CN109973114B - 深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法 - Google Patents
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Abstract
本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其包括以下步骤：在巷道支护过程中，顶板采用恒阻大变形锚索支护；实体煤帮采用锚杆和锚索联合支护的方式，然后通过锚索将锚杆承载层锚固在稳定煤体内；矸石帮采用自钻式多阻锚杆进行支护，自钻式多阻锚杆包括依次设置的钻头、牵拉杆、第二托盘和钻机接头，牵拉杆上间隔设置有多个阻力头，阻力头包括周向焊接在所述牵拉杆上的多个楔形钢板，所述楔形钢板沿钻头至第二托盘的方向宽度渐增。楔形钢板与矸石相互挤压摩擦产生锚固力，随着采空区的逐渐压实，自钻式多阻锚杆的支护力逐渐增大，能更好地同挡矸装置一起维护矸石巷帮。
Description
技术领域
本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法。
背景技术
随着大规模的煤炭开采，浅、中部资源日益减少和枯竭，我国很多矿区相继进入了深部开采状态。我国煤矿开采深度以每年10～20m的速度向深部延伸，现阶段很多矿区开采深度都在800m以上，开采深度达到或超过千米的矿井已达四十余座。据预测，为满足我国经济高速发展的需求，煤炭在我国一次能源结构中占据主导地位的现状在相当长的时期内仍难以改变，未来将有更多的矿井进入深部开采状态。进入深部开采以后，由于深部岩体处于“三高一扰动”复杂地质力学环境中，造成巷道围岩变形扩容性、流变性与冲击性突出，导致深部围岩应力与变形加剧，从而引发严重冒顶﹑底臌及冲击地压等大变形灾害事故，且深部围岩变形破坏程度和频率大大提高，致灾机理更加复杂，控制难度加大。
我国煤矿大多数采用留设煤柱的方式维护采区巷道，从而导致大量的煤炭资源浪费。随着开采深度的不断增加，大部分矿区采用增加煤柱宽度的方式控制深部围岩变形，加大资源浪费的同时也无法保证良好的维控效果。此外，大宽度护巷煤柱在工作面回采后会形成较高的应力集中，极易引发冲击地压﹑煤与瓦斯突出等动力灾害，有时甚至还会诱发采空区煤炭自燃发火等现象。因此，研究深部无煤柱开采技术、实现采区无煤柱护巷是我国煤炭资源开采的未来趋势，具有重要战略意义。
沿空留巷是一项安全高效的无煤柱开采技术，能够提高资源回收率，缓解采掘接替紧张，构成工作面Y型通风系统，解决上隅角瓦斯积聚问题，并且消除了因煤柱应力集中而产生的冲击地压和煤与瓦斯突出等动力灾害，是我国煤炭可持续发展及科学采矿的重要发展方向之一。
我国沿空留巷大多采用巷旁充填方式，该技术工艺繁琐﹑留巷速度慢且成本较高。在前人研究的基础上，何满潮及其团队提出了沿空切顶留巷技术，利用采空区矸石支撑上覆顶板，从而取消了巷旁充填，降低了留巷成本，且不影响工作面回采速度，性能优越良好。该无巷旁充填沿空留巷技术在浅、中部简单地质条件下的矿井应用中已相对成熟并取得了较好的效果，但在深部复杂地质条件矿井中的应用中还不尽人意，由于受深部复杂地质力学环境影响，原岩应力、构造应力和采动应力显著增加，深部岩体变形冲击性及流变性突出，围岩破碎区和煤帮塑性区范围明显扩大，深部无巷旁充填沿空留巷围岩易产生大变形现象，无法满足现场使用要求，从而导致留巷失败。因此，深部无巷旁充填沿空留巷围岩控制新方法的探索迫在眉睫。
发明内容
为了解决上述技术问题，本申请提供了如下技术方案。
本申请提供了一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其包括以下步骤：
巷道掘进成型后，进行巷道支护；
巷道支护完成后，采用聚能爆破预裂顶板，钻孔布置在回采工作面侧巷角线，并向采空区侧偏转；
工作面回采推过后，及时在巷旁布置挡矸支护装置，并且在巷内布置临时加强支护装置，所述挡矸支护装置包括自钻式多阻锚杆；
