基于FLAC3D的煤礦巷道錨桿支護技術研究

郭原偉，史 芳，劉占新

(陜西鐵路工程職業技術學院，陜西 渭南 714000)

煤炭能源是傳統的也是最重要的能源形式，為國民經濟發展作出了不可磨滅的貢獻[1]。但煤炭資源大多是在地底下進行開采，存在很大的難度，危險性非常高。尤其是隨著煤炭資源使用量的不斷增加，我國煤炭開采形勢逐漸向著縱深方向發展，危險系數越來越多[2]。煤礦開采時需要掘進出很多巷道，巷道掘進改變了附近圍巖的受力狀態，如果不對巷道進行保護處理，特別容易發生變形甚至冒頂等安全事故，威脅煤礦生產安全[3]。基于錨桿支護技術對煤礦巷道進行處理，能顯著提升巷道圍巖的穩定性，進而規避上述問題的出現[4]。錨桿支護技術參數會對其支護效果產生決定性的影響，具體實踐過程中需要充分結合煤礦巷道實際情況進行設計，只有這樣才能夠在保障錨桿支護效果的基礎上降低支護施工成本[5]。

本文主要基于FLAC3D軟件對煤礦巷道的支護技術方案進行了設計研究，對于保障煤礦巷道安全具有重要的實踐意義。

1 工程概況

1.1 煤層及頂底板圍巖基本情況

某煤層埋深為348～542 m，平均埋深為400 m，煤層厚度為4.34～6.52 m，平均厚度5.91 m，煤層傾角范圍為1°～6°，平均傾角大小為3°。在井下對煤層性能進行鉆孔檢測時發現，其強度在10.05～21.20 MPa范圍內變化，而將采集到的煤塊在地面實驗室進行單軸壓縮檢測時，發現其強度達到了30.9 MPa。出現這種情況的原因可能是煤層內部出現了裂隙發育，導致煤層局部區域強度顯著降低，承載能力不足。煤層的老頂和直接頂分別以中粒砂巖和粉砂巖為主，整體上呈現出淺灰色，平均厚度分別為10.35、4.43 m。基本底和直接抵全部都是粉砂巖為主，整體上呈現出灰黑色，整體厚度發小為7.63 m，但頂部區域存在一層黑色泥巖，厚度為0.24 m左右。本文主要以該工作面的運輸平巷為對象進行研究，對其錨桿支護技術方案進行研究與設計。

1.2 錨桿錨固力測量試驗

為了選用最合適的錨桿材料，確保錨桿在服役過程中能夠保持有足夠的強度，避免發生斷裂的現象，對錨桿的錨固力大小進行試驗測試[6]。按照正常的錨桿施工安裝流程分別在6個位置開展了試驗工作，試驗中使用的錨桿長2.4 m、直徑22 mm，鉆孔直徑為30 mm，錨固劑直徑23 mm、錨固長度1 208 mm。對6根錨桿的拉拔力進行了實踐測試，結果如圖1所示。

圖1 錨桿拉拔力試驗測試結果Fig.1 Test results of bolt pull-out force test

2 基于FLAC3D的數值模型建立

2.1 FLAC3D簡介

FLAC3D軟件是基于有限差分方法設計的一款有限元程序軟件，該軟件可以有效的對巖土及其他材料的力學行為和塑性變形行為等進行計算分析[7]。軟件自發布以來，經過多年的發展與迭代，目前已經形成了性能優越、計算過程穩定的版本。FLAC3D軟件以其顯著的優勢在煤礦巷道圍巖支護技術方案的設計過程中應用越來越廣泛，利用該軟件可以直接對巷道支護方案的效果進行模擬分析，縮短了現場試驗的時間，規避了實際操作過程中存在的風險問題[8]。本文基于FLAC3D軟件對煤礦巷道錨桿支護技術方案進行研究與設計。

2.2 模型的建立

利用FLAC3D建立巷道圍巖的有限元模型，模型為60 m×10 m×50 m，整個模型從上至下可以劃分為3大部分：頂板、煤層和底板。其中，頂板部分由3部分構成，依次為細砂巖、中粒砂巖和粉砂巖，底板部分同樣由3部分構成，依次為粉砂巖、鈣質泥巖、細粒砂巖。在數值模型中準確輸入以上圍巖基本物理屬性，是獲得準確結果的基礎和前提，通過試驗方法分別對不同的圍巖屬性以及煤層屬性進行了測試，見表1。

表1 運輸平巷煤層和圍巖基本物理屬性Tab.1 Basic physical properties of coal seam and surrounding rock

