甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究

孟键, 朱长华, 牛志军, 王旭锋, 吕昊

孟键,朱长华,牛志军,等. 甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究[J]. 工矿自动化,2024,50(3):151-159. DOI: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024010016
引用本文: 孟键,朱长华,牛志军,等. 甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究[J]. 工矿自动化,2024,50(3):151-159. DOI: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024010016
MENG Jian, ZHU Changhua, NIU Zhijun, et al. Research on optimization of coal roadway support parameters and equipment technology in Tianshuibao Coal Mine[J]. Journal of Mine Automation,2024,50(3):151-159. DOI: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024010016
Citation: MENG Jian, ZHU Changhua, NIU Zhijun, et al. Research on optimization of coal roadway support parameters and equipment technology in Tianshuibao Coal Mine[J]. Journal of Mine Automation,2024,50(3):151-159. DOI: 10.13272/j.issn.1671-251x.2024010016

甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究

基金项目: 炼焦煤资源绿色开发全国重点实验室开放课题项目(41040220181107)。
详细信息
    作者简介:

    孟键(1974—),男,安徽淮北人,高级工程师,主要从事煤矿开采、通风瓦斯治理及冲击地压防治技术管理工作,E-mail:1154402590@qq.com

  • 中图分类号: TD353

Research on optimization of coal roadway support parameters and equipment technology in Tianshuibao Coal Mine

  • 摘要: 目前巷道快速掘进技术研究主要针对巷道快速掘进的影响因素、设备优化等,对巷道空顶距、支护参数、施工工艺联合优化的研究较少。针对该问题,以甘肃省环县甜水堡煤矿2号井1309工作面回风巷为研究对象,对煤巷支护参数与设备工艺优化方法进行研究。分析了巷道掘进各工序的用时特征,得出掘进、永久支护、临时支护用时最多,占比分别为25.3%,49.9%,6.2%;以耗时最长的3个工序为重点优化方向,构建了掘进工作面空顶区顶板力学模型,得出掘进工作面理论最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、工艺等因素影响,确定空顶距为2.0 m;根据不同支护方案下巷道围岩应力、变形、塑性区的分布特征,结合巷道高效掘进需求,确定最佳锚杆间排距为800 mm×1 000 mm。结合巷道实际的地质条件,配套优化了掘进设备、临时支护工艺与施工工艺。现场试验结果表明,优化后最大日进尺由8 m提高到10 m,巷道掘进速度提高了25%;巷道围岩变形基本处于稳定状态,最大变形量为226 mm。优化方案不仅保证了巷道的安全稳定,还显著提高了巷道的掘进速度。
    Abstract: Currently, research on rapid excavation technology mainly focuses on the influencing factors and equipment optimization of rapid excavation. There is relatively little research on the joint optimization of roadway empty roof distance, support parameters, and construction technology. In order to solve the above problem, the study focuses on the return air roadway of the 1309 working face in the No.2 of Tianshuibao Coal Mine in Huanxian County, Gansu Province. The study investigates the optimization methods of coal roadway support parameters and equipment technology. The study analyzes the time features of each process of roadway excavation. It is found that excavation, permanent support, and temporary support take the most time, accounting for 25.3%, 49.9%, and 6.2% respectively. Focusing on the three most time-consuming processes as the optimization direction, a mechanical model of the roof in the goaf area of the excavation face is constructed. The theoretical maximum empty roof distance of the excavation face is obtained to be 2.32 meters. Considering the influence of equipment, geology, technology and other factors on site, the empty roof distance is determined to be 2.0 meters. Based on the distribution features of stress, deformation, and plastic zone in the surrounding rock of the roadway under different support schemes, combined with the efficient excavation requirements of the roadway, the optimal spacing between anchor rods is determined to be 800 mm × 1000 mm. Based on the actual geological conditions of the roadway, the excavation equipment, temporary support technology, and construction technology are optimized and matched. The on-site test results show that after optimization, the maximum daily footage has been increased from 8 meters to 10 meters, and the roadway excavation speed has been increased by 25%. The deformation of the surrounding rock in the roadway is basically in a stable state, with a maximum deformation of 226 mm. The optimization plan not only ensures the safety and stability of the roadway, but also significantly improves the excavation speed of the roadway.
  • 目前我国每年新掘巷道长度约为2 000 km,回采巷道占总量的80%左右[1-2],由于掘进模式、掘进工艺、掘进装备、支护形式与参数等不合理,巷道的掘进速度往往较低,大多矿井存在采掘接替紧张的局面,较大程度影响了煤炭的安全高效开采[3-6]

