巷道锚杆锚固力学特性现场试验研究

为了检测煤矿巷道原位锚杆锚固力学性能,采用锚杆拉拔系统,在大同矿区不同岩性巷道开展锚杆破坏性拉拔试验,研究了锚固长度、岩体强度和锚杆直径等对锚杆锚固力学特性的影响规律.结果表明:当锚固长度小于极限锚固长度时,锚杆极限锚固力与锚固长度呈线性正相关关系,围岩及杆体强度越高,锚固力-锚固长度关系曲线的线性斜率越大,煤层及含砂质岩层中锚固力-锚固长度的线性斜率分别为1.63和2.96,玻璃钢锚杆在煤层中对应的斜率仅为0.41;在钻孔孔径和锚杆材质等均相同的条件下,锚杆极限拉拔力的端头位移在15～20 mm之间;锚杆的锚固性能与围岩破裂程度以及围岩原位黏聚力具有正相关性.     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验,分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征,指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏,锚固体内部发生剪切破坏,据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型,提出了两帮稳定的判别准则,即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变,在巷道两帮围岩较松软时,还必须满足巷道周边位移值的要求.     

回采巷道锚杆支护两帮稳定性分析

根据巷道围岩应力变化特点结合锚固体变形破坏的相似材料模拟试验, 分析了巷道两帮锚固体的变形破坏特征, 指出锚杆支护巷道两帮表面主要发生张性破坏, 锚固体内部发生剪切破坏, 据此建立起回采巷道锚杆支护两帮稳定的分析模型, 提出了两帮稳定的判别准则, 即锚固体中锚杆的拉应变必须小于锚杆的允许拉应变, 在巷道两帮围岩较松软时, 还必须满足巷道周边位移值的要求     

动载扰动下巷道锚固承载结构稳定性影响因素分析

针对冲击地压巷道锚固承载结构破坏机理的复杂性和变形影响因素的多样性,基于响应面法试验设计和数据分析功能,采用有限差分数值软件动力模块,定量化研究围岩强度、震源距离、震源强度、原岩应力、支护强度等单一因素以及多因素交互作用对巷道锚固承载结构变形的影响规律.结果表明:单一因素和多因素交互作用对锚固承载结构变形都有显著影响,单因素影响程度依次为围岩强度>震源强度>震源距离>原岩应力>支护强度;通过增大震源传播距离、增加动载衰减系数、提高支护强度、增加围岩自承载能力、减小静载应力集中均可以有效降低冲击地压巷道锚固承载结构的变形量;多因素交互作用下巷道锚固承载结构的破坏模式可分为锚杆断裂型、锚固脱黏型、岩体主导型和复合型.针对不同的破坏模式,提出高冲击韧性锚杆全长预应力支护、"外锚内注"和"深部卸压-浅部强支-巷表防护"等控制技术.研究结果可为冲击地压巷道锚固承载结构稳定性控制提供理论依据.     

大变形巷道螺纹钢锚杆优化设计及应用研究

为了解决钱家营煤矿大变形巷道支护问题,根据锚杆外形参数研究、锚杆锚固失效模式判定和锚固力残余强度分析,设计出一种新型锚杆.运用锚固力学厚壁理论,研究了不同围岩强度与实验室套筒壁厚的等效关系,并通过实验室和现场的拉拔试验对设计的新型锚杆和煤矿原常规左旋锚杆进行了锚固力对比测试.建立了模拟钱家营煤矿地质力学条件的锚固力测试实验模型.实验结果表明:弹性模量为10～30 GPa的围岩,径向刚度与壁厚3～10 mm的铝套筒一致;弹性模量为30～70 GPa的围岩,径向刚度与壁厚3～7 mm的钢套筒一致;新型锚杆锚固力较矿用左旋锚杆分别提高了13%和16%,吸能能力提高了15%和55%,锚固效果显著提高,更适用于钱家营煤矿大变形回采巷道锚杆支护.     

水平主应力对锚杆锚固区力学特征影响规律研究

针对不同水平主应力条件下巷道锚固支护围岩效果不理想的问题,本文采用数值模拟、理论分析和现场试验综合研究方法,研究表明:最大水平主应力方向与巷道轴向夹角在0°～30°时,巷道锚固区围岩应力缓和,当夹角大于30°时,随着夹角增大,最大水平主应力向顶底板转移,顶、底板高应力区范围和应力集中程度显著增大。锚杆自由段轴力相等,锚固段轴力呈负指数衰减,整体分布曲线呈"乀"字状。顶部锚杆轴力与夹角呈正相关,夹角在0°～30°、70°～90°范围顶板锚杆轴力增大趋势平缓,夹角在30°～60°范围增大趋势显著;帮部锚杆轴力与夹角呈负相关。随着最大水平主应力与巷道轴线夹角的增大,巷道断面锚杆轴力分布曲线依次向"凹"、"口"、"凸"状演化。     

陈四楼煤矿煤巷锚杆支护研究

结合陈四楼煤矿 2 4 0 1工作面机巷的具体地质条件 ,对煤巷锚杆支护机理进行了研究 .指出在顶板岩石强度较低的情况下 ,采用高强锚杆支护系统 ,并选择合理的锚固方式 ,可以有效地控制围岩变形 ,保持围岩稳定 .主要介绍了回采巷道锚杆支护的设计思路 ,采用数值模拟方法确定锚杆支护参数并在实施过程中对围岩变形进行监测 .工程实践表明 :应用锚杆支护与棚式支护相比 ,能有效改善围岩的稳定性 ,取得了良好的支护效果 .     

