CN106014423B - 一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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、底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进行全断面支护。

Description

一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法

技术领域

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的开挖及支护方法。

背景技术

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。

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。

现如今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。但由于煤矿巷道应力状况和围岩性质的复杂性，对底臌机理至今尚没有统一的认识，进而导致现场底臌控制措施的确定大多采用工程类比法和施工人员的经验法，具有相当大的盲目性和对经验的依赖性，底臌治理效果并不理想。工程实际中，巷道开挖后，对底板而言，两帮岩体起着传递应力的作用，底臌的发生及发展与两帮支承压力的分布是密切相关的。但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。

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σ_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

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的开挖及支护方法，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进行全断面支护。

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的开挖及支护方法，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：

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'＞0；

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；其中公式(1)中，h为近距离煤层巷道的净高，且a和h单位均为m；Δh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；P₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的水平压力且P₁＝λ·k₁·γH(2)，公式(2)中k₁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m，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；l₁＝x₀+l_e(3)，公式(3)中l_e为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且l_e＝h±Δh'，Δh'＝0m～0.3m；x₀为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度且公式(4)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；(5)，公式(5)中K_s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(6)；公式(6)中l₂为保护煤柱的宽度，P₂＝λ·k₂·γH(8)，公式(8)中k₂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的矢高b₂'和在第一极限冒落拱的基础上继续冒落形成的第二极限冒落拱的矢高b₃'进行确定；

其中，当0＜λ'＜1或λ'＞1时，根据公式(8-1)，计算得出第一极限冒落拱的矢高b₂'；并且，根据公式计算得出第二极限冒落拱的矢高b₃'；

当λ'＝1时，根据公式计算得出第一极限冒落拱的矢高b₂'；并且，根据公式 计算得出第二极限冒落拱的矢高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，式(8-5)中b'为步骤三中近距离煤层巷道的开挖宽度，且b₀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，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；

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、布设在近距离煤层巷道底板上的底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、所述底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、所述底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x₀进行确定；

对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，先根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(8-6)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max；并根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l₀；式(8-6)和(8-7)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角；之后，根据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巷道帮壁的水平距离l₀，对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定；

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，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；

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；

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的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征是：多个所述节段的纵向长度均为10m～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；

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；

步骤二中所述的l₁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。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征是：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Δd₁＝S₁+Δd1(9)进行确定；公式(9)中，Δd1＝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Δd₂＝S₂+Δd2(10)进行确定；公式(10)中，Δd2＝0.05m～0.12m。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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b₁和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度b₂分别进行确定；其中，b₁＝b+Δd₁，b₂＝b+Δd₂，且b和B的单位均为m；

当前施工节段的实际开挖宽度b'＝b₁+b₂；

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b₁和b₂，对当前所施工节段进行开挖。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征是：步骤四中所述注浆锚杆的长度为r_m'；其中r_m'＝r_m-b₂，r_m的单位为m；公式(11)中，r₀为近距离煤层巷道的等效圆半径且 B为近距离煤层巷道的设计宽度，r₀、a、b和B的单位均为m；l＝2·r₀。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征是：步骤五中所述底板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构；

对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的实际开挖宽度b'进行确定：当b'＜3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为第一左侧底板锚杆和第一右侧底板锚杆，所述第一左侧底板锚杆与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述第一右侧底板锚杆与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l₀；当b'≥3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根第二左侧底板锚杆和两根第二右侧底板锚杆，两根所述第二左侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l₀，两根所述第二右侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l₀；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均不小于h_max；

所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构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l₁'+x₀+l₂'，其中l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm；

步骤四中所述的K'＝1.2～2.2；

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0.8m～1m；

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。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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分别对称布设在近距离煤层巷道底板左右两端的帮角锚杆；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均等于l₁'+K·h_max+l₂'，两个所述帮角锚杆的长度均为L₁且l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm；K为安全系数且K＝1～1.5。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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λ'；

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。

上述一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征是：步骤五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顶板支护体系和多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再由后向前对多个所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、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，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。

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S₁和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S₂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分别叠加一定的调整量(即Δd1和Δd2)。并且，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S₁和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S₂进行确定。

