CN111058893A - 沿空留巷巷旁支护结构设计方法、支护结构及施工方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及沿空留巷巷旁支护结构的设计方法、支护结构及施工方法,包括以下步骤:步骤1:确定工作面一侧基本顶的岩梁下沉量;步骤2:确定待设计支护结构的压缩变形量;步骤3:根据得到的压力计算待设计的支护结构能够抵抗基本顶岩梁压力的最小刚度;步骤4:根据步骤3得到的刚度反推待设计的支护结构的构成材料的孔隙率;步骤5:将待设计的支护结构划分为由下向上且孔隙率成梯度变化的多层,得到支护结构最底层材料的最小孔隙率和最顶层材料的最大孔隙率,进而得到支护结构每层材料的孔隙率;步骤6:根据待支护结构每层材料的孔隙率计算浇注时每层材料的泡沫掺入量,使用本发明设计方法得到的支护结构具有让压吸能的功能,且结构稳定。

Description

沿空留巷巷旁支护结构设计方法、支护结构及施工方法
技术领域
本发明涉及沿空留巷巷旁支护技术领域,具体涉及沿空留巷巷旁支护结构设计方法、支护结构及施工方法。
背景技术
沿空留巷作为一种无煤柱开采技术被广泛应用于煤矿生产。通过保留上一区段工作面运输巷道作为下一区段工作面的回风巷,沿空留巷可以减少巷道开拓量,缓解采掘接替紧张,减小工作面上隅角瓦斯聚积风险,提高工作面回采率。沿空留巷的支护可分为巷内支护和巷旁支护:巷内支护主要利用传统的锚杆等支护方式增强围岩的整体性;巷旁支护的主要作用是控制采空区上方岩梁的下沉,以支柱、矸石袋及巷旁充填墙三种支护方式为主。实践证明,对于自然发火期较短的矿井,巷旁充填墙的适用性更广泛。
巷旁充填墙的组成材料决定了其变形是否可以与基本顶岩梁的运动相协调,因此前人对巷旁充填墙的材料进行了研究。王佳喜对水泥砂浆充填材料不同配比条件下强度的不同进行了研究,得到了井下作业时充填材料组分配比;孙运新、陈维新对粉煤灰基胶结材料的性能进行了研究,证明粉煤灰基胶结充填材料具有速凝、早强、流动性好的性能;孙春东对新型高水速凝材料进行了研究,认为其具有速凝早强、抗变形、高结晶水、再胶结与强度再生性等特点。但是发明人发现,实践表明,这些充填材料普遍不具有大变形“让压”性能。
巷旁充填墙的组成材料是决定其变形是否可以与基本顶岩梁的运动相协调的重要因素之一,进而直接影响巷旁支护效果。目前,巷旁充填墙的组成材料主要有以下几类,水泥胶结混凝土充填材料、粉煤灰基胶结充填材料和高水速凝充填材料。其中,水泥胶结混凝土充填充填材料发展最早,技术最成熟,但硅酸盐水泥的大量使用造成充填成本较高;粉煤灰基胶结充填材料的使用一定程度上降低了充填成本,但其胶结全尾砂时会造成充填体强度不足;高水速凝材料具有速凝早强、抗变形、高结晶水、再胶结与强度再生性等特点,但同时也由于其材料来源少、成本高、质量不稳定等不利因素制约了其推广应用。上述几种材料都具有支护阻力大、增阻速度快等特点,但是在产生大形变进而让压吸能方面等具有明显的短板。为解决以上问题,有必要对现有支护充填材料进行科学改进。
巷旁充填墙的构筑方式也是影响支护结构作用效果的重要因素之一,以让压吸能为中心思想的充填墙体构筑方案主要有以下两种:(1)中国发明专利CN105134287A公开了一种预留变形阶段型分级让压沿空留巷巷旁充填体及其构筑方法,其巷旁充填体下方为混凝土柱,混凝土柱上方采用具有空心砖结构形式具有让压功能的让压刚性体砌块砌筑而成。其中,让压刚性体根据巷道顶板上方老顶岩梁的数量确定层数、层叠砌筑设置,自上向下的各层让压刚性体的单向抗压强度依次递增。其技术思想主要为,当顶板上各老顶岩梁下沉过程中,通过让压刚性体被“压扁”所提供的下沉余量,形成缓冲并始终保持“刚性支撑”状态。但是,发明人发现,此种构筑方法采用地面预制让压刚性体的构筑方法,不能够准确地适应基本顶岩梁的下沉量,同时这种巷旁支护墙体难以实现有效的接顶,不能形成较好的密闭环境以减小工作面上隅角瓦斯聚积风险。