本發(fā)明屬于巷道施工技術(shù)領(lǐng)域，尤其是涉及一種基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法。

背景技術(shù)：

近年來，隨著中厚煤層資源的逐步枯竭，近距離薄煤層群開采(也稱為近距離煤層開采)成為當今煤炭資源發(fā)展的必然趨勢之一。通常認為煤層層間距很近，開采時具有顯著相互影響的煤層；一般指煤層間距小于30m的煤層，即夾層的厚度小于30m。由于近距離煤層中煤層間距較小，受上部煤層開采后遺留煤柱形成的集中壓力的影響，圍巖變形劇烈，其中巷道兩幫的煤體強度通常較頂?shù)装宓拿后w強度軟弱，巷道兩幫煤體的變形量大已成為下部回采巷道支護工作的重點和難點，并且諸多專家和現(xiàn)場工程技術(shù)人員對此進行了深入研究。其中，張煒通過對近距離煤層巷道變形進行現(xiàn)場實測發(fā)現(xiàn)下部煤層的回采巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)，依然出現(xiàn)了巷道一幫變形大于另一幫的情形；胡敏軍等認為由于下煤層巷道兩幫所受的水平應(yīng)力大小不等，巷道靠近煤柱側(cè)的幫部變形和破壞區(qū)大于靠近實體煤側(cè)；張繼華等運用數(shù)學計算軟件分析了近距離下部煤層巷道幫部變形失穩(wěn)出現(xiàn)的非對稱現(xiàn)象，指出靠近煤柱側(cè)的變形情況遠遠超過靠近實體煤側(cè)；楊智文提出從巷道布置、支護措施、預(yù)爆破上覆煤柱等來解決極近距離煤層多采空區(qū)下巷道的穩(wěn)定問題；方新秋采用現(xiàn)場實測、理論分析及數(shù)值模擬，通過設(shè)計頂板及兩幫不同支護參數(shù)，分析了不同計算模型下巷道煤幫及頂?shù)装宓奈灰?。此外，還有一些文獻也通過數(shù)值模擬和理論分析對近距離下部煤層巷道圍巖的變形及支護技術(shù)進行了探討。

由上述內(nèi)容可知，現(xiàn)如今對近距離下煤層回采巷道變形及其支護的研究取得了較多的成果，但都是采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場實測來開展的，而基于工程類比或施工經(jīng)驗來確定的開挖、支護方案及參數(shù)具有很大的隨意性和盲目性。由于近距離采空區(qū)下回采巷道的受力環(huán)境較單一煤層巷道具有顯著的差異，現(xiàn)有單一煤層巷道變形及支護的研究成果并不適用于近距離采空區(qū)下的回采巷道。

技術(shù)實現(xiàn)要素：

本發(fā)明所要解決的技術(shù)問題在于針對上述現(xiàn)有技術(shù)中的不足，提供一種基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其方法步驟簡單、設(shè)計合理且實現(xiàn)方便、使用效果好，根據(jù)近距離下部煤層巷道的圍巖變形情況對巷道兩幫預(yù)留開挖量分別進行確定，能有效解決煤幫非對稱變形后侵入巷道凈空并影響巷道正常使用的問題，避免了近距離下部煤層巷道的返修工作，且施工成本低。

為解決上述技術(shù)問題，本發(fā)明采用的技術(shù)方案是：一種基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征在于：沿巷道縱向延伸方向由后向前分多個節(jié)段對近距離煤層巷道進行開挖；所述近距離煤層巷道的橫斷面為矩形且其為在下部煤層內(nèi)開采的巷道，所述近距離煤層巷道位于上煤層巷道的一側(cè)下方，所述上煤層巷道為在上部煤層內(nèi)開采的巷道，所述上部煤層位于下部煤層上方，且上部煤層與下部煤層之間通過夾層進行分隔；所述近距離煤層巷道與上煤層巷道呈平行布設(shè)；所述上煤層巷道的一側(cè)為采空區(qū)且其另一側(cè)為預(yù)留的保護煤柱，所述近距離煤層巷道位于采空區(qū)下方；所述近距離煤層巷道靠近上煤層巷道的一側(cè)巷道幫部為煤柱下壓側(cè)煤幫，近距離煤層巷道的另一側(cè)巷道幫部為上覆巖層下壓側(cè)煤幫；對近距離煤層巷道進行開挖時，多個所述節(jié)段的開挖方法均相同；對于近距離煤層巷道的任一節(jié)段進行開挖時，包括以下步驟：

