深部回采巷道锚杆直径作用规律数值模拟研究

可回收机械锚固锚杆对巷道支护作用的数值模拟摘要：本文旨在通过数值模拟来研究可回收机械锚固锚杆对巷道支护的作用。

首先，我们分析了不同松紧度、锚固力量以及锚具类型对巷道支护的影响。

然后，我们通过模拟各种地质形态，开展了可回收机械锚固锚杆对巷道支护效能的试验。

最后，我们得出结论，可回收机械锚固锚杆可以有效地提升巷道支护的作用。

关键词：可回收机械锚固锚杆，松紧度，锚固力量，锚具类型，巷道支护。

正文：本文旨在通过数值模拟来研究可回收机械锚固锚杆对巷道支护的作用。

首先，我们分析了不同的松紧度、锚固力量和锚具类型在巷道支护中的作用。

研究表明，松紧度、锚固力量和锚具类型都会影响巷道支护的效能。

其次，为了更好地了解可回收机械锚固锚杆对巷道支护的作用，我们采用室内模拟技术，以不同的地质形态对可回收机械锚固锚杆的效能进行试验。

结果表明，可回收机械锚固锚杆可以有效地提升巷道支护的作用。

最后，我们根据数值模拟结果，总结出可回收机械锚固锚杆对巷道支护的有效方法。

综上所述，通过本文的研究，我们得出结论：可回收机械锚固锚杆可以有效地提升巷道支护的作用。

因此，在实践中，可回收机械锚固锚杆可以帮助我们更好地控制巷道坍塌的风险。

需要指出的是，针对不同的地质状况，可回收机械锚固锚杆可能有不同的效能。

因此，在实际应用中，应该根据不同的地质状况和施工环境来选择合适的锚固方式。

另外，还应该注意不同类型的锚固件在搭设、施工和使用方面的差异，针对不同的锚固件，需要采取特殊的处理手段。

此外，可回收机械锚固锚杆的使用应该与其他类型的锚固件结合起来使用，以充分发挥可回收机械锚固锚杆的优势。

在施工过程中，还需要经常维护和管理可回收机械锚固锚杆，以保证其正常运行。

另外，施工人员需要保持安全生产意识，在锚固锚杆时系好安全装置，避免因施工不当而导致事故发生。

总之，可回收机械锚固锚杆可以有效地改善巷道支护的效果。

使用可回收机械锚固锚杆的前提是要知道其特点，并遵循安全操作规程，这将有助于更好地管理和保护巷道支护系统。

回采巷道中的锚杆支护[摘要]介绍锚杆支护的作用机理及回采巷道锚杆支护设计，并对支护效果进行了评价。

关键词：回采巷道；锚杆支护；评价中图分类号：td353 文献标识码：a 文章编号：1009-914x（2013）11-0032-010引言为保证采区回采巷道的稳定性的总体效果最佳，在设计采区巷道布置时，应从选择巷道的位置开始，到是否采用其它巷道保护措施，以至采用何种修复措施和加固手段等进行全面考虑。

也就是说以巷道保护、巷道支护和巷道维护这三者的总费用最低作为最终考虑目标。

对巷道的设计，掘进、支护、正式使用以及报废的全过程都应采用巷道矿山压力全过程控制和综合治理的观念全面考虑。

锚杆支护的总体思想是如何利用锚杆支护最大限度地提高围岩的自身承载能力及稳定性，使围岩与支护系统共同维护井下巷道的稳定。

但在现场实际工作中，尚存在对锚杆作用原理认识不足，设计依据缺乏，综合治理观念差，锚杆安装质量存在问题，管理不规范等现象。

1 锚杆支护作用机理锚杆的作用机理在宏观上已有较明确的定论，即悬吊作用、加固作用与组合作用。

悬吊作用易被人们形象的接受，实质上按悬吊作用设计锚杆支护参数是一种安全性较高但不够经济的设计方法。

组合作用较难被人们形象的接受，但按该原理设计锚杆支护参数是一种能够满足安全要求且较经济的设计方法。

在实际工程中，有时三大作用同时存在，有时只是某一因素起决定性作用，或某一因素起主要作用，其它因素起次要作用。

目前，锚杆作用本质的论述尚不够明确。

研究表明，锚杆的作用本质在于通过锚杆的预紧力改变围岩的应力状态，提高围岩的刚度，增强岩层层面间的力学联系，提高围岩的自身承载能力。

锚杆与围岩共同作用构成承载结构，促使围岩由支护对象和载荷源向承载结构内的承载主体的转变，实现岩层由“松散系统”向“整体系统”、由“迭合状态”，向“组合状态”的转化。

2 层状复合岩层回采巷道锚杆支护设计2.1 设计原则（1）整体开掘回采巷道的开掘以不轻易破坏顶板的完整性为原则，由于层状复合岩层节理裂隙发育、强度小、且层间力学联系弱，该原则就显得尤为突出。

回采巷道支护方案数值模拟及可行性研究侯晓志【摘要】为解决寸草塔一矿5-1煤层回采巷道变形严重问题,特使用顶板离层指示仪对煤层顶板进行观测,观测分析认为,单一使用锚杆支护并不能与顶板岩层形成有效锚固体,必须增加锚索支护.在原支护方式基础上,设计了5种支护方案,采用FLAC3 D数值模拟软件分析了5种支护方案巷道顶板位移特征.结果表明最佳方案为每排2根锚索和5根锚杆.工程实践表明最佳方案可以保证巷道顶板的安全.【期刊名称】《中国煤炭》【年(卷),期】2016(042)002【总页数】4页(P51-54)【关键词】回采巷道;巷道支护;数值模拟;支护参数【作者】侯晓志【作者单位】内蒙古科技大学矿业研究院,内蒙古自治区包头市,014010【正文语种】中文【中图分类】TD353寸草塔一矿隶属于神华神东煤炭集团,位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内。

