大變形巷道頂板可接長錨桿支護系統性能研究

劉洪濤,王 飛,王廣輝,趙希棟,湯 達,于明江

(中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院,北京 100083)

大變形巷道頂板可接長錨桿支護系統性能研究

劉洪濤,王 飛,王廣輝,趙希棟,湯 達,于明江

(中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院,北京 100083)

為解決大變形巷道支護成本高、效果差的技術難題,研發了一種新型可接長錨桿。針對大變形巷道頂板變形破壞特征進行研究,對比分析了普通錨桿、傳統錨索及可接長錨桿的受力與變形特性,構建了圍巖－支護系統本構模型,提出了頂板可接長錨桿支護系統,并應用于五家溝煤礦5203回風巷道,有效地控制了頂板的持續變形。結果表明:4 m可接長錨桿的最大延伸量為685 mm,破斷載荷為195 kN,在充分發揮高延伸性的同時,保證了較高的支護阻力;頂板可接長錨桿支護系統后期的穩定性及支護強度均大于頂板錨索支護系統。現場監測表明,采用可接長錨桿支護系統維護的頂板,下沉量減小了33%以上,支護強度在160～180 kN的可接長錨桿的比例可達87.5%,實現了強力支護與有效讓壓。

可接長錨桿;大變形巷道;本構模型;高阻讓壓

隨著我國煤礦開采不斷地由淺部向深部發展,巷道斷面不斷增大,巷道圍巖支護難度及支護成本已成為阻礙我國礦井安全生產的瓶頸之一[1－4]。在部分高應力地區,巷道往往表現出變形量大、持續時間長的特征,而高投入的支護成本并沒有真正有效地控制巷道圍巖的變形及冒頂問題。目前在對大變形巷道支護問題的研究中,“讓壓支護”、“先讓后抗”及“先控后讓再抗”等支護技術是控制此類巷道非常有效的手段,尤其是在軟巖巷道中應用更為廣泛[5－8]。隨著支護時間的推移或受采動影響,巷道圍巖的整體性及自承能力逐漸降低,圍巖的支護難度急劇上升,單純依靠支護材料的支護能力已不足以控制高應力巷道的變形,因此在支護過程中就需要對圍巖進行部分讓壓,以避免支護材料的失效[9]。國內學者[10－11]在這方面做了大量的研究和試驗。何滿潮等提出了恒阻大變形錨桿,此類錨桿能使圍巖在恒阻條件下進行變形卸壓,避免過大的承載力造成錨桿的失效或破斷[12－13]。張志康等則通過在錨桿(索)托盤與螺母之間增加可提供讓壓距離的讓壓環,以防止錨桿(索)破斷,保證錨桿(索)在服務期間內不發生失效[14－15]。康紅普等提出了高強高延伸率新型錨索,借助高預緊力在支護初期控制巷道圍巖破碎區、塑性區的發展,此類錨索在提供高支護強度的同時具備一定的讓壓距離[16－17]。

本文以五家溝煤礦5203回風巷道為背景,通過理論分析及現場試驗,研究了大變形巷道圍巖的變形破壞特征,研發了一種新型可接長錨桿,建立了頂板可接長錨桿支護系統,為大變形巷道的圍巖控制提供了新方法。

1 試驗巷道工程概況及頂板變形規律

1.1 試驗巷道地質條件

五家溝煤礦位于山西省山陰縣馬營鄉,主采煤層為二疊系下統山西組和石炭系上統太原組,采用放頂煤開采方式,主采煤層平均厚度為7 m左右,內生裂隙發育,頂板不穩定巖層厚度較大,5203回風巷道為矩形斷面,寬5.2 m,高3.5 m。巷道沿煤層底板布置,頂煤平均厚度為3.5 m左右,煤層上部巖體以砂巖為主,包括中砂巖、細砂巖,局部為礫巖,厚度變化較大,變化范圍為2.1～10.7 m,巖石巖芯采取率比較高,整體性較強,硬度較大,可視為穩定巖層。現有支護方式主要為錨桿與錨索聯合支護,巷道頂板圍巖變形量較大、破壞嚴重,多次出現錨索被拉斷等支護失效現象,影響煤礦的正常安全生產。

