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第 45 卷第 5 期煤 炭 学 报Vol. 45 No. 5 2020 年5 月JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYMay 2020 移动阅读 潘一山,齐庆新,王爱文,等. 煤矿冲击地压巷道三级支护理论与技术[J]. 煤炭学报,2020,4551585-1594. doi10. 13225/ j. cnki. jccs. DY20. 0261 PAN Yishan,QI Qingxin,WANG Aiwen,et al. Theory and technology of three levels support in bump-prone roadway [J]. Journal of China Coal Society,2020,4551585-1594. doi10. 13225/ j. cnki. jccs. DY20. 0261 煤矿冲击地压巷道三级支护理论与技术 潘一山1,2,3,齐庆新4,王爱文1,3,肖永惠2,陈建强5,吕祥锋6,徐连满2,代连朋7 1. 辽宁工程技术大学 力学与工程学院,辽宁 阜新 123000; 2. 辽宁大学,辽宁 沈阳 110036; 3. 辽宁工程技术大学 冲击地压研究院,辽宁 阜新 123000; 4. 煤炭科学研究总院 深部开采与冲击地压防治研究院,北京 100013; 5. 神华新疆能源有限责任公司,新疆 乌鲁木齐 830027; 6. 北 京科技大学 土木与资源工程学院,北京 100083; 7. 东北大学 深部金属矿山安全开采教育部重点实验室,辽宁 沈阳 110819 摘 要建立了冲击地压巷道“应力-围岩-支护”力学模型,得到了考虑巷道支护作用下冲击地压 启动应力条件为远场应力大于临界应力,停止的能量条件为近场围岩吸收能量和支护吸收能量大 于远场释放能量。 基于巷道围岩与支护体动力响应分析发现,冲击地压发生过程中围岩阻尼特性、 锚固岩体的抗冲击吸能特性及巷内支护体的阻尼及刚度对冲击载荷作用下巷道围岩的稳定性具有 重要影响。 提出巷道冲击地压防冲支护应从静-动力学两个角度,同时考虑“启动破坏停止” 全过程。 ① 在冲击启动前,依据冲击启动的应力条件降低煤体应力,减少弹性能积聚,提高支护阻 力,增加启动难度;② 依据冲击停止的能量条件,在冲击过程中,通过改变煤岩体结构与介质属性, 吸收或消耗冲击能;③ 在冲击应力波传播的末端,通过提高巷内支护结构阻尼吸收剩余冲击能,减 弱冲击应力波对巷道支护结构的破坏。 提出冲击地压巷道支护结构应具有让压可缩与吸能特性, 防冲支护应根据冲击地压能量特性进行分级设计。 研发了吸能锚杆索、吸能 O 型棚、吸能液压支 架等吸能支护装备,利用吸能构件的结合及功能互补特性建立了三级吸能支护体系,三级吸能支护 系统具有径向让位、环向可缩以及轴向稳定特性,实现了冲击地压巷道三维立体吸能支护。 关键词巷道;冲击地压;启动应力条件;停止能量条件;三级支护 中图分类号TD324 文献标志码A 文章编号0253-9993202005-1585-10 收稿日期2020-02-24 修回日期2020-04-25 责任编辑郭晓炜 基金项目国家重点研发计划资助项目2017YFC0804205;国家自然科学基金面上资助项目51974150;国家联合基金重点资助项目 U1908222 作者简介潘一山1964,男,辽宁丹东人,教授,博士生导师。 E-mailpanyish_cn sina． com Theory and technology of three levels support in bump-prone roadway PAN Yishan1,2,3,QI Qingxin4,WANG Aiwen1,3,XIAO Yonghui2,CHEN Jianqiang5, L Xiangfeng6,XU Lianman2,DAI Lianpeng7 1. School of Mechanics and Engineering,Liaoning Technical University,Fuxin 123000,China; 2. Liaoning University,Shenyang 110031,China; 