CN102536282B - 一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，包括以下步骤：一、回采巷道开挖；二、围岩基本力学参数确定；三、回采巷道支护方案确定：对顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构分别确定；其中顶板支护体系所采用的支护结构按常规巷道顶板支护方案的确定方法确定，巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据煤帮破裂区宽度进行确定，且底板支护体系所采用的支护结构根据巷道底板最大破坏深度和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定；四、回采巷道围岩支护施工。本发明方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好，能解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌问题，避免了回采巷道的返修工作且施工成本低。

Description

一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法

技术领域

本发明属于矿用回采巷道底板支护技术领域，尤其是涉及一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法。

背景技术

随着浅部矿产资源的逐渐枯竭，深部矿产资源的开发利用已成为世界范围内能源发展的必然趋势，矿山回采巷道普遍赋存于高地应力、高地温和高孔隙水压的复杂地质环境中，自重应力剧增、构造应力显著，深部回采巷道围岩普遍表现出硬岩软化、强膨胀和显著的流变时效特性，回采巷道变形剧烈，底臌现象在顶底板会合变形中往往可达60%～70%的比例，严重影响回采巷道的正常使用，甚至导致整个回采巷道的失稳报废。为此，长期以来，人们对回采巷道底臌的形成机理及其控制措施进行了深入探讨。由于对底臌的形成机理和过程并不十分清楚，目前治理底臌的方法主要集中在底板的处理上，一是加固法，即底板注浆、底板锚杆或封闭式支架；二是卸压法，即底板切缝、底板底板卸压钻孔或松动爆破；三是巷旁充填法，即把回采巷道两帮一定范围内的煤采出，再填入既有一定的支护阻力又有一定的让压性能的充填材料，使巷帮应力向深部转移。

但实际使用过程中，由于上述各方法的理论依据与回采巷道两帮及底板的实际变形破坏过程不尽相符，相关设计参数的选取不合适，加之底板施工困难，因而底板控制效果并不理想，从而导致回采巷道底板的不断翻修，不仅工作量大，维护费用高，而且矿井正常生产接替紧张。

发明内容

本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好，能有效解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌问题，避免了回采巷道的返修工作，且施工成本低。

为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于该方法包括以下步骤：

步骤一、回采巷道开挖：按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法，对需防治回采巷道进行开挖；

步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，且采用常规岩石力学参数测试方法对步骤一中开挖后的所述需防治回采巷道的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；

步骤三、回采巷道支护方案确定：所采用的回采巷道支护方案为沿开挖后所述需防治回采巷道纵向的多个断面上分别布设全断面支护结构，多个所述全断面支护结构的结构均相同；所述全断面支护结构包括布设在所述需防治回采巷道顶板上的顶板支护体系、布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在所述需防治回采巷道底板上的底板支护体系；确定所述回采巷道支护方案时，需对所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构分别进行确定；

对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且按照常规巷道顶板支护方案的确定方法，确定所述顶板支护体系所采用的支护结构；

对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时，其确定过程如下：

步骤301、煤帮破裂区宽度确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出煤帮破裂区宽度L_s；由所述需防治回采巷道的帮壁向内宽度为L_s的区域为巷道帮部煤体的破坏范围；

式(1)中

其中K_s为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板间交界面的切向刚度系数，m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度，E为所述需防治回采巷道两帮煤体的综合弹性模量；

其中c₀和

分别为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板岩石之间交界面上的粘聚力和内摩擦角；γ为所述需防治回采巷道上覆岩层的平均容重；H为所述需防治回采巷道的埋深；P₀=mλkγH为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的水平压力，其中A为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的侧压力系数，k为所述需防治回采巷道两帮的应力集中系数，m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度；

步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出所述需防治回采巷道的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度h_max；同时，根据公式

计算得出所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l；式(2)和(3)中L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，

为所述需防治回采巷道底板岩体的内摩擦角；

步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定：根据步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度L_s，确定所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构；同时，根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离l，确定所述底板支护体系所采用的支护结构；

步骤四、回采巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的所述回采巷道支护方案，对所述需防治回采巷道进行支护施工。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：步骤303中所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构；步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：步骤301中对所述煤帮破裂区宽度进行确定之前，需先建立所述需防治回采巷道的巷道两帮煤体界面应力计算模型，且所建立的巷道两帮煤体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型，所建立的力学模型中由所述需防治回采巷道的帮壁向内依次形成煤帮破裂区、塑性区、弹性应力升高区和原岩应力区，其中煤帮破裂区和塑性区的煤体处于应力极限平衡状态，所述煤帮破裂区和塑性区组成极限平衡区；步骤301中所述的x₀为所述极限平衡区的宽度。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；

所述帮部支护结构包括布设在所述需防治回采巷道的巷道帮顶部且呈倾斜向布设的顶角锚杆、布设在所述需防治回采巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆和布设在所述需防治回采巷道的巷道帮底部且呈倾斜向布设的底角锚杆，所述顶角锚杆由外至内逐渐向上倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，底角锚杆由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，且顶角锚杆和底角锚杆的数量均为一个；所述顶角锚杆、巷道帮部锚杆和底角锚杆的长度均相同且三者的长度均等于l₁+L_S+l₂，其中l₁=15cm～20cm，L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，l₂=30cm～50cm。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：所述巷道帮部锚杆的数量为一个或多个；且当巷道帮部锚杆的数量为一个时，该巷道帮部锚杆布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部；当所述巷道帮部锚杆的数量为多个，多个所述巷道帮部锚杆呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆之间的间距为0.8m～1m。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：所述底板支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的底板锚杆一，两个所述底板锚杆一分别布设在所述需防治回采巷道底部左右两侧的底板最大破坏深度处，且两个所述底板锚杆一均呈竖直向布设；两个所述底板锚杆一的长度相同且二者的长度均等于l₁+h_max+l₂，其中l₁=15cm～20cm，h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，l₂=30cm～50cm；

