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离散围岩论文3.27


东北大学继续教育学院毕业设计(论文) 北大学继续教育学院毕业设计(论文)

离散围岩的巷道支护理论及应用研究

专业: 专业:采矿工程

班级: 班级: 0903

姓名: 姓名:殷浩

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>离散围岩的巷道支护理论及应用研究 .................................................... I 摘 要.....................................................................................................III

Abstract ................................................................................................... V 1.1 离散性块状岩体力学结构模型建立 ...........................................1 1.1.1 离散性块状岩体破碎机理 .................................................2 1.1.2 力学结构模型建立 .............................................................4 1.2 离散性块状岩体的稳定性分析及控制方法 ...............................8 1.3 小结..............................................................................................13 2.支护结构体破坏机理分析及破坏警戒值确定 ..................................15 2.1 锚杆支护结构体破坏机理分析 .................................................15 2.1.1 锚杆支护结构体破坏形式 ...............................................15 2.1.2 锚杆支护结构体破坏机理分析 .......................................17 2.2 岩体变形破坏的最大变形研究方法 .........................................19 2.2.1 支护结构体变形警戒值的确定 .......................................21 2.3 小结..............................................................................................23 3.数值模拟及巷道支护参数确定 ..........................................................25 3.1 有限单元法的基本原理 .............................................................25 3.2 ANSYS 软件简介 .......................................................................26 3.3 巷道锚杆支护数值模拟分析 ....................................................26 3.3.1 基本假设 ...........................................................................26

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3.3.2 原始资料数据 ...................................................................27 3.3.4 数值模型建立 ...................................................................29 3.3.5 模拟方案确定 ...................................................................30 3.3.6 不同方案的模拟结果及分析 ...........................................35 3.3.7 模拟方案的修改及进一步分析 .......................................39 3.4 支护方案及支护参数确定 .........................................................41 3.4.1 顶板支护 ...........................................................................41 3.4.2 两帮支护 ...........................................................................41 4.结论.......................................................................................................43 致 谢.......................................................................................................45 参考文献...................................................................................................46

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我国有着非常丰富的煤炭资源, 但在煤矿地质条件复杂多变的情 况下,煤岩层受地质应力的作用会产生很多断裂、褶曲等构造,而处 于这些构造带中的巷道, 由于岩层节理裂隙发育, 尤其是层间错动带、 以及受岩浆入侵而形成的挤压破碎带等, 这些地带围岩通常比较离散 破碎,围岩的松动范围较大,巷道维护困难,此问题一直困扰着矿山 巷道的安全及使用。 离散性破碎岩体是指分布有多组节理裂隙从而被 切割成大小不一的碎裂块体的岩石。 本文以离散性破碎围岩为研究对 象,针对这种离散破碎围岩在构造上呈现的非连续性,分析研究了离 散破碎岩体的稳定性及其失稳后的移动变化规律, 建立了离散破碎围 岩岩体力学结构模型并对其稳定性进行分析, 最后结合国内外围岩锚 杆支护控制机理提出了适合这类围岩的控制方法, 分析研究了锚杆支 护结构体变形破坏机理, 采用岩体变形破坏的最大变形研究方法分析 确定了支护结构体的破坏警戒值;在理论分析计算的基础上,通过数 值模拟对不同的锚杆支护方案进行了模拟比较, 最终确定了合理的巷 道支护方案并应用于实践工程,技术经济效果显著。 本文不仅探讨研究出一套适离散性破碎围岩控制的技术方案和 设计参数,解决了研究对象的工程实际问题,还在离散性破碎围岩控 制技术研究的基础理论和方法方面取得一些进展, 并初步建立了离散

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性破碎围岩稳定性及其控制研究的基本框架和技术方法体系, 对我国 巷道围岩控制技术的不断提高和完善具有一定的促进作用。 关键词:离散围岩,围岩控制,锚杆支护,数值模拟

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Abstract
Our country has a very rich coal resources, but in coal mine geological conditions of the complex and changeable

circumstances, coal strata by geological stress the role of fracture, can produce many such fold-the structures, in these structural belt of roadway, because rock joints and fissures development, especially the interlayer rupture zone, and is influenced by the magma intrusion and form of extrusion tape, etc, these zones of surrounding rock is usually discrete breakage and surrounding rock is larger, the loose range roadway maintenance difficulties, the problem has been bothering mine roadway road safety and use. Discreteness broken rock refers to distribution with multiple joints and fissures and be cut into variably-sized fractured blocks of the rocks. Taking discreteness broken wall rock as the research object, aiming at the discrete broken wall rock in tectonic shown on a discontinuity, analyzed the discrete broken rock mass stability and its instability of mobile change rule,

established the discrete broken wall rock rockmass mechanics

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structure model and its stability analysis, finally combining domestic and foreign surrounding rock bolting control

mechanism was put forward for this kind of surrounding rock control methods, analyzed the bolt support structures of deformation and failure mechanism of rock mass deformation and failure, using the maximum deformation research method analysis to identify supporting structure body damage alert value; On the basis of theoretical analysis, numerical simulation of the bolt supporting scheme of different simulated comparison, ultimately determines a reasonable roadway plan and applied engineering, technical and economic effect is remarkable. This paper not only discusses developed a set suitable discreteness broken wall rock control technical solutions and solve the design parameters of object of study on engineering problems, but also in discreteness broken wall rock control technology research on basic theory and method, and some progress in established preliminarily discreteness crushing the stability of surrounding rock and its control research basic frame and technology method system of our country, the surrounding rock control technology continuous improvement and

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perfection has certain stimulative effect. Keywords: massive discrete, the surrounding rock control, Keywords bolting, numerical simulation

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1.离散围岩巷道支护理论 1.离散围岩巷道支护理论 离散围岩巷道
在岩体中建造岩石工程后,岩体原有环境的力场必然发生改变, 应力应变不连续,从而使其周围的岩体沿弱面滑移或脱离,导致岩石 的破裂、失稳现象。因此必须在研究非连续岩体的稳定性及其失稳后 的移动变化规律的基础上,才能确定相关支护控制方法。分析破坏原 岩应力场后,离散围岩向开挖空间移动的可能性和稳定性,在此基础 上建立了离散性破碎岩体力学结构模型并对其稳定性进行分析, 提出 了适合这类围岩的控制方法。 1.1 离散性破碎块状岩体力学结构模型建立 块体理论也称关键块理论,是石根华与Goodmna(1982年)提出的 一种节理岩体的几何分析方法。 由于块状介质结构岩体的变形和破坏 主要受制于岩体中的结构面, 故模型建立的基本方法和步骤是首先利 用赤平投影或矢量分析方法找出所有的无限裂隙块体, 然后利用块体 理论的有限性定理和可动性定理, 从无限裂隙块体与开挖出露的临空 面的组合关系中确定所有的可动块体, 最后对可动块体进行运动学和 力学分析,判断关键块体,再将关键块体的判断与稳定可靠性概念结 合起来,建立稳定可靠性分析模型。

