CN114526073B - 一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法 - Google Patents

一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法 Download PDF

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Abstract

本申请涉及一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法，其中，所述防冲煤柱设计方法，在上山两侧采空区为充分采动状态下，基于煤柱上方承受的最大载荷P与防冲煤柱宽度B的比值与发生冲击地压的临界应力σ bmin的大小关系，得到不发生冲击地压的防冲煤柱宽度判别公式：
Figure 238308DEST_PATH_IMAGE001
；基于所述判别公式
Figure 499656DEST_PATH_IMAGE001
，得到防冲煤柱宽度B的取值范围。采矿方法采用两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法。本申请防冲煤柱宽度的计算简洁，可操作性强，煤柱设计合理，既能保证煤柱不发生冲击地压，又能最大程度回收煤炭资源，解决了煤炭资源回采与安全的矛盾，并将传统的经验设计方法为定量计算，科学合理。

Description

一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法
技术领域
本申请属于安全采矿技术领域，涉及一种冲击地压煤矿采区上山防冲煤柱设计方法，具体而言涉及一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法。
背景技术
冲击地压是一种典型的矿山动力现象，具有极大的危害性。这种动力现象瞬间将聚积在煤岩体中的大量弹性变形能以急剧、猛烈的形式释放，造成煤岩体破坏并产生强烈震动，动力将破碎煤岩抛向井巷采掘空间，发出强烈声响，造成设备损坏、井巷破坏以及人员伤亡等。
随着煤矿地质条件恶化、应力集中程度加剧，可以预计将有越来越多的煤矿会出现工作面回采与开拓/准备巷道维护的矛盾、巷道破坏甚至冲击地压显现问题。上山巷道的防冲要求日益增高，尤其是深部矿井，采用留煤柱护巷的上山准备巷道，留有足够宽度煤柱（工作面距离上山很远时）依然有发生冲击的可能。受采动影响以及煤柱冲击的影响，采区上山巷道的安全、维护和工作面的回采形成了相互制约的局面，影响了工作面的安全生产。同时，如果护巷煤柱留设过小，还会造成采区上山巷道的大变形，因此，合理有效的采区上山防冲煤柱设计方法对冲击地压矿井的安全高效开采具有重要意义。
针对防冲而言，煤柱尺寸一般建议采用大煤柱或者小煤柱。对于开拓或者准备巷道而言，如果护巷煤柱留设过小，会造成开拓或准备巷道的维护困难，增大生产成本；若采用大煤柱护巷，则会造成煤炭资源的损失。因此，好的煤柱设计不仅要能保证巷道内支护质量和人员设备安全，能够保持长期稳定性，在具有冲击危险的矿井，还要能够降低冲击危险性，不能出现煤柱型冲击。
目前上山防冲煤柱的留设方法主要为工程类比法与实验模拟法。此类方法根据工程经验，基于现场矿压显现数据监测与分析，以相邻采区上山煤柱留设宽度为依据，进而为新采区上山保护煤柱/防冲煤柱留设提供依据。然而，这种工程类比法未考虑工程间的差异以及工程的特殊条件，并且随着采深的加大，为了提高安全系数，煤柱留设往往越来越大，即便满足了防冲要求，但是煤炭资源损失量巨大，并不科学合理。因此，面对冲击地压的严重趋势与资源高效开发，有必要探索和研发更为科学与合理的上山防冲煤柱留设方法。此外，受采动影响的大巷防冲与护巷方法，传统技术手段主要为加强巷道支护并进行及时扩刷、巷修或者进行两帮与底板的爆破/钻孔卸压，但是这些方法中并没有充分考虑护巷与防冲双重需要，多属于被动的卸压解危，卸压保护带范围小，同时巷道修护的工程量较大，有时需要反复多次进行，对生产影响大，综合成本高。
发明内容
鉴于上述的分析，本发明旨在提供一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法及采矿方法，用以解决现有采区上山防冲煤柱留设不合理、资源浪费与安全矛盾、主要依据经验类比进行设计导致煤柱预留不合理的问题。
本发明的目的是这样实现的：
一方面，提供一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，包括如下步骤：
在上山两侧采空区为充分采动状态下，基于煤柱上方承受的最大载荷P与防冲煤 柱宽度B的比值与发生冲击地压的临界应力σ bmin的大小关系，得到不发生冲击地压的防冲 煤柱宽度判别公式：
Figure 827069DEST_PATH_IMAGE001
；
基于所述判别公式
Figure 275367DEST_PATH_IMAGE001
，得到防冲煤柱宽度B的取值范围。
进一步地，基于主关键层破断步距L Z与采空区尺寸D的关系判断上山两侧采空区是否为充分采动状态；
当D≥L Z时，上山两侧采空区为充分采动状态；
式中，D为采空区尺寸，m；L Z为主关键层破断步距，m。
进一步地，主关键层破断步距L Z的计算公式为：
Figure 602575DEST_PATH_IMAGE002
，
式中：
h ks ：主关键层的厚度，m；
σ ks ：主关键层的抗拉强度，MPa；
q：主关键承受的载荷，MPa。
进一步地，根据冲击地压发生的应力条件与单轴抗压强度R C，确定发生冲击地压的临界应力σ bmin：
当R C＞20MPa时：σ bmin=50 MPa；
当R C＜16MPa时：σ bmin=70MPa；