首采51134综采工作面位于5－1煤层第12盘区,井田构造形态与区域构造一致,为简单的单斜构造,倾角一般在1°～10°,17线以南为沿走向发育宽缓的波状起伏,向背斜构造。

19～20线之间有一正断层,断层走向216°,倾角为58°,落差距20m,井田内无岩浆侵入。

上覆基岩厚度为21.96～47.31 m,松散层厚度为0～4.32m,以砂质泥岩为主。

煤层埋藏深度为104～105m。

51134工作面推进长度1250m,倾向长度285m,工作面所采煤层厚度变化不大,结构简单,煤层厚度为2.2～2.8m,平均厚度为2.5m。

煤层顶板相对破碎,裂隙发育;直接顶为细粒砂岩和粉砂岩,老顶为砂质泥岩,不存在伪顶,直接底为砂质泥岩、泥岩,老底为中、细粒砂岩。

51134工作面回采巷道为5.0m×3.0m (宽×高)矩形断面。

开采初期,巷道的支护设计依据经验以及参照相邻矿井煤层按照围岩稳定性Ⅱ类(稳定)进行支护设计,顶板支护采用锚杆＋菱形金属网＋钢筋梁的支护形式,顶板锚杆每排4根,两帮锚杆每排各3根,锚杆直径统一为22mm的螺纹钢,长度均为2.2m。

深部复杂软岩巷道锚网索支护及数值模拟研究的开题报告一、研究背景及意义随着经济的不断发展和城市化进程的加速，地下开采和隧道建设越来越频繁。

深部复杂软岩巷道是在条件非常恶劣的情况下开展的重要工程，其安全性和稳定性问题需要得到解决。

针对这种情况，采用锚网索支护技术可以有效降低巷道的变形和支护结构破坏，提高巷道的安全性和稳定性。

本研究将针对深部复杂软岩巷道的锚网索支护技术进行深入探究，并利用数值模拟手段对其进行分析，目的是为工程实践提供有力的技术支持和科学依据。

二、研究内容和方法1.分析深部复杂软岩巷道的工程背景和特点，研究锚网索支护技术在该场景中的适用性和工作原理。

2. 结合现有资料及实测资料，初步确定巷道锚网索支护方案，并进行有限元数值模拟验证。

3. 改进巷道锚网索支护方案，调整方案参数，进行数值模拟优化。

4. 在现场应用，对锚网索支护效果进行实测分析，结合数值模拟得出的结论对方案进行再次优化。

5. 撰写论文，完成研究报告。

三、预期成果1. 深入了解深部复杂软岩巷道锚网索支护技术，发现其适用性和工作原理，为工程实践提供有力的技术支持。

2. 初步确定巷道锚网索支护方案，进行数值模拟，并针对实测结果调整方案，最终确定最优方案。

3. 完成研究论文，提出具有实际参考价值的巷道锚网索支护技术应用方案。

四、预期进展和挑战本研究需要深入了解深部复杂软岩巷道的特点，并掌握锚网索支护技术的工作原理，而数值模拟方面需要使用专业的计算软件并精确描述复杂的巷道结构和物理特性，因此涉及到多学科的知识点和专业技术，对研究人员的专业能力和科学素养提出了很高的要求。

