基于FLAC_3D_的煤巷锚杆支护参数的模拟分析

1 煤巷地质概况
平沟煤矿位于桌子山背斜西翼之中北部，因受岗德尔 逆断层逆冲影响，使地层上挠而成不对称平缓向斜，全区 的构造形态为向西倾斜的单斜地层为主，倾角为 6° ～ 10°。 全区断裂可分两组，一组 F1 和岗德尔逆断层，为近南北走
向的逆断层，形成矿区内的西部自然边界； 另一组为近东
西走向的正断层，断层落差较大，延伸较长为各煤矿及采
直接顶为
煤岩互层，厚度为 2. 30m，节理发育，抗压强度极低。老
顶为粗 砂 岩，厚 度 为 1. 49m，灰 黑 色，厚 层 状、较 坚 硬。
直接底为泥岩及砂质泥岩，厚度为 2. 20m，灰黑色，偶夹
煤线，厚度变化较大，局部地段遇水泥化。煤层及其顶底
板岩层的物理力学参数见表 1。
岩层 顶板粗砂岩
煤岩互层 9# 煤层 底板泥岩
1） 直径的影响。通过计算，得到支护巷道围岩随锚杆 直径、长 度、间 排 距 等 参 数 的 变 形 曲 线，如 图 3、4、5
98
当锚杆材质一定时，支护阻力的大小与杆体直径的平 方成正比，即直径越大，支护阻力和锚杆支护系统刚度越 大，对支护越有利。由图 3 可知，随着锚杆直径的增大， 巷道顶底板相对移近量和两帮相对移近量逐渐减小，对巷 道围岩稳定越有利。
关键词： FLAC3D； 锚杆支护； 支护参数； 模拟分析 中图分类号： TD353 + . 6 文献标识码： B 文章编号： 1671 － 0959（2011）06-0097-03
锚杆支护具有工艺简单、安装速度快、效率高、劳动 强度低、成本低等优点，是一种十分重要的煤矿巷道支护 形式［1］。但是，由于煤矿巷道支护的理论发展滞后于现场 实践［2，3］，造成支护设计参数很难确定。随着计算机技术的 快速发展，数 值 模 拟 在 井 巷 工 程 分 析 中 得 到 了 广 泛 应 用。 文章应用 FLAC3D 软件模拟煤巷锚杆的支护，分析不同的锚 杆参数对巷道支护的影响。
2011 年第 6 期
煤炭工程
研究探讨
2） 长度的影响。锚杆长度是锚杆支护参数中的关键参 护巷道稳定是很有效的，锚杆所发挥的作用是改善围岩的
数之一。由图 4 可以看出，随着锚杆长度的加长，巷道顶 岩性和应力状态，使浅部围岩由二向应力状态转变为三向
底板、两帮的变形量逐渐减小。当锚杆长度从 1800mm 增 应力状态，提高岩体抗压和抗剪能力。模拟结果显示，随
锚杆对于阻止围岩变形、防止围岩塑性区的发展、维
［1］ ［2］ ［3］ ［4］ ［5］ ［6］ ［7］ ［8］ ［9］
钱鸣高，刘听成． 矿山压力及其控制 ［M］． 北京： 煤炭工 业出版社，1991． 康红普． 我国煤巷锚杆支护技术新进展 ［J］． 岩石力学与 工程学报，2002，21（ 增） ： 1986 ～ 1990． 康红普，王金华． 煤巷锚杆支护理论与成套技术 ［M］． 北 京： 煤炭工业出版社，2007． 王金华． 我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术 ［J］． 煤炭科学技术，2004，32（ 1） ： 6 ～ 10． 贾金河． 煤巷锚杆支护设计与监测软件的开发及应用研究 ［J］． 煤矿开采，2004，9（ 1） ： 62 ～ 64． 谢文兵，陈晓祥，郑百生． 采矿工程问题数值模拟研究与分 析 ［M］． 北京： 中国矿业大学出版社，2005． 康红普，林健． 煤巷锚杆支护成套技术在潞安矿区的应用 ［J］． 煤炭学报，2001，26（ 增） ： 106 ～ 110． 康红普． 回采巷道锚杆支护影响因素的 FLAC 分析 ［J］． 岩 石力学与工程学报，1999，18（ 5） ： 534 ～ 537． 陈育民，徐鼎平． FLAC / FLAC3D 基础与工程实例 ［M］． 北 京： 中国水利水电出版社，2009．
对巷道支护整体结构而言，间排距过大，支护强度变 小，甚至不能形成连续的承载结构，难以有效控制巷道围 岩变形。锚杆的间排距对形成锚固围岩的梁效应、拱效应 或加固层效应具有重要作用，锚杆间排距与锚杆长度有一 定的比值。从降低支护成本与提高掘进速度出发，锚杆支 护密度越小（ 间距越大） 越有利，成巷速度也可提高，具有 明显的经济效益。 3. 2. 2 围岩塑性区分析
代入相关数据，由式（ 1） 得： L = 2. 15m。
2. 2 锚杆直径
锚杆直径计算公式为：
收稿日期： 2010 － 06 － 19 作者简介： 张 飞（ 1959 － ） ，男，内蒙古包头人，教授、硕士生导师，主要从事采矿工程、岩土工程、岩石力学教学
与科研工作。
97
研究探讨
煤炭工程
槡 d = 3. 6 Q σt
大至 2400mm 时，顶板相对移近量减小 248mm，两帮相对 着锚杆直径的增大、长度的加长、间排距的减小、巷道围