    我国学者对巷道的快速掘进技术进行了深入的研究与大量的工程实践[7-11]。康红普等[12-13]明确了围岩强度、断面尺寸、空顶距等是影响围岩稳定性的主要因素,提出了以“掘进模式、掘进工艺、掘进装备、支护形式及参数、掘进全系统”为主要优化方向的煤巷快速掘进技术。王国法等[14]明确了巷道掘进中地质探测装备智能化程度低、探测精度低等问题,提出了构建智能绿色煤炭产业新体系的发展方向与措施。王步康[15]明确了标准缺失和落后已成为制约我国煤炭掘进技术与装备发展的重要因素,预测了掘进技术与装备未来发展的方向与趋势。程建远等[16]分析了“短掘短探”技术不能满足巷道快速掘进的原因,提出了“定向长钻孔+孔中物探”的“长掘长探”技术,可为巷道快速掘进提供可靠的地质保障。柏建彪等[17]、马睿[18]明确了掘进巷道顶板应力与空顶距的关系,揭示了巷道空顶区顶板稳定性机理,优化了煤巷快速掘进工艺系统。吴拥政等[19]明确了掘进机与单体钻机配合掘进方式的不足,通过升级连续自移式快速掘进支护装置,将巷道掘进速度提升了65%。卓军等[20]揭示了弱黏结复合顶板巷道掘进过程中的破坏机理,研发了巷道快速掘进掩护装备。董庆等[21]提出了“锚网索+钢带”联合支护技术,结合配套的MB670掘锚一体机设备,实现了特厚煤层巷道安全高效掘进。郭俊生等[22]归纳了悬臂式掘进机及配套设备的现状,提出了煤矿快速掘进技术体系。陈宇等[23]、陈大广[24]明确了机载临时支护安全性、锚护装置相互干扰等是影响巷道快速掘进的主要因素,提出了快速掘进支护及工序优化方案。孙立虎等[25]优化了掘进支护配套装备,将大倾角倒梯形回采巷道的最大月进尺提高了42.03%。

    上述学者主要针对巷道快速掘进的影响因素、设备优化等进行了深入研究,对巷道空顶距、支护参数、施工工艺联合优化的研究较少。本文以甘肃省环县甜水堡煤矿2号井1309工作面回风巷为研究对象,针对巷道掘进速度慢等问题,采用现场调研、理论分析、数值模拟等方法,分析各工序用时特征,以耗时长的工序为重点解决方向,明确巷道的极限空顶距,获得巷道的支护参数与围岩稳定性的关系,优化配套掘进设备与施工工艺,从而提高巷道的掘进效率。

    1309工作面位于3号煤,3号煤厚度为1.1~4.1 m,平均厚度为2.88 m,煤层最大倾角为12~24°,平均倾角约为18°。巷道顶板和底板分别为细粒砂岩和砂质泥岩。1309工作面回风巷综合柱状图如图1所示。

    图  1  1309工作面回风巷综合柱状图
    Figure  1.  Comprehensive bar chart of return airway in 1309 working face

    1309工作面回风巷采用梯形断面,巷道宽4.2 m,高3.3 m(中线高),掘进断面积为13.02 m2。巷道总长1 096 m,埋深400 m。

    1309工作面回风巷掘进工序用时占比如图2所示。可看出巷道的掘进、永久支护、临时支护用时最长,占比分别为25.3%,49.9%,6.2%,永久支护时间较掘进时间增加97.23%。影响巷道掘进速度的主要工序为永久支护、掘进、临时支护,因此需要针对这3种工序进行优化。

    图  2  不同工序用时占比
    Figure  2.  The proportion of time spent on different processes

    1309工作面回风巷为梯形巷道,原支护顶锚杆采用ϕ20 mm×2 400 mm左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆,每排6根锚杆,间排距为800 mm×800 mm;锚索采用ϕ21.8 mm×7 200 mm钢绞线,间排距为1 400 mm×2 000 mm;帮锚杆采用ϕ20 mm×2 400 mm左旋无纵肋螺纹钢树脂锚杆,每排9根,间排距为800 mm×800 mm。巷道支护断面如图3所示。

