CN111414659A - 一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法 - Google Patents

Abstract

一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法，其步骤包括：获取矿井发生过最严重冲击地压造成的巷道表面位移R、矿井微震系统监测到的最大能量值E_L和最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀；计算巷道围岩冲击松动半径R₀；计算巷道走向长度内松动围岩冲击动能E_c；选择吸能防冲锚索、吸能O型棚、吸能液压支架作为吸能支护构件组成一、二、三级防冲吸能支护方式；按照能量平衡原则采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式。该设计方法可针对不冲击地压不同释放能量选择不同吸能支护方式及支护参数，使冲击危险巷道吸能支护实现定量化设计；有效避免技术人员仅凭经验或工程类别选取支护参数因防冲能力过小引起安全事故，或防冲能力过大增加支护成本的现象发生。

Description

一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法

技术领域

本发明涉及煤矿巷道支护技术领域，特别是一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法。

背景技术

冲击地压是煤矿开采过程中遇到的最为严重的动力灾害之一，冲击地压发生时，煤岩系统储存的弹性能瞬间释放，会造成支护设备毁坏、采掘空间变形及人员伤亡等重大损失。

近些年，针对煤矿巷道吸能支护成为防治冲击地压的重要研究课题。例如，煤炭学报第39卷第2期发表的冲击地压矿井巷道支护理论研究及应用，以及ZL201110363855.7、ZL201310132032.2、ZL201210579310.4、ZL201210086781.1、ZL201210248890.9、ZL201510297577.8、ZL201510297522.7等专利分别提供了多种类型的防冲吸能支护构件。包括这些防冲吸能支护构件在内，利用现有支护构件设计煤矿冲击地压巷道吸能支护参数，目前大都依靠经验或工程类别选取。这种设计方法，如果支护参数选取不合理，可能造成防冲能力不够，引起安全事故；或者防冲能力过大，导致支护成本增加，影响企业经济效益。

文献《支护防冲能力计算及微震反求支护参数可行性分析》(《岩土力学与工程学报》第34卷增2)针对某一特定的工程，给出了一种通过分析计算现场已经实施的普通锚杆、锚索支护参数在不同距离抵御震源能量，采取被动反算的方法验证已有支护参数的合理性。采用这种方法可以对凭经验或工程类型设计的支护参数进行评估和修正，但操作起来很繁琐。另外，该文献在计算松动围岩冲击产生的动能时，取岩体破裂厚度为1.0m进行计算，未考虑围岩冲击松动半径或岩体冲击产生裂隙范围，而冲击地压发生时，因实际巷道围岩冲击松动半径(岩体冲击产生裂隙范围)达十几米甚至几十米，所以计算得出的松动围岩冲击产生的动能不够准确，用该动能计算值验证已有支护参数设计是否合理也就不够准确。

发明内容

针对现有技术存在的上述问题，本发明的目的是提供一种选用有效吸能支护构件对吸能具体支护参数及支护方式实现一次性精准定量的煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法。

本发明提供的煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法，包括以下步骤：

步骤1、通过调研，获取矿井发生过最严重冲击地压造成的巷道表面位移R、矿井微震系统监测到的最大能量值E_L和最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀；若矿井未发生过冲击地压，则采用工程类比法选取相邻矿井或地质条件与该矿井煤层冲击倾向性相似、且已经发生过冲击地压的矿井的上述相关数据；

步骤2、计算巷道围岩冲击松动半径R₀：

根据步骤1获取的矿井发生过最严重冲击地压造成的巷道表面位移R，巷道围岩冲击松动半径R₀按下述关系式计算得到：

式中：ε为煤样在三轴加载条件下总应变值，一般取1％～1.5％；

步骤3、计算巷道冲击地压发生时单位走向长度(1m)松动围岩冲击产生的动能E_c：

利用步骤1获取的矿井微震系统监测到的最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀和步骤2计算出的巷道围岩冲击松动半径R₀，先计算出最大微震震源到巷道松动范围外边界R₀处的距离L₀-R₀；然后按下述关系式计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩质点振动峰值速度v′：

lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L

式中：M_L为步骤1中最大震源能量E_L对应的微震震级，

取巷道松动范围岩体冲击运动速度v＝2v′；

按以下公式计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c：

式中M为单位走向长度松动围岩的质量；

步骤4、选取吸能支护构件及吸能支护方式

选取锚杆、吸能防冲锚索、吸能O型棚、吸能液压支架作为吸能支护构件，其中锚杆选普通螺纹钢锚杆或高冲击韧性锚杆；吸能防冲锚索的单根吸能量为E_s，承压托盘为圆形或正方形，圆形直径或正方形边长为D；吸能O型棚单架吸能量为E_o，宽度为U；吸能液压支架单架吸能量为E_p，宽度为S；分别选“锚杆+吸能防冲锚索”为一级吸能支护方式，“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”为二级吸能支护方式，“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚+吸能液压支架”为三级吸能支护方式；