当16≤R C≤20MPa时：50＜σ bmin＜70 MPa。
进一步地，按照以下第一公式计算煤柱上方承受的最大载荷P：
Figure 528942DEST_PATH_IMAGE003
；
基于所述判别公式
Figure 140052DEST_PATH_IMAGE001
，得到防冲煤柱宽度B的取值范围为：
Figure 244406DEST_PATH_IMAGE004
；
式中：B为防冲煤柱宽度，m；γ为煤层上覆岩层的容重，KN/m3；H为煤柱埋深，m；σ bmin为发生冲击地压的临界应力，MPa。
进一步地，按照以下第二公式计算煤柱上方承受的最大载荷P：
Figure 308177DEST_PATH_IMAGE005
；
基于所述判别公式
Figure 38235DEST_PATH_IMAGE001
，得到防冲煤柱宽度B的取值范围为：
Figure 238272DEST_PATH_IMAGE006
；
式中：B为防冲煤柱宽度，m；γ为煤层上覆岩层的容重，KN/m3；H为煤柱埋深，m；L b为老顶周期来压步距，m；β为煤壁支撑影响角，60°≤β≤80°。
进一步地，根据上山巷道使用年限确定巷道不采取加强支护或卸压处理的安全系数k 1，得到防冲煤柱的第一修正宽度B j ，B j 的计算公式为：
B j = k 1×B；
当上山巷道服务年限≤5年，则k 1=1.5；
当上山巷道服务年限＞5年，则k 1≥2.0。
进一步地，基于巷道的支护措施类型，确定支护强化系数，得到防冲煤柱的第二修 正宽度
Figure 779106DEST_PATH_IMAGE007
，
Figure 64594DEST_PATH_IMAGE007
的计算公式为：
Figure 598344DEST_PATH_IMAGE008
；
式中：k 2为支护强化系数，k 2≥1。
进一步地，若支护措施采用注浆、锚注加强支护，则k 2=1.15；
若支护措施采用加密锚索支护，则
Figure 669199DEST_PATH_IMAGE009
，式中，S 2为加强支护后的锚索支护密 度，根/平米； S 1为原支护密度，根/平米；
若支护措施采用门式支架、可缩性O型棚、巷道液压支架或巷道单元支架的中的一者或多者，则k 2=1.25~1.5。
进一步地，若实施顶板深孔预裂切顶，计算切顶后防冲煤柱宽度B'；
基于切顶后防冲煤柱宽度B'得到防冲煤柱的第三修正宽度B SZ ，B SZ 的计算公式为：
Figure 630202DEST_PATH_IMAGE010
，式中：k 1为安全系数，k 2为支护强化系数。
进一步地，利用第一公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，基于所述判别公式
Figure 402986DEST_PATH_IMAGE011
，得到切顶后防冲煤柱宽度B'；
当一侧切顶时，则
Figure 225579DEST_PATH_IMAGE012
；
当两侧切顶时，则
Figure 400209DEST_PATH_IMAGE013
；
或者，利用第二公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，基于所述判别公式
Figure 266533DEST_PATH_IMAGE011
， 得到切顶后防冲煤柱宽度B'；
当一侧切顶时，则
Figure 542925DEST_PATH_IMAGE014
；
当两侧切顶时，则
Figure 152898DEST_PATH_IMAGE015
；
上式中：L q1、L q2分别为上山两侧的切顶距离，m；
若无切顶措施，则L q1= L q2=0；
若只一侧切顶，则L q2=0、L q1≠0；
若两侧切顶，则L q1≠0且L q2≠0；
将第一公式或第二公式计算的B'最小值代入第三修正宽度的计算公式中，得到防冲煤柱的第三修正宽度B SZ 。
另一方面，还提供一种采矿方法，利用上述的防冲煤柱设计方法确定两侧充分采动采区上山防冲煤柱的宽度。
进一步地，向大巷方向回采的过程中，按照如下步骤进行定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷：
步骤一：根据工作面两侧支承压力影响范围确定大巷致裂范围，将工作面顶板进入裂隙带的老顶岩层确定为待致裂的岩层层位；
步骤二：基于待致裂的岩层层位的发育情况，确定致裂钻孔的施工仰角与施工长度；在大巷致裂范围内施工顶板致裂钻孔，致裂钻孔包括第一致裂孔和第二致裂孔，第一致裂孔的长度大于第二致裂孔的长度；
步骤三：对第一致裂孔和第二致裂孔进行定向割缝及高压水力致裂。
进一步地，第一致裂孔与第二致裂孔平行且按照奇偶排序交替布置。
进一步地，第一致裂孔与第二致裂孔的施工仰角相同。
进一步地，第一致裂孔的施工仰角比第二致裂孔的施工仰角大10°～15°。
进一步地，相邻两个第一致裂孔之间布置一组第二致裂孔，每组第二致裂孔包含两个第二致裂孔。
进一步地，每组第二致裂孔的长度、仰角相同，每组第一致裂孔的长度、仰角相同，第一致裂孔与第二致裂孔平行设置。
进一步地，同一组内两个第二致裂孔分别向两侧的第一致裂孔偏斜5～10°。
与现有技术相比，本发明至少可实现如下有益效果之一：
a）本发明提供的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，基于冲击地压强度理论，从煤柱冲击发生的应力条件出发，并根据煤体的单轴抗压强度，给出了煤体冲击的临界应力，该临界应力不需要经过复杂的计算，可操作性强；通过计算煤柱发生的临界应力与最大载荷，利用煤柱所承担的应力小于冲击发生的临界应力作为煤柱防冲设计条件，得到临界防冲煤柱宽度；根据上山巷道的使用年限，考虑煤体风化、流变、强度衰减，给出了安全防冲煤柱的安全系数，从而得到最终的上山防冲煤柱宽度。
