一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法

一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法
【专利摘要】本发明公开了一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，包括步骤：一、围岩基本力学参数确定；二、巷道两帮预留开挖量确定；三、巷道开挖：根据两侧巷道帮部的预留开挖量进行开挖；四、巷道帮部支护结构确定：巷道帮部支护结构包括多个巷道帮部支护单元和多根注浆锚杆，巷道帮部支护单元与注浆锚杆呈交错布设；五、巷道帮部围岩支护施工；六、下一节段开挖及巷帮围岩支护施工；七、多次重复步骤六，直至完成近距离煤层巷道的全部开挖及巷帮围岩支护施工过程。本发明方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好，根据近距离下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定，并采用注浆锚杆与巷道帮部支护体系配合对巷帮进行有效支护。
【专利说明】
一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法
技术领域
[0001] 本发明属于巷道施工技术领域，尤其是涉及一种近距离煤层巷道的巷帮支护方 法。
【背景技术】
[0002] 近年来，随着中厚煤层资源的逐步枯竭，近距离薄煤层群开采(也称为近距离煤层 开采)成为当今煤炭资源发展的必然趋势之一。通常认为煤层层间距很近，开采时具有显著 相互影响的煤层;一般指煤层间距小于30m的煤层。由于近距离煤层中煤层间距较小，受上 部煤层开采后遗留煤柱形成的集中压力的影响，围岩变形剧烈，其中巷道两帮的煤体强度 通常较顶底板的煤体强度软弱，巷道两帮煤体的变形量大已成为下部回采巷道支护工作的 重点和难点，并且诸多专家和现场工程技术人员对此进行了深入研究。其中，张炜通过对近 距离煤层巷道变形进行现场实测发现下部煤层的回采巷道布置在应力降低区，依然出现了 巷道一帮变形大于另一帮的情形;胡敏军等认为由于下煤层巷道两帮所受的水平应力大小 不等，巷道靠近煤柱侧的帮部变形和破坏区大于靠近实体煤侧;张继华等运用数学计算软 件分析了近距离下部煤层巷道帮部变形失稳出现的非对称现象，指出靠近煤柱侧的变形情 况远远超过靠近实体煤侧;杨智文提出从巷道布置、支护措施、预爆破上覆煤柱等来解决极 近距离煤层多采空区下巷道的稳定问题;方新秋采用现场实测、理论分析及数值模拟，通过 设计顶板及两帮不同支护参数，分析了不同计算模型下巷道煤帮及顶底板的位移。此外，还 有一些文献也通过数值模拟和理论分析对近距离下部煤层巷道围岩的变形及支护技术进 行了探讨。
[0003] 由上述内容可知，现如今对近距离下煤层回采巷道变形及其支护的研究取得了较 多的成果，但都是采用数值模拟和现场实测来开展的，而基于工程类比或施工经验来确定 的开挖、支护方案及参数具有很大的随意性和盲目性。由于近距离采空区下回采巷道的受 力环境较单一煤层巷道具有显著的差异，现有单一煤层巷道变形及支护的研究成果并不适 用于近距离采空区下的回采巷道。

