基于玻璃钢锚杆的支护可靠性计算理论与设计方法(编辑修改稿)内容摘要:

速率随时间衰减的情况。 但由于剪应力较大,形成的新连结不足抵抗剪应力,颗粒集粒继续相对位移,此时塑性变形体原有结构开始破坏,原被破坏的连结又重新连结起 来,使结构连结的破坏和重新组合处于动态平衡,这时塑性变形体处于处于非稳定塑性变形的定常阶段。 稳定流的进一步发展,使集粒沿剪切方向进一步定向化,使这种重新组成的连结不牢固,这样就使原有结构连结的破坏得不到完全的补充,破坏了两者间的平衡,这时应变速率突然变大,使其进入非稳定塑性变形的第三阶段,加速变形阶段,导致破坏。 煤巷两帮煤体强度低、变形量大,而煤帮的稳定又是顶板稳定的基础。 因此,两帮成为回采巷道围岩控制的重点和难点。 巷道开挖后,当帮部为较松软的煤体时,煤帮破裂区和塑性区的煤体处于应力极限平衡状态。 由于 煤体的泊松比比顶底板岩石大,煤层与顶板岩石界面上的黏聚力和内摩擦角较两帮煤体偏低,极限平衡区的煤体趋于从顶底板岩石中挤出,在煤层界面上产生水平向右的剪应力。 煤帮稳定性直接关系到矿山的生产与安全。 就采动而言,其实质是回采引起 的支承压力对巷道的影响。 煤帮的变形是由于煤体内部的松动和煤体沿煤层界面被挤出而引起的,控制煤体松动和被挤出,防止其片帮是煤帮锚杆支护的目的。 由于巷道周围煤体中出现塑性区和片帮会造成跨度增大,而顶板岩梁内的最大拉应力是与巷道跨度的平方成正比的,因而会使得顶板岩梁内的拉应力显著增大。 当巷道 跨度过大时,顶板便有可能沿巷道两侧整体垮落,造成冒顶事故。 必须通过加强煤帮支护来对巷道片帮加以控制,防止因片帮而造成跨度增大。 根据极限破坏平衡理论,可得出塑性区煤体的垂直应力 y 和塑性区宽度0X , 00t a n200 t a n)t a n( 00   ceAPc xmAxy  )t a nt a nln (t a n2000000APccHkmAXx 0c 为煤体残余粘结力; 0 为煤体残余内摩擦角; xP 为锚杆的支护阻力; A 为侧压系数; k 为应力集中系数; H 为采深; m 为煤层开采厚度;  为顶板岩石容重。 由上式看出,煤帮锚杆的支护阻力 xP 增大时,塑性区煤体的垂直应力 y 将 显著增大,塑性区宽度 0X 将明显减小。 当煤帮锚杆支护阻力 xP 增大到一定程度时,塑性区宽度将减小到 0,有利于提高煤体的稳定性,同时有利于控制顶板变形破坏。 塑性区垂直应力 y 增大,意味着煤层界面上的正应力增大,有利于抑制煤体从底板中挤出。 即使煤帮采用锚杆支护,两帮煤体仍会被挤出,但由于锚杆的作用,煤体挤出的位移量减小,且煤体向巷道内位移呈整体性。 回采巷道围岩变形呈由煤壁向煤体深部逐渐变小 的趋势,煤体浅部变形大,煤体深部变形小。 煤帮变形破坏特征:巷道开挖后,两帮便产生了集中应力,巷帮煤体由原来的三向应力状态变为二向应力状态。 煤帮在集中应力作用下会形成塑性区、弹性区和原岩应力区,在塑性区内还会出现松动区。 煤帮锚杆主要是对塑性区,特别是松动区的煤体进行支护。 煤体内部变形破坏:在一定的围岩应力作用下,煤体破坏大多为剪切破坏,其破坏符合莫尔 —— 库伦条件,即  tanc ,  、  分别是剪切面上的剪切力和正应力; c 、  分别是煤体的粘结力和内摩擦角。 