步驟一、圍巖基本力學參數(shù)確定：通過對現(xiàn)場所取巖樣進行室內(nèi)試驗，對當前所施工節(jié)段的圍巖基本力學參數(shù)進行測試，并對測試結(jié)果進行同步記錄；

步驟二、巷道兩幫預(yù)留開挖量確定：根據(jù)步驟一中所確定的圍巖基本力學參數(shù)，對當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量分別進行確定；

對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁進行確定；其中公式(1)中，h為近距離煤層巷道的凈高，且a和h單位均為m；Δh為開挖完成后當前所施工節(jié)段的頂板最大下沉量；E為當前所施工節(jié)段兩幫巖體的綜合彈性模量且其單位為Pa；P₁為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈塑性界面上的水平壓力且P₁＝λ·k₁·γH(2)，公式(2)中k₁為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈塑性界面上的應(yīng)力集中系數(shù)，γ為當前所施工節(jié)段上覆巖層的平均容重且其單位為N/m³，H為當前所施工節(jié)段的埋深且其單位為m，λ為當前所施工節(jié)段中彈性地基梁的彈性特征值，所述彈性地基梁為當前所施工節(jié)段的兩幫巖體；l₁＝x₀+l_e(3)，公式(3)中l(wèi)_e為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈性區(qū)的寬度且l_e＝h±Δh'，Δh'＝0m～0.3m；x₀為當前所施工節(jié)段的巷幫極限平衡區(qū)寬度且公式(4)中c為當前所施工節(jié)段巷道兩幫巖體的粘聚力，為當前所施工節(jié)段巷道兩幫巖體的內(nèi)摩擦角；(5)，公式(5)中K_s為當前所施工節(jié)段的巷道兩幫巖體與頂?shù)装彘g交界面的切向剛度系數(shù)；

對當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂進行確定；其中公式(6)中l(wèi)₂為保護煤柱的寬度，P₂＝λ·k₂·γH(8)，公式(8)中k₂為當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)且位于保護煤柱正下方的巖體的應(yīng)力集中系數(shù)；

步驟三、巷道開挖：根據(jù)步驟二中所確定的當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量，由后向前對當前施工節(jié)段進行開挖；

步驟四、下一節(jié)段開挖：重復(fù)步驟一至步驟三，對下一節(jié)段進行開挖；

步驟五、多次重復(fù)步驟四，直至完成近距離煤層巷道的全部開挖過程。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：所述近距離煤層巷道的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)巖體由外至內(nèi)分為第一變形區(qū)、第二變形區(qū)和第三變形區(qū)，所述第一變形區(qū)位于采空區(qū)下方，第二變形區(qū)位于上煤層巷道下方，第三變形區(qū)位于保護煤柱下方；所述第二變形區(qū)與上煤層巷道的寬度相同，所述第三變形區(qū)的寬度與保護煤柱的寬度相同；

步驟二中所述的l₁為第一變形區(qū)的寬度，所述第一變形區(qū)由內(nèi)至外分為破裂區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)；所述的k₂為當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)的第三變形區(qū)內(nèi)巖體的應(yīng)力集中系數(shù)。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：步驟二中根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁，對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)公式Δd₁＝S₁+Δd1(9)進行確定；公式(9)中，Δd1＝0.05m～0.12m；

根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂，對當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)公式Δd₂＝S₂+Δd2(10)進行確定；公式(10)中，Δd2＝0.05m～0.12m。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：步驟三中進行巷道開挖之前，先根據(jù)步驟二中所確定的當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量，并結(jié)合近距離煤層巷道的設(shè)計寬度B，對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫一側(cè)的實際開挖寬度b₁和煤柱下壓側(cè)煤幫一側(cè)的實際開挖寬度b₂分別進行確定；其中，b₁＝b+Δd₁，b₂＝b+Δd₂，且b和B的單位均為m；