    图  3  1309工作面回风巷支护断面
    Figure  3.  Support section of return airway in 1309 working face

    在巷道掘进过程中,空顶区顶板由工作面前方的煤壁、两帮煤壁及后方的巷道共同支撑,因此将掘进工作面空顶区视作一个岩梁,如图4所示。其中NON'O'OLO'L'MLM'L'均为固支边,MNM'N'为简支边。

    图  4  掘进工作面空顶区顶板力学模型
    Figure  4.  Mechanical model of the roof in goaf area of excavation face

    设岩梁上均匀分布荷载q,则岩梁内的应力分布为

    $$ {\left\{ {\begin{array}{*{20}{l}} {{\sigma _x} = - \dfrac{{8{{\text{π}} ^2}AE{\textit{z}}}}{{{a^2}\left( {1 - {\mu ^2}} \right)}}\left[ {{\sin ^2}\;\dfrac{{{\text{π}} y}}{b}\cos\; \dfrac{{2{\text{π}}x}}{a} + \mu {{\left( {\dfrac{a}{b}} \right)}^2}{{\sin }^2}\;\dfrac{{{\text{π}}x}}{a}\cos \;\dfrac{{{\text{π}}y}}{b}} \right]} \\ {{\sigma _y} = - \dfrac{{8{{\text{π}}^2}AE{\textit{z}}}}{{{b^2}\left( {1 - {\mu ^2}} \right)}}\left[ {{{\sin }^2}\;\dfrac{{{\text{π}}x}}{a}\cos \;\dfrac{{2{\text{π}}y}}{b} + \mu {{\left( {\dfrac{a}{b}} \right)}^2}{{\sin }^2}\;\dfrac{{{\text{π}} y}}{b}\cos\; \dfrac{{{\text{π}} x}}{a}} \right]} \\ {{\tau _{xy}} = - \dfrac{{4{{\text{π}}^2}AE{\textit{z}}}}{{ab(1 + \mu )}}{{\sin }^2}\;\dfrac{{2{\text{π}} x}}{a}{{\sin }^2}\;\dfrac{{2{\text{π}}y}}{b}} \\[-8pt] \end{array}} \right.} $$ (1)

    式中:σxσy分别为巷道宽度方向、掘进方向的正应力,MPa;xyz分别为巷道宽度方向、掘进方向、垂直方向的坐标,m;A为薄板的扰曲面系数;E为弹性模量,GPa;a为巷道宽度,m;μ为摩擦因数;b为顶板空顶距,m;τxy为切应力,MPa。

    薄板的扰曲面系数A及薄板抗弯刚度D分别为

    $$ A = \frac{{q{a^2}}}{{4{{\text{π}}^4}D\left[ {3 + 3{{\left( {\dfrac{a}{b}} \right)}^4} + 2{{\left( {\dfrac{a}{b}} \right)}^2}} \right]}}\quad $$ (2)
    $$ D = \frac{{E{h^3}}}{{12\left( {1 - {\mu ^2}} \right)}} $$ (3)

    式中h为空顶区顶板岩体厚度,m。

    分析空顶区顶板力学模型可知,空顶区顶板长边受力最大,因此产生的挠度也最大。由式(1)可知,拉应力σy的大小决定了顶板的极限破断值,σy大于空顶区顶板抗拉强度σt时,顶板出现冒落。

    z = −h/2代入式(1),可得

    $$ {\sigma _x} = \frac{{4{{\text{π}}^2}AEh}}{{{a^2}\left( {1 - {\mu ^2}} \right)}}{\sin ^2}\;\frac{{{\text{π}} y}}{b} $$ (4)

    y = b/2代入式(2),可得边界处沿x方向最大拉应力:

    $$ {\sigma _{\max }} = \frac{{4{{\text{π}}^2}AEh}}{{{a^2}\left( {1 - {\mu ^2}} \right)}} $$ (5)

    将式(2)、式(3)代入式(5),可得掘进工作面顶板最大空顶距:

    $$ b_{\max } = \sqrt[\leftroot{-1}\uproot{12}{{4}}]{{\frac{{{a^2}{h^2}{{\text{π}} ^2}{\sigma _{\mathrm{t}}}\left( {3{a^2} + 2{b^2}} \right)}}{{12q - 3{h^2}{{\text{π}} ^2}{\sigma _{\mathrm{t}}}}}}} $$ (6)