1.2 頂板圍巖變形規律監測

(1)頂板圍巖變形監測。

采用多基點深部位移監測儀對五家溝煤礦5203回風巷道頂板進行了65 d的監測,在距巷道掘進工作面10,20和30 m處建立測站對頂板進行持續觀測,在測站內布設深度分別為2,4和8 m的觀測基點。測量結果如圖1所示。

圖1 頂板變形規律觀測結果Fig.1 Observation results of deformation in roadway roof

(2)變形規律結果分析。

由圖1可以看出:在觀測期內,3處測站的頂板圍巖總變形量平均為473 mm,最大為575 mm;在0～2,2～4和4～8 m內,頂板圍巖平均變形量分別為170,231和72 mm,分別占總變形量的36%,49%和15%。頂板圍巖的變形破壞主要發生在0～4 m內,其中0～2 m內圍巖主要為錨桿和錨索的共同控制區域,2～4 m內圍巖超出了錨桿的控制區域僅由錨索控制,兩區域內均有較大變形產生;頂板4～8 m內圍巖相對穩定,變形量僅占總變形量的15%。

1.3 頂板圍巖變形破壞特征

通過對五家溝礦巷道頂板圍巖進行觀測及現場調研,并結合趙固一礦、云駕嶺煤礦、蒲河煤礦等部分大變形巷道的觀測結果,可得出大變形巷道頂板的變形破壞特征:

(1)巷道頂板圍巖較破碎。由于該類巷道所處礦區的構造應力比較大,而且隨著開采深度的增加,導致巷道圍巖的應力升高,掘進及回采的加載與卸載過程加速了圍巖的變形破壞。

(2)持續變形時間長。在巷道服務期間內,巷道的變形速率并無明顯停止的趨勢,甚至需要多次的挑頂、擴幫與臥底等,導致原支護材料的失效,并需重新補打錨桿錨索等,造成了巨大的財產損失與浪費。

(3)高投入的強力支護并未給巷道帶來應有的支護效果。為了控制圍巖變形,減少巷道返修次數,礦井多采用提高支護密度的方式對巷道進行支護,導致高強錨索的使用量及其在支護中所占的比重增大。這種通過加大錨索強度及密度來改善圍巖支護狀況的方法,必然會造成支護成本的大幅提高,而且不能獲得理想的支護效果。

2 可接長錨桿的結構與性能

針對大變形巷道的變形破壞特征,基于“高阻讓壓”的支護思想及支護理念,研發了一種適用于煤礦大變形巷道的新型可接長錨桿。

2.1 可接長錨桿結構組成

可接長錨桿主要由接頭墩粗的左旋螺紋鋼桿體、連接螺栓、球墊、特制螺母及托盤組成,其結構如圖2所示。

圖2 可接長錨桿的結構組成Fig.2 Structure of the lengthening bolt

可接長錨桿的長度根據巷道的高度以及設計長度分成兩段或更多段,經螺栓連接而成,通常情況下每段桿體的長度為2.0或2.5 m,安裝時利用錨桿鉆機的扭矩自然地把兩段連接在一起。可接長錨桿的接頭處及連接螺栓經過特殊熱處理,能與桿體的強度相匹配,充分發揮了桿體材質的強度及延伸性能。

2.2 拉伸試驗

為研究并對比普通錨桿、可接長錨桿和錨索的強度及讓壓性能,在實驗室對3種材料進行了拉伸試驗。試驗中選取常用的?20 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿、?17.8 mm×4 000 mm預應力錨索及?20 mm×4 000 mm可接長錨桿。試驗中3種支護材料各試驗4根,得出3種支護材料的應力與應變的平均對應關系(圖3)。

由圖3可以看出:左旋螺紋剛錨桿的破斷載荷為197 kN,最大伸長量為320 mm,延伸率約為16%;預應力錨索的破斷載荷為322 kN,最大延伸量為136 mm,延伸率約為3.5%;可接長錨桿的破斷載荷為195 kN,最大伸長量為685 mm,延伸率約為17%。