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1.1.1 离散性破碎块状岩体破碎机理 块状岩体共有三组弱面,一组为层理面,两组为节理面。层理面 是岩层沉积过程中不同物质的界面,最初呈近水平状态,在地质构造 力作用下,岩层将产生褶曲或倾斜,同时岩层将沿层理面剪切滑移, 使层理面成为贯 向相平行;节理面则是在岩层处于近水平状态时,在构造力作用 下产生的共扼剪切裂隙。

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图1-1层状岩体的结构 节理面的最初走向与构造力的最大主应力方向成
π
4 ?

?
2

交角[见

图1一1(c)1]。 图中βt表示的是节理面倾向, 倾向与走向成直角相交, 其最初倾角接近90°,最初节理面也是贯通全岩层的。在岩层逐渐倾 斜过程中,由于岩层沿层理面滑动,致使节理面上下错开[见图1一 1(a)],节理面倾向、倾角也随之变化。沉积岩被一组层理面和两组 节理面切割成很多斜方形的平行六面体。 不同的岩体中该平行六面体 大小不同,但形状类似。从结构学的观点出发,可以把沉积岩看作为 平行六面体的砌体。砌缝(即弱面)之间可能有充填物,也可能没有。 它在层理面方向是贯通的,而在节理面方向则互相错开。在块状岩体 中开挖出临空面后,部分岩体将沿弱面滑动或裂开。滑落岩体的基本

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形状就像斜方形的金字塔[见图3一1(b)]。它是一个五面体,其中一 个是层理面,其余四个是由层理面和节理面交替构成的台阶面。当我 们掌握了这五个滑落面的产状(倾向和倾角)以及其稳定条件后, 便可 根据临空面的情况求得滑落体的形状和大小, 从而采取有效的维护措 施。 1.1.2 力学结构模型建立 层理面产状在一般地质报告中都能提供, 台阶面的产状比较难于 测定。不过台阶面的走向就是节理面的走向,可以通过节理面的走向 确定台阶面的倾向。 另外根据现场测定层理面的间距与节理面的错开 距离,可求得台阶面与层理面的夹角。并根据节理面的成因,按式(1 一1)计算台阶面的倾角at, 。因为节理的产生与层理面的倾斜都是同 一构造力作用的结果, 所以它们的产状之间有一定的关系。 如前所述, 节理面的最初走向与构造力的最大主应力方向成 ? 交角。在构造
4 2

π

?

力继续作用下岩层逐步倾斜,节理面随岩层而转动,于是其产状也随 之改变。 在这转动过程中层理面的倾向始终与构造力的最大主应力方 向相平行。 图1一2为半个参考球,设图中AOC是水平面,当层理面倾角ac=O R为参考球半径, 则: 时,ONC 为层理面法线,ONT 为某一台阶面法线,
ON C = ONT = R

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图3-2 半个参考球示意图
∠AOC = ∠OAB = ∠NtBO = ∠NtBA =

π π
2

2

π
2

π

2

∠COB = β o

βo为层理面倾角,ac=0时台阶面与层理面倾向方位角之差,分别 为:
5π φ 3π φ π φ π φ + ; ? ; + ;? ? 4 2 4 2 4 2 4 2
? ?tc ; ?tc 为 ?c =0时的台阶面倾角;
OB = R cos( ? ?tc) = R sin ?tc 2 AB = OB cos β o = R sin ?tc cos β o

∠NtOB =

π
2

有图1-2得

π

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NtB = R cos ?tc

OA = sin ?tc sin β o

NtA = ( N B B) 2 + ( AB) 2 NtA = R cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc

当层理面倾向不变,绕OA轴转动一个ac:角时,Nc转到N’c,Nt转 到N,
∠N c ON 'c = ∠N t AN 't = ac ;
∠N 't B ' A =

π
2

∠N 't AB ' = ∠N t AB ? ac N t A = NA

台阶面的倾向βt,与层理面的倾向βc之差变为 ∠COB ' 即:
∠COB ' = β t ? β c

台阶面的倾角at变为 ∠B ' N 't O 即
∠B ' N 't O =

π
2

? at

AB ' = R cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc cos(∠N t AB ? ac ) N 't B ' = R cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc sin(∠N t AB ? ac )
cos ? t = N 't B ' R

cos ? t = cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc sin(∠N t AB ? ac )
sin at = OB ' R

OB 'cos( β t ? β t c ) = AB '

sin at cos( βt ? β c ) = cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc (∠N t AB ? ac )

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sin at cos( β t ? β c ) = cos at cot(∠N t AB ? ac )

令 ∠Nt AB = ak ,则已知层理面产状 α c 、 βc 和台阶面与层理面得夹 角 atc ,便可按下式求得台阶面的产状。
cos at = cos 2 ? tc + cos 2 β o sin 2 ? tc sin(ak ? ac )
cos( β t ? β c ) = cot at cot(α t ? α c )

式中 ak = arctg (

cos ? tc ) cos β o sin ? tc

at —台阶面倾角 ac —层理面倾角 at c —台阶面与层理面倾角

βt —台阶面倾向方位角 β c —层理面倾向方位角 β o —台阶面与层理面最初倾向方位角,分别为:
5π φ 3π φ π φ π φ + ; ? ; + ;? ? 4 2 4 2 4 2 4 2

β t c —层理面倾角 α c = 0 时的台阶面倾向方位角;
∠N c OC =

π

2 ;即此时层理面倾角 α c = 0 。

此处假设岩层结构为对称, 即几个方向的台阶面与层理面的夹角 都相同,实际上岩层很可能是不对称的,可根据实测确定,按此原理 另行计算。 块状岩体中层理面之间以及节理面之间的距离远小于临空面的尺 寸,可形成很多大小不等的可动块体。其中最大可动块体的底宽等于