移近量减小 202mm。锚杆长度达到 2200mm 后顶底板移近 岩的塑性区大大降低。初始设计巷道附近处于弹性状态的
量变形速度趋于缓和，继续增加锚杆长度对顶底板变形的 围岩很少，大部分岩体处于屈服状态或曾经屈服； 支护参
2011 年第 6 期
图 2 巷道位移矢量图
图 1 模型边界示意图 （ mm）
3. 2 数值试验结果及分析
通过数值模拟，可以得采用锚杆支护后的巷道位移矢 量图（ 如图 2 所示） 。由图 2 可知，采用锚杆支护后位移等 值区域分布较均匀，说明变形协调性较好，锚杆支护系统 和围岩在强度和刚度上耦合效果明显。巷道围岩变形得到 了控制。 3. 2. 1 围岩位移分析
控制效果不再有明显的变化。
数优化后巷道围岩受剪屈服范围明显减小，围岩受剪屈服
实践证明，锚杆不是越长越好，在一定的巷道跨度和 的岩体主要发生在巷道边角处，底板岩体发生受拉屈服的
围岩条件下存在极限（ 合理） 锚杆长度。当实际长度小于极 范围也明显减小，从而有效地降低了底鼓量。优化支护巷
限长度时，由于锚杆太短，锚固顶板岩层形成的组合梁或 道的围岩大部分处于弹性状态，岩体性能较好，围岩和锚
内摩擦角 /（ °） 30
31. 4 28. 00 31. 23
容重 / （ kg·m － 3 ） 2550 1980 1450 2530
2 锚杆参数
巷道开掘以后，两帮与顶底板都不同程度地出现一定 范围的破坏区［4 － 6］。锚杆支护的作用就在于保持破坏区范 围内岩层的稳定性。锚杆支护设计关系到巷道锚杆支护工 程的质量优劣、是否安全可靠以及经济是否合理等重要问 题，因而广泛被国内外学者所重视。锚杆支护系统的设计 取决于巷道地应力分布、围岩岩层的力学特性，以及巷道 的允许变形程度等条件［7，8］。
（ 2）
式中 d———锚杆直径，m；
Q———锚固力，kN；
σt ———杆体抗拉强度，MPa。
2. 3 锚杆的间距、排距
设计时设锚杆间、排距均为 a，则由悬吊理论：
槡 a =
Q KHγ
（ 3）
式中 a———锚杆的间、排距，m；
Q———锚杆的设计锚固力，取 70kN；
γ———被悬吊岩石的重力密度，取 25kN / m3 。
4结语
文章以神华集团平沟煤矿 0908 综采工作面为背景，运 用 FLAC3D 进行数值模拟分析，得到了支护巷道围岩随锚杆 直径、长度、间排距等参数的变化规律，为控制围岩变形， 优化锚杆参数得到了理论依据。
参考文献：
滑动，甚至会导致梁效应或拱效应的失效。 3） 间排距的影响。由图 5 可知，随着锚杆间排距的减
2. 1 锚杆长度
锚杆长度计算公式为：
L = KH + L1 + L2
（ 1）
式中 L———锚杆长度，m；
H———软弱岩层厚度或冒落拱高度，m；
K———安全系数，一般取 2；
L1 ———锚杆锚入稳定岩层的深度，一般可按经验取 0. 5m；
L2 ———锚杆的外露长度。本规程中规定锚杆外露长 度≤50mm。
3） 由于测试断面中迎头岩层岩性有不同程度的变化， 因此对整体波速对比与评价精度会产生影响，但不影响总 体范围评价。建议可对大厚度硬质砂岩层做类似实验研究。 参考文献：
［1］ ［2］ ［3］ ［4］
杨文采，李幼铭． 应用地震层析成像 ［M］． 北京： 地质出 版社，1993． 刘盛东，李承华． 地震走时层析成象算法与比较 ［J］． 中 国矿业大学学报，2000，（ 2） ． 阎生存，李珍照，薛桂玉，等． 大坝 CT 中 ART 算法及其改 进探讨 ［J］． 武汉大学学报（ 工学版） ，2001，（ 8） ． 张平松，刘盛东． 地震法 CT 技术探测煤层上覆岩层破坏规 律 ［J］． 岩石力学与工程学报，2004，（ 15） ．
（ 责任编辑 郭继圣）
99
抗拉强度 / MPa 4. 30
1. 2141 0. 80 2. 04
表 1 煤层及其顶底板岩层的物理力学参数
弹性模量 / MPa 5194. 6 2336. 6 1100. 6 2810. 9
泊松比 0. 30 0. 34 0. 28 0. 28
内聚力 / MPa 10. 00 6. 255 2. 48 3. 536
区之间的自然边界。
试验巷道所服务的 0908 工作面位于中组煤 9 － 2# 层，
为走向长壁后退式布置。9 － 2# 层煤层走向近南北，倾向近
东西，该煤层均厚为 2. 73m，属较稳定的中厚煤层，煤层
结构简单，裂隙较发育，煤层中部含一层厚约 0. 28m 夹石
（
泥岩）
为
9
# 中
和
9
# 下
的标志层。煤层顶底板岩性：
（ 责任编辑 郭继圣）
櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗櫗
（ 上接第 96 页）
围绕爆破孔周边发生，并形成一定的半径。 2） 爆破后岩体表面弱化范围以每一个钻孔为中心，其
影响半径不等，最大达到 0. 8m 左右。右上角爆破孔影响范 围相对较大。