一种超前巷道分段支护控制方法

1.本发明涉及巷道支护控制技术领域，特别是涉及一种超前巷道分段支护控制方法。


背景技术：

2.我国煤矿以井工开采为主，地下巷道工程量巨大，每年新掘进巷道12000km，80％以上巷道或硐室会受到工作面开采的采动压力影响，其中超前巷道受到的采动影响最大，围岩容易发生大变形、顶板冒落等灾害，严重威胁井下工人的生命财产安全以及煤矿企业的安全高效生产。工作面开采引起岩层运动和原岩应力重新分布，超前巷道处于不同采动应力影响范围，围岩出现不同程度的破坏。
3.《煤矿安全规程》规定“超前应力影响范围内的巷道超前支护距离不得小于20m”，但是各个矿井的地质条件与开采条件不尽相同，随着开采向深部发展，在复杂地质条件下采动应力影响强烈的范围不止20m，超前支护范围不足导致围岩失稳，超前支护范围过量导致顶板易破碎，明确超前支护距离对保证超前巷道围岩稳定十分重要。因此，提出一种超前巷道分段支护控制方法，对确保井下工人的生命安全和煤矿的高效安全生产意义重大。


技术实现要素：

4.针对超前支护范围不足导致围岩失稳和超前支护范围过量导致顶板易破碎的难题，本发明提供一种超前巷道分段支护控制方法，明确了超前支护的方式与距离，从而有效地控制超前巷道围岩稳定，能够保障煤矿的安全生产，降低采煤事故的风险。
5.为实现上述技术问题，本发明采取了如下方案：
6.一种超前巷道分段支护控制方法，包括以下步骤：
7.s1、获取超前巷道所处地层物理力学参数，通过现场实测或者理论计算得到超前垂直应力σy和超前水平应力σ
x
分布情况；
8.s2、计算工作面前方围压比值η变化情况，以阈值η1与η2为界定标准将超前巷道分段，当η2≤η为超前支护段l0，η1《η《η2为非对称补强支护段l1，计算方法如下：
[0009][0010][0011][0012]
其中：
[0013][0014][0015][0016][0017]
γ为上覆岩体的平均体积力，h为煤层埋深，c为煤体内聚力，为煤体内摩擦角；
[0018]
s3、计算超前支护距离与非对称补强支护距离，包括以下步骤：
[0019]
s31、计算l0与l1距离；
[0020]
s32、根据工作面推进量设计支护提前量，计算超前支护提前量d0与补强支护提前量d1；
[0021]
s33、超前支护距离为l0+d0；非对称补强支护距离为l1+d1。
[0022]
进一步地，在步骤s3中，所述的超前支护提前量d0与补强支护提前量d1，计算公式为：
[0023]
d0＝b+l
[0024]
d1＝αs(t
×
b+l)
[0025]
其中，αs为安全系数，αs》1，t为补强作业工作周期，b为工作面平均日推进量，l为工作面宽度。
[0026]
进一步地，步骤s3中，所述的超前支护距离，具体包括：在超前支护距离内使用超前液压支架支护，支护阻力为超前垂直应力σy峰值的1.3～1.5倍。
[0027]
进一步地，步骤s3中，所述的非对称补强支护距离，具体包括：在非对称补强支护距离内，使用高预应力锚索在原有支护的基础上重点补强支护围岩发生变形位置，高预应力锚索长度根据实际围岩变形情况确定，锚固端头的深度大于围岩破坏的最大深度。
[0028]
进一步地，步骤s3中，所述的超前支护距离为l0+d0，具体为当l0+d0《20m，令超前支护距离为20m。
[0029]
与现有技术相比，本发明具有以下优点和有益效果：
[0030]
本发明提供了一种超前巷道分段控制方法，通过分析超前巷道受到采动影响程度，以围压比值阈值为界定标准，将超前巷道不同位置分别以超前支护和非对称补强支护进行控制，克服了超前支护范围难以确定问题，能够有效地控制超前巷道围岩稳定。
附图说明
[0031]
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍。
[0032]
图1是本发明的一种超前巷道分段支护控制方法示意图。
具体实施方式
[0033]
为了使本发明实施例的目的、技术方案和有点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。
[0034]
本实施例中，一种超前巷道分段控制方法，如图1所示，包括以下步骤：
[0035]
s1、获取超前巷道所处地层物理力学参数，通过现场实测或者理论计算得到超前垂直应力σy和超前水平应力σ
x
分布情况；
[0036]
具体所需的超前巷道所处地层物理力学参数包括：煤体内聚力c、煤体内摩擦角煤层厚度m、煤层埋深h、煤层倾角α、煤体单轴抗压强度σc、上覆岩体的平均体积力γ，巷道支护阻力p
x
。本实施例中，使用了一种理论计算的方法获得超前垂直应力σy和超前水平应力σy分布情况，具体计算方法如下：
[0037]
超前垂直应力峰值σ
max
计算公式为：
[0038][0039]
支承压力系数k计算公式：
[0040][0041][0042]
极限平衡距离计算公式：
[0043][0044]
其中，γ0为煤体平均体积力；
[0045]
极限平衡距离x1后，超前水平应力σ
x
大小为γh保持不变；
[0046]
极限平衡距离x1后，超前垂直应力σy线性下降计算公式：
[0047][0048]
如图1，将超前应力简化为线性变化，其中，x1为极限平衡区距离，x2为应力快速下降距离，条件关系式为x1＝3x2，x3为应力缓慢降低距离，x1、x2、x3的和为采动应力影响范围，条件关系式为x1+x2+x3＝70m，引入影响因子β，考虑3种典型开采影响范围，β分别取值为1(保护层)、1.24(放顶煤)与1.69(无煤柱)。
[0049]
本实施例中，h为500m，c为2mpa，为30
°
、m为5m、α为0
°
、σc为20mpa、γ为25kn/m3，p
x
为1.5mpa。计算得k为4.05，γh为12.5mpa，x1为1.53m。
[0050]
s2、计算工作面前方围压比值η变化情况，以阈值η1与η2为界定标准将超前巷道分
段，当η2≤η为超前支护段l0，η1《η《η2为非对称补强支护段l1，计算方法如下：
[0051][0052][0053][0054]
其中：
[0055][0056][0057][0058][0059]
γ为上覆岩体的平均体积力，h为煤层埋深，c为煤体内聚力，为煤体内摩擦角；
[0060]
本实施例中，计算得η1为1.22，使用计算机编程遍历检测计算得到η2为1.73，结合极限平衡距离x1后，超前垂直应力σy线性下降计算公式中σy与x的关系，β取值为1，解得超前支护段l0为工作面前方0m到21.28m，非对称补强支护段l1解得为工作面前方21.3m到53.8m。
[0061]
s3、计算超前支护距离与补强支护距离，包括以下步骤：
[0062]
s31、计算l0与l1距离；
[0063]
s32、根据工作面推进量设计支护提前量，计算超前支护提前量d0与补强支护提前量d1；
[0064]
超前支护提前量d0与补强支护提前量d1，计算公式为：
[0065]
d0＝b+l
[0066]
d1＝αs(t
×
b+l)
[0067]
其中，αs为安全系数，αs》1，t为补强作业工作周期，b为工作面平均日推进量，l为工作面宽度。
[0068]
s33、超前支护距离为l0+d0；非对称补强支护距离为l1+d1。
[0069]
本实施例中，l为3.5m，b为6m/d，αs取1.1，t为3d，则d0为11m，d1为24.1m；
[0070]
本实施例中超前支护距离为l0+d0＝21.28+9.5＝30.78m
[0071]
非对称补强支护距离为l1+d1＝32.5+23.65＝56.15m
[0072]
在实际工程中忽略小数，则在本实施例中超前支护距离取30m，非对称补强支护距
离取56m
[0073]
在超前支护距离内使用超前液压支架支护，支护阻力为超前垂直应力σy峰值的1.3～1.5倍；在非对称补强支护距离内，使用高预应力锚索在原有支护的基础上重点补强支护围岩发生变形位置，高预应力锚索长度根据实际围岩变形情况确定，锚固端头的深度大于围岩破坏的最大深度。
[0074]
最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行若干修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

