CN105971630B - 一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,包括步骤:一、围岩基本力学参数确定;二、巷道两帮预留开挖量确定;三、巷道开挖;四、巷道帮部支护结构确定:巷道支护结构包括呈交错布设的巷道支护单元和注浆锚杆,巷道帮部支护单元包括顶板支护体系和巷道帮部支护体系;四、极限冒落拱矢高确定;五、巷道支护结构确定;六、巷道围岩支护施工;七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工;八、多次重复步骤七,完成近距离煤层巷道的施工过程。本发明方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好,根据近距离下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定,并采用注浆锚杆与巷道支护单元配合对巷道帮部与顶板进行支护。

Description

CN 105971630 B 说明书 1/18 页 一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法
技术领域
[0001]本发明属于巷道施工技术领域,尤其是涉及一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方 法。
背景技术
[0002] 近年来,随着中厚煤层资源的逐步枯竭,近距离薄煤层群开采(也称为近距离煤层 开采)成为当今煤炭资源发展的必然趋势之一。通常认为煤层层间距很近,开采时具有显著 相互影响的煤层;一般指煤层间距小于30m的煤层。由于近距离煤层中煤层间距较小,受上 部煤层开采后遗留煤柱形成的集中压力的影响,围岩变形剧烈,其中巷道两帮的煤体强度 通常较顶底板的煤体强度软弱,巷道两帮煤体的变形量大已成为下部回采巷道支护工作的 重点和难点,并且诸多专家和现场工程技术人员对此进行了深入研究。其中,张炜通过对近 距离煤层巷道变形进行现场实测发现下部煤层的回采巷道布置在应力降低区,依然出现了 巷道一帮变形大于另一帮的情形;胡敏军等认为由于下煤层巷道两帮所受的水平应力大小 不等,巷道靠近煤柱侧的帮部变形和破坏区大于靠近实体煤侧;张继华等运用数学计算软 件分析了近距离下部煤层巷道帮部变形失稳出现的非对称现象,指出靠近煤柱侧的变形情 况远远超过靠近实体煤侧;杨智文提出从巷道布置、支护措施、预爆破上覆煤柱等来解决极 近距离煤层多采空区下巷道的稳定问题;方新秋采用现场实测、理论分析及数值模拟,通过 设计顶板及两帮不同支护参数,分析了不同计算模型下巷道煤帮及顶底板的位移。此外,还 有一些文献也通过数值模拟和理论分析对近距离下部煤层巷道围岩的变形及支护技术进 行了探讨。
[0003] 由上述内容可知,现如今对近距离下煤层回采巷道变形及其支护的研究取得了较 多的成果,但都是采用数值模拟和现场实测来开展的,而基于工程类比或施工经验来确定 的开挖、支护方案及参数具有很大的随意性和盲目性。由于近距离采空区下回采巷道的受 力环境较单一煤层巷道具有显著的差异,现有单一煤层巷道变形及支护的研究成果并不适 用于近距离采空区下的回采巷道。
[0004] 另外,工程实践表明,矩形巷道开挖以后,顶板岩体由于节理的切割而产生塌落, 当塌落到一定程度后,上部岩体会形成一个自然平衡拱而稳定下来。由于自然平衡拱的支 护参数与其形态及矢高密切关系,科学确定其形态及矢高可以合理设计支护参数,最大程 度节约支护材料,达到预期的顶板支护效果。因此,对自然平衡拱的形态及矢高进行研究, 具有极其重要的理论意义和工程实际意义。普氏冒落拱基本理论的基本假设为:①岩体中 存在很多节理、裂隙及各种软弱夹层,岩体被上述非连续夹层切割成几何尺寸相对很小的 岩块,其间还存在黏结力,因此巷道围岩可以视为一种有一定黏结力,但抗拉、抗弯及抗剪 能力都很弱的松散体;②巷道开挖后,如不及时进行支护,巷道顶部岩体将冒落成一个拱: 当巷道两帮稳定时,则初期冒落拱随塌落的发展而不断增高;若两帮不稳定,则拱跨和拱高 会同时增大;当巷道埋深H大于5倍拱跨时,冒落拱不会无限发展,最终将在围岩中形成一个 自然平衡拱;③拱脚处的摩擦抵抗着拱脚的移动并维护拱的稳定;④在拱脚处的水平推力 7 小于拱脚处岩体的最大摩擦力,多余的摩擦力保证拱的稳定性,避免偶然移动而破坏,并且 用这个储备为最大的条件来决定冒落拱的矢高。实践表明,普氏冒落拱基本理论在一定程 度上反映了客观地压规律,但其尚存在以下不足:第一、忽略了水平应力〇h对冒落拱的影 响,实际上侧压力系数λ对顶板冒落拱的形态及矢高均有影响;第二、对两帮片帮形式的简 化不当,而片帮形式对冒落拱矢高有较大影响;第三、两帮稳定时顶板冒落拱的形状简化过 于单一;第四、忽略两帮楔形破坏对顶板冒落拱矢高的影响,实际上楔形破坏后沿竖直方向 拉裂,各种形态的冒落拱矢高较理论值偏低。由此可见,工程实际中冒落拱的形态及矢高均 与矩形回采巷道顶板的水平地应力和两帮的破坏形式均相关,因此有必要在考虑两帮变形 破坏形式和水平地应力对顶板影响的前提下来确定冒落拱的形态及矢高。
发明内容
[0005] 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,提供一种近距离煤 层巷道顶板冒落防治方法,其方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好,根据近距 离下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定,并采用注浆锚杆与 巷道支护单元配合对巷道帮部与顶板进行有效支护。
[0006] 为解决上述技术问题,本发明采用的技术方案是:一种近距离煤层巷道顶板冒落 防治方法,其特征在于:沿巷道纵向延伸方向由后向前分多个节段对近距离煤层巷道进行 开挖及巷道围岩支护施工;所述近距离煤层巷道的横断面为矩形且其为在下部煤层内开采 的巷道,所述近距离煤层巷道位于上煤层巷道的一侧下方,所述上煤层巷道为在上部煤层 内开采的巷道,所述上部煤层位于下部煤层上方,且上部煤层与下部煤层之间通过夹层进 行分隔,所述夹层的厚度为D,其中15m<D<30m;所述近距离煤层巷道与上煤层巷道呈平行 布设;所述上煤层巷道的一侧为采空区且其另一侧为预留的保护煤柱,所述近距离煤层巷 道位于采空区下方;所述近距离煤层巷道靠近上煤层巷道的一侧巷道帮部为煤柱下压侧煤 帮,近距离煤层巷道的另一侧巷道帮部为上覆岩层下压侧煤帮;对近距离煤层巷道进行开 挖及巷帮围岩支护施工时,多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同;对于近 距离煤层巷道的任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时,包括以下步骤:
[0007] 步骤一、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,对当前所施 工节段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;并且,对当前所施工节 段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确定,λ’>〇;
[0008] 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数,对 当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定;
[0009] 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成 后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S1进行确定;其中 Pl COSh(^Zi) Ah _Li__1_L +_/ ΙαΕ^ίβ sinhf^y^/, J hi - lsh 1 CN 105971630 B 说明书 2/18 页 Dh公式⑴中,h为近距离煤层巷道的净高,且 a和h单位均为m; Δ h为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施工节段 两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa5P1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的水 平压力且?1 =人· Iu · γΗ(2),公式(2)中匕为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应 8 CN 105971630 B 说明书 3/18 页 力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,H为当前所施工节 段的埋深且其单位为πι,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹性地基梁 为当前所施工节段的两帮岩体;= ,公式(3)中U为当前所施工节段两帮岩体弹 性区的宽度且1(3 = 11±&amp;11’,&amp;11’=〇111〜0.3111^()为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度 = lnI /c'7i¥'tan^+i] (1),公式⑷中c为当前所施工节段巷道两帮岩体的粘 聚力#为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角;/〗=A (5),公式⑸中1为当前 Iat 所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数;
[0010] 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成后当 前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2进行确定;其中 />./_ COsh(^Zr) Pjl coshf^//?/,) Ah p .j cosh(#/:) Ct ·— O 丄 δ. 2. \ / .— --:-斗--./ + — _ -:— / \ .. "、ΙαΕ^β sinh (^/, ) 2aE^JJ> sinh(^/, j 2α-Μί 1 ΙαΕ^β sinh(^/:) , 公式⑹中I2为保护煤柱的宽度,Ρ2 = λ · k2 · γΗ(8),公式(8)中1«为当前所施工节段的煤 柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱正下方的岩体的应力集中系数;
[0011] 步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留 开挖量,由后向前对当前施工节段进行开挖;
