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深部高應(yīng)力巷道錨桿支護優(yōu)化設(shè)計研究

發(fā)布時間:2018-08-31 07:20
【摘要】:隨著淺部煤炭資源的逐漸枯竭,一大部分礦井都將轉(zhuǎn)入或即將轉(zhuǎn)入深部開采,開采向深部發(fā)展成為煤炭開采的必然趨勢。煤礦進入深部開采階段,受到深部特殊地質(zhì)力學(xué)環(huán)境的影響,圍巖的力學(xué)性質(zhì)發(fā)生了很大變化,表現(xiàn)為特有的不利于巷道穩(wěn)定的力學(xué)特征,給巷道圍巖控制帶來很大的困難。目前,在深部高應(yīng)力巷道錨桿支護參數(shù)設(shè)計方面還缺乏足夠的科學(xué)依據(jù),存在一定的盲目性,造成支護強度和成本的不合理,因而還應(yīng)開展大量的工程實驗及理論研究工作。本論文以國家自然科學(xué)基金項目“深井巷道圍巖弱化規(guī)律及高強錨固群圍巖控制機理研究”為依托,并緊密結(jié)合現(xiàn)場工程實際,對深部高應(yīng)力巷道圍巖大變形破壞特征進行了大量的現(xiàn)場調(diào)查研究,認(rèn)為該類巷道主要表現(xiàn)為圍巖變形量大,變形速度快,變形具有顯著的塑性,變形持續(xù)時間長,兩幫內(nèi)擠嚴(yán)重,出現(xiàn)支護體部分或完全失效而破壞,并產(chǎn)生較大的底鼓變形和破壞。采用彈塑性力學(xué)、工程力學(xué)、巖石力學(xué)等理論對巷道開挖后的圍巖穩(wěn)定性力學(xué)狀態(tài)進行了分析,建立了力學(xué)計算模型,推導(dǎo)出了深部巷道圍巖塑性區(qū)半徑的計算公式,對錨桿長度的選擇提供了依據(jù)。運用數(shù)值分析方法,并基于正交試驗方法,結(jié)合平煤十礦戊9、10-20160工作面風(fēng)巷實際情況進行了錨固支護參數(shù)的正交數(shù)值試驗,確定了13因素3水平共27種不同的計算模型,分別進行了數(shù)值模擬,對模擬結(jié)果進行了多指標(biāo)的極差分析,得到了巷道的最優(yōu)支護方案為:①頂板支護參數(shù):錨桿長度2.6m,錨桿直徑22mm,錨桿間排距0.75m×0.8m,錨桿預(yù)緊力60KN,錨索長度7.3m,錨索直徑17.8mm,錨索間排距2×3m,錨索預(yù)緊力150KN;②兩幫錨桿支護參數(shù):錨桿長度2.4m,錨桿直徑22mm,錨桿間排距0.8m×0.8m,頂角錨桿與頂板夾角25°,幫角錨桿與底板夾角25°。運用MATLAB軟件分別進行各矩陣的計算得到兩幫移近量、頂板下沉量、頂?shù)装逡平康幕貧w方程式及對應(yīng)的回歸系數(shù),通過回歸方程式對巷道兩幫移近量、頂板下沉量以及頂?shù)装逡平窟M行近似的定量預(yù)測。運用數(shù)值模擬方法對讓壓管不同的讓壓點進行模擬分析,得到高強預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿最佳讓壓點為150 KN。運用數(shù)值模擬分析深部高應(yīng)力巷道采用最優(yōu)支護方案后,圍巖變形破壞特征、應(yīng)力分布規(guī)律、位移分布規(guī)律等,在巷道掘進過程中,圍巖垂直應(yīng)力峰值變化不明顯,大致在28MPa上下波動。在掘進面前方產(chǎn)生應(yīng)力集中,應(yīng)力峰值約為28.7 MPa。開挖期間圍巖垂直位移變化明顯,隨著開挖的進行,頂?shù)装逦灰屏恐饾u增大,在25m處頂?shù)装逦灰屏拷咏?28mm,圍巖頂?shù)装逦灰屏吭黾蛹s80mm。將經(jīng)過分析得到的最優(yōu)支護方案應(yīng)用到平煤十礦戊9、10-20160工作面風(fēng)巷,對巷道掘進期間的表面位移和錨桿受力進行監(jiān)測和分析,得到圍巖的頂板下沉量、頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平吭谇捌谧兓潭葎×?然后逐漸趨于穩(wěn)定,最終值都在允許的變化范圍內(nèi),頂板錨桿、上幫錨桿、下幫錨桿受力都是呈緩慢增長趨勢,最后分別趨于穩(wěn)定值,通過頂板和兩幫錨桿受力監(jiān)測圖可以看出,頂板錨桿受力超過讓壓管的讓壓起始載荷,讓壓管開始屈服讓壓,錨桿桿體仍處于彈性變形階段,有效的阻止了錨桿的拉斷,F(xiàn)場應(yīng)用表明,錨桿支護參數(shù)設(shè)計合理有效,支護方案的優(yōu)化決策結(jié)果合理,該支護方案完全可以保證巷道在服務(wù)期內(nèi)的生產(chǎn)要求。
[Abstract]:With the gradual depletion of shallow coal resources, a large number of mines will or will soon be transferred to deep mining, mining to the deep development of coal mining is an inevitable trend. It is difficult to control the surrounding rock of roadway because of the mechanical characteristics of roadway stability. At present, there is still insufficient scientific basis for bolt support parameter design of deep high stress roadway, and there is certain blindness, which results in unreasonable support strength and cost. Therefore, a large number of engineering experiments and theoretical research work should be carried out. Based on the project of National Natural Science Foundation of China "Study on the law of surrounding rock weakening in deep mine roadway and the control mechanism of surrounding rock with high-strength anchorage group", and in close connection with field engineering practice, a large number of field investigations and studies have been carried out on the characteristics of large deformation and failure of surrounding rock in deep high-stress roadway. The deformation speed is fast, the deformation has remarkable plasticity, the deformation duration is long, the two sides are extruded seriously, the supporting body is partly or completely