两个所述底板锚杆一分别为左侧底板锚杆一和布设在所述左侧底板锚杆一右侧的右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的间距均为l，其中l为步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，还需沿巷道纵向在所述需防治回采巷道的巷道底板中央开设多个底板卸压钻孔，所述底板卸压钻孔呈竖直向布设；多个所述底板卸压钻孔的布设位置分别与多个所述全断面支护结构的布设位置相同。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：多个所述底板卸压钻孔的深度均相同，且所述底板卸压钻孔的深度为h_max+d₁，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，d₁=10cm±2cm。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的外侧支护结构和/或两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的内侧支护结构；

两个所述外侧支护结构的结构相同，且两个所述外侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的外侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的外侧支护结构二；所述外侧支护结构包括一个或多个呈竖直向布设的底板锚杆二，所述底板锚杆二的长度与底板锚杆一的长度相同；

两个所述内侧支护结构的结构相同，且两个所述内侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与底板卸压钻孔之间的内侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与底板卸压钻孔之间的内侧支护结构二；所述内侧支护结构包括呈竖直向布设的底板锚杆三，所述底板锚杆三的长度与底板锚杆一的长度相同。

上述一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征是：步骤三中所述的全断面支护结构还包括支顶在所述需防治回采巷道的巷道开挖界面上且对所述需防治回采巷道进行全断面支护的钢拱架。所述顶板支护体系所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、防治方法步骤简单、实现方便且投入成本低。

2、设计合理且实现方便，通过合理设计顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构，对回采巷道进行有效的加固，能有效解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌问题。其中顶板支护体系所采用的支护结构按常规巷道顶板支护方案的确定方法确定，巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据煤帮破裂区宽度进行确定，且底板支护体系所采用的支护结构根据巷道底板最大破坏深度和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定。具体而言，通过计算巷道帮部煤体破坏界面位置，进而确定回采巷道底板的最大破坏深度及其至回采巷道帮壁的距离，以此为基础设计回采巷道底板的锚杆长度、布设位置及底板卸压钻孔深度，并辅以顶板支护体系和巷道帮部支护体系的加固作用来控制回采巷道底臌，为矿山正常生产提供有力保障。

3、使用效果好，能有效解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌灾害问题，能对需防治回采巷道进行有效加固，尤其适用于控制以高地应力为主要特征的复杂条件下的矿山回采巷道底臌灾害。

综上所述，本发明方法步骤简单、实现方便且投入成本低、使用效果好，与现有其它回采巷道底板破坏理论相比，能有效解决复杂条件下煤矿回采巷道的底臌问题，避免了回采巷道的返修工作，且施工成本低。

下面通过附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。

附图说明

图1为本发明所建立巷道两帮煤体界面应力计算模型的结构示意图。

图2为本发明所建立回采巷道底板破坏深度计算模型的结构示意图。

图3为本发明的防治方法流程框图。

图4为本发明所采用围岩支护方案的结构示意图。

附图标记说明:

1-1—顶角锚杆；          1-2—巷道帮部锚杆；     1-3—底角锚杆；

1-4—底板锚杆一；        1-5—顶板锚杆；         2—底板卸压钻孔；

3—巷道开挖界面；        4—预应力锚索。

具体实施方式

如图3所示的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，包括以下步骤：

步骤一、回采巷道开挖：按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法，对需防治回采巷道进行开挖。

本实施例中，所述需防治回采巷道为王村矿井13503工作面掘进运输顺槽，该工作面总体由一NW向较宽缓的向斜构造控制，中部次级褶曲构造相对发育；工作面东、西部构造较简单，地层比较平缓；工作面中部次级褶曲构造相对发育，局部地段地层倾角较陡，起伏较大。运输顺槽走向与地层走向基本一致，地层倾向NW向，由南向北高程逐渐降低，平均埋深为650m，设计宽4m、墙高3.1m，全长1716.78m，沿5号煤底板掘进。运输顺槽地表大部分为黄土沟壑区，分布有西太铁路和东邻坊社村，南北均为平坦的耕地和果园。所述需防治回采巷道选择在里程850m～875m处。

所述需防治回采巷道的顶板整体上表现为含一层煤线及若干软弱岩层的复合型顶板，围岩松软、破碎，变形破坏严重，其老顶为K₄中细粒砂岩，为灰白—浅灰黄色，泥钙质胶结，中厚层状，较坚硬，层面含大量白云母片，垂直裂隙发育，裂隙面被铁质浸染，内充填碎屑物，平均厚度0.72m；直接顶为粉砂岩、砂质泥岩，内含4号煤，灰黑色，薄层状，较坚硬，裂隙发育，富含植物化石和星点状云母，平均厚度0.82m；伪顶为炭质泥岩，为黑色，较松软，随采动冒落，平均厚度0.6m。巷道直接底为砂质泥岩，岩性特征为深灰-黑灰色，团块状，较松软，遇水膨胀，含植物化石；老底为石英砂岩，岩性特征为灰黑色，致密坚硬，平均厚度1.91m。上覆K₄、K_中砂岩裂隙水、孔隙水以及其他工作面采空区积水，巷道中部次级背向斜构造发育，巷道掘进工作面低凹处易形成积水窝，当遇到大的断裂构造时可能导通上部含水层，出现较大涌水。

实际开挖过程中，由于所述需防治回采巷道的工作面矿压显现剧烈、围岩变形极为严重。为适应顶板岩性条件变化大、复合顶板条件下表面围岩破碎及整体性较差的情况，巷道试验段设计断面形状为拱形，基于模糊聚类分析模型，确定该需防治回采巷道的围岩处于极不稳定状态。通过围岩表面位移及顶底板离层的现场监测，巷道顶底板累计移近量高达750mm，局部顶板开始产生由下向上发展的楔形冒顶。底板变形严重，主要表现为两帮高支撑压力作用下的挤压流动性底臌，两帮围岩的平均收敛变形速率在30mm/d～50mm/d之间。