b）本发明提供的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，计算简洁，可操作性强，煤柱设计合理，既能保证煤柱不发生冲击地压，又能最大程度回收煤炭资源，解决了煤炭资源回采与安全的矛盾，并将传统的经验设计方法为定量计算，实现了具体区域具体分析，从定性的经验判识到定量的力学计算，计算参数为基本宏观力学参数，实验室极易获得，且数值稳定，结果具有普遍意义，与其它工程类比法相比，理论依据更加充分、更具针对性、工程人员可操作性更强、分析计算过程更加清楚、公式更加简明、参数获得更加容易，因此，计算与设计结果更可靠、更准确，冲击地压防治更具针对性。
c）本发明提供的采矿方法，在前期设计阶段，基于煤体冲击临界应力、充分采动煤柱应力受力状态为给定载荷，计算一定宽度煤柱上的载荷与应力，与煤体冲击临界应力联立，得到煤柱不发生冲击的临界宽度，计算过程简洁，不需要经过复杂的计算，可操作性强，煤柱设计合理，既能保证煤柱不发生冲击地压，又能最大程度回收煤炭资源，解决了煤炭资源回采与安全的矛盾，并将传统的经验设计方法为定量计算，科学合理。
c）本发明提供的采矿方法，基于顶板定向水力压裂技术，致裂孔采用长、短致裂孔结合的布置方式，在大巷顶板中形成双层裂隙，该裂隙一方面能够切断巷道与工作面之间的顶板联系，减弱采动影响，达到优化巷道应力分布状态的目的；另一方面可降低大巷保护煤柱上的压力，有效控制高能量震动及冲击危险性，实现冲击地压防治效果。
附图说明
为了更清楚地说明本说明书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，下面描述中的附图仅仅是本说明书实施例中记载的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明提供的两侧充分采动上山煤柱载荷计算模型；
图2本发明提供的充分采动切顶卸压上山煤柱载荷估算模型；
图3为本发明提供的定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷致裂范围、时机参数确定示意图；
图4为本发明提供的定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷钻孔布置方案平面图；
图5为本发明提供的定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷钻孔布置方案A-A剖面图；
图6为本发明提供的定向切缝致裂参数设计示意图；
图7为本发明提供的第一致裂孔与第二致裂孔的一种优选布置示意图。
附图标记：
1-大巷；2-工作面；3-上平巷；4-下平巷；5-采空区；6-第一致裂孔；7-第二致裂孔；8-第一致裂裂隙；9-第二致裂裂隙；10-顶板；11-老顶；12-直接顶。
具体实施方式
为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，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，所描述的实施例是本申请一部分实施例，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，都属于本申请保护的范围。
为便于对本申请实施例的理解，下面将结合附图以具体实施例做进一步的解释说明，实施例并不构成对本申请实施例的限定。
在本发明实施例的描述中，需要说明的是，除非另有明确的规定和限定，术语“相连”应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或一体地连接可以是机械连接，也可以是电连接可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。
全文中描述使用的术语“顶部”、“底部”、“在……上方”、“下”和“在……上”是相对于装置的部件的相对位置，例如装置内部的顶部和底部衬底的相对位置。可以理解的是装置是多功能的，与它们在空间中的方位无关。
实施例1
本发明的一个具体实施例，公开了一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方 法，适用于采区上山两侧采空区处于/将来处于充分采动状态的防冲煤柱设计。本申请创新 性的提出不发生冲击地压的防冲煤柱宽度判别公式，具体将最大载荷与防冲煤柱宽度的比 值与发生冲击地压的临界应力σ bmin的大小进行比较，根据二者的大小关系确定是否发生冲 击地压。具体而言，当
Figure 182034DEST_PATH_IMAGE001
时，不发生冲击地压；当
Figure 750419DEST_PATH_IMAGE016
时，发生冲击地压。进而基于 不发生冲击地压的判别公式
Figure 982948DEST_PATH_IMAGE001
，获得防冲煤柱宽度B的取值范围，B的最小值即为煤 柱不发生冲击的临界宽度。
具体而言，两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法包括如下步骤：
步骤101：将需要进行采区煤柱设计的区域煤体进行煤体物理力学测试，获得煤体的单轴抗压强度R C 。
测试时，按照国标GB/T 23561.3—2009、GB/T 23561.7—2009进行煤体单轴抗压强度测试。
步骤102：基于主关键层破断步距与采空区尺寸的关系判断上山两侧采空区是否为充分采动状态。
首先，根据要进行采区煤柱设计的区域内钻孔柱状图，判断岩层关键层分布，计算主关键层破断步距L Z；当计算结果显示，D≥L Z时确定上山两侧采空区为充分采动状态，式中：D是指采空区尺寸，具体指倾向长度或走向长度，m。