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临空面底宽。很多工程中临空面在某一方向上几乎是无限延长的,于 是可动块体也将随之延伸,形成一个棱柱体。因此,在块状岩体中, 当临空面很长时,不必计算个别可动块体的大小,而应计算可动块体 组合成的棱柱体大小。 1.2 离散性破碎块状岩体的稳定性分析及控制方法 巷道维护应该充分利用岩石本身的强度, 一般认为锚杆能较好地 利用岩石本身的强度, 但对于如何发挥锚杆的作用不同学者则有不同 的认识。以下将从块体的平衡原理论述这一问题。 一般巷道的顶板都有铅垂下落块体,可用支架或锚杆维护,其承 载力原则上应大于下落块体的重量,锚杆的长度可视岩体性质而异。 对于块状非连续岩体,即对缝式岩体,则必须将锚杆穿过非连续面, 使可动块体与母岩相连接刁‘能保证其稳定。对于块状非连续岩体, 它由很多平行六面体组成,而且按一定的规律镶嵌而成,如果平行六 面体具有足够的强度条件,则只要维持其原有结构,就可以依靠其本 身强度维护岩体的稳定性。设巷道跨度或临空面跨度为L,基本块体 长度为a,平衡条件可按下列情况计算。 (1)L=2a 假如巷道跨度或临空面跨度L接近基本块体长度a的两倍时,临 空面上将有3个基本块体脱离母岩向孔洞移动,如图1一3。由于块体 间有摩擦力,跨度中央将率先位移,引起块体转动,使两个块体形成

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一个三铰拱结构。设岩层位于水平状态,每个基本岩块的重量为G, 厚度为b,跨度中央最大下沉量为S,岩块三铰拱结构平衡的必要条件 为:
L < 2 a2 + b2
S <b

岩块三铰拱结构平衡的充分条件—铰链处的作用力F小于该处 的点荷载强度
F < [ P]

图1-3岩块三铰拱结构 设人工结构物作用的反力为 q,顶、底铰水平作用力为 T,按静 力平衡条件:
T= L(3G ? q ) 8(b ? S )

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底铰垂直反力为
3G q ? ,底铰合力 F 为: 2 2

F=

L(3G ? q ) 16(b ? S ) 2 + L2 8(b ? S )

因此岩块三铰拱结构平衡的充分条件为:
[ P] > L(3G ? q ) 16(b ? S ) 2 + L2 8(b ? S )

(1)L=3a 假如巷道跨度或临空面跨度L接近基本块体长度a的三倍时,临 空面上将有6个基本块体脱离母岩向孔洞移动,如图1一4,块体转动 将形成一个四铰拱结构,岩块四铰拱结构平衡的必要条件为:
L < 2 a2 + b2
S <b

岩块三铰拱结构平衡的充分条件铰链处的作用力F小于该处的 点荷载强度[P]
F < [ P]

按静力平衡条件:

T=

L(21G ? 4q ) 36(b ? S )

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图1-4岩块四铰拱结构 L=3a 底拱垂直反力为
F= 3G q ? ,铰合力F为: 2 2

1 2 (b ? S) 324(6G ? q)2 (b ? S ) 2 + L2 21G ? 4q) ( 36

因此岩块四铰拱结构平衡的充分条件为:
[ P ]≥ 1 2 (b ? S) 324(6G ? q) 2 (b ? S )2 + L2 21G ? 4q) ( 36

如果式中q二0也能满足,则不需要人工结构物,可依靠岩块多 铰结构的啮合作用达到自身平衡。它反映了支架围岩共同作用原理。 如果岩块铰结构不能自身平衡,则必须辅以人工结构物,对于基本岩 块较大(如a≥0.5m)岩体,可采用锚杆维护;对于基本岩块较小者,可 采用锚喷网或金属支架 维护。当巷道跨度或临空面跨度L为基本块体长度a的2一3倍时,锚杆 长度应大于滑动棱柱体高度。如图1一5所示。

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图1-5悬吊式锚杆 (3)L>3a 假如巷道跨度或临空面跨度L大于基本块体长度a的三倍时,依靠 块体本身很难形成多铰拱结构。 可以用锚杆将部分基本块体组合成一 起,使锚固后的组合岩块形成多铰拱结构,如图3一6所示。如组合岩 块形成多铰拱结构能满足平衡条件, 则锚杆长度可以小于滑动棱柱体 高度。

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图1-6悬梁组合式锚杆 如组合岩块形成多铰拱结构不能满足平衡条件,在有条件的巷 道,可将锚杆穿过滑动棱柱体,使其与母岩相连。在小断面巷道中, 可在临空面跨度的两端,将锚杆穿过滑动棱柱体,使其与母岩相连, 因为此处滑动棱柱体的高度较低,要求锚杆长度不大,只要两端基本 块体稳定不动,就相当于减少临空面跨度,或者说减小可动块体的体 积。其余的锚杆虽然没有和母岩相连接,但也能和不动岩块相连接, 从而使岩体稳定。 1.3 小结 (1)地下巷道工程开挖后,岩体被不连续面分割为岩块,依靠本 身形成的非连续残余块体或层状铰结岩梁很难有效控制围岩变形破 坏。
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(2)对于破碎块状围岩,开挖后的岩体强度等于残余强度,残余 强度取决于岩块啮合程度,岩体变形主要取决于岩块移动,而不是块 体本身变形。 (3)支护后所形成的岩梁是块状围岩通过锚杆支护而构成的铰 接梁,梁的支护力与块体的铰结形成、块体强度、块体运动方向、悬 梁的厚度等参数有关。 (4)梁的破坏一般表现为梁的中间弯曲破坏和岩梁两端的剪断 而使块状之间沿原节理裂隙滑移产生垮落破坏。 (5)锚杆支护的作用在于改善块体之间的铰接特征, 提高岩梁中 岩块之间铰接面和接触块体的等级长度以及提高岩梁块体的整体稳 定性和岩梁的弯曲变形能力。 (6)锚杆长度应大于滑动棱柱体的高度。 (7)锚杆的间排距应等于或小于块体长度和宽度, 但当组合岩块 能形成自稳多铰拱结构时,锚杆间排距可以放宽,但必须挂金属网辅 助支护。