當前施工節(jié)段的實際開挖寬度b'＝b₁+b₂；

步驟三中進行巷道開挖時，根據(jù)預(yù)先設(shè)計的當前所施工節(jié)段的巷道中心線，并結(jié)合所確定的b₁和b₂，對當前所施工節(jié)段進行開挖。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：步驟三中巷道開挖完成后，還需由后向前在當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫上布設(shè)多根注漿錨桿；多根所述注漿錨桿均呈平行布設(shè)且其均與當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫呈垂直布設(shè)；

所述注漿錨桿位于當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的中部且其布設(shè)在當前所施工節(jié)段的一個橫斷面上，所述注漿錨桿的長度為r_m'；其中r_m'＝r_m-b₂，r_m的單位為m；公式(11)中，r₀為近距離煤層巷道的等效圓半徑且B為近距離煤層巷道的設(shè)計寬度，r₀、a、b和B的單位均為m；l＝2·r₀。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：前后相鄰兩根所述注漿錨桿之間的間距為0.8m～1.2m。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：所述近距離煤層巷道為回采巷道且其凈高與下部煤層的凈高相同；步驟三中進行巷道開挖時，按照常規(guī)礦山回采巷道開挖的施工方法，對當前所施工節(jié)段進行開挖。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：多個所述節(jié)段的縱向長度均為10m～50m。

上述基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，其特征是：所述近距離煤層巷道與上煤層巷道之間的水平間距為8m～12m。

本發(fā)明與現(xiàn)有技術(shù)相比具有以下優(yōu)點：

1、方法步驟簡單、實現(xiàn)方便且投入成本低。

2、設(shè)計合理且實現(xiàn)方便，為確保開挖效果，沿巷道縱向延伸方向由后向前分多個節(jié)段對近距離煤層巷道進行開挖；并且，對近距離煤層巷道的任一個節(jié)段進行開挖時，先確定圍巖基本力學參數(shù)，再根據(jù)所確定的圍巖基本力學參數(shù)對當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量分別進行確定，最后根據(jù)所確定的當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量由后向前對當前施工節(jié)段進行開挖，施工簡便且施工過程易于控制，可操性強。

3、所采用的當前施工節(jié)段兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量的確定方法簡單、實現(xiàn)簡便且使用效果好，所確定的預(yù)留開挖量合理、準確，能有效保證確保成型后的近距離煤層巷道內(nèi)部空間符合設(shè)計要求。所確定的預(yù)留開挖量分別與上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁和煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂對應(yīng)，并且考慮到實際施工中近距離煤層巷道的復(fù)雜變形因素，并對上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁和煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂分別疊加一定的調(diào)整量(即Δd1和Δd2)。并且，上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁和煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂的確定方法簡單、合理且精度高，能簡便、快速且準確地對上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁和煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂進行確定。

4、針對近距離煤層巷道的巷幫(也稱煤幫)存在的非對稱變形情況，開挖完成后在煤柱下壓側(cè)煤幫中部布設(shè)多根注漿錨桿進行加固，注漿錨桿的長度設(shè)計合理，通過多根注漿錨桿能對煤柱下壓側(cè)煤幫的整個破裂區(qū)進行有效加固，并且省工省料省時。

5、使用效果好且實用價值高，能有效解決煤幫非對稱變形后侵入巷道凈空并影響巷道正常使用的問題，巷道開挖時兩幫預(yù)留不同的開挖量，確保成型后的近距離煤層巷道內(nèi)部空間符合設(shè)計要求。本發(fā)明針對采空區(qū)下回采巷道煤幫(即近距離煤層巷道煤幫)在上覆巖層及煤柱的支承壓力下易產(chǎn)生非對稱變形，煤幫破裂厚度及其位移大小直接影響巷道開挖方案及其支護效果。針對現(xiàn)有煤幫破裂范圍理論研究的不足和現(xiàn)場實測的客觀困難，采用合理的煤幫破裂區(qū)厚度確定方法，并根據(jù)所確定的破裂區(qū)厚度對在煤幫上布置注漿錨桿，并分別考慮上覆巖層與煤柱支承壓力及頂?shù)装逑鄬σ苿訉γ簬妥冃蔚挠绊?，建立了下煤層巷道兩幫不同的位移計算模型，提出了非對稱預(yù)留開挖方案。

綜上所述，本發(fā)明方法步驟簡單、設(shè)計合理且實現(xiàn)方便、使用效果好，根據(jù)近距離下部煤層巷道的圍巖變形情況對巷道兩幫預(yù)留開挖量分別進行確定，能有效解決煤幫非對稱變形后侵入巷道凈空并影響巷道正常使用的問題，避免了近距離下部煤層巷道的返修工作，且施工成本低。

