CN110644994A - 一种小煤柱开采技术中的切顶方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种小煤柱开采技术中的切顶方法，包括以下步骤：先依据矿方提供的某巷前期钻孔柱状图与近期钻孔探测获得的柱状图，对某巷顶板覆岩性、赋存状态进行系统分析，选出多个切割位置；再通过巷道顶板稳定性及巷煤柱稳定性理论计算分析出每个切割位置对某巷道顶板稳定性分析及相邻巷煤柱稳定性分析，确定切割位置；在切割位置确定后，使用KLJ7链臂切顶机沿确定的切割路径进行切割。本发明通过对巷道顶板切割位置的科学确定，以及对设备合理操作，该种机械切顶方式切缝平直，切割面光滑平整，卸压效果理想。该切顶方式克服了爆破预裂时裂缝不通、裂缝歪曲及顶板塌落阻力大等问题。
Description
技术领域
本发明属于煤矿开采中的切顶技术领域，具体涉及一种小煤柱开采技术中的切顶方法。
背景技术
随着开采强度的增加，煤炭资源越来越少，传统长壁一面两巷留煤柱开采方式所造成的煤炭回收率低、采掘比高、资源浪费的问题日益突出。同时，受动压影响在留设煤柱上方产生的高应力集中而引起的巷道围岩变形、顶板塌方、冲击地压、煤与瓦斯突出等工程灾害也日趋严重以及相邻工作面由于保护煤柱留设不合理造成临空巷道采空区压力与工作面超前动压叠加后矿压显现强烈。因此，采用并推广“切顶卸压小煤柱留设开采技术”将是煤炭资源可持续发展的重要方向，在提高煤炭回收率的同时，也是解决煤矿重大灾害事故的有效手段。
“切顶卸压小煤柱留设开采技术”是通过人为切顶，切断顶板的应力传递路径，减少相邻工作面顶板对小煤柱上方压力过大，同时受到回采动压影响，容易导致小煤柱承压过大致使围岩变形、顶板塌方甚至冲击地压等事故。在工作面煤层回采时，跟随回采进度将小煤柱侧顶板预裂成缝，切断本工作面顶板压力以及回采动压对小煤柱的压力传递。待工作面煤层回采一定周期后，在矿山压力作用下，顶板沿预裂切顶线自动切落，既保护了小煤柱又避免了本工作面采后悬顶过大的问题。
现阶段不论“小煤柱开采”还是“无煤柱开采”，其切顶方式主要采用“双向聚能爆破预裂切顶”，该技术使用前要确定多种技术参数，例如炮孔深度、炮孔倾角及炮孔间距，这类参数的确定不能保证适用于各种实际情况。
现有的切顶方法具有以下不足：(1)炮孔间距：间距过大，相邻裂缝无法贯通；间距过小，相邻裂缝叠加使顶板破碎；(2)使用爆破预裂顶板，裂缝偏差较大；裂缝结合面不平整，顶板后期下落过程阻力大，进而导致成巷后岩体破碎较严重，巷道维护困难；(3)爆破过程中工序繁琐，对人员作业素质要求高，对火工品管理要求严格；(4)受到各类瓦斯事故的影响，现在部分矿井已明令禁止使用爆破工艺；(5)爆破预裂的成本高，对于小型矿井推广性较低。
发明内容
为了克服现有切顶方法的不足，本发明提供了一种采用KLJ7链臂切顶机对顶板进行机械切割的小煤柱开采技术中的切顶方法。
本发明为了实现上述目的所采用的技术方案是：
一种小煤柱开采技术中的切顶方法，包括以下步骤：先依据矿方提供的某巷前期钻孔柱状图与近期钻孔探测获得的柱状图，对某巷顶板覆岩性、赋存状态进行系统分析，选出多个切割位置；再通过巷道顶板稳定性及巷煤柱稳定性理论计算分析出每个切割位置对某巷道顶板稳定性分析及相邻巷煤柱稳定性分析，确定切割位置；在切割位置确定后，使用KLJ7链臂切顶机沿确定的切割路径进行切割。
进一步地，所述对某巷顶板覆岩性、赋存状态系统分析包括直接顶和老顶的各自组成岩层、平均厚度普氏硬度系数。
优选的，所述选出多个切割位置是在距煤帮300mm至巷道宽度1/2处。
进一步地，所述巷顶板稳定性分析的理论计算步骤如下：设某巷道顶板岩层在巷道内最大下沉量为E，θ1为岩层回转角，顶板岩层在某巷实体帮以里断裂距离为s1，巷道高度为b，顶板悬跨长度为C，C为周期来压步距，建立围岩变形预计模型：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型：
根据围岩变形预计模型与围岩变形量计算模型中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取
θ1＝[θ1] (7)