[0012] 步骤四、极限冒落拱矢高确定:根据步骤一中所确定的侧压力系数λ’,并结合所确 定的围岩基本力学参数,对开挖后巷道帮部发生楔形破坏时冒落形成的第一极限冒落拱 (2-2)的矢高b2’和在第一极限冒落拱(2-2)的基础上继续冒落形成的第二极限冒落拱(2- 3)的矢高b3’进行确定;
[0013] 其中,当0<λ’<1或λ’>1时,根据公式知人’)+« (8-1),计算 7 Λ1 λΊ<'· 得出第一极限冒落拱(2-2)的矢高b2’ ;并且,根据公式y = ^ +1 ,计算 3 Av XkK' 得出第二极限冒落拱(2-3)的矢高b3’ ;
[0014] 当λ,= 1时,根据公式V = (y(/M-,)2十丨-//λ:,) (8-3),计算得出第一极 限冒落拱(2-2)的矢高b2’ ;并且,根据公式= +!+//£ j (8-4),计算得出 第二极限冒落拱(2-3)的矢高b3’ ;
[0015] 式(8-1)、式(8-2)、式(8-3)和式(8-4)中,K’为安全系数且K’为不小于1的有理数, / ffy\ f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数,a.,=/V十aten 45s-f (8:-5),式 V 2 j (8-5)中化=f ,b ’为步骤三中近距离煤层巷道(1)的开挖宽度,且b〇和b ’的单位均为m;
[0016] 步骤五、巷道支护结构确定:所采用的巷道支护结构包括多个巷道支护单元和多 9 CN 105971630 B 说明书 4/18 页 根注浆锚杆,多个所述巷道支护单元沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向前布 设,多根所述注浆锚杆沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向前布设,且所述巷道 支护单元与注浆锚杆呈交错布设;
[0017] 多个所述巷道支护单元的结构均相同;所述巷道支护单元包括布设在近距离煤层 巷道顶板上的顶板支护体系和布设在近距离煤层巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护 体系,所述顶板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在近距离煤层巷道的同一个巷道 断面上;对所述巷道支护单元的支护结构进行确定时,需对所述顶板支护体系和所述巷道 帮部支护体系的支护结构分别进行确定;
[0018] 其中,所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段的巷帮极限 平衡区宽度XQ进行确定;
[0019] 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;所述锚索与锚 杆联合支护结构包括对当前所施工节段的顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层支护结构和 对当前所施工节段的顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构;所述巷道顶板浅层支护 结构包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的顶板锚杆,所述巷道顶板深层支 护结构包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的锚索;对所述顶板支护体系的 支护结构进行确定时,根据步骤四中所确定第一极限冒落拱的矢高b2’对顶板锚杆的长度 进行确定,且根据步骤四中所确定第二极限冒落拱的矢高b3 ’对锚索的长度进行确定;
[0020] 多根所述注浆锚杆均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈 垂直布设;所述注浆锚杆位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前所 施工节段的一个横断面上;
[0021] 步骤六、巷道围岩支护施工:根据步骤五中所确定的巷道支护结构,对当前所施工 节段进行支护施工;
[0022] 步骤七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤六,对下一节段进 行开挖及巷道围岩支护施工;
[0023] 步骤八、多次重复步骤七,直至完成近距离煤层巷道的全部开挖及巷道围岩支护 施工过程。
[0024] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:所述近距离煤层巷道为 回采巷道且其净高与下部煤层的净高相同;步骤三中进行巷道开挖时,按照常规矿山回采 巷道开挖的施工方法,对当前所施工节段进行开挖。
[0025] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:多个所述节段的纵向长 度均为IOm〜50m,所述近距离煤层巷道与上煤层巷道之间的水平间距为8m〜12m;
[0026] 所述近距离煤层巷道的煤柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一变形区、第二 变形区和第三变形区,所述第一变形区位于采空区下方,第二变形区位于上煤层巷道下方, 第三变形区位于保护煤柱下方;所述第二变形区与上煤层巷道的宽度相同,所述第三变形 区的宽度与保护煤柱的宽度相同;
[0027] 步骤二中所述的I1为第一变形区的宽度,所述第一变形区由内至外分为破裂区、 塑性区和弹性区;所述的k2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第三变形区内岩体 的应力集中系数。
[0028] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤二中根据开挖完成 10 CN 105971630 B 说明书 5/18 页 后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值31,对当前施工节段的上覆岩层 下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据公式Δ Cl1 = S1+Δ dl (9)进行确定;公式⑼中, Δ dl = 0.05m〜0.12m;
[0029] 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据公式A d2 = &amp;+ Δ d2 (10)进行确 定;公式(10)中,A d2 = 0.05m〜0· 12m。
[0030] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤三中进行巷道开挖 之前,先根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量,并结合近距 离煤层巷道的设计宽度B,对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度h 和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度132分别进行确定;其中,bFb+AdhbFb+Acb, 办二冬且b和B的单位均为m; A,
[0031] 当前施工节段的实际开挖宽度b’=IDdb2;
[0032] 步骤三中进行巷道开挖时,根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线,并结 合所确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。
[0033] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤五中所述注浆锚杆 的长度为rm’ ;其中rm’ = rm-b2,r« _ |n(厂+ — ln厂 (I I),rm的单位为m;公式(11)中,r〇为 近距离煤层巷道的等效圆半径且/^ = ^/?^,= | 4为近距离煤层巷道的设计宽度,^)、 a、b和B的单位均为m;l = 2 · r〇。
[0034] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤四中所述的K’ = 1.2 〜2.2;
[0035] 步骤五中多个所述顶板锚杆的数量大于3个,多个所述顶板锚杆中位于最左侧的 顶板锚杆为顶板左侧锚杆,多个所述顶板锚杆中位于最右侧的顶板锚杆为顶板右侧锚杆, 且多个所述顶板锚杆中位于所述顶板左侧锚杆与所述顶板右侧锚杆之间的顶板锚杆为顶 板中部锚杆,所述顶板中部锚杆呈竖直向布设,所述顶板左侧锚杆由内至外逐渐向左倾斜 且其与竖直方向的夹角为15°〜30°,所述顶板右侧锚杆由内至外逐渐向右倾斜且其与竖直 方向的夹角为15°〜30°;多个所述顶板锚杆中左右相邻两个所述顶板锚杆内端部之间的间 距为〇 · 8m〜Im;
[0036] 多个所述锚索中位于最左侧的锚索为顶板左侧锚索,多个所述锚索中位于最右侧 的锚索为顶板右侧锚索,且多个所述锚索中位于所述顶板左侧锚索与所述顶板右侧锚索之 间的锚索为顶板中部锚索,所述顶板中部锚索呈竖直向布设,所述顶板左侧锚索由内至外 逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°,所述顶板右侧锚索由内至外逐渐向右倾 斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°;多个所述锚索中左右相邻两个所述锚索之间的间距 为1·3m〜2·0m。
[0037] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤五中所述巷道帮部 支护体系为预应力锚杆支护结构;所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别 对称布设在近距离煤层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 11 CN 105971630 B 说明书 6/18 页 结构相同;所述帮部支护结构包括布设在近距离煤层巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷 道帮部锚杆;所述巷道帮部锚杆的长度等于Ii’+xo+h’,其中Ii’ = IOcm〜20cm,12’ = 30cm〜 50cm〇
[0038] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤一中对当前所施工 节段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确定时,先对当前所施工节段的巷道两帮岩体的 水平地应力与垂直地应力进行测试,并根据测试结果确定当前所施工节段的巷道两帮岩体 的侧压力系数λ’,且测试得出的巷道两帮岩体的水平地应力与垂直地应力之比为侧压力系 数入’;