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。

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。

同时，通过合理设计巷道帮部支护体系、底板支护体系和顶板支护体系所采用的支护结构，对近距离煤层巷道进行全断面有效加固，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，并能有效解决复杂条件下矩形回采巷道的挤压流动性底臌问题。其中巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据巷帮极限平衡区宽度进行确定，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，并辅以巷道帮部支护体系和顶板支护体系的加固作用来控制回采巷道底臌，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。

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。

6、巷道支护结构设计合理且设计过程简单、实现方便。

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道进行有效加固、支护，能对近距离煤层巷道顶板冒落和底臌病害进行有效防治，避免了近距离下部煤层巷道的返修工作，且施工成本低。

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。

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。

由于多数情况下，巷道底臌的发生与两帮岩体的挤压流动有关，因而对支承压力下巷道煤帮的荷载分布规律及其极限平衡区宽度进行研究，进而确定挤压流动条件下巷道底板的破坏深度，并提出相应的底板支护方案及其参数。并且，本发明专利申请所采用的技术方案中运行弹性地基梁理论，在综合考虑巷帮两侧岩体变形以及极限平衡区和弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体变形破坏影响的基础上，对两帮极限平衡区岩体和底板岩体的变形过程进行全面系统的分析，并求得巷帮极限平衡区宽度，进而确定巷道底板岩体在煤帮挤压下产生塑性流动时的最大剪切破坏深度及其与相应煤帮的距离，在此基础上设计两帮及底板的锚杆支护参数，从根本上防治巷道底臌，并且由于巷道顶底板及两帮的变形相互影响，相互制约，本发明所采用的支护方案合理设计巷道底板、巷道顶板及两帮的支护参数，使巷道底板的变形控制在规范允许的范围内，避免底板过度变形破坏后形成底臌灾害，为煤矿的高效高产提供有力的技术保障。

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进行全断面支护，避免了近距离下部煤层巷道的返修工作，且施工成本低。。

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为本发明所建立近距离煤层巷道的巷帮应力计算模型的结构示意图。

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。

图3为本发明的巷道开挖方法流程框图。

图4为本发明注浆锚杆的布设位置示意图。

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。

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。

图7为本发明所建立巷道底板破坏深度计算模型的结构示意图。

图8为本发明所建立巷道底板塑性破坏模型的结构示意图。

图9为巷道底板出现挤压流动性底鼓时的力学模型示意图。

附图标记说明:

1—近距离煤层巷道； 1-1—第一变形区； 1-2—第二变形区；

1-3—第三变形区； 2—下部煤层； 2-1—自然冒落拱；

—第一极限冒落拱2-2； 2-3—第二极限冒落拱； 3—上煤层巷道；

4—上部煤层； 5—夹层； 6—采空区；

7—保护煤柱； 8—注浆锚杆； 9—巷道帮部锚杆；

10—锚索； 11—顶板锚杆； 12—帮角锚杆；

12—竖向底板锚杆。

具体实施方式

如图3所示一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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：

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'＞0；

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；其中公式(1)中，h为近距离煤层巷道1的净高，且a和h单位均为m；Δh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；P₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的水平压力且P₁＝λ·k₁·γH(2)，公式(2)中k₁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m，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；l₁＝x₀+l_e(3)，公式(3)中l_e为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且l_e＝h±Δh'，Δh'＝0m～0.3m；x₀为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度且公式(4)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，c的单位为Pa；公式(5)中K_s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(6)；公式(6)中l₂为保护煤柱7的宽度，P₂＝λ·k₂·γH(8)，公式(8)中k₂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的矢高b₃'进行确定；

其中，当0＜λ'＜1或λ'＞1时，根据公式 计算得出第一极限冒落拱2-2的矢高b₂'；并且，根据公式计算得出第二极限冒落拱2-3的矢高b₃'；

当λ'＝1时，根据公式计算得出第一极限冒落拱2-2的矢高b₂'；并且，根据公式 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，式(8-5)中b'为步骤三中近距离煤层巷道1的开挖宽度，且b₀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；

多个所述巷道支护单元的结构均相同；如图6所示，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、布设在近距离煤层巷道1底板上的底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、所述底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、所述底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x₀进行确定；

