锚杆(索)受力

2024-10-04

锚杆(索)受力(精选4篇)

锚杆(索)受力 篇1

摘要:由于地方小煤矿安全基础薄弱、煤矿开采技术力量不足, 导致我国煤矿事故频发, 不但对从事煤矿生产人员的身体健康带来危害, 同时也给国家经济带来很大损失, 影响我国在国际社会的国家形象。为此从2007年后半年开始, 国家要求国有大型煤矿企业托管或者整合地方小煤矿企业, 利用国有煤矿企业安全管理基础和技术力量来防范或者杜绝煤矿事故, 科学回收国有煤炭资源。但是由于历史原因, 原有小煤矿建设没有按照设计规划施工, 资源开采没有按照地质等因素进行采区、采煤工作面布置, 导致很多煤矿各个层位均有开采破坏现象, 国有企业整合之后考虑国家煤炭资源回收等, 下部层煤工作面和上部煤层工作面布置可能出现重叠情况, 为了保证上下工作面同时开采时的安全等, 需要对上下两煤的顺槽锚杆 (索) 受力进行监测, 文章通过我矿锚杆 (索) 受力研究实验, 给我矿安全回采提供了有力的顶板压力数据, 保证了我矿安全回采, 希望对有此情况的单位有一定帮助。

关键词:上下煤层,锚杆 (索) 受力,监测

1 工作面概况

1.1 30205工作面概况

30205工作面开采煤层为山西组3-2#煤层, 其煤层赋存状况序述如下:

3-2号煤层:该煤层全井田稳定可采, 上距3-1号煤层8.96~15.16m, 平均11.64m, 煤层厚度变化不大, 为中厚煤层。煤层厚度一般为1.40~4.25m, 平均2.1m。厚度变化不明显。煤层结构大部较简单, 含夹矸0~2层, 局部结构复杂, 含夹矸可达4层。顶板为砂岩或砂质泥岩、泥岩, 底板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩。

30205综采工作面开采方法为单一走向长壁采煤法, 一次采全高, 顶板处理为全部垮落法, 设计采高为2.1m。30205工作面运输巷断面设计为矩形:S净=宽4800mm×高3000mm=14.4m2;S毛=宽5000mm×高3100mm=15.5m2。

1.2 4105工作面概况

4105工作面回风巷掘进煤层为石炭上统太原组含煤地层, 该煤层全区稳定。井田大面积为新生界地层覆盖, 近在沟谷中有上石河子组 (P2s) 地层出露, 下石河子组及其以下地层均埋藏于侵蚀基准面以下。地表水及地下水水量很小, 水文地质条件简单。上距3-2号煤层平均23.75m, 煤层厚度变化不大, 为中厚-厚煤层, 厚度3.4-9.2m, 平均为6.3m。由东至西呈逐渐变薄趋势, 含夹矸0-3层, 结构较复杂。当巷道掘进到钻孔附近时, 封闭不良的钻孔存在导水可能, 因此要密切注意煤层出水和顶板淋水情况, 并及时向矿调度。预计巷道最大涌水量3m3/h, 正常涌水量0.5~1m3/h。

30205工作面采用综合机械化开采, 4105工作面采用综放开采。

30205综采面与4105综放面位置关系图:图上标注工作面当日开采的具体位置。

4105运输巷和回风巷巷道断面图如下:

2 锚杆 (索) 施工质量监测技术介绍

2.1 锚杆对岩体的锚固机理

(1) 锚杆与岩体粘结在一起, 提高了岩体的整体刚度, 增强了岩体抗变形能力, 加强了岩体的整体性;

(2) 由于锚杆的抗拉作用, 当锚杆穿越破碎岩层深入稳定岩层时, 对不稳定岩层起着悬吊作用;

(3) 对于层状岩体, 由于锚杆的作用, 对岩层离层的产生有着一定的阻碍作用, 并增大了岩层间的摩擦力, 与锚杆本射的抗剪作用阻止岩层间产生相对滑动, 从而将各个岩层夹紧形成组合梁, 提高了岩层的承载能力;