3. Re- search Institute of Rock Burst,Liaoning Technical University,Fuxin 123000,China; 4. Deep Mining and Rockburst Branch,China Academy of Coal Science, Beijing 100013,China; 5. Shenhua Xinjiang Energy Co. ,Ltd. ,Urumchi 830027,China; 6. School of Civil and Resource Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China; 7. Key Laboratory of Ministry of Education on Safe Mining of Deep Metal Mines,Northeastern University,She- nyang 110819,China AbstractIn this study,the “stress-surrounding rock-support” mechanical model of rockburst roadway was estab- lished,and it revealed that the starting stress condition of rockburst is that the far-field stress is greater than the critical stress,and the stopping energy condition is that the energy absorbed by the near-field surrounding rock and the energy absorbed by the support is greater than the energy released from the far-field. Based on the dynamic response analysis of the surrounding rock and support in the process of rockburst,it was found that the damping characteristics of the 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 surrounding rock,the impact-resistant and energy absorption characteristics of the anchored rock and the damping and stiffness of the support in the roadway have an important influence on the stability of the surrounding rock subjected to an impact loading. Considering the whole “starting-breaking-stopping” process of the rockburst,the authors proposed some prevention and control s on rockburst in the roadway in terms of static and dynamic mechanics. Firstly, before the rockburst starts,according to the stress condition of rockburst start,the s of reducing the stress and the accumulation of elastic energy of coal and rock mass and improving the resistance of support to increase the diffi- culty of rockburst start-up are