步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，且采用常规岩石力学参数测试方法对步骤一中开挖后的所述需防治回采巷道的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录。

对现场所取岩样进行室内试验时，具体是对步骤一中所述需防治回采巷道的现场所取岩样进行常规的力学参数室内测试试验，且采用常规岩石力学参数测试方法对所述需防治回采巷道的围岩基本力学参数进行测试。

鉴于回采巷道围岩的非均质、非连续及各向异性等特性，其力学参数必须在现场原位试验或室内试验并结合已有工程经验的基础上来确定，以确保数据准确可靠，减小计算误差。

本实施例中，需确定的围岩基本力学参数至少应包括所述需防治回采巷道两帮煤层与其顶底板间交界面的切向刚度系数K_s、所述需防治回采巷道两帮的煤层高度m、所述需防治回采巷道两帮煤体的综合弹性模量E、所述需防治回采巷道两帮煤层与其顶底板岩石之间界面上的粘聚力c₀、所述需防治回采巷道两帮煤层与其顶底板岩石之间界面上的内摩擦角

所述需防治回采巷道上覆岩层的平均容重γ、所述需防治回采巷道的埋深H、所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的侧压力系数A和所述需防治回采巷道底板岩体的内摩擦角上述围岩基本力学参数均经测试试验测试得出。

步骤三、回采巷道支护方案确定：所采用的回采巷道支护方案为沿开挖后所述需防治回采巷道纵向的多个断面上分别布设全断面支护结构，则所述全断面支护结构的数量为多个，也就是说，沿巷道延伸方向在开挖后的所述需防治回采巷道断面上布设的多个全断面支护结构，多个所述全断面支护结构的结构均相同。结合图4，所述全断面支护结构包括布设在所述需防治回采巷道顶板上的顶板支护体系、布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在所述需防治回采巷道底板上的底板支护体系；确定所述回采巷道支护方案时，需对所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构分别进行确定。

因而，所述全断面支护结构包括布设于同一巷道断面上的顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系。

本实施例中，所述的全断面支护结构还包括支顶在所述需防治回采巷道的巷道开挖界面3上且对所述需防治回采巷道进行全断面支护的钢拱架，同时所述钢拱架与所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系位于同一巷道断面上。

实际施工时，所采用的钢拱架为常规的可缩性钢拱架。

对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且按照常规巷道顶板支护方案的确定方法，确定所述顶板支护体系所采用的支护结构。

本实施例中，所述顶板支护体系所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构。因而，对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且按照对巷道顶板进行支护的常规锚索与锚杆联合支护结构的确定方法，确定所述顶板支护体系所采用锚索与锚杆联合支护结构的具体结构。

本实施例中，步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。因而，对巷道底板进行支护加固之前，要先对所述需防治回采巷道的顶板与两帮进行支护，充分发挥顶、帮围岩的承载作用，减小底板压力，以防止由于两帮围岩过度下沉，导致底板破裂而形成严重底臌。

本实施例中，步骤三中所述顶板支护体系所采用的支护结构包括三个预应力锚索4和两个顶板锚杆1-5，三个所述预应力锚索4包括一个布设在所述需防治回采巷道顶板中部的预应力锚索4和两个对称布设在所述需防治回采巷道顶板左右两侧的预应力锚索4，两个所述顶板锚杆1-5呈对称布设且二者分别布设在相邻两个预应力锚索4之间。

本实施例中，实际对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时，需先对所述需防治回采巷道的顶板稳定性进行判定。由于所述需防治回采巷道的的直接顶表现为明显的层状结构，平均厚度为0.82m，上层为粉砂岩，平均厚度为h₁=0.4m；下层为砂质泥岩，平均厚度为h₂=0.42m；平均抗压强度32.3MPa，属于复合层状顶板结构。当水平侧压力系数λ=1.5（此系数为由所述需防治回采巷道两侧帮壁向内的侧压力系数），埋深H=650m，巷道上覆岩层平均容重γ=26kN/m³时，将直接顶视为二层独立的岩梁，由于垂直裂隙发育，上层粉砂岩的弹性模量取为E₁=6.0×10³MP_a，上层直接顶泊松比ν₁=0.3；下层砂质泥岩的弹性模量取E₂=3.0×10³MP_a，下层直接顶泊松比取ν₂=0.25。

根据公式λγH=1.5×26×10³×650=0.24×10⁸；

对于上层直接顶可以得到：

$\frac{{\mathrm{\&pi;}}^2{E}_1{h}_1^3}{16m^2(1-v^2)}=\frac{{3.14}^2\&times;6.0\&times;{10}^4\&times;{10}^6\&times;{0.4}^3}{16\&times;4^2\&times;(1-{0.3}^2)}=0.15\&times;{10}^8<0.254\&times;{10}^8;$

对于下层直接顶可以得到：

$\frac{{\mathrm{\&pi;}}^2{E}_2{h}_2^3}{16m^2(1-v_2^2)}=\frac{{3.14}^2\&times;3.0\&times;{10}^3\&times;{10}^6\&times;{0.42}^3}{16\&times;4^2\&times;(1-0.{25}^2)}=0.198\&times;{10}^8<0.85\&times;{10}^8;$

可见，对于上下层直接顶而言，在岩体水平应力足够大时均会向下挠曲产生松动而形成冒落拱的危险。当利用锚索与锚杆联合支护结构将上下层直接顶加固形成组合梁后，取其弹性模量E=4×10³MP_a，泊松比取ν=0.28，对组合岩梁有：