(4) 由于锚杆的作用, 改变了边界岩体的受力状态, 使其由一维应力状态转化为三维受力状态, 提高了岩体的承载能力。

2.2 锚杆支护的力学指标

锚固力、预应 (紧) 力、轴向工作荷载、阻力特性曲线和极限伸长量等。

(1) 锚杆锚固力:指锚杆在拉拔试验中的极限拉力, 是锚杆拉出或拉断时的最小拉力。

(2) 预应 (紧) 力:是安装锚杆时给其施加的初始锚固力, 是及时控制巷道变形的保证;

(3) 轴向工作荷载:为巷道变形稳定时锚杆承受的荷载。端部锚固锚杆的拉拔试验与实际工作时受力状态一致, 是设计计算的主要指标。

(4) 阻力特性曲线:即锚杆在拉拔试验时拉拔力和锚杆变形的关系曲线。按阻力特性可将锚杆分为刚性、增阻式和恒阻式三种。软岩巷道锚杆的初始锚固力不应小于49k N, 终锚力不应小于60k N。锚杆的阻力特性应与软岩变形特性相匹配。

2.3 30205和4105工作面锚杆 (索) 施工质量监测内容及方法

(1) 锚固力监测

锚杆 (索) 固力监测是锚杆支护施工质量检查中最基本的测量工作, 其目的为: (1) 了解锚杆实际受力状况和锚固质量是否达到设计值, 是否出现了预应力松弛; (2) 监测锚杆提供的最大锚固力, 为锚杆支护设计提供依据。

传统锚固力大小一般是通过锚杆抗拔力试验进行监测, 以检查锚杆安装质量。常见仪器是锚杆拉力计, 因为有可能造成围岩损坏, 不能大量普查, 但它比较直观。

(2) 锚杆 (索) 的工作载荷监测

承受荷载测试是测试巷道支护后锚杆实际受力状态的一种原位测试方法, 工作荷载主要反映锚杆和承托岩石物件对围岩的实际锚固力, 是锚杆支护巷道监测的一项重要内容。通过分析锚杆支护软岩巷道在服务期间锚杆的荷载变化情况, 监测锚杆工作状态, 了解锚杆实际受力状况和锚固质量是否达到设计值, 可为调整和修改支护参数提供实测依据。

传统的锚杆荷载一般用锚杆测力计、液压枕, 不利于大面积使用, 若大面积使用, 安装设备较多, 费用较高。

注:在支护期间, 锚杆或锚索的荷载受到许多因素的影响, 导致荷载的不断变化。所以, 需要不断进行监测, 以随时掌握受力状态。

(3) 锚杆 (索) 的初始预紧力监测

对锚杆施加初始预紧力是充分发挥锚杆主动支护作用, 使其与围岩共同承载的关键。在安装锚杆时, 施加足够的预紧力可以消除锚杆构件的初始滑移量, 增大围岩抗拉、抗剪能力, 防止围岩过早开裂, 减缓围岩弱化过程。通常锚杆预应力合理范围, 取锚固力的60%-70%;

3 观测方案

3.1 观测目的

(1) 确定回采工作面运输顺槽和回风顺槽受超前支承压力影响下, 锚杆 (索) 工作载荷变化情况, 准确分析回采工作面运输顺槽和回风顺槽顶部和帮部压力显现特征 (支承压力影响范围、支承压力分区及支承压力集中系数K值)

(2) 确定距掘进面不同距离顶部及两帮锚杆锚索应力分布特征, 尤其确定耙矸机前方不支护时, 耙矸机后方锚索工作载荷是否在安全范围值以内

(3) 确定巷道拱肩处, 顶部、煤柱侧巷道断面不同地点的应力特征。

(4) 确定2-2-2型锚索布置情况下的锚索受力特征

(5) 确定在回采面前方一定区域, 经历不同时间及周期来压时, 锚杆 (索) 工作载荷变化特征;

3.2 观测方案

注:图示所有位置标注均为面向工作面示意图

(1) 确定回采工作面运输顺槽和回风顺槽受超前支承压力影响下, 锚杆 (索) 工作载荷变化情况, 准确分析回采工作面运输顺槽和回风顺槽顶部和帮部压力显现特征 (支承压力影响范围、支承压力分区及支承压力集中系数K值)