conducted. Secondly,during the process of rockburst,according to the energy condition of rockburst stopping,the s of changing structure and properties of coal and rock mass on the propagation path of impact stress wave are conducted to absorb or dissipate the impact energy. Thirdly,at the end of the propagation of the impact stress wave,the of increasing the strength and damping of the supporting structure in the roadway is conducted to absorb the residual impact energy,and weaken the damage of the supporting structure caused by the im- pact stress wave. It is proposed that the supporting structure of rock burst roadway should have the characteristics of yielding and energy absorption,and the impact-resistant support should be designed according to the energy character- istics of rock burst. Combined with the failure characteristics of support and surrounding rock under the impact load and the support structure requirements of the rockburst roadway,the energy absorption support equipment,including energy absorption anchor cable,energy absorption O-shaped shed and energy absorption hydraulic support,have been developed. The three-level energy absorption support system was established by the combination of energy absorption components and their complementary functions. The three-level energy absorption support system has the characteris- tics of radial yield,circumferential shrinkage and axial stability,and realizes the three-dimensional energy absorption function of the rockburst roadway. Key wordsroadway;rock burst;starting stress condition;stopping energy condition;three-level support 冲击地压发生时,煤岩系统储存的弹性能瞬间释 放,造成支护设备毁坏、采掘空间变形及人员伤亡等 重大损失[1-3]。 据统计,90 以上的冲击地压事故发 生在巷道中,特别是近几年,山西担水沟煤矿、辽宁红 阳三矿、山东龙郓煤业、河北唐山矿、吉林龙家堡矿先 后发生严重冲击地压事故,使得冲击地压防治措施的 有效性成为焦点问题。 目前,对于冲击地压防治的研 究成果已有很多,齐庆新等提出了以应力控制为中 心,以单位应力梯度为表征的冲击地压应力控制理 论,并从应力控制角度对冲击地压进行了防治研 究[4-6]。 