由于基本顶和直接顶的刚度大于煤体的刚度，则实体煤帮上边界为施加给定变形的边界，下边界及左边界可视为固定边界；实体煤帮采用锚网带支护，作用于实体煤帮的支护阻力为P，取P＝0.10MPa，建立实体煤帮力学模型，煤柱沿走向的尺寸远大于沿x，y方向上的尺寸，因此该问题为平面应变问题，在平面应变问题中，用位移分量表示的形变势能U表达式为：
式中：E，μ分别为煤体的弹性模量和泊松比；
若弹性体位移分量u，v发生了位移边界条件所允许的微小变化u，v，则得到拉格朗日位移变分方程：
式中：X，Y均为体力分量；X，Y均为面力分量。
取位移分量u，v分别为
式中：Am，Bm均为待定系数；u0，v0均为设定的能够满足边界条件的位移函数；um，vm均为在边界上等于0的函数。
将式(10)代入(9)式，可得
视该问题为平面应变问题，根据实体帮力学模型，确定边界条件为：
体力分量(不计体力)：X＝0，Y＝0；
面力边界条件：x＝s1时，
位移边界条件：x＝0时，u＝v＝0；y＝0时，u＝v＝0；y＝b时，v＝-xtanθ；
采用位移变分法求解，设位移分量表达式：
式中：A1，B1均为待定系数。
由式(12)及该问题的边界条件，得
将式(13)代入的形变势能U位移分量表达式(8)，并分别对A，B求导，得
解得A1，B1；
根据弹性力学，煤柱上任一点的垂直应力为
巷实煤体帮的平均垂直应力为
某巷道实煤体帮支撑力R1为
顶板回转下沉过程中，顶板发生形变是水平载荷产生的主要原因之一，根据水平载荷计算中几何关系可知：
则水平载荷为：
假设某巷顶板所受载荷均来上覆岩层自重，可得
q＝6ρ'gH (20)
式中，q为某巷顶板所受载荷；H为开采高度，取4.4m；ρ'为某巷顶板平均容重，取2500kg/m3；g为重力加速度，9.8N/kg；经验判断切缝扰动应小于回采扰动，扰动系数取6，
代入数据得
q＝6ρ'gH＝6×2500×9.8×4.4＝0.65MPa
Q＝q×C＝0.65×106×15.0＝9.70×103kN (21)
某巷道顶板所受力矩为
若M大于0，则某巷围岩保持稳定；若M小于0，则需要对巷道进行补强支护。
进一步地，所述相邻巷道煤柱帮受力分析理论计算步骤如下：假设链臂锯切顶后相邻巷道顶板岩层在某巷道内最大下沉量为E，θ2为岩层回转角，顶板岩层在某巷相邻巷道实体帮以里断裂距离为s2，巷道高度为b，顶板最大悬跨长度为C'，C'为2倍周期来压步距，建立围岩变形预计模型，s2为某巷相邻巷道实体煤支承区宽度，取
根据围岩变形预计模型中几何关系可知：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型，则：
根据围岩变形预计模型与围岩变形量计算模型中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷相邻巷道采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取θ2＝[θ2] (29)
同某巷道顶板稳定性分析过程中实煤体支承力计算过程，将θ2代入可得某巷相邻巷道实煤体帮的平均垂直应力为
某巷相邻巷道实煤体帮支撑力R5为
由于力的作用是相互的，故水平载荷R6为
某巷相邻巷道顶板所受力矩为
假设某巷相邻巷道顶板保持稳定，则有
M＝0 (34)
易知
某巷相邻巷道实煤体帮支撑应力
为
若则煤柱毁坏，需要加强支护；若
则煤柱保持稳定。
优选的，所述链臂锯切缝距煤柱帮侧300mm处布置防止切缝处发生台阶下沉的补强锚索。
本发明采用机械切顶卸压具有以下优点：
(1)工序简化，机械化程度高。采用链臂锯对顶板进行切割，抛弃了定向聚能爆破切顶过程中打眼、装药等繁琐工序，工序大幅度简化，机械化程度大幅提高，工人劳动强度降低。
(2)成缝效果好，附加作用力小。采用链臂锯切顶，切缝贯通率可达100％，并且切面光滑，降低小煤柱上侧顶板压力；切断回采动压传递途径；能够及时将回采工作面古塘内悬顶放下，相较爆破预裂放顶效果更好。
(3)节约成本，可缩短护巷煤柱。
本发明通过对巷道顶板切割位置的科学确定，以及对设备合理操作，该种机械切顶方式切缝平直，切割面光滑平整，卸压效果理想。该切顶方式克服了爆破预裂时裂缝不通、裂缝歪曲及顶板塌落阻力大等难题。