步骤5、按能量平衡原则采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

令单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收，按能量平衡原则，通过以下逐次递进法计算吸能支护参数确定支护方式：

先按“锚杆+吸能防冲锚索”一级吸能支护方式进行设计，设计时，按照相关国家标准选取锚杆支护参数，然后不考虑锚杆支护的吸能量(因冲击时煤体的抗压强度远小于锚杆杆体强度，且锚杆仅锚固于巷道浅部2.5m以内已经松动的围岩中，冲击载荷作用下围岩首先破坏，导致锚杆并不发挥吸能作用)，按单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c全部由吸能防冲锚索吸收，计算出单位走向长度内吸能防冲锚索的根数

单位走向长度内吸能防冲锚索按一排布置，计算出吸能防冲锚索的间距(即一排内相邻吸能防冲锚索的间距)

式中L为巷道跨度；如N_c≥2D，则该一级吸能支护方式为最终设计；如N_c＜2D，则按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”二级吸能支护方式进行设计，设计时，单位走向长度内吸能防冲锚索按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为2D，计算吸能防冲锚索的数量数

(进位取整数)，n_s根吸能防冲锚索的吸能量为n_sE_s，按其余能量由吸能O型棚吸收，吸能O型棚的支护参数为：吸能O型棚的数量为

吸能O型棚的排距

如U₀≥3U，则该二级吸能支护方式为最终设计；如U₀＜3U，则按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚+吸能液压支架”三级吸能支护方式进行设计，设计时，按单位走向长度内吸能防冲锚索的数量为

(N_c＜2D时，进位取整数)，吸能防冲锚索按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为2D，吸能O型棚的数量

(如n_o为非整数，则按整数布置，例如n_o＝1.4，则实际布置时可按巷道0.7m走向长度范围内布置1架吸能O型棚)，排距U₀为3U，进行吸能液压支架支护参数设计，吸能液压支架的数量为

(如n_p为非整数，则按整数布置，例如n_p＝0.3，则实际布置时可按巷道3.0m走向长度范围内布置1架吸能液压支架)，排距

如S₀≥3S，则该三级吸能支护方式为最终设计；如S₀＜3S(只要吸能防冲锚索、吸能O型棚与吸能液压支架选择恰当，一般不会发生此情况)，则返回步骤4，按吸能量重新选择吸能防冲锚索、吸能O型棚与吸能液压支架，然后按照步骤5重新计算，直至单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c能被三级吸能支护全部吸收。

本发明的有益效果：

1、本发明设计方法，利用最严重冲击地压造成的巷道表面位移R与煤在三轴加载条件下的总应变值ε计算巷道冲击地压发生时松动围岩冲击产生的动能E_c，其E_c的计算比文献《支护防冲能力计算及微震反求支护参数可行性分析》给出的计算方法更准确。

2、本发明利用更精准的松动围岩冲击产生的动能E_c，选用吸能防冲锚索、吸能O型棚、吸能液压支架作为吸能支护构件组成三级吸能支护方式，根据能量平衡原则、采用逐次递进法针对不同冲击地压释放能量确定具体量化的支护参数，使冲击危险巷道吸能支护实现定量化精准设计，解决了煤矿现场技术人员防冲吸能支护缺乏量化设计的技术难题。

3、采用本发明进行冲击地压巷道吸能支护设计，可避免现场技术人员仅凭经验或工程类别选取支护参数因参数选取不合理导致的防冲能力过小引起安全事故，或防冲能力过大增加支护成本的现象发生。

4、本发明方法可一次性给出吸能支护的具体支护参数，与利用文献《支护防冲能力计算及微震反求支护参数可行性分析》给出的采取被动反算对凭经验或工程类型设计的支护参数进行评估和修正的设计方法相比，操作更简单、快捷。

附图说明

图1为本发明煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法流程图。

具体实施方式

以下结合附图和实施例对本发明作进一步说明

实施例1

某矿为冲击地压矿井，矿井地质构造简单，煤层具有冲击危险，煤层回采巷道跨度为5m，高度为3.5m。该矿井发生过最严重的冲击地压时，微震监测系统所监测的微震能量为1.3×10⁶J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离40m，冲击地压造成巷道表面位移R＝0.4m。