(2)中国发明专利CN103573287A公开了一种沿空留巷巷旁柔强双层复合支护柔性材料厚度确定方法,该方法中所述的沿空留巷巷旁柔强双层复合支护结构是:上层采用柔性充填材料,下层采用高强充填材料,确定柔性充填材料厚度时以工作面侧向基本顶岩梁触矸时的下沉量来确定巷旁充填体早期压缩量;以柔性充填材料刚度与高强充填材料初始刚度相等推出柔性充填材料的压缩系数;忽略高强充填材料早期变形,以柔性充填材料压缩量等于巷旁充填体早期压缩量来确定柔性充填材料厚度。但是,发明人发现,这种巷旁充填方式采用两种性质不同的材料构筑成巷旁充填墙体,难以保证两种材料交接处的连接密实度,从而很容易在水平侧压力的作用下的发生柔性充填材料和刚性充填材料的相对位移,从而导致充填墙体结构失稳,坍塌破坏。
发明内容
本发明的目的是为克服现有技术的不足,提供一种沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,使得支护结构具有让压吸能功能的同时,稳定性好,不易出现坍塌破坏。
为实现上述目的,本发明采用下述技术方案:
一种沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,包括以下步骤:
步骤1:根据煤层采高和直接顶的厚度确定工作面一侧基本顶的岩梁下沉量。
步骤2:根据步骤1得到的下沉量确定待设计支护结构的压缩变形量。
步骤3:利用基本顶岩梁的重力,根据力矩平衡原理得到待设计支护结构所承受的压力,根据得到的压力计算待设计的支护结构能够抵抗基本顶岩梁压力的最小刚度。
步骤4:根据步骤3得到的刚度反推待设计的支护结构的构成材料的孔隙率。
步骤5:将待设计的支护结构划分为由下向上且孔隙率成梯度变化的多层,根据步骤4得到的孔隙率得到支护结构最底层材料的最小孔隙率和最顶层材料的最大孔隙率,进而得到支护结构每层材料的孔隙率。
步骤6:根据待支护结构每层材料的孔隙率计算浇注时每层材料的泡沫掺入量。
进一步的,所述步骤1中,工作面一侧基本顶岩梁的下沉量SA的计算方法为:
SA=mz+h-kAmz
其中,h为煤层采高,kA为采空区矸石膨胀系数,取1.15-1.35,mz为直接顶的厚度。
进一步的,所述步骤2中,待设计支护结构的压缩变形量Δh1计算方法为:
Figure BDA0002342195430000041
其中,L1为基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,L2为基本顶岩梁的长度,SA为步骤1得到的基本顶岩梁下沉量。
进一步的,所述步骤3中,所述待设计支护结构的能够抵抗基本顶岩梁压力时的最小刚度Kb的计算方法为:
Figure BDA0002342195430000051
其中,Py为待设计支护结构所承受的压力,δ为设定的能够被忽略的支护结构的变形量,取0.05-0.15mm;
其中待设计支护结构所承受的压力Py计算方法为:
Figure BDA0002342195430000052
其中,G为基本顶岩梁的重力,L1为基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,L2为基本顶岩梁的长度。
进一步的,所述基本顶岩梁的重力G的计算方法为:
G=L2mELkρEg
其中,L2为基本顶岩梁的长度,mE为基本顶岩梁的厚度,Lk为基本顶岩梁的宽度,ρE为基本顶岩梁的密度,g为重力加速度。
进一步的,所述步骤5中,最大孔隙率Pmax和最小孔隙率Pmin的计算方法为:
Figure BDA0002342195430000053
Figure BDA0002342195430000054
其中,Pb为步骤4中得到的孔隙率,Δh1为待设计支护结构的压缩变形量,x为设定的待设计支护结构每层的厚度,y%为支护结构的相邻两层中,上层孔隙率比下层孔隙率的设定增加值。
进一步的,所述步骤6中,支护结构的每层的泡沫掺入量Vp计算方法为:
Figure BDA0002342195430000061