$\frac{{\mathrm{\&pi;}}^{2}E{(h_1+h_2)}^3}{16m^2(1-v^2)}=\frac{{3.14}^2\&times;4.0\&times;{10}^3\&times;{10}^6\&times;{1.12}^3}{16\&times;4^2\&times;(1-{0.28}^2)}=2.14\&times;{10}^8>0.85\&times;{10}^8;$

由此可见，利用锚索与锚杆联合支护结构对直接顶进行加固后顶板即趋于稳定。

对顶板锚杆1-5的参数进行确定时，先确定顶板锚杆1-5的长度，由于所述需防治回采巷道的断面形状为直墙拱顶型，巷道两帮不稳定，平均埋深H=650m，巷道宽度B=4m，半跨a=2m。取上覆岩层平均容重γ=25kN/m³，原岩应力P₀=16.2MPa。巷道顶板为粉砂岩，其单轴抗压强度R_c=24MPa，则得该巷道顶板的预测松动范围为：

$L_p=19.3385{(\frac{16.2}{24}+1.3151)}^{0.1751}-19.3385=2.5m;$

则冒落拱高度b为：

$b=\frac{L_p+a}{f}=\frac{2.50+2.0}{2.5}=1.8m;$

为验证冒落拱高度b的准确性，根据公式

来计算巷道两帮不稳定时的冒落拱矢高b₂。为提高支护的可靠性，忽略巷道两帮煤体的内摩擦角

结合该巷道基本地质条件确定式(4)中各参数的取值分别为：等效半径a₂=3.6，安全系数K=2，综合摩擦系数f=0.8，水平侧压力系数λ=1.5。则

$b_2=\frac{a_2\sqrt{{(f/k)}^2+\mathrm{\&lambda;}}}{\mathrm{\&lambda;}}-\frac{a_{2}f}{\mathrm{\&lambda;K}}=\frac{3.6\&times;\sqrt{{(0.8/1.5)}^2+1.5}}{1.5}-\frac{3.6\&times;0.8}{1.5\&times;1.5}=1.93m;$

可见，冒落拱高度b和冒落拱矢高b₂的理论结果与前期多点位移计的现场监测数据2.19m基本吻合。因此，当锚杆外露长度为0.1m，锚杆有效长度为1.93m，锚入稳定岩层内的长度为0.3m时，顶板锚杆1-5的设计长度为：L_顶杆=0.1+1.93+0.3=2.33m，顶板锚杆1-5的设计长度比预测松动范围L_p稍小，由于顶板锚杆1-5主要发挥挤密加固作用，这在工程实践中是合理的，具体施工时，所述顶板锚杆1-5的长度按2.4m进行设计。

对顶板锚杆1-5的强度进行设计时，根据前期对锚杆强度的现场测试结果，长度为2.4m的锚杆，其极限抗拔荷载可近似为80kN。鉴于锚杆系统受力不均及工作面回采时静载和动载的叠加影响，设计顶板锚杆1-5的最小屈服荷载85kN，顶板锚杆1-5的安装扭矩大于100N·m即可满足工程要求。

对顶板锚杆1-5的锚固长度进行设计时，根据公式

确定顶板锚杆1-5的锚固长度为0.67m。因此，现场施工时，每根顶板锚杆1-5采用树脂锚固剂CK2335×2即可。

对顶板锚杆1-5的排距进行设计时，考虑动压影响，顶板冒落拱内单根顶板锚杆1-5承受岩体的重量为：G=k₁×γ×D×S，式中k₁动压影响系数；γ为顶板岩体容重；S为冒落拱包络线内岩体截面积；D为顶板锚杆1-5的排距。沿所述需防治回采巷道的纵向取顶板锚杆1-5的排距D为1.0m，动压系数为1.5，则：G=1.5×25×1×1.8×4.2=283.5kN；由于顶板单根顶板锚杆1-5的设计荷载为85kN，则每排顶板锚杆1-5的根数n为：

因此，每排顶板锚杆1-5的根数为n=4，并由承载力选择Φ18×2400mm的左旋螺纹钢锚杆，其间排距为1620×1000mm。

同时，本实施例中，所述顶板支护体系中还设置有托盘和钢筋网。为有效增加围岩护表面积，为配合高强锚杆，托盘采用面积较大、强度较高的150×150×8mmQ345的高强托盘。钢筋网采用Φ6mm圆钢制成800×800mm网片，网孔规格为50×50mm。

锚索作为一种有效的辅助性补强支护能与初期锚杆支护形成一个有机整体，把破碎顶板岩层悬吊在稳定岩层上，保障巷道支护的长期有效性和稳定性。对预应力锚索4的长度进行确定时，根据L_顶索=l_a+l_b+l_c进行确定，式中l_a为锚索外露长度，一般取0.3m；l_b为直接顶厚度；l_c锚索锚固在稳定岩层中的长度，一般取1.0～2.0m。根据所述需防治回采巷道的地质条件，设计锚索外露长度l_a为0.3m，l_b取直接顶最大厚度为4.85m，锚入老顶稳定岩层的长度l_c为2m，则预应力锚索4的设计长度为：L_顶索=0.3+4.85+1.8=6.95m。

对所述预应力锚索4的锚固长度进行确定时，设安全系数K=1.5，钻孔直径D=0.032m，极限拉拔荷载P=250kN，注浆体与岩体间的粘结力τ_r=1.8MPa，根据公式

可得预应力锚索4的锚固长度为2.07m；实际施工时，取锚固长度为2.0m，则每根锚索采用4节Z2360型中速树脂锚固剂。

对所述预应力锚索4的排距进行确定时，取所述需防治回采巷道两帮煤体内摩擦角

可得两帮不稳定时巷道实际半宽为：

由于巷道两帮不稳定时的顶板冒落拱高1.93m，设预应力锚索4的排距为3.0m，则预应力锚索4的所承受的上部岩体重量为：G=γ·S·D=25×2×2.58×1.93×3.0=746.9kN；