矿井发生冲击后，采用防冲吸能支护作为冲击地压治理手段之一。

结合图1，本实施例具体防冲吸能支护设计的步骤如下：

(1)由调研可知，矿井发生过最严重冲击地压造成巷道表面位移R＝0.4m，矿井微震系统监测到的最大能量值E_L＝1.3×10⁶J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀＝40m。

(2)依据巷道最严重冲击地压发生时巷道表面位移R估算巷道围岩冲击松动半径R₀，取煤样在三轴加载条件下总应变值ε＝1.5％，采用关系式

计算得到巷道围岩冲击松动半径R₀≈27m。

(3)计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c

利用微震监测系统所监测到的最大震源能量E_L＝1.3×10⁶J，根据微震震级与能量关系换算得到微震震级M_L≈2.3，最大微震震源到围岩冲击松动R₀处的距离L₀-R₀＝13m，采用关系式lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩质点振动峰值速v′≈1.4m/s，取巷道松动范围冲击运动速度为v＝2v′＝2.8m/s。

取煤岩的密度为1.4kg×10³/m³，则单位走向长度松动围岩的质量为M＝1m×5m×27m×1.4kg×10³/m³，进一步计算出巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能

(4)选取吸能防冲锚索，其承压托盘为圆形，其直径D为0.4m，单根吸能量E_s为175kJ；吸能O型棚，其宽度U为0.2m，单架吸能量E_o为200kJ；吸能液压支架选用门式吸能液压支架，宽度S为0.5m，单架吸能量E_p为800kJ。

(5)令单位走向长度松动围岩体冲击产生动能E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收，按照能量平衡原则，采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

先按“锚杆+吸能防冲锚索”一级吸能支护方式进行设计：按相关国家标准，巷道锚杆支护参数为，锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；然后不考虑锚杆支护吸能，按照能量平衡原则设计吸能防冲锚索的支护参数：令单位走向长度松动围岩体冲击产生的动能E_c全部被吸能防冲锚索吸收，则单位走向长度内的吸能防冲锚索的根数为

根(进位取整数)，安一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为5m/5＝1.0m。由于N_c＞0.8m，满足设计要求，

该矿井最终选择一级吸能支护方式，其具体支护参数是，巷道锚杆支护参数为：锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；吸能防冲锚单根吸能量为175kJ，单位走向长度内吸能防冲锚索为5根，按一排布置，吸能防冲锚索的间距为1.0m。

实施例2

某矿为冲击地压矿井，矿井地质构造简单，煤层回采巷道跨度为5m，高度为3.5m。该矿井发生过最严重的冲击地压时，微震监测系统所监测的微震能量为2.7×10⁶J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离45m，冲击地压造成巷道表面位移R＝0.5m。

矿井发生冲击后，采用防冲吸能支护作为冲击地压治理手段之一。

结合图1，本实施例具体防冲吸能支护设计的步骤如下：

(1)由调研可知，矿井发生过最严重冲击地压造成巷道表面位移R＝0.5m，矿井微震系统监测到的最大能量值E_L＝2.7×10⁶J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀＝45m。

(2)依据巷道最严重冲击地压发生时巷道表面位移R估算巷道围岩冲击松动半径R₀，取煤样在三轴加载条件下总应变值ε＝1.5％，采用关系式

计算得到巷道围岩冲击松动半径R₀≈33m。

(3)计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c

利用微震监测系统所监测到的最大震源能量E_L＝2.7×10⁶J，根据微震震级与能量关系换算得到微震震级M_L≈2.4，最大微震震源到围岩冲击松动R₀处的距离L₀-R₀≈12m，采用关系式lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩质点振动峰值速v′≈1.7m/s，取巷道松动范围冲击运动速度为v＝2v′≈3.4m/s。

取煤岩的密度为1.4kg×10³/m³，则单位走向长度松动围岩的质量为M＝1m×5m×33m×1.4kg×10³/m³，进一步计算出巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能

(4)选取吸能防冲锚索，其承压托盘为圆形，直径D为0.4m，单根吸能量E_s为175kJ；吸能O型棚，其宽度U为0.2m，单架吸能O型棚的吸能量E_o为200kJ；吸能液压支架选用门式吸能液压支架，宽度S为0.5m，单架吸能液压支架的吸能量E_p为800kJ。