谭云亮、赵同彬等给出了深部应变型冲击地 压、深部坚硬顶板型冲击地压、深部断层型冲击地压 解危方法优先顺序[7]。 笔者研究了冲击地压的发生 启动过程,得到了启动的能量准则和扰动响应准 则[8-10];潘俊锋等发现采动围岩近场系统内集中静载 荷的积聚是冲击启动的内因[11],提出了大范围集中 静载荷疏导理念的冲击地压防范理论;魏辉、潘立友 等提出了高应力与高能量冲击地压的工程缺陷防控 方法[12]。 这些研究成果均聚焦于冲击地压灾害启动 前的孕育阶段,即如何避免或控制冲击地压不发生, 解决了大部分冲击危险巷道的安全问题,而对于冲击 地压启动后如何从支护方面有效避免巷道破坏的研 究较少。 文献[13-14]建立了冲击地压巷道围岩稳 定性控制的“强弱强”结构力学模型,提出要通过减 小外界震源载荷、合理设置弱结构、提高支护强度等 措施来防范巷道冲击地压动力灾害;吴拥政、康红普 等提出冲击地压巷道锚杆支护形式选择原则,介绍了 高冲击韧性锚杆支护材料力学性能及锚杆支护参数 设计方法[15]。 近些年的冲击事故表明,防冲支护对 于减少或避免冲击地压造成的损失尤为重要,但现有 的支护技术手段仍然无法有效解决强冲击地压巷道 破坏问题。 基于此,笔者建立了三级支护防治冲击地压理 论,提出在远场降低应力和围岩降低冲击倾向性基础 上,实施一级支护锚杆、二级支护 O 型棚和三级支护 液压支架,根据矿井最大可能释放能量,设计三级支 护参数,可实现巷道冲击地压防治。 研发了吸能锚杆 索、吸能 O 型棚、吸能液压支架等吸能装备,根据抚 顺老虎台矿和义马耿村矿实践证明三级支护是有效 的。 1 巷道三级支护及其防冲机理 1． 1 加强支护控制巷道冲击启动 一般认为冲击地压是抗不住的,但研究发现单靠 支护也能解决冲击地压问题。 实际上目前 90 的冲 击地压都发生在巷道中,而工作面由于支护强度高, 6851 第 5 期潘一山等煤矿冲击地压巷道三级支护理论与技术 几乎没有冲击地压伤亡事故,其原因是工作面支护强 度远远高于两巷的支护。 下面从理论上给出分析。 冲击地压巷道在原岩及采动应力共同作用下,巷道支 护-近场围岩系统存在远场能量动力输入。 图 1 为 冲击地压巷道“应力-围岩-支护”力学模型。 模型中 假设 P 为远场应力, K 为围岩冲击能指数,σc为围岩 抗压强度,ps为支护应力。 依据文献[10]利用冲击 失稳理论可得到巷道冲击地压启动的临界载荷 Pcr 与支护应力 ps、抗压强度 σc、冲击能指数 K 的关系式 为 Pcr σc 2 1 1/ K1 4ps/ σc1 图 1 巷道支护与围岩冲击地压模型 Fig． 1 Mechmical model of “stress-surrounding rock-support” for rockburst in roadway 由式1可以看出,随着支护应力的增加,冲击 地压发生的临界载荷增加。 可见,冲击地压启动发生 前,通过增加支护阻力,可提高临界载荷,抵抗冲击地 压发生,即防冲支护应具有高的支护阻力,则冲击地 压的临界载荷提高了,冲击地压难以发生或不发生 了,这就是通过加强支护可以防治冲击地压的理论基 础。 1． 2 增加支护吸能促使冲击停止 冲击地压的发生过程就是支护和围岩在矿震释 放能量作用下破坏的过程。 图 1 所示的释放能量包 括围岩远场弹性区积聚能量与断层错动或顶板断裂 等扰动释放的能量经衰减后传递到近场围岩的能量 两部分。 设远场围岩弹性区积聚的能量为 Ee, 断层 错动或顶板断裂等扰动释放的能量经衰减后传递到 近场围岩的能量为 Er,近场围岩塑性区吸收能量为 Ec,巷道支护结构吸收能量为 Es。 则冲击地压启动 后停止应满足近场围岩吸收能量支护吸收能量≥ 远场释放能量,即有 Ee E s≥ Ec E r 2 因此,可以看出,如果已知顶板等释放的能量,通 过加强巷道支护,基于防冲能量设计支护,即通过支 护具有吸收耗散冲击能的功能,并使围岩保持完整, 实现支护与围岩共同吸收冲击地压能量,最终使冲击 地压停止下来。 从围岩变形速度大小分析,也可得到同样结论。 冲击地压启动后,巷道冲击地压破坏过程具备显著的 动力学特征,其实质是深部煤岩体弹性变形能突然释 放产生冲击应力波,在煤岩介质中传播至巷道周围, 造成 巷 道 围 岩 及 其 支 护 体 动 力 失 稳。 