下面通過附圖和實施例，對本發(fā)明的技術(shù)方案做進一步的詳細描述。

附圖說明

圖1為本發(fā)明所建立近距離煤層巷道的巷幫應(yīng)力計算模型的結(jié)構(gòu)示意圖。

圖2為本發(fā)明所建立近距離煤層巷道的巷道兩幫巖體彈塑性界面應(yīng)力計算模型的結(jié)構(gòu)示意圖。

圖3為本發(fā)明的巷道開挖方法流程框圖。

圖4為本發(fā)明注漿錨桿的布設(shè)位置示意圖。

附圖標記說明:

1—近距離煤層巷道； 1-1—第一變形區(qū)； 1-2—第二變形區(qū)；

1-3—第三變形區(qū)； 2—下部煤層； 3—上煤層巷道；

4—上部煤層； 5—夾層； 6—采空區(qū)；

7—保護煤柱； 8—注漿錨桿。

具體實施方式

如圖3所示的一種基于巷幫位移分析的近距離煤層巷道開挖方法，沿巷道縱向延伸方向由后向前分多個節(jié)段對近距離煤層巷道1進行開挖；結(jié)合圖1，所述近距離煤層巷道1的橫斷面為矩形且其為在下部煤層2內(nèi)開采的巷道，所述近距離煤層巷道1位于上煤層巷道3的一側(cè)下方，所述上煤層巷道3為在上部煤層4內(nèi)開采的巷道，所述上部煤層4位于下部煤層2上方，且上部煤層4與下部煤層2之間通過夾層5進行分隔；所述近距離煤層巷道1與上煤層巷道3呈平行布設(shè)；所述上煤層巷道3的一側(cè)為采空區(qū)6且其另一側(cè)為預(yù)留的保護煤柱7，所述近距離煤層巷道1位于采空區(qū)6下方；所述近距離煤層巷道1靠近上煤層巷道3的一側(cè)巷道幫部為煤柱下壓側(cè)煤幫，近距離煤層巷道1的另一側(cè)巷道幫部為上覆巖層下壓側(cè)煤幫；對近距離煤層巷道1進行開挖時，多個所述節(jié)段的開挖方法均相同；對于近距離煤層巷道1的任一節(jié)段進行開挖時，包括以下步驟：

步驟一、圍巖基本力學參數(shù)確定：通過對現(xiàn)場所取巖樣進行室內(nèi)試驗，對當前所施工節(jié)段的圍巖基本力學參數(shù)進行測試，并對測試結(jié)果進行同步記錄；

步驟二、巷道兩幫預(yù)留開挖量確定：根據(jù)步驟一中所確定的圍巖基本力學參數(shù)，對當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量分別進行確定；

對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁進行確定；其中公式(1)中，h為近距離煤層巷道1的凈高，且a和h單位均為m；Δh為開挖完成后當前所施工節(jié)段的頂板最大下沉量；E為當前所施工節(jié)段兩幫巖體的綜合彈性模量且其單位為Pa；P₁為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈塑性界面上的水平壓力且P₁＝λ·k₁·γH(2)，公式(2)中k₁為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈塑性界面上的應(yīng)力集中系數(shù)，γ為當前所施工節(jié)段上覆巖層的平均容重且其單位為N/m³，H為當前所施工節(jié)段的埋深且其單位為m，λ為當前所施工節(jié)段中彈性地基梁的彈性特征值，所述彈性地基梁為當前所施工節(jié)段的兩幫巖體；l₁＝x₀+l_e(3)，公式(3)中l(wèi)_e為當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈性區(qū)的寬度且l_e＝h±Δh'，Δh'＝0m～0.3m；x₀為當前所施工節(jié)段的巷幫極限平衡區(qū)寬度且公式(4)中c為當前所施工節(jié)段巷道兩幫巖體的粘聚力，為當前所施工節(jié)段巷道兩幫巖體的內(nèi)摩擦角，c的單位為Pa；公式(5)中K_s為當前所施工節(jié)段的巷道兩幫巖體與頂?shù)装彘g交界面的切向剛度系數(shù)；

