节理岩体锚固应力分布规律与作用机理研究.docxVIP

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节理岩体锚固应力分布规律与作用机理研究 节利岩石常被用作中国的岩体工程。 基于以上研究成果,本文进一步对节理岩层锚杆支护技术下不同锚固方式的锚固机理进行研究.以阳煤一矿81303工作面回风巷锚杆索范围内顶板节理发育、两帮垂向裂隙发育为工程背景,根据锚杆自由段、锚固段、节理(或裂隙)的空间位置关系,对节理(或裂隙)变形时端锚、加长锚、全长锚方式下锚杆应力分布规律及杆体承载特性、锚杆-锚固剂-围岩相互作用机理进行研究,得出一系列的结论,为节理围岩锚杆支护设计提供一定的参考. 1 项目背景 1.1 直接底黑色泥岩 主采煤层为8号煤,平均埋深540 m,平均厚7.1 m,平均倾角为4°,为近水平煤层,顶板为典型的层状岩层,直接顶为黑色泥岩,厚1.03 m;老顶为深灰色石灰岩,厚2.25 m;直接底为黑色泥岩,厚1.23 m;老底为深灰色细砂岩,厚2.18 m. 工作面布置见图1,81303回风巷沿顶板掘进,断面大小为5.2 m×3.8 m.顶锚杆使用Φ22 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆,间排距为960 mm×800 mm,每隔一排交错布置2根Φ21.6 mm×5 200 mm锚索加强支护.两帮各布置4根Φ22 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆与2根Φ15.24 mm×5 200 mm锚索,原支护方案锚杆全部采用MSK23/60树脂锚固剂端头锚固,锚索使用MS双速23/120树脂锚固剂端头锚固方式,见图2. 1.28 原支护方案下顶板节理分布 由巷道顶板钻孔窥视结果(如图3所示)得出锚杆索锚固范围内出现不同层状的岩性,在顶板约0.9~1.2 m范围多发育水平节理裂隙.使用CT-2型矿用超声波围岩裂隙探测仪对巷道围岩破坏情况进行测试(结果如图4所示),发现波速在帮部0.8~1.2 m深度时发生突变,证明此范围内存在较多垂向裂隙. 而原支护针对性较差,无法适应巷道顶板锚杆锚索穿层及帮部锚杆索穿裂隙区域的情况.原支护方案下,顶板节理面及两帮裂隙受力变形,锚杆索受力增高破坏,顶板离层严重,煤柱裂隙扩展加剧,掘进期间巷道顶底板平均移近量为387 mm,两帮平均移近量为463 mm,巷道围岩整体变形较大.在考虑支护强度的原因后,首先进行了支护参数的调整,即在巷道顶及两帮增加一根锚杆提高其支护强度,但锚固方式仍采用端锚方式,在进行一段巷道试验后发现,锚杆索受力仍处于较高水平,顶板节理依旧出现离层现象,此时巷道顶底板平均相对移近量较原始方案下减小了约40 mm,两帮变形量减小了约50~60 mm,节理围岩变形未得到较好的控制. 2 在节理变形期间,对锚杆压力的分析 2.1 节理面巷道的锚杆抗拉受力分析 节理沿锚杆轴向发生张开变形,力学模型如图5所示,根据节理与锚固段的相对位置可分为2种情况: 1) 节理面位于锚固段.在外力作用下节理发生张开变形,节理面附近的锚固剂最先感知变形并通过与钻孔壁的黏锚力阻止节理张开,此黏锚力又通过锚固剂-锚杆的摩擦力使锚杆产生轴向拉力,此过程力的传递路径为:节理张开→锚固剂→锚杆. 2) 节理面位于自由段.此时锚固剂无法直接抑制节理扩张,节理张开后在巷道表面将岩体变形力由托盘作用于锚杆自由段,再传递到位于稳定岩体的锚固区域,并通过锚杆-锚固剂-围岩的相互作用将力传递到稳定岩体中,此过程力的传递路径为:节理张开→托盘→锚杆自由段→锚固区域→稳定岩体. 2.2 节省:平衡滑移期间框架杆的抗剪刀分析 力学模型如图6所示,节理面处锚杆受到横向剪切力 3 锚固结构的数值模型 3.1 数值模型的建立 根据试验巷道实际生产地质条件,建立数值模型如图7所示. 锚杆直径为20 mm,药卷厚6 mm,托盘尺寸为150 mm×150 mm×20 mm.本次数值计算模型忽略相邻锚固结构间的相互影响,选取的模型几何尺寸为2 m×1 m×3 m,共26 472个单元,32 180个节点.为便于得到不同锚固形式下的树脂锚固体力学行为,更好地理解锚杆加固节理岩体的力学机理,实现锚固剂较大的黏结力,本文采用实体单元和接触面单元(interface element)相结合的方法进行模拟.节理面位于 3.2 数值模型选取参数 对锚杆、围岩、树脂锚固剂、托盘赋予不同的本构模型,锚杆和托盘采用理想弹性材料,围岩和树脂锚固剂采用莫尔-库仑模型.模型中锚杆-树脂锚固剂-围岩之间采用接触面命令实现,托盘-围岩之间也布置接触面,托盘与锚杆刚性连接来模拟煤矿现场螺纹钢锚杆与托盘、螺母之间的连接.根据MZ-Ⅱ型锚杆安装装置与LW-1000卧式拉力试验机进行多组锚杆拉拔试验,选取参数见表1. 3.3 开变形过程与节理剪切滑移过程模拟 根据前文节理变形过程中的受力特点分析,对节理张开变形过程与节理剪切滑移过程中端头锚固、加长锚固和全长锚固方式的锚固机理进行分别模拟.节理受力张

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