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2.支护结构体破坏机理分析及破坏警戒值确定 2.支护结构体破坏机理分析及破坏警戒值确定
首先分析了锚杆支护结构体破坏机理, 然后采用岩体变形破坏的 最大变形研究方法来确定了支护结构体破坏警戒值, 支护结构体破坏 警戒值对于锚杆支护监测具有重要意义。 2.1 锚杆支护结构体破坏机理分析 2.1.1 锚杆支护结构体破坏形式 锚杆支护已应用于地下工程和采矿业多年,经过国内外学者、工 程技术人员的不懈努力,现己在锚杆支护理论、设计、施工、监测等 方面取得了较成熟的经验,并已广泛应用于采矿业中,取得了显著的 支护效果和经济效果。但在实际施工过程中,总有锚杆支护失败造成 锚杆支护结构体失稳现象产生,造成安全事故。 锚杆锚固失效的原因主要是有以下几种:锚固剂破裂失效、锚杆 与锚固剂的粘结面破裂失效、锚固剂与岩石的粘结面破裂失效、锚杆 拉断等。 但实验室试验证明现在常用锚杆在正常情况下其杆体拉断都 早与锚固剂破裂失效、锚杆与锚固剂的粘结面破裂失效、锚固剂与岩 石的粘结面破裂失效这几种原因现象发生前所以以下是在基于锚固 剂不会失效的前提下对锚杆结构体的破坏进行讨论。 锚杆支护结构体 是由锚杆及围岩共同作用形成的一个结构整体。 锚杆支护结构体破坏
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现象总结起来主要有下列几种表现形式: 破坏形式(1):锚固区内围岩冒落 此现象主要发生在锚杆支护应用初期和现在的一些乡镇地方煤 矿,表现形式为:锚杆支护后产生杆体拉断,造成锚固区内围岩失去 支护而产生整体冒落。 这种破坏形式主要是由于锚杆支护参数设计不 合理造成。这种破坏形式相对比较好避免,在设计过程中选择合理锚 杆支护参数即可。 破坏形式(2):锚固结构体整体塌落 这种现象近年来已造成多起事故,并且一般发生在锚杆支护后 期。目前锚杆性能一般较好,其本身强度较大,能有效控制锚固范围 内围岩稳定性,锚杆支护后,巷道围岩变形开始并不明显,好像支护 效果较好,但随时间推移,围岩作用力转移于锚固范围以外使锚固区 界面产生离层,最终导致锚固结构体整体塌落。这种破坏形式应采用 锚索补强的方式来避免,并且需要在支护后加强锚杆支护监测,提前 发现问题及时补救。 破坏形式(3):顶板表面局部危石冒落 这种现象常见于顶板围岩较破碎状态,由于顶板围岩破碎,围岩 整体性较差,单个锚杆支护后形成的有效锚固范围半径较小,围岩局 部表面未形成挤压镶合或围岩变形较大产生裂隙贯通, 而产生局部围 岩冒落。 避免此类破坏产生的方法主要是在支护后对顶板加网进行防 护,对与极其破碎的顶板,有条件的矿可以采用内注浆法加强岩块之

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间的粘结力和自身强度或者采用表面喷浆法来防止事故发生。 2.1.2 锚杆支护结构体破坏机理分析 从上述锚杆支护结构体破坏形式来看,其实引起围岩破坏的原 因只有一个,就是锚杆支护体在地层应力(包括自重应力、变形应力 和构造力)作用下产生超出许用变形的大变形,从而破坏了锚杆支护 结构体的整体稳定性,导致结构体的局部破坏或者整体破坏。锚杆支 护结构体是由锚杆和围岩共同作用形成的支护结构体, 这个结构体是 一个复合结构体,由锚杆和围岩共同承担外部荷载。对于块离散破碎 围岩来讲,巷道开挖后,围岩在地层应力作用下将产生塑性变形,其 本身所能产生的残余强度较小,变形量大,在不支护状态下,变形量 随着时间的推移而迅速增大,直至破坏。采用锚杆支护的主要目的是 提高围岩的自身残余强度,形成整体支护结构体,从而有效控制围岩 的变形量, 使围岩支护结构体的最大变形量控制在所允许的许用变形 量范围之内,从而保证围岩的整体稳定性。锚杆支护结构体是由锚杆 和围岩共同组成的一个整体, 支护结构体的变形要受到锚杆的变形和 围岩变形的约束和影响。 (1)锚杆杆体变形特征 现在常用金属锚杆杆体一般为低碳高强螺纹钢,锚杆处于弹性 受力状态时,伸长率较小,仅为 0.2%左右。当杆体处于塑性状态达 到极限强度时,伸长率为 10%左右,此时锚杆杆体处于最大受力状态

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而面临拉断失效,也就是说,对于锚杆来讲,其允许的最大拉长量应 在 0.2%一 10%倍的锚杆长度范围内,超出这个范围锚杆将被拉断失 效。 (2)围岩变形特征 对于离散性破碎围岩来讲, 巷道开挖后围岩在地层应力作用下由 原来的弹性变形状态转化为塑性变形状态, 而塑性变形在地层应力继 续作用下转化为离散破碎变形状态,围岩形成块体啮合结构,其本身 的残余强度仅靠块体之间的啮合摩擦形成。 这个过程中围岩的变形量 可达几十毫米甚至一百毫米以上。若不对围岩进行支护,随着围岩变 形量的增大,其残余强度必将不断减小,最后失稳冒落。 (3)锚杆支护结构体变形特性 锚杆支护结构体的变形受锚杆变形特征和围岩变形特征的影响, 是锚杆和围岩受力变形的总体体现。 从实验室模拟和计算机数值模拟 来看,支护结构体的变形主要分以下三个阶段: 第一阶段为初期变形阶段。支护结构体在巷道开挖后,在地层应 力作用下产生有限变形。这个阶段变形量较小,一般不超过 10mm, 此时锚杆受力较小,锚杆的支护作用在支护结构体中起次要作用。锚 杆的作用效果主要在于通过预紧力提高围岩本身强度, 支护结构体的 主要承载能力由锚固围岩来承担。 第二阶段为限制变形阶段。 所谓限制是指锚杆在此阶段同围岩一 起共同承受外部荷载, 或者说通过锚杆提供的强大支撑力和通过锚杆

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而提高的围岩本身强度来抵抗外部荷载控制和限制支护结构体的自 由变形,而使支护结构体处于稳定状态,此阶段锚杆受力迅速提高, 围岩处于塑性破碎、块体啮合状态,支护结构体变形量一般在 100 毫 米左右。 第三阶段为破坏阶段或者稳定阶段。 当支护结构体围岩块体相对 位移继续增大, 块体之间的啮合力继续降低, 锚杆受力达到极限状态, 伸长率超过 10%后,锚杆杆体. 支护结构体破坏,这个阶段称为支护 结构体的破坏阶段;如果支护结构体围岩块体相对位移趋于稳定,支 护结构体不发生破坏,那么说明支护效果较好,支护结构体处于稳定 阶段。从上述锚杆、围岩、支护结构体变形特性分析可知,支护结构 体为锚杆和围岩构成的复合承载体,支护结构体围岩为块状啮合体, 其强度为残余强度,锚杆在支护结构体中起主要的承载作用,支护结 构体的变形破坏受锚杆变形破坏的影响。 而锚杆的最终破坏原因可总 结为锚杆本身的变形量超出了许用变形值而产生拉断失效。 2.2 岩体变形破坏的最大变形研究方法 目前, 评价支护结构体的稳定性一般延用材料力学所涉及的强度 准则,而且以强度评价为主。例如,挤压加固理论在于定性描述支护 结构体形成具有足够强度的能够抵抗外部载荷的支护体;组合梁理论 在于形成足够强度的能够抵抗外部荷载的梁结构体;最大拉应力理论 在于能够形成足以抵抗外部荷载并引起围岩结构体产生拉应力的强