此外，实际情况与数值模拟之间会存在差异，需要结合实测数据进行调整，这将是研究过程中需要不断克服的挑战。

深部回采巷道支护参数的正交数值模拟韦四江;孙闯【摘要】Strata behaviors of a deep mining roadway in the main coal seam of Pingdingshan mining area are intensifying.The distortion of strata cannot be controlled with a common bolting-wire mesh support,but a strong support with high strength,high stiffness and high preload is an effective approach to do this.Support parameters of mining roadway in the main coal seam of Pingdingshan mining area were analyzed with orthogonal numerical simulation,and the primary and secondary factors to strata deformation were determined.The relation was fitted with multiple regression analysis,whose dependent variable is the coefficient of convergence of a roadway cross section; independent variables involve comprehensive rock mass strength,numbers of the cable in a roadway roof,the preload of bolts,the vertical stress and dynamic loadfactor.Convergence cross section was forecasted with the relation,which is 26071 ventilation roadway of 11th colliery,and Pingdingshan coal shares supported with high strength bolt-wire-cable.The forecasting results coincide with field investigation.%平顶山矿区深部主采煤层回采巷道矿压显现强烈,普通锚网支护难以适应深部开采的要求,高强度、高刚度、高预紧力的强力支护是控制深部围岩变形的有效途径.采用正交数值方法对平顶山矿区主采煤层回采巷道的支护参数进行了模拟分析,确定了影响围岩变形主次因素.应用多元回归分析法,拟合了巷道断面收敛系数与综合岩体强度、顶板锚索根数、锚杆预紧力、垂直应力和动载系数的关系式,对平煤股份十一矿高强锚网索支护的丁5-6-26071风巷断面收敛变形进行了预测,与现场矿压测试结果基本吻合.【期刊名称】《河南理工大学学报（自然科学版）》【年(卷),期】2013(032)003【总页数】7页(P270-276)【关键词】回采巷道;支护参数;锚网索;正交数值试验【作者】韦四江;孙闯【作者单位】河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000;河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作454000【正文语种】中文【中图分类】TD350.10 引言平顶山矿区主采丁、戊和己组煤层，回采巷道多采用锚网索支护.浅部开采时，中低强度锚网支护即能控制围岩变形.现今平顶山矿区的多数矿井已进入二、三水平开采，采深多在800 m以下，深部受李口向斜的影响，构造应力较高因此，现有的锚网支护系统难以有效控制巷道围岩的变形.如十二矿己15-31010机、风巷采用锚网梁支护，前掘后修，严重制约正常掘进［3-4］.一矿戊9-10-31020运输回风巷受戊8-31020工作面采动影响，顶板破碎，普通锚杆支护难以控制围岩的稳定［5］.由此可知，平顶山矿区深部主采煤层回采巷道矿压显现强烈，普通锚网支护难以适应深部开采的要求.实践表明，高预紧力、强力支护锚杆支护系统在新汶千米深井巷道［6］，潞安漳村煤矿重复采动、破碎围岩巷道［8］，淮南新区谢桥矿沿空巷道［9］等困难复杂条件下获得了成功应用，是控制深部巷道围岩变形的有效途径［10-15］.平顶山矿区主采煤层地质条件差异较大，而实际工程中锚网支护参数多凭经验给出，对巷道使用期间巷道断面变形估计不足，造成巷道返修或报废.本文针对平顶山矿区主采煤层回采巷道锚网支护现状，采用正交数值模拟方法研究了影响平顶山矿区回采巷道围岩收敛的主次因素，拟合了影响其收敛的经验公式，并与现场矿压观测进行了对比分析.1 工程地质条件平顶山矿区主采丁组、戊组、己组3层煤，随着采深的增加，煤层倾角逐渐变缓，进入800 m左右的深部开采后，煤层倾角在6～10°之间.丁组煤巷道直接顶围岩单轴抗压强度相对较高，属于较为稳定顶板;戊煤巷道顶板的强度相对较低，弹性模量也较小，属于较松软不稳定顶板;己组煤围岩条件介于戊组煤与丁组煤之间，属于一般条件围岩;主采煤层顶底板岩性见表1.2 正交数值模拟实施步骤表1 主采煤层力学参数Tab.1 Mechnics parameters of main coal seams?2.2 选取评价的因素和水平2.1 确定试验的目的和指标根据现场调研及围岩分类情况［10］，确定影响巷道稳定性的因素有煤层类别、支护方式、预紧力、埋深和动压影响系数，而正交试验能够找出巷道收敛最小时的不同因素组合，从而确定不同条件下的最佳巷道支护方式.