按照下式计算主关键层破断步距L Z：
Figure 396612DEST_PATH_IMAGE017
，
式中：
h ks ：主关键层的厚度，m；
σ ks ：主关键层的抗拉强度，MPa;
q：主关键承受的载荷，MPa，为主关键层上覆岩层的自重应力。
步骤103：在上山两侧采空区为充分采动状态下，基于煤柱上方承受的最大载荷P 与防冲煤柱宽度B的比值与发生冲击地压的临界应力σ bmin的大小关系，得到不发生冲击地 压的防冲煤柱宽度判别公式：
Figure 545833DEST_PATH_IMAGE001
；将煤柱上方承受的最大载荷P及发生冲击地压的临 界应力σ bmin代入所述判别公式
Figure 770272DEST_PATH_IMAGE001
中，计算得到防冲煤柱宽度B的范围，从而获得煤柱 不发生冲击的临界宽度。
（1）根据冲击地压发生的应力条件与单轴抗压强度R C ，确定煤柱发生冲击地压的临界应力σ bmin，具体按照下述条件确定：
当R C＞20MPa时：σ bmin=50 MPa；
当R C＜16MPa时：σ bmin=70MPa；
当16≤R C≤20MPa时：50＜σ bmin＜70 MPa。
（2）两侧充分采动上山煤柱载荷计算模型如图1所示，按照如下第一公式或第二公式计算两侧充分采动下煤柱上方承受的最大载荷P；
第一公式为：
Figure 739365DEST_PATH_IMAGE018
；
第二公式为：
Figure 956720DEST_PATH_IMAGE019
；
上述两式中：
B为防冲煤柱宽度，m；
γ为煤层上覆岩层的容重，计算过程中取平均值，KN/m3；
H为煤柱埋深，m；
L b为老顶周期来压步距，m；
β为煤壁支撑影响角，优选60～80°。
将计算最大载荷P的第一公式代入至判别公式中，获得防冲煤柱宽度B的计算过程如下：
Figure 960448DEST_PATH_IMAGE020
将煤柱埋深H、煤层上覆岩层的容重γ、临界应力σ bmin代入上述公式中，即可计算得出防冲煤柱的最小宽度B min；利用第一公式计算获得防冲煤柱的最小宽度B min的方案，包含的影响因素与参数为：煤体单轴抗压强度、煤体容重、煤柱埋深，三个参数均为易于获得的基本宏观力学参数，数据稳定可靠，公式简洁，计算过程简单明了。
将计算最大载荷P的第二公式代入至判别公式中，获得防冲煤柱宽度B的计算过程如下：
Figure 355789DEST_PATH_IMAGE021
代入煤柱埋深H、煤层上覆岩层的容重γ、煤壁支撑影响角β，老顶周期来压步距L b以及临界应力σ bmin，即可计算得出防冲煤柱的最小宽度B min。利用第二公式计算获得防冲煤柱的最小宽度B min的方案，包含的影响因素与参数为：煤体单轴抗压强度、煤体容重、煤柱埋深、煤壁支撑影响角及老顶周期来压步距，该公式力学模型合理，计算结果精确度高，能够体现出不同岩层性质（表现为老顶的周期来压步距、煤壁支撑影响角）对载荷的影响。
步骤104：基于上山服务年限长、地质与生产条件、加强支护类型与切顶卸压措施，确定得到防冲煤柱最终设计宽度。
考虑到采区上山巷道使用年限影响防冲煤柱的宽度预留，因此，本实施例根据上山巷道使用年限确定巷道不采取加强支护或卸压处理的安全系数k 1，利用安全系数对计算获得的采区上山防冲煤柱宽度进行修正，得到防冲煤柱的第一修正宽度B j，B j的计算公式为：
B j = k 1×B，
式中：k 1为安全系数；
当上山巷道服务年限≤5年，则k 1=1.5；
当上山巷道服务年限＞5年，则k 1≥2.0。
在实际煤矿生产过程中，会根据巷道实际情况，通过加强支护提高巷道与煤柱稳 定性，以提高煤体物理力学性质与抗风化能力。因此，本实施例的上山防冲煤柱设计方法根 据加强支护措施类型确定支护强化系数k 2，得到防冲煤柱的第二修正宽度
Figure 77757DEST_PATH_IMAGE007
，
Figure 833223DEST_PATH_IMAGE007
的计算 公式为：
Figure 430472DEST_PATH_IMAGE022
，
式中：k 2为支护强化系数，k 2≥1。
k 2值的具体大小根据巷道加强支护措施的类型有关，具体而言：
若采用注浆、锚注加强支护措施，则k 2=1.15；
若采用加密锚索支护措施，则
Figure 245981DEST_PATH_IMAGE009
；其中，S 2为加强支护后的锚索支护密度，根/ 平米；S 1为原支护密度，根/平米。
若采用门式支架、可缩性O型棚、巷道液压支架或巷道单元支架的支护措施，则k 2=1.25~1.5。
考虑到有时根据现场生产技术条件，即使通过加强支护措施也无法满足煤柱宽度按要求时，需要进行防冲切顶卸压，用以减小煤柱上方载荷；或者，矿井采用一定切顶卸压手段后，也可减小煤柱上方载荷，以减小煤柱宽度。因此，本实施例的上山防冲煤柱设计方法还包括如下步骤：
根据防冲煤柱的第二修正宽度
Figure 189666DEST_PATH_IMAGE023
，结合地质与生产技术条件，判断是否需要进行 切顶卸压；若不需要切顶卸压，则防冲煤柱的第二修正宽度
Figure 748823DEST_PATH_IMAGE024
的最小值即为防冲煤柱最终 设计宽度。若需要在工作面或者上山巷道内实施顶板深孔预裂切顶，则需要计算切顶后防 冲煤柱宽度B'，并基于切顶后防冲煤柱宽度B'得到防冲煤柱的第三修正宽度B SZ ，第三修正 宽度B SZ 作为防冲煤柱最终设计宽度。
综合考虑加强支护、切顶卸压，确定最终的设计宽度B SZ 的计算公式为：
Figure 477876DEST_PATH_IMAGE025
，
式中：k 1为安全系数，k 2为支护强化系数，B'为切顶后防冲煤柱宽度。