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度结构体,只有悬吊理论、围岩松动圈理论是从围岩失稳和变形方面 来考虑的。上述这些理论的研究,由于支护结构体的复杂性,很难或 无法给出一个量化计算值,只是定性描述。在工程监测实践中很难或 无法测定出支护结构体的本身实际强度, 故此在确定支护结构体稳定 性指标上无法给出一个实用的测定值, 给锚杆支护监测带来了极大不 便。 岩体变形破坏的最大变形研究方法的指导思想就是以支护结构体 的变形作为评价其稳定性的依据。 当支护结构体的变形达到某一警戒 变形值时,支护结构体即产生破坏。其原因有: (1)支护结构体的强度为产生塑性状态区的残余强度,支护结构 体一般呈块状离散性破碎状态,其强度来自于块体之间的啮合和摩 擦。 (2)支护结构体的稳定性受地层压力大小和结构体本身强度影 响, 而地层压力和支护结构体强度在现场监测中很难或无法测定其准 确值。 (3)支护结构体的变形是地层压力和结构体强度相互作用的综合 表现,能够准确地科学地反映支护结构体的稳定性。 (4)锚杆支护监测技术完全能够准确地测出或描绘出支护结构体 的变形特征。 (5)当支护结构体变形量达到某一警戒变形值时, 锚杆遭受破坏, 支护结构随即产生冒落,离层破坏。被拉断,支护结构体破坏,这个 阶段称为支护结构体的破坏阶段;如果支护结构体围岩块体相对位移

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趋于稳定,支护结构体不发生破坏,那么说明支护效果较好,支护结 构体处于稳定阶段。 从上述锚杆、围岩、支护结构体变形特性分析可知,支护结构体为锚 杆和围岩构成的复合承载体,支护结构体围岩为块状啮合体,其强度 为残余强度,锚杆在支护结构体中起主要的承载作用,支护结构体的 变形破坏受锚杆变形破坏的影响。 而锚杆的最终破坏原因可总结为锚 杆本身的变形量超出了许用变形值而产生拉断失效。 2.2.1 支护结构体变形警戒值的确定 支护结构体的变形失稳是以锚杆破坏为前提,当锚杆在支护结 构体中与围岩一起承受外部载荷,并处于良好的受力状态时,支护结 构体是稳定的,只有当锚杆处于危险警戒状态时,支护结构才可能处 于危险警戒状态, 那么如何来判定锚杆处于良好状态或危险警戒状态 呢?我们还是从锚杆应力一应变曲线来分析。 (1)1 锚杆处于弹性变形阶段,锚杆杆体最大受力状态达到屈服 点时锚杆最大变 形量为: △ L1=0.2%×L 式中:△LI—锚杆变形量;L L—锚杆长度。若以长度为 2.5m 的锚杆计算,锚杆最大变形量为 5mm,也就是说锚杆处于弹性受力状态时支护结构体变形量不大于

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5mm,否则锚杆受力处于塑性状态。 (2)锚杆处于塑性变形阶段,达到极限破坏点时,锚杆变形量为: △L2=10%×L(4 一 2) 式中:△L2—锚杆破坏变形量;L L—锚杆长度。 若以长度为 2.5m 锚杆计算,锚杆破坏变形量最大为 250mm,此 时锚杆处于极限最大受力状态随时产生破坏, 也就是说支护结构体也 将随时产生破坏。 (3)许用变形值—警戒值确定从上述锚杆受力状态和变形状态分 析来看,锚杆处于弹性阶段是最安全可靠,但此状态对支护结构体变 形(小于 5m)特征来讲是不太可能的,因为支护结构体是离散破碎围 岩,变形量在几十至几百毫米,而当锚杆处于极限受力状态,锚杆伸 长率达到 10%时,锚杆又处于临界破坏状态。在锚杆受力变形过程中 一定存在着一个使锚杆受力状态良好的变形值, 且这个变形值即为所 找的许用变形值,这个变形值一定在 10%伸长率之内。 根据建筑材料规范规定,螺纹钢在进行冷加工时,要求控制伸长 率和控制冷拉应力不超过一个定值,此时钢筋处于良好受力状态,超 过此值则可能处于不利状态。 我们可以就以许用变形值作为变形警戒 值。GBJ10 一 89 规范规定的冷拉控制应力及最大冷拉率见表 2-1。

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表 2 一 1 冷拉控制应力及最大冷拉率(GBJ10 一 89)
钢筋级别 Ⅰ 直径(mm) 冷拉控制应力(MP) 最大冷拉率(%) 10 5.5 5.5 5 4 锚杆长用材料 备注 直径小不予考虑

6~12 8~25

280 450 430 500 700

Ⅱ Ⅲ Ⅳ

28~40 8~40 10~28

一般目前所用锚杆材质有两种。一种是 I 类光圆钢筋,一种是无 纵筋螺纹钢筋(相当于Ⅲ类钢筋)。通过上表分析并考虑一定安全系 数,可得出当采用无纵筋螺纹钢锚杆时,所需变形警戒值对应的伸长 率取 5%。 表达式为: a=5%×L 式中:a—变形警戒值; L—锚杆杆体有效长度。此变形警戒值的意义在于:当锚杆的变 形量在 5%范围以内时,锚杆受力处于良好状态,能充分发挥锚杆与 围岩的共同支护作用,使支护结构体保持在整体稳定状态。 2.3 小结 (1)锚杆支护结构体的破坏形式主要表现为锚固区内围岩冒落、 锚 固结构体整体塌落和顶板表面局部危石冒落。 (2)支护结构体破坏的原因只有一个, 就是锚杆支护结构体在地层