对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，先根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(8-6)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max；并根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l₀；式(8-6)和(8-7)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角；之后，根据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巷道帮壁的水平距离l₀，对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定；

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。

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；

步骤二中所述的l₁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。

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。

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。

本实施例中，所述巷道支护单元为全断面支护结构，所述全断面支护结构还包括支顶在矩形巷道1的巷道开挖界面上且对矩形巷道1进行全断面支护的可缩性钢拱架。

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。

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。

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Δd₁＝S₁+Δd1(9)进行确定；公式(9)中，Δd₁为当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量，Δd1＝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Δd₂＝S₂+Δd2(10)进行确定；公式(10)中，Δd₂为当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量，Δd2＝0.05m～0.12m。

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b₁和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度b₂分别进行确定；其中，b₁＝b+Δd₁，b₂＝b+Δd₂，且b和B的单位均为m；

当前施工节段的实际开挖宽度b'＝b₁+b₂；

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b₁和b₂，对当前所施工节段进行开挖。

本实施例中，步骤四中所述注浆锚杆8的长度为r_m'；其中r_m'＝r_m-b₂，r_m的单位为m；公式(11)中，r₀为近距离煤层巷道1的等效圆半径且B为近距离煤层巷道1的设计宽度，r₀、a、b和B的单位均为m；l＝2·r₀。

本实施例中，所述注浆锚杆8呈水平布设。

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。

本实施例中，前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距为1m。

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。

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r₀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。

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r_m'。其中，r_m'＝L_s，L_s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r_m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Φ0.02m。

因而，本发明将注浆锚杆8的长度设定为r_m'，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。

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为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相对移动而产生的煤帮位移为

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

由公式(1)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。

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1m。

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。

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。

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(即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4.0m×3.5m，即h＝2a＝3.5m，B＝4.0m；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。

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其中k₃为当前所施工节段两帮岩体的反力系数，E和I分别为当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量和惯性矩；b'＝1m。

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Δh(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k₁、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K_s、保护煤柱7的宽度l₂、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x₀、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。

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。

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。

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。

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。

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。

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。

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b₁'；当0＜λ'＜1或λ'＞1时，根据公式计算得出自然冒落拱2-1的矢高b₁'；当λ＝1时，根据公式计算得出自然冒落拱2-1的矢高b₁'；其中，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。

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时，仅ΔAED和ΔBFC区域的帮部围岩会发生冒落，极限状态下线段EG和线段FH呈竖直布设，而ΔAED和ΔBFC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。

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。

其中，当0＜λ'＜1或λ'＞1时，根据公式 能得出由上式可看出：第一极限冒落拱2-2的矢高b₂'随拱脚处稳定安全系数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。

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，根据公式可得出由上式可看出：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。

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λ'≈1，围岩所受垂直地应力σ_v与水平地应力σ_h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，根据可看出：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，第一极限冒落拱2-2的矢高b₂'与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(即a₂)呈正比例关系。

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该值仅为普氏冒落拱理论所确定最大破坏深度的一半。

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。

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。

本实施例中，所确定的围岩基本力学参数详见表1：

表1围岩基本力学参数表

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。所述的且

并且，l_e＝h+0.18m＝3.68m。所述的l₁＝x₀+l_e＝7.21m。所述近距离煤层巷道1的等效圆半径r₀＝2.66m，

本实施例中，Δh'＝0.18m。实际施工时，可根据具体需要，对Δh'的取值大小进行相应调整。

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)Δh＝0.15m，根据公式(1)，求得

而则

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S₁＝0.4m，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Δd₁＝S₁+Δd1＝0.4m+0.1m，当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量Δd₂＝S₂+Δd2＝0.53m+0.07m＝0.6m。

本实施例中，Δd1＝0.1m，Δd2＝0.07m。

实际施工时，可根据具体需要，对Δd1和Δd2的取值大小进行相应调整。

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。

实际施工过程中，多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。

本实施例中，多个所述节段的纵向长度为30m左右。

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。

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。

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1m，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。