圖3 支護材料載荷－伸長量曲線Fig.3 The load-elongation curves of supporting materials

根據3種支護材料的應力－應變曲線可以看出,桿體的應力和應變主要經歷以下兩個階段:

(1)O－A段。O－A階段近似為彈性變形,在彈性變形階段內,應力與應變成正比,其比值為常數,這個常數就是彈性模量E,即σ/ε=E,A點相應的應力為彈性極限,用σs表示。

(2)A－B段。A－B階段近似為包含屈服階段、強化階段、徑縮階段的塑性階段,當應力超過σs時,變形由彈性變形轉化為塑性變形,材料變形量迅速增加,應力與應變量不再成比例,直到應變量超過其極限而破斷。

3種支護材料在彈性階段的變形量都比較小,在支護大變形巷道時,支護體將長期處于塑性階段,這就要求支護體在塑性階段內有較大的延伸量來適應圍巖的變形,并保證有較高的支護強度。由3種支護材料的應力－應變曲線可知:預應力錨索比左旋螺紋鋼錨桿的強度大,但桿體的延伸量較低,在發生70 mm的塑性變形后就達到了破斷極限;左旋螺紋鋼錨桿與可接長錨桿在發生塑性變形的階段內,應力近似呈現出線性遞增的趨勢,可接長錨桿總的延伸量為685 mm,最大塑性變形量為630 mm。由此可以得出,可接長錨桿能最大限度的適應頂板的變形,并能充分發揮桿體本身的強度來抵抗頂板的持續變形。

2.3 可接長錨桿支護技術的控制作用

在大變形巷道中,頂板的部分變形是不可避免的,可接長錨桿的這種力學特性可使其在支護大變形巷道時具有區別于普通錨桿與傳統錨索的優越性:

(1)可接長錨桿的長度一般大于4 m,能錨固到巷道頂板變形破壞區域之外的相對穩定的巖層中,保證錨桿具有穩定的錨固力,降低圍巖變形量,并避免巷道失穩和冒頂事故,表現為“錨固穩定”。

(2)頂板壓力增大時,可接長錨桿的桿體能迅速進入塑性變形階段,桿體有較大的延伸量來適應頂板圍巖的變形,且應力呈現出遞增的特性,在緩解巷道頂板圍巖壓力的同時繼續以高強的阻力支護頂板,表現為“高阻讓壓”。

(3)可接長錨桿與普通錨桿的延伸率近似,兩者在桿體強度與變形兩方面能協調同步的聯合支護頂板圍巖,同時可接長錨桿的高延伸量能與大變形巷道頂板圍巖的變形相適應,避免過度承載而失效破斷,表現為“協調同步”。

(4)可接長錨桿的破斷載荷為195 kN,遠小于同直徑錨索的破斷載荷,但錨桿托盤處不會因為應力過度集中而導致頂板表層圍巖的破碎,從而更好地維持圍巖的殘余強度,充分發揮圍巖自身的承載能力,表現為“護頂護表”。

3 頂板可接長錨桿支護系統

根據左旋螺紋剛錨桿、預應力錨索和可接長錨桿的應力－應變關系以及大變形巷道頂板圍巖的變形規律,可建立圍巖－支護系統的本構模型,為了便于系統性能分析,應用彈性體、黏彈性體等模型元件對圍巖－支護系統進行簡化,可得到頂板可接長錨桿支護系統與頂板錨索支護系統。

3.1 模型的建立

根據實驗室拉伸試驗得出的3種支護材料的應力－應變關系,分別對?20 mm×2 500 mm左旋螺紋剛錨桿、?17.8 mm×7 000 mm預應力錨索、?20 mm× 5 000 mm可接長錨桿建立對應的本構模型,并結合五家溝煤礦5203大變形巷道頂板變形特征,建立圍巖－支護系統的本構模型[18－19]。

?20 mm×2 500 mm普通錨桿與?20 mm× 5 000 mm可接長錨桿經樹脂錨固后自由端的長度為2和4 m左右,由其特性曲線可知:當拉力小于135 kN時,兩者桿體近似處于彈性階段,應力與應變成正比;當拉力大于140 kN時,兩者桿體處于塑性變形階段分別為290和630 mm,故其本構模型近似于有硬化作用的彈塑性模型(圖4(a))。