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应力(包括自重应力、 变形应力和构造力)作用下产生超出许用变形的 大变形,从而破坏了锚杆支护结构体的整体稳定性,导致结构体的局 部破坏或者整体破坏。 (3)支护结构体的变形特征分三个阶段, 其变形特征受锚杆变形特 征的影响,锚杆在支护结构体中的作用至关重要。 (4)支护结构体的稳定性最终取决于其变形, 当变形达到某一警戒 变形值时,即产生破坏。 (5)支护结构体的破坏以锚杆破坏为前提, 也就是说锚杆破坏是支 护结构体破坏的前提条件和必要条件。 (6)锚杆破坏取决于锚杆的变形状态,当锚杆变形值在 5%XL 范围 内,锚杆受力处于良好状态,且发挥良好的支护作用效果,锚杆变形 值小于或等于锚杆有效长度的 5%时,即安全可靠,否则结构体则处 于临界或破坏状态。 (7)锚杆的变形状态受支护结构体变形的影响和约束, 两者相互作 用,最后达到协调一致,保持良好的锚杆受力状态也就保持了支护结 构体的稳定性。

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3.数值模拟及巷道支护参数确定 3.数值模拟及巷道支护参数确定
研究采场应力分布及控制顶板岩层运动规律是确定采场控制方 案的重要依据。 相似模拟实验由于测点布置的有限性及其费工需时的 缺点,试验结果具有一定的局限性,为进一步摸清离散围岩的应力分 布和岩层移动规律,并与相似模拟实验相对比、映证,作为重要的研 究手段之一,本文采用数值模拟方法予以研究。数值模拟就是用相关 的计算机软件(数值模拟软件)来进行数值分析。 3.1 有限单元法的基本原理 应用有限单元法求解任意的连续体时, 应把连续的求解区域分割 成有限个单元,并在每个单元上指定有限个节点,一般可以认为相邻 单元在节点上连结构成一组单元的集合体, 用于模拟或对逼近求解区 域进行分析,同时选定场函数的节点值,例如取节点位移作为基本未 知量, 并对于每个单元根据分块近似的思想, 假设一个简单的函数(称 为插值函数), 近似地表示其位移的分布规律;再利用弹塑性理论中的 变分原理或其它方法,建立单元节点的力和位移之间的力学特性关 系,得到一组以节点位移为未知量的代数方程组,从而求解节点的位 移分量。 一经解出, 就可以利用插值函数确定单元集合体上的场函数。 显然, 如果单元满足问题的收敛性要求, 那么, 随着缩小单元的尺寸, 增加求解区域内单元的数目,解的近似程度将不断改进,近似解最终 将收敛于精确解。
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有限单元法具有许多优点,其中主要有: ()l 概念浅显, 容易掌握, 可以在不同水平上建立对该法的理解; (2)适用性强,应用范围极为广泛; (3)该法采用矩阵形式表达,便于编制计算机程序,可以充分利 用高速电子计算计提供的方便。 3.2 ANSYS 软件简介 ANSYS 软件是融结构、热、流体、电磁、声学于一体的大型通用 有限元分析软件,可广泛用于核工业、铁道、石油化工、航空航天、 机械制造、能源、汽车交通、国防军工、电子、土木工程、造船、生 物医学、轻工、地矿、水利、日用家电等一般工业及科学研究。该软 件可在大多数计算机及操作系统中运行,从 CP 机到工作站直至巨型 计算机,ANSYS 文件在所有的产品系列和工作平台上均兼容。ANSYS 多物理场祸合的功能,允许在同一模型上进行各式各样的藕合计算, 如:热—结构祸合、磁—结构祸合以及电—磁—流体—热藕合,在 CP 机上生成的模型同样可运行于巨型机上, 这样就确保了 ANSYS 对多领 域多变工程问题的求解。 3.3 巷道锚杆支护数值模拟分析 3.3.1 基本假设 数值模拟是一种评价支护效果的定性或准定量方法, 为了实际操 作,应该对岩体介质性质及计算模型等做必要的假定。岩石的力学性 质是指它的弹性、塑性、粘性及各向异性等,根据在应力作用下所表

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现出来的变形特征即本构关系,可将岩石分为线弹性体、弹塑性体及 粘弹性体等多种属性。岩石的力学属性是确定岩体性质的基础,但岩 体具有特定的结构, 加之岩体性质各向异性及结构各向异性的影响而 使其复杂化。大量的工程实践表明,岩体结构特征在空间上的分布既 具有一定的规律性,又有一定的随机性。数值模拟时,将岩体看作是 连续介质;根据计算目的,将岩体视为弹塑性介质。 3.3.2 原始资料数据 成庄矿属于离散破碎围岩, 以该矿的地质条件为背景进行数值模 拟。 1、煤层顶底板岩石性质 (1)煤层顶板 老顶:细砂岩,厚 4.06 米,灰黑色,粘土质胶结为主,分选差; 直接顶:粉砂质泥岩,厚 2.46 米,灰黑色,层理较发育,且层理 上有较多云母片。 (2)煤层底板 直接底:泥岩,厚 0.9 米,灰黑色,泥质结构,水平层理发育; 老底:粉砂岩,厚 2 米,深灰色,夹细砂岩薄层,水平层状,波 状层理。 煤及顶底板岩层力学特性见表 3-1

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表 3 一 1 煤层及顶底板岩层力学特性表
岩层 序 厚度 岩 石 RQ D 指 标 弹性模 量 (GPa) 泊松 比 单轴 抗压 强度 (MPa ) 细 1 4.06 砂 岩 粉 砂 2 2.46 质 泥 岩 巷 3 4 2.9 3.5 道 煤 泥 5 0.9 岩 粉 6 2 砂 岩 44 28.2 0.22 78.61 9.27 10.61 30.07 2.69 12 15.3 0.23 42.13 4.35 8.17 32.04 2.67 0 20.75 0.58 0.57 27 25.1 0.22 48.62 8.81 14.65 31.74 2.72 58 43.1 0.2 97.74 11.48 19.07 29.72 2.76 抗拉 强度 (MPa ) 内聚力 内摩 容重 (g/c m?)