技术特征：
1.一种超前巷道分段支护控制方法，其特征在于，包括以下步骤：s1、获取超前巷道所处地层物理力学参数，通过现场实测或者理论计算得到超前垂直应力σ
y
和超前水平应力σ
x
分布情况；s2、计算工作面前方围压比值η变化情况，以阈值η1与η2为界定标准将超前巷道分段，当η2≤η为超前支护段l0，η1<η<η2为非对称补强支护段l1，计算方法如下：，计算方法如下：，计算方法如下：其中：其中：其中：其中：γ为上覆岩体的平均体积力，h为煤层埋深，c为煤体内聚力，为煤体内摩擦角；s3、计算超前支护距离与非对称补强支护距离，包括以下步骤：s31、计算l0与l1距离；s32、根据工作面推进量设计支护提前量，计算超前支护提前量d0与补强支护提前量d1；s33、超前支护距离为l0+d0；非对称补强支护距离为l1+d1。2.根据权利要求1所述的超前巷道分段支护控制方法，其特征在于：在步骤s3中，所述的超前支护提前量d0与补强支护提前量d1，计算公式为：d0＝b+ld1＝α
s
(t
×
b+l)其中，α
s
为安全系数，α
s
>1，t为补强作业工作周期，b为工作面平均日推进量，l为工作面宽度。3.根据权利要求1所述的超前巷道分段支护控制方法，其特征在于：在步骤s3中，所述的超前支护距离，具体包括在超前支护距离内使用超前液压支架支护，支护阻力为超前垂直应力σ
y
峰值的1.3～1.5倍。
4.根据权利要求1所述的超前巷道分段支护控制方法，其特征在于：在步骤s3中，所述的非对称补强支护距离，具体包括：在非对称补强支护距离内，使用高预应力锚索在原有支护的基础上重点补强支护围岩发生变形位置，高预应力锚索长度根据实际围岩变形情况确定，锚固端头的深度大于围岩破坏的最大深度。5.根据权利要求1所述的超前巷道分段支护控制方法，其特征在于：在步骤s3中，所述的超前支护距离为l0+d0，具体为：当l0+d0<20m，则令超前支护距离为20m。

技术总结
本发明公开了一种超前巷道分段支护控制方法，步骤是：获取超前巷道所处地层物理力学参数，通过现场实测或者理论计算得到超前垂直应力σ


技术研发人员：郭晓菲 刘臣毅 张红凯 王臣
受保护的技术使用者：中国矿业大学（北京）
技术研发日：2023.05.06
技术公布日：2023/7/18