实际施工时，步骤四中所述的K'＝1.2～2.2。本实施例中，K'＝2。

本实施例中，多个所述顶板锚杆11的长度均等于L₃＝l₁'+b₂'+l₂'；多个所述锚索10的长度均不小于L₂，其中L₂＝l₁'+b₃'+l₂'，l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm。

实际施工时，可以根据具体需要，对l₁'和l₂'的取值大小进行相应调整。

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0.8m～1m。

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。

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。

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。

实际施工时，多个所述锚索10的数量也可以为三个。

并且，所述顶板锚杆11的外露长度l₁'＝0.1m且其锚入顶板稳定岩层的长度l₂'＝0.3m，所述锚索10的外露长度l₁'＝0.1m且其锚入顶板稳定岩层的长度l₂'＝0.4m。

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顶板支护体系和多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再由后向前对多个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，要先对近距离煤层巷道1的顶板和两帮分别进行支护，充分发挥巷道顶板和帮部围岩的承载作用，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，步骤五中所述巷道帮部支护体系为预应力锚杆支护结构；

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；

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l₁'+x₀+l₂'，其中l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm。

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～1m。本实施例中，所述巷道帮部锚杆9的数量为三个。

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。

本实施例中，所述巷道帮部锚杆9的长度L_bang＝l₁'+x₀+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Φ18×6500mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为800×1000mm，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l₁'＝10cm，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0.1m且其锚入稳定岩层内的长度为0.33m。

实际施工时，当巷道整体处于软弱破碎为岩体时，由于开采造成应力重新分布和构造应力的不断释放，使破碎底板岩体变形逐渐增大，产生挤压流变底鼓随时间不断发展的时间效应。其中，挤压流动性底鼓主要发生在巷道底板为软弱破碎岩体的岩层内，在垂直地应力作用下，以巷道底板为沿空自由面，底板软弱破碎岩体受水平应力挤压流动到巷道内，形成巷道底鼓，其力学模型详见图9。

本实施例中，步骤五中所述底板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构。

实际对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，由于近距离煤层巷道1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l₀，对近距离煤层巷道1底板最大破坏深度处进行处理。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，主要是根据近距离煤层巷道1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l₀，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，对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的实际开挖宽度b'进行确定：当b'＜3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为第一左侧底板锚杆和第一右侧底板锚杆，所述第一左侧底板锚杆与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述第一右侧底板锚杆与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l₀；当b'≥3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根第二左侧底板锚杆和两根第二右侧底板锚杆，两根所述第二左侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l₀，两根所述第二右侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l₀；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均不小于h_max。

本实施例中，当前所施工节段的巷道宽度b'大于4m，并且所述底板支护体系包括四根底板锚杆。

同时，所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在近距离煤层巷道1底板左右两端的帮角锚杆12；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均等于l₁+K·h_max+l₂，两个所述帮角锚杆12的长度均为L₁且l₁＝10cm～20cm，l₂＝30cm～50cm；K为安全系数且K＝1～1.5。

其中，所述帮角锚杆12由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为35°～55°。

本实施例中，所述帮角锚杆12与水平方向之间的夹角为45°。

本实施例中，K＝1.2。所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆均为竖向底板锚杆13，并且所述竖向底板锚杆13的有效长度为：l_di＝K·h_max，锚杆外露长度l₁'＝0.1m，锚入底板稳定岩层的长度l₂'＝0.3m，具体采用四根Φ18×7000mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为840×1000mm，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。

所述帮角锚杆12的有效长度为锚杆外露长度l₁'＝0.1m，锚入底板稳定岩层的长度l₂'＝0.3m。

步骤四中对当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max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，详见图7。并且，建立巷道底板塑性破坏模型，详见图8。

如图7所示，对近距离煤层巷道1的底板岩体变形破坏过程进行分析：所述近距离煤层巷道1开挖后，围岩应力发生重分布并在顶板与帮部界面上形成支承压力区，两帮岩体形成宽度为x₀的极限平衡区，并且巷道两帮岩体在垂直应力作用下挤压底板，使得底板发生塑性破坏。并且，底板发生塑性破坏后，产生的塑性破坏带分为1区、2区和3区三种类型的破坏区，其中3区位于近距离煤层巷道1的正下方，1区位于极限平衡区正下方，2区位于1区和3区之间，其中巷道底板岩体最大破坏深度处位于2区内。结合图7，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。当支承压力达到或超过底板主动区岩体(1区，与极限平衡区对应)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；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，此时巷道底板岩体最大塑性区破坏深度为h_max。