图2示出了充分采动切顶卸压上山煤柱载荷估算模型。
由于煤柱上方承受的最大载荷P可利用第一公式和第二公式计算，因此切顶后防冲煤柱宽度B'；包括以下两种计算方式：
第一种计算方式：利用第一公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，基于所述判别公 式
Figure 198707DEST_PATH_IMAGE026
，得到切顶后防冲煤柱宽度B'；
若一侧切顶，则煤柱上方一侧三角形煤柱底边相对减小为0.3H- L q1，另一侧三角形煤柱底板依然为0.3H，则切顶后防冲煤柱宽度B'的计算过程为：
Figure 895268DEST_PATH_IMAGE027
若两侧切顶，则切顶后防冲煤柱宽度B'的计算过程为：
Figure 743269DEST_PATH_IMAGE028
上述各式中：
L q1、L q2分别为上山两侧的切顶距离，m。
若无加强支护，则k 2=1；
若无切顶措施，则L q1=L q2=0；
若只一侧切顶，则L q2=0、L q1≠0；
若两侧切顶，则L q1≠0且L q2≠0。
将利用第一公式计算的B'的最小值代入第三修正宽度的计算公式中，得到防冲煤柱的第三修正宽度B SZ 。
第二种计算方式：利用第二公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，采取切顶措施 后，即减小了老顶的周期来压步距，与利用第一公式获取切顶后防冲煤柱宽度B'的推导过 程类似，基于所述判别公式
Figure 576096DEST_PATH_IMAGE001
，得到切顶后防冲煤柱宽度B'；
Figure 733408DEST_PATH_IMAGE029
上式中：L q1、L q2分别为上山两侧的切顶距离，m；
若无加强支护，则k 2=1；
若无切顶措施，则L q1=L q2=0；
若只一侧切顶：则L q2=0、L q1≠0；
若两侧切顶：则L q1≠0且L q2≠0。
当一侧切顶时，则
Figure 402418DEST_PATH_IMAGE030
；
当两侧切顶时，则
Figure 303378DEST_PATH_IMAGE031
。
将利用第二公式计算的B'的最小值代入第三修正宽度的计算公式中，得到防冲煤柱的第三修正宽度B SZ 。
与现有技术相比，本实施例提供的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法具有如下有益效果：基于冲击地压强度理论，从煤柱冲击发生的应力条件出发，并根据煤体的单轴抗压强度，给出了煤体冲击的临界应力，该临界应力不需要经过复杂的计算，可操作性强；通过计算煤柱发生的临界应力与最大载荷，利用煤柱所承担的应力小于冲击发生的临界应力作为煤柱防冲设计条件，得到临界防冲煤柱宽度；根据上山巷道的使用年限，考虑煤体风化、流变、强度衰减，给出了安全防冲煤柱的安全系数，从而得到最终的上山防冲煤柱宽度。
本发明所提供的方法理论充分，计算简洁，可操作性强，煤柱设计合理，既能保证煤柱不发生冲击地压，又能最大程度回收煤炭资源，解决了煤炭资源回采与安全的矛盾，并将传统的经验设计方法为定量计算，科学合理，实现了具体区域具体分析，从定性的经验判识到定量的力学计算，计算参数为基本宏观力学参数，实验室极易获得，且数值稳定，结果具有普遍意义，与其它工程类比法相比，理论依据更加充分、更具针对性、工程人员可操作性更强、分析计算过程更加清楚、公式更加简明、参数获得更加容易，因此，计算与设计结果更可靠、更准确，冲击地压防治更具针对性。同时该方法也可以扩展至大巷防冲煤柱设计、下山防冲煤柱设计、带区防冲煤柱设计等，应用前景广泛。
实际工程案例
某矿西五采区为新开拓采区，规划6个回采工作面，东侧为西三采空区，轨道上山局部布置在煤层中，煤层段埋深750～810m；煤层具有弱冲击倾向性，单轴抗压强度平均为9.08 MPa；顶板岩层具有强冲击倾向性，煤层上覆的岩层平均容重取25 KN/m3，西三采区已经回采6个工作面，采空区面积约962 m×925m。
对西五采区轨道上山煤柱设计采用实施例1的“两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法”，实施步骤如下：
（1）该采区煤层按照国家标准，实验室测定了煤体单轴抗压强度为9.08 MPa；
（2）根据单轴抗压强度，确定该区域煤体冲击的临界应力为70 MPa；
（3）根据关键层判别，该区域煤层上方的主关键层为厚度27m 泥岩层，埋深343.43m，距离煤层约486m，计算关键层的破断步距为228m；
（4）西三采区采空区尺寸（倾向×走向）962 m×925m，西五采区工作面尺寸（倾向×走向）559 m×2400 m，均大于主关键层破断步距228m，因此，轨道上山两侧为充分采动状态；
（5）按照附图1所示计算模型，选用第一公式
Figure 990711DEST_PATH_IMAGE032
计算， 得到临界煤柱宽度公式为
Figure 318924DEST_PATH_IMAGE033
；西五采区上山最大埋深810 m，煤体容重25 KN/ m3，σ bmin=70MPa代入公式，并统一单位后，可得到：
Figure 740810DEST_PATH_IMAGE034
m
（6）西五轨道上山服务年限大于5年，因此，系数k 1取2；最终保护煤柱宽度B j=2.0×99=198m；
（7）根据西五采区地质与生产条件，能够留设不小于198m的煤柱，可不进行切顶卸压；
（8）为了进一步提高煤柱稳定性，保证上山巷道不发生冲击危险，西五采区在上山内进行加强支护措施，采区巷道单元支架进行加强支护，可以得到最终设计煤柱为：
Figure 445460DEST_PATH_IMAGE035
m。
实施例2