在进行正交试验时，应抓住主要因素，兼顾次要因素，避免同时选取彼此相关的因素.因素和水平选取如下.(1)煤系地层(A).选取丁5-6，戊9-10，己15，己16-17煤层，岩体力学参数见表1.巷道围岩综合强度计算公式为式中:σ为岩层单轴抗压强度;H为岩层厚度.巷道围岩综合强度按照实际测定的围岩强度计算，分别取顶板、底板、两帮岩体的抗压强度(岩块强度折减后得到);对回采巷道而言，顶板的稳定性更为重要，其权重取0.5，两帮和底板权重取0.25，这样处理能够反映平顶山矿区主采煤层回采巷道围岩的强度.而这样处理是为了后面的结果回归分析用，数值模型的岩体参数仍采用表1中的岩体参数.(2)支护方式(B).顶板巷帮锚杆间排距为800 mm，锚索根数分别为 1(跨中布置)，2，3，4根，共4种支护方案.锚杆φ21.8 mm×2 400 mm，每孔3卷Z2335树脂药卷;锚索φ22 mm×7 500 mm，每孔Z2335树脂药卷4卷.支护断面如图1所示.巷道尺寸为高帮3 318 mm，低帮2 700 mm，中高3 009 mm，底宽4 400 mm，净断面面积为13.24 m2.(3)预紧力(C).锚杆的预紧力对巷道稳定性有重要影响，模拟中锚杆的预紧力分别为0，40，80，120 kN，锚索的预紧力为120 kN.(4)垂直应力(D).平顶山矿区相当一部分采区已经进入埋深大于800 m的深部开采，巷道埋深依次为 800，1 000，1 200，1 400 m，岩层密度取2.5 kg/m3，所对应的垂直应力分别为 20，25，30，35 MPa.根据地应力测试结果［1］，水平应力为垂直应力的1.4倍.(5)动载系数(E).考虑到回采引起的动压或超前支承压力的作用，将巷道所承受的垂直应力集中系数确定1.0，2.0，3.0;如果巷道为沿空掘巷，且巷道处于应力降低区，其应力集中系数则为0.5.根据所选的因素及其水平个数，选取5因素、4水平L16(45)的正交数值试验.2.3 模型参数建立长×宽×高=60 m×40 m×0.5 m的平面应变模型，上边界y=20，左右边界x=±30为应力边界;底边界y=－20处限制水平方向和垂直方向的位移;z方向为固定约束.选择的锚杆支护参数参数如下.锚杆弹性模量Emod为211 000 MPa;锚杆抗拉强度ytens为0.20 MN;树脂黏结剂的黏结力gr为20 MPa;树脂黏结剂的内摩擦角gr_fric为31.89°，其单轴抗压强度为 60 MPa，黏结力为20 MPa;树脂黏结剂的刚度gr_k为88 720 MPa，树脂弹性模量16 000 MPa，剪切模量6 150 MPa;树脂黏结剂的外圈周长gr_per为0.087 96 m，钻孔直径为28 mm;锚杆的横截面面积xcarea为3.8×10-4，锚杆直径22 mm(锚索直径21.8 mm).3 结果分析3.1 巷道变形根据正交试验方案，以巷道断面变形指数λ(断面收缩量与原面积的比值的百分数)为评价指标进行分析，得到各个因素对巷道变形的影响程度(表2).巷道断面收敛如图2所示.表2 正交数值试验结果Tab.2 Results of orthogonal numerical simulation?不同围岩、不同应力边界条件下，巷道围岩的变形有很大差异，这与围岩力学性质、锚杆预紧力及锚索数目等有直接的关系.从图2可以看出，两帮和底板的变形较大，高帮变形比低帮变形大.3.2 塑性区分布从图2可以看出，垂直应力对巷道两帮的塑性范围影响较大，如方案3，4，5，6，11，13，14，垂直应力越大，巷道两帮的塑性范围也越大;水平应力对巷道顶底板的塑性范围影响较大，侧压系数越大，巷道顶底板塑性范围就越大，尤其是底板的影响较大，如方案7，8，9，10，15，16.另外，水平应力和垂直应力的差值越大，巷道围岩所承受的剪应力就越大，造成强度较低的煤层过早发生剪切破坏，如方案5，8，10，15.3.3 巷道断面收敛率正交分析3.3.1 正交分析根据正交数值计算结果，得出了各个模型的巷道断面收敛系数，如表2所示.在5种因素、5种不同的水平中，究竟哪一种因素、哪一种水平对巷道围断面收敛系数的影响最为明显呢?需要对其进行正交分析.第1步.将16个试验结果填在表2试验指标栏内.16个试验指标总和为298.73.16个试验中，6号试验的巷道收敛指数最大(55.99);试验条件:戊9-10煤层，2根锚索，锚杆预紧力为0，巷道埋深1 400 m，动载系数2.0，即 A2B2C1D4E3.第2步.计算各因素的指标(Ki)、平均值(ki)和极差(Ri)，填在表2的有关栏内，并检查计算结果.第3步.对各个因素作用下的极差进行比较，极差的大小反映了因素变化时试验指标的变化幅度.因此，因素的极差越大，该因素的影响就越大，对收敛指数的影响也越大.这样，就可以由R的大小把各因素的主次关系列出如下.由主到次，E(动载系数)→A(综合岩体强度)→D(垂直应力)→B(顶板锚索根数)→C(锚杆预紧力).第4步.由结果分析表2中的k值可以看出，戊9-10煤层，2根锚索，锚杆预紧力为0，巷道埋深为1 400 m，动载系数2.0，是对巷道收敛系数影响最大的因素. 3.3.2 技术措施根据以上分析结果可以看出:动载系数为最重要的影响因素，巷道围岩强度次之，巷道埋深居第三，支护方式中锚索根数越少，巷道收敛变形越大;锚杆预紧力越小，巷道变形越大，这说明了高预应力锚杆是控制围岩变形的重要举措.因此，针对巷道收敛变形，在巷道层位一定的情况下，提出如下技术措施.(1)超前动压对巷道收敛的影响较大，因此，应减小工作面前方的超前支承压力对巷道的作用:厚煤层分层开采，采用大采高采空区充填开采，大吨位的液压支架，超前预裂爆破.(2)锚索在深井动压巷道支护中是必不可少的，但应采用高预紧力、高延伸率的高强锚索，必要时应增加锚索的密度.