一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法技术

本发明专利技术公开了一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，所述方法包括：S01、切顶卸压，增加煤层顶板的垮落高度，使冒落的矸石支撑采空区上覆岩层并抑制弯曲下沉；S02、注浆改性；S03、采用屈服强度达到700MPa以上、抗拉强度达到850MPa以上和延伸率达到20％以上的锚杆作为支护材料；对沿空掘巷采用斜腿拱形棚加喷浆支护，对于非沿空掘巷采用锚网索支护；如出现底鼓，底脚处使用注浆锚管注浆。以解决现有技术沿空掘巷高应力围岩变形控制效果较差，进而影响了工作面的回采效率的问题。影响了工作面的回采效率的问题。影响了工作面的回采效率的问题。

【技术实现步骤摘要】
一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法


[0001]本专利技术涉及一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，属于煤矿开采


技术介绍

[0002]近年来，煤炭资源逐渐进入深部开采阶段，巷道埋深增大、地应力增高、且受采动影响强烈，导致巷道在开挖及工作面回采过程中经常发生冒顶、两帮挤压及底臌变形破坏。煤柱内部应力集中增高和能量大量积聚，增加了煤与瓦斯突出及冲击灾害发生的风险，严重制约着煤炭资源的安全高效开采。目前，单纯依靠采用提高巷道支护强度及常规的应力卸压技术很难取得较好的围岩变形控制效果，进而影响了工作面的回采效率。因此，解决高应力沿空掘巷围岩稳定控制面临的难题迫在眉睫。