在巷道支护过程中，顶板采用恒阻大变形锚索支护；实体煤帮采用锚杆和锚索联合支护的方式，通过锚杆锚固于塑性区形成锚杆承载层，然后通过锚索将锚杆承载层锚固在稳定煤体内，矸石帮采用自钻式多阻锚杆进行支护，所述自钻式多阻锚杆包括依次设置的钻头、牵拉杆、第二托盘和钻机接头，所述牵拉杆上间隔设置有多个阻力头，所述阻力头包括周向焊接在所述牵拉杆上的多个楔形钢板，所述楔形钢板沿钻头至第二托盘的方向宽度渐增。
进一步的，所述钻头和牵拉杆钻入采空区的垮落矸石中，所述阻力头固定于所述矸石中提供抗拉阻力，所述牵拉杆通过所述第二托盘拉紧加固所述矸石帮。
进一步的，所述钻头最大处直径不小于所述阻力头最大处直径。
进一步的，所述阻力头间隔设置有2-4个。
进一步的，所述阻力头包括4个周向排布的楔形钢板。
进一步的，锚索的长度大于塑性区的范围，所述塑性区的范围x0通过下式计算：
其中，
c为煤层与顶底板岩层交界面的粘聚力，单位为MPa；φ为煤层与顶底板岩层交界面的内摩擦角，单位为度；m为煤层厚度，单位为m；A为侧压系数；k为最大应力集中系数；γ为岩层平均容重，单位为kN/m3；H为开采深度，单位为m；Px为煤帮支护阻力，单位为MPa。
进一步的，深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法还包括：当采空区矸石逐渐压实后，留巷处于稳定状态，逐步撤出巷内临时加强支护装置，并对矸石帮进行喷浆处理，留巷完成。
进一步的，所述钻孔向采空区侧偏转10°～20°。
进一步的，所述钻孔的深度采用下式计算：
其中，HQ为钻孔的深度，单位为m；Kp为岩层平均碎胀系数，选择为1.3～1.5；M为煤层厚度，单位为m；ΔH1为顶板下沉量，单位为m；ΔH2为底鼓量，单位为m。
进一步的，所述临时加强支护装置为液压支架，且在巷道内偏向采空区侧布置。
进一步的，所述挡矸支护装置除了自钻式多阻锚杆，还包括挡矸支柱和挡矸网，所述挡矸支柱在巷道内沿切顶线间隔布置，所述挡矸网固定在所述挡矸支柱上。
进一步的，所述挡矸支柱为恒阻可缩结构。
本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点：一方面，实体煤帮采用锚杆支护塑性区，有效提高了塑性区的整体性，加强了塑性区的稳定性，通过锚索可以将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体内；另一方面，挡矸支柱为恒阻可缩结构，除了可在工作状态提供较高的恒定工作阻力，还具有竖向可缩让位卸压的功能，从而适应深部留巷顶底板变形；再一方面，矸石帮中的自钻式多阻锚杆的楔形钢板与矸石相互挤压摩擦产生锚固力，充分发挥采空区矸石的自承能力，从而使自钻式多阻锚杆发挥支护作用，随着采空区的逐渐压实，自钻式多阻锚杆的支护力逐渐增大，能更好地同挡矸装置一起维护矸石巷帮。
附图说明
此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本发明的实施例，并与说明书一起用于解释本发明的原理。
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本申请提供的沿空留巷工作面布置示意图；
图2是本申请提供的围岩综合控制方法中的巷道支护示意图；
图3是本申请提供的围岩综合控制方法中的切顶爆破示意图；
图4是本申请提供的围岩综合控制方法中巷旁挡矸及巷内临时加强支护示意图；
图5是本申请提供的围岩综合控制方法中密闭采空区的示意图；
图6是本申请提供的围岩综合控制方法中巷道实体煤帮支护示意图；
图7是本申请提供的自钻式多阻锚杆的结构示意图；
图8是本申请提供的自钻式多阻锚杆的工作原理示意图；
图9是本申请中矸石帮支护方式的示意图；
图10是现有技术中一种挡矸支柱的结构示意图；
图11示意性的给出了本申请恒阻可缩的柔性支护装置的结构参考图；
图12示意性的给出了本申请缸体的结构参考图；
图13示意性的给出了本申请缸体的俯视图；
图14示意性的给出了本申请缸体的仰视图；