(3)采用高强度、高刚度和高预紧力的锚杆及护表构件，能够减小巷道的断面收敛系数.当然，随着巷道深度的增加，巷道层位和原岩应力不可回避，超前支承压力可以在一定程度上进行调节，但幅度较小.因此，平顶山矿区深井动压巷道支护应从锚固支护系统方面考虑.3.4 巷道断面收敛回归分析采用DSP数据统计分析软件中的二次(旋转)回归模型的二次多项式模型［11］，对表2中的16组原始数据进行回归分析，一行为1个样本，一列为1个变量，因变量放在最右边.每组数据包括5个自变量(综合岩体强度σ综、顶板锚索根数N、锚杆预紧力P、垂直应力σv和动载系数D)和自变量(巷道变形指数λ).引入变量的原则是相关系数R最大，如果引入变量后R变小，则变量引入完毕.复相关系数R=0.986，F 值 =25.16，Df=(9，6)，显著水平p=0.000 4(≤0.05，回归方程可用)，剩余标准差 S=3.87，Durbin-Watson 的统计量 d=3.18在 2 附近;显著水平、相关系数和Durbin-Watson统计量都满足要求，回归方程可用，回归结果为式中:λ为巷道断面收敛系数;σ综为综合岩体强度，MPa;N为顶板锚索根数;P为锚杆预紧力，kN;σv为垂直应力，MPa;D为动载系数.该公式能够为锚网支护动压巷道的断面预留量提供参考.4 工程实例平顶山十一矿二水平的丁5-6-26071工作面风巷，断面面积13.24 m2，平均埋深850 m;采用“高预应力高强锚杆-锚索协调支护，预留断面”的支护思想，其参数如下.(1)顶板.φ22 mm×2 400 mm的高强让压锚杆，3卷Z2335树脂锚固剂锚固，预紧力80 kN;铺设1 000 mm×4 400 mm的金属网，4 200 mm M钢带，排距800 mm，预紧力100 kN.(2)两帮.φ20 mm×2 200 mm锚杆，间排距800 mm，预紧力60 kN，3卷Z2335中速锚固剂锚固;铺设金属网、钢筋梯子梁.(3)顶板锚索.4根φ22 mm×7 500 mm锚索，预紧力120 kN，间排距1 400 mm×1 600㎜，同排锚索间用1 700 mm短M钢带连接.该巷道从掘出到报废，经历掘巷影响阶段(D=1.5)、超前支承压力影响阶段(D=2.0)和超前支承压力影响峰值阶段(D=3.0)，将相关参数代入上述公式得，λD=1.5=12.28，λD=2.0=20.53，λD=3.0=37.04.说明在掘巷阶段，支护参数完全能够满足要求;超前支承压力的初期阶段，仍然能够满足需要.但超前支承压力的峰值阶段，巷道断面收缩率达到37.04%，需要采取加强支护措施.矿压观测结果表明，掘巷阶段巷道顶板最大下沉量为66 mm，最小为43 mm，顶板下沉速度小于0.5 mm/d;两帮最大移近量为432 mm，最小为264 mm，稳定后变形速度小于1 mm/d，已基本稳定.断面收缩率最大为12.4%，能够满足使用要求［12］.5 结论(1)平顶山矿区主采煤层回采巷道矿压显现强烈，普通支护难以适应深部开采的需要，高强度、高刚度、高预紧力的强力支护是控制这类巷道变形的有效途径. (2)采用正交数值方法对平顶山矿区主采丁5-6，戊9-10，己15，己16-17煤层回采巷道的支护参数进行了正交数值模拟分析，确定了对巷道变形的影响因素顺序.(3)采用多元回归分析方法，拟合了巷道断面收敛系数与综合岩体强度、顶板锚索根数、锚杆预紧力、垂直应力和动载系数的关系式.结合具体条件，对巷道断面收敛变形进行了预测，结果与现场观测基本吻合.参考文献:［1］刘海波，刘玉丽，任奋华.平顶山八矿地应力分布规律［J］.西安科技大学学报，2009，29(2):144-148.［2］张延新，蔡美峰，王克忠.平顶山一矿地应力分布特征研究［J］.岩石力学与工程学报，2004，23(23):4033-4037.［3］惠功领，宋锦虎.高应力复合顶板巷道卸压让压耦合支护技术［J］.西安科技大学学报，2010，30(4):412-415.［4］宋锦虎，惠功领，马元.深部巷道不同支护形式的对比计算分析［J］.矿冶工程，2010，30(4):14-18.［5］吕庆刚.破碎顶板预应力锚杆桁架支护系统研究［J］.煤炭科技，2008(3):11-13.［6］康红普，王金华，林健.高预应力强力支护系统及其在深部巷道中的应用［J］.煤炭学报，2007，32(12):1233-1238.［7］康红普，林健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用［J］.煤炭学报，2009，34(9):1153-1159.［8］张农，高明仕.煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用［J］.中国矿业大学学报，2004，33(5):524-227.［9］韦四江.预紧力对巷道围岩锚固体稳定的作用机理及工程应用［D］.焦作:河南理工大学，2011.［10］申艳梅，韦四江.回采巷道锚杆支护效果模糊综合评判［J］.采矿与安全工程学报，2012，28(4):576-580.［11］唐启义.实用统计分析及其 DPS数据处理系统［M］.北京:科学出版社，2002:105.［12］韦四江，勾攀峰，王满想.深井大断面动压回采巷道锚网支护技术研究［J］.地下空间与工程学报，2011，7(6):1216-1221.［13］陈晓祥，杨凯凯，徐仪昌.高应力回采巷道围岩变形特征及协调支护技术研究［J］.河南理工大学学报:自然科学版，2012，31(4):397-402.［14］张盛，张易飞，申光明.高应力煤巷结构增强型U型钢棚支护技术研究［J］.河南理工大学:自然科学版，2012，31(5):518-524.［15］郜进海，镐振，吕兆恒，等.软煤层巷道支护数值模型研究［J］.河南理工大学:自然科学版，2012，31(6):664-668.。