煤体发生剪切破坏后,剪切面错距的增大,煤体对顶板的支护能力减小。 导致剪切扩容效应,煤体发生侧向膨胀并出现松动,松动会导致片帮,巷道跨度增大。 沿煤层界面的变形破坏:煤体的泊松比大于其顶底板岩石的泊松比,所以在煤层界面处,煤层与顶底板的粘结力 1c 和内摩擦角 1 比煤体粘结 力 c 和内摩擦角 值低。 巷道开挖后,煤层界面处将首先出现塑性变形和破坏,此时,塑性区中煤体最容易被挤出,沿煤层界面的破坏条件为: 1111 tan  cxy , xy1 、 1 为煤层界面上的剪应力和正应力。 煤体松动使其承载能力降低,煤层界面上的正应力减小,使其煤体容易被挤出。 煤体一旦被挤出,会导致煤体更加松动。 煤帮的两种变形破坏 是相互影响的。 巷道无支护条件下破坏机理分析:。 根据应力状态下的极限平衡分析可得:无支护是两帮中的极限应力状态为: ]1[s in1 s in1 )s in1 s in1(20    mfx xeN )sin1 sin1(20   mfy xeN 其中 m 为巷道高度;  为煤体内摩擦角; x 、 y 分别为水平应力和垂直应力;0N 为煤帮的支撑能力; f 为层间摩擦系数。 随着应力场变化,巷道两帮因铅垂应力达到极限而发生压缩破坏,进而在两帮煤体中产生松动破坏圈,减弱巷道帮部对顶板的支撑,使得顶底板岩层因两帮支撑能力的减弱而造成挠度的增大,发生顶底板岩层的折断。 此时,两帮表面部分破坏严重的煤体抗压强度完全丧失,形成 x = y =0 的应力状态,从而使深部煤体失去约束,并发生巷道围岩的连锁式破坏、失 稳现象。 煤帮锚杆支护机理 煤帮变形破坏是由煤体内部松动和煤体沿煤层界面被挤出引起的,控制煤体松动和被挤出是煤帮锚杆支护的目的。 煤帮采用锚杆支护时,由锚固头和托板一起对煤帮施加托锚力。 锚杆轴向作用力 P 可分解为作用于剪切面上的切向力 1P 和法向力 2P。 1P 减小了剪切面上的剪切力, 2P 增大了剪切面上 的正应力,因而有利于控制煤体松动。 煤帮锚杆还对其作用范围内的煤体提供轴向约束力和径向约束力。 轴向约束力可阻止煤体松动;径向约束力是杆体和锚固头提供的抗剪力,它对控制煤体内部的剪切破坏能起到一定的作用。 支护作用力分析 将法向支护作用力记为 P ,则两帮处于强度极限时的应力状态为: )s i n1 s i n1(2)s i n1 s i n1(20 ]1[s i n1 s i n1    mfmfxxx PeeN )s i n1 s i n1(2)s i n1 s i n1(20 s in1 s in1   mfmfyxx ePeN 由上式可知,与无支护时的情况相比,支护力使法向应力提高了 )sin1 sin1(2 mfxPe ,从而使切向极限应力提高了 )sin1 sin1(2s in1 s in1   mfxeP ,支护力使两帮所承受的支撑压力提高了。 由上式可推导出支护力 P 的作用下,两帮发生破坏(黏聚力变为 0)后的应力状态为: )sin1 sin1(2   mfx xPe )s in1 s in1(2s in1 s in1   mfyxeP 可见使两帮单轴抗压强度降为 0 而进入松动变形状态,在支护力的作用下,可承担一定的载荷,而且承载能力与支护力大小以及至两帮表面的距离成正比关系。 