附图说明
下面参考附图对本发明作进一步描述，其中：
图1为某巷围岩变形预计模型；
图2a围岩变形量计算模型实体煤帮示意图；
图2b围岩变形量计算模型顶板示意图；
图3为实体煤帮力学模型示意图；
图4为水平载荷计算示意图；
图5为某巷相邻巷煤柱帮变形预计模型；
图6a为围岩变形量计算模型某巷实体煤帮示意图；
图6b为围岩变形量计算模型某巷相邻巷顶板示意图；
图6c为围岩变形量计算模型某巷小煤柱示意图；
图7为2311巷顶板覆岩赋存初步分析图；
图8为2311巷、2312巷位置关系示意图；
图9为2311巷内距煤柱0.48m处切缝示意图；
图10为2311巷内距煤柱1.15m处切缝示意图；
图11为2311巷内距煤柱2.00m处切缝示意图；
图12为三个切缝方案对比分析图；
图13为设备切顶工艺图；
图14为2311巷补强支护断面图；
图15为2311巷补强支护俯视剖面图。
具体实施方式
本实施例的小煤柱开采技术中的切顶方法，包括以下步骤：先依据矿方提供的某巷前期钻孔柱状图与近期钻孔探测获得的柱状图，对某巷顶板覆岩性、赋存状态进行系统分析，选出多个切割位置；再通过巷道顶板稳定性及巷煤柱稳定性理论计算分析出每个切割位置对某巷道顶板稳定性分析及相邻巷煤柱稳定性分析，确定切割位置；在切割位置确定后，使用KLJ7链臂切顶机沿确定的切割路径进行切割。
进一步地，所述对某巷顶板覆岩性、赋存状态系统分析包括直接顶和老顶的各自组成岩层、平均厚度普氏硬度系数。
优选的，所述选出多个切割位置是在距煤帮300mm至巷道宽度1/2处。
进一步地，所述巷顶板稳定性分析的理论计算步骤如下：设某巷道顶板岩层在巷道内最大下沉量为E，θ1为岩层回转角，顶板岩层在2311巷实体帮以里断裂距离为s1，巷道高度为b，顶板悬跨长度为C，C为周期来压步距，建立围岩变形预计模型如图1所示，根据图1中几何关系可知：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型，如图2a、2b所示，则：
根据图1与图2a、2b中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取θ1＝[θ1] (7)
由于基本顶和直接顶的刚度大于煤体的刚度，因此认为，认为实体煤帮上边界为施加给定变形的边界，下边界及左边界可视为固定边界；实体煤帮采用锚网带支护，作用于实体煤帮的支护阻力为P，取P＝0.10MPa，建立实体煤帮力学模型如图3所示，煤柱沿走向的尺寸远大于沿x，y方向上的尺寸，因此该问题为平面应变问题，在平面应变问题中，用位移分量表示的形变势能U表达式为：
式中：E，μ分别为煤体的弹性模量和泊松比；
若弹性体位移分量u，v发生了位移边界条件所允许的微小变化u，v，则得到拉格朗日位移变分方程：
式中：X，Y均为体力分量；X，Y均为面力分量。
取位移分量u，v分别为
式中：Am，Bm均为待定系数；u0，v0均为设定的能够满足边界条件的位移函数；um，vm均为在边界上等于0的函数。
将式(9)代入(8)式，可得
视该问题为平面应变问题，根据实体帮力学模型，确定边界条件为：
体力分量(不计体力)：X＝0，Y＝0；
面力边界条件：x＝s1时，
位移边界条件：x＝0时，u＝v＝0；y＝0时，u＝v＝0；y＝b时，v＝-xtanθ；
采用位移变分法求解，设位移分量表达式：
式中：A1，B1均为待定系数；
由式(10)及该问题的边界条件，得
将式(12)代入的形变势能U位移分量表达式(11)，并分别对A，B求导，得
解得A1，B1；
根据弹性力学，煤柱上任一点的垂直应力为
某巷道实煤体帮的平均垂直应力为
某巷道实煤体帮支撑力R1为
如图4所示，顶板回转下沉过程中，顶板发生形变是水平载荷产生的主要原因之一，根据图4中几何关系可知：
则水平载荷为：
假设某巷顶板所受载荷均来上覆岩层自重，可得
q＝6ρ'gH (20)
式中，q为某巷顶板所受载荷；H为开采高度，取4.4m；ρ'为某巷顶板平均容重，取2500kg/m3；g为重力加速度，9.8N/kg；经验判断切缝扰动应小于回采扰动，扰动系数取6，
代入数据得
q＝6ρ'gH＝6×2500×9.8×4.4＝0.65MPa.