本发明的又一具体实施例，公开了一种采矿方法，包括如下步骤：
步骤S1：按照实施例1的方法设计两侧充分采动采区上山防冲煤柱预留宽度；
步骤S2：按照设计的防冲煤柱预留宽度进行掘进，正式回采后进行定向切缝压裂大巷顶板进行防冲护巷。
具体而言，先在采区/带区设计阶段，利用实施例1的防冲煤柱设计方法设计两侧充分采动采区上山防冲煤柱预留宽度；按照设计的防冲煤柱预留宽度进行采区/带区大巷/上山掘进；在采区/带区布置完成后，采区/带区内工作面完成设备安装，向大巷方向回采的过程中，进行定向切缝压裂大巷顶板进行防冲护巷。
为了便于理解本发明，两条大巷1、工作面2、上平巷3、下平巷4、采空区5、顶板10、老顶11、直接顶12的布置位置及空间位置关系，参见图3至图6。
本实施例中，定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷，包括如下步骤：
步骤一：根据工作面两侧支承压力影响范围确定大巷致裂范围，将工作面顶板进入裂隙带的老顶11岩层确定为待致裂的岩层层位。
步骤1.1：根据矿压观测数据，确定工作面回采两侧影响范围L 1（L 1= L' 1+ L 1 ''），按照下式确定大巷致裂范围L：
Figure 3612DEST_PATH_IMAGE036
式中：
L：大巷致裂范围，m；
L' 1：工作面轨道巷侧影响范围，m；
L 1 ''：工作面运输巷侧影响范围，m；
L g ：工作面面长，m；
K 1：致裂范围富裕系数，K 1≥1，一般取1.5～2.0。
步骤1.2：判别致裂岩层层位是否为裂隙带岩层包括以下三种方法：
第一种方法：若矿井装备微震监测系统，利用微震监测岩层的能量震动事件，将能量大于105 J的岩层确定为致裂岩层层位。
第二种方法：由于煤层上方依次发育直接顶12、老顶11、顶板10，如图5至图6。按照下式判断致裂岩层是否为工作面顶板进入裂隙带的老顶11岩层：
Figure 502726DEST_PATH_IMAGE037
将符合上式的岩层确定为进入裂隙带的老顶11岩层；式中：
H i ：由下而上第i层老顶岩层的厚度，m；
H' i ：由下而上第i层老顶分层的厚度，m；
M：煤层采高，m；
K l ：老顶及其附加岩层的岩石碎胀系数，K l =1.05～1.5；
H z ：直接顶厚度，m；
K z ：直接顶岩层的岩石碎胀系数，K z =1.05~1.5。
第三种方法：受条件限制，获取的数据不能准确判别大巷致裂岩层层位是否为裂隙带岩层，则致裂岩岩层应为不小于巷道高度3倍的厚层坚硬顶板。
步骤二：根据步骤1.2确定需要致裂的岩层发育情况，计算致裂钻孔的最大仰角α与最大仰角α条件下的致裂钻孔长度l；根据计算的致裂孔的最大仰角α与致裂钻孔长度l确定致裂钻孔施工仰角α s 与施工长度l s ，在步骤1.1确定的范围内施工顶板致裂钻孔；其中，致裂钻孔包括第一致裂孔6和第二致裂孔7，第一致裂孔6的长度大于第二致裂孔7的长度。
致裂钻孔的仰角是指致裂钻孔的中心线与水平面的夹角，致裂钻孔的最大仰角以致裂的裂隙扩展不到巷道顶板10边界为原则。致裂钻孔在施工时存在最大仰角α，也就是说，当实际致裂钻孔的施工仰角α s 等于最大仰角α时，致裂裂隙刚好扩展到巷道顶板10边界，不会影响顶板岩层的稳定性；当致裂钻孔的施工仰角α s 大于最大仰角α时，致裂裂隙扩展延伸至巷道上方顶板岩层，会影响顶板岩层的稳定性。
基于致裂孔仰角与致裂岩层层位确定致裂钻孔长度，第一致裂孔6长度应能使裂 纹扩展到达致裂岩层层位的顶面；第二致裂孔7的长度应能使裂纹扩展达到致裂岩层层位 的底面；当最大仰角α时，致裂钻孔长度l的计算公式为：
Figure 395596DEST_PATH_IMAGE038
。本实施例在实际施工时，α s ≤α，l s ≤l，第一致裂孔6与第二致裂孔7的长度之差△l为：2m≤△l≤5m。
最大仰角α按照下式进行计算与设计：
Figure 654670DEST_PATH_IMAGE039
式中：
α：致裂钻孔最大仰角，0°＜α＜90°；
r：致裂裂隙扩展半径，简称致裂半径，m；
l：致裂钻孔长度，m；
h：致裂层位距离致裂孔口的垂直距离，m。
其中，基于现场已致裂施工或者试验测试的方式确定致裂裂隙扩展半径r。示例性的，若矿井已经实施过顶板定向水力致裂技术，则以矿井实际致裂情况确定致裂半径；若矿井未实施过顶板定向水力致裂技术，则按照国家标准GB/T 25217.14-2020进行实验，根据试验测试结果得到致裂区域致裂半径。
在其中一种可选实施方式中，大巷致裂孔布置方式为：第一致裂孔6与第二致裂孔7平行且按照奇偶排序交替布置。
当致裂岩层厚度变化不大时，第一致裂孔6与第二致裂孔7的施工仰角相同，此种布置方式能够在厚层致裂岩层中形成平行的“双壳”结构，如图5所示，第一致裂孔6的长度为l c ，第二致裂孔7的长度为l d ，第一致裂孔6与第二致裂孔7的施工角度均为α，第一致裂孔6致裂形成的第一致裂裂隙8与第二致裂孔7致裂形成的第二致裂裂隙9平行。
当致裂岩层厚度变化较大时，为了能够对岩层进行充分致裂，第一致裂孔6与第二致裂孔7的施工仰角不同，对岩层的致裂更为充分。优选地，第一致裂孔6的施工仰角比第二致裂孔7的施工仰角大10°～15°。例如，第一致裂孔6的施工仰角按照最大仰角α进行施工，第二致裂孔7的施工仰角小于最大仰角α，二者相差10°～15°。
从致裂区域边界开始进行编号，如图4所示，将致裂钻孔依次记为1#、2#、……13#……N#，奇数孔为第一致裂孔6，偶数孔为第二致裂孔7，依次向前布置，第一致裂孔6与第二致裂孔7的仰角相同，基于大巷致裂范围L确定致裂钻孔的边界，也就是说，第1#致裂钻孔与最后的第N#致裂孔之间的距离≥大巷致裂范围L。
相邻两致裂孔的间距D为：
0.5r≤D≤r
优选地，相邻两致裂孔的间距D取0.7～0.8倍的致裂半径r，即0.7 r≤D≤0.8r。