[0039] 步骤五中前后相邻两根所述注浆锚杆之间的间距为0.8m〜1.2m,前后相邻两个所 述巷道支护单元之间的间距为0.8m〜1.2m。
[0040] 上述一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征是:步骤五中所述巷道帮部 支护体系为预应力锚杆支护结构;
[0041] 步骤六中对当前所施工节段进行支护施工时,先由后向前对多根所述注浆锚杆进 行施工,再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构和多个所述顶板支护 体系所采用的支护结构分别进行施工。
[0042] 本发明与现有技术相比具有以下优点:
[0043] 1、防治方法步骤简单、实现方便且投入成本低。
[0044] 2、设计合理且实现方便,为确保开挖效果,沿巷道纵向延伸方向由后向前分多个 节段对近距离煤层巷道进行开挖;并且,对近距离煤层巷道的任一个节段进行开挖时,先确 定围岩基本力学参数,再根据所确定的围岩基本力学参数对当前施工节段的两侧巷道帮部 的预留开挖量分别进行确定,最后根据所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量由后向前对当前施工节段进行开挖,施工简便且施工过程易于控制,可操性强。
[0045] 3、所采用的当前施工节段两侧巷道帮部的预留开挖量的确定方法简单、实现简便 且使用效果好,所确定的预留开挖量合理、准确,能有效保证确保成型后的近距离煤层巷道 内部空间符合设计要求。所确定的预留开挖量分别与上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论 值31和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值32对应,并且考虑到实际施工中近距离煤层巷道 的复杂变形因素,并对上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S1和煤柱下压侧煤帮的向内 位移理论值S2*别叠加一定的调整量(即Δ dl和Δ d2)。并且,上覆岩层下压侧煤帮的向内 位移理论值&amp;和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2的确定方法简单、合理且精度高,能简 便、快速且准确地对上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值31和煤柱下压侧煤帮的向内位 移理论值S2进行确定。
[0046] 4、所采用的巷道支护结构设计合理且设计过程简单、实现方便,包括多个巷道支 护单元和多根注浆锚杆,多个巷道支护单元沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向 前布设,多根注浆锚杆沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向前布设,且巷道支护 单元与注浆锚杆呈交错布设,施工简便且施工质量易控。
[0047] 针对近距离煤层巷道的巷帮(也称煤帮)存在的非对称变形情况,开挖完成后在煤 柱下压侧煤帮中部布设多根注浆锚杆进行加固,注浆锚杆的长度设计合理,通过多根注浆 锚杆能对煤柱下压侧煤帮的整个破裂区进行有效加固,并且省工省料省时。
[0048] 同时,通过合理设计巷道帮部支护体系和顶板支护体系所采用的支护结构,对近 12 CN 105971630 B 说明书 7/18 页 距离煤层巷道的巷道帮部和顶板进行有效加固,能有效解决因应用普氏冒落拱基本理论使 巷道支护参数准确性低的问题,根据侧压力系数对冒落拱矢高进行确定,所确定的冒落拱 矢高与普氏冒落拱基本理论相比偏低,在满足支护稳定、可靠且安全的前提下,达到节约成 本的目的,具有经济、投入施工成本较低、安全可靠等优点,因而能为矿山正常生产提供有 力保障。
[0049] 5、所采用的冒落拱矢高确定方法简单、合理,具体根据巷道帮部岩体的侧压力系 数进行确定,并且所确定的冒落拱矢高与工程实际非常接近。
[0050] 6、巷道支护结构设计合理且设计过程简单、实现方便。
[0051] 7、使用效果好且实用价值高,能有效解决煤帮非对称变形后侵入巷道净空并影响 巷道正常使用的问题,巷道开挖时两帮预留不同的开挖量,确保成型后的近距离煤层巷道 内部空间符合设计要求。首先,根据近距离下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留 开挖量分别进行确定,能有效解决煤帮非对称变形后侵入巷道净空并影响巷道正常使用的 问题;同时,采用注浆锚杆与巷道支护单元配合对巷帮和顶板进行有效加固、支护,能对近 距离煤层巷道顶板冒落进行有效防治,避免了近距离下部煤层巷道的返修工作,且施工成 本低。
[0052] 本发明针对采空区下回采巷道煤帮(即近距离煤层巷道煤帮)在上覆岩层及煤柱 的支承压力下易产生非对称变形,煤帮破裂厚度及其位移大小直接影响巷道开挖方案及其 支护效果。针对现有煤帮破裂范围理论研究的不足和现场实测的客观困难,采用合理的煤 帮破裂区厚度确定方法,并根据所确定的破裂区厚度对在煤帮上布置注浆锚杆,并分别考 虑上覆岩层与煤柱支承压力及顶底板相对移动对煤帮变形的影响,建立了下煤层巷道两帮 不同的位移计算模型,提出了非对称预留开挖方案。
[0053] 并且,采用本发明能对近距离煤层巷道进行有效加固,避免了近距离煤层巷道的 返修工作。同时,采用分段开挖及分段支护的方式,能对近距离煤层巷道进行有效加固,并 能有效保证长距离巷道的支护效果。
[0054] 综上所述,本发明方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好,根据近距离 下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定,并采用注浆锚杆与巷 道支护单元配合对巷道帮部与顶板进行有效支护,避免了近距离下部煤层巷道的返修工 作,且施工成本低。
[0055] 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
[0056] 图1为本发明所建立近距离煤层巷道的巷帮应力计算模型的结构示意图。
[0057] 图2为本发明所建立近距离煤层巷道的巷道两帮岩体弹塑性界面应力计算模型的 结构示意图。
[0058] 图3为本发明的巷道开挖方法流程框图。
[0059] 图4为本发明注浆锚杆的布设位置示意图。
[0060] 图5为本发明自然冒落拱、第一极限冒落拱和第二极限冒落拱的布设位置示意图。
[0061] 图6为本发明巷道帮部支护体系所采用支护结构的结构示意图。
[0062] 附图标记说明: 13
具体实施方式
[0069] 如图3所示的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,沿巷道纵向延伸方向由后 向前分多个节段对近距离煤层巷道1进行开挖及巷道围岩支护施工;所述近距离煤层巷道1 的横断面为矩形且其为在下部煤层2内开采的巷道,所述近距离煤层巷道1位于上煤层巷道 3的一侧下方,所述上煤层巷道3为在上部煤层4内开采的巷道,所述上部煤层4位于下部煤 层2上方,且上部煤层4与下部煤层2之间通过夹层5进行分隔,所述夹层5的厚度为D,其中 15m<D<30m;所述近距离煤层巷道1与上煤层巷道3呈平行布设;所述上煤层巷道3的一侧 为采空区6且其另一侧为预留的保护煤柱7,所述近距离煤层巷道1位于采空区6下方;所述 近距离煤层巷道1靠近上煤层巷道3的一侧巷道帮部为煤柱下压侧煤帮,近距离煤层巷道1 的另一侧巷道帮部为上覆岩层下压侧煤帮;对近距离煤层巷道1进行开挖及巷帮围岩支护 施工时,多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同;对于近距离煤层巷道1的任 一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时,包括以下步骤:
[0070] 步骤一、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,对当前所施 工节段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;并且,对当前所施工节 段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确定,λ’>〇;
[0071] 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数,对 当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定;
[0072] 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成 后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S1进行确定;其中 PJ, ⑽h (初丨)丨Δ/? ? IctEyffi 2“-ΔΑ
[0063] [0064] [0065] [0066] [0067] [0068] 1- 2—第二变形区; 2- 1 —自然冒落拱; 3- 上煤层巷道; 6—采空区; 9 一巷道帮部锚杆; CN 105971630 B 说明书 8/18 页 1 一近距离煤层巷道; 1-3—第三变形区; 一第一极限冒落拱2-2; 4 一上郃煤层; 7一保护煤柱; 10—锚索; 1- 1 一第一变形区; 2 一下部煤层; 2- 3—第二极限冒落拱; 5—夹层; 8一注楽锚杆; 11一顶板锚杆。 (I);公式(1)中,《=冬,h为近距离煤层巷道1的净高, 且a和h单位均为m; Ah为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施工节 段两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa;PlS当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的 水平压力且P1 = A · Iu · γΗ(2),公式(2)中1^为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的 应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,H为当前所施工 节段的埋深且其单位为πι,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹性地基 梁为当前所施工节段的两帮岩体;= ,公式(3)中U为当前所施工节段两帮岩体 弹性区的宽度且le = h± Ah’,Ah’=0m〜0.3m;XQ为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽 度且々二_沪+ 0 (4),公式(4)中c为当前所施工节段巷道两帮岩体 2 Ian φ \ c ) 14 CN 105971630 B 说明书 9/18 页 的粘聚力β为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角,c的单位为Pa;(5), Iat 公式(5)中1为当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数;