Q＝q×C＝0.65×106×15.0＝9.70×103kN. (21)
某巷道顶板所受力矩为
若M大于0，则某巷围岩保持稳定；若M小于0，则需要对巷道进行补强支护。
进一步地，所述相邻巷道煤柱帮受力分析理论计算步骤如下：假设链臂锯切顶后相邻巷道顶板岩层在某巷道内最大下沉量为E，θ2为岩层回转角，顶板岩层在某巷相邻巷道实体帮以里断裂距离为s2，巷道高度为b，顶板最大悬跨长度为C'，C'为2倍周期来压步距，建立围岩变形预计模型如图5所示，
图5中s2为某巷相邻巷道实体煤支承区宽度，取
根据图5中几何关系可知：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型图6a、6b、6c所示，则：
根据图5与图6a、6b、6c中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷相邻巷道巷采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取
θ2＝[θ2] (30)
同某巷道顶板稳定性分析过程中实煤体支承力计算过程，将θ2代入可得某巷相邻巷道实煤体帮的平均垂直应力为
某巷相邻巷道实煤体帮支撑力R5为
由于力的作用是相互的，故水平载荷R6为
某巷相邻巷道顶板所受力矩为
假设某巷相邻巷道顶板保持稳定，则有
M＝0 (34)
易知
某巷相邻巷道实煤体帮支撑应力
为
若
则煤柱毁坏，需要加强支护；若
则煤柱保持稳定。
优选的，所述链臂锯切缝距煤柱帮侧300mm处布置防止切缝处发生台阶下沉的补强锚索。
具体实例：
1、工程地质条件
塔山煤矿三盘区8311工作面位于三盘区西翼，工作面北部为5311巷、南部为2311巷，东部为三盘区西翼盘区巷，西部为实煤区与挖金湾井田山4号煤层8201工作面相邻。煤层总厚度为3.20-3.60m，平均厚度3.40m，煤层产状变化较小，倾角2°-4°，平均煤层倾角为2°。煤层厚度系数为3-4。煤层中普遍含有2层夹石，夹石厚度为0.10-0.30m,夹石岩性为灰黑色泥岩、深灰色砂质泥岩、高岭质泥岩。依据矿方提供的2311巷前期钻孔柱状图与近期钻孔探测获得的柱状图，本方案对2311巷顶板覆岩岩性、赋存状态进行了系统分析(见图7)。直接顶由泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩三层岩层组成，平均厚度分别为3.30m、2.50m、1.60m，普氏硬度系数分别为4.0-4.5、4.5-5.0、5.0-5.5。老顶由泥岩、中粒砂岩、泥岩三层岩层组成，平均厚度分别为2.42m、6.50m、4.40m，普氏硬度系数分别为4.0-4.5、4.5-5.0、5.0-5.5。
2、机械切顶技术方案
(1)切割位置的确定
2311巷、2312巷均为半煤岩巷，采用矩形断面，巷道宽度分别为5.0m和5.3m，巷道高度为3.4m。2311巷、2312巷之间留设宽度为6.0m的小煤柱(见图8)。
切缝的作用只是用来卸压，减轻顶板对小煤柱的压力以及在8311面开采期间对8312面小煤柱产生的回采动压的阻隔。切顶后，6米小煤柱余下的悬顶越短对煤柱的压力及力矩越大。所以切缝的位置尽量靠近煤帮侧，但是受到煤柱侧300mm处的锚杆影响，不能够在该区域切缝。综合考虑到巷道锚杆位置不规整等实际情况，我们在实际切割时，选择的切割位置大致在距煤帮400mm-500mm内。选择的三组数据只是理论上取值来证明切缝离煤帮越近好还是越远好，最终实践是综合理论和巷道实际进行施工。总的切割区域是在400mm-500mm。
基于对2311巷稳定性与2312巷卸压效果的综合考虑，结合塔山煤矿三盘区2311巷、2312巷生产地质条件，提出切缝卸压技术方案如下：
方案1：2311巷内距煤柱0.48m处切缝(图9)