在另一种可选实施方式中，如图7所示，相邻两个第一致裂孔6之间布置一组第二致裂孔7，每组第二致裂孔7至少包含两个第二致裂孔7，相邻两个第一致裂孔6作为一组。示例性的，相邻两个第一致裂孔6之间布置两个第二致裂孔7。其中，同一组的第二致裂孔7的长度与仰角相同，同一组的第一致裂孔6的长度与仰角相同，第一致裂孔6与第二致裂孔7平行设置。此种布置方式特别适用于大巷周边发育断层的情况，在断层距离大巷较近的区域布置长的第一致裂孔6越过断层影响区；在断层距离大巷较远的区域，采用短的第二致裂孔7进行加密补充。
其中，每组内两个第一致裂孔6的间距为D Zl ：r≤D Zl ≤2r；
每组内两个第二致裂孔7的间距为D Zd ：0.5r≤D Zd ≤0.8r；
每组内任一第二致裂孔7距离其邻近的第一致裂孔6的间距为D Zj ：0.5r≤D Zj ≤r。
优选地，1.5r≤D Zl ≤1.8r，0.5r≤D Zd ≤0.8r，0.7r≤D Zj ≤0.8r，r为致裂半径，m。
进一步地，为了加大覆盖范围，同一组内两个第二致裂孔7分别向两侧的第一致裂孔6偏斜5°～10°，在平面上形成“倒八字”；也就是说，其中一个第二致裂孔7的仰角小于其临近第一致裂孔6的仰角，另一第二致裂孔7的仰角大于其临近第一致裂孔6的仰角，通过将第二致裂孔7角度与第一致裂孔6不平行设计，将致裂岩层切割为“楔形体”，提高护巷效果。该布置方式能够避开断层的影响，且提高了断层区域的致裂效果。
步骤三：对第一致裂孔6和第二致裂孔7的孔壁进行定向割缝，对完成定向割缝的第一致裂孔6和第二致裂孔7进行高压水力致裂。
采用机械刀具对致裂钻孔的孔壁进行切割，形成定向裂缝，在定向裂缝下方0.5m处采用封孔器进行封孔，利用矿井乳化液泵站进行高压压裂。为了提升致裂效果，采用单孔顺序致裂方式，依次完成致裂工作。具体而言，孔内致裂采用“两阶”压裂法，首先进行高压压裂，压力为乳化液泵站的额定压力，致裂压力≥30MPa，第一致裂孔6的高压压裂时长为30min、第二致裂孔7的高压压裂时长为20min；然后转为低压压裂，10MPa≤致裂压力≤15MPa，第一致裂孔6的低压压裂时长为45min、第二致裂孔7的低压压裂时长为30min。
考虑到工作面超前支承压力影响具有一定范围，致裂工作应在支承压力影响到大巷之前完成，否则影响大巷保护效果；同时也不宜过早实施，致裂工作过于提前，致裂后裂隙压实也会影响保护效果。因此，致裂工作存在最佳致裂时机，需要根据工作面距离巷道的位置、工作面推进速度、超前支承压力影响范围等，确定合理的施工工期。
具体而言，参见图3，定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷致裂范围、时机参数确定示意图，根据工作面超前支承压力影响范围与工作面平均推进速度进行确定大巷致裂工期T，按照下式确定大巷致裂工期T：
Figure 316595DEST_PATH_IMAGE040
，
式中：
L 0：致裂开始时大巷与工作面的距离，m；
L 2：工作面超前影响范围，m；
v：工作面平均推进速度，m/d；
K 2：施工富裕系数，与施工期间停采、检修等因素有关，K 2≥1，优选取2.0～3.0。
步骤四：评价致裂护巷效果，并根据致裂护巷效果反馈调整致裂孔的布置及致裂工艺参数。
采用微震监测、大巷围岩应力监测、巷道围岩变形监测相结合的方法，对致裂后巷道周边震动与大巷围岩变形进行监测，具体包括：微震监测得到的震动事件发生的时间、位置、能量，需要在致裂区域布置4个台站；大巷的顶底板移近量、顶板离层、两帮移近量、围岩应力参数。测站布置间距不大于10m。
确定监测检验周期。受采动影响大巷致裂监测检验周期为：致裂前不少于15天开始监测，致裂期间持续监测，数据采集间隔不超过1天；致裂结束后，继续监测至工作面停采后15天。
致裂效果评价指标。受采动影响大巷致裂防冲护巷效果检验评价指标为：以致裂区域内微震监测震动事件能量为指标，致裂期间不出现能量高于5×105 J震动、致裂后至工作面回采结束，不出现能量高于105 J 震动事件，表明达到卸压护巷与防冲的效果。
现场实施后，进行防冲护巷效果评价。需分析致裂前、致裂期间、致裂结束后，各监测指标随时间的变化规律，并与不受采动影响的大巷进行数据对比、与受采动影响但未进行切顶卸压的大巷进行数据对比分析，确定防冲护巷效果。
根据检验与评价结果，如果致裂效果不佳，需要调整致裂孔间距与致裂工艺方式，具体采用减小致裂钻孔间距、全阶段高压致裂、延长压裂时长的措施。钻孔间距从优选0.7～0.8的致裂半径，减小为0.5倍的致裂半径；致裂方式从“两阶”高低压致裂，修改为全阶段高压致裂，35MPa≤致裂压力≤50MPa，第一致裂孔6的压裂时长≥45min、第二致裂孔7的压裂时长≥60min。
与现有技术相比，本实施例提供的采矿方法，利用实施例1的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法确定充分采动状态的防冲煤柱，与实施例1具有相同的有益效果，在此不再赘述。另外，定向切缝压裂顶板大巷防冲护巷方法，采用长、短致裂孔结合的定向切缝压裂顶板，实现大巷的防冲与护巷，为受采动影响的大巷保护提供了一种新技术方案，通过长、短致裂孔配合，每个孔内只需要进行割缝压裂1次，通过裂纹的传播与贯通，实现顶板双层致裂裂隙，达到事半功倍的效果，给出了实施该技术的主要参数设计方法，为方案设计提供了依据，公式中的参数均可通过矿井监测数据分析或成熟的矿山压力理论计算所得，计算结果可靠；并且基于本申请长、短致裂孔配合的布置方法，现场施工可操作性强，致裂效果好，应用前景广阔；同时，给出了致裂效果的检验方法，使用仪器设备为矿井常规矿压监测设备，不需要额外购置，节省了成本。