其中,P为步骤5计算得到的支护结构每层的孔隙率,V0为支护结构构成材料的自然体积,ηp为加入支护结构构成材料中的泡沫利用率,取0.7-0.75。
本发明还公开了一种沿空巷巷旁支护结构:采用所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法进行设计,逐层浇注而成。
本发明还公开了一种沿空留巷巷旁支护结构的施工方法,包括以下步骤:
步骤1:在巷道内布置多个液压支柱,液压支柱顶面与直接顶底面接触,对直接顶和基本顶进行支撑。
步骤2:在液压支柱一侧利用支护结构的构成材料浇注所述的沿空留巷巷旁支护结构,对直接顶和基本顶进行支撑。
步骤3:拆除所述的液压支柱。
进一步的,所述步骤2中,所述支护结构的构成材料采用纤维增强的泡沫混凝土,通过泡沫的掺入量来控制泡沫混凝土的孔隙度大小。
本发明的有益效果:
1.本发明的设计方法得到的支护结构,从基本顶岩梁开始弯曲到岩梁端部触矸石的过程中,让压吸能支护结构始终处于“给定变形”的工作状态,由于孔隙率过大而刚度不足以抵抗顶板结构上部发生压缩形变,一方面通过自身的塑性形变发挥“让压”作用,另一方面利用支护结构泡孔对应力波反射与折射的作用实现“吸能”,从而达到“让压吸能”的效果,实现对顶板岩梁快速下沉时产生的动载冲击形成缓冲作用,防止巷道动压冲击灾害的发生。
2.本发明设计方法得到的支护结构,包括由下向上设置的多层,且由下向上,多层的孔隙度呈梯度变化,保证了多层交接处的连接密实度,保证了支护结构的完整性避免了在水平侧压力作用下相邻层之间发生相对位移,导致结构失稳而产生坍塌破坏现象。
3.本发明的支护结构,由纤维增强的泡沫混凝土浇注而成,能够在一定范围内自动适应基本顶岩梁的下沉,能够保证与巷道顶部接缝的吻合性,形成一个较好的密闭环境,减小工作面上隅角瓦斯聚集的风险。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本申请的进一步理解,本申请的示意性实施例及其说明用于解释本申请,并不构成对本申请的限定。
图1为本发明实施例1设计方法流程示意图;
图2为本发明实施例3的支护结构施工完成后示意图;
图3为本发明实施例3的施工方法工艺流程示意图;
其中,1.基本顶,2.直接顶,3.煤层,4.巷道,5.矸石,6.支护结构,7.液压支柱,8.基本顶断裂线,9.刮板输送机,10.运输皮带,11.模具,12.注浆软管,13.注浆泵,14.输浆管道。
具体实施方式
应该指出,以下详细说明都是例示性的,旨在对本申请提供进一步的说明。除非另有指明,本文使用的所有技术和科学术语具有与本申请所属技术领域的普通技术人员通常理解的相同含义。
需要注意的是,这里所使用的术语仅是为了描述具体实施方式,而非意图限制根据本申请的示例性实施方式。如在这里所使用的,除非上下文另外明确指出,否则单数形式也意图包括复数形式,此外,还应当理解的是,当在本说明书中使用术语“包含”和/或“包括”时,其指明存在特征、步骤、操作、器件、组件和/或它们的组合。
为了方便叙述,本发明中如果出现“上”、“下”、“左”“右”字样,仅表示与附图本身的上、下、左、右方向一致,并不对结构起限定作用,仅仅是为了便于描述本发明和简化描述,而不是指示或暗示所指的设备或元件必须具有特定的方位,以特定的方位构造和操作,因此不能理解为对本发明的限制。
正如背景技术所介绍的,现有的沿空留巷巷旁支护用充填墙不具备让压吸能的功能,针对上述问题,本申请提出了一种沿空留巷巷旁支护结构设计方法。
本申请的一种典型实施方式实施例1中,一种沿空留巷巷旁支护结构设计方法,煤层3一次采全高,采高h为3.2m,直接顶2由一层砂质泥岩和一层细砂岩组成,随采随冒,基本无悬顶,平均厚度mz为5.6m;基本顶1由一层粗砂岩和一层粘土岩组成,平均厚度mE为18m,基本顶岩梁长L2为22.5m,宽Lk为10.8m,平均密度为2.62kg/m3,基本顶断裂线到煤壁的距离L0为2.9m,巷道4的宽度为4.2m;支护结构6的宽度预设为2m,采空区垮落矸石5的碎胀系数kA为1.25,巷道内设置有刮板输送机9和运输皮带机构10,运输皮带机构用于运输采下的煤矿,刮板输送机用于将煤矿从巷道中送出。