对30205工作面运输顺槽和回风顺槽从端头开始监测, 在距工作面30m范围内, 锚杆每隔5m监测一个断面, 锚索每隔3m监测一个断面, 每个断面监测包括断面上煤柱侧帮部锚杆和顶部锚杆共9根锚杆和2根锚索;30m以后, 锚杆每隔10m监测一个断面, 锚索每隔9m监测一个断面, 每条巷道监测总长度为50m;

(2) 确定距工作面不同距离顶部及煤柱侧帮部锚杆、锚索应力分布特征, 尤其确定片帮区顶部锚杆、锚索工作载荷是否在安全范围值以内对4105工作面进行监测, 监测区域长50m, 每隔3m监测一个断面, 每个断面监测所有锚杆与锚索;

(3) 确定巷道拱肩处, 顶部锚杆 (索) 、煤柱侧巷道断面不同地点的应力特征;

(4) 确定2-2-2型锚索布置情况下的锚索受力特征。

在 (1) 的监测数据中选取锚索工作载荷数据进行分析, 确定对2-2-2型锚索布置受超前支承压力影响时应力分布特征;

在 (2) 的监测数据中选取锚索工作载荷数据进行分析, 确定对2-2-2型锚索布置在沿空巷道不受超前支承压力影响时应力分布特征;

综上, 最有效而又全面的监测方案如下:

(1) 对30205回风巷端头至工作面前方50m监测, 监测对象为采空区侧帮部第一根锚杆、帮部第二根锚杆和帮部第三根锚杆, 监测锚杆数共计42根, 监测次数为两次。

(2) 对4105断层段进行锚杆 (索) 无损监测, 运输顺槽断层位于距4105综放面开切眼258m, 回风顺槽断层位于距4105综放面开切眼305m。在断层两侧分别监测锚杆 (索) 工作载荷, 监测次数为两次。

(3) 对30205运输巷端头至工作面前方50m监测, 监测距离50m, 每隔5m监测一个断面, 监测对象为断面所有锚杆 (索) , 监测次数为三次。

(4) 对4105运输顺槽至工作面前方50m, 监测距离为50m, 监测对象为煤柱侧帮部锚杆 (普通锚杆) 、顶部锚杆 (高强锚杆) 与锚索, 监测次数为两次。

(5) 对4105回风顺槽至工作面前方50m, 监测距离为50m, 监测对象为断面所有锚杆 (普通锚杆) 与锚索, 监测次数为两次。

3.3 观测仪器与评判标准

针对传统支护监测方法及存在问题, 本次监测采用的是CM-SW6 (A) 矿用锚杆 (索) 无损监测仪 (图2) , 武汉长盛煤安科技有限公司生产, 它的主要特点是能不破坏锚杆 (索) 的锚固效果、预应力及工作载荷的情况下方便、直接的显示出工作载荷值等测量数据, 而且测试速度快, 几分钟能完成一根测试;

本次观测的主要内容包括锚杆安装质量监测、锚杆锚固力监测和锚杆荷载监测。

(1) 锚杆安装质量监测:主要监测锚杆安装的角度、间排距以及外露长度、托盘安装质量等, 以确保锚杆施工质量。

(2) 锚杆锚固力监测:锚固力大小一般是通过锚杆抗拔力进行监测, 以检查锚杆安装质量。

(3) 锚杆预紧力、轴向工作荷载观测:观测锚杆荷载的目的是分析巷道服务期间锚杆荷载变化情况, 监测锚杆工作状态, 为调整和修改支护参数提供实测依据。

3.4 煤矿锚杆 (索) 支护质量无损监测的评判标准

(1) 初锚支护状态

设安装预应 (紧) 力设计值为Nc, 初始预紧载荷为N, 若

(1) 120%Nc>N>=90%Nc, 则认为施加预紧力为“优”;

(2) 90%Nc>N>=80%Nc, 则认为施加预紧力为“良”;

(3) 80%Nc>N>=60%Nc, 则认为施加预紧力为“合格”;

(4) N<60%Nc, 则认为施加预紧力为“差”。

(2) 稳定支护状态

设杆体强度为Ng或锚固力Nm, 工作载荷为N, 若

(1) N<30%Ng (或Nm) 为“很稳定”, 支护状态为“优”;

(2) 50%Ng>N>=30%Ng (或Nm) 为“较稳定”, 支护状态为“良”;