图15示意性的给出了图14中的A-A剖视图；
图16示意性的给出了本申请杆体的结构参考图；
图17示意性的给出了本申请杆体的仰视图；
图18示意性的给出了图17中的B-B剖视图；
图19示意性的给出了本申请支撑部的结构参考图；
图20示意性的给出了本申请支撑部的俯视图；
图21示意性的给出了图20中的C-C剖视图；以及
图22示意性的给出了本申请恒阻可缩的柔性支护装置工作后的结构参考图。
图中：
1、缸体；2、杆体；3、支撑部；4、第一托盘；5、直筒部；6、锥型筒；7、锚杆固定孔；8、导向杆；9、螺纹；10、锥头；11、直杆；12、导向孔；13、套管；14、底座；15、螺钉；16、锚杆；17、挡矸网；18、挡矸支柱；101、上区段工作面；102、下区段工作面；103、巷道；104、采空区；105、挡矸支护装置；106、临时加强支护装置；107、恒阻大变形锚索；108、锚杆；109、锚索；110、预裂切缝；111、矸石帮；112、密封层；200、自钻式多阻锚杆；201、钻头；202、牵拉杆；203、第二托盘；204、钻机接头；205、阻力头；2051、楔形钢板。
具体实施方式
为了使本技术领域的人员更好地理解本申请方案，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请一部分的实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都应当属于本申请保护的范围。
需要说明的是，本申请的说明书和权利要求书及上述附图中的术语“第一”、“第二”等是用于区别类似的对象，而不必用于描述特定的顺序或先后次序。应该理解这样使用的数据在适当情况下可以互换，以便这里描述的本申请的实施例。此外，术语“包括”和“具有”以及他们的任何变形，意图在于覆盖不排他的包含，例如，包含了一系列步骤或单元的过程、方法、系统、产品或设备不必限于清楚地列出的那些步骤或单元，而是可包括没有清楚地列出的或对于这些过程、方法、产品或设备固有的其它步骤或单元。
在本申请中，术语“上”、“下”、“内”、“中”、“外”、“前”、“后”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系。这些术语主要是为了更好地描述本申请及其实施例，并非用于限定所指示的装置、元件或组成部分必须具有特定方位，或以特定方位进行构造和操作。
并且，上述部分术语除了可以用于表示方位或位置关系以外，还可能用于表示其他含义，例如术语“上”在某些情况下也可能用于表示某种依附关系或连接关系。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解这些术语在本申请中的具体含义。
此外，术语“设置”、“连接”、“固定”应做广义理解。例如，“连接”可以是固定连接，可拆卸连接，或整体式构造；可以是机械连接，或电连接；可以是直接相连，或者是通过中间媒介间接相连，又或者是两个装置、元件或组成部分之间内部的连通。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本申请中的具体含义。
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图1-22并结合实施例来详细说明本申请。
本申请实施例提供了一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法。本发明技术方案所依赖的工艺结构如图1所示，其包括上区段工作面101、下区段工作面102、位于上区段工作面101和下区段工作面102之间的巷道103，上区段工作面101推进之后形成采空区104。
如图2-5所示，本申请中一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，包括以下步骤：
步骤一：巷道103掘进成型后，进行巷道支护；
步骤二：巷道支护完成后，采用聚能爆破预裂顶板，钻孔布置在回采工作面侧巷角线，并向采空区侧偏转；