设预应力锚索4由直径Φ15.24mm钢铰线构成，其最大破断力为270kN，则每排锚索根数为：

则每排布置3根预应力锚索4较为合理。

综上所述，预应力锚索4的长度为7.0m，锚固长度为2.0m，间排为1.7×3.0m。

对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时，其确定过程如下：

步骤301、煤帮破裂区宽度确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出煤帮破裂区宽度L_s；由所述需防治回采巷道的帮壁向内宽度为L_s的区域为巷道帮部煤体的破坏范围。

式(1)中

其中K_s为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板间交界面的切向刚度系数，实际计算时，K_s=0.5GPa/m～1GPa/m；m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度，E为所述需防治回采巷道两帮煤体的综合弹性模量。

其中c₀和

分别为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板岩石之间交界面上的粘聚力和内摩擦角；γ为所述需防治回采巷道上覆岩层的平均容重；H为所述需防治回采巷道的埋深；P₀=mAkγH为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的水平压力，其中A为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的侧压力系数，k为所述需防治回采巷道两帮的应力集中系数，m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度；

其中，所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的侧压力系数

式中0<λ<15;当所述需防治回采巷道的断面结构为拱形或矩形时，k=2～3；且当所述需防治回采巷道的断面结构为椭圆形时，k=4～5。

步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出所述需防治回采巷道的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度h_max；同时，根据公式

计算得出所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度处距相邻巷道帮壁（此处的相邻巷道帮壁为距离左右两侧巷道帮壁中与巷道底板岩体最大塑性区破坏深度处距离最近的巷道帮壁）的水平距离l；式(2)和(3)中L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，

为所述需防治回采巷道底板岩体的内摩擦角。

步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定：根据步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度L_s，确定所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构；同时，根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离l，确定所述底板支护体系所采用的支护结构。

实际对巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行确定时，由于所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮壁向内宽度为L_s的区域均为巷道帮部煤体的破坏范围，因而实际对巷道帮部进行支护时，主要是对所述需防治回采巷道左右两侧的巷道帮部煤体破坏范围进行处理。

本实施例中，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。因而，对所述巷道帮部支护体系所采用的预应力锚杆支护结构进行确定时，主要是根据所述需防治回采巷道左右两侧的巷道帮部煤体破坏范围大小（具体是煤帮破裂区宽度值L_s），对巷道帮部支护时所采用预应力锚杆的数量和锚杆长度进行确定。

本实施例中，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同。

所述帮部支护结构包括布设在所述需防治回采巷道的巷道帮顶部且呈倾斜向布设的顶角锚杆1-1、布设在所述需防治回采巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆1-2和布设在所述需防治回采巷道的巷道帮底部且呈倾斜向布设的底角锚杆1-3，所述顶角锚杆1-1由外至内逐渐向上倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，底角锚杆1-3由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，且顶角锚杆1-1和底角锚杆1-3的数量均为一个；所述顶角锚杆1-1、巷道帮部锚杆1-2和底角锚杆1-3的长度均相同且三者的长度均等于l₁+L_S+l₂，其中l₁=15cm～20cm，L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，l₂=30cm～50cm。

所述巷道帮部锚杆1-2的数量为一个或多个；且当巷道帮部锚杆1-2的数量为一个时，该巷道帮部锚杆1-2布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部；当所述巷道帮部锚杆1-2的数量为多个，多个所述巷道帮部锚杆1-2呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆1-2之间的间距为0.8m～1m。

也就是说，对所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行确定时，先根据煤帮破裂区宽度值L_s，对所采用顶角锚杆1-1、巷道帮部锚杆1-2和底角锚杆1-3的锚杆长度进行确定，且三者的锚杆长度均为l₁+L_S+l₂；其次，还需根据煤帮破裂区宽度值L_s和所述需防治回采巷道的高度对巷道帮部锚杆1-2的数量进行确定，实际确定时，煤帮破裂区宽度值L_s越大，所述需防治回采巷道的高度越高，巷道帮部锚杆1-2的数量越多，当然也可以只采用一个巷道帮部锚杆1-2。

本实施例中，所述帮部支护结构中顶角锚杆1-1、巷道帮部锚杆1-2和底角锚杆1-3的数量均为一个。所述顶角锚杆1-1和底角锚杆1-3分别布设在所述需防治回采巷道的的顶角和底角上，且所述顶角锚杆1-1和底角锚杆1-3与水平方向之间的夹角均为45°，实际施工时，也可根据具体需要，对顶角锚杆1-1和底角锚杆1-3与水平方向之间的夹角进行相应调整。

另外，实际施工时，所述帮部支护结构中巷道帮部锚杆1-2的数量也可以为多个，且当所述巷道帮部锚杆1-2的数量为多个时，多个巷道帮部锚杆1-2由上至下逐个布设在所述需防治回采巷道的巷道帮上，其中多个巷道帮部锚杆1-2中位于最上部的巷道帮部锚杆1-2与顶角锚杆1-1的锚固点之间的间距为0.8m～1m，位于最下部的巷道帮部锚杆1-2与底角锚杆1-3的锚固点之间的间距为0.8m～1m，且相邻两个所述巷道帮部锚杆1-2之间的间距为0.8m～1m。

本实施例中，对顶角锚杆1-1、巷道帮部锚杆1-2和底角锚杆1-3的长度进行确定时，当所述需防治回采巷道两帮煤体的综合弹性模量E=3.2GPa，巷道高度（即所述需防治回采巷道两帮的煤层高度）m=2.0m，应力集中系数k=2，埋深H=650m，上覆岩层平均容重γ=26kN/m³，考虑构造应力的影响，取侧压力系数A=0.64,巷道帮部与顶底板界面强度参数：c₀=0.35MP_a，

