本发明涉及巷道支护控制,特别是涉及一种超前巷道分段支护控制方法。
背景技术:
1、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。
2、《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。
技术实现思路
1、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。
2、为实现上述技术问题,本发明采取了如下方案:
3、一种超前巷道分段支护控制方法,包括以下步骤:
4、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σx分布情况;
5、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:
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7、
8、
9、其中:
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11、
12、
13、
14、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;
15、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:
16、s31、计算l0与l1距离;
17、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;
18、s33、超前支护距离为l0+d0;非对称补强支护距离为l1+d1。
19、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:
20、d0=b+l
21、d1=αs(t×b+l)
22、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。
23、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。
24、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。
25、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。
26、与现有技术相比,本发明具有以下优点和有益效果:
27、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。
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:
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:
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σy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。