(5)令单位走向长度松动围岩体冲击产生动能E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收，按照能量平衡原则，采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

先按“锚杆+吸能防冲锚索”一级吸能支护方式进行设计：按相关国家标准，巷道锚杆支护参数为，锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；然后不考虑锚杆支护吸能，按照能量平衡原则设计吸能防冲锚索的支护参数：取单根吸能防冲锚索的吸能量E_s＝175kJ，令单位走向长度松动围岩体冲击产生的动能E_c全部被吸能防冲锚索吸收，则单位走向长度内的吸能防冲锚索的根数为

根(进位取整数)，吸能防冲锚索在单位走向长度内按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为5m/8＝0.625m；由于N_c＜0.8m，按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”的二级吸能支护方式进行设计：进行二级吸能支护参数设计时，取单位走向长度内吸能防冲锚索的间距N_c为0.8m，对于跨度为5m的巷道安装5/0.8＝6根吸能防冲锚索，6根吸能防冲锚索的吸能量为6×175kJ＝1050kJ，其余能量由吸能O型棚吸收，单位走向长度内需要吸能O型棚的数量为

架，吸能O型棚排距U₀为1/1.4＝0.71m，由于U₀＞0.6m，满足设计要求,考虑安全，本设计取U₀为0.6m。

该矿井最终选二级吸能支护方式，具体支护参数是，巷道锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；吸能防冲锚索单根吸能量为175kJ，单位走向长度内吸能防冲锚索6根，按一排布置，吸能防冲锚索的间距为0.8m；吸能O型棚单架吸能量为200kJ，排距为0.6m。

实施例3

某矿为冲击地压矿井，矿井地质构造简单，煤层较坚硬，煤层具有坚硬顶板，煤层回采巷道跨度为5m，高度为3.5m。该矿井发生过最严重的冲击地压时，微震监测系统所监测的微震能量为1.0×10⁷J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离55m，冲击地压造成巷道表面位移R＝0.5m。

矿井发生冲击后，采用防冲吸能支护作为冲击地压治理手段之一。

结合图1，本实施例具体防冲吸能支护设计的步骤如下：

(1)由调研可知，矿井发生过最严重冲击地压造成巷道表面位移R＝0.5m，矿井微震系统监测到的最大能量值E_L＝1.0×10⁷J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀＝55m。

(2)依据巷道最严重冲击地压发生时巷道表面位移R估算巷道围岩冲击松动半径R₀，取煤样在三轴加载条件下总应变值ε＝1.4％，采用关系式

计算得到巷道围岩冲击松动半径R₀≈36m。

(3)计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c

利用微震监测系统所监测到的最大震源能量E_L＝1.0×10⁷J，根据微震震级与能量关系换算得到微震震级M_L＝2.7，最大微震震源到围岩冲击松动R₀处的距离L₀-R₀＝19m，采用关系式lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩动质振点峰值速v′≈1.6m/s，取巷道松动范围冲击运动速度为v＝2v′≈3.2m/s。

取煤岩的密度为1.4kg×10³/m³，则单位走向长度松动围岩的质量为M＝1m×5m×36m×1.4kg×10³/m³，进一步计算出巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能

(4)选取吸能防冲锚索，其承压托盘为圆形，直径D为0.4m，单根吸能量E_s为175kJ；吸能O型棚，其宽度U为0.2m，单架吸能量E_o为200kJ；吸能液压支架选用门式吸能液压支架，宽度S为0.5m，单架吸能液压支架的吸能量E_p为800kJ。

(5)令单位走向长度松动围岩体冲击产生动能E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收，按照能量平衡原则，采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

首先按“锚杆+吸能防冲锚索”一级吸能支护方式进行设计：按相关国家标准，巷道锚杆支护参数为：锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；然后不考虑锚杆支护吸能，按照能量平衡原则设计吸能防冲锚索的支护参数，按单根吸能防冲锚索的吸能量E_s＝175kJ，令单位走向长度松动围岩体冲击产生的动能E_c全部被吸能防冲锚索吸收，则单位走向长度内的吸能防冲锚索的根数为

根(进位取整数)，吸能防冲锚索在单位走向长度内按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为5m/8＝0.625m，由于N_c＜0.8m，按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”的二级吸能支护方式进行设计：取单位走向长度内吸能防冲锚索间距N_c为0.8m，对于跨度为5m的巷道安装6根吸能防冲锚索，6根吸能防冲锚索的吸能量为6×175kJ＝1050kJ，其余能量由吸能O型棚吸收，则单位走向长度内需要吸能O型棚的数量为