[0073] 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成后当 前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2进行确定;其中 —p c〇sh(#/2)_ ^ COSh(^Zi)i M ? f P2-L e〇sh(#/:) 、八 2 — 1 +2αΕ4β sinh (^/:) ^ 2αΕ^β sinhi#^) 2a-&amp;h 1 IaE^ sinhf#/,)出厶 式⑹中h为保护煤柱7的宽度,Ρ2 = λ · k2 · γ H(8),公式⑻中1«为当前所施工节段的煤柱 下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱7正下方的岩体的应力集中系数;
[0074] 步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留 开挖量,由后向前对当前施工节段进行开挖;
[0075] 步骤四、极限冒落拱矢高确定:根据步骤一中所确定的侧压力系数λ’,并结合所确 定的围岩基本力学参数,对开挖后巷道帮部发生楔形破坏时冒落形成的第一极限冒落拱2-2的矢高b2’和在第一极限冒落拱2-2的基础上继续冒落形成的第二极限冒落拱2-3的矢高 b3’进行确定;
[0076] 其中,当0<λ,<1 或λ,>1 时,根据公式v=“W(/7人I 乂’ (8—D,计算得 2 A1 AtK' 出第一极限冒落拱2-2的矢高b2’ ;并且,根据公式/;计 J 2' λ'Κ' 算得出第二极限冒落拱2-3的矢高b3’ ;
[0077] 当λ,= 1时,根据公式%,= "2 (次/7夂f +1 —//A:') (8-3),计算得出第一极 限冒落拱2-2的矢高b2’ ;并且,根据公式’:=屮y(//K ’f +1 (.BH),计算得出第 二极限冒落拱2-3的矢高b3’;
[0078] 式(8-1)、式(8-2)、式(8-3)和式(8-4)中,K’为安全系数且K’为不小于1的有理数, / Λ f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数,% =α =A( +fltan 45 (8-5),式 (8-5)中Θ = ^,b ’为步骤三中近距离煤层巷道(1)的开挖宽度,且b〇和b ’的单位均为m; '2
[0079] 步骤五、巷道支护结构确定:所采用的巷道支护结构包括多个巷道支护单元和多 根注浆锚杆8,多个所述巷道支护单元沿近距离煤层巷道1的巷道纵向延伸方向由后向前布 设,多根所述注浆锚杆8沿近距离煤层巷道1的巷道纵向延伸方向由后向前布设,且所述巷 道支护单元与注浆锚杆8呈交错布设;
[0080] 多个所述巷道支护单元的结构均相同;所述巷道支护单元包括布设在近距离煤层 巷道1顶板上的顶板支护体系和布设在近距离煤层巷道1左右两侧巷道帮上的巷道帮部支 护体系,所述顶板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在近距离煤层巷道1的同一个 巷道断面上;对所述巷道支护单元的支护结构进行确定时,需对所述顶板支护体系和所述 15 CN 105971630 B 说明书 10/18 页 巷道帮部支护体系的支护结构分别进行确定;
[0081] 其中,所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段的巷帮极限 平衡区宽度XQ进行确定;
[0082] 如图6所示,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;所 述锚索与锚杆联合支护结构包括对当前所施工节段的顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层 支护结构和对当前所施工节段的顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构;所述巷道顶 板浅层支护结构包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的顶板锚杆11,所述巷 道顶板深层支护结构包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的锚索10;对所述 顶板支护体系的支护结构进行确定时,根据步骤四中所确定第一极限冒落拱2-2的矢高b2 对顶板锚杆11的长度进行确定,且根据步骤四中所确定第二极限冒落拱2-3的矢高b3对锚 索10的长度进行确定;
[0083] 多根所述注浆锚杆8均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈 垂直布设;所述注浆锚杆8位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前 所施工节段的一个横断面上;
[0084] 步骤六、巷道围岩支护施工:根据步骤五中所确定的巷道支护结构,对当前所施工 节段进行支护施工;
[0085] 步骤七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤六,对下一节段进 行开挖及巷道围岩支护施工;
[0086] 步骤八、多次重复步骤七,直至完成近距离煤层巷道1的全部开挖及巷道围岩支护 施工过程。
[0087] 如图1所示,所述近距离煤层巷道1的煤柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一 变形区1-1、第二变形区1-2和第三变形区1-3,所述第一变形区1-1位于采空区6下方,第二 变形区1-2位于上煤层巷道3下方,第三变形区1-3位于保护煤柱7下方;所述第二变形区1-2 与上煤层巷道3的宽度相同,所述第三变形区1-3的宽度与保护煤柱7的宽度相同;
[0088] 步骤二中所述的I1为第一变形区1-1的宽度;结合图2,所述第一变形区1-1由内至 外分为破裂区、塑性区和弹性区;所述的k2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第 三变形区1 -3内岩体的应力集中系数。
[0089] 其中,所述第一变形区1-1为破裂区、塑性区和弹性区的宽度之和。
[0090] 本实施例中,将当前所施工节段两帮岩体作为弹性地基梁进行分析。
[0091] 如图1所示,所述上煤层巷道3为已开挖完成的回采巷道,待上部煤层4中的上煤层 巷道3开挖完成后,对对应的工作面回采结束后,采空区6的顶板完全垮落并充填采空区6, 该上煤层巷道3的另一侧为一定支承压力作用下的保护煤柱7;当下部煤层回采巷道(即近 距离煤层巷道1)掘进后,近距离煤层巷道1的两帮在上覆岩层及采空区6内矸石自重应力作 用下发生变形或破坏;此外,上部煤柱(即保护煤柱7)的支承压力通过上下煤层之间的夹层 (即夹层5,也称中间煤层)传递至下部煤层3。本实施例中,所述近距离煤层巷道1位于上煤 层巷道3的左侧下方,所述上煤层巷道3的左侧为采空区6且其右侧为保护煤柱7,由于近距 离煤层巷道1的左右帮受力的非对称性,出现了右帮变形破裂较左帮严重的非对称现象。
[0092] 结合图2,所建立的近距离煤层巷道的巷道两帮岩体弹塑性界面应力计算模型为 基于弹性地基梁理论建立的应力计算模型,且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为 16 CN 105971630 B 说明书 11/18 页 在无支护情况下的力学模型,所建立的力学模型中所述第一变形区1-1由近距离煤层巷道1 的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区和弹性区,其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限 平衡状态,所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。所述近距离煤层巷道1开挖初期,煤帮处 于弹塑性状态,其表面部分的弹性变形能很快消失,塑性区进一步扩展至弹塑性边界。煤帮 表面的煤体在垂直压力的作用下持续地向巷道空间内产生径向变形,直至在煤帮塑性区的 某个界面上产生离层后形成破裂区。
[0093] 本实施例中,步骤二中根据开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向 内位移理论值S1,对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据 公式Δ CU = S1+ Δ dl (9)进行确定;公式(9)中,Δ Cl1为当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮 的预留开挖量,Adl=O.05m〜0.12m;
[0094] 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据公式A d2 = &amp;+ Δ d2 (10)进行确 定;公式(10)中,A d2为当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量,A d2 = 0.05m〜 0·12m〇
[0095]本实施例中,步骤三中进行巷道开挖之前,先根据步骤二中所确定的当前施工节 段的两侧巷道帮部的预留开挖量,并结合近距离煤层巷道1的设计宽度B,对当前施工节段 的上覆岩层下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度匕和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度132分 别进行确定;其中,bi = b+A di,b2 = b+A d2,i> = |且b和B的单位均为m;
[0096] 当前施工节段的实际开挖宽度b ’ =IDdb2;
[0097] 步骤三中进行巷道开挖时,根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线,并结 合所确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。