圖4 錨桿、可接長錨桿、錨索及圍巖的本構模型Fig.4 Constitutive model of bolt,lengthening bolt,cable and surrounding rock

?20 mm×7 000 mm預應力錨索經樹脂錨固后自由端的長度約為6 m,索體延伸率僅有3.5%左右,當拉力小于300 kN時,錨索近似處于彈性階段;當拉力大于300 kN時,錨索處于塑性階段。通過對多根錨索破斷部位的觀察分析,與錨桿相比,錨索材料具備較強的剛性破壞形式,表現為鋼絞線逐根斷裂而不會出現徑縮現象,因此,可將其簡化為一個彈性階段,故其本構模型近似于彈性介質模型(圖4(b))。

大變形巷道的變形具有圍巖較破碎、持續變形時間長、變形量大的特點,本構模型更近似于由彈簧與阻尼器并聯而成的一種黏彈性體,即開爾文模型(圖4(c))。

3.2 頂板錨索支護系統分析

當“普通錨桿+錨索”聯合支護大變形巷道時,其頂板錨索支護系統的本構模型如圖5(a)所示。

巷道的開挖破壞了圍巖的原巖應力狀態,頂板巖層開始承受外力,組合體總應變等于并聯中任一元件的應變,組合體總應力等于并聯中所有元件應力之

圖5 頂板支護系統本構模型Fig.5 Constitutive models of roof support system

和,各元件的本構方程分別為

式中,ε,εe,εv,ε1,ε2分別為組合體模型的總應變量、開爾文模型中彈簧應變量、模型中阻尼器應變量、普通錨桿應變量、錨索應變量,m;σ,σe,σv,σ1,σ2分別為組合體受到的總應力、開爾文模型中彈簧應力、模型中阻尼器應力、普通錨桿應力、錨索應力,Pa;k1,k2分別為單位面積頂板內普通錨桿及錨索的平均數目,根/m2。

在該本構模型中,各元件的本構方程分別為

或當頂板變形量較大時普通錨桿發生塑性屈服變形,此時:

式中,E,E1,E2分別為開爾文模型中彈簧的彈性模量、錨桿的彈性模量和錨索的彈性模量,Pa;ε0,ε′0,εs1分別為普通錨桿預緊時的初始應變量、錨索預緊時的初始應變量、普通錨桿開始發生塑性變形時的應變量,m;η為阻尼器的牛頓黏性系數;K1為普通錨桿彈塑性本構模型的塑性硬化系數,Pa/m。

由于所支護巷道為大變形巷道,普通錨桿會發生塑性變形,因此總應力為

式(6)為常系數微分方程,該微分方程的通解為

頂板變形量隨時間增加,即t→∞時,由式(7)可得

由普通錨桿與錨索的力學性質可知,巷道頂板內2.5 m普通錨桿的最大延伸量約為0.32 m,7 m錨索的最大延伸量約為0.198 m,即(ε1)max=0.32 m, (ε2)max=0.198 m。由于在一般情況下,大變形巷道圍巖的部分變形是當前工程尺度下無法完全控制的,在頂板錨索支護系統下,當(ε)max＞0.198 m時,錨索會由于達到延伸極限而破斷,此時安裝在頂板巖層0～2 m內的普通錨桿延伸量遠小于0.32 m,此時錨索失去與普通錨桿協調同步支護頂板的作用,即k1≠0,k2=0,由式(8)可知

由式(9)可知,錨索破斷后頂板巖層穩定時的變形量ε明顯增大,頂板錨索支護系統的支護強度及穩定性由于錨索的失效或破斷而急劇下降。

3.3 頂板可接長錨桿支護系統分析

當采用可接長錨桿支護大變形巷道頂板時,其頂板可接長錨桿支護系統的本構模型如圖5(b)所示。

組合體總應變等于并聯中各元件的應變,組合體總應力等于并聯中所有元件應力之和,各元件的本構方程分別為

式中,ε3為可接長錨桿應變量,m;σ3為可接長錨桿應力,Pa;k3為頂板單位面積內可接長錨桿的平均數目,根/m2。

在該本構模型中,各元件的本構方程分別為

或當頂板變形量較大時可接長錨桿發生塑性變形,此時:

