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1、东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：采矿工程 班级： 姓名： 东北大学继续教育学院毕业设计（论文） 目 录离散围岩的巷道支护理论及应用研究I摘 要IIIAbstractV1.1离散性块状岩体力学结构模型建立11.1.1离散性块状岩体破碎机理21.1.2力学结构模型建立41.2离散性块状岩体的稳定性分析及控制方法81.3小结132.支护结构体破坏机理分析及破坏警戒值确定152.1锚杆支护结构体破坏机理分析152.1.1锚杆支护结构体破坏形式152.1.2锚杆支护结构体破坏机理分析172.2岩体变形破坏的最大变形研究方法192.2.1支护结构体变形警戒值的确
2、定212.3小结233.数值模拟及巷道支护参数确定253.1有限单元法的基本原理253.2 ANSYS软件简介263.3 巷道锚杆支护数值模拟分析263.3.1基本假设263.3.2原始资料数据273.3.4数值模型建立293.3.5模拟方案确定303.3.6不同方案的模拟结果及分析353.3.7模拟方案的修改及进一步分析393.4支护方案及支护参数确定413.4.1顶板支护413.4.2两帮支护414.结论43致 谢45参考文献46摘 要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
3、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
4、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AbstractOur country has a very rich coal resources, but in coal mine g
5、eological 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 influe
6、nced 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
7、 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
8、 and its instability of mobile change rule, established the discrete broken wall rock rockmass mechanics 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, an
9、alyzed 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 suppor
10、ting 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 p
11、arameters 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 tech
12、nology method system of our country, the surrounding rock control technology continuous improvement and perfection has certain stimulative effect. Keywords: massive discrete, the surrounding rock control, bolting, numerical simulation VII1.离散围岩巷道支护理论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
13、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，
14、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。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。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交角见图1一1(c)1。图中t表示的是节理面倾向，
15、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
16、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。在构造力继
17、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时，为层理面法线，为某一台阶面法线，R为参考球半径，则:图3-2 半个参考球示意图o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:;为=0时的台阶面倾角；有图1-2得 当层理面倾向不变，绕OA轴转动一个ac:角时，Nc转到Nc，Nt转到N，；台阶面的倾向t，与层理面的倾向c之差变为即:台阶面的倾角at变为即令，则已知层理面产状、和台阶面与层理面得夹角，便可按下式求得台阶面的产状。式中台阶面倾
18、角层理面倾角台阶面与层理面倾角台阶面倾向方位角层理面倾向方位角台阶面与层理面最初倾向方位角，分别为：;层理面倾角时的台阶面倾向方位角；;即此时层理面倾角。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.
19、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
20、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: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: 底铰垂直反力为，底铰合力F为:因此岩块三铰拱结构平衡的充分条件为:(1)L
21、=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: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按静力平衡条件: 图1-4岩块四铰拱结构 L=3a底拱垂直反力为，铰合力F为:因此岩块四铰拱结构平衡的充分条件为: 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a0.5m)岩体，可采用锚杆维护;对于基本岩块较小者，
22、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。图1-5悬吊式锚杆(3)L3a 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。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
23、，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。(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)
24、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。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
25、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
26、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
27、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
28、块之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
29、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
30、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
31、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
32、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
33、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
34、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
35、，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
36、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;LL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;LL锚杆长度。若以长
37、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
38、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。表2一1冷拉控制应力及最大冷拉率(GBJ10一89)钢筋级别直径（mm）冷拉控制应力（MP）最大冷拉率（%）备注61228010直径小不予考虑8254505.528404305.58405005锚杆长用材料10287004一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:
39、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
40、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。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
41、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
42、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。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
43、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
44、。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
45、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表3一1煤层及顶底板岩层力学特性表序号岩层厚度（m）岩石名称RQD指标弹性模量（GPa）泊松比单轴抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）内聚力（MPa）内摩擦角容重（g/cm）14.06细砂岩5843.10.297.7411.4819.0729.722.7622.46粉砂质泥岩2725.10.2248.628.8114.6531.742.7232.9巷道43.5煤0