济三煤矿沿空巷道矿压显现规律研究

针对济三煤矿综放工作面断层发育、坚硬顶板围岩地质条件,设计了综放面小煤柱沿空巷道锚杆(索)支护参数.巷道在施工过程中,采用顶板离层仪和钻孔窥视仪,较系统地观测研究了沿空掘巷矿压显现规律.研究结果表明:巷道顶板下沉量较小,锚固区内外岩层离层量小巷道掘进影响区范围为50m左右;巷道底臌较严重,巷道两帮移近明显,围岩收敛后巷道由矩形断面变形成为倒梯形断面;沿空巷道煤柱中节理裂隙十分发育,煤体压缩变形成为块状结构的塑性松散体.综放面回采期间巷道断面大小满足使用要求,说明了沿空巷道锚杆支护,能够经受住综放工作面采动影响,锚杆支护试验取得了成功.研究成果在综放面沿空掘巷中进行了推广应用.     

松软煤体中锚杆支护锚固体形成机理分析

通过对松软煤体锚杆支护稳定性影响因素分析,利用数值模拟方法研究了松软煤体中锚杆作用机理,进而分析了松软煤体中锚固体形成条件.结果表明,高预紧力锚杆支护作用下,树脂端锚体与松软煤体间的错动、滑移及在应力重新分布过程的锚杆滑脱与护表构件失效是松软煤体中锚杆支护失效的主要原因;松软煤体进行单根预紧力锚杆锚固后,锚杆轴向应力、附加应力场及位移场随预紧力提高而增大,但附加应力场(锚固体)成型范围受预紧力限制,即随着预紧力(40 kN→60 kN→80 kN)增加,自由段两端附加应力场(锚固体)会出现"一定程度叠加→较大叠加范围→不能相互叠加"的过程,整体锚杆自由段轴向应力分布均匀;多根预紧力锚杆支护产生的附加应力场相互叠加形成锚固体,松软煤体强度特征是形成锚固体的首要条件,可控条件为松软煤体强度与锚杆(较小)预紧力的匹配、增加锚杆长度与支护密度.     

采动巷道岩体变形与锚杆锚固力变化规律

阐述了采动巷道围岩的变形规律,探讨了低阻力端锚和高阻力全锚锚杆在巷道围岩变形损伤过程中锚固力的变化规律,揭示了锚杆支护与围岩的作用机理,为采动巷道锚杆支护的选型设计及扩大使用范围提供了科学依据     

GFRP抗浮锚杆在基础底板中的锚固性能现场试验研究

通过现场拉拔破坏性试验,测得不同直径的GFRP抗浮锚杆在基础底板内的极限承载力和滑移量,并与实际工程中不同形式的钢筋抗浮锚杆作比较,分析其承载性能和粘结特性。研究表明,在相同的混凝土强度与养护条件下,相同直径的GFRP抗浮锚杆的极限承载力、平均粘结强度与钢筋抗浮锚杆相比较高,且GFRP抗浮锚杆的变形能够满足实际工程需求,充分验证了GFRP材料用作抗浮锚杆的先进性与合理性。基于试验结果与理论分析,给出了GFRP抗浮锚杆与基础底板的最佳锚固面积,并提出了计算公式。     

导流隧洞钢拱架与喷锚支护体系有限元分析

钢拱架支撑是地下洞室开挖中的重要支护型式之一,与喷锚支护措施相结合能够有效地控制围岩变形和减小围岩失稳机率.结合某水电站工程实际,针对不支护、喷锚支护、钢拱架与喷锚联合支护等不同情况,采用三维有限元法对导流洞开挖过程中围岩的位移、塑性区,喷层、锚杆及钢拱架的应力分布情况进行了计算分析.结果表明:与普通的喷锚支护相比,采用钢拱架与喷层、锚杆组成联合支护体系能够对围岩变形提供直接抗力,围岩位移和塑性区范围大大减小,各支护材料的应力也有较大程度的降低,为导流洞围岩破碎洞段施工期的稳定提供了有力的保证.     

新奥法在十八盘隧道工程中的应用

简要介绍了新奥法的施工原理,主要论述了该方法在软岩隧道的应用原理,通过对围岩的合理分级,详述了每一级别围岩的具体施工原理以及其具体的施工操作方法,严格按照早喷锚、快支护的原则,确保软岩隧道施工的正常进行,并结合十八盘隧道工程实例,根据实际工程地质情况阐述了隧道的开挖、初期支护、衬砌的施工方法,合理准确地解决隧道施工中存在的问题,以取得良好的社会和经济效益。     

锁脚锚杆和系统锚杆对软弱围岩隧道安全性影响研究

针对软弱围岩隧道开挖过程中,出现变形过大的问题,施工现场往往采用锁脚锚杆和系统锚杆的支护措施.通过数值模拟的方法,对比分析锁脚锚杆和系统锚杆对支护结构的变形和内力的影响,得到如下结论：锁脚锚杆在隧道整体下沉方面,作用更为明显;系统锚杆对隧道的水平收敛效果更好;添加系统锚杆相对于锁脚锚杆对隧道整体的安全性提高更大.综合考虑软弱围岩拱顶沉降大和水平收敛大的现状,施工过程中,应该综合使用系统锚杆和锁脚锚杆,以保证隧道的安全施工.     