式中,ε″0為可接長錨桿預緊時的初始應變量,m;εs3為可接長錨桿開始發生塑性變形時的應變量,m;K3為可接長錨桿彈塑性本構模型的塑性硬化系數, Pa/m。

由于所支護巷道為大變形巷道,可接長錨桿會發生塑性變形,故總應力應為

式(15)為常系數微分方程,該微分方程的通解為

頂板的變形量隨時間增加,即t→∞時,由式(16)可得

由可接長錨桿的應力－應變曲線得,可接長錨桿的最大延伸量(ε3)max=0.685 m,可以得出(ε3)max－(ε2)max=0.487 m,與頂板錨索支護系統相比,頂板可接長錨桿支護系統的頂板允許變形量提高了487 mm。因此,頂板圍巖支護過程中不易出現可接長錨桿過度承載而破斷的情況,頂板可接長錨桿支護系統的支護強度及穩定性可以保持在較高水平。

3.4 支護系統強度性能分析

支護體與圍巖的強度協調是巷道頂板參數設計的重要理念,也是支護系統變形協調的保障,強度協調與變形協調是相互統一的。頂板可接長錨桿支護系統與頂板錨索支護系統相比,由式(8),(9)和(17)可以看出:

(1)當圍巖變形量(ε)max＜(ε2)max時,支護系統中的普通錨桿、錨索與可接長錨桿均不會發生失效破斷,可接長錨桿系統所能提供的支護強度并不高于錨索支護系統,這是由于錨索提供支護阻力大于可接長錨桿,兩支護系統中的支護體與圍巖能夠達到變形協調與強度協調。

(2)當圍巖變形量(ε3)max＞(ε)max＞(ε2)max時,錨索支護系統中錨索的高強度與低延伸性,決定了其不能較好地適應圍巖變形,不能達到與圍巖變形不協調的目的,支護體的支護強度會由于錨索的失效破斷而失穩,表現為當圍巖變形量較大時錨索破斷,以及索體的高強度導致托盤部分圍巖易出現局部破碎或者托盤被撕裂;可接長錨桿支護系統中錨桿的高延伸性可以保證(ε)max=(ε3)max,最大限度的與圍巖變形相協調,由于左旋螺紋鋼桿體強度特性已確定,應用時為達到強度協調的目的,可通過調整可接長錨桿的支護參數來實現。

(3)當圍巖變形量(ε)max＞(ε3)max時,普通錨桿、錨索與可接長錨桿都會達到延伸極限而破斷,兩種支護系統中支護體與圍巖均不能到達變形與強度協調,此時應加大支護強度,使(ε)max＜(ε1)max或(ε)max＜(ε3)max。

4 工程應用

為了檢驗頂板可接長錨桿支護系統對大變形巷道頂板的控制效果,在五家溝煤礦5203回風巷道內布置了試驗段,進一步檢驗頂板可接長錨桿支護系統對大變形巷道頂板的控制效果。

4.1 原支護方案

在頂板錨索支護系統下,5203巷道開挖初期頂板斷面內采用6根?20 mm×2 000 mm高強螺紋鋼錨桿和2根?17.8 mm×5 300 mm錨索,由于該巷道頂板圍巖變形破壞嚴重,后期增加了錨桿的直徑和錨索的長度,頂板支護材料改為?22 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿與?17.8 mm×6 500 mm預應力錨索,支護強度提高后支護效果得到一定改善,但巷道頂板的變形破壞依舊對生產造成較大困擾;另一方面,由于錨索本身延伸率較低,且錨索兩端應力集中造成巷道表層圍巖被錨索破壞,進一步破壞了巷道頂板圍巖的完整性,且錨索失效破斷情況較為嚴重,加劇了巷道冒頂隱患,巷道后期的維護費用投入巨大,造成了較大的經濟損失。頂板錨索支護系統已無法控制該礦大變形巷道頂板圍巖的穩定性。

