矿-830水平大巷复合区域岩巷底鼓大变形技术难题,梳理了复合岩巷现场变形破坏特征,分析了围岩破坏力学机制。结合滑移线场理论建立底鼓力学模型,推导了底板破坏半径R0的显式解析式,并借助ZDY钻孔窥视仪对围岩内部损伤裂隙发育程度进行量化表征。建立UDEC数值计算模型反演了原支护下复合岩巷围岩应力、裂隙发育特征以及位移分布规律,综合分析了复合岩巷底鼓变形机理。结果表明：高地应力、邻近岩石极限强度差异大、底板岩性差、底板无支护或弱支护是复合岩巷产生底鼓大变形的根本性原因。结合现场调研及数值模拟分析结果,基于“固底–强帮”整体支护、“强–弱–强”组合承载圈分梯次加固底板的控制思路,提出了一种“全断面锚索+预制块反底拱”锚注联合支护技术应用于复合岩巷底鼓返修实践中。现场监测结果表明,巷道返修60 d内底鼓缓慢变形直至趋于稳定,最大底鼓量约为67.9 mm,相比原支护条件下底鼓变形量降低了95%,大大降低了巷道重复返修的可能性,确保了该矿煤炭资源安全高效开采。     

预应力锚杆拉拔力学特性及临界锚固长度研究

相较于非预应力锚杆而言,预应力锚杆在受到拉拔作用后呈现出特殊的支护力学特性。为深入探明预应力锚杆的这一特点,采用足尺室内实验和理论分析的方法研究预应力锚杆在受载后的力学响应情况,掌握预应力锚杆的支护力学特点及其机制,进一步丰富和扩展了预应力锚杆的主动支护理论,并从锚固系统支护效果最优化的角度出发,基于二次开发手段提出一种预应力树脂锚杆临界锚固长度的数值计算方法。结果表明：(1)预应力施加后锚杆的荷载–位移曲线形态发生了明显变化,在前期支护刚度增加,同时出现荷载突变点,且随着预应力施加量值的增加,突变点处荷载从17.3 kN增加至54.6 kN;(2)预应力锚杆在受载后呈现出“先刚后强”的支护力学特性,在支护前期能够迅速达到较大的承载力,有效提高锚杆控制围岩变形的能力;(3)建立的数值分析模型很好地再现了锚固系统在受到拉拔荷载时的力学响应情况,基于该模型分析了不同锚固长度条件下锚固系统的承载能力峰值,确定了该实验条件下树脂锚杆的临界锚固长度为44 cm。相关研究成果对认识预应力锚固系统的支护力学特性和参数设计具有指导意义。     

高地应力隧道台阶法施工过程数值模拟

结合高地应力区兰渝铁路某隧道实际施工方法,运用有限元分析软件MIDAS-GTS进行隧道三台阶法开挖数值模拟分析,通过选取合适物理力学参数进行建模,从模型中提取围岩位移、塑性区、二衬位移、轴力、弯矩等数据进行分析,通过对比分析,得出台阶法施工中应加强支护部位及支护控制措施(如超前支护、拱腰、拱脚加密锁脚锚管等),二衬受力、变形随侧压力系数变化趋势、二衬安全系数等,并和隧道实际监测数据进行对比分析,验证数值模拟的合理性和正确性,可以为高地应力隧道设计施工提供有益的参考。     

淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷破坏特征及控制对策研究

 针对淋涌水碎裂煤岩顶板煤巷支护过程中出现的围岩剧烈破坏难题,综合现场调研、煤岩试验、数值模拟、理论分析及井下试验与实测等方法,对其变形破坏机制、工字钢与锚杆(索)支护位移场的分布及煤巷动态破坏特征、顶板钻孔淋水量分区、新型防水锚固剂的锚杆(索)锚固力测试及淋涌水碎裂顶板控制对策进行系统化研究,主要研究内容及结论如下：(1) 淋涌水碎裂煤岩顶板的破坏主要是支护结构体的非整体性承载、锚杆(索)支护受钻孔淋水持续弱化失效以及顶板复合煤岩结构刚强度差异大而导致的离层综合作用的结果;(2) 研究新型防水树脂锚固剂,并通过井下淋涌水顶板锚杆(索)拉拔试验及支护后期锚索监测结果,检验防水锚固剂稳定性能;(3) 提出控制淋涌水碎裂顶板的“四位一体”控制对策,分析具体支护措施力学效应及保持顶板稳定性方面的作用;(4) 详细介绍井下运用“四位一体”综合控制系统的一典型淋涌水型碎裂煤岩顶板煤巷成功实例。研究成果可在霍州矿区进行推广应用,对类似条件巷道支护技术具有一定的理论和实用价值。