    顶板所受载荷为

    $$ q=\gamma H $$ (7)

    式中:γ为岩体平均体积力,γ=25 kN/m3H为1309工作面回风巷埋深,H=400 m。

    由式(7)计算可得q = 10 MPa。空顶区顶板岩体厚度h = 3.48 m,抗拉强度σt = 3.57 MPa,将相关数值代入式(6)可得bmax = 3.25 m。参考相同地质条件、埋深等因素,选择安全系数为1.4[12],计算得到掘进工作面理论最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、工艺等因素影响,空顶距取2.0 m。

    根据1309工作面回风巷工程地质条件及柱状,建立1309工作面回风巷数值计算模型,如图5所示。模型尺寸为60 m×60 m×50 m(长×宽×高),1309工作面回风巷尺寸为4.2 m×3.3 m(宽×中线高)。

    图  5  1309工作面回风巷数值计算模型
    Figure  5.  Numerical calculation model of return airway in 1309 working face

    1309工作面回风巷埋深为400 m,在模型上边界施加9.28 MPa垂直应力,在模型四周及下边界施加位移约束。

    基于1309工作面回风巷煤岩体试样物理力学参数与原始地质资料,进行反演计算,得到数值计算模型中煤岩体物理力学参数,见表1

    表  1  数值计算模型中煤岩体物理力学参数
    Table  1.  Physical and mechanical parameters of coal rock in numerical calculation model
    岩层 厚度/m 密度/(kg·m−3 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/(°) 抗拉强度/MPa
    泥岩 2.80 2 480 5.46 3.49 3.42 28.4 2.63
    中粒砂岩 2.61 2 600 5.68 3.71 3.23 30.2 2.59
    砂质泥岩1 4.59 2 500 9.06 8.01 6.15 31 3.35
    细粒砂岩1 3.48 2 720 11.21 6.75 15.73 39 3.57
    3号煤 2.88 1 350 1.21 0.72 1.16 17 1.46
    砂质泥岩2 2.68 2 540 9.45 8.81 6.52 26 3.42
    细粒砂岩2 2.69 2 700 15.64 10.28 7.47 34.6 5.46
    砂质泥岩3 2.06 2 490 8.47 7.04 5.32 29 3.46
    粗粒砂岩 3.60 2 760 22.46 9.13 11.43 32 2.38
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    为明确掘进巷道的最佳支护方案,实现1309工作面回风巷高效掘进,对不同锚杆间排距支护方案进行数值计算,并分析不同支护方案下巷道围岩稳定性,具体模拟方案见表2

    表  2  模拟支护方案
    Table  2.  Different support simulation schemes
    方案编号 顶锚杆间排距/(mm×mm) 帮锚杆间排距/(mm×mm)
    1 800×800 800×800
    2 800×900 800×900
    3 800×1 000 800×1 000
    4 900×900 900×900
    5 900×1 000 900×1 000
    6 1 000×1 000 1 000×1 000
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    为了深入分析不同支护方案下巷道围岩的应力分布特征,分别在巷道两帮中部至模型左右边界、巷道顶底板中部至上下边界布置垂直应力、水平应力监测点。不同支护方案下巷道围岩应力分布曲线如图6所示。

    图  6  巷道围岩应力分布曲线
    Figure  6.  Stress distribution curves of roadway surrounding rock

    图6(a)可知,随着远离巷道帮部表面,巷道两帮垂直应力表现出先增大后减小的变化趋势。此外,方案1—方案6中巷道左帮垂直应力最大值分别为13.50,13.80,13.81,13.84,13.86,14.50 MPa;巷道右帮垂直应力最大值分别为16.14,16.56,16.52,16.33,16.69,16.99 MPa。由图6(b)可知,巷道顶板水平应力表现出先增大后减小的变化趋势,而巷道底板水平应力表现出以下变化趋势:先增大,后减小,再增至最大值,最后逐渐减小。此外,方案1—方案6中顶板水平应力最大值分别为18.81,19.93,20.50,20.74,21.20,22.29 MPa;巷道底板水平应力最大值分别为23.40,22.10,21.83,21.79,21.48,19.52 MPa。