步骤三：工作面回采推过后，及时在巷旁布置挡矸支护装置105，并且在巷内布置临时加强支护装置106；其中，挡矸支护装置105包括自钻式多阻锚杆200。
步骤四：采空区矸石充至巷道顶板后，将自钻式多阻锚杆200按设计位置钻入采空区104矸石内；
步骤五：当采空区104矸石逐渐压实后，逐步撤出巷内临时加强支护装置106，并对矸石帮进行喷浆处理，留巷完成。
具体的，如图2所示，在步骤一的巷道支护过程中，顶板采用恒阻大变形锚索107支护；如图6所示，实体煤帮采用锚杆108和锚索109联合支护的方式，通过锚杆108锚固于塑性区形成锚杆承载层，然后通过锚索109将锚杆承载层锚固在稳定煤体内。恒阻大变形锚索107能在产生较大位移的同时保持较高的工作阻力，具有良好的静力拉伸和动力冲击特性，能适应深部冲击荷载和围岩大变形，从而保证留巷顶板的完整性及稳定性；实体煤帮采用锚杆108支护塑性区，有效提高了塑性区的整体性，加强了塑性区的稳定性，通过锚索109可以将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体内。
为了提高矸石帮的稳定性，矸石帮采用自钻式多阻锚杆200进行支护，如图7所示，自钻式多阻锚杆200包括依次设置的钻头201、牵拉杆202、第二托盘203和钻机接头204，牵拉杆202上间隔设置有多个阻力头205，阻力头205包括周向焊接在牵拉杆202上的多个楔形钢板2051，楔形钢板2051沿钻头201至第二托盘203的方向宽度渐增。
如图9所示，自钻式多阻锚杆200每排设置2～3根，优选的，排间距与挡矸支柱18间距相同，两者间隔布置；如图8所示，采空区岩层完全垮落后，采用锚杆钻机与钻机接头204匹配连接，将自钻式多阻锚杆200按设计位置钻入巷旁采空区内，钻进至预定深度后，矸石自动充满钻进孔洞，与整个自钻式多阻锚杆200紧密接触，楔形钢板2051与矸石相互挤压摩擦产生锚固力，充分发挥采空区矸石的自承能力，从而使自钻式多阻锚杆200发挥支护作用，随着采空区的逐渐压实，自钻式多阻锚杆200的支护力逐渐增大，能更好地同挡矸支柱18一起维护矸石巷帮。即钻头201和牵拉杆202钻入采空区的垮落矸石中，阻力头205固定于矸石中提供抗拉阻力，牵拉杆202通过第二托盘203拉紧加固矸石帮。优选的，钻头201最大处直径不小于阻力头205最大处直径，以便于阻力头205能顺利钻入。其中，阻力头205可以根据需要间隔设置有2-4个，每个阻力头205周向排布的楔形钢板的数量优选为4个。
优选的，锚索109的长度选择大于塑性区的范围，所述塑性区的范围x0可以通过下式进行计算：
其中，c为煤层与顶底板岩层交界面的粘聚力，单位为MPa；φ为煤层与顶底板岩层交界面的内摩擦角，单位为度；m为煤层厚度，单位为m；A为侧压系数；k为最大应力集中系数；γ为岩层平均容重，单位为kN/m3；H为开采深度，单位为m；Px为煤帮支护阻力，单位为MPa。
具体的，如图3所示，在步骤二中，巷道103支护完成后，采用切缝钻机施工顶板聚能爆破钻孔，钻孔布置在回采工作面(即图中上区段工作面101)侧的巷角线，并向采空区侧(上区段工作面101侧)偏转适当的角度，一般为10°～20°，有利于回采后顶板的垮落。钻孔的深度(即切顶的高度)以切缝内岩层跨落后能碎胀充满回采空间为原则，可用下式计算：
其中，HQ为钻孔的深度，单位为m；Kp为岩层平均碎胀系数，一般选择为1.3～1.5；M为煤层厚度，单位为m；ΔH1为顶板下沉量，单位为m；ΔH2为底鼓量，单位为m。
钻孔施工完毕后，采用聚能爆破预裂顶板，聚能爆破是通过聚能装置的聚能效应，使其在设定方向上聚集爆炸能量，从而实现顶板岩层沿巷道走向断裂形成预裂结构面，即如图所示的预裂切缝110，并减小非设定方向上的岩体损伤，保护了巷道顶板的完整。
通过聚能爆破切顶，使留巷顶板采空区侧悬臂长度减小，在侧向形成短悬臂梁结构，切顶范围内岩层垮落形成的矸石可充满回采空间，支撑上覆顶板，改善了深部留巷的围岩应力，更利于留巷的稳定。