Support technology for mine roadways in extreme weakly cemented strata and its application简

For the engineering geology conditions of bad mine roadway roof and floor lithology in extremely weak cemented strata, the best section shape of the roadway is determined from the study of tunnel surrounding rock displacement, plastic zone and stress distribution in rectangular, circle arch and arch wall sections, respectively. Based on the mining depth and thickness of the coal seam, roadway support technology solutions with different buried depth and thickness of coal seam are proposed. Support schemes are amended and optimized in time through monitoring data of the deformation of roadway, roof separation, I-beam bracket, bolt and anchor cable force to ensure the long-term stability and security of the roadway surrounding rock and support structure. The monitoring results show that mine roadway support schemes for different buried depth and section can be adapted to the characteristics of ground pressure and deformation of the surrounding rock in different depth well, effectively control the roadway surrounding rock deformation and the floor heave and guarantee the safety of construction and basic stability of surrounding rock and support structure.     

深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究

通过对深部开采软岩巷道的变形破坏机理的研究发现，巷道变形破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性在强度、刚度以及结构上出现不耦合所造成的；且变形首先从关键部位开始，进而导致整个支护系统的失稳．因此，要保证深部软岩巷道围岩的稳定性．必须实现支护体与围岩的耦合．数值模拟研究表明，当锚杆与围岩在刚度上实现耦合时，能最大限度地发挥锚杆对围岩的加固作用；当锚网与围岩在强度上实现耦合时，将会使围岩的应力场和位移场趋于均匀化；当锚索与围岩在结构上耦合时，可以充分利用深部围岩强度来实现对浅部围岩的支护．实践证明，软岩巷道耦合支护可以有效解决深部开采软岩巷道支护问题。     

软弱破碎围岩隧道大变形施工力学行为及支护对策研究

围岩大变形是一种常见的、危害极大的施工地质灾害,为了减弱乃至消除此类灾害对工程的影响,首先,基于工程地质条件和地应力测试结果分析,揭示了典型地段软岩挤压大变形的成因;其次,采用有限差分程序研究了软岩段施工过程中围岩的受力和变形特征,分析了支护结构对围岩稳定性的影响,考虑支护有效抑制了围岩变形,将开挖造成围岩变形的影响范围由2倍洞径减至1倍洞径,较好地稳固了掌子面的挤压变形;最后,根据考虑支护的施工过程模拟结果分析,提出了该段软岩大变形控制措施及其变形过大造成侵限的具体处理对策,经开挖后监测数据验证,措施有效,确保了软弱破碎围岩隧道的顺利施工,对类似工程具有一定的借鉴意义。     

A case study on the efficacy of different roof bolting schemes in Lhoist North America's Crab Orchard Mine

Roof bolting has long been used in underground mines across the world to provide ground support. Modern roof bolts are cheap and easy to install with the use of specialized machines as a part of the production cycle. Lhoist North America’s Crab Orchard Mine is an underground room and pillar limestone mine that uses mechanically anchored roof bolts for ground support. The mine currently employs two different roof bolting patterns: a standard 1.5 × 1.5 m pattern, and another 0.8 × 0.8 m pattern for use in areas with particularly hazardous roof conditions. The purpose of this study is to evaluate the relative effectiveness of each bolting pattern. A series of numerical models were created using RocScience’s RS2. The models were based on a symmetrical section of the mine at its deepest point, and were modeled using generalized Hoek-Brown failure criterion along with a discrete fracture network. A series of sensitivity analyses were performed on the models by varying parameters such as joint friction angle, crack persistence, joint randomization, and tensile strength of the limestone. Based on the results of the original models and sensitivity analyses, it appeared that the standard bolting pattern provided sufficient roof support capacity under almost all the expected conditions at the mine, since safety factors below the design value of 1.5 were only found for individual bolts in a few of the worst test cases considered. These results can help improve the mine’s productivity and reduce operating costs without compromising safety.     

煤矿巷道断面形状及锚杆支护围岩变形的数值分析

为了研究巷道不同断面形状和锚杆支护对巷道围岩稳定性的影响,采用ANSYS有限元计算方法进行数值模拟,通过对计算结果分析,得出半圆拱形巷道为最佳断面且煤矿巷道锚杆支护能够有效地控制围岩的变形;煤矿巷道锚杆支护对竖向位移的控制作用较大的区域集中在巷道围岩1.8 m范围以内及巷道的两个底角部;对于横向位移的控制作用较大的区域集中在巷道围岩顶板、两帮中部1.6 m范围以内及巷道的两个底角部.