    分别在巷道顶底板、两帮向模型边界布置垂直位移、水平位移监测点,得到巷道围岩位移分布曲线,如图7所示。可看出随着锚杆间排距增大,巷道顶底板及两帮位移增大。方案1—方案6中巷道顶板最大位移分别为63,73,98,110,136,168 mm;巷道底板最大位移分别为73,86,104,114,144,173 mm;巷道左帮最大位移分别为89,105,124,131,157,197 mm;巷道右帮最大位移分别为97,103,125,134,168,193 mm。

    图  7  巷道围岩位移分布曲线
    Figure  7.  Distribution curves of displacement of roadway surrounding rock

    不同支护方案下巷道围岩塑性区的分布特征如图8所示。

    从图8可看出,随着锚杆间排距增大,巷道围岩塑性区破坏范围逐渐增大。方案1−方案6中塑性区破坏最大深度分别为2.56,3.83,4.67,4.79,5.23,6.38 m。根据不同支护方案下巷道围岩应力、变形、塑性区的分布特征,结合巷道高效掘进需求,认为顶锚杆与帮锚杆间排距均采用800 mm×1 000 mm时围岩控制效果最好,因此,方案3为最合适的支护方案。

    图  8  巷道围岩塑性区分布特征
    Figure  8.  Distribution features of plastic zone in roadway surrounding rock

    1309工作面回风巷原来使用的主要设备为EBZ200S悬臂式掘进机、DSJ80带式输送机、SGB620刮板输送机、MQT−130风动锚杆机和YT−28气动式凿岩机。现场掘进过程中,EBZ200S悬臂式掘进机存在故障率高、施工效率低等问题。结合1309工作面回风巷的地质条件及刮板输送机、带式输送机等原设备匹配性,优化掘进设备的原则为尽量不改变设备尺寸。最终将掘进机设备升级为大功率EBZ220B悬臂式掘进机,与EBZ200S悬臂式掘进机相比,其尺寸不变,仅增大了功率。EBZ220B悬臂式掘进机如图9所示。

    图  9  EBZ220B悬臂式掘进机
    Figure  9.  EBZ220B boom-type roadheader

    1) 支护参数优化。锚杆间排距优化为800 mm×1 000 mm时巷道围岩控制效果较好,对应将锚索间排距由1 400 mm×1 600 mm优化为1 400 mm×2 000 mm,锚杆(索)、药卷等型号不变。巷道顶板锚杆索支护展开图如图10所示。

    图  10  巷道顶板锚杆(索)支护展开图
    Figure  10.  Expansion diagram of roadway roof support by anchor rod and cable

    2) 临时支护优化。巷道掘进临时支护由“前探梁+金属网”组合配套的临时支护设备优化为EBZ−220B机载临时支护装置。该装置支护长度为2 m,优化后不仅可提高临时支护的安全性,还可增加临时支护的效率。EBZ−220B机载临时支护装置及其布置如图11所示。

    图  11  EBZ−220B机载临时支护装置及其布置
    Figure  11.  EBZ220B airborne temporary support device and layout

    通过合理安排工序流程,可最大程度实现各工序之间的交叉作业和平行作业,确保正规循环作业按时完成,提高工时效率。施工工艺优化措施:① 掘进机截割期间,可同时进行金属网连接、锚杆(索)及托盘配套检查。② 巷道永久支护期间,锚杆(索)进行同时支护。

    在设备及施工工艺优化后,1309工作面回风巷掘进循环进尺由原来的1.6 m增加至2.0 m,最大日进尺由8 m提高到10 m,巷道掘进速度提高了25%,优化效果良好。

    在1309工作面回风巷掘进期间布置3个巷道围岩位移监测站,采用十字布点法对巷道围岩变形进行观测,各测站之间相距50 m,测点布置如图12所示。监测时间为60 d,每2 d测1次。

    图  12  巷道围岩位移测点布置
    Figure  12.  Layout of displacement measurement points for roadway surrounding rock

    巷道围岩变形量和现场变形情况分别如图13图14所示。

    图  13  巷道围岩变形特征
    Figure  13.  Deformation features of surrounding rock in roadways
    图  14  巷道现场变形情况
    Figure  14.  Deformation situation at the roadway site

    观测40 d后,巷道围岩变形基本处于稳定状态,此时3个测站的巷道顶底板位移分别为215,182,160 mm,巷道帮部位移分别为226,200,192 mm。由上述工程实践可知,对巷道掘进设备、支护参数、施工工艺进行优化后,巷道围岩变形处于合理范围内,巷道的掘进速度也得到了显著提升。