(3) 70%Ng>N>=50%Ng (或Nm) 为“一般稳定”, 支护状态为“合格”;

(4) N>=70%Ng (或Nm) 为“稳定差”, 支护状态为“差”。

(3) 采动影响支护状态

设杆体强度 (屈服极限) 为Ng或锚固力Nm, 工作载荷为N, 若

(1) N<50%Ng (或Nm) 为“影响很小”, 支护状态为“优”;

(2) 60%Ng>N>=50%Ng (或Nm) 为“影响较小”, 支护状态为“良”;

(3) 80%Ng>N>=60%Ng (或Nm) 为“影响较大”, 支护状态为“合格”

(4) N>=80%Ng (或Nm) 为“影响很大”, 支护状态为“差”。

*说明:锚固力要大于杆体的抗拔力, 若锚固力小于杆体抗拔力, 认为应以实测锚固力为判定条件。

(4) 巷道总体支护状态评价

(1) 若单体“优”达到80%以上, 无单体“差”, 则认为“巷道总体支护状态评价”为“优”;

(2) 若单体“良”达到80%以上, 无单体“差”, 则认为“巷道总体支护状态评价”为“良”;

(3) 若单体“合格”达到90%, , 单体“差”小于10%, 则认为“巷道总体支护状态评价”为“合格”;

(4) 若单体“差”大于30%, 则认为“巷道总体支护状态评价”为“差”。

注:巷道的抽检率为3%-5%, 最低监测根数为20根。

4 数据分析

基于所监测数据, 对其进行初步分析, 结果如下:

(1) 对工作面前方各区段锚杆 (索) 工作载荷进行连续性分析;

(2) 对2-2-2型布置锚索工作载荷进行对比分析;

(3) 对普通锚杆与高强锚杆工作载荷对比分析;

(4) 对帮部锚杆与顶板锚杆工作载荷对比分析等。

图6-图10为30205回风巷帮部锚杆, 顶板锚杆, 顶板锚索受超前压力影响工作载荷图。所有锚杆 (索) 在超前支承压力影响下工作载荷基本处于偏高状态, 在15m-28m之间为超前支承压力增高区, 但仍处于安全值范围内。30205运输巷顶板锚索中, 工作载荷值较小, 考虑是由于顶板条件好, 锚索受力较小。

总体评价:30205回风顺槽整体支护较好, 变形量小, 达到安全支护效果。

图所示为30205回风巷2-2-2型锚索工作载荷对比图, 距工作面相同位置

2-2-2型锚索布置中, 实体煤侧锚索平均值与采空区侧锚索平均值比值为1.03, 可知实体煤侧与采空区侧总体受力相当。距离工作面相同距离实体煤侧与采空区侧锚索受力总是一大一小, 说明锚索在对其施加初始锚固力后, 锚索不是同时受力。

总体评价:锚索为联合支护, 能够满足顶板支护要求。

图12、图13为30205运输巷帮部锚杆, 顶板锚杆受超前压力影响工作载荷图。在超前支承压力影响下锚杆工作载荷基本处于偏高状态, 在17m-29m之间为超前支承压力增高区, 但仍处于安全值范围内。30205运输巷顶板条件较好, 顶板锚杆受力相对较小。

总体评价:30205运输巷整体支护较好, 变形量小, 达到安全支护效果。

4105进风巷煤柱侧帮部锚杆工作载荷基本达到正常范围值, 部分锚杆由于片帮和煤破碎锚杆与锚索未达到理想工作载荷值 (即达到锚固力的1/3-2/3) , 考虑锚杆 (索) 失效。

4105进风巷顶板锚索中, 工作载荷均达到60KN以上, 最大140KN, 达到正常工作载荷范围以内, 工作载荷达到100KN以上, 应稍加注意, 但仍处安全范围值内。

总体评价:4105进风巷距离开切眼100-300m变形量较大, 采用架棚支护, 但支护效果并不理想, 帮部煤体松散, 裂隙较发育, 使得锚杆未达到理想工作载荷值, 部分锚杆甚至失效。距开切眼140m后片帮严重, 帮部锚杆全部失效。巷道支护总体不理想, 有安全隐患。