完成材料屬性設置工作后，即可對模型進行網格劃分，采用軟件自動劃分模式，獲得的單元數量和節點數量分別為15 480個和17 980個。模型中的煤層、頂板和底板圍巖全部使用摩爾—庫侖屈服準則。邊界條件方面，將模型的底部位置設置成固支模式，上部位置設置為自由邊界，模型的其他部位全部設置成鉸支模式。基于FLAC3D的巷道圍巖數值模型如圖2所示。模型中，與巷道方向垂直且沿著水平方向為X軸，沿巷道方向為Y軸，垂直于巷道方向向上為Z軸。

圖2 基于FLAC3D的巷道圍巖數值模型Fig.2 Numerical model of roadway surrounding rock based on FLAC3D

3 數值模擬結果分析

主要基于以上建立的數值仿真模型分析錨桿排距大小對錨桿支護效果的影響規律。在巷道幫部位置分別設置3根錨桿，巷道頂板設置6根錨桿，所有錨桿的長度為2.4 m，錨桿間距設置為950 mm。頂部位置設置有2根錨索，間距設置為2 m，錨索的長度為7.4 m，采用“2—0—2”的布置方式。分別建立不同的模型，將錨桿的排距設置為1.0、1.1、1.2、1.3 m，其他條件完全相同，對應的頂板錨索排距依次為2.0、2.2、2.4、2.8 m。

3.1 不同錨桿排距時的圍巖變形情況

(1)錨桿排距為1.0 m時圍巖變形情況。對巷道圍巖附近的受力狀態進行分析發現，在模型的X方向上，巷道圍巖附近區域的應力最大值主要集中在頂板和底板區域，應力最大值為18 MPa；在模型的Y方向上，應力主要集中在頂板和底板的4個角落位置，應力最大值達到了25 MPa；在模型的Z方向上，局部應力主要集中在巷道的兩個幫部位置以及4個角落位置，應力最大值將近34 MPa，如圖3所示。對圍巖塑性變形情況進行分析發現，巷道圍巖整體沒有出現明顯的塑性變形情況，只有幫部位置和底板區域附近出現了小范圍的塑性變形區。說明當錨桿排距設置為1 m時巷道圍巖的穩定性相對較好。對穩定狀態下，巷道頂底板移近量和兩幫移近量進行了分析，結果如圖4所示，圖4中還顯示了錨桿排距為1.1、1.2、1.3 m時的情況。頂底板和兩幫的移近量分別為70 mm和50 mm左右。

圖3 錨桿排距為1.0 m時巷道圍巖的應力情況Fig.3 Stress situation of surrounding rock of roadway when the bolt row spacing is 1.0 m

圖4 巷道圍巖變形量的比較Fig.4 Comparison of deformation amount of surrounding rock in roadway

(2)錨桿排距為1.1 m時圍巖變形情況。當錨桿支護技術方案中的錨桿排距由1.0 m增加到1.1 m時，模型中沿著X方向、Y方向、Z方向的應力分布情況與前者基本相同，圍巖的塑性變形區范圍較前者稍有擴大，但是仍然保持在很小的水平。由圖4可知，穩定狀態下巷道頂底板移近量和兩幫移近量分別為72 mm和51 mm。可見，當錨桿排距為1.1 m時，錨桿支護技術方案的效果與排距為1 m時相當。

(3)錨桿排距為1.2 m時圍巖變形情況。當模型中的錨桿排距設置為1.2 m時，模型中沿著X方向、Y方向、Z方向上的應力分布規律與前兩者基本相同，但是應力最大值出現了一定程度的增加。圍巖塑性變形方面，當錨桿排距為1.2 m時，發生塑性變形的深度出現了很大程度的增加，范圍也有了很大的擴大。穩定狀態下，巷道圍巖頂底板移近量和兩幫移近量分別達到了80 mm和60 mm，與前兩者相比較有了大幅度的提升，會在一定程度上威脅巷道的安全。

(4)錨桿排距為1.3 m時圍巖變形情況。當模型中的錨桿排距設置為1.3 m時，模型中沿著X軸方向，頂板和底板部位的應力相對比較集中，最大應力值達到了18 MPa。沿著Y軸方向4個角落位置出現了一定的應力集中現象，最大應力值為23 MPa左右，沿著Z軸方向在4個角落和兩幫部位出現了一定的應力集中現象，最大應力值為22 MPa左右。雖然錨桿排距增加到1.3 m時，圍巖的應力值分布情況沒有出現明顯的變化，但是發生塑性變形的區域和深度均出現了很大的增加，對于圍巖的穩定性造成了不利影響。圍巖的穩定性明顯降低，導致巷道圍巖頂底板移近量和兩幫移近量出現了很大程度的提升，對應的數值分別為90、70 mm。