依 据 文 献[16-17]将巷道围岩简化为块体构成的块系围岩, 块体质量为 mi,块系围岩间软弱结构面的弹性系数 为 ki,阻尼系数为 ci;巷道内支护体的刚性支撑作用 简化为弹簧 ks,阻尼耗能的作用简化为阻尼器 cs;将 震动产生的动力载荷简化为 ft,建立巷道支护体与 围岩的动力学模型如图 2 所示。 图 2 巷道围岩与支护体动力响应模型[16] Fig． 2 Dynamic response model of surrounding rock and support[16] 设在达到静力平衡时,由于黏弹性体的变形而使 第 i 块岩块产生的位移为 δi,则在冲击扰动 ft作用 下,块系上覆岩层与支护系统的动力响应微分方程为 Mx t Cxt K[xt δ] Mg Ft 3 其中,M 为系统质量矩阵;C 为系统阻尼矩阵;K 为系 统刚度矩阵;xt 为块系岩体位移向量;Ft [ft,0,,0] T 为外界冲击扰动;δ 为静力平衡时块 系岩体间软弱连接介质的位移向量;g 为重力加速 度。 此时,支护体中含有阻尼 cn,当支护体中阻尼为 0 时,为常规支护;当支护体中阻尼大于 0 时,为吸能 防冲支护。 据文献[18]可得,支护端岩块的位移和加速度 7851 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 响应分别为 yn,1 [Φdq0]n,1,y n,1 d2[Φdq0]n,1 dt2 4 式中,yn,1为支护端岩块的位移响应;y n,1 为支护端岩 块的加速度响应;Φ 为矩阵 B -1 A 的广义特征向量 Φi 所组 成 的 矩 阵, A CM M0 , B K0 0 -M ; d diageλ1t,eλ2t,,eλ2nt,λ1为广义特征向量 Φi所对 应的特征值;q0 a-1 ΦTAy0,y0为初始条件,a ΦTAΦ。 图 3 为吸能支护与常规支护形变量对比图,可以 看出在相同冲击扰动下,增加支护阻尼情况下,加速 度响应明显小于常规支护的加速度响应;增加支护阻 尼的形变量也小于常规支护的形变量,且增大支护阻 尼支护形变量减小。 因此,增加支护可使支护变形减 小或冲击停下来。 图 3 吸能支护与常规支护形变量[18] Fig． 3 Displacement of energy absorption support and general support[18] 1． 3 巷道三级支护的防冲要求 冲击地压巷道的支护-近场围岩系统存在远场 能量动力输入。 因此,在冲击地压巷道支护时,不但 要考虑巷道静载变形稳定的基本问题,还应考虑能量 输入造成的动载扰动及输入能量有效吸收问题。 由 于远场输入能量的大小及其与巷道距离不同,对支护 方式、支护强度及支护吸能量的要求也不尽相同,因 此应根据矿井可能释放的最大能量,实现支护分级设 计,实现不同矿井、不同静动载、不同输入能量防冲要 求。 一级支护采用锚杆或吸能锚杆,设防目标是低能 量冲击条件下,对于释放能量在 104 105J 的冲击, 设计在巷道顶板和两帮布设不同间排距锚杆,把释放 的能量都吸收了,实现巷道的防冲。 二级支护采用“锚杆O 型棚”联合支护,设防目 标较高能量冲击时,对于释放能量在 105106J 的冲 击利用锚杆索与 O 型棚联合作用实现了功能互补, 锚杆索充分发挥了围岩性能,吸收消耗冲击能,同时 有效弥补 O 型棚支护强度不足问题,而 O 型棚对围 岩在整个断面上均具有控制作用,不但弥补了吸能锚 杆索无法维护巷道浅部破碎围岩,冲击护表能力不足 问题,而且将围岩径向冲击转化为自身环向均匀收缩 消耗冲击能,维持巷道环向均部变形。 三级支护采用“锚杆O 型棚液压支架”联合支 护方式,三级支护设防目标高能量冲击时,对于释放 能量大于 106J 的冲击地压,利用液压支架具有强力 支撑作用,在巷道轴向间隔布置后形成强稳定结构, 可有效避免强冲击条件下,锚杆索与 O 型棚的整体 失稳,保障巷道整体稳定性。 锚杆索、O 型棚或液压 支架,通过径向让位、环向可缩以及轴向稳定控制对 巷道进行三维立体支护,如图 4 所示,充分利用巷内 支护体与锚固岩体,共同抵抗吸收冲击能,实现不同 能量级别的冲击地压吸能防冲,能够有效避免冲击造 成巷道顶板下沉、底板底臌、两帮收敛。 图 4 三级吸能支护技术体系 Fig． 