如图1所示,设计方法包括以下步骤:
步骤1:根据煤层采高h和直接顶的厚度mz确定工作面一侧基本顶的岩梁下沉量SA
具体计算方法为:
SA=mz+h-kAmz (1)
其中,h-为煤层采高,m;
kA-采空区矸石膨胀系数,取1.15-1.35;
mz-直接顶的厚度,m。
本实施例中,SA=m1+h-kAmz-=5.6+3.2-1.25×5.6=1.8m。
步骤2:根据步骤1得到的下沉量SA确定待设计支护结构的压缩变形量Δh1,具体计算方法为:
Figure BDA0002342195430000091
其中,L1-基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,m
L2-基本顶岩梁的长度,m,
SA-步骤1得到的基本顶岩梁下沉量,m。
本实施例中,基本顶岩梁断裂线8到支护结构中心线的距离L1等于基本顶岩梁断裂线到煤壁的距离L0、巷道的宽度与支护结构宽度的一半之和,即:
Figure BDA0002342195430000101
计算得到待设计支护结构的压缩变形量:
Figure BDA0002342195430000102
步骤3:利用基本顶岩梁的重力G,根据力矩平衡原理得到待设计支护结构所承受的压力Py,根据得到的压力计算待设计的支护结构能够抵抗基本顶岩梁压力的最小刚度Kb
具体的,待设计支护结构所承受的压力Py的计算方法为:
Figure BDA0002342195430000103
其中,G=L2mELkρEg (4)
L2-基本顶岩梁的长度,m;
L1-基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,m;
mE-基本顶岩梁的厚度,m;
Lk-基本顶岩梁的宽度,m;
ρE-基本顶岩梁的密度,kg/m3
g-重力加速度,m/s2
Kb的具体计算方法为:
Figure BDA0002342195430000104
Kb为待设计支护结构能够抵抗基本顶岩梁压力的最小刚度,δ为设定的能够被忽略的支护结构的变形量,即支护结构小于δ时,认为支护结构未发生形变,取0.05-0.15mm,优选的,取0.1。
本实施例中,
G=L2mELkρEg=22.5×18×10.8×2.62×9.8=112306.824N;
Figure BDA0002342195430000111
Figure BDA0002342195430000112
步骤4:根据由室内实验测得的支护结构构成材料的刚度与孔隙率的对应关系,根据步骤3得到的刚度Kb反推待设计的支护结构的构成材料的孔隙率Pb为0.35。所述支护结构的构成材料采用纤维增强的泡沫混凝土。
步骤5:将待设计的支护结构划分为由下向上且孔隙率成梯度变化的多层,根据步骤4得到的孔隙率得到最底层材料的最小孔隙率Pmin和最顶层材料的最大孔隙率Pmax,通过最小孔隙率、最大孔隙率和划分的层数,得到支护结构每层材料的孔隙率P。
具体的,所述步骤5中,最大孔隙率Pmax和最小孔隙率Pmin的计算方法为:
Figure BDA0002342195430000113
Figure BDA0002342195430000114
其中,Pb为步骤4中得到的孔隙率,Δh1为待设计支护结构的压缩变形量,x为设定的待设计支护结构每层的厚度,本实施例中,x为0.2m,y%为支护结构的相邻两层中,上层孔隙率比下层孔隙率的设定增加值,本实施例中,y%为1%。
本实施例中,
Figure BDA0002342195430000121
Figure BDA0002342195430000122
步骤6:步骤6:根据待支护结构每层材料的孔隙率计算浇注时每层材料的泡沫掺入量。
具体的,所述步骤6中,支护结构的每层的泡沫掺入量Vp计算方法为:
Figure BDA0002342195430000123
其中,P-步骤5计算得到的支护结构每层的孔隙率,
V0-支护结构构成材料的自然体积,m3