倾斜煤层回采巷道锚杆支护参数数值分析单仁亮刘晓峰李凯潘彩君谢伟【中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京 100083】摘要以云驾岭煤矿实测的岩层参数为基础，针对倾斜煤层回采巷道，建立数值计算模型，并通过改变顶板锚杆和锚索的直径、排距、倾角等建立了10种数值试验方案，应用FLAC 3D2.0进行数值计算，比较分析了倾斜煤层回采巷道中各支护构件在控制围岩变形方面的作用，得到了：①倾斜煤层中的回采巷道支护应该以顶板、高帮下部、低帮上部和靠近低帮的底板为关键部位；②顶锚索和锚杆由垂直于顶板改为竖直设置能更好的发挥悬吊作用，减小顶板下沉等重要结论。

本研究可以为倾斜顶板巷道支护机理的研究以及支护设计与施工提供参考。

关键词倾斜煤层回采巷道锚杆锚索数值模拟1 引言由于煤岩的赋存条件限制，回采巷道的顶板往往存在一定大小的倾角，但人们至今对此类巷道支护的设计时，一般将其看作顶板水平的矩形或梯形巷道，以悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用或围岩松动圈等的理论为基础，结合工程类比方法进行设计[1]。

当顶板的倾角很小时，这种设计方法显然是适用的。

但是随着倾角的增大，倾角对支护有效性及围岩稳定性的影响必然增大，依然采用这样的设计方法可能造成支护强度不足或过高，随之而来或者是开拓成本的加大，或者是因为存在安全隐患而影响正常生产。

数值计算采用FLAC 3D2.0，它是一种用于工程力学计算的有限差分程序，可模拟土、岩石等材料的力学行为。

由于采用了显式拉格朗日算法及混合离散划分单元技术，该程序能够精确地模拟材料的塑性流动和破坏。

与有限元法相比，FLAC解线性问题较慢，而解非线性问题较快，特别是在大变形和几何非线性的情况下，具有明显优势[2, 3]。

FLAC用于岩土工程的研究与分析已经有20多年的历史[3]，我国较早将FLAC用于回采巷道锚杆支护研究的康红普研究员的研究结果表明，岩层不连续面的分布及力学性质对顶板岩层变形和锚杆受力影响最为明显[2]。