4 Technology system of three-level energy absorption 2 实施巷道三级支护防冲的前提条件 三级支护的强度取决于远场应力和释放能量的 大小以及能量在巷道围岩消耗大小,所以在实施区域 性降低远场应力和围岩耗能基础上才能实施三级支 护。 2． 1 区域性降低煤体远场应力 从源头做起,冲击启动前,降低煤体远场应力,调 控震源特性。 在断层、向背斜轴部、煤柱以及煤岩层 变化处容易产生应力集中,积聚高能量,开采扰动下 高能量突然释放,为冲击地压提供能量源,造成冲击 地压事故。 通过对矿井地质条件、开采技术条件分析 以及区域与局部监测数据挖掘,掌握开采过程中采动 及构造应力的时空演化规律,采用调整开采布局、采 掘顺序,优化煤柱尺寸等区域防冲措施避免高应力积 聚,使其不满足冲击启动的能力条件,从源头做起,改 善震源特性,降低或避免震动能量释放,如图 5 所示。 2． 2 围岩力学改性吸收或消耗冲击能 冲击过程中,从围岩做起,改善围岩特性削弱冲 8851 第 5 期潘一山等煤矿冲击地压巷道三级支护理论与技术 图 5 降低区域远场应力 Fig． 5 Reduce regional far-field stress 击倾向性、增加围岩阻尼吸能。 基于煤岩冲击倾向性鉴定、煤岩物理力学性能测 定、煤的浸水试验以及开采区域冲击危险性评价结 果,采用煤层注水、 钻孔卸压、 煤层爆破预裂、 锚 杆索支护等措施,从围岩做起,改变煤岩介质属 性,降低其倾向性,增加围岩裂隙增强阻尼吸能特性; 采用爆破断顶断底,改善调控采场围岩顶板结构,消 除煤层储能条件,降低煤体应力,如图 6 所示。 图 6 改善围岩特性 Fig． 6 Improve the characteristic of surrounding rock 2． 3 巷道三级支护 在最大程度降低远场应力和围岩吸能基础上实 施巷道三级支护。 从巷内支护做起,改善巷道内的支 护结构的力学特性,提高支护刚度,增加支护阻尼吸 能。 巷道内的支护是冲击地压防治工作的最后一道 屏障,具有重要作用。 然而,目前对冲击危险巷道的 支护结构与支护方式都是基于静力学理念提出的,难 以适应动力破坏过程,频繁造成巷道支护破坏。 基于 此,通过设置吸能构件、提高支护刚度,增加阻尼等手 段改善支护结构特性,使支护结构具备能够抵抗动力 冲击破坏同时具备吸收冲击能的特性,如图 7 所示。 图 7 改善巷内支护体特性 Fig． 7 Improve the characteristic of support in roadway 3 巷道三级支护防冲吸能机理分析及支护设 备研制 冲击地压巷道的支护-近场围岩系统存在远场 能量动力输入。 因此,在冲击地压巷道支护时,不但 要考虑巷道静载变形稳定的基本问题,还应考虑能量 输入造成的动载扰动及输入能量有效吸收问题。 由 于远场输入能量的大小及其与巷道距离不同,对支护 方式、支护强度及支护吸能量的要求也不尽相同,因 此应实现支护分级设计,满足不同级别的防冲需要。 对于低级别的冲击地压,采用锚杆支护一级支护方 式,调动围岩自身性能抵抗和吸收冲击能;对于高级 别的冲击地压在锚杆支护的基础上,增加巷内可缩支 护U/ O 型棚构成二级支护,增加支护强度及护表 能力与吸能能力;对于更高级别可能造成巷道整体破 坏的冲击地压,在锚杆与 U/ O 型的基础上增加液压 支架构成三级支护,提高支护强度同时保障巷道整体 稳定性。 3． 1 一级支护锚杆索防冲机理分析及其研制 冲击地压发生时,冲击载荷引起煤岩介质振动, 由于煤层中钻孔壁面的刚度低、强度低,加之在复杂 应力作用下,孔壁围岩性质急剧恶化,进而导致围岩 与树脂锚固剂的黏结力急剧较小,锚固质量差时,在 冲击载荷的作用下,瞬间剪应力大于或等于锚固剂的 剪切强度,则黏结剂开始变形与围岩脱黏滑移,失去 对围岩的约束,锚固系统支护力瞬间消失,如图 8a 所示。 锚固质量好时,锚杆受到冲击载荷应力超过其 强度极限,而锚杆尾部由于螺纹的抗剪能力较低,使 螺纹段成为最危险段,最终导致锚杆尾部螺纹脱扣托 盘脱落。 当冲击应力波到达巷道自由表面时,冲击应 力波波头与反射波波尾叠加后高于巷道围岩及与其 护表强度时,巷道周边煤岩体就将被破坏,导致锚杆 失去托锚基础,如图 8b,c所示,此种情况多发 9851 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 生于巷帮表面煤体。 