玻璃钢锚杆支护失效机理 玻璃钢锚杆支护时,可看成是一个系统。 玻璃钢锚杆支护系统主要由玻璃钢锚杆、树脂托盘、树脂螺母以及锚固剂组成。 玻璃钢锚杆支护系统可分为四个子系统,锚固段子系统、杆体参数子系统、支护参数子系统和施工质量子系统。 采用事故树的分析方法,将玻璃钢锚杆支护系统的四个子系统再进行划分,直至分解到所有因素不能再分解为止。 具体划分如图所示: 锚固段子系统:锚固段子系统包括四个因素,围岩性质、锚固类型、锚固方式和锚固力。 每考虑其中一个因素时,视其他因素对其不影响。 玻璃钢锚杆支护煤帮时,煤帮的围岩性质基本上处于松散破碎、裂隙 发育的特性。 煤层的普氏系数小于 2,硬度过小,这是导致支护困难的原因,支护越困难就越难保证支护有效。 围岩 —— 锚固剂 —— 杆体这三种介质很好的黏结,才能获得锚固力。 围岩的性质决定了锚固力大小,一般情况下,锚固段都打入弹性区或弹塑性区,塑性区内的煤体过于松散,不利于锚固段很好的工作。 若煤帮松散破碎程度较大是导致锚杆支护失效的直接原因。 黏结式锚杆锚固 类型一般有水泥、水泥砂浆、数值锚固剂等。 玻璃钢锚杆选用数值锚固剂,能更好和杆体黏结,起到增强锚固力作用。 锚固类型的选择很重要,锚固类型是导致玻璃钢锚杆失效的直接原因。 锚固方式分为端锚和全锚。 一般情况下全锚时的锚固力要比端锚时的大,因为锚固剂与杆体和煤这两种介质接触面积比端锚的大。 锚固长度的选择很重要,锚固长度是导致玻璃钢锚杆失效的直接原因。 锚固力是导致玻璃钢锚杆失效的主要原因。 锚固力的获得主要是杆体 —— 锚固剂 —— 煤这三种介质很好的黏结下产生的。 根据应力传递机理,锚固力的获得除了需要锚固剂与杆体和煤这两种介质很好的黏结,还需要锚尾处托盘有很好的承载力。 煤帮对托盘的应力超过锚固力(杆体不发生破断的情况下),支护失效。 杆体参数子系统:杆体参数子系统包括三个因素:锚杆强度、 锚杆长度和锚杆直径。 锚杆强度是玻璃钢锚杆支护失效的直接原因。 玻璃钢锚杆支护煤帮时,常会发生杆体破断的现象。 在锚固段不发生破坏、锚尾不发生的情况下,杆体破断的唯一原因是因为玻璃钢锚杆杆体强度过低,达不到支护要求,支护失效。 锚杆长度的选择对支护效果的影响很大。 煤帮的特性:表面松散破碎区,深入一段距离为弹塑性区,再深入为深部弹性区(如图所示)。 玻璃钢锚杆在进行支护时,先打钻孔,再装入玻璃钢和锚固剂,若锚杆长度达不到要求,锚杆的锚固段不能进入弹塑性区。 若没有进入到弹塑性区,锚杆可能会连着煤帮浅部直接大面积垮落、 坍塌。 锚杆直径的选择,关系到锚杆的强度。 玻璃钢锚杆是一种以树脂复合材料为 基体,玻璃纤维为增强材料而制成。 玻璃钢锚杆内部玻璃纤维束呈纵向排列,而且玻璃钢锚杆的 70%的成分为玻璃纤维。 在相同长度的情况下,锚杆直径与玻璃纤维含量成正比,也与锚杆的抗拉强度成正比。 锚杆直径不达标,锚杆抗拉强度不达标,最终会导致失效。 支护参数子系统:支护参数子系统分为三个因素:支护密度、锚杆角度和预紧力。 支护密度影响的不是单一锚杆,而是一片区域内的玻璃钢锚杆。 煤帮浅部松散破碎,某一根锚杆的失效,这根锚杆所支护的区域,由于扩容 效应,会引起周围局部区域内锚杆的失效。 