[0098] 本实施例中,步骤四中所述注浆锚杆8的长度为^’ ;其中rm’ =rm_b2, r^ = (11),^的单位为m;公式(11)中,ro为近距离煤层巷道I的等效圆半 径且厂。=‘2+心2,. δ=#,B为近距离煤层巷道1的设计宽度,r〇、a、b和B的单位均为m; 1 = 2 · r〇〇
[0099] 本实施例中,所述注浆锚杆8呈水平布设。
[0100] 并且,前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距为0.8m〜1.2m。
[0101] 本实施例中,前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距为lm。
[0102] 实际施工时,可根据具体需要,对前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距进行相 应调整。
[0103] 通过对从当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮中部向内布设的注浆结构的变形情 况进行分析发现:该注浆结构长度方向上煤体在支承压力下产生的径向变形量并不相同, 越靠近煤帮表面,其周围煤体的碎胀变形越大,径向位移量也越大。对整个注浆结构而言, 由于其长度方向上各点周围煤体的径向位移速率不同,该注浆结构与其周围煤体之间必将 产生相对位移而引起摩阻剪应力。所述注浆结构靠近煤帮表面的一个注浆段具有阻止周围 煤体向巷道内径向变形的趋势,该注浆段表面产生指向巷道内的摩阻力;所述注浆结构的 17 CN 105971630 B 说明书 12/18 页 其余注浆段则在自身拉拔作用下产生指向煤帮深部的摩阻力。因而,所述注浆结构上存在 一个表面摩阻力指向相反的分界点,该分界点为所述注浆结构与其周围煤体相对位移为零 的中性点,该点摩阻力为零。但该分界点处,所述注浆结构的轴向拉力达到最大且由该分界 点向注浆结构的两端轴向拉力逐渐减少并趋于零。所述注浆结构为从当前所施工节段的煤 柱下压侧煤帮中部向内水平钻孔,并在所成型钻孔内注浆而成。而煤帮岩体的位移则由所 述注浆结构的孔口至孔底呈逐步递减的分布规律。由公式(11)可知,随着近距离煤层巷道1 的等效圆半径ro的增加,所述砂浆结构的长度相应增大,其中性点(即所述分界面)逐渐向 巷道深部延伸,表明巷道帮部的破裂区宽度也相应增大。
[0104] 本实施例中,采用注浆锚杆8对当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮进行加固,并且 注浆锚杆8的长度为^’。其中,rm’=LS,LS为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的破裂区宽 度。并且,所述的^为当前所施工节段的巷道中心线至所述分界点的水平间距。所述分界点 位于所述第一变形区1-1中破裂区和塑性区之间的分界面上。所述注浆锚杆8的直径为Φ 0.02m〇
[0105] 因而,本发明将注浆锚杆8的长度设定为rm’,能有效满足对煤柱下压侧煤帮破裂 区的加固需求,并且不会造成材料浪费,省工省时。
[0106] 根据公式(1)可知,当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S1* 煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移与顶底板发生相对移动而产生的煤帮位移 P/ coshl J/?/,) 之和,其中煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移为^顶底板发生 ΙαΕ^β Sinh(^Zl ) 相对移动而产生的煤帮位移为:。 2a - Ah
[0107] 根据公式(6)可知,当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2为煤体 自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移、顶底板发生相对移动而产生的煤帮位移与第三 变形区1 -3内煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移之和,其中第三变形区1 -3内煤 体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移为(?)。
[0108] 由公式⑴和公式(6)能看出,下煤层回采巷道(即近距离煤层巷道1)的帮部将出 现严重的非对称位移现象,靠近煤柱侧煤体的变形后产生的位移远大于靠近实体煤侧(即 煤柱下压侧煤帮一侧的变形量远大于上覆岩层下压侧煤帮一侧的变形量),这与大量的现 场实测结果高度吻合。因此,在设计巷道开挖宽度时,两帮需预留不同的开挖量,以避免煤 帮非对称变形后侵入净空,影响巷道正常使用。
[0109] 本实施例中,步骤一中进行围岩基本力学参数确定之前,先从当前所施工节段中 选取一个节段作为测试段,所述测试段位于当前所施工节段后端且其长度为lm。
[0110] 步骤一中进行围岩基本力学参数确定时,从所述测试段取岩样进行室内试验,且 所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数。
[0111] 并且,鉴于回采巷道(即近距离煤层巷道1)围岩的非均质、非连续及各向异性等特 性,其力学参数必须在试验的基础上来确定,以确保数据准确可靠,减小计算误差。
[0112] 本实施例中,陕西澄合百良旭升煤矿主采煤层为4号煤层(即上部煤层4)和5号煤 18 CN 105971630 B 说明书 13/18 页 层(即下部煤层2)。其中,4号煤层的平均厚度为1.5m,大部分可采,平均埋深为487.3m;5号 煤层的平均厚度5.37m,全部可采,平均埋深为380.6m (S卩H = 380.6m)。两个煤层的平均层间 距为4.05m (即夹层5的平均层厚为4.05m),属于典型的近距离煤层,采用下行开采方式,即 先采4号煤层,预留宽度为20m的保护煤柱7 (即l2 = 20m),再开采5号煤层。4号煤层回采后,5 号煤层工作面的运输顺槽(即近距离煤层巷道1)布置在4号煤层的采空区6下并与4号煤区 段的保护煤柱7内错8m处,巷道断面为4. Om X 3.5m,S卩h = 2a = 3.5m,B = 4. Om;原设计采用 “锚杆+锚索+网”的对称支护方案。由于忽略了巷道帮部受力及变形的非对称性,尽管5号煤 层的运输顺槽布置在应力降低区,巷道帮部依然出现了严重的非对称变形,帮部锚杆(索) 不同程度地“翻盘”,严重影响5号煤层的正常开采。
[0113] 本实施例中,步骤二中所述的当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值 2 = ,其中k3为当前所施工节段两帮岩体的反力系数,時叮分别为当前所施工节段两 V 4EI 帮岩体的综合弹性模量和惯性矩;b’= lm。
[0114] 本实施例中,步骤一中进行围岩基本力学参数确定时,所确定的围岩基本力学参 数至少应包括近距离煤层巷道1的净高h (即近距离煤层巷道1的内部高度)、开挖完成后当 前所施工节段的顶板最大下沉量A h (具体是为对试验段顶板进行监测得到的实际监测 值)、当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量E、当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上 的应力集中系数、、当前所施工节段上覆岩层的平均容重γ、当前所施工节段的埋深H、当 前所施工节段的巷道两帮岩体的粘聚力c (也称粘结力)、当前所施工节段的巷道两帮岩体 的内摩擦角0、当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数Ks、保护 煤柱7的宽度12、当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱7正下方的岩体的 应力集中系数k2、当前所施工节段两帮岩体的反力系数k3、当前所施工节段两帮岩体的惯性 矩I、近距离煤层巷道1的设计宽度B和当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数f。并且,还需 相应对当前所施工节段两帮岩体的弹性特征值λ、当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度 χο、第一极限冒落拱2-2的矢高b2’和第二极限冒落拱2-3的矢高b3’进行确定分别进行确定。
[0115] 本实施例中,步骤一中对当前所施工节段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确 定时,先对当前所施工节段的巷道两帮岩体的水平地应力与垂直地应力进行测试,并根据 测试结果确定当前所施工节段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’,且测试得出的巷道两帮岩 体的水平地应力与垂直地应力之比为侧压力系数λ’;并且,从所述测试段取岩样进行室内 试验,确定围岩基本力学参数。其中垂直地应力为垂直压应力,所述水平地应力为水平压应 力。
[0116] 实际对水平地应力与垂直地应力进行测试时,主要包括应力恢复法、地球物理法、 应力解除法、水压致裂法等。
[0117] 其中,应力恢复法是用来直接测定岩体应力大小的方法,仅适用于岩体表面;但当 已知岩体的主应力时,本法较为简单。应力恢复法是安装一组测钉,通常安装在煤柱上,先 精确测量测钉间距,然后在测钉间开槽,重新测量测钉间距。在槽中安装一个扁平千斤顶并 对其加压,使测钉回到原来的位置,此时的压力即为岩体的应力。
[0118] 地球物理法包括:声发射法、波速法、光弹性应力法、X射线法等。
[0119] 原岩应力是天然状态下岩体内某一点各个方向上应力分量总体的度量,一般情况 19 CN 105971630 B 说明书 14/18 页 下,六个应力分量处于相对平衡状态。应力解除法测量原岩应力则是通过在岩体内施工扰 动钻孔,打破其原有的平衡状态,测量岩体因应力释放而产生的应变,通过其应力应变效 应,间接测定原岩应力;是目前应用最广泛的地应力测量方法,全世界范围内80%以上地应 力资料是通过该法获得的。应力解除法的基本原理就是,当一块岩石从受力作用的岩体中 取出后,由于其岩石的弹性会发生膨胀变形,测量出应力解除后的此块岩石的三维膨胀变 形,并通过现场弹模率定确定其弹性模量,则由线性虎克定律即可计算出应力解除前岩体 中应力的大小和方向。具体讲这一方法就是在岩石中先打一个测量钻孔,将应力传感器安 装在测孔中并观测读数,然后在测量孔外同心套钻钻取岩芯,使岩芯与围岩脱离,岩芯上的 应力因解除而恢复,根据应力解除前后仪器所测得的差值,即可计算出应力的大小和方向。 应力解除法主要包括以下几种:孔底应力解除法、岩体表面应力解除法、钻孔应力解除法 等。
