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本文以友众矿3号主采煤层煤巷为工程研究对象,针对该类巷道因支护方案中机理不清、支护参数确定缺失依据和支护密度过大引起的巷道掘进速度慢、采掘接替紧张等工程难题,开展了平均煤层厚度2.05m,煤层平均倾角在10°以下,平均埋藏深度225m的矩形断面煤巷支护机理与控制技术的研究,尤其是在锚杆排距的确定、参数选择获得有益结论,取得主要成果如下:(1)结合完整锚固体系的构成分析了友众矿3号煤巷现有支护体系的缺陷,主要表现在锚杆支护中蝶形托盘、调心球垫和减磨垫圈的缺失;锚索支护体系中调心球垫缺位,得出了造成支护材料用材较好,但支护效果欠佳的后果。(2)采用原位锚杆拉拔试验,测试得出了顶帮锚杆临界锚固长度应在1100mm和1000mm左右,发现了通过在锚杆自由段施加管缝式锚杆,可以防止自由段锚杆孔塌孔,改善锚杆预紧力降低的工程做法。(3)测试了减磨垫圈对锚杆预紧力矩转换为预紧力影响关系,得出了友众矿3号煤层巷道顶板及两帮锚杆不采用减磨垫圈的预紧力矩与预紧力的转换效率分别为有减磨垫圈的79.5%和74%;同时,调心球垫通过改善锚索的空间位态,承载力普遍提高率在50%以上。(4)采用FlAC3D数值模拟软件,探讨了锚杆支护作用机理,分析了大排距锚杆支护中的影响因素,从预紧力、锚杆长度、锚固长度和锚杆角度及间排距等5个方面研究了锚固体中应力分布范围、有效承载区等规律,得出了 1100mm大间排距锚杆、锚索和格宾网耦合围岩控制方案。(5)将1000mm排距调整为1100mm,锚杆杆体长度增加到2200mm,同时顶板的预紧力不小于300 N·m,顶板左右顶角锚杆角度改为20°,钻孔直径由32mm改为27mm;将顶板锚索间距改为1800mm,排距改为3300mm,初始张拉力不小于80-120kN,角度改为20°;将帮部锚杆间排距扩大为1100×1100mm,直径改为18mm,增加锚杆长度为2200mm,预紧力提高到250 N·m,钻孔直径改为27mm。研究的支护方案在友众矿30104工作面运输顺槽得到应用,现场矿压监测表明:巷道顶板平均下沉量为47.5mm,帮部平均移近量为54.5mm,能够满足回采期间巷道的正常使用要求。回采期间巷道两帮最大移近量为69mm,顶底板最大变形量为74m。巷道掘进速度由200m/月提高到280m/月。论文的研究成果可以为相似工程地质条件下的煤巷支护提供较好的参考。