對當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂進行確定；其中公式(6)中l(wèi)₂為保護煤柱7的寬度，P₂＝λ·k₂·γH(8)，公式(8)中k₂為當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)且位于保護煤柱7正下方的巖體的應(yīng)力集中系數(shù)；

步驟三、巷道開挖：根據(jù)步驟二中所確定的當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量，由后向前對當前施工節(jié)段進行開挖；

步驟四、下一節(jié)段開挖：重復(fù)步驟一至步驟三，對下一節(jié)段進行開挖；

步驟五、多次重復(fù)步驟四，直至完成近距離煤層巷道1的全部開挖過程。

如圖1所示，所述近距離煤層巷道1的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)巖體由外至內(nèi)分為第一變形區(qū)1-1、第二變形區(qū)1-2和第三變形區(qū)1-3，所述第一變形區(qū)1-1位于采空區(qū)6下方，第二變形區(qū)1-2位于上煤層巷道3下方，第三變形區(qū)1-3位于保護煤柱7下方；所述第二變形區(qū)1-2與上煤層巷道3的寬度相同，所述第三變形區(qū)1-3的寬度與保護煤柱7的寬度相同；

步驟二中所述的l₁為第一變形區(qū)1-1的寬度；結(jié)合圖2，所述第一變形區(qū)1-1由內(nèi)至外分為破裂區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)；所述的k₂為當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)的第三變形區(qū)1-3內(nèi)巖體的應(yīng)力集中系數(shù)。

其中，所述第一變形區(qū)1-1為破裂區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)的寬度之和。

本實施例中，將當前所施工節(jié)段兩幫巖體作為彈性地基梁進行分析。

如圖1所示，所述上煤層巷道3為已開挖完成的回采巷道，待上部煤層4中的上煤層巷道3開挖完成后，對對應(yīng)的工作面回采結(jié)束后，采空區(qū)6的頂板完全垮落并充填采空區(qū)6，該上煤層巷道3的另一側(cè)為一定支承壓力作用下的保護煤柱7；當下部煤層回采巷道(即近距離煤層巷道1)掘進后，近距離煤層巷道1的兩幫在上覆巖層及采空區(qū)6內(nèi)矸石自重應(yīng)力作用下發(fā)生變形或破壞；此外，上部煤柱(即保護煤柱7)的支承壓力通過上下煤層之間的夾層(即夾層5，也稱中間煤層)傳遞至下部煤層3。本實施例中，所述近距離煤層巷道1位于上煤層巷道3的左側(cè)下方，所述上煤層巷道3的左側(cè)為采空區(qū)6且其右側(cè)為保護煤柱7，由于近距離煤層巷道1的左右?guī)褪芰Φ姆菍ΨQ性，出現(xiàn)了右?guī)妥冃纹屏演^左幫嚴重的非對稱現(xiàn)象。

結(jié)合圖2，所建立的近距離煤層巷道的巷道兩幫巖體彈塑性界面應(yīng)力計算模型為基于彈性地基梁理論建立的應(yīng)力計算模型，且所建立的巷道兩幫巖體界面應(yīng)力計算模型為在無支護情況下的力學模型，所建立的力學模型中所述第一變形區(qū)1-1由近距離煤層巷道1的幫壁向內(nèi)依次形成破裂區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)，其中破裂區(qū)和塑性區(qū)的巖體處于應(yīng)力極限平衡狀態(tài)，所述破裂區(qū)和塑性區(qū)組成極限平衡區(qū)。所述近距離煤層巷道1開挖初期，煤幫處于彈塑性狀態(tài)，其表面部分的彈性變形能很快消失，塑性區(qū)進一步擴展至彈塑性邊界。煤幫表面的煤體在垂直壓力的作用下持續(xù)地向巷道空間內(nèi)產(chǎn)生徑向變形，直至在煤幫塑性區(qū)的某個界面上產(chǎn)生離層后形成破裂區(qū)。

本實施例中，步驟二中根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁，對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)公式Δd₁＝S₁+Δd1(9)進行確定；公式(9)中，Δd₁為當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量，Δd1＝0.05m～0.12m；

根據(jù)開挖完成后當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂，對當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量進行確定時，根據(jù)公式Δd₂＝S₂+Δd2(10)進行確定；公式(10)中，Δd₂為當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量，Δd2＝0.05m～0.12m。