具体的，如图4所示，在步骤三中，临时加强支护装置106优选为液压支架。回采后，受深部高应力环境影响，深部切顶巷道来压迅猛，巷内采用较高工作阻力的液压支架进行临时加强支护，并偏向采空区侧布置，可提供较大的切顶阻力，抵抗深部强烈的采动压力，限制留巷初期顶板的快速下沉。
在一些实施例中，所述挡矸支护装置105包括挡矸支柱18和挡矸网17，挡矸网17可以选择金属网，所述挡矸支柱18在巷道103内沿切顶线间隔布置，所述金属网固定在所述挡矸支柱18上。优选的，所述挡矸支柱为柔性可缩结构，不同于浅、中部留巷，深部留巷顶底板位移量大，如使用刚性挡矸装置常产生弯曲、折断现象，从而丧失挡矸支护能力，因此，深部切顶留巷挡矸结构需实现一定程度的竖向让位卸压，方可适应深部围岩变形，维护矸石帮的稳定。基于上述围岩变形特征，使用柔性可缩结构较为合适。
具体的，如图5所示，在步骤五中，采空区104矸石逐渐压实后，留巷处于稳定状态，可逐步撤出巷内临时加强支护装置106，并对矸石帮111进行喷浆处理，在矸石帮111表面形成固化后的密封层112，用以封闭矸石帮111，防止向采空区104漏风，并隔绝采空区104有害气体，至此，留巷完成，可作为下区段工作面102的回采巷道使用，达到了无煤柱开采的目的。
在现有技术中，较为常用的一种柔性支护结构采用图10所示装置，为两段U型钢使用卡缆连接，工作时两段U型钢产生相对滑动而达到可缩让位效果，但该装置有一弊端是两段U型钢相对滑动力是由卡缆的松紧程度决定的，在该装置滑动力设定过大时，U型钢受顶板压力将产生弯曲变形，从而失去挡矸效果，因此可缩性U型钢滑动力设定值一般较小，基本对顶板不起到支护作用，仅仅起到侧向抵抗采空区矸石的作用，并且卡缆的松紧程度并不能直接量化成装置的竖向滑动值，滑动力的设置只能通过现场反复试验得到合适值。
鉴于此，如图11-22所示，本申请实施例提供了一种恒阻可缩的柔性支护装置，来作为本申请中的挡矸支柱，如图11所示，其包括缸体1、杆体2和支撑部3。
如图12-15所示，缸体1包括依次连接的第一托盘4、直筒部5和锥型筒6，直筒部5内部形成有导向杆8，导向杆8一端固定在第一托盘4上，另一端延伸至锥型筒6内，锥型筒6的内径和外径由与直筒部5连接的一端至另一端渐扩。第一托盘4用于与贴合在需要支护的顶板上，如图所示，第一托盘4与直筒部5垂直设置，第一托盘4与顶板贴合后，可以保证直筒部5的垂直度。
如图16-18所示，杆体2包括锥头10和直杆11，杆体2内部形成有导向孔12，锥头10匹配套接于锥型筒6内，且导向杆8匹配插入导向孔12内。本申请实施例中恒阻可缩的柔性支护装置的恒定工作阻力主要靠锥头10和缸体1之间的滑动摩擦力提供，锥头和缸体1内壁的滑动摩擦力即为恒阻可缩的柔性支护装置的恒阻力，可通过调节锥头的硬度和缸体1内壁的螺纹参数来改变该柔性支护装置的恒阻力的大小。
随着该柔性支护装置所支护的结构逐渐下沉，恒阻可缩的柔性支护装置所受压力逐渐增大，当压力达到其恒阻值(即锥头10与缸体1之间的滑动摩擦力)时，杆体2可以沿导向杆8在缸体1中产生相对滑动，可使恒阻可缩的柔性支护装置内竖向压力降低，从而起到让位卸压的作用，以适应顶部支护结构的变形，恒阻可缩的柔性支护装置发生让位卸压后的工作状态如图22所示。随着顶部支护结构的进一步下沉，重复上述过程。杆体2在缸体1滑动过程中，导向杆8和导向孔12的配合可保证杆体2运动的直线性，防止锥头10产生偏转，避免装置产生弯曲失效。优选的，导向杆8的轴线平行于直筒部5的轴线，导向孔12的轴线平行于直杆11的轴线，如此设置即可保证杆体2在缸体1中的滑动方向严格平行于与缸体1的轴线，在支护过程中，滑动方向垂直于第一托盘4。
更为优选的，如图所示，导向杆8与直筒部5同轴设置，导向孔12与杆体2同轴设置，导向杆8和导向孔12均设置在装置的中心位置，使得结构的受力更加均匀，稳定性更强。
在一些实施例中，如图15所示，为了进一步提高恒阻可缩的柔性支护装置的恒阻力，直筒部5内壁形成有螺纹9，此时恒阻可缩的柔性支护装置的恒阻值为锥头10与螺纹9的滑动摩擦力，螺纹9可以明显提高锥头10与缸体1之间的滑动摩擦力，得到提供较大恒阻值的目的。恒阻可缩的柔性支护装置的恒定工作阻力主要靠锥头和套管内部螺纹滑动摩擦力提供，可通过调节锥头的硬度和螺纹参数来改变该设备恒阻力的大小。