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0.09m，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。

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)

1.一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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(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：

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'＞0；

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；其中公式(1)中，h为近距离煤层巷道(1)的净高，且a和h单位均为m；Δh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；P₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的水平压力且P₁＝λ·k₁·γH (2)，公式(2)中k₁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m，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；l₁＝x₀+l_e (3)，公式(3)中l_e为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且l_e＝h±Δh'，Δh'＝0m～0.3m；x₀为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度且公式(4)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；(5)，公式(5)中K_s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(6)；公式(6)中l₂为保护煤柱(7)的宽度，P₂＝λ·k₂·γH(8)，公式(8)中k₂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)的矢高b₃'进行确定；

其中，当0＜λ'＜1或λ'＞1时，根据公式 计算得出第一极限冒落拱(2-2)的矢高b₂'；并且，根据公式计算得出第二极限冒落拱(2-3)的矢高b₃'；

当λ'＝1时，根据公式计算得出第一极限冒落拱(2-2)的矢高b₂'；并且，根据公式(8-4)，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，式(8-5)中b'为步骤三中近距离煤层巷道(1)的开挖宽度，且b₀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(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；

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、布设在近距离煤层巷道(1)底板上的底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、所述底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、所述底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x₀进行确定；

对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，先根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(8-6)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max；并根据公式计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l₀；式(8-6)和(8-7)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角；之后，根据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巷道帮壁的水平距离l₀，对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定；

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的开挖及支护方法，其特征在于：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。

3.按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征在于：多个所述节段的纵向长度均为10m～50m，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；

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；

步骤二中所述的l₁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的开挖及支护方法，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Δd₁＝S₁+Δd1 (9)进行确定；公式(9)中，Δd1＝0.05m～0.12m；Δd₁为当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量；

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Δd₂＝S₂+Δd2 (10)进行确定；公式(10)中，Δd2＝0.05m～0.12m；Δd₂为当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量。

5.按照权利要求4所述的一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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b₁和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度b₂分别进行确定；其中，b₁＝b+Δd₁，b₂＝b+Δd₂，且b和B的单位均为m；

当前施工节段的实际开挖宽度b'＝b₁+b₂；

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b₁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的开挖及支护方法，其特征在于：步骤四中所述注浆锚杆(8)的长度为r_m'；其中r_m'＝r_m-b₂，r_m的单位为m；公式(11)中，r₀为近距离煤层巷道(1)的等效圆半径且 B为近距离煤层巷道(1)的设计宽度，r₀、a、b和B的单位均为m；l＝2·r₀。

7.按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，其特征在于：步骤五中所述底板支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构；

对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的实际开挖宽度b'进行确定：当b'＜3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为第一左侧底板锚杆和第一右侧底板锚杆，所述第一左侧底板锚杆与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述第一右侧底板锚杆与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l₀；当b'≥3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根第二左侧底板锚杆和两根第二右侧底板锚杆，两根所述第二左侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l₀，两根所述第二右侧底板锚杆之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l₀；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均不小于h_max；

所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构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l₁'+x₀+l₂'，其中l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm；

步骤四中所述的K'＝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0.8m～1m；

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7所述的一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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分别对称布设在近距离煤层巷道(1)底板左右两端的帮角锚杆(12)；所述第一左侧底板锚杆、所述第一右侧底板锚杆、两根所述第二左侧底板锚杆和两根所述第二右侧底板锚杆的长度均等于l₁'+K·h_max+l₂'，两个所述帮角锚杆(12)的长度均为L₁且l₁'＝10cm～20cm，l₂'＝30cm～50cm；K为安全系数且K＝1～1.5。

9.按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的开挖及支护方法，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的开挖及支护方法，其特征在于：步骤五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顶板支护体系和多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再由后向前对多个所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。