图示为4105回风巷锚杆 (索) 所受工作载荷图, 实体煤侧顶板第三根锚杆工作载荷较小, 均小于50KN, 实体煤侧与采空区侧锚索部分工作载荷较大, 多数大于60KN, 但仍处于安全范围值内。

总体评价:4105回风巷顶板煤体较破碎, 帮部变形量不大, 整体支护效果良好。

4105工作面从5月份开采, 到7月底仅采了100m, 究其原因是由于巷道布置不合理, 进风巷变形量较大的位置为距4105开切眼100m-300m, 采用架棚支护, 但未达到理想支护效果, 还需改进设计方案。4105回风巷距离30205回

具体原因如下:

(1) 受3煤工作面前方超前压力的影响

(2) 受3煤工作面后方覆岩运动产生的力

(3) 4煤工作面前方超前压力产生的力

(4) 受4103与4105侧向固定支承压力影响

工作载荷值大于屈服极限值的锚杆、锚索统计

说明:

(1) 30205回风巷工作面前方50m内, 测试的煤柱侧帮部锚杆44根, 均为普通圆钢锚杆, 没有超过屈服载荷 (6.2t) 的锚杆;测试的顶部锚杆为28根, , 均为左旋螺纹锚杆, 仅有一根顶板锚杆超过屈服载荷 (7.8t) 。说明设计的帮部和顶部锚杆工作阻力偏小;

(2) 7月24日, 4105工作面共开采100m, 在距离工作面200m范围内, 由于4105进风巷变形较大, 采用架棚支护控制巷道变形, 效果不是很理想, 巷道高度最低仅有1.27m, 原巷道宽度为5m, 现仅有3m多, 帮部煤较破碎, 锚杆不能达到理想支护效果;锚杆 (索) 工作载荷普遍不大;距工作面40m以后由于片帮严重, 致使帮部锚杆全部失效。

通过以上锚索及锚杆支护监测数据分析, 结论如下:3025工作面受采动影响较小, 锚杆 (索) 支护能够满足安全回采;4105工作面由于布置于3025工作面正下方, 受上下采动叠加影响, 通过锚杆以及锚索手里监测分析, 需要加强支护, 目前该矿已经采取加设单体棚联合支护。锚杆 (索) 受力监测可以通过科学仪器手段, 可以比较直观分析矿井顶板压力, 给安全生产提供了科学准确的数据分析基础

锚杆索耦合支护机理研究 篇2

关键词:支护机理,围岩应力,组合作用

0 引言

锚杆索耦合作用支护体, 能使巷道开挖引起表面围岩单向和双应力状态变为三向状态, 且耦合作用使锚杆在其长度范围内的岩体内部形成具有一定承载能力的内部支护结构。可以提高巷道围岩的内聚力和内摩擦角, 增加了锚杆锚固范围内围岩的强度和内部支护结构的承载能力, 阻止巷道围岩极限平衡区的扩大, 减小巷道围岩的变形, 使巷道处于稳定状态[1,2]。

1 矿井概况

四明山煤业9#煤层位于太原组 (C3t) 中部, 上距3#煤层59.14 m, 煤层厚度0 m~3.50 m, 平均1.28m, 属薄~中厚煤层, 夹矸0层~1层, 结构简单稳定的大部可采煤层, 顶板多为泥岩和砂质泥岩, 底板为砂质泥岩。井田总体构造简单。

以南翼胶带下山巷道为研究对像, 运用FLAC数值软件分别模拟四种方案:无支护、锚杆支护、锚索支护和锚杆、索联合支护。

2 围岩力学参数

对南翼胶带下山巷道顶板进行取样, 钻孔深度16m, 加工成标准试件, 运用电子式万能材料试验机对岩样进行单轴抗压强度测试, 钻孔范围内顶板岩层为:南回风巷顶板以砂质泥岩和泥岩为主, 颜色为灰色、灰黑色, 砂质泥岩完整性较好, 泥岩层理发育良好, 岩芯基本为薄片状, 完整性很差, 并夹有薄煤层, 厚度为0.5 m。主井联络巷顶板以灰岩为主, 颜色为灰黑色、红褐色, 岩层破碎, 完整性很差。围岩物理力学参数详见表1所示。