在一些实施例中，如图12-14所示，第一托盘4上开设有多个锚杆固定孔7，用以安装短锚杆固定支撑。优选的，第一托盘4为矩形结构，锚杆固定孔7设置为四个且分别布置在第一托盘4的四个顶角处，可以按照四个短锚杆进行固定支撑，保证锚固力的前提下第一托盘4的受力会更加均匀。
在一些实施例中，如图19-21所示，支撑部3包括底座14和套管13，直杆11插接在套管13内并可沿套管13滑动。可以通过调节直杆11插入套管13内的长度以适应不同的支护高度，调整完成后，将直杆11与套管13固定即可，当然，直杆11与套管13之间的固定作用力应当大于恒阻可缩的柔性支护装置的恒阻力。优选的，套管13上开设有螺孔，直杆11和套管13通过螺钉15固定，螺钉15螺接在螺孔内，调整完成后，拧紧支撑部3的套管13上的螺钉15就可以实现紧固。为了提供固定力，套管13上设计有四个螺孔，还可以在直杆11的不同高度位置也开设螺孔，通过螺钉15依次穿过套管13和直杆11上的螺孔，固定效果更优。
本发明提出的恒阻可缩的柔性支护装置在工作过程中能提供较大的工作阻力，对顶部被支护结构能形成较好的支护作用，限制被支护结构的下沉，恒阻力可根据缸体内螺纹和锥头的配合关系改变，可以在实验室中对该装置的恒阻值进行测试标定，然后根据待支护结构的力学特性(例如地应力的大小)来选取合适的恒阻值。
具体的，如图11-22所示的挡矸支柱在本申请深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法中具体使用方法如下：将缸体1通过四根短锚杆16穿过第一托盘4上的锚杆固定孔7固定在顶板岩层中，顶部的第一托盘4与顶板岩面贴平以保证缸体1的垂直度；然后，将杆体2的直杆11插入支撑部3的套管13中，通过调节直杆11插入套管13的长度可改变杆体2和底部支撑体3的总高度，进而可适应不同的巷道高度，将锥头10通过导向孔12和导向杆8插入到锥型筒6中，并与锥型筒6内侧贴紧，此时，将螺钉15拧紧(螺钉15提供的竖向抵抗力需大于该装置恒阻力)，从而固定杆体2和支撑部3的相对位置。至此，安装完成，并将金属网通过金属丝与该挡矸支柱绑紧扎牢，防止采空区104的矸石窜入巷道103内。
上区段工作面101回采推过后，采空区104岩层沿预裂切缝110垮落形成矸石帮111，巷道103顶板向采空区104偏转下沉。随着顶板的逐渐下沉，恒阻可缩的柔性支护装置(挡矸支柱)所受压力逐渐增大，当压力达到其恒阻值(即锥头10与螺纹9的滑动摩擦力)时，杆体2沿导向杆8在缸体1中产生相对滑动，可使恒阻可缩挡矸装置(挡矸支柱)内竖向压力降低，从而起到让位卸压的作用，以适应巷道103顶底板变形。随着顶板的进一步下沉，重复上述过程。杆体2在缸体1滑动过程中，导向杆8可保证杆体2运动的直线性，防止锥头10产生偏转，避免装置产生弯曲失效，并且杆体2在缸体1中相对滑动的过程中，该装置可保持较高的工作阻力，对巷道103顶板形成较好的支撑作用，一定程度上限制顶板的下沉。
采空区104矸石垮落压实后，巷道103处于稳定状态，顶底板不再产生移近，此时恒阻可缩的柔性支护装置(挡矸支柱)也处于稳定状态，恒阻可缩挡矸装置(挡矸支柱)此时具有两个功能：一是支撑巷道103的顶板；二是阻挡采空区104的矸石。下区段工作面102回采时，可将该恒阻可缩的柔性支护装置(挡矸支柱)进行回撤，重新加工后可循环使用。
上述恒阻可缩的柔性支护装置(挡矸支柱)尤其适用于深部或厚煤层工作面等易产生围岩大变形的切顶沿空留巷工程，实现了高恒阻、竖向可缩让位卸压等功能，并且由于装置的伸缩结构以及导向杆和导向孔的配合，可以使得其可以有效抵抗矸石的横向冲击，具有一定的抗弯曲效应，可为深部或厚煤层切顶沿空留巷的成功实施奠定基础。
需要说明的是，根据上述实施例的技术方案还可以包括其他必要的步骤和结构，本申请中各未述及结构的对应的布置位置和连接关系，各未述及步骤的相互时序和控制参数均可参考现有技术中的同类装置和方法，各未述及结构的连接关系、操作及工作原理对于本领域的普通技术人员来说是可知的，在此不再详细描述。