invalidated and destroyed, and the large floor heave deformation and destruction are produced. Based on the mechanical calculation model and the formula for calculating the radius of plastic zone in the surrounding rock of deep roadway, the basis for choosing the length of bolt is provided. With the numerical analysis method and the orthogonal test method, the orthogonal numerical test of bolting support parameters is carried out in combination with the actual situation of the air roadway in No. There are 27 different calculation models in element 3 level, and the numerical simulation results are analyzed by multi-index range. The optimum supporting schemes are obtained as follows: 1. Roof supporting parameters: bolt length 2.6 m, bolt diameter 22 mm, bolt row distance 0.75 m *0.8 m, bolt preload 60 KN, bolt cable length 7.3 m, bolt cable diameter 17.8 mm, bolt cable diameter. The distance between cables is 2 *3 m and the pretension force of cables is 150 KN. The regression equation and the corresponding regression coefficient are used to approximate the quantitative prediction of the approximate displacement of the two sides of the roadway, the roof subsidence and the roof-floor displacement. The numerical simulation method is used to simulate and analyze the different concessions of the concessional pipe, and the optimum concessional point of the high-strength prestressed concessional anchor is 150 KN. The paper intends to analyze the deformation and failure characteristics, stress distribution law and displacement distribution law of surrounding rock after adopting the optimal supporting scheme in deep high stress roadway. During the course of roadway excavation, the peak value of vertical stress of surrounding rock does not change obviously and fluctuates about 28 MPa. Stress concentration occurs in front of the roadway, and the peak value of stress is about 28.7 MPa. The displacement of roof and floor increases gradually with the excavation. The displacement of roof and floor approaches 128 mm at 25 m and the displacement of surrounding rock increases about 80 mm. The optimal support scheme is applied to the wind tunnel of No. 10 Mine of Pingdingshan Coal Mine during the excavation period. Through monitoring and analysis, the roof subsidence, the roof and floor displacement and the two-side displacement of the surrounding rock changed sharply in the early stage, then gradually stabilized, and the final values were within the allowable range of change. The roof anchor, the upper-side anchor and the lower-side anchor force showed a slow growth trend, and finally reached a stable value respectively through the roof and the lower-side anchor. It can be seen from the stress monitoring diagram of the two sides of the bolt that the force of the roof bolt exceeds the initial load of the pressure concession pipe and the pressure concession pipe begins to yield. The bolt body is still in the stage of elastic deformation, which effectively prevents the bolt from breaking. The protection plan can completely guarantee the production requirements of the roadway during the service period.
【學(xué)位授予單位】:湖南科技大學(xué)
【學(xué)位級別】:碩士
【學(xué)位授予年份】:2015
【分類號】:TD353.6

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本文編號:2214285

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