(5)不同排距的比較分析。基于以上分析可以看出，在巷道圍巖基本屬性保持不變的情況下，設置的錨桿排距不同時，對巷道的支護效果存在一定的差異。不同錨桿排距條件下巷道兩幫水平移近量和頂板下沉量的統計情況如圖5所示。由圖5可知，在錨桿排距由1.0 m增加到1.1 m時，巷道圍巖的變形量增長幅度非常小，幾乎可以忽略。而錨桿排距進一步增加到1.2 m和1.3 m時，巷道圍巖變形量出現了大幅度增加。基于此，在兼顧巷道安全及錨桿支護施工成本的基礎上，可將錨桿排距設置為1.1 m，對應的錨索排距為2.2 m。

蒙古諺語《智慧集》中有關于長生天最高神主為霍爾穆斯塔的說法。《智慧集》成書于十六世紀前，那么這種說法或許比成書時期更早。烏其拉圖在對蒙古史詩《江格爾》研究時指出，《江格爾》中有這樣的詩句：

圖5 錨桿排距對巷道圍巖變形的影響Fig.5 Influence of anchor rod row spacing on deformation of roadway surrounding rock

3.2 錨桿間距對圍巖變形的影響

在模型中，將錨桿排距設置為1.1 m，幫部位置錨桿間距設置為1.2 m，分別將頂板部位的錨桿間距設置為930、950、970、990 mm建立模型開展模擬分析工作。錨桿間距為990 mm時巷道圍巖的應力情況如圖6所示，在X、Y、Z方向上的最大應力分別為32、33、35 MPa，當錨桿間距為930、950、970 mm時，應力分布具有類似的分布規律。

圖6 錨桿間距為990 mm時巷道圍巖的應力情況Fig.6 Stress of the surrounding rock of the roadway when the bolt spacing is 990 mm

對不同錨桿間距情況下的巷道圍巖變形量進行統計，發現巷道頂底板移近量依次為74、72、73、75 mm，兩幫移近量依次為53、51、54、55 mm。可以發現，當頂板錨桿間距為950 mm時，巷道圍巖的變形量最小。因此，在實踐中應該結合實際情況將頂板錨桿間距設置為950 mm。

3.3 錨桿長度對圍巖變形的影響

基于同樣的方法研究了錨桿長度分別為1.8、2.0、2.2、2.4 m時，巷道圍巖變形量的基本情況。結果發現，頂底板移近量依次為92、83、75、72 mm，兩幫移近量依次為75、63、55、51 mm。可以看出，隨著錨桿長度的不斷增加，巷道圍巖的變形量逐漸減小。基于此，本研究中將錨桿的長度設置為2.4 m，以確保巷道圍巖的穩定性。

4 巷道錨桿支護技術方案設計

(1)巷道斷面設計。結合實際情況將工作面運輸平巷的斷面設計成矩形，其寬度和高度分別為5.5 m和3.5 m，截面面積為19.25 m2。

(2)支護方案具體設計。結合工程實踐情況并借鑒以往的成功經驗，對工作面運輸平巷采用錨桿錨索支護技術方案，采用樹脂藥卷進行錨固[9]。頂板和兩幫部位的詳細支護技術方案如下：①頂板區域的支護技術參數。頂部錨桿使用的材料為BHRB500，錨桿長度2.4 m、直徑22 mm，錨桿間排距為0.95 m×1.10 m，每排設置有6根錨桿，每排使用1根W型鋼帶，以提升錨桿的整體性能。錨桿安裝時使用了2種類型的錨固劑，分別為MSK2335和MSG2360，長1 208 mm、直徑30 mm，能夠承受的扭矩可以達到400 N·m。另外，還需要配合使用高強度拱形托盤，規格為150 mm×150 mm×10 mm，金屬網進行搭接時，要求搭接寬度不得少于100 mm。所有錨桿方向全部與頂板保持垂直關系。巷道頂部位置每排設置有2根錨索，長7.4 m、直徑22 mm，錨索全部與頂板保持垂直。安裝時需要使用3支樹脂型藥卷，型號與錨桿中使用的相同，也需要使用高強度拱形托板，托板規格尺寸為300 mm×300 mm×16 mm。錨索采用的是“2—0—2”的布置方式。最后，整個頂部區域利用規格尺寸為5.5 m×1.2 m的金屬網進行護頂處理。②巷道幫部區域的支護技術參數。幫部位置使用的錨桿材料同樣為BHRB500，錨桿的規格尺寸及配套使用的數值型錨固劑、高強度拱形托盤完全相同，所有錨桿全部與幫部平面保持垂直。錨桿的間距設置為1.2 m，排距與頂部位置相同，設置為1.1 m，幫部每側每排設置有3根錨桿。最后，整個幫部區域利用規格尺寸為3.5 m×1.2 m的金屬網進行護幫處理，同樣的搭接寬度需控制在100 mm以上。巷道支護技術方案如圖7所示。