    1) 构建了掘进工作面空顶区顶板力学模型,结合1.4的安全系数,计算得出掘进工作面的最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、施工工艺等因素影响,巷道空顶距最终取2.0 m。

    2) 分析了不同支护方案下的巷道围岩应力、位移及塑性区破坏特征。数值计算结果表明,随着巷道锚杆间排距增大,巷道围岩的位移及塑性区增大,结合巷道高效掘进的需求,最终选取锚杆间排距为800 mm×1 000 mm。

    3) 基于理论计算、数值模拟及巷道实际地质条件,优化了掘进机及施工工艺,循环进尺由1.6 m增加至2.0 m,最大日进尺由8 m提高至10 m,巷道掘进速度较原来提高了25%,巷道围岩的最大变形量为226 mm。优化方案不仅保证了巷道的安全稳定,也显著提高了巷道的掘进效率。

  • 图  1   1309工作面回风巷综合柱状图

    Figure  1.   Comprehensive bar chart of return airway in 1309 working face

    图  2   不同工序用时占比

    Figure  2.   The proportion of time spent on different processes

    图  3   1309工作面回风巷支护断面

    Figure  3.   Support section of return airway in 1309 working face

    图  4   掘进工作面空顶区顶板力学模型

    Figure  4.   Mechanical model of the roof in goaf area of excavation face

    图  5   1309工作面回风巷数值计算模型

    Figure  5.   Numerical calculation model of return airway in 1309 working face

    图  6   巷道围岩应力分布曲线

    Figure  6.   Stress distribution curves of roadway surrounding rock

    图  7   巷道围岩位移分布曲线

    Figure  7.   Distribution curves of displacement of roadway surrounding rock

    图  8   巷道围岩塑性区分布特征

    Figure  8.   Distribution features of plastic zone in roadway surrounding rock

    图  9   EBZ220B悬臂式掘进机

    Figure  9.   EBZ220B boom-type roadheader

    图  10   巷道顶板锚杆(索)支护展开图

    Figure  10.   Expansion diagram of roadway roof support by anchor rod and cable

    图  11   EBZ−220B机载临时支护装置及其布置

    Figure  11.   EBZ220B airborne temporary support device and layout

    图  12   巷道围岩位移测点布置

    Figure  12.   Layout of displacement measurement points for roadway surrounding rock

    图  13   巷道围岩变形特征

    Figure  13.   Deformation features of surrounding rock in roadways

    图  14   巷道现场变形情况

    Figure  14.   Deformation situation at the roadway site

    表  1   数值计算模型中煤岩体物理力学参数

    Table  1   Physical and mechanical parameters of coal rock in numerical calculation model

    岩层 厚度/m 密度/(kg·m−3 体积模量/GPa 剪切模量/GPa 黏聚力/MPa 内摩擦角/(°) 抗拉强度/MPa
    泥岩 2.80 2 480 5.46 3.49 3.42 28.4 2.63
    中粒砂岩 2.61 2 600 5.68 3.71 3.23 30.2 2.59
    砂质泥岩1 4.59 2 500 9.06 8.01 6.15 31 3.35
    细粒砂岩1 3.48 2 720 11.21 6.75 15.73 39 3.57
    3号煤 2.88 1 350 1.21 0.72 1.16 17 1.46
    砂质泥岩2 2.68 2 540 9.45 8.81 6.52 26 3.42
    细粒砂岩2 2.69 2 700 15.64 10.28 7.47 34.6 5.46
    砂质泥岩3 2.06 2 490 8.47 7.04 5.32 29 3.46
    粗粒砂岩 3.60 2 760 22.46 9.13 11.43 32 2.38
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    表  2   模拟支护方案

    Table  2   Different support simulation schemes

    方案编号 顶锚杆间排距/(mm×mm) 帮锚杆间排距/(mm×mm)
    1 800×800 800×800
    2 800×900 800×900
    3 800×1 000 800×1 000
    4 900×900 900×900
    5 900×1 000 900×1 000
    6 1 000×1 000 1 000×1 000
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出版历程
  • 收稿日期:  2024-01-07
  • 修回日期:  2024-03-19
  • 网络出版日期:  2024-04-10
  • 刊出日期:  2024-03-19

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