本實施例中，步驟三中進行巷道開挖之前，先根據(jù)步驟二中所確定的當前施工節(jié)段的兩側(cè)巷道幫部的預(yù)留開挖量，并結(jié)合近距離煤層巷道1的設(shè)計寬度B，對當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫一側(cè)的實際開挖寬度b₁和煤柱下壓側(cè)煤幫一側(cè)的實際開挖寬度b₂分別進行確定；其中，b₁＝b+Δd₁，b₂＝b+Δd₂，且b和B的單位均為m；

當前施工節(jié)段的實際開挖寬度b'＝b₁+b₂；

步驟三中進行巷道開挖時，根據(jù)預(yù)先設(shè)計的當前所施工節(jié)段的巷道中心線，并結(jié)合所確定的b₁和b₂，對當前所施工節(jié)段進行開挖。

本實施例中，步驟三中巷道開挖完成后，還需由后向前在當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫上布設(shè)多根注漿錨桿8；多根所述注漿錨桿8均呈平行布設(shè)且其均與當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫呈垂直布設(shè)；

如圖4所示，所述注漿錨桿8位于當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的中部且其布設(shè)在當前所施工節(jié)段的一個橫斷面上，所述注漿錨桿8的長度為r_m'；其中r_m'＝r_m-b₂，r_m的單位為m；公式(11)中，r₀為近距離煤層巷道1的等效圓半徑且B為近距離煤層巷道1的設(shè)計寬度，r₀、a、b和B的單位均為m；l＝2·r₀。

本實施例中，所述注漿錨桿8呈水平布設(shè)。

并且，前后相鄰兩根所述注漿錨桿8之間的間距為0.8m～1.2m。

本實施例中，前后相鄰兩根所述注漿錨桿8之間的間距為1m。

實際施工時，可根據(jù)具體需要，對前后相鄰兩根所述注漿錨桿8之間的間距進行相應(yīng)調(diào)整。

通過對從當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫中部向內(nèi)布設(shè)的注漿結(jié)構(gòu)的變形情況進行分析發(fā)現(xiàn)：該注漿結(jié)構(gòu)長度方向上煤體在支承壓力下產(chǎn)生的徑向變形量并不相同，越靠近煤幫表面，其周圍煤體的碎脹變形越大，徑向位移量也越大。對整個注漿結(jié)構(gòu)而言，由于其長度方向上各點周圍煤體的徑向位移速率不同，該注漿結(jié)構(gòu)與其周圍煤體之間必將產(chǎn)生相對位移而引起摩阻剪應(yīng)力。所述注漿結(jié)構(gòu)靠近煤幫表面的一個注漿段具有阻止周圍煤體向巷道內(nèi)徑向變形的趨勢，該注漿段表面產(chǎn)生指向巷道內(nèi)的摩阻力；所述注漿結(jié)構(gòu)的其余注漿段則在自身拉拔作用下產(chǎn)生指向煤幫深部的摩阻力。因而，所述注漿結(jié)構(gòu)上存在一個表面摩阻力指向相反的分界點，該分界點為所述注漿結(jié)構(gòu)與其周圍煤體相對位移為零的中性點，該點摩阻力為零。但該分界點處，所述注漿結(jié)構(gòu)的軸向拉力達到最大且由該分界點向注漿結(jié)構(gòu)的兩端軸向拉力逐漸減少并趨于零。所述注漿結(jié)構(gòu)為從當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫中部向內(nèi)水平鉆孔，并在所成型鉆孔內(nèi)注漿而成。而煤幫巖體的位移則由所述注漿結(jié)構(gòu)的孔口至孔底呈逐步遞減的分布規(guī)律。由公式(11)可知，隨著近距離煤層巷道1的等效圓半徑r₀的增加，所述砂漿結(jié)構(gòu)的長度相應(yīng)增大，其中性點(即所述分界面)逐漸向巷道深部延伸，表明巷道幫部的破裂區(qū)寬度也相應(yīng)增大。

本實施例中，采用注漿錨桿8對當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫進行加固，并且注漿錨桿8的長度為r_m'。其中，r_m'＝L_s，L_s為當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的破裂區(qū)寬度。并且，所述的r_m為當前所施工節(jié)段的巷道中心線至所述分界點的水平間距。所述分界點位于所述第一變形區(qū)1-1中破裂區(qū)和塑性區(qū)之間的分界面上。所述注漿錨桿8的直徑為Φ0.02m。