圖7 巷道支護技術方案示意Fig.7 Schematic diagram of roadway supporting technology scheme

5 實踐應用

將以上設計的煤礦運輸平巷支護技術方案應用到工程實踐中，為了驗證該方案的實踐應用效果，對巷道圍巖的變形情況和錨桿的受力情況進行了分析。

5.1 巷道圍巖變形量情況

本研究中基于“十字布點法”對巷道圍巖表面的變形量進行統計分析[10]，該方法的測量原理如圖8所示。在巷道的頂板、底板和兩幫部位的中間區域分別鉆孔，將長度為400 mm、直徑為28 mm的木樁打入孔中，然后在木樁上做標記。測量AB和CD之間的距離，即可獲得巷道頂底板移近量和兩幫移近量。當掘進工作面與測量點之間的距離在50 m范圍以內時，每天進行一次測量，超過50 m以后每周進行1～2次測量。

圖8 “十字布點法”巷道圍巖表面測量原理Fig.8 Measurement principle diagram of "Cross point method" roadway surrounding rock surface

巷道圍巖表面的變形量統計情況如圖9所示。從圖9中可以看出，當掘進工作面逐漸靠近監測點時，該部位的巷道圍巖逐漸開始發生變形。當掘進工作面超過監測點以后，巷道圍巖變形量快速增加。當掘進工作面與監測點距離90 m左右時，巷道圍巖的變形量基本達到穩定狀態。穩定狀態下，兩幫的移近量和頂底板的移近量分別為71 mm和92 mm左右，可以保障巷道圍巖的穩定性。

圖9 巷道圍巖表面的變形量統計情況Fig.9 Statistics on surface deformation of surrounding rock of the roadway

5.2 錨桿受力情況

利用專業的錨桿測力計對穩定狀態下錨桿的軸向力大小進行檢測，檢測結果如圖10所示，圖10中所示的錨桿編號如圖7所示。

圖10 穩定狀態下錨桿的軸向力統計情況Fig.10 Statistics of axial force of anchor rod in stable state

由圖10可知，除10號錨桿的軸向力相對較大以外，其余幫部位置的錨桿軸向力與頂部區域相比較要小一些。錨桿軸向力在90～125 kN內。錨桿材質為BHRB500，該型號材料的屈服強度為190 kN。可見，錨桿實際的受力是其屈服強度的47.36%～65.78%，可以確保錨桿服役過程的安全性，為煤礦生產安全奠定堅實的基礎。

5.3 頂板離層量情況

利用LBY-3型頂板離層指示儀對巷道圍巖頂板的離層量進行監測。該設備的整體結構比較簡單、操作是比較便捷，可以直接對結果進行讀取[10]。最大量程可以達到200 mm，讀數精度可以控制在1 mm。研究中共對20個位置進行了頂板離層量進行了監測，結果發現少數位置的頂板離層量基本為0，絕大部分位置的頂板離層量大約在8 mm。基于以上結果可知，以上設計的錨桿支護技術方案可以有效保障巷道圍巖的穩定性，有效控制了頂板部位的變形情況。

6 結論

本文主要以某煤礦工作面的運輸平巷為研究對象，應用FLAC3D軟件對該巷道的錨桿支護技術方案進行了設計與研究，所得結論主要包含以下幾點。

(1)利用FLAC3D軟件分析了錨桿排距對支護效果的影響規律。發現當錨桿排距由1.0 m增加到1.1 m時，巷道圍巖的應力、塑性變形區域、表面的位移變形量均未發生明顯的變化，而當錨桿排距進一步增加到1.2 m和1.3 m時，以上各項參數均出現了大幅度增加。因此，將錨桿排距設置為1.1 m。

(2)對錨桿間距和錨桿長度對巷道圍巖穩定性的影響分析發現，當頂板錨桿間距為950 mm、錨桿長度為2.4 m時，巷道圍巖的變形量最小。

(3)基于模擬分析結果，對錨桿支護技術方案進行了詳細設計。頂板部位設置了6根錨桿和2根錨索，幫部位置分別設置了3根錨桿，所有錨桿和錨索均與對應的平面保持垂直。

(4)將設計的錨桿支護技術方案應用到煤礦工程實踐中，并對巷道表面實際位移變形量、頂板離層量和錨桿軸向力等各項指標進行實踐測試，發現均保持在了安全范圍以內，能有效保障巷道的安全。