架，吸能O型棚排距U₀为1/1.2＝0.83m。由于U₀＞0.6m，满足设计要求，考虑安全，本设计取U₀为0.8m。

该矿井最终选二级吸能支护方式，具体支护参数是，巷道锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为1.0m；吸能防冲锚索单根吸能量为175kJ，单位走向长度内吸能防冲锚索6根，按一排布置，吸能防冲锚索的间距为0.8m；吸能O型棚单架吸能量为200kJ，排距为0.8m。

实施例4

某矿为冲击地压矿井，地质构造复杂，矿井井田煤断层发育，且具有坚硬顶板。煤层回采巷道跨度为5m，高度为3.5m。矿井发生过最严的冲击地压时，微震监测系统所监测的微震能量为1.0×10⁸J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离80m，冲击地压造成巷道表面位移R＝0.6m。

矿井冲击后，采用防冲吸能支护作为冲击地压治理手段之一。

结合图1，本实施例具体防冲吸能支护设计的步骤如下：

(1)由调研可知，矿井发生过最严重冲击地压造成巷道表面位移R＝0.6m，矿井微震系统监测到的最大能量值E_L＝1.0×10⁸J，最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀＝80m。

(2)依据巷道最严重冲击地压发生时巷道表面位移R估算巷道围岩冲击松动半径R₀，取煤样在三轴加载条件下总应变值ε＝1.5％，采用关系式

计算得到巷道围岩冲击松动半径R₀＝40m。

(3)计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c

利用微震监测系统所监测到的最大震源能量E_L＝1.0×10⁸J，根据微震震级与能量关系换算得到微震震级M_L≈3.3，最大微震震源到围岩冲击松动R₀处的距离L₀-R₀＝40m，采用关系式lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩动质振点峰值速v′≈1.7m/s，取巷道松动范围冲击运动速度v＝2v′≈3.4m/s。

取煤岩的密度为1.4kg×10³/m³，则单位走向长度松动围岩的质量为M＝1m×5m×40m×1.4kg×10³/m³，进一步，可计算出巷道冲击地压发生时巷道松动半径R₀内的围岩冲击产生动能为

(4)选取吸能防冲锚索承压托盘为圆形，其直径D为0.4m，单根吸能量E_s为175kJ；吸能O型棚宽度U为0.2m，单架吸能O型棚的吸能量E_o为200kJ；吸能液压支架选用门式吸能液压支架，宽度S为0.5m，单架吸能液压支架的吸能量E_p为800kJ。

(5)按单位走向长度松动围岩体产生动能为E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收。按照能量平衡原则，采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

先按“锚杆+吸能防冲锚索”进行一级吸能支护方式设计：按照相关国家标准，巷道锚杆支护参数为，锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为0.8m。取单根吸能防冲锚索的吸能量E_s＝175kJ，按单位走向长度松动围岩体产生动能E_c被吸能防冲锚索吸收，则单位走向长度内的吸能防冲锚索的根数为

根(进位取整数)，吸能防冲锚索在单位走向长度内按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为0.55m；由于N_c＜0.8m，进而按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”的二级吸能支护方式进行设计：按单位走向长度内吸能防冲锚索间距为0.8m，对于跨度为5m的巷道可安装6根吸能防冲锚索，则其吸能量为6×175kJ＝1050kJ，其余能量由吸能O型棚吸收，则单位走向长度内需安装吸能O型棚

架，其排距U₀＜0.6m。

由于单位走向长度内吸能防冲锚索间距N_c＜0.8m，吸能O型棚排距U₀＜0.6m，继续按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚+吸能液压支架”的三级级吸能支护方式进行设计：按单位走向长度内一排吸能防冲锚索间距为0.8m，吸能O型棚排距为0.6m，设计吸能液压支架的排距S₀。

当单位走向长度内一排吸能防冲锚索间距N_c为0.8m时，对于跨度为5m的巷道可安装6根吸能防冲锚索，其吸能量为6×175kJ＝1050kJ，吸能O型棚排距U₀为0.6m时，吸能量为1.6架×200kJ＝320kJ，其余能量由吸能液压支架吸收，则单位走向长度内最少需要吸能液压支架的数量