K_s=0.896GPam；

由此可得： $\mathrm{\&beta;}=\sqrt{\frac{K_s}{\mathrm{mE}}}=\sqrt{\frac{0.896\&times;{10}^9}{2.0\&times;3.2\&times;{10}^9}}=0.37;$

P₀=mAkγH=0.64×2×26×10³×650×2.0=40.5MN；

巷道帮壁极限平衡区宽度为：

煤帮破裂区宽度 $L_s=\frac{1}{0.37}\&times;\ln (1.41+\sqrt{{1.41}^2-1})=2.33m.$

本实施例中，l₁=15cm，l₂=30cm，则顶角锚杆1-1、巷道帮部锚杆1-2和底角锚杆1-3的长度L_帮杆=0.15+2.33+0.3=2.78m。

实际对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，由于所述需防治回采巷道的底板左右两侧会分别出现一个深度为h_max的巷道底板最大破坏深度处，因而实际对巷道底板进行支护时，主要是参照巷道底板最大破坏深度处的深度h_max以及巷道底板最大破坏深度处距离巷道帮壁之间的水平距离l，对所述需防治回采巷道底板最大破坏深度处进行处理。

本实施例中，所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。因而，对所述底板支护体系所采用的预应力锚杆支护结构进行确定时，主要是根据所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板最大破坏深度处的深度h_max和巷道底板最大破坏深度处距离巷道帮壁之间的水平距离l，对底板支护所采用预应力锚杆的数量和锚杆长度进行确定。

本实施例中，所述底板支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的底板锚杆一1-4，两个所述底板锚杆一1-4分别布设在所述需防治回采巷道底部左右两侧的底板最大破坏深度处，且两个所述底板锚杆一1-4均呈竖直向布设；两个所述底板锚杆一1-4的长度相同且二者的长度均等于l₁+h_max+l₂，其中l₁=15cm～20cm，h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，l₂=30cm～50cm。

两个所述底板锚杆一1-4分别为左侧底板锚杆一和布设在所述左侧底板锚杆一右侧的右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的间距均为l，其中l为步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离。

也就是说，对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，先根据巷道底板岩体最大塑性区破坏深度h_max对两个所述底板锚杆一1-4的锚杆长度进行确定，且二者的锚杆长度均为l₁+h_max+l₂；其次，还需根据巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离l，对两个所述底板锚杆一1-4的布设位置进行确定，具体而言：两个所述底板锚杆一1-4中，所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的间距均为l。

本实施例中，对底板锚杆一1-4的长度进行确定时，当所述需防治回采巷道底板岩体的内摩擦角

本实施例中，l₁=20cm，l₂=30cm，则底板锚杆一1-4的长度为L_底杆=0.2+2.69+0.3=3.19m。实际施工时，底板锚杆一1-4选用长度为3.2m的锚杆。

步骤四、回采巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的所述回采巷道支护方案，对所述需防治回采巷道进行支护施工。

实际进行支护施工时，具体是按照步骤三中所确定的所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构，对所述需防治回采巷道进行支护施工。

巷道开挖完成后，沿巷道纵向在开挖后的所述需防治回采巷道断面上布设多个所述全断面支护结构，多个所述全断面支护结构的结构相同，且多个所述全断面支护结构均包括布设在同一巷道断面上的所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系。前后相邻两个所述全断面支护结构之间的间距为0.6m～1m，实际施工过程中，可根据具体实际需要，对前后相邻两个所述全断面支护结构之间的间距进行相应调整。

本实施例中，步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，还需沿巷道纵向在所述需防治回采巷道的巷道底板中央开设多个底板卸压钻孔2，所述底板卸压钻孔2呈竖直向布设；多个所述底板卸压钻孔2的布设位置分别与多个所述全断面支护结构的布设位置相同。

也就是说，多个所述底板卸压钻孔2分别与多个所述全断面支护结构布设在同一巷道断面上。

多个所述底板卸压钻孔2的深度均相同，且所述底板卸压钻孔2的深度为h_max+d₁，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，d₁=10cm±2cm。本实施例中，d₁=10cm，则底板卸压钻孔2的深度为2.79m，实际施工时，底板卸压钻孔2的深度取2.8m。

另外，实际施工时，根据具体需要，所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的外侧支护结构和/或两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的内侧支护结构。

具体施工时，当所述需防治回采巷道的宽度越大且步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度h_max越大时，所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个外侧支护结构和/或两个内侧支护结构。

两个所述外侧支护结构的结构相同，且两个所述外侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的外侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的外侧支护结构二；所述外侧支护结构包括一个或多个呈竖直向布设的底板锚杆二，所述底板锚杆二的长度与底板锚杆一1-4的长度相同。

实际施工时，所述外侧支护结构中所包括底板锚杆二的数量为一个或多个。且当所述外侧支护结构中所包括底板锚杆二的数量为一个时，外侧支护结构一布设在所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的中部，外侧支护结构二布设在所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的中部。

当所述外侧支护结构中所包括底板锚杆二的数量为多个时，多个所述底板锚杆二呈均匀布设且相邻两个所述底板锚杆二之间的间距为0.8m～1m。也就是说，当所述外侧支护结构中所包括底板锚杆二的数量为多个时，所述外侧支护结构一中的多个底板锚杆二布设在所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间，且外侧支护结构一中位于最右侧的底板锚杆二与左侧底板锚杆一之间的间距为0.8m～1m，而外侧支护结构一中位于最左侧的底板锚杆二与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距根据所述需防治回采巷道的宽度、巷道底板的变形严重程度和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离l进行相应调整。具体来说，所述需防治回采巷道的宽度越大、巷道底板的变形严重程度越轻且巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l越大，所述外侧支护结构一中位于最左侧的底板锚杆二与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距越大。所述外侧支护结构一中的多个底板锚杆二与所述外侧支护结构二中的多个底板锚杆二呈对称布设。