4.2 新支護方案設計

巷道頂煤的平均厚度為3.5 m,且頂板圍巖的變形主要發生在0～4 m內,占總變形量的85%左右,因此在考慮可接長錨桿長度時,為保證錨桿安裝時的錨固效果,應將錨固端布置到4 m以上的穩定巖層中。可接長錨桿尚處于試制和推廣階段,現生產的錨桿直徑依據三徑匹配原則確定為20 mm;分段桿體包括2.0和2.5 m兩種規格,選用2段2 m桿體接長后總長度為4 m,長度過小而不能保證錨固段的穩定;3段2 m桿體總長6 m,可保證錨固段的穩定,但浪費了支護材料,且3段桿體增加了安裝時間;選用2段2.5 m桿體接長,可保證樹脂錨固段位于砂巖內,因此新支護方案選用?20 mm×5 000 mm的可接長錨桿。

頂板全部采用?20 mm×5 000 mm的可接長錨桿,間排距為950 mm×900 mm,配合鋼帶及45 mm× 45 mm的鉛絲網片;兩幫與原支護方案保持一致,采用?20 mm×2 000 mm高強螺紋鋼錨桿和玻璃鋼錨桿,間排距為1 000 mm×900 mm;可接長錨桿的預緊力為100 kN,普通錨桿的預緊力為80 kN。可接長錨桿支護方案如圖6所示。

圖6 可接長錨桿支護方案布置Fig.6 Layout of lengthening bolt support system

4.3 工程應用效果

在5203回風巷道試驗段的頂板內分別布置了4組多基點位移監測儀和4組錨桿受力監測儀,其中每組錨桿監測儀可同時監測2根錨桿,分別對巷道頂板變形破壞規律及可接長錨桿支護阻力進行了90 d的持續性監測。在巷道掘進期間內,巷道頂板0～8 m內圍巖的變形規律及實測可接長錨桿支護阻力如圖7,8所示。

圖7 頂板圍巖的變形規律Fig.7 Observation results of deformation in roadway roof

圖8 實測可接長錨桿支護阻力Fig.8 Measured support resistance of lengthening bolt

對比圖1和7可以看出:頂板可接長錨桿支護系統90 d內的總變形量最大為290～360 mm,平均為314 mm左右,比頂板錨索支護系統65 d內的變形量減小33%;巷道變形前30 d內,頂板變形量相比原支護方案差別不大;45 d后,原支護方案中巷道頂板圍巖仍持續變形,并無減小趨勢,而在頂板可接長錨桿支護系統中,頂板圍巖變形表現為快速增大→增速放緩→逐步穩定,最終巷道頂板達到穩定狀態,頂板下沉量基本不再增加,降低了后期巷道的維修成本。

由圖8可以看出,在對可接長錨桿受力監測期間內,工作阻力在160～180 kN的可接長錨桿的比例可達87.5%,平均工作阻力約為165 kN,未發生可接長錨桿破斷現象,起到了高阻讓壓支護巷道頂板的效果,保障了頂板可接長錨桿支護系統的支護強度與穩定性。

4.4 對比分析

通過比較原支護方案和新支護方案下的圍巖與支護體的變形破壞特征,可研究并分析支護體與圍巖的變形與強度協調性,驗證可接長錨桿支護支護系統的優越性。

(1)由圖1可以看出,在原錨索支護系統中,頂板0～4 m內圍巖達到穩定時的平均變形量為473 mm,最大為575mm,而錨索的參數為?17.8 mm×6 500 mm,最大延伸量約為187 mm,因此(ε)max=0.575 m,(ε2)max=0.187 m,支護體與圍巖滿足(ε)max＞(ε2)max,即錨索支護系統的支護強度不能有效地控制圍巖的變形,因此錨索失效破斷率及頂板變形量較大。原錨索支護系統通過增大錨索直徑、長度和提高支護密度等方式,增加了支護體的支護強度,對頂板圍巖的變形起到了一定的控制效果,但錨索仍出現失效破斷等情況,減緩了巷道的施工速度并增加了支護成本。