因而，本發(fā)明將注漿錨桿8的長度設(shè)定為r_m'，能有效滿足對煤柱下壓側(cè)煤幫破裂區(qū)的加固需求，并且不會造成材料浪費，省工省時。

根據(jù)公式(1)可知，當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁為煤體自身變形產(chǎn)生的煤幫表面向巷道內(nèi)的位移與頂?shù)装灏l(fā)生相對移動而產(chǎn)生的煤幫位移之和，其中煤體自身變形產(chǎn)生的煤幫表面向巷道內(nèi)的位移為頂?shù)装灏l(fā)生相對移動而產(chǎn)生的煤幫位移為

根據(jù)公式(6)可知，當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂為煤體自身變形產(chǎn)生的煤幫表面向巷道內(nèi)的位移、頂?shù)装灏l(fā)生相對移動而產(chǎn)生的煤幫位移與第三變形區(qū)1-3內(nèi)煤體自身變形產(chǎn)生的煤幫表面向巷道內(nèi)的位移之和，其中第三變形區(qū)1-3內(nèi)煤體自身變形產(chǎn)生的煤幫表面向巷道內(nèi)的位移為

由公式(1)和公式(6)能看出，下煤層回采巷道(即近距離煤層巷道1)的幫部將出現(xiàn)嚴重的非對稱位移現(xiàn)象，靠近煤柱側(cè)煤體的變形后產(chǎn)生的位移遠大于靠近實體煤側(cè)(即煤柱下壓側(cè)煤幫一側(cè)的變形量遠大于上覆巖層下壓側(cè)煤幫一側(cè)的變形量)，這與大量的現(xiàn)場實測結(jié)果高度吻合。因此，在設(shè)計巷道開挖寬度時，兩幫需預(yù)留不同的開挖量，以避免煤幫非對稱變形后侵入凈空，影響巷道正常使用。

本實施例中，步驟一中進行圍巖基本力學參數(shù)確定之前，先從當前所施工節(jié)段中選取一個節(jié)段作為測試段，所述測試段位于當前所施工節(jié)段后端且其長度為1m。

步驟一中進行圍巖基本力學參數(shù)確定時，從所述測試段取巖樣進行室內(nèi)試驗，且所獲得的試驗結(jié)果為開挖后當前所施工節(jié)段的圍巖基本力學參數(shù)。

并且，鑒于回采巷道(即近距離煤層巷道1)圍巖的非均質(zhì)、非連續(xù)及各向異性等特性，其力學參數(shù)必須在試驗的基礎(chǔ)上來確定，以確保數(shù)據(jù)準確可靠，減小計算誤差。

本實施例中，陜西澄合百良旭升煤礦主采煤層為4號煤層(即上部煤層4)和5號煤層(即下部煤層2)。其中，4號煤層的平均厚度為1.5m，大部分可采，平均埋深為487.3m；5號煤層的平均厚度5.37m，全部可采，平均埋深為380.6m(即H＝380.6m)。兩個煤層的平均層間距為4.05m(即夾層5的平均層厚為4.05m)，屬于典型的近距離煤層，采用下行開采方式，即先采4號煤層，預(yù)留寬度為20m的保護煤柱7(即l₂＝20m)，再開采5號煤層。4號煤層回采后，5號煤層工作面的運輸順槽(即近距離煤層巷道1)布置在4號煤層的采空區(qū)6下并與4號煤區(qū)段的保護煤柱7內(nèi)錯8m處，巷道斷面為4.0m×3.5m，即h＝2a＝3.5m，B＝4.0m；原設(shè)計采用“錨桿+錨索+網(wǎng)”的對稱支護方案。由于忽略了巷道幫部受力及變形的非對稱性，盡管5號煤層的運輸順槽布置在應(yīng)力降低區(qū)，巷道幫部依然出現(xiàn)了嚴重的非對稱變形，幫部錨桿(索)不同程度地“翻盤”，嚴重影響5號煤層的正常開采。

本實施例中，步驟二中所述的當前所施工節(jié)段中彈性地基梁的彈性特征值其中k₃為當前所施工節(jié)段兩幫巖體的反力系數(shù)，E和I分別為當前所施工節(jié)段兩幫巖體的綜合彈性模量和慣性矩；b'＝1m。