(MPa) 擦角

号 (m) 名 称

2、锚杆支护重在设计,而设计的优劣及合理性重在可靠真实全 面的设计原始资料数据。主要包括两个方面的内容:一是围岩力学特

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性指标;二是煤岩的锚固强度及锚固性能。主要资料数据见表 3-2。
表 3-2 锚杆支护原始资料数据 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 原始资料名称 顶板岩层层数与厚度 各层节理裂隙间距 岩层的分层厚度 岩层单向抗压强度 煤层厚度 煤层倾角 巷道埋深 煤层单向抗压强度 煤柱宽度度 锚杆在顶板岩层中实际锚固力 锚杆在煤层中的实际锚固力 巷道儿何形状与尺寸 测试数据 2(2.46m) 0.44m 0.21m 48.6MPa 6.4m 6° 20.8MPa 298m 25m 120kN 62kN 矩形(3100X2900)

3.3.3 数值模型建立 数值模拟的可靠性在一定程度上取决于所选取的计算模型。 模型 的选取应注意以下几点: (1)整个模型应该反映研究对象的实际力学行为,符合基本的力学规 律; (2)模型要根据计算目的突出重点因素, 可以适当忽略一些次要因素; (3)模型范围相对于研究区域尽可能保持对称,以避免由于模型不对 称而对计算结果产生的影响: (4)对于有限元计算的边界效应要给以足够重视,研究区域应远离模

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型边界,整个模型范围的选择要符合圣维南原理。 建立数值分析模型如下:范围为 30×3Om,巷道埋深 300m,巷道 底板取 7m,巷道顶板以上为 2Om,巷道断面为宽 3.lm,高为 2.9m, 距巷道较远处围岩可以认为不受巷道开挖影响, 故可认为模型的左右 边界无水平位移,因此巷道左右边界施加固定水平位移的约束,巷道 底部施加固定垂直位移的约束。模型的上表面施加均布的压应力(按 280m 岩体自重应力计算),并考虑计算范围内岩体的自重。模拟巷道 沿顶板掘进。见图 3-l、3-2。 3.3.4 模拟方案确定 根据研究工作的目的,数值模拟时主要考虑如下两方面的内 容:(1)在不同的地应力条件下,选择合理的锚杆支护结构,主要用以 研究各种不同支护结构的支护效果;(2)在一定的地应力条件下, 确定 合理的锚杆支护参数,锚杆参数主要考虑锚锚杆的安装数目、锚杆的 长度和间排距等。本次模拟主要考虑第二种情况,即在一定地质条件 下针对不同锚杆支护参数的模拟。

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图 3-1 数值分析模型(沿顶板掘进)

1、锚杆参数的初步选取 根据锚杆支护设计原始资料数据表:各层节理裂隙间距 0.44m, 岩层的分层厚度 0.21m;根据离散性块状岩体力学结构模型,可将宽 度为 3.lm 的本巷道在其跨度上分为 8 块危岩,见图 3-3。

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图 3-2 有限元计算网格划分

图 3-3 巷道块状顶板岩层示意图 (1)锚杆长度的确定

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从巷道模型图可以看出,顶板块状岩块冒落范围在 1.6m 左右, 锚杆长度能将此区域锚固住即可,考虑锚杆锚固端长度,锚杆长度最 小可取 2m,再考虑安全系数可将锚杆长度加长为 2.4m。 (2)锚杆间排距的确定 对于离散块状围岩,锚杆的间排距应等于或小于块体长度和宽 度,但当组合岩块能形成自稳多铰拱结构时,锚杆间排距可以放宽, 但必须挂金属网辅助支护。对于本巷道,锚杆间距最小可定为 0.8m 左右,排距 lm,可适度放大。 (3)锚杆材料的确定 由表 3 一 3、3 一 4、3 一 5 及 3 一 6,并经过悬吊理论计算,确定锚 杆材料为 Φ 20 高强螺纹钢,如果需要锚索加强支护,锚索材料选择
Φ 15.24 钢绞线。 表 3-3 锚杆杆体常用钢材及性能 材质 钢筋 类别


屈服 标准 直径 (mm) GB1499- 8444 YB171 一 69 GB1499 一 84 YB171 一 69 6-40 6-25 8-25 6-40 强度 (MPa) 235 320 335 400

极限 强度 (MPa) 370 520 510 580 延伸率

钢号 3 号钢 16 锰

代号 Q235 16Mn 20MnSi 25MnSi

σ5
25

σ 10
21



20 锰硅


16 14

25 锰硅

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表 3-4 无纵筋左旋螺纹钢杆体性能(试验数据) (MPa) 伸长率 屈服强度 (MPa) 极限强度 (%) 5 σ 名称 高强锚杆 超高强锚杆 材质 20Mns 20Mns 中频调质 平均 400 610 最低 360 570 平均 600 820 最低 540 760 平均 26 19 最低 23 17

表 3-5 圆钢锚杆杆体及杆尾力学特征表 杆体直径 (mm) 16 18 20 22 毛断面 (mm) 201.1 254.5 314.2 380.1 杆尾螺纹 3 号钢

规格 M (mm) 净断面(mm?) 屈服载荷(kN) 极限载荷(kN) 18 20 22 24 183.7 234.9 292.1 338.2 43.2 55.2 68.6 79.5 68.0 86.9 108.1 125.1

表 3-6 低松弛预应力钢绞线性能参数表 工程直径(mm))) 级别 截面积(mm?) 破断负荷(kN)) 每千米重量(kg/km) l%伸长时最小负荷(kN) 250K 92.9 160.1 730 144.1 12.70 270K 98.71 183.7 775 165.3 250K 139.35 240.2 1094 216.2 15.24 270K 140.00 260.7 1102 234.6

伸长率 (%) 20℃时, 70%破断载荷在 1000 小时后的松驰率(%))

3.5

3.5

3.5

3.5

2.5

2.5

2.5

2.5

2、模拟方案

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为了更加详细地了解巷道周围围岩的应力分布规律,验证锚杆 支护的作用,并用于指导工程实际,本次有限元计算采用了多方案进 行分析比较,除无支护方案外,两帮各 3 根中 18×2000 锚杆,初步 确定如下三个方案: 方案一:顶部 3 根锚杆,锚杆间距为 1.lm,长度为 2.4m; 方案二:顶部 4 根锚杆,锚杆间距为 0.9m,长度为 2.4m; 方案三:顶部 5 根锚杆,锚杆间距为 0.7m,长度为 2.4m; 3.3.5 不同方案的模拟结果及分析 为了体现有无支护时岩体内的应力及应变分布的变化情况, 采用 有限元分析软件 ANSYS 对围岩内的应力及应变分布进行计算和比较, 并验证支护结构的有效性。 方案一为顶部三根锚杆,从图 3-4、3-5 可以看出,巷道顶板位 移量得到了一定的控制, 但仍有离层现象, 巷道附近塑性应力仍较大, 角部应力集中,最终巷道出现剪切破坏。 方案二采用顶部四根锚杆,巷道顶板位移量得到较好控制,围岩 应力降低, 巷道围岩塑性区范围缩小, 特别是顶板塑性己降至 1.62m, 但顶板变形深度仍较大,见图 3-6、3-7。 方案三采用顶板五根锚杆支护,与方案二相比,巷道围岩应力有 所下降,但巷道顶板下沉量并无明显减少,见图 3-8、3-9。