方案2：2311巷内距煤柱1.15m处切缝(图10)
方案3：2311巷内距煤柱2.00m处切缝(图11)
通过理论计算，整理出三个方案2311巷顶板稳定性分析与2312巷煤柱稳定性分析结果，(详见表1)。
表1方案对比分析
由图12可知，随链臂锯切缝距煤柱距离增加，2311巷顶板所受力矩增加，即2311巷顶板稳定性增加；同时，2312巷煤柱应力也随链臂锯切缝距煤柱距离的增加而增加，表明2312巷围岩稳定性降低，即2311巷切顶卸压效果减弱。综合考虑2311巷顶板稳定性与2311巷切顶卸压效果，建议在2311巷内距煤柱0.48m处采用链臂锯进行切缝。
由图13可知，所述链臂锯工作方法是“定点圆弧切顶”法，切割方式采用“矩形法”。
矩形法
第1步：→调整设备姿态，手动伸出四个支撑油缸，撑地后设置自动调平。
第2步：→找准切入点，举起链臂链臂顺时针转动至90°，链条顺时针旋转，切出一条圆弧切缝。
第3步：→链臂沿锯缝逆时针返回退出到水平位置，保证链臂要完全退出切缝。
第4步：→收缩四个支撑油缸，启动行走部，前进一个步距(4米)。
第5步：→重复第1步
第6步：→举起链臂，利用红外定位系统配合操作系统进行对刀，找准上次切缝。链臂再次顺时针转动，切出近似矩形的区域，留下一个三角盲区。
第7步→链臂沿锯缝返回退出到水平位置，开始下一个循环。
2311巷顶板切缝后补强支护技术方案
因切缝高度大于现有支护条件下锚索长度(5.3m和6.3m)，为了防止2311巷链臂锯切缝处发生台阶下沉，确保2311巷链臂锯切顶卸压的安全实施。提出在链臂锯切缝远离煤柱帮侧300mm处布置补强锚索，每排1根，直径Φ＝21.8mm，距开切眼106m范围内补强锚索长度L＝9500mm，距开切眼106m范围外补强锚索长度L＝7500mm排距3.0m，预紧力不小于220kN，配套使用300×300×16mm鼓形托盘，2311巷补强支护后巷道断面如附图14、15所示。
Claims (6)
1.一种小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，包括以下步骤：先依据矿方提供的某巷前期钻孔柱状图与近期钻孔探测获得的柱状图，对某巷顶板覆岩性、赋存状态进行系统分析，选出多个切割位置；再通过巷道顶板稳定性及巷煤柱稳定性理论计算分析出每个切割位置对某巷道顶板稳定性分析及相邻巷煤柱稳定性分析，确定切割位置；在切割位置确定后，使用链臂切顶机沿确定的切割路径进行切割。
2.根据权利要求1所述的小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，所述对某巷顶板覆岩性、赋存状态系统分析包括直接顶和老顶的各自组成岩层、平均厚度普氏硬度系数。
3.根据权利要求1所述的小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，所述选出多个切割位置是在距煤帮300mm至巷道宽度1/2处。
4.根据权利要求1所述的小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，进一步地，所述巷顶板稳定性分析的理论计算步骤如下：设某巷道顶板岩层在巷道内最大下沉量为E，θ1为岩层回转角，顶板岩层在某巷实体帮以里断裂距离为s1，巷道高度为b，顶板悬跨长度为C，C为周期来压步距，建立围岩变形预计模型：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型：
根据围岩变形预计模型与围岩变形量计算模型中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取
θ1＝[θ1] (7)