以上所述的具体实施方式，对本申请的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本申请的具体实施方式而已，并不用于限定本申请的保护范围，凡在本申请的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本申请的保护范围之内。

Claims (7)

1.一种两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，包括如下步骤：
在上山两侧采空区为充分采动状态下，基于煤柱上方承受的最大载荷P与防冲煤柱宽度B的比值与发生冲击地压的临界应力σbmin的大小关系，得到不发生冲击地压的防冲煤柱宽度判别公式：
Figure FDA0003885145690000011
基于所述判别公式
Figure FDA0003885145690000012
得到防冲煤柱宽度B的取值范围；
根据冲击地压发生的应力条件与单轴抗压强度RC，确定发生冲击地压的临界应力σbmin：
当RC＞20MPa时：σbmin＝50MPa；
当RC＜16MPa时：σbmin＝70MPa；
当16≤RC≤20MPa时：50＜σbmin＜70MPa；
按照以下第一公式计算煤柱上方承受的最大载荷P：
P＝BγH+0.3γH2；
基于所述判别公式
Figure FDA0003885145690000013
得到防冲煤柱宽度B的取值范围为：
Figure FDA0003885145690000014
按照以下第二公式计算煤柱上方承受的最大载荷P：
Figure FDA0003885145690000015
基于所述判别公式
Figure FDA0003885145690000016
得到防冲煤柱宽度B的取值范围为：
Figure FDA0003885145690000021
式中：P为煤柱上方承受的最大载荷，KN/m2；B为防冲煤柱宽度，m；γ为煤层上覆岩层的容重，KN/m3；H为煤柱埋深，m；σbmin为发生冲击地压的临界应力，Mpa；Lb为老顶周期来压步距，m；β为煤壁支撑影响角，60°≤β≤80°。
2.根据权利要求1所述的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，其特征在于，根据上山巷道使用年限确定巷道不采取加强支护或卸压处理的安全系数k1，得到防冲煤柱的第一修正宽度Bj，Bj的计算公式为：
Bj＝k1×B；
当上山巷道服务年限≤5年，则k1＝1.5；
当上山巷道服务年限＞5年，则k1≥2.0。
3.根据权利要求2所述的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，其特征在于，基于巷道的支护措施类型，确定支护强化系数，得到防冲煤柱的第二修正宽度
Figure FDA0003885145690000022
Figure FDA0003885145690000023
的计算公式为：
Figure FDA0003885145690000024
式中：k2为支护强化系数，k2≥1。
4.根据权利要求3所述的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，其特征在于，若支护措施采用注浆、锚注加强支护，则k2＝1.15；
若支护措施采用加密锚索支护，则
Figure FDA0003885145690000025
式中，S2为加强支护后的锚索支护密度，根/平米；S1为原支护密度，根/平米；
若支护措施采用门式支架、可缩性O型棚、巷道液压支架或巷道单元支架的中的一者或多者，则k2＝1.25～1.5。
5.根据权利要求4所述的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，其特征在于，若实施顶板深孔预裂切顶，计算切顶后防冲煤柱宽度B'；
基于切顶后防冲煤柱宽度B'得到防冲煤柱的第三修正宽度BSZ，BSZ的计算公式为：
Figure FDA0003885145690000031
式中：k1为安全系数，k2为支护强化系数。
6.根据权利要求5所述的两侧充分采动采区上山防冲煤柱设计方法，其特征在于，利用第一公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，基于所述判别公式
Figure FDA0003885145690000032
得到切顶后防冲煤柱宽度B′；
当一侧切顶时，则
Figure FDA0003885145690000033
当两侧切顶时，则
Figure FDA0003885145690000034
或者，利用第二公式计算煤柱上方承受的最大载荷P，基于所述判别公式
Figure FDA0003885145690000035
得到切顶后防冲煤柱宽度B′；
当一侧切顶时，则
Figure FDA0003885145690000036
当两侧切顶时，则
Figure FDA0003885145690000037
上式中：Lq1、Lq2分别为上山两侧的切顶距离，m；
若无切顶措施，则Lq1＝Lq2＝0；
若只一侧切顶，则Lq2＝0、Lq1≠0；
若两侧切顶，则：Lq1≠0且Lq2≠0；
将第一公式或第二公式计算的B'最小值代入第三修正宽度的计算公式中，得到防冲煤柱的第三修正宽度BSZ。
7.一种采矿方法，其特征在于，利用权利要求1至6任一项所述的设计方法确定两侧充分采动采区上山防冲煤柱的宽度。
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Citations (5)

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