[0120] 水压致裂法是在岩体中钻一个垂直的孔,将其封住以后,向孔中注入高压液体,直 至这个孔出现裂缝。岩体中主应力的大小和方向可根据岩石的力学性质、裂缝方位以及出 现裂缝的压力来确定。水压致裂法认为初始开裂发生在钻孔壁切向应力最小的部位,亦即 平行于最大主应力的方向,这是基于岩石为连续、均质和各向同性的假设。如果孔壁本身就 有天然裂隙存在,那么开裂将很可能发生在这些部位,而非切向应力最小的部位,较适用于 完整的脆性岩石。长江水科院岩基所刘允芳对传统的水压致裂法地应力测量进行了校核和 修正,提出了真正意义上的三维地应力测量。
[0121] 实际施工时,当巷道两帮处于稳定状态时,巷道顶板形成自然冒落拱2-1,根据受 力分析结果,可得出:当λ’ =0时,根据公式~ ^ ,计算得出自然冒落拱2-1的矢高h’ ;当 0<λ’<1或λ’>1时,根据公式^αΦ'!Κ'ϊ+λ'_〇}1_计算得出自然冒落拱2-1的 J At 矢高h ’ ;当λ = 1时,根据公式A ϋ {j(f/K'y + \ - ///rj,计算得出自然冒落拱2-1的矢 高匕’;其中,4= 乂 = ^。由上述可知,普氏冒落拱理论考虑的仅是巷道两帮稳定下且λ’=0 L 时的冒落拱矢高,而λ’>0时的冒落拱矢高均不准确,均按照λ=0时的冒落拱矢高确定,而 实践中侧压力系数λ’ =0的情况几乎不存在。
[0122] 实际进行巷道开挖时,巷道开挖初期,即在巷道周边一定范围形成一封闭的自然 冒落压力拱,即自然冒落拱2-1,当巷道两帮岩体处于稳定状态时,巷道顶板不再继续向外 冒落;而当巷道两帮岩体处于不稳定状态时,巷道顶板及两帮岩体在压力作用下,不断破碎 冒落,压力拱向外扩展。根据极限平衡原理,在完全无支护的条件下,当巷道两帮进一步塌 落至破裂角θ = 45'-^/2时,仅AAED和ABFC区域的帮部围岩会发生冒落,极限状态下线段 EG和线段呈竖直布设,而AAED和ABFC以外区域的围岩会保持稳定状态。此时,自然冒落 拱2-1即演变成第一工程极限冒落拱,即第一极限冒落拱2-2。结合图5,位于自然冒落拱2-1 上方的第一道实线为工程实践中第一极限冒落拱2-2的布设位置,位于自然冒落拱2-1上方 的第一道虚线为根据普氏冒落拱理论确定的第一极限冒落拱2-2的布设位置,工程实践中 20 CN 105971630 B 说明书 15/18 页 第一极限冒落拱2-2的矢高较普氏冒落拱理论确定的第一极限冒落拱2-2的矢高要偏低。本 发明所确定第一极限冒落拱2-2的矢高b2’,是依据工程实践中第一极限冒落拱2-2的布设 位置进行确定的。
[0123] 工程实践中,当顶板围岩非均质、非连续及各向异性的客观特性比较严重时,加之 风化潮解的恶化作用,第一极限冒落拱2-2将继续冒落,最终形成第二工程极限冒落拱,即 第二极限冒落拱2-3,其顶板冒落高度可能超过巷道高度,而且拱中间某一部分宽度也比巷 道宽度大得多。结合图2,位于自然冒落拱2-1上方的第二道实线为工程实践中第二极限冒 落拱2-3的布设位置,位于自然冒落拱2-1上方的第二道虚线为根据普氏冒落拱理论确定的 第二极限冒落拱2-3的布设位置,工程实践中第二极限冒落拱2-3的矢高较普氏冒落拱理论 确定的第二极限冒落拱2-3的矢高要偏低。本发明所确定第二极限冒落拱2-3的矢高b3’,是 依据工程实践中第二极限冒落拱2-3的布设位置进行确定的。当巷道底板始终保持稳定时, 自然冒落拱2-1、第一极限冒落拱2-2和第二极限冒落拱2-3均通过两帮角点C和D。
[0124] 其中,当0<λ’<1 或λ’>1 时,根据公式/7,=“2」υ./ΚΎ+η (g—1),能 2 .1' λ'Κ' r \ 得出.1- , ! ,由±式可看出:第一极限胃、落拱2-2的矢高b2’随拱 dK aK\ 脚处稳定安全系数K’的增加而增加;当当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数f不变的情 况下,第一极限冒落拱2-2的矢高b2 ’越大,拱脚处越稳定安全。
[0125]并且,当0<λ’<1或λ’>1时,第二极限冒落拱2-3的形状为椭圆形,根据公式
Figure CN105971630BD00211
(8-2),可得出 dbh' — CtJ dK'~ K'2
Figure CN105971630BD00212
1 由上 式可看出:第二极限冒落拱2-3的矢高b3’随拱脚处稳定安全系数K’的增加而减小;当当前 所施工节段顶板岩层的坚固性系数f不变的情况下,第二极限冒落拱2-3的矢高b3’越小,拱 脚处越稳定安全。
[0126] 对于矿山巷道,围岩处于潜塑性或塑性状态时,其泊松比μ接近于0.5,侧压力系数 入’〜1,围岩所受垂直地应力〜与水平地应力几乎相等,并处于静水压力状态。当λ’ = 1时, 第一极限冒落拱2-2的形状为圆弧形,根据δ2'=^^/(/Μ-’)2 + ι-//π) 〇κυ,可看 出:当拱脚处稳定安全系数Κ’和当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数f 一定时,第一极限 冒落拱2-2的矢高b2$a2呈正比例关系。并且,当λ’= 1时,第二极限冒落拱2-3的形状为圆 弧形,根据公式4,= 十1十/:/[’): (8-4),当拱脚处稳定安全系数K’和当前 所施工节段顶板岩层的坚固性系数f一定时,第二极限冒落拱2-3的矢高b3 ’与a3 (S卩a2)呈正 比例关系。
[0127]由上述式(8-1)和式(8-3)可看出,第一极限冒落拱2-2的矢高b2’较普氏冒落拱理 论所确定的矢高偏低。并且,工程实践中第一极限冒落拱2-2的矢高b2’与普氏冒落拱理论 所确定矢高的差值,主要是由于普氏冒落拱理论认为巷道两帮最大破坏深度为 21 2tan(45' -p/2i;而本发明中确定巷道两帮最大冒落深度发生在帮部的中点,且巷道两帮 最大冒落深度为ian(45: -γ/2),该值仅为普氏冒落拱理论所确定最大破坏深度的一半。
[0128] 由于工程实践中,巷道帮部是否处于稳定状态无法准确判定,因而为确保巷道支 护结构的有效性和稳定性,本发明均按照巷道处于不稳定状态对巷道支护方案进行确定。
[0129] 由于工程实践中,巷道帮部是否处于稳定状态无法准确判定,因而为确保巷道支 护结构的有效性和稳定性,本发明均按照巷道处于不稳定状态对巷道支护结构进行确定。
[0130] 本实施例中,所确定的围岩基本力学参数详见表1:
[0131] 表1围岩基本力学参数表
[0132] 参数 Ks (GFa/m) Y (kN/m°) E (GPa) λ φ (° ) k I (m4) k-' G (kPa) 取值 0. I 25 2. 8 0. 5 32 I. 3 I. 3 I, 5 685
[0133]本实施例中,将利用matlab软件且根据式(4),计算得出巷帮极限平衡区宽度X0 = 3.53m。所述的# = 4=0. 01,且#=0. 1。
[0134] 并且,le = h+0.18m=3.68mD所述的li = xo+le = 7.21mD所述近距离煤层巷道1的等 -5. 44 m 〇 CN 105971630 B 说明书 16/18 页 效圆半径ro = 2·66m,&amp; !n(/.!n
[0135] 本实施例中,Ah’=0.18m。实际施工时,可根据具体需要,对Ah’的取值大小进行 相应调整。
[0136] 本实施例中,经现场实测得煤帮表面处的顶板最大下沉量(即开挖完成后当前所 施工节段的顶板最大下沉量)Ah = O.15m,根据公式(1),求得 Pjt cosh ( Ah 0.5 ^ 1.3x25 ^ I ()()() X 3X0.6 X 7.21 cosh(f).! χ 7.21) 3.5χ2.8χΙ()ι,χ〇.1 sinh(0.1x7.21) 0.15 3.5-0.15 x7.21=〇. 4mc
[0137]
[0138] ^ P .I cosh \^β12) _ ().5 χ [ .5 χ 25χ380.6χ 20 cosh (Ο. I χ 20) mIaE^p Sinh(^Z2) ^ 3.5x2.8x0.l sinh(0.lx20) p ./ coshiJ^/,) 5^ = 5, +——μ ——53m0 2αΕ*[β sinhi^//?/, j :½ ,则
[0139]由上述内容可知,开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理 论值Si = O. 4m,开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2 = 0.53m。 考虑到煤柱支承压力引起的上煤层巷道3底板最大破坏深度波及下部煤层2和由于上煤层 巷道3开挖卸载而引起的下部煤层2中第三变形区1-3的影响,当前施工节段的上覆岩层下 压侧煤帮的预留开挖量A di = Si+A dl = 0.4m+0. lm,当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预 22 CN 105971630 B 说明书 17/18 页 留开挖量△ cb = S2+ △ d2 = 0 · 53m+0 · 07m=0 · 6m。
[0140] 本实施例中,Δ dl=0. lm,Δ d2 = 0.07m。
[0141] 实际施工时,可根据具体需要,对Δ dl和Δ d2的取值大小进行相应调整。
[0142] 本实施例中,所述近距离煤层巷道1为回采巷道且其净高与下部煤层2的净高相 同;步骤三中进行巷道开挖时,按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法,对当前所施工节段 进行开挖。
[0143] 实际施工过程中,多个所述节段的纵向长度均为IOm〜50m。
[0144] 本实施例中,多个所述节段的纵向长度为30m左右。
[0145] 实际施工时,所述近距离煤层巷道1与上煤层巷道3之间的水平间距为8m〜12m。
[0146] 实际施工时,前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为0.8m〜1.2m。
[0147] 本实施例中,前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为lm,相邻两个所述巷 道支护单元之间的中部均设置有一根所述注浆锚杆8。
[0148] 实际施工时,步骤四中所述的K ’= 1.2〜2.2。本实施例中,K ’= 2。
[0149] 本实施例中,多个所述顶板锚杆11的长度均等于L3 = I1 ’ +b2 ’ + I2 ’;多个所述锚索 10的长度均不小于L2,其中L2 = Ii,+b3 ’+12’,Ii ’ = IOcm〜20cm,12 ’ =30cm〜50cm。
[0150] 实际施工时,可以根据具体需要,对I1’和12’的取值大小进行相应调整。