由于基本顶和直接顶的刚度大于煤体的刚度，则实体煤帮上边界为施加给定变形的边界，下边界及左边界可视为固定边界；实体煤帮采用锚网带支护，作用于实体煤帮的支护阻力为P，取P＝0.10MPa，建立实体煤帮力学模型，煤柱沿走向的尺寸远大于沿x，y方向上的尺寸，因此该问题为平面应变问题，在平面应变问题中，用位移分量表示的形变势能U表达式为：
式中：E，μ分别为煤体的弹性模量和泊松比；
若弹性体位移分量u，v发生了位移边界条件所允许的微小变化u，v，则得到拉格朗日位移变分方程：
式中：X，Y均为体力分量；X，Y均为面力分量；
取位移分量u，v分别为
式中：Am，Bm均为待定系数；u0，v0均为设定的能够满足边界条件的位移函数；um，vm均为在边界上等于0的函数；
将式(10)代入(9)式，可得
视该问题为平面应变问题，根据实体帮力学模型，确定边界条件为：
体力分量：X＝0，Y＝0；
面力边界条件：x＝s1时，
位移边界条件：x＝0时，u＝v＝0；y＝0时，u＝v＝0；y＝b时，v＝-xtanθ；
采用位移变分法求解，设位移分量表达式：
式中：A1，B1均为待定系数；
由式(12)及该问题的边界条件，得
将式(13)代入的形变势能U位移分量表达式(8)，并分别对A，B求导，得
解得A1，B1；
根据弹性力学，煤柱上任一点的垂直应力为
巷实煤体帮的平均垂直应力为
某巷道实煤体帮支撑力R1为
顶板回转下沉过程中，顶板发生形变是水平载荷产生的主要原因之一，根据水平载荷计算中几何关系可知：
则水平载荷为：
假设某巷顶板所受载荷均来上覆岩层自重，可得
q＝6ρ'gH (20)
式中，q为某巷顶板所受载荷；H为开采高度，取4.4m；ρ'为某巷顶板平均容重，取2500kg/m3；g为重力加速度，9.8N/kg；切缝扰动应小于回采扰动，扰动系数取6，
代入数据得
q＝6ρ'gH＝6×2500×9.8×4.4＝0.65MPa
Q＝q×C＝0.65×106×15.0＝9.70×103kN (21)
某巷道顶板所受力矩为
若M大于0，则某巷围岩保持稳定；若M小于0，则需要对巷道进行补强支护。
5.根据权利要求1所述的小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，所述相邻巷道煤柱帮受力分析理论计算步骤如下：假设链臂锯切顶后相邻巷道顶板岩层在某巷道内最大下沉量为E，θ2为岩层回转角，顶板岩层在某巷相邻巷实体帮以里断裂距离为s2，巷道高度为b，顶板最大悬跨长度为C'，C'为2倍周期来压步距，建立围岩变形预计模型，s2为某巷相邻巷道实体煤支承区宽度，取
根据围岩变形预计模型中几何关系可知：
假定沿空顺槽围岩变形来自煤层与直接顶厚度变化及扩容，建立围岩变形量计算模型，则：
根据围岩变形预计模型与围岩变形量计算模型中的几何关系，可得
联立可得：
由于某巷相邻巷道巷采用锚杆或锚索支护，所以
式中，k延-锚杆为螺纹钢锚杆最大延伸率，取k延-锚杆＝15％；k延-锚索为锚索最大延伸率，取k延-锚索＝4％；h为切顶高度；
可得
取θ2＝[θ2]...................................(29)
同某巷道顶板稳定性分析过程中实煤体支承力计算过程，将θ2代入可得某巷相邻巷道实煤体帮的平均垂直应力为
某巷相邻巷道实煤体帮支撑力R5为
由于力的作用是相互的，故水平载荷R6为
相邻巷道顶板所受力矩为
假设某巷相邻巷道顶板保持稳定，则有
M＝0 (34)
易知
某巷相邻巷道实煤体帮支撑应力为
若
则煤柱毁坏，需要加强支护；若则煤柱保持稳定。
6.根据权利要求1所述的小煤柱开采技术中的切顶方法，其特征在于，所述链臂锯切缝距煤柱帮侧300mm处布置防止切缝处发生台阶下沉的补强锚索。
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