支护密度对于玻璃钢锚杆失效的影响是很大的,容易造成大面积锚杆支护失效、煤帮局部区域内垮落、坍塌。 锚杆角度的选择针对某一单根锚杆不是具有特别大的意义。 一般情况下,便于施工,煤帮锚杆角度都选择水平。 在对玻璃钢锚杆支护系统进行分析时,可近似看作为一个常量。 预紧力是给玻璃钢锚杆提供初锚力的主要来源,是实现锚杆主动支护的重要因素。 预紧力的实质就是在玻璃钢锚杆的锚尾结构处是施加扭矩获得的,锚杆获得初锚力。 若在开始时,锚杆的打入,没有添加预紧力,锚尾结构容易松动,达不到支护要求, 容易造成失效。 施工质量子系统:施工质量子系统包括三个因素:成巷质量、支护时间和支护质量。 成巷质量是保证玻璃钢锚杆支护可靠的重要因素。 成巷质量和围岩性质有相似之处,成巷质量好,容易支护;成巷质量差,支护困难,难以保障玻璃钢锚杆支护可靠。 只是成巷质量属于施工质量子系统,与人为因素有很大关系。 支护时间,一定要做到及时支护。 巷道开掘后及时进行支护,可减少不必要的麻烦。 若没有及时支护容易造成煤壁松散破碎,支护时困难,需要对煤壁进行加固处理。 为减少不必要的麻烦,须及时支护。 支护质量是玻璃钢锚杆支护的重中之重。 煤 帮为支护对象,锚杆为支护体,工人为整个支护的执行者。 支护质量是检测支护效果的一个重要结果。 支护质量不好主要体现在,锚杆打入后,锚固剂与锚杆没有很好的黏结就拧上托盘和螺母,不能使锚固段获得很好的锚固力;拧托盘和螺母时,没有拧紧容易造成预紧力达 不到要求,锚尾处松动等。 工人的质量成为整个支护的关键。 影响支护可靠性的因素 在确定性理论领域中,理论分析得出的结果可以非常精确;但是煤帮支护属于不确定理论领域,不确定领域中纯粹的理论分析是不够的,得结合工程实际现场实测进行评估,才能得到具体的较为精确的玻璃钢锚杆支 护可靠度。 影响因素的不确定性 围岩的不确定主要表现在了两个方面,围岩固有的不确定性和岩体实验的不确定性。 井下条件复杂,尤其是采准巷道,受到采动的影响较大。 煤巷中煤壁本身松散破碎、裂隙发育;煤帮煤体可分为三个区域:浅部塑性区、中部弹塑性区和深部弹性区。 浅部和中部由于煤体自身特性,煤体分布具有不连续性,其结构在空间上的排布差异性很大。 煤体的介质表现出了明显的不连续性、非均匀性;围岩分布差异很大,煤体的围岩性质非常复杂。 又由于井下条件本身很复杂,煤帮煤体还受到地应力 、地温和地下水等的影响,这就导致煤体围岩性质更加复杂,不确定性增加。 测煤的硬度系数时,取样到实验这当中的环节也具有很大的不确定性。 首先,取样时,搬运过程中可能对煤块有不同程度的破坏,使其失去原有的状态;其次,在实验室实验时,并不能真正模拟现场时的情况;最后,根据普氏系数计算,获得的值也是近似值。 总而言之,煤体的岩性具由较大程度地不确定性和复杂性。 自锚杆支护成为井下巷道的主要支护形式以来,关于锚杆的一系列研究已经取得了很多成果。 单论玻璃钢锚杆而言,锚杆的成型工艺、结构和力学性能都有很大 的提高。 煤帮玻璃钢锚杆支护的材料不确定主要体现在,玻璃钢锚杆成型工艺、结构、材料组成、性能以及玻璃钢锚杆的杆体参数等。 玻璃钢锚杆成型工艺有手糊、喷射、层压、缠绕和拉挤等,其中以拉挤。
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