收稿日期:20040520基金项目:国家自然科学基金重大项目(50490273);国家基金委创新群体基金项目(50221402);教育部科学技术研究重大项目(10405).作者简介:孙晓明(1970-),男,山东省泰安市人,讲师,工学博士,从事软岩工程力学及软岩巷道支护理论与技术方面的研究.第34卷第2期 中国矿业大学学报 V o l.34No.22005年3月 Jo ur na l o f China U niv e rsity of M ining &Techno lo g y M a r .2005文章编号:1000-1964(2005)02-0166-04深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究孙晓明1,2,何满潮1,2(1.中国矿业大学力学与建筑工程学院,北京　100083; 2.中国地质大学工程与技术学院,北京　100083)摘要:通过对深部开采软岩巷道的变形破坏机理的研究发现,巷道变形破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性在强度、刚度以及结构上出现不耦合所造成的;且变形首先从关键部位开始,进而导致整个支护系统的失稳.因此,要保证深部软岩巷道围岩的稳定性,必须实现支护体与围岩的耦合.数值模拟研究表明,当锚杆与围岩在刚度上实现耦合时,能最大限度地发挥锚杆对围岩的加固作用;当锚网与围岩在强度上实现耦合时,将会使围岩的应力场和位移场趋于均匀化;当锚索与围岩在结构上耦合时,可以充分利用深部围岩强度来实现对浅部围岩的支护.实践证明,软岩巷道耦合支护可以有效解决深部开采软岩巷道支护问题.关键词:深部开采;软岩巷道;耦合支护;数值模拟中图分类号:TD 353 文献标识码:ANumerical Simulation Research on Coupling Suppo rtTheo ry of Roadw ay Within Soft Rock at DepthSUN Xiao-ming 1,2,HE Ma n-chao 1,2(1.Scho ol of M echanics,Ar chitecture &Civ il Engineering ,China Univ ersity o f Mining &Technolog y ,Beijing 100083,China;2.Schoo l o f Eng ineering &Technolog y ,China U niv er sity of Geosciences ,Beijing 100083,China )Abstract :After resea rching on the defo rmatio n and failure m echanism ,the failure rea son of ro adw ay within soft rock at depth is the uncoupling of m echa nics characters betw een the sup-port a nd surrounding rock.The key po sitio n of the roadway is defo rmed firstly ,then the w hole suppo rt system is destroyed .By the num erical simulatio n analy sis ,the maximum streng then-ing effect of bo lt on surrounding rock can be realized with the rigidity coupling betw een bolt and surrounding rock ;the stress field and deforma tion field will be drov ed to unifo rm w ith the streng th coupling suppo rt betw een bo lt-mesh and surrounding rock;th e reinfo rcing suppo rt to surrounding rock can be realized by using inner rock streng th with the co nstructio n coupling betw een anchor and surro unding rock.According to the eng ineering practice,the co upling sup-port technique can resolv e the support problem of roadway within soft rock at depth.Key words :deep mining;soft ro ck ro adw ay;co upling suppo rt;numerical simulatio n 随着浅部资源的日益减少,我国煤矿开采深度逐渐加深,以每年8～12m 的速度增加,东部很多矿井正以每10年100～250m 的速度发展.近年己有一批矿井进入千米以下的深部开采阶段.由于深部复杂的力学环境,使得软岩巷道围岩稳定性控制问题成为困扰煤矿安全生产和建设的主要难题之一.“九五”期间,我国10个能源建设基地有8个都相继出现了软岩问题,造成多对矿井的停产停建[1],直接影响煤矿安全生产.因此,国内外针对软岩问题进行了大量的研究,逐渐形成了一些有影响的理论和技术,如新奥法理论、松动圈理论、大弧板理论、联合支护理论[2-5]等.这些理论与技术解决了大量软岩支护问题.但是,由于深部开采环境的复杂性,软岩巷道难支护的问题尚未得到根本解决.因此,进一步研究适合于深部软岩大变形问题的支护理论,对于煤矿安全生产具有重要意义.1　深部开采软岩巷道破坏机理在深部复杂力学环境下,软岩已进入非线性塑性大变形阶段,变形场是非线性力学场,因此,软岩巷道的破坏机理同硬岩巷道明显不同[6].软岩巷道的破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性出现不耦合所造成的,并且首先从某一部位即关键部位开始,进而导致整个支护系统的失稳.按其变形力学机制不同,软岩巷道的破坏机理主要有以下4种类型[7-8]:第一类:强度不耦合.是指支护体和围岩的强度不耦合,非均匀的荷载作用在等强的支护体上,形成局部过载,产生局部破坏,最终导致支护体失稳.第二类:刚度正向不耦合.是指支护体和围岩的刚度正向不耦合,支护体刚度(ES )小于围岩刚度(ER),围岩产生的过量变形得不到限制,使围岩剧烈变形损伤、强度降低,从而将其本身所承担的荷载传递到支护体上,形成局部过载而产生破坏.第三类:刚度负向不耦合.是指支护体和围岩的刚度负向不耦合,支护体刚度(ES)大于围岩刚度(ER ),围岩的膨胀性等能量不能充分转化为变形能而释放,造成局部能量聚集,使支护体局部过载而首先产生破坏.第四类:结构变形不耦合.是指支护体和围岩结构变形不耦合,支护体产生均匀的变形,围岩中的结构面(如软弱夹层、层理面、断层面、节理面等)产生差异性滑移变形,使支护体局部发生破坏.2　深部开采软岩巷道耦合支护根据深部开采软岩巷道变形破坏机理,要实现软岩巷道的成功支护,必须消除支护体与围岩之间的不耦合现象.因此,深部开采软岩巷道耦合支护[8]就是对软岩巷道围岩由于塑性大变形而产生的变形不协调部位,通过支护的耦合而使其变形协调,从而限制围岩产生有害的变形损伤,同时最大限度地发挥围岩的自承能力,实现支护一体化、荷载均匀化,达到巷道稳定的目的.支护体与围岩的耦合作用主要包括锚杆支护与围岩之间的耦合、锚网支护与围岩之间的耦合以及锚索与深部围岩之间的耦合支护.3　巷道耦合支护作用数值模拟研究3.1　计算方法本次研究采用弹塑性空间有限元程序2D -e 进行深部软岩巷道支护体与围岩相互耦合作用分析.该程序作为一个结构应力分析系统,能够对不同岩体参数与锚杆、网、锚索之间相互作用时的支护体受力状态、围岩应力变化规律以及塑性破坏区发育形态等情况进行很好地模拟.3.2　锚杆围岩耦合作用数值模拟分析为了方便对锚杆围岩耦合作用进行定性分析,采用固定锚杆弹模(E =100GPa ),岩体弹模由E =1000M Pa 变化到E =1M Pa ,每个模拟方案均减小一个数量级进行对比分析.由图1a 单根锚杆周围岩体的应力分布图可见,由于岩体开挖,顶部岩体要向下移动、变形,下部岩体和上部岩体的变形大小是不同的,锚杆的存在,增大了岩体整体的刚度,使岩体的变形更加协调,下部岩体变形比上部岩体的变形要大得多,此时锚杆就处于一种受拉状态,当锚杆顶端深入稳定岩体中时,锚杆对于下部岩体起着悬吊作用,从应力分布上看出,在锚杆的顶端,锚杆对岩体的影响范围最大.若将岩体弹模降低到10M Pa 时,单根锚杆的作用范围在锚杆顶部降低了60%左右,其它部位锚杆的作用范围也都有所降低(图1b).