技术实现思路

[0003]本专利技术要解决的技术问题是：提供一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，以克服现有技术的不足。
[0004]本专利技术的技术方案是：一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，所述方法包括：
[0005]S01、切顶卸压，增加煤层顶板的垮落高度，使冒落的矸石支撑采空区上覆岩层并抑制弯曲下沉；
[0006]S02、注浆改性；
[0007]S03、采用屈服强度达到700MPa以上、抗拉强度达到850MPa以上和延伸率达到20％以上的锚杆作为支护材料；对沿空掘巷采用斜腿拱形棚加喷浆支护，对于非沿空掘巷采用锚网索支护；如出现底鼓，底脚处使用注浆锚管注浆。
[0008]具体地，所述切顶卸压的方法为：
[0009]预裂切顶，使关键岩块沿切缝面产生完全滑落失稳。
>[0010]具体地，使关键岩块沿切缝面产生完全滑落失稳的方法包括顶板切缝参数计算：
[0011]切缝高度H的计算方法为，
[0012][0013]其中:h为巷道高度，k
p
为各岩层平均碎胀系数；k
i
－k
n
为各岩层碎胀系数；h1－h
n
为各岩层厚度；
[0014]切缝角度θ的计算方法为，
[0015][0016]其中，q为基本顶自重及其载荷的作用力集度；L为基本顶岩块的侧向跨度；h为基本顶的厚度；ΔS为关键岩块(1)的下沉量；φ为岩块间的内摩擦角。进一步地，使关键岩块(1)沿切缝面产生完全滑落失稳的方法还包括：在顶板切缝关键参数确定后，运用双向聚能
张拉爆破对顶板实施切缝。具体地，所述双向聚能张拉爆破连续正向不耦合装药时径向不耦合系数满足以下条件：
[0017][0018]其中，σ
cj
为岩石单轴抗压强度；μ为岩石泊松比，D
e
为径向不耦合系数。
[0019]进一步地，所述双向聚能张拉爆破的装药径向不耦合系数的计算方法为：
[0020][0021]其中，D
e
为径向不耦合系数，d
b
为炮孔直径，d
e
为药卷直径。
[0022]进一步地，所述双向聚能张拉爆破的炮孔间距d的计算方法为：
[0023][0024]其中，r为炮孔直径；λ为侧压系数；P为原岩应力；P
b
为炮孔壁冲击波峰压力；D0为岩体初始损伤参数；σ
t
岩为体抗拉强度；δ为爆炸应力波衰减系数μ为摩擦系数。
[0025]具体地，所述双向聚能张拉爆破的最小装药密度Δ
线
的计算方法为：
[0026][0027]其中，D为炮孔直径；α为炮孔间距；σ为岩石的极限抗压强度；β1、β2、β3为指数；A为常数。
[0028]进一步地，所述双向聚能张拉爆破的炮孔布置方法为：
[0029]使各个炮孔形成一条与巷道方位一致的直线，对于局部巷道宽度变化较大不能保证炮孔都在同一直线时，至少保证同一次放炮的炮孔必须在同一直线上。具体地，所述步骤S03中的锚杆的支护参数通过以下方法确定：
[0030]锚杆总长度满足条件：L≥L1+L2+L3
[0031]其中，
[0032]L表示锚杆总长度；
[0033]L1表示锚杆外露长度；
[0034]L2表示锚杆有效长度，顶部锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚取巷帮破碎
[0035]深度c；
[0036]L3―锚杆锚固长度；
[0037][0038]式中，B表示巷道掘进宽度，H表示巷道掘进高度，f顶表示顶板岩石普氏系数，表示两帮围岩的似内摩擦角，
[0039]锚杆间排距需要满足条件：a＜(Q/kL2γ)/2
[0040]其中，
[0041]a表示锚杆间排距；
[0042]L2表示锚杆有效长度；
[0043]γ表示岩体的容重；
[0044]k表示安全系数；
[0045]Q表示所选锚杆的锚固力；
[0046]锚杆直径满足条件：d＝35.52(Q/σt)/2
[0047]其中，
[0048]D表示锚杆直径；
[0049]Q表示锚固力；
[0050]σt表示杆体材料抗拉强度。
[0051]本专利技术的有益效果是：与现有技术相比，本专利技术针对高应力强动压巷道围岩强流变、结构大变形的特点，将卸压技术、注浆改性与锚杆支护有机结合，可以实现聚能爆破主动卸压、高压注浆主动改性、预应力锚杆主动支护，有效控制了高应力强动压巷道围岩，巷道变形量减少30％以上，维护成本降低30％以上，并且降低了顶板事故的发生。
附图说明
[0052]图1为本专利技术的流程图；
[0053]图2为本专利技术的切顶卸压示意图。
具体实施方式
[0054]为了更好的理解上述技术方案，下面将结合说明书附图以及具体实施方式对上述技术方案进行详细说明。
[0055]实施实例1：参考图1和图2，一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，所述方法包括：
[0056]S01、切顶卸压，增加煤层顶板的垮落高度，使冒落的矸石支撑采空区上覆岩层并抑制弯曲下沉；
[0057]S02、注浆改性；
[0058]S03、采用屈服强度达到700MPa以上、抗拉强度达到850MPa以上和延伸率达到20％以上的锚杆作为支护材料；对沿空掘巷采用斜腿拱形棚加喷浆支护，对于非沿空掘巷采用锚网索支护；如出现底鼓，底脚处使用注浆锚管注浆。
[0059]针对高应力强动压巷道围岩强流变、结构大变形的特点，将卸压技术、注浆改性与锚杆支护有机结合，可以实现聚能爆破主动卸压、高压注浆主动改性、预应力锚杆主动支护，有效控制了高应力强动压巷道围岩，巷道变形量减少30％以上，维护成本降低30％以上，并且降低了顶板事故的发生。
[0060]根据以往的研究可得，在工作面持续推进一定长度之后，采空区上方基本顶达到其极限跨距后会断裂成一定长度的岩块。由于断裂岩块之间存在水平挤压、剪切力的作用，使得断裂岩块相互咬合形成稳定的砌体梁结构，在工作面端头基本顶破断也同样形成了三铰拱式的平衡结构。此时，基本顶断裂形成稳定的砌体结构仍可以向侧向煤本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，所述方法包括：S01、切顶卸压，增加煤层顶板的垮落高度，使冒落的矸石支撑采空区上覆岩层并抑制弯曲下沉；S02、注浆改性；S03、采用屈服强度达到700MPa以上、抗拉强度达到850MPa以上和延伸率达到20％以上的锚杆作为支护材料；对沿空掘巷采用斜腿拱形棚加喷浆支护，对于非沿空掘巷采用锚网索支护；如出现底鼓，底脚处使用注浆锚管注浆。2.根据权利要求1所述的近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，所述切顶卸压的方法为：预裂切顶，使关键岩块(1)沿切缝面产生完全滑落失稳。3.根据权利要求2所述的近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，使关键岩块(1)沿切缝面产生完全滑落失稳的方法包括顶板切缝参数计算：切缝高度H的计算方法为，其中:h为巷道高度，k
p
为各岩层平均碎胀系数；k
i
－k
n
为各岩层碎胀系数；h1－h
n
为各岩层厚度；切缝角度θ的计算方法为，其中，q为基本顶自重及其载荷的作用力集度；L为基本顶岩块(2)的侧向跨度；h为基本顶的厚度；ΔS为关键岩块(1)的下沉量；φ为岩块间的内摩擦角。4.根据权利要求3所述的近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，使关键岩块(1)沿切缝面产生完全滑落失稳的方法还包括：在顶板切缝关键参数确定后，运用双向聚能张拉爆破对顶板实施切缝。5.根据权利要求4所述的近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，所述双向聚能张拉爆破连续正向不耦合装药时径向不耦合系数满足以下条件：其中，σ
cj
为岩石单轴抗压强度；μ为岩石泊松比，D
e
为径向不耦合系数。6.根据权利要求5所述的近距离煤层群强动压巷道协同控制方法，其特征在于，所述双向聚能张拉爆破的装药径向不耦合系数的计算方法为：其中...

【专利技术属性】
技术研发人员：陈超，李虎，易明军，
申请(专利权)人：贵州盘江精煤股份有限公司，
类型：发明
国别省市：