3 数值模拟方案

运用FLAC数值模拟软件中Mohr-Coulomb模型对四明山顺槽支护中锚杆、锚索支护机理进行分析研究。

3.1 试算模型

运用FLAC数值模拟软件建立模型对支护参数进行检验, 模型上边界为载荷约束, 载荷按煤层上覆岩层重量考虑, 水平边界为位移约束, 施加水平约束, 底部固定边界, 底板岩层取10 m, 9#煤层厚度3.0m, 顶板岩层取50 m, 则模型高63 m, 模型共划分45 750个单元, 56 825个节点, 建立数值计算模型, 施加边界条件。在计算时, 巷道所受压力为上覆岩层的自重, 因此, 首先模拟原岩应力状态, 在原岩应力达到平衡后, 进行位移归零, 然后再进行巷道开挖模拟, 最后开挖巷道计算达到平衡[3]。

3.2 模拟结果

图1、图2为巷道在无支护条件下的垂直应力和水平应力分布图, 图3为锚杆索组合支护应力分布图。

从图1~图3可以看出, 锚杆、锚索支护具有以下重要作用:

a) 锚杆索联合支护, 显著提高了锚杆锚固区内的压应力值;b) 在锚杆与锚索之间, 有效压应力区相互连接、重叠, 对锚杆、锚索之间围岩的主动支护作用非常明显;c) 锚索支护的实质是有效地调动顶板深部稳定围岩的承载能力。尤其是对于跨中弯矩较大的大跨度巷道, 通过增设锚索来减小跨度, 可避免造成锚杆组合拱的剪切破坏, 提高巷道围岩的稳定性[4,5]。

4 结语

巷道开掘后, 原来处于平衡状态的围岩应力受到破坏而产生应力集中并重新分布。在这一过程中, 围岩出现破坏区和塑性区, 巷道围岩逐步呈不稳定状态。锚杆索联合支护, 显著提高了锚杆锚固区内的压应力值。有效压应力区覆盖了锚杆锚固区内和锚索自由段长度范围内的大部分区域, 连接、叠加成一个范围很大的主动支护区, 有效控制住了巷道在开挖后围岩变形。

参考文献

[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[2]徐东强, 钱鸣高, 郭颂.不同地应力条件下锚杆支护机制数值模拟分析[J].中国矿业, 2001, 10 (4) :35-37.1·76·

[3]谭小宁, 秦昊.平顶巷道锚杆支护机理的数值模拟[J].河北理工学院学报, 2005, 27 (3) :1-5.

[4]黄靖龙.新型机械式可回收端锚杆支护机理及应用研究[D].徐州:中国矿业大学, 2009.

锚杆(索)受力 篇3

1 锚网支护巷道冒顶类型及原因分析

近年来对实际生产过程中对锚网巷道冒顶事故的统计, 以按冒顶形式可划分大致可分为:掘进迎头区冒落型、大范围压垮型冒顶、局部漏垮型冒顶。

掘进迎头区冒落型, 主要是因地质构造发生变化, 巷道顶板结构复杂, 岩性破碎节理发育明显等造成顶板完整性和强度低, 自稳能力差。巷道开挖下部煤岩后, 上部煤岩失去下部煤岩的支撑力, 当该岩块的下滑力大于四周原岩所施加的侧向摩擦力时, 岩体就会发生下滑造成冒顶事故。此类事故主要发生在顶板支护不及时的掘进迎头和整修头, 冒顶后顶板呈:三角锥型、梯型、倒梯型、矩型等。

大范围压垮型冒顶。主要由两方面造成:一是支护设计不当, 巷道顶板或围岩施加给锚杆 ( 索) 的压力超过锚索的破断载荷所致, 锚杆 ( 索) 的支护参数选择不合理没有正真的将锚索固定在松动权以外的坚硬原岩中, 导致锚索锚固力达不到设计要求;二是掘进施工过程中施工工艺不合理, 原岩遭到人为破坏、施工工程质量把关不严、支护材料材质不合格;三是顶板监管不到位。没有及时对岩层压力和锚杆 (索) 的锚固力进行监测, 顶板离层下沉后没有及时采取相应的补充措施。