ηp-加入支护结构构成材料中的泡沫利用率,取0.7-0.75。
最顶层的的泡沫掺入量为:
Figure BDA0002342195430000124
最底层的泡沫掺入量为:
Figure BDA0002342195430000125
即支护结构高度每增加0.2m,泡沫掺入量增加0.0133m3
实施例2
本实施例公开了一种沿空留巷巷旁支护结构,采用实施例1所述的设计方法进行设计,利用纤维增强的泡沫混凝土逐层浇注而成,每层所要掺入的泡沫量根据设计方法获得。
实施例3:
本实施例公开了一种沿空留巷巷旁支护结构的施工方法,如图2-4所示,包括以下步骤:
步骤1:在巷道内布置多个液压支柱7,液压支柱顶面与直接顶底面接触,对直接顶和基本顶进行支撑。
所述液压支柱采用液压千斤顶,其布置方向与煤壁工作面相垂直,且位于矸石一侧。
步骤2:在矸石与液压支柱之间的位置利用纤维增强的泡沫混凝土浇注所述的沿空留巷巷旁支护结构。
具体的,纤维增强的泡沫混凝土的制备在地上进行,制备方法为:将45#水泥、粉煤灰和石膏按设定比例混合后形成干混料,然后与聚丙烯纤维混合形成粉料,将形成的粉料和水按照设定比例搅拌后送入送料机,严格控制水灰比,将发泡机中注入发泡剂,送料机将粉料和水搅拌后的混合物与发泡机产生的泡沫送入搅拌设备,形成纤维增强的泡沫混凝土,完成地上制浆。
纤维增强的泡沫混凝土利用注浆泵13、输浆管道14、注浆软管12及模具11在巷道内进行逐层浇注,注浆软管用于连接注浆泵及模具,输浆管道能够将地面以上制备好的纤维增强的泡沫混凝土导入地下,注浆泵能够将搅拌好的纤维增强的泡沫混凝土通过输浆管道和注浆软管注入模具内部,进行支护结构的浇注,完成井下灌浆,其浇注方法采用现有混凝土浇注技术即可,其具体施工步骤在此不进行详细叙述。
每层中泡沫混凝土中的泡沫掺入量根据实施例1所述的设计方法得到,通过控制发泡机进行控制,每铺设完一层后,调节发泡机的工作,调节泡沫的渗入两达到设计要求,利用调整后的纤维增强的泡沫混凝土进行下一层的浇注,采用相同的方法,依次完成支护结构中多层纤维增强的泡沫混凝土的浇注。
采用本实施例的支护结构,从基本顶岩梁开始弯曲到岩梁端部触矸石的过程中,让压吸能支护结构始终处于“给定变形”的工作状态,由于孔隙率过大而刚度不足以抵抗顶板结构上部发生压缩形变,一方面通过自身的塑性形变发挥“让压”作用,另一方面利用支护结构泡孔对应力波反射与折射的作用实现“吸能”,从而达到“让压吸能”的效果,实现对顶板岩梁快速下沉时产生的动载冲击形成缓冲作用,防止巷道动压冲击灾害的发生,而且,支护结构包括由下向上设置的多层,且由下向上,多层的孔隙度呈梯度变化,保证了多层交接处的连接密实度,保证了支护结构的完整性避免了在水平侧压力作用下相邻层之间发生相对位移,导致结构失稳而产生坍塌破坏现象。
本实施例的支护结构,由纤维增强的泡沫混凝土浇注而成,能够在一定范围内自动适应基本顶岩梁的下沉,能够保证与巷道顶部接缝的吻合性,形成一个较好的密闭环境,减小工作面上隅角瓦斯聚集的风险。
上述虽然结合附图对本发明的具体实施方式进行了描述,但并非对本发明保护范围的限制,所属领域技术人员应该明白,在本发明的技术方案的基础上,本领域技术人员不需要付出创造性劳动即可做出的各种修改或变形仍在本发明的保护范围以内。

Claims (10)

1.沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1:根据煤层采高和基本顶的厚度确定工作面一侧基本顶的岩梁下沉量;
步骤2:根据步骤1得到的下沉量确定待设计支护结构的压缩变形量;
步骤3:利用基本顶岩梁的重力,根据力矩平衡原理得到待设计支护结构所承受的压力,根据得到的压力计算待设计的支护结构能够抵抗基本顶岩梁压力的最小刚度;
步骤4:根据步骤3得到的刚度反推待设计的支护结构的构成材料的孔隙率;
步骤5:将待设计的支护结构划分为由下向上且孔隙率成梯度变化的多层,根据步骤4得到的孔隙率得到支护结构最底层材料的最小孔隙率和最顶层材料的最大孔隙率,进而得到支护结构每层材料的孔隙率;