图1　单根锚杆与围岩作用e y 应力分布数值模拟结果Fig.1　N umerica l sim ulatio n result of e y distribution interacting betw een sing le bo lt a nd surro unding ro ck由此可看出,通常认为的锚杆的影响范围是在锚杆顶端沿45°向下的区域的观点[9]具有一定的局限性.当锚杆与岩体的耦合适当时,锚杆的作用范围是超出这一范围的.与单根锚杆与围岩作用效果相似,群锚加固岩167第2期 孙晓明等:深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究体的影响范围的大小与锚杆和岩体的刚度相对大小有关,并不都是锚杆顶部向下45°范围内.结果证明(图2),当锚杆与围岩在刚度上达到耦合时,即当锚杆弹模为100GPa ,岩体弹模为1000M Pa 时(图2a ),群锚的影响区将比此范围增大20%左右;当岩体弹模为100M Pa 时才是人们通常认为的沿锚杆顶部向下45°的加固范围(图2b );当岩体弹模降低到10M Pa 和1M Pa 时,群锚的加固范围又相继降低(图2c,2d).图2　群锚加固作用e y 应力分布数值模拟结果Fig .2　Numerical simula tion r esult o f e y distributio n interacting betwee n bolt suppo rt a nd surro unding ro ck 因此,在锚杆与围岩耦合的条件下,可以认为锚杆调动岩体强度范围超过传统界限.这就要求在进行锚杆支护设计时,要首先考虑锚杆与围岩的耦合问题.3.3　锚网围岩耦合作用数值模拟分析采用均质岩体条件下(E =100GPa )钢架不耦合支护(钢架弹模E =100GPa ,菱形网弹模E =10k Pa )与锚网耦合支护(锚杆弹模E =100GPa ,钢筋网弹模E =10GPa )进行锚网围岩耦合作用分析.由应力分布对比可以看出(图3),不耦合支护下竖直方向应力在顶部和底部较为突出,应力集中区范围明显大于锚网耦合支护下的应力范围.实施锚网耦合支护后的应力集中区出现在巷道的两角部,同样应力值大于不耦合支护下的应力值.同时,巷道整体变形量明显减小(图4).图3　不同条件下锚网与围岩相互作用e y 应力分布结果Fig.3　N umerical simula tio n result o f e y dist ributio ninteracting betw een bo lt-mesh suppo r t a nd surr ounding r ock under differ ent conditions图4　不同支护条件下巷道围岩变形结果Fig.4　N umerical simula tio n result o f surro unding r ock defo r ma tio n under differ ent suppo r t co nditio ns通过分析锚杆受力变化情况可以看出(图5),在巷道掘进初期,巷道围岩顶部应力迅速集中,是巷道垮落危险区域;在实施锚网耦合支护后,顶部应力集中区迅速下降,而帮部低应力区应力状态迅速提高,巷道围岩不同部位应力状态趋于均匀化.图5　集中应力区向低应力区转移过程的数值模拟结果Fig .5　N umerical simulation result of the pro cess o f co ncentr ating stress zone to lo w str ess zo ne数值模拟结果表明,支护体与围岩的一体化是实现锚网耦合的首要因素,同时,当锚网和围岩强度、刚度达到耦合时,围岩应力集中区在协调变形过程中会向低应力区转移和扩散,锚网支护体整体受力以及围岩的应力场和位移场均趋于均匀化.4　锚索深部围岩耦合作用数值模拟分析锚索支护的主要作用就是调动深部围岩强度[10].由图6,7模拟计算结果的对比可以看出(岩体弹模E =1000M Pa ,锚索弹模E =100GPa ,长度5m ),没有锚索支护时(图6a ),直墙半圆拱巷道周围形成“双耳”应力集中关键部位,常常造成巷道两肩剪坏,同时,顶部应力集中程度较高(图7a );在应力集中关键点上施工锚索(图6b )后,浅部围岩剪应力集中程度明显减小,深部岩体的剪应力水平显著增加,同时顶部应力集中程度大幅度降低(图7b ),使深部围岩岩体e y 发生集中,表明调动了深部岩体强度,控制了浅部岩体的稳定性.168 中国矿业大学学报 第34卷图6　不同支护条件下巷道围岩f x y 应力图Fig.6　N ume rical simula tio n r esult o f f x y distribution of sur rounding r ock under diffe rent suppor t condition图7　不同支护条件下巷道围岩e y 应力图Fig .7　N umerical simula tio n result o f e y dist ributio n of sur rounding r ock under diffe rent suppor t conditio n通过比较可以看出,施加锚索支护后与施加前巷道围岩应力分布具有明显不同,主要表现在施加锚索支护后,剪应力明显向巷道深部围岩延伸、扩张,应力集中程度相对减小,在巷道围岩深部锚索顶端出现拉应力集中区.这说明由于锚索的作用,使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载,从而减小了巷道的变形量.同时,巷道开挖后,围岩的强度由空区向深部逐渐增大到原岩强度,通过锚索的作用,调动了巷道深部围岩的强度,从而达到了对巷道浅部围岩的支护效果.5　结　论根据以上研究结果,可以将软岩巷道耦合支护的特点归纳如下:1)最大限度地利用围岩的自承能力;2)最大限度地发挥刚性锚杆的支护能力;3)充分转化了围岩中膨胀性塑性能;4)适时支护,主动促稳而不是被动等稳;5)利用深部围岩强度,达到对浅部围岩的控制;6)围岩和支护体实现了优化组合,从而使支护系统达到耦合的最佳支护状态.通过多年的理论研究和工程实践,深部开采软岩巷道耦合支护技术不断得到完善和发展,解决了所承担的煤炭、水利、交通、国防等22个工程单位31项关键工程和国际合作项目中的软岩难题,取得了显著的经济效益和社会效益.参考文献:[1]　晏玉书.我国煤矿软岩巷道围岩控制技术现状及发展趋势[A ].何满潮:中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[C].徐州:中国矿业大学出版社,1996.1-17.[2]　何满潮,景海河,孙晓明.软岩工程力学[M ].北京:科学出版社,2002.[3]　韩瑞庚.地下工程新奥法[M ].北京:科学出版社,1987.[4]　董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及其应用技术[M ].北京:煤炭工业出版社,2001.[5]　朱效嘉.锚杆支护理论进展[J].光爆锚喷,1996(3):1-4.Zh u X J .Th e dev elo pm ent of bo lt suppo r t theo ry [J ].Smo o th Bla sting and Bolt -Sho tcr eting ,1996(3):1-4.[6]　何满潮,吕晓俭,景海河.深部工程围岩特性及非线性动态力学设计理念[J ].岩石力学与工程学报,2002,24(8):1215-1224.He M C,Lv X J,J ing H H.The char acters o f sur-ro unding rock in deep e ngineering a nd its non-linear dy na mic -mechanical design co ncept [J ].J o urnal o fRock M echanics &Eng ineering ,2002,24(8):1215-1224.[7]　何满潮,孙晓明.中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M ].北京:科学出版社,2004.[8]　孙晓明.煤矿软岩巷道耦合支护理论研究及其设计系统开发[D ].北京:中国矿业大学力学与建筑工程学院,2002.[9]　郑颖人.地下工程锚喷支护设计指南[M ].北京:中国铁道出版社,1988.[10]　He M C,Dua n Q W ,Sun X M.Co mpute r nume ri-cal simulatio n o f soft ro ck in China [A ].W ang X .Com puter applica tio ns in the minera ls industries [C ].Ro terda m :A A Balkema Publish ers,2001.697-700.(责任编辑　陈其泰)169第2期 孙晓明等:深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究。