局部漏垮型冒顶。主要是因巷道顶板岩性松软破碎, 长期遇到风水浸蚀风化严重, 尤其是顶板支护强度不够时岩石下沉挤压进一步破坏表层顶板岩石, 继而顶板表层开始出现不间断的局部掉砟, 并逐渐向内部岩层延续, 最终导致锚杆 (锁) 等锚杆 ( 索) 支护失效, 最终导致巷道顶部破碎岩层在重力作用下冒落。

2 煤巷锚杆支护巷道冒顶的特点

煤巷锚杆支护巷道冒顶事故与架棚支护巷道的冒顶事故相比, 大部分冒顶事故都发生在地质条件变化的地点, 冒顶宽度一般小于巷道宽度, 冒顶高度一般是巷道高度的1~3 倍。其具有以下三方面特点:第一频发性。锚网巷道支护质量 顶板压力和支护效果很难把关, 监测监管落实不到位, 煤层顶板的破坏隐蔽性强, 许多冒顶没有明显的预兆, 加强支护的补充措施跟不上去。第二广泛性。矿井巷道分布复杂、范围广, 任何一个地点无论是井筒、巷道和硐室, 是采掘工作面随时都有发生顶板事故的可能。第三突发性。煤矿地质条件复杂, 大多发生在瞬间, 随机性大, 呈突发性。平时支护良好的采掘工作面会突然在冲击地压的作用下, 锚网支护强度瞬间达不到要求, 造成冒顶、 片帮等顶板事故。

3 预防措施

3.1 合理选择巷道的位置

从巷道生产设计中, 必须严格考虑巷道的布置和层位间的相互关系, 巷道应布置在稳定的围岩强度高的煤层或底板岩体中, 且尽量避开应力集中区和地质构造带, 少掘交叉巷道和上下重叠的巷道。

3.2 合理选择巷道支护设计方法

根据生产需求, 尽量减少巷道断面尺寸和掘进量, 巷道围岩是一个极其复杂的地质体, 在进行支护设计时应对围岩各类地质力学条件进行分析比较, 确定合理支护参数, 使之应有足够的支护强度以抗衡围岩压力。应根据不同围岩的力学性质采取不同的支护参数, 即使是同一巷道在不同地质条件下, 也要及时根据变化的地质情况, 及时调整支护参数。设计方案要通过实际生产施工, 对其顶板进行监测, 反复实践、检验。巷道在掘进过程中应及时进行顶板探测, 随时掌握顶板岩性的变化, 合理调整锚杆、锚索的参数, 在动态中逐步优化完成, 使每一根锚固均能达到设计需要的锚固力。

3.3 确保煤巷锚杆支护的施工质量

根据支护设计要求, 对支护材料详细的质量验收, 确保支护材料强度达到设计要求。强化施工质量, 定期对锚杆 (锁) 进行拉拔力实验, 使每一个根锚杆 (锁) 都具有相应的初锚力, 减少外围岩层与深部围岩的离层。锚杆 ( 索) 巷道的必须及时支护, 避免空顶。尽可能做到锚杆 ( 索) 及早与围岩共同承载, 充分发挥锚杆 ( 索) 的主动支护作用。严格要求巷道支护的工程质量, 保证锚杆安装质量, 充分发挥锚杆在支护中的作用。帮锚网要及时跟头, 做到一次成巷。放炮前必须加固, 如二次紧固锚杆螺母等。掘进工作面要及时进行临时支护, 严禁空顶作业。

3.4 加强特殊巷道的支护强度

巷道掘进遇到地质构造破碎带、老空带及交叉巷道时, 必须根据巷道岩性特点, 重新核对支护参数, 选择符合要求的支护设计。

4 结束语

为更好的推广煤巷锚网支护新工艺, 我们必须扬其所长避其所短, 严格控制煤巷锚杆支护冒顶事故的发生。为此, 在选择煤巷锚杆支护之前, 我们必须严格审核, 对巷道顶板岩性、四邻关系、支护参数、施工工艺、等认真分析。加强生产管理, 注重顶板监管, 在生产过程中不断优化支护方案。严格按技术措施执行, 坚持正规循环, 保证其支护质量, 才能有效避免冒顶事故的发生。

参考文献

[1]郗泽松.煤矿巷道支护类型研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014 (04) .

[2]申国奎, 谷文元.南村隧道与挖煤巷道交会处理技术[J].市政技术, 2012 (02) .