本實施例中，步驟一中進行圍巖基本力學參數(shù)確定時，所確定的圍巖基本力學參數(shù)至少應(yīng)包括近距離煤層巷道1的凈高h(即近距離煤層巷道1的內(nèi)部高度)、開挖完成后當前所施工節(jié)段的頂板最大下沉量Δh(具體是為對試驗段頂板進行監(jiān)測得到的實際監(jiān)測值)、當前所施工節(jié)段兩幫巖體的綜合彈性模量E、當前所施工節(jié)段兩幫巖體彈塑性界面上的應(yīng)力集中系數(shù)k₁、當前所施工節(jié)段上覆巖層的平均容重γ、當前所施工節(jié)段的埋深H、當前所施工節(jié)段的巷道兩幫巖體的粘聚力c(也稱粘結(jié)力)、當前所施工節(jié)段的巷道兩幫巖體的內(nèi)摩擦角當前所施工節(jié)段的巷道兩幫巖體與頂?shù)装彘g交界面的切向剛度系數(shù)K_s、保護煤柱7的寬度l₂、當前所施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫內(nèi)側(cè)且位于保護煤柱7正下方的巖體的應(yīng)力集中系數(shù)k₂、當前所施工節(jié)段兩幫巖體的反力系數(shù)k₃、當前所施工節(jié)段兩幫巖體的慣性矩I和近距離煤層巷道1的設(shè)計寬度B。并且，還需相應(yīng)對當前所施工節(jié)段兩幫巖體的彈性特征值λ和當前所施工節(jié)段的巷幫極限平衡區(qū)寬度x₀分別進行確定。

本實施例中，所確定的圍巖基本力學參數(shù)詳見表1：

表1圍巖基本力學參數(shù)表

本實施例中，將利用matlab軟件且根據(jù)式(4)，計算得出巷幫極限平衡區(qū)寬度x₀＝3.53m。所述的且

并且，l_e＝h+0.18m＝3.68m。所述的l₁＝x₀+l_e＝7.21m。所述近距離煤層巷道1的等效圓半徑r₀＝2.66m，

本實施例中，Δh'＝0.18m。實際施工時，可根據(jù)具體需要，對Δh'的取值大小進行相應(yīng)調(diào)整。

本實施例中，經(jīng)現(xiàn)場實測得煤幫表面處的頂板最大下沉量(即開挖完成后當前所施工節(jié)段的頂板最大下沉量)Δh＝0.15m，根據(jù)公式(1)，求得

而則

由上述內(nèi)容可知，開挖完成后當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₁＝0.4m，開挖完成后當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的向內(nèi)位移理論值S₂＝0.53m?？紤]到煤柱支承壓力引起的上煤層巷道3底板最大破壞深度波及下部煤層2和由于上煤層巷道3開挖卸載而引起的下部煤層2中第三變形區(qū)1-3的影響，當前施工節(jié)段的上覆巖層下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量Δd₁＝S₁+Δd1＝0.4m+0.1m，當前施工節(jié)段的煤柱下壓側(cè)煤幫的預(yù)留開挖量Δd₂＝S₂+Δd2＝0.53m+0.07m＝0.6m。

本實施例中，Δd1＝0.1m，Δd2＝0.07m。

實際施工時，可根據(jù)具體需要，對Δd1和Δd2的取值大小進行相應(yīng)調(diào)整。

本實施例中，所述近距離煤層巷道1為回采巷道且其凈高與下部煤層2的凈高相同；步驟三中進行巷道開挖時，按照常規(guī)礦山回采巷道開挖的施工方法，對當前所施工節(jié)段進行開挖。

實際施工過程中，多個所述節(jié)段的縱向長度均為10m～50m。

本實施例中，多個所述節(jié)段的縱向長度為30m左右。

實際施工時，所述近距離煤層巷道1與上煤層巷道3之間的水平間距為8m～12m。

以上所述，僅是本發(fā)明的較佳實施例，并非對本發(fā)明作任何限制，凡是根據(jù)本發(fā)明技術(shù)實質(zhì)對以上實施例所作的任何簡單修改、變更以及等效結(jié)構(gòu)變化，均仍屬于本發(fā)明技術(shù)方案的保護范圍內(nèi)。