本说明书中部分实施例采用递进的方式描述，每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处，各个实施例之间相同相似部分互相参见即可。
以上仅是本发明的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
Claims (9)
1.一种深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，包括以下步骤：
巷道掘进成型后，进行巷道支护；
巷道支护完成后，采用聚能爆破预裂顶板，钻孔布置在回采工作面侧巷角线，并向采空区侧偏转；
工作面回采推过后，及时在巷旁布置挡矸支护装置，并且在巷内布置临时加强支护装置，所述挡矸支护装置包括自钻式多阻锚杆；
其特征在于，在巷道支护过程中，顶板采用恒阻大变形锚索支护；实体煤帮采用锚杆和锚索联合支护的方式，通过锚杆锚固于塑性区形成锚杆承载层，然后通过锚索将锚杆承载层锚固在稳定煤体内；矸石帮采用自钻式多阻锚杆进行支护，所述自钻式多阻锚杆包括依次设置的钻头、牵拉杆、第二托盘和钻机接头，所述牵拉杆上间隔设置有多个阻力头，所述阻力头包括周向焊接在所述牵拉杆上的多个楔形钢板，所述楔形钢板沿钻头至第二托盘的方向宽度渐增；
所述挡矸支护装置还包括挡矸支柱，所述挡矸支柱为柔性可缩结构，所述柔性可缩结构包括缸体和杆体和支撑部，所述缸体包括依次连接的第一托盘、直筒部和锥型筒，所述直筒部内部形成有导向杆，所述导向杆一端固定在所述第一托盘上，另一端延伸至所述锥型筒内，所述锥型筒的内径和外径由与所述直筒部连接的一端至另一端渐扩；所述杆体包括锥头和直杆，所述杆体内部形成有导向孔，所述锥头匹配套接于所述锥型筒内，且所述导向杆匹配插入所述导向孔内，所述直筒部内壁形成有螺纹。
2.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述钻头和牵拉杆钻入采空区的垮落矸石中，所述阻力头固定于所述矸石中提供抗拉阻力，所述牵拉杆通过所述第二托盘拉紧加固所述矸石帮。
3.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述钻头最大处直径不小于所述阻力头最大处直径。
4.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述阻力头间隔设置有2-4个。
5.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述阻力头包括4个周向排布的楔形钢板。
6.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，锚索的长度大于塑性区的范围，所述塑性区的范围x0通过下式计算：
其中，
c为煤层与顶底板岩层交界面的粘聚力，单位为MPa；
φ为煤层与顶底板岩层交界面的内摩擦角，单位为度；
m为煤层厚度，单位为m；
A为侧压系数；
k为最大应力集中系数；
γ为岩层平均容重，单位为kN/m3；
H为开采深度，单位为m；
Px为煤帮支护阻力，单位为MPa。
7.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，还包括：当采空区矸石逐渐压实后，逐步撤出巷内临时加强支护装置，并对矸石帮进行喷浆处理，留巷完成。
8.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述钻孔向采空区侧10°～20°。
9.根据权利要求1所述的深部无巷旁充填沿空留巷围岩综合控制方法，其特征在于，所述挡矸支护装置还包括挡矸网，所述挡矸支柱在巷道内沿切顶线间隔布置，所述挡矸网固定在所述挡矸支柱采空区侧。
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