[0151] 本实施例中,步骤五中多个所述顶板锚杆11的数量大于3个,多个所述顶板锚杆11 中位于最左侧的顶板锚杆11为顶板左侧锚杆,多个所述顶板锚杆11中位于最右侧的顶板锚 杆11为顶板右侧锚杆,且多个所述顶板锚杆11中位于所述顶板左侧锚杆与所述顶板右侧锚 杆之间的顶板锚杆11为顶板中部锚杆,所述顶板中部锚杆呈竖直向布设,所述顶板左侧锚 杆由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜30°,所述顶板右侧锚杆由内至外 逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜30°;多个所述顶板锚杆11中左右相邻两个所 述顶板锚杆11内端部之间的间距为〇. 8m〜lm。
[0152] 本实施例中,多个所述顶板锚杆11的数量为四个。实际施工时,可以根据具体需 要,对所述顶板锚杆11的数量以及左右相邻两个所述锚杆一 3内端部之间的间距进行相应 调整。
[0153] 多个所述锚索10中位于最左侧的锚索10为顶板左侧锚索,多个所述锚索10中位于 最右侧的锚索10为顶板右侧锚索,且多个所述锚索10中位于所述顶板左侧锚索与所述顶板 右侧锚索之间的锚索10为顶板中部锚索,所述顶板中部锚索呈竖直向布设,所述顶板左侧 锚索由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°,所述顶板右侧锚索由内至 外逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°;多个所述锚索10中左右相邻两个所述 锚索10之间的间距为1.3m〜2.0m。
[0154] 本实施例中,多个所述锚索10的数量为两个,即所述顶板支护体系二所采用的支 护结构中仅包括一个顶板左侧锚索和一个顶板右侧锚索。
[0155] 实际施工时,多个所述锚索10的数量也可以为三个。
[0156] 并且,所述顶板锚杆11的外露长度h’=0. Im且其锚入顶板稳定岩层的长度12’ = 0.3m,所述锚索10的外露长度li’ =0. Im且其锚入顶板稳定岩层的长度12’ =0.4m。
[0157] 本实施例中,步骤六中对当前所施工节段进行支护施工时,先由后向前对多根所 述注浆锚杆8进行施工,再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构和多 23 CN 105971630 B 说明书 18/18 页 个所述顶板支护体系所采用的支护结构分别进行施工。
[0158] 本实施例中,步骤五中所述巷道帮部支护体系为预应力锚杆支护结构;
[0159] 如图6所示,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 近距离煤层巷道1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;
[0160] 所述帮部支护结构包括布设在近距离煤层巷道1的巷道帮上且呈水平向布设的巷 道帮部锚杆9;所述巷道帮部锚杆9的长度等于Ii’+xo+h’,其中Ii ’ = IOcm〜20cm,h’ = 30cm 〜50cm〇
[0161] 实际施工时,所述帮部支护结构中巷道帮部锚杆9的数量为一个或多个;且当巷道 帮部锚杆9的数量为一个时,该巷道帮部锚杆9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9的数量为多个时,多个所述巷道帮部锚杆9呈均匀布设且相邻两个所 述巷道帮部锚杆9之间的间距为0.8m〜lm。本实施例中,所述巷道帮部锚杆9的数量为三个。
[0162] 实际施工时,可根据具体需要,对所述帮部支护结构中巷道帮部锚杆9的数量进行 相应调整。
[0163] 本实施例中,所述巷道帮部锚杆9的长度Lbang= I1 ’+x〇+l2 ’ =0.1+3.53+0.33 = 3.96m。此处,取所述巷道帮部锚杆9的长度为4.2m,两帮各三根Φ 18 X 6500mm的左旋螺纹钢 锚杆,间排距为800 X 1000mm,设计锚固长度取为1200mm,每根锚杆采用2节Z2360型中速树 脂锚固剂。其中li’ = l〇cm,l2’=33cm,所述巷道帮部锚杆9的有效长度为3.53m,巷道帮部锚 杆9的外露长度为0. Im且其锚入稳定岩层内的长度为0.33m。
[0164] 为科学评价本发明所采用支护方案的实际效果,需对试验段支护后的围岩变形情 况进行系统监测。其中,围岩深部变形监测主要是通过对支护加固后不同深度岩体的变形 情况的测试,以了解巷道围岩各部分不同深度围岩的弱化和松动范围,包括破碎区、塑性区 的分布及其离层情况,以准确评估支护效果,修正支护参数;围岩表面位移监测可较好地判 断围岩的运动情况,分析围岩是否进入稳定状态。监测结果表明:采用本发明进行支护后, 所述近距离煤层巷道1的左右两侧巷道帮部的最大变形量分别为0.065m和0.08m,巷道顶底 板相对移近量仅为〇.〇9m,因而煤帮变形得到有效控制,同时显著提高了顶底板的稳定性。
[0165] 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。 24

Claims (10)

1. 一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:沿巷道纵向延伸方向由后向 前分多个节段对近距离煤层巷道(1)进行开挖及巷道围岩支护施工;所述近距离煤层巷道 (1)的横断面为矩形且其为在下部煤层(2)内开采的巷道,所述近距离煤层巷道(1)位于上 煤层巷道⑶的一侧下方,所述上煤层巷道⑶为在上部煤层⑷内开采的巷道,所述上部煤 层⑷位于下部煤层⑵上方,且上部煤层⑷与下部煤层⑵之间通过夹层⑶进行分隔,所 述夹层⑶的厚度为D,其中15m彡D<30m;所述近距离煤层巷道(1)与上煤层巷道⑶呈平行 布设;所述上煤层巷道⑶的一侧为采空区(6)且其另一侧为预留的保护煤柱(7),所述近距 离煤层巷道⑴位于采空区(6)下方;所述近距离煤层巷道⑴靠近上煤层巷道⑶的一侧巷 道帮部为煤柱下压侧煤帮,近距离煤层巷道(1)的另一侧巷道帮部为上覆岩层下压侧煤帮; 对近距离煤层巷道(1)进行开挖及巷帮围岩支护施工时,多个所述节段的开挖及巷道围岩 支护施工方法均相同;对于近距离煤层巷道(1)的任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工 时,包括以下步骤: 步骤一、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,对当前所施工节 段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;并且,对当前所施工节段的 巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确定,λ’ >〇; 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数,对当前 施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定; 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成后当 前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S1进行确定;其中
Figure CN105971630BC00021
(1公式(1)中,
Figure CN105971630BC00022
,h为近距离煤层巷道(1)的净 高,且a和h单位均为m; Ah为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施 工节段两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa5P1为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面 上的水平压力且?: = 1 · Iu · γΗ (2),公式(2)中1^为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界 面上的应力集中系数,γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m3,H为当前 所施工节段的埋深且其单位为πι,λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值,所述弹 性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体;I1 = X^U (3),公式(3)中U为当前所施工节段 两帮岩体弹性区的宽度且le = h± Ah’,Ah’ =Om〜0.3m;xo为当前所施工节段的巷帮极限 平衡区宽度且
Figure CN105971630BC00023
(4),公式(4)中c为当前所施工节段巷道 两帮岩体的粘聚力,P为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角;
Figure CN105971630BC00024
(5),公式 (5)中1为当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数; 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据开挖完成后当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2进行确定;其中
Figure CN105971630BC00025
:公 式(6)中I2为保护煤柱⑵的宽度,Ρ2 = λ · k2 · γΗ (8),公式⑶中1«为当前所施工节段的 煤柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱(7)正下方的岩体的应力集中系数; 步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量,由后向前对当前施工节段进行开挖; 步骤四、极限冒落拱矢高确定:根据步骤一中所确定的侧压力系数λ’,并结合所确定的 围岩基本力学参数,对开挖后巷道帮部发生楔形破坏时冒落形成的第一极限冒落拱(2-2) 的矢高b2’和在第一极限冒落拱(2-2)的基础上继续冒落形成的第二极限冒落拱(2-3)的矢 尚b3’进彳丁确定; 其中,当0<λ’<ι或λ’>ι时,根据公式
Figure CN105971630BC00031
(8-1),计算得 出第一极限冒落拱(2-2)的矢高b2’ ;并且,根据公式
Figure CN105971630BC00032
计算得出第二极限冒落拱(2-3)的矢高b3’ ; 当λ’= 1时,根据公式
Figure CN105971630BC00033
计算得出第一极限冒 落拱(2-2)的矢高b2’ ;并且,根据公式
Figure CN105971630BC00034