(2)由圖7可看出,在可接長錨桿支護系統中,頂板圍巖變形主要發生在0～4 m淺部,最大變形量約為360 mm,而可接長錨桿的長度為5 m,主要控制0～4 m內圍巖的變形,自由延伸段的長度為4 m左右,最大延伸量約為685 mm,因此(ε)max＜0.360 m, (ε3)max=0.685 m,支護體與圍巖滿足(ε)max＜(ε3)max,即可接長錨桿支護系統中的支護強度能控制頂板圍巖的變形,支護體與圍巖達到變形與強度協調。

在五家溝礦井試驗條件下,可接長錨桿的平均工作阻力約為165 kN,可將頂板圍巖平均變形量控制在314 mm,且未出現可接長錨桿破斷的現象,因此,可接長錨桿系統支護效果要明顯優于錨索。

5 結 論

(1)研發了新型可接長錨桿,接頭處及連接螺栓能與桿體的強度相匹配,充分發揮了桿體材質的高強度及延伸性能。錨固穩定、高阻讓壓、協調同步和護頂護表的特性使其更適用于大變形巷道中。

(2)頂板可接長錨桿支護系統與“錨桿+錨索”聯合支護方式相比,頂板允許的最大變形量提高了487 mm,可接長錨桿不會因為變形量過大而破斷,支護系統的支護強度及穩定性仍然可以維持在較高水平。

(3)可接長錨桿維護頂板變形效果明顯,在試驗巷道內,頂板的總變形量平均為314 mm,比頂板錨索支護系統65 d的總變形量少33%,且能夠達到變形量不再增加的穩定狀態;工作阻力為160～180 kN的可接長錨桿的比例可達87.5%,未發生失效破斷現象,起到了高阻讓壓支護巷道頂板的效果。

(4)可接長錨桿作為一種新型礦用錨桿,其延伸率優于鋼絞線,性能與普通錨桿相匹配且能適應煤巷圍巖變形,但其桿體強度低于錨索,只有在圍巖變形量大于常規錨索延伸總量時,方可替代錨索。可接長錨桿適用于圍巖變形量較大的巷道。

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Research on lengthening bolt roof support system performance in largely deformed roadway

LIU Hong-tao,WANG Fei,WANG Guang-hui,ZHAO Xi-dong,TANG Da,YU Ming-jiang
(Faculty of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

In order to solve technical problems of largely deformed roadway,such as high support cost and poor support effect,a new style lengthening bolt was researched and developed.The paper studied deformation and failure feature of largely deformed roof,and analyzed force and deformation characteristic of lengthening bolt by comparison with ordinary bolt and traditional cable.Besides,the constitutive model of surrounding rock-support system was established,then, the lengthening bolt roof support system was put forward and successfully applied in 5203 ventilation roadway in Wujiagou Mine,which effectively control the sustainable deformation of roadway roof.The research results show that maximum elongation and breaking load of 4 m lengthening bolt respectively are 685 mm and 195 kN.Furthermore,the lengthening bolt not only gives full play to its high elongation,but ensures high support resistance.Besides,both of stability and support strength of lengthening bolt roof support system are superior than roof cable support system in late period.Field observation results show that the subsidence amount decreases more than 33%when the roof is supported by lengthening bolt roof support system,and the proportion of those lengthening bolt with 160－180 kN support strength is almost 87.5%,which achieves the goal of strong support and yield pressure.

lengthening bolt;largely deformed roadway;constitutive model;high resistance yield pressure

TD353

A

0253－9993(2014)04－0600－08

劉洪濤,王 飛,王廣輝,等.大變形巷道頂板可接長錨桿支護系統性能研究[J].煤炭學報,2014,39(4):600－607.

10.13225/ j.cnki.jccs.2013.1739

Liu Hongtao,Wang Fei,Wang Guanghui,et al.Research on lengthening bolt roof support system performance in largely deformed roadway [J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):600－607.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.1739

2013－11－20 責任編輯:常 琛

國家自然科學基金資助項目(51204187,51234005);北京高等學校青年英才計劃資助項目(YETP0928)

劉洪濤(1981—),男,吉林懷德人,副教授,博士。E－mail:lht5004@sina.com。通訊作者:王 飛(1988—),男,河南安陽人,碩士研究生。E－mail:wangfeialvin@163.com