当冲击载荷足够大时,冲击应力 波传播至锚固区外边界处时,在瞬间一次性就摧垮了 巷道,如图 8d所示。 图 8 普通锚杆冲击破坏情况 Fig． 8 Impact failure of common anchor bolts 因此从巷道支护角度上,应采用吸能锚杆或高冲 击韧性锚杆,通过全长锚固方式或注浆锚固,增强锚 杆对围岩的控制作用,吸能锚杆或高冲击韧性锚杆植 入到巷道周围煤岩体内与围岩形成的锚固岩体,能够 保持围岩完整性,改善巷道围岩应力分布,增加围岩 承载能力,且冲击倾向性大大降低,从而提高围岩抵 抗冲击破坏的能力。 另一方面,全长锚固或注浆锚固 增加了锚杆与围岩接触面的阻尼性能,锚固围岩的吸 能性能增加,有效吸收冲击能量[19]。 图 9 为由普通锚杆、锚索、吸能套筒与吸能托盘 组成的具有径向分布吸能功能的巷道吸能锚杆索。 普通锚索位于首端,悬吊在巷道围岩深部;吸能套筒 将普通锚索与锚杆首尾连接,锚杆全长锚固巷道浅部 围岩,在其尾部巷道表面安设吸能托盘。 冲击地压发 生时,锚杆在吸能套筒内径向滑移吸收能量、尾部吸 能托盘径向压缩变形吸收能量,在入射与反射端削弱 冲击能对锚杆岩体的破坏作用,同时解决了普通锚杆 尾部破断、杆体断裂、锚固脱粘及失去托锚基础等问 题。 图 10 为吸能锚杆索的室内试验曲线,吸能锚索 吸能阻力为 140 kN,在冲击时,吸能锚杆索的吸能构 件首先轴向拉伸/ 压缩吸能,避免了锚杆杆体塑性伸 长,使之保持对围岩的控制作用。 吸能防冲锚杆索, 通过引导控制能量的释放和转化,将高能量消耗在主 动让压过程中,有效抵御冲击载荷对锚固围岩体的破 坏,保证巷道围岩和支护体系的稳定。 图 9 分布式吸能防冲锚杆索 Fig． 9 Distributed energy absorption and impact-resistant anchor bolt-cable 图 10 分布式吸能防冲锚杆索阻力与位移关系曲线 Fig． 10 Resistance-displacement curves of energy absorption anchor bolt-cable 3． 2 二级支护 O 型棚防冲机理分析及其研制 二级支护采用 O 型棚,设防目标较高能量冲击 时,对于释放能量在 105 106J 的冲击,利用锚杆索 与 O 型棚联合作用实现了功能互补。 锚杆索充分发 挥了围岩性能,吸收消耗冲击能,同时有效弥补 O 型 棚支护强度不足问题,而 O 型棚对围岩在整个断面 上均具有控制作用,不但弥补了吸能锚杆索无法维护 巷道浅部破碎围岩,冲击护表能力不足问题,而且将 围岩径向冲击转化为自身环向均匀收缩消耗冲击能, 维持巷道环向均部变形。 但传统的 O 型棚支护经常发生弯折、屈曲、或卡 揽破坏等现象,造成支架承载力大幅衰减,支护结构 失稳破坏。 O 型棚支护接头处的滑动性能,决定了其 承载力与让位防冲性能。 接头处的滑动性能主要由 两方面因素决定,一是卡揽预紧力,卡揽预紧力不足, 支架承载力未达到额定值,就开始收缩发生非稳定滑 移,不能为围岩提供足够支撑力,无法维护巷道围岩 稳定,在围岩冲击作用下,发生严重变形破坏,导致搭 接段折断与撕裂、卡揽失效与破坏,彻底失去承载 力图 11a;二是接头处接触面摩擦性能,卡揽与 U 型钢间接触面的压力分布不均,接触面上局部摩擦 力过大,出现严重磨损、擦伤、划伤甚至咬死现象,造 成支架产生拒缩、支护阻力突跳现象,造成型钢支架 0951 第 5 期潘一山等煤矿冲击地压巷道三级支护理论与技术 局部屈曲变形及弯折破坏图 11b。 若冲击能量 足够大,强冲击载荷在围岩中传递,引起大范围的围 岩震动、变形和破坏,最终经围岩作用在支架上,使得 围岩沿某单一方向冲击挤压支架,由于 O 型棚支护 强度较低,围岩压力远大于 O 型棚支护的支护强度, 在煤岩的挤压下,引起个别支架发生倾斜、弯曲甚至 折 断, 进 而 诱 发 支 护 整 体 发 生 失 稳 破 坏 图 11c,d。 图 11 普通 O 型棚冲击破坏情况 Fig． 11 Impact failure of common O-shaped shed 可以看出,冲击地压巷道围岩压力大、冲击释放 能量等级较大,巷道围岩对 O 型棚支护的载荷往往 超过支架的承载极限,造成支架整体或局部发生破 坏,如卡揽断裂,型钢支架发生弯折、扭曲、屈曲,填充 背板失效,拉杆断裂等现象,即使增加 O 型棚支护密 度,仍无法达到抗冲支护强度。 