,计算得出第二 极限冒落拱(2-3)的矢高b3’; 式(8-1)、式(8-2)、式(8-3)和式(8-4)中,K’为安全系数且K’为不小于1的有理数,f•为 当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数
Figure CN105971630BC00035
,式(8-5) 中
Figure CN105971630BC00036
,b ’为步骤三中近距离煤层巷道(1)的开挖宽度,且bo和b ’的单位均为m; 步骤五、巷道支护结构确定:所采用的巷道支护结构包括多个巷道支护单元和多根注 浆锚杆(8),多个所述巷道支护单元沿近距离煤层巷道⑴的巷道纵向延伸方向由后向前布 设,多根所述注浆锚杆(8)沿近距离煤层巷道(1)的巷道纵向延伸方向由后向前布设,且所 述巷道支护单元与注浆锚杆(8)呈交错布设; 多个所述巷道支护单元的结构均相同;所述巷道支护单元包括布设在近距离煤层巷道 (1)顶板上的顶板支护体系和布设在近距离煤层巷道(1)左右两侧巷道帮上的巷道帮部支 护体系,所述顶板支护体系和所述巷道帮部支护体系均布设在近距离煤层巷道(1)的同一 个巷道断面上;对所述巷道支护单元的支护结构进行确定时,需对所述顶板支护体系和所 述巷道帮部支护体系的支护结构分别进行确定; 其中,所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段的巷帮极限平衡 区宽度XQ进行确定; 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;所述锚索与锚杆联 合支护结构包括对当前所施工节段的顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层支护结构和对当 前所施工节段的顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构;所述巷道顶板浅层支护结构 包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的顶板锚杆(11),所述巷道顶板深层支 护结构包括多个由左至右布设在当前所施工节段的顶板上的锚索(10);对所述顶板支护体 系的支护结构进行确定时,根据步骤四中所确定第一极限冒落拱(2-2)的矢高b2’对顶板锚 杆(11)的长度进行确定,且根据步骤四中所确定第二极限冒落拱(2-3)的矢高b3’对锚索 (10)的长度进行确定; 多根所述注浆锚杆(8)均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈垂 直布设;所述注浆锚杆(8)位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前 所施工节段的一个横断面上; 步骤六、巷道围岩支护施工:根据步骤五中所确定的巷道支护结构,对当前所施工节段 进行支护施工; 步骤七、下一节段开挖及巷道围岩支护施工:重复步骤一至步骤六,对下一节段进行开 挖及巷道围岩支护施工; 步骤八、多次重复步骤七,直至完成近距离煤层巷道(1)的全部开挖及巷道围岩支护施 工过程。
2. 按照权利要求1所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:所述近 距离煤层巷道⑴为回采巷道且其净高与下部煤层⑵的净高相同;步骤三中进行巷道开挖 时,按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法,对当前所施工节段进行开挖。
3. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:多 个所述节段的纵向长度均为IOm〜50m,所述近距离煤层巷道⑴与上煤层巷道⑶之间的水 平间距为8m〜12m; 所述近距离煤层巷道(1)的煤柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一变形区(1-1)、 第二变形区(1-2)和第三变形区(1-3),所述第一变形区(1-1)位于采空区(6)下方,第二变 形区(1-2)位于上煤层巷道(3)下方,第三变形区(1-3)位于保护煤柱(7)下方;所述第二变 形区(1-2)与上煤层巷道⑶的宽度相同,所述第三变形区(1-3)的宽度与保护煤柱⑵的宽 度相同; 步骤二中所述的I1为第一变形区(1-1)的宽度,所述第一变形区(1-1)由内至外分为破 裂区、塑性区和弹性区;所述的k2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第三变形区 (1-3)内岩体的应力集中系数。
4. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步 骤二中根据开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值31,对当前 施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据公式A Cl1 = S1+ △ dl (9)进 行确定;公式(9)中,Δ dl= 0.05m〜0.12m; 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施工节 段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时,根据公式A d2 = S2+Ad2 (10)进行确定;公 式(10)中,Ad2 = 0.05m〜0.12m。
5. 按照权利要求4所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步骤三 中进行巷道开挖之前,先根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量,并结合近距离煤层巷道(1)的设计宽度B,对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮一侧 的实际开挖宽度匕和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度匕分别进行确定;其中,h = b+A di,b2 = b+Ad2,
Figure CN105971630BC00051
-且b和B的单位均为m; 当前施工节段的实际开挖宽度b’=IDdb2; 步骤三中进行巷道开挖时,根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线,并结合所 确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。
6. 按照权利要求5所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步骤五 中所述注浆锚杆⑶的长度为;其中
Figure CN105971630BC00052
,rm的单位为 m;公式(11)中,Π)为近距离煤层巷道(1)的等效圆半径且
Figure CN105971630BC00053
4为近距离 煤层巷道(1)的设计宽度,r〇、a、b和B的单位均为m; 1 = 2 · r〇。
7. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步 骤四中所述的1(’=1.2〜2.2; 步骤五中多个所述顶板锚杆(11)的数量大于3个,多个所述顶板锚杆(11)中位于最左 侧的顶板锚杆(11)为顶板左侧锚杆,多个所述顶板锚杆(11)中位于最右侧的顶板锚杆(11) 为顶板右侧锚杆,且多个所述顶板锚杆(11)中位于所述顶板左侧锚杆与所述顶板右侧锚杆 之间的顶板锚杆(11)为顶板中部锚杆,所述顶板中部锚杆呈竖直向布设,所述顶板左侧锚 杆由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜30°,所述顶板右侧锚杆由内至外 逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜30°;多个所述顶板锚杆(11)中左右相邻两个 所述顶板锚杆(11)内端部之间的间距为〇. 8m〜Im; 多个所述锚索(10)中位于最左侧的锚索(10)为顶板左侧锚索,多个所述锚索(10)中位 于最右侧的锚索(10)为顶板右侧锚索,且多个所述锚索(10)中位于所述顶板左侧锚索与所 述顶板右侧锚索之间的锚索(10)为顶板中部锚索,所述顶板中部锚索呈竖直向布设,所述 顶板左侧锚索由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°,所述顶板右侧锚 索由内至外逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为15°〜20°;多个所述锚索(10)中左右相 邻两个所述锚索(10)之间的间距为1.3m〜2.0m。
8. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步 骤五中所述巷道帮部支护体系为预应力锚杆支护结构;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近距离煤层巷道(1)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近距离煤层巷道(1)的 巷道帮上且呈水平向布设的巷道帮部锚杆(9);所述巷道帮部锚杆(9)的长度等于h’+xo+ I2’,其中li,= IOcm〜20cm,l2, =30cm〜50cm〇
9. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步 骤一中对当前所施工节段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’进行确定时,先对当前所施工节 段的巷道两帮岩体的水平地应力与垂直地应力进行测试,并根据测试结果确定当前所施工 节段的巷道两帮岩体的侧压力系数λ’,且测试得出的巷道两帮岩体的水平地应力与垂直地 应力之比为侧压力系数λ’; 步骤五中前后相邻两根所述注浆锚杆(8)之间的间距为0.8m〜1.2m,前后相邻两个所 述巷道支护单元之间的间距为0.8m〜1.2m。
10.按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道顶板冒落防治方法,其特征在于:步 骤五中所述巷道帮部支护体系为预应力锚杆支护结构; 步骤六中对当前所施工节段进行支护施工时,先由后向前对多根所述注浆锚杆(8)进 行施工,再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构和多个所述顶板支护 体系所采用的支护结构分别进行施工。
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