步骤6:根据待支护结构每层材料的孔隙率计算浇注时每层材料的泡沫掺入量。
2.如权利要求1所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述步骤1中,工作面一侧基本顶岩梁的下沉量SA的计算方法为:
SA=mz+h-kAmz
其中,h为煤层采高,kA为采空区矸石膨胀系数,取1.15-1.35,mz为直接顶的厚度。
3.如权利要求1所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述步骤2中,待设计支护结构的压缩变形量Δh1计算方法为:
Figure FDA0002342195420000021
其中,L1为基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,L2为基本顶岩梁的长度,SA为步骤1得到的基本顶岩梁下沉量。
4.如权利要求1所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述步骤3中,所述待设计支护结构的能够抵抗基本顶岩梁压力时的刚度Kb的计算方法为:
Figure FDA0002342195420000022
其中,Py为待设计支护结构所承受的压力,δ为设定的能够被忽略的支护结构的变形量,取0.05-0.15mm;
其中待设计支护结构所承受的压力Py计算方法为:
Figure FDA0002342195420000023
其中,G为基本顶岩梁的重力,L1为基本顶岩梁断裂线到待设计支护结构中心线的距离,L2为基本顶岩梁的长度。
5.如权利要求4所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述基本顶岩梁的重力G的计算方法为:
G=L2mELkρEg
其中,L2为基本顶岩梁的长度,mE为基本顶岩梁的厚度,Lk为基本顶岩梁的宽度,ρE为基本顶岩梁的密度,g为重力加速度。
6.如权利要求1所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述步骤5中,最大孔隙率Pmax和最小孔隙率Pmin的计算方法为:
Figure FDA0002342195420000031
Figure FDA0002342195420000032
其中,Pb为步骤4中得到的孔隙率,Δh1为待设计支护结构的压缩变形量,x为设定的待设计支护结构每层的厚度,y%为支护结构的相邻两层中,上层孔隙率比下层孔隙率的设定增加值。
7.如权利要求1所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法,其特征在于,所述步骤6中,支护结构的每层的泡沫掺入量Vp计算方法为:
Figure FDA0002342195420000033
其中,P为步骤5计算得到的支护结构每层的孔隙率,V0为支护结构构成材料的自然体积,ηp为加入支护结构构成材料中的泡沫利用率,取0.7-0.75。
8.一种沿空巷巷旁支护结构,其特征在于,采用所述权利要求1-7任一项所述的沿空留巷巷旁支护结构的设计方法进行设计,逐层浇注而成。
9.一种权利要求8所述的沿空巷巷旁支护结构的施工方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1:在巷道内布置多个液压支柱,液压支柱顶面与直接顶底面接触,对直接顶和基本顶进行支撑;
步骤2:在液压支柱一侧利用支护结构的构成材料浇注所述的沿空留巷巷旁支护结构,对直接顶和基本顶进行支撑;
步骤3:拆除所述的液压支柱。
10.如权利要求9所述的沿空巷巷旁支护结构的施工方法,其特征在于,所述步骤2中,所述支护结构的构成材料采用纤维增强的泡沫混凝土,通过泡沫的掺入量来控制泡沫混凝土的孔隙度大小。
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