因此,对于 O 型棚支 架应合理优化型钢搭接处的接触方式,改善接头处滑 动性能,同时联合其他支护增加其整体性,防止冲击 条件下其局部及整体破坏。 图 12 为利用卡揽将 4 6 段弧形 U 型钢相互搭 接组成的吸能 O 型棚。 吸能 O 型棚在两段搭接处的 U 型钢接触面进行增阻处理,解决了冲击载荷作用时 各搭接处发生非均匀收缩与非稳定滑移及阻力突跳 问题。 沿巷道轴向按照一定间距布置 O 型棚形成笼 式支护结构,整体支护性较好,护表性较强,冲击发生 时相互搭接处发生滑动收缩,将围岩的冲击转化为支 架自身的环向收缩吸收冲击能,控制巷道环向变形均 匀,并保持整体构形稳定。 图 13 为吸能 O 型棚支架搭接处的阻力与位移 关系曲线,由图 13 可以看出单架环向可缩吸能 O 型 棚支架,最大环向收缩量为 1． 2 m,吸能量为 120 200 kJ。 图 12 吸能 O 型棚 Fig． 12 Energy absorption O-shaped shed 图 13 吸能 O 型棚的阻力与位移关系曲线 Fig． 13 Resistance-displacement curves of energy absorption O-shaped shed 3． 3 三级支护液压支架防冲机理分析及其研制 三级支护采用液压支架,设防目标高能量冲击, 对于释放能量大于 106J 的冲击地压,利用液压支架 具有强力支撑作用,不仅提供大的支护应力,而且在 巷道轴向间隔布置后形成强稳定结构,可有效避免强 冲击条件下,锚杆索与 O 型棚的整体失稳,保障巷道 整体稳定性。 锚杆索、O 型棚或液压支架,通过径向 让位、环向可缩以及轴向稳定控制对巷道进行三维立 体支护,充分利用巷内支护体与锚固岩体,共同抵抗 吸收冲击能,能够有效避免冲击造成巷道顶板下沉、 底板底臌、两帮收敛。 液压支架或液压抬棚,一般具有较高的支护阻 力,在一般冲击条件下能够抵抗破坏,保持巷道稳定, 但在强冲击条件下,如断层错动型冲击地压发生时, 断层错动产生动载应力波在煤岩体中传播至巷道附 近与静载应力叠加,释放能量巨大,造成围岩瞬间快 速冲击,强冲击载荷瞬间作用在支架上,而液压支架 或液压抬棚的泄压阀来不及快速打开,作用瞬间支架 呈刚性状态,不能及时快速让位,导致支架在结构薄 弱部分发生破坏,如支架立柱弯曲折断、爆缸,支架顶 梁折断等,如图 14a,b所示。 液压抬棚常常沿 巷道轴向成列布置,而冲击载荷常常具有方向性,导 致液压抬棚在某一方向上受力过大,造成支架倾倒, 如图 14c,d所示。 采用液压支架增加支护强度 1951 煤 炭 学 报 2020 年第 45 卷 的方式来提高围岩系统的稳定性,增强支护体系抗冲 击的能力,的确是一种行之有效的方法。 但是,突发 大能量的冲击地压时,液压支架就出现液压立柱弯 曲、折断,顶底梁变形、损坏等问题。 因此,用于冲击 地压巷道的液压支架必须既可以在正常支护状态下 具有较高支护阻力,又能够在突发围岩冲击时快速变 形让位,在静、动态双重情况下都可以实现对巷道围 岩的有效控制;支架在变形让位过程中对围岩的反作 用力尽可能保持恒定或有所提高,但不能因为变形让 位过程而使支护体系趋于极限承载状态;支架变形让 位过程中不可以将外来的动能或势能转化为自身的 弹性势能积蓄起来,而是及时将其消耗掉。 图 14 普通液压支架冲击破坏情况 Fig． 14 Impact failure of common hydraulic support 图 15 为利用自适应防冲液压支柱、防冲抗底臌 支架底梁与高强度支架顶梁的结构与功能互补研制 的吸能液压支架。 吸能液压支架利用安全阀组实现 高静载慢速收缩,利用薄壁预折纹方筒结构的稳定屈 曲实现高速冲击动载条件下快速自适应变形让位、吸 收冲击能[20]。 图 16 为吸能液压支架吸能构件的室内试验数据 曲线, 可 以 看 出 支 架 单 根 立 柱 的 吸 能 阻 力 为 2 000 kN,吸能量可达 400 kJ,由 3 个立柱组成的 门式 吸 能 液 压 支 架 整 架 支 护 阻 力 可 达 5 000 6 000 kN,吸能让位位移可达 200 mm,吸能量可达 106J。 有效解决了静载支架大变形、动载液压阀开启