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图 3-4 方案一水平位移等值线

图 3-5 方案一垂直位移等值线

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图 3-6 方案二水平位移等值线

图 3-7 方案二垂直位移等值线

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图 3-8 方案三水平位移等值线

图 3-9 方案三垂直位移等值线

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3.3.6 模拟方案的修改及进一步分析 锚索支护技术是锚喷技术的发展和延伸,它具有主动支护,支护 能力强,适用范围广,施工方便,巷道断面利用率高等诸多优点,在 煤矿生产中得到广泛应用。 尤其是以煤层作为顶板或顶板岩石破碎时 采用锚索支护,可将顶煤与老顶锚固成一个整体,或将破碎岩石顶板 与上部完整老顶锚固成一个整体,以达到支护目的,其优点更突出。 为进一步控制巷道顶板下沉量,增设以下方案: 方案四:顶部 4 根锚杆,锚杆间距为 0.9m,长度为 2.4m,单锚索 补强; 方案五:顶部 5 根锚杆,锚杆间距为 0.7m,长度为 2.4m,单锚索 补强。方案四增加锚索补强,顶板下沉量降低到 35mm,巷道围岩塑 性区得到较好控制,顶板无离层现象,见图 3-10、3-11。巷道顶板 已经得到了很好的支护控制,支护效果良好,可认为此方案基本符合 要求,因此对于方案五不再做模拟分析。

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图 3-10 方案四水平位移等值线

图 3-11 方案四垂直位移等值线

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3.4 支护方案及支护参数确定 根据本巷道特点,借鉴国内外先进方法,并依据以上数值模拟对 不同支护方案的结果分析,决定采用锚杆-W 钢带-金属网联合支护并 采用锚索补强的支护方案,锚杆布置方式见图 3-12,具体参数如下: 3.4.1 顶板支护 (1)支护方案:锚杆-W 钢带-金属网-锚索补强 (2)支护参数: 锚杆:高强螺纹钢,规格中 20X2400,杆尾螺纹 M22,两角锚杆向 两帮倾斜 20° 锚固剂:K2335 和 22360 树脂锚固剂各一只; W 钢带:BHW-280-3.0-3000, 即钢带宽 280mm, 3.0mm, 3000mm; 厚 长 托板:高强钟型钢板冲击托板; 金属网:22#菱形金属网,网孔 35 汉 35mm,规格为 900×3500mm; 布置方式:矩形布置,间距 800mm,排距 10O0mm; 锚索: ? 15.24×5500;一支 K2335 和两支 Z2360 树脂锚固剂锚固; 3.4.2 两帮支护 (1)支护方案:锚杆-金属网-钢筋梁 (2)支护参数: 锚杆:高强螺纹钢,规格中 18×2000,杆尾螺纹 M20; 锚固剂:加长树脂锚固剂, 每孔一支 Z2360 药卷和一只 K2335 药卷; 钢筋梁:采用 ? 14 钢筋焊接而成,规格为 90×190Omm;

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金属网:12#菱形金属网,规格为 900×2000mm; 托板:高强钟型冲压钢托板; 布置方式:方形布置,间距 8OOmm,排距 1OO0mm,上帮锚杆向上倾 斜 20°,下帮锚杆向下倾斜 20°。

图 3-12 锚杆布置示意图

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本文以离散性破碎围岩为研究对象,通过离散破碎岩体的稳定性 及其失稳后的移动变化规律分析并建立力学结构模型、 数值模拟的方 法对块状离散性破碎围岩巷道锚杆支护技术进行了全面系统地分析 和研究,得出了以下结论: (1)分析研究了离散围岩破坏机理,建立了适用于此类巷道围岩 的支护方法和体系。地下巷道工程开挖后,顶板围岩为各向异性的不 连续体,不连续面将岩体分割为岩块,块状或层状离散性破碎岩体依 靠本身形成的非连续残余块体或层状铰结岩梁很难有效控制围岩变 形破坏。锚杆支护的作用在于改善块体之间的铰接特征,提高岩梁中 岩块之间铰接面和接触块体的等级长度以及提高岩梁块体的整体稳 定性和岩梁的弯曲变形能力。锚杆长度应大于滑动棱柱体的高度,锚 杆的间排距应等于或小于块体长度和宽度, 但当组合岩块能形成自稳 多铰拱结构时,锚杆间排距可以放宽,但必须挂金属网辅助支护。 (2)分析研究了锚杆支护结构体变形破坏机理,采用岩体变形破 坏的最大变形研究方法分析确定了支护结构体的破坏警戒值。 锚杆支护结构体是由锚杆及围岩共同作用形成的一个结构整体, 其破坏形式主要表现为锚杆杆体拉断局部冒落、 锚固区表面离层导致 整体塌落以及顶板表面局部危岩冒落。破坏原因只有一个,就是锚杆 支护体在地层应力(包括自重应力、 变形应力和构造力)作用下产生超

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出许用变形的大变形,从而破坏了锚杆支护结构体的整体稳定性,导 致结构体的局部破坏或者整体破坏。 支护结构体的变形特征受锚杆变 形特征的影响,锚杆在支护结构体中的作用至关重要,支护结构体的 破坏以锚杆破坏为前提, 也就是说锚杆破坏是支护结构体破坏的前提 条件和必要条件。锚杆破坏取决于锚杆的变形状态,当锚杆变形值在 5%xL 范围内,锚杆受力处于良好状态,且发挥良好的支护作用效果, 考苗杆变形值小于或等于锚杆有效氏度的 5%时,即安全可靠,否则 结构体则处于临界或破坏状态。 (3)确定了巷道支护方案 在理论分析计算的基础上, 通过对不同的锚杆支护方案进行了模 拟比较,最终确定了合理的巷道支护方案并应用于工程实践,显著提 高了设计的合理性、可靠性和可视化程度。以上研究成果直接应用于 离散破碎围岩巷道的支护,技术经济效果显著。 本文的研究是离散性破碎围岩支护领域的一次有益尝试, 今后还 应对这种巷道围岩进行更加深入、系统的研究,进一步完善围岩控制 理论及技术体系,使支护设计更加科学、支护效果更加明显。

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在本论文的写作过程中,赵兴东老师倾注了大量的心血,从选题 到开题报告,从写作提纲,到一遍又一遍地指出稿中的具体问题,严 格把关,循循善诱,在此我表示衷心感谢。同时我还要感谢在我学习 期间给我极大关心和支持的各位老师以及关心我的同学和朋友。 写作 毕业论文是一次再系统学习的过程,毕业论文的完成,同样也意味着 新的学习生活的开始。

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