另外，当需防治回采巷道的宽度越大且巷道底板的变形严重程度越重时，所述外侧支护结构一和所述外侧支护结构二中底板锚杆二的数量越多。

两个所述内侧支护结构的结构相同，且两个所述内侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与底板卸压钻孔2之间的内侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与底板卸压钻孔2之间的内侧支护结构二；所述内侧支护结构包括呈竖直向布设的底板锚杆三，所述底板锚杆三的长度与底板锚杆一1-4的长度相同。

实际施工时，所述内侧支护结构中所包括底板锚杆三的数量为一个或多个。且当所述内侧支护结构中所包括底板锚杆三的数量为一个时，内侧支护结构一布设在所述左侧底板锚杆一与底板卸压钻孔2之间的中部，内侧支护结构二布设在所述右侧底板锚杆一与底板卸压钻孔2之间的中部。

当所述内侧支护结构中所包括底板锚杆三的数量为多个时，多个所述底板锚杆三呈均匀布设且相邻两个所述底板锚杆三之间的间距为0.8m～1m。也就是说，当所述内侧支护结构中所包括底板锚杆三的数量为多个时，所述内侧支护结构一中的多个底板锚杆三布设在所述左侧底板锚杆一与底板卸压钻孔2之间，且内侧支护结构一中位于最右侧的底板锚杆三与底板卸压钻孔2之间的间距为0.8m～1m，而内侧支护结构一中位于最左侧的底板锚杆三与所述左侧底板锚杆一之间的间距为0.8m～1m。所述内侧支护结构一中的多个底板锚杆三与所述内侧支护结构二中的多个底板锚杆三呈对称布设。

另外，当需防治回采巷道的宽度越大且巷道底板的变形严重程度越重时，所述内侧支护结构一和所述内侧支护结构二中底板锚杆三的数量越多。

结合图1，步骤301中对所述煤帮破裂区宽度进行确定之前，需先建立所述需防治回采巷道的巷道两帮煤体界面应力计算模型，且所建立的巷道两帮煤体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型，所建立的力学模型中由所述需防治回采巷道的帮壁向内依次形成煤帮破裂区、塑性区、弹性区（即所述弹性应力升高区）和原岩应力区，其中煤帮破裂区和塑性区的煤体处于应力极限平衡状态，所述煤帮破裂区和塑性区组成极限平衡区；步骤301中所述的x₀为所述极限平衡区的宽度。相应地，步骤302中对巷道底板最大破坏深度进行确定之前，还需先建立回采巷道底板破坏深度计算模型。

所述需防治回采巷道开挖后，巷道两帮煤体应力发生重新分布。当帮部为较松软的煤体时，由帮壁向里依次形成煤帮破裂区、塑性区、弹性应力升高区和原岩应力区。其中，破裂区和塑性区的煤体处于应力极限平衡状态。由于煤体泊松比较顶底板岩石大，煤层与顶底板岩石界面上的粘聚力c₀和内摩擦角

较两帮煤体的偏低，极限平衡区的煤体趋于从顶底板岩石中挤出。

结合图2，对所述需防治回采巷道的底板岩体变形破坏过程进行分析：所述需防治回采巷道开挖后，围岩应力发生重分布并在顶板与帮部界面上形成高支承压力区，巷道两帮在垂直应力作用下挤压底板。当顶帮围岩为较坚硬岩石而底板处于软弱岩层中时，巷道底板在高垂直应力的强烈作用下发生隆起现象，上部软弱底板则被挤压流动，形成底臌。从理论上讲，巷道两帮仅发生塑性变形的煤体仍具有相当程度的抗压强度，不会发生破坏现象。因此，巷道底板与两帮的破碎区宽度一致。当支承压力达到或超过底板主动区岩体（1区）的极限强度时，该部分岩体在垂直方向上受压缩，岩体将变形破坏，形成破碎区；同时，在水平方向上主动区岩体必然会膨胀，进而挤压过渡区岩体（2区），并将应力传递到这一区；过渡区岩体继续挤压被动区（3区）。由于只有被动区具有向回采巷道空间内的自由临空面，从而过渡区及被动区的岩体在主动区高支承压力的作用下将向回采巷道空间内移动并逐渐形成一个连续的滑移面，最后被动区的回采巷道底板岩体向上隆起，此时所述需防治回采巷道的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度为h_max。

由于回采巷道底臌是一个底板在帮部高支承压力、高孔隙水压及水平地应力等综合作用下发生的十分复杂的力学过程，但以帮部高支承压力为主要因素。巷道底板在帮部较软弱围岩（煤体）的严重挤压下断裂后产生层间回弹，甚至开裂，进而形成向回采巷道空间内的底臌现象。因此，必须以图2所示的滑移线场为基础来计算巷道底板的破坏深度。

本实施例中，经测试，采用本发明对所述需防治回采巷道进行加固处理后，所述需防治回采巷道的底臌问题得到有效解决。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。

Claims (10)

1.一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于该方法包括以下步骤：

步骤一、回采巷道开挖：按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法，对需防治回采巷道进行开挖；

步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，且采用常规岩石力学参数测试方法对步骤一中开挖后的所述需防治回采巷道的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；

步骤三、回采巷道支护方案确定：所采用的回采巷道支护方案为沿开挖后所述需防治回采巷道纵向的多个断面上分别布设全断面支护结构，多个所述全断面支护结构的结构均相同；所述全断面支护结构包括布设在所述需防治回采巷道顶板上的顶板支护体系、布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在所述需防治回采巷道底板上的底板支护体系；确定所述回采巷道支护方案时，需对所述顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构分别进行确定；