[3]孔凡虎.三角模糊数层次分析法在煤巷布置评估的应用[J].山东煤炭科技, 2011 (04) .

[4]王平.关于煤矿巷道支护技术的浅析[J].低碳世界, 2014 (19) .

矮塔斜拉桥索鞍受力分析 篇4

唐山市曹妃甸一号路跨纳潮河大桥工程是因规划纳潮河引起的改建工程, 工程范围全长1820m。

桥长1397m, 主桥采用 (80+128+80) m部分斜拉桥, 桥宽38.5米。引桥采用32.7m现浇连续梁分幅设置。对主桥桥塔用大型通用有限元程序对索鞍进行局部计算分析, 目的是研究局部受力问题。建模过程中由于主要是考察索鞍部位的局部受力情况, 故对其边界采用直接在塔底部进行固结处理。有限元单元的采用形式分别为:混凝土用二十节点的solid 95单元, 钢套筒用shell 63单元, 其中solid 95单元总数为19525个, 节点共有68153个。通过全桥索力调平分析, 我们知道1号索和11号索力最大, 因此这里我们关注的是一号索、十一号索索鞍在各种阶段的受力情况。图1为此矮塔斜拉桥的布置示意图。

运用有限元通用程序ANSYS建立矮塔模型, 对其使用映射网格法进行网格划分, 得到如图2、图3所示的有限元模型。

拉索在孔道上的力的分布情况是比较复杂的, 斜拉索沿着索鞍传递向下的压力, 其压力的传递是不均匀的, 绝对不能简单的把索力平均分配到孔道各个相应面上, 目前较为精确的方法是, 面压力沿着孔道呈空间二次抛物线过渡, 根据塔柱的具体情况将索压力沿钢套管轴心方向拟合成2次抛物线形状。求出各个管道对应的压力大小及其分布情况, 对索鞍进行压力施加, 以求其受力情况。

3 计算分析与结果

矮塔斜拉桥索鞍以前采用双套管, 现在分丝管技术正在逐步趋于使用, 新型索鞍采用了分丝技术, 结构由多根相互平行的导向钢管组成, 拉索不是整束布置在同一管中, 而是拉索中每一根钢绞线穿过对应的导向钢管, 形成分离布置, 互不干涉, 并承受钢绞线由于单根张拉先后造成相互之间的挤压, 断面成蜂窝状。分丝管式索鞍不仅克服了原内外管式索鞍在塔内局部应力过大, 产生应力集中的固有缺陷, 还能有效改善塔内应力分布, 很好地起到分散、均匀传递载荷的作用。同时也解决了传统内外管式索鞍不能单根调索、索鞍内钢绞线相互叠压、施工时钢绞线容易打绞等问题。

本桥在索鞍设计时作了分丝管和双套管的计算比较, 对索力产生的受力面积在计算模型里区别, 经比较分丝管内混凝土受力较双套管面荷载小, 但分丝管受力不易准确模拟, 由于篇幅关系, 本文以双套管计算结果为依据, 重点分析索力最大的一种情况即运营阶段索鞍的受力情况。经过计算得到运营阶段1号和11号索鞍的第一主应力云图如图5和图6所示, 由图可见孔道的端部是拉应力较大的部位, 应该重点补强, 可采取增设钢垫板增加受力钢筋等措施。另外, 管道的侧壁中点也是拉应力相对较大的区域, 也需要采取措施进行加强。

结论与建议

在本次索鞍受力的有限元分析研究中, 我们采用了以双抛物线型压力面进行索压力的加载, 证明实际效果是比较好的, 比以前平均法施加法更为贴近实际情况。

索鞍必须设置钢管否则混凝土会被压裂。经过验算, 拉索外包钢管的厚度在2厘米就可将混凝土的拉应力控制在3.0Mpa以下。局部钢筋需加密。孔道的最外侧是受拉应力最大的点, 要适当加厚外缘的钢板厚度。分丝管由于加载的面压力较双套管小, 故分丝管教双套管更具安全性。

参考文献

[1]梁鹏, 肖汝诚.斜拉桥索力优化实用方法.同济大学学报.2003.11, 1270~1274.

[2]刘士林.斜拉桥.北京:人民交通出版社, 2002.

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