架，则设计吸能液压支架的排距S₀为3.0m即可满足吸能需要。

该矿井最终选择三级吸能支护方式，具体支护参数为：锚杆长度2.2m，直径22mm，间距为0.8m，排距为0.8m；吸能防冲锚索单根吸能量为175kJ，单位走向长度内吸能防冲锚索6根，按一排布置，吸能防冲锚索的间距为0.8m；吸能O型棚单架吸能量为800kJ，排距为0.6m；吸能液压支架单架吸能量为200kJ，排距为3.0m。

Claims (1)

1.一种煤矿冲击地压巷道三级吸能支护设计方法，其特征是包括以下步骤：

步骤1、通过调研，获取矿井发生过最严重冲击地压造成的巷道表面位移R、矿井微震系统监测到的最大能量值E_L和最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀；若矿井未发生过冲击地压，则采用工程类比法选取相邻矿井或地质条件与该矿井煤层冲击倾向性相似、且已经发生过冲击地压的矿井的上述相关数据；

步骤2、计算巷道围岩冲击松动半径R₀：

根据步骤1获取的矿井发生过最严重冲击地压造成的巷道表面位移R，巷道围岩冲击松动半径R₀按下述关系式计算得到：

式中：ε为煤样在三轴加载条件下总应变值，一般取1％～1.5％；

步骤3、计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c：

利用步骤1获取的矿井微震系统监测到的最大微震震源距离巷道破坏点的距离L₀和步骤2计算出的巷道围岩冲击松动半径R₀，先计算出最大微震震源到巷道松动范围外边界R₀处的距离L₀-R₀；然后按下述关系式计算得到冲击地压发生时巷道松动范围外边界R₀处的围岩质点振动峰值速度v′：

lg(L₀-R₀)v′＝3.95+0.57M_L

式中：M_L为步骤1中最大震源能量E_L对应的微震震级，

取巷道松动范围岩体冲击运动速度v＝2v′；

按以下公式计算巷道冲击地压发生时单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c：

式中M为单位走向长度松动围岩的质量；

步骤4、选取吸能支护构件及吸能支护方式

选取锚杆、吸能防冲锚索、吸能O型棚、吸能液压支架作为吸能支护构件，其中锚杆选普通螺纹钢锚杆或高冲击韧性锚杆；吸能防冲锚索的单根吸能量为E_s，承压托盘为圆形或正方形，圆形直径或正方形边长为D；吸能O型棚单架吸能量为E_o，宽度为U；吸能液压支架单架吸能量为E_p，宽度为S；分别选“锚杆+吸能防冲锚索”为一级吸能支护方式，“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”为二级吸能支护方式，“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚+吸能液压支架”为三级吸能支护方式；

步骤5、按能量平衡原则采取逐次递进法计算吸能支护参数确定吸能支护方式：

令单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c刚好被单位走向长度内的吸能支护构件所吸收，按能量平衡原则，通过以下逐次递进法计算吸能支护参数确定支护方式：

先按“锚杆+吸能防冲锚索”一级吸能支护方式进行设计，设计时，按照相关国家标准选取锚杆支护参数，然后不考虑锚杆支护的吸能量，按单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c全部由吸能防冲锚索吸收，计算出单位走向长度内吸能防冲锚索的根数

单位走向长度内吸能防冲锚索按一排布置，计算出吸能防冲锚索的间距

式中L为巷道跨度；如N_c≥2D，则该一级吸能支护方式为最终设计；如N_c＜2D，则按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚”二级吸能支护方式进行设计，设计时，单位走向长度内吸能防冲锚索按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为2D，计算吸能防冲锚索的数量数

n_s根吸能防冲锚索的吸能量为n_sE_s，按其余能量由吸能O型棚吸收，吸能O型棚的支护参数为：吸能O型棚的数量为

吸能O型棚的排距

如U₀≥3U，则该二级吸能支护方式为最终设计；如U₀＜3U，则按“锚杆+吸能防冲锚索+吸能O型棚+吸能液压支架”三级吸能支护方式进行设计，设计时，按单位走向长度内吸能防冲锚索的数量为

吸能防冲锚索按一排布置，吸能防冲锚索的间距N_c为2D，吸能O型棚的数量

排距U₀为3U，进行吸能液压支架支护参数设计，吸能液压支架的数量为

排距

如S₀≥3S，则该三级吸能支护方式为最终设计；如S₀＜3S，则返回步骤4，按吸能量重新选择吸能防冲锚索、吸能O型棚与吸能液压支架，然后按照步骤5重新计算，直至单位走向长度松动围岩冲击产生的动能E_c能被三级吸能支护全部吸收。

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