对所述顶板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且按照常规巷道顶板支护方案的确定方法，确定所述顶板支护体系所采用的支护结构；

对所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构进行确定时，其确定过程如下：

步骤301、煤帮破裂区宽度确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出煤帮破裂区宽度L_s；由所述需防治回采巷道的帮壁向内宽度为L_s的区域为巷道帮部煤体的破坏范围；

式(1)中

其中K_s为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板间交界面的切向刚度系数，m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度，E为所述需防治回采巷道两帮煤体的综合弹性模量；

其中c₀和

分别为所述需防治回采巷道两帮煤体与其顶底板岩石之间交界面上的粘聚力和内摩擦角；γ为所述需防治回采巷道上覆岩层的平均容重；H为所述需防治回采巷道的埋深；P₀=mAkγH为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的水平压力，其中A为所述需防治回采巷道两帮煤体弹塑性界面上的侧压力系数，k为所述需防治回采巷道两帮的应力集中系数，m为所述需防治回采巷道两帮的煤层高度；

步骤302、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式

计算得出所述需防治回采巷道的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度h_max；同时，根据公式

计算得出所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l；式(2)和(3)中L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，

为所述需防治回采巷道底板岩体的内摩擦角；

步骤303、巷道帮部支护体系与底板支护体系确定：根据步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度L_s，确定所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构；同时，根据步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离l，确定所述底板支护体系所采用的支护结构；

步骤四、回采巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的所述回采巷道支护方案，对所述需防治回采巷道进行支护施工。

2.按照权利要求1所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：步骤303中所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构；步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。

3.按照权利要求1或2所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：步骤301中对所述煤帮破裂区宽度进行确定之前，需先建立所述需防治回采巷道的巷道两帮煤体界面应力计算模型，且所建立的巷道两帮煤体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型，所建立的力学模型中由所述需防治回采巷道的帮壁向内依次形成煤帮破裂区、塑性区、弹性应力升高区和原岩应力区，其中煤帮破裂区和塑性区的煤体处于应力极限平衡状态，所述煤帮破裂区和塑性区组成极限平衡区；步骤301中所述的x₀为所述极限平衡区的宽度。

4.按照权利要求2所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；

所述帮部支护结构包括布设在所述需防治回采巷道的巷道帮顶部且呈倾斜向布设的顶角锚杆（1-1）、布设在所述需防治回采巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆（1-2）和布设在所述需防治回采巷道的巷道帮底部且呈倾斜向布设的底角锚杆（1-3），所述顶角锚杆（1-1）由外至内逐渐向上倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，底角锚杆（1-3）由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°，且顶角锚杆（1-1）和底角锚杆（1-3）的数量均为一个；所述顶角锚杆（1-1）、巷道帮部锚杆（1-2）和底角锚杆（1-3）的长度均相同且三者的长度均等于l₁+L_S+l₂，其中l₁=15cm～20cm，L_s为步骤301中所确定的煤帮破裂区宽度，l₂=30cm～50cm。

5.按照权利要求4所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：所述巷道帮部锚杆（1-2）的数量为一个或多个；且当巷道帮部锚杆（1-2）的数量为一个时，该巷道帮部锚杆（1-2）布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部；当所述巷道帮部锚杆（1-2）的数量为多个，多个所述巷道帮部锚杆（1-2）呈均匀布设且相邻两个所述巷道帮部锚杆（1-2）之间的间距为0.8m～1m。

6.按照权利要求2所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：所述底板支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的底板锚杆一（1-4），两个所述底板锚杆一（1-4）分别布设在所述需防治回采巷道底部左右两侧的底板最大破坏深度处，且两个所述底板锚杆一（1-4）均呈竖直向布设；两个所述底板锚杆一（1-4）的长度相同且二者的长度均等于l₁+h_max+l₂，其中l₁=15cm～20cm，h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，l₂=30cm～50cm；

两个所述底板锚杆一（1-4）分别为左侧底板锚杆一和布设在所述左侧底板锚杆一右侧的右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的间距均为l，其中l为步骤302中所确定的巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离。

7.按照权利要求6所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：步骤四中对所述需防治回采巷道进行支护施工时，还需沿巷道纵向在所述需防治回采巷道的巷道底板中央开设多个底板卸压钻孔（2），所述底板卸压钻孔（2）呈竖直向布设；多个所述底板卸压钻孔（2）的布设位置分别与多个所述全断面支护结构的布设位置相同。

8.按照权利要求7所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：多个所述底板卸压钻孔（2）的深度均相同，且所述底板卸压钻孔（2）的深度为h_max+d₁，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大塑性区破坏深度，d₁=10cm±2cm。

9.按照权利要求6所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的外侧支护结构和/或两个对称布设在所述需防治回采巷道底板左右两侧的内侧支护结构；

两个所述外侧支护结构的结构相同，且两个所述外侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道左侧帮部之间的外侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与所述需防治回采巷道右侧帮部之间的外侧支护结构二；所述外侧支护结构包括一个或多个呈竖直向布设的底板锚杆二，所述底板锚杆二的长度与底板锚杆一（1-4）的长度相同；

两个所述内侧支护结构的结构相同，且两个所述内侧支护结构分别为布设在所述左侧底板锚杆一与底板卸压钻孔（2）之间的内侧支护结构一和布设在所述右侧底板锚杆一与底板卸压钻孔（2）之间的内侧支护结构二；所述内侧支护结构包括呈竖直向布设的底板锚杆三，所述底板锚杆三的长度与底板锚杆一（1-4）的长度相同。

10.按照权利要求1或2所述的一种矿山回采巷道底臌灾害防治方法，其特征在于：步骤三中所述的全断面支护结构还包括支顶在所述需防治回采巷道的巷道开挖界面（3）上且对所述需防治回采巷道进行全断面支护的钢拱架，所述顶板支护体系所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构。

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