【发明内容】

[0004] 本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种近距离煤 层巷道的巷帮支护方法，其方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好，根据近距离 下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定，并采用注浆锚杆与巷 道帮部支护体系配合对巷帮进行有效支护，避免了近距离下部煤层巷道的返修工作，且施 工成本低。
[0005] 为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种近距离煤层巷道的巷帮支 护方法，其特征在于:沿巷道纵向延伸方向由后向前分多个节段对近距离煤层巷道进行开 挖及巷帮围岩支护施工;所述近距离煤层巷道的横断面为矩形且其为在下部煤层内开采的 巷道，所述近距离煤层巷道位于上煤层巷道的一侧下方，所述上煤层巷道为在上部煤层内 开采的巷道，所述上部煤层位于下部煤层上方，且上部煤层与下部煤层之间通过夹层进行 分隔；所述近距离煤层巷道与上煤层巷道呈平行布设;所述上煤层巷道的一侧为采空区且 其另一侧为预留的保护煤柱，所述近距离煤层巷道位于采空区下方;所述近距离煤层巷道 靠近上煤层巷道的一侧巷道帮部为煤柱下压侧煤帮，近距离煤层巷道的另一侧巷道帮部为 上覆岩层下压侧煤帮；对近距离煤层巷道进行开挖及巷帮围岩支护施工时，多个所述节段 的开挖及巷帮围岩支护施工方法均相同；对于近距离煤层巷道的任一节段进行开挖及巷帮 围岩支护施工时，包括以下步骤：
[0006] 步骤一、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验，对当前所施 工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；
[0007] 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，对 当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定；
[0008] 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成 后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si进行确定；其中
(1);公式（1)中，4，1!为近距离煤层巷道（1)的净 高，且a和h单位均为m; Ah为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施 工节段两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa;Pi为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面 上的水平压力且?1 = 1·!^· γΗ (2)，公式(2)中匕为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面 上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m 3，H为当前所 施工节段的埋深且其单位为πι，λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹性 地基梁为当前所施工节段的两帮岩体;hixo+L (3)，公式(3)中U为当前所施工节段两帮 岩体弹性区的宽度且le = h± Ah'，Ah'=0m~0.3m;x〇为当前所施工节段的巷帮极限平衡 区宽度且
（4)，公式(4)中c为当前所施工节段巷道两帮岩 体的粘聚力，皆为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角；# = A (5)，公式(5)中1为 laL· 当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数；
[0009] 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成后当 前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S 2进行确定；其中
(6);公 式(6)中12为保护煤柱的宽度，ρ2 = λ·1?· γΗ (8)，公式(8)中1?为当前所施工节段的煤柱 下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱正下方的岩体的应力集中系数；
[0010]步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留 开挖量，由后向前对当前施工节段进行开挖；
[0011]步骤四、巷道帮部支护结构确定:所采用的巷道帮部支护结构包括多个巷道帮部 支护单元和多根注浆锚杆，多个所述巷道帮部支护单元沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸 方向由后向前布设，多根所述注浆锚杆沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向前布 设，且所述巷道帮部支护单元与注浆锚杆呈交错布设；
[0012] 多个所述巷道帮部支护单元的结构均相同；所述巷道帮部支护单元为布设在近距 离煤层巷道两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系，所述巷道帮部支护体系布设在当前所施工 节段的一个巷道断面上，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段的 巷帮极限平衡区宽度X0进行确定；
[0013] 多根所述注浆锚杆均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈 垂直布设;所述注浆锚杆位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前所 施工节段的一个巷道断面上；
[0014] 步骤五、巷道帮部围岩支护施工:根据步骤四中所确定的巷道帮部支护结构，对当 前所施工节段进行支护施工；
[0015] 步骤六、下一节段开挖及巷帮围岩支护施工:重复步骤一至步骤五，对下一节段进 行开挖及巷帮围岩支护施工；
[0016] 步骤七、多次重复步骤六，直至完成近距离煤层巷道的全部开挖及巷帮围岩支护 施工过程。
[0017] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：所述近距离煤层巷道为回 采巷道且其净高与下部煤层的净高相同；步骤三中进行巷道开挖时，按照常规矿山回采巷 道开挖的施工方法，对当前所施工节段进行开挖。
[0018] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：多个所述节段的纵向长度 均为10m~50m，所述近距离煤层巷道与上煤层巷道之间的水平间距为8m~12m。
[0019] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：步骤二中根据开挖完成后 当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si，对当前施工节段的上覆岩层下 压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据公式A cUiSd △ dl (9)进行确定;公式(9)中，Δ dl=0.05m ~0.12m;
[0020] 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据公式A d2 = S2+Ad2 (10)进行确 定；公式（10)中，Δ d2 = 0 · 05m~0 · 12m。
[0021] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：步骤三中进行巷道开挖之 前，先根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量，并结合近距离 煤层巷道的设计宽度B，对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度bdP 煤柱下压侦幌帮一侧的实际开挖宽度匕分别进行确定;其中，h = b+Δ cU，b2 = b+Δ d2，/> = f 且b和B的单位均为m;
[0022] 当前施工节段的实际开挖宽度b ' ih+te;
[0023] 步骤三中进行巷道开挖时，根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线，并结 合所确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。
[0024]上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：步骤四中所述注浆锚杆的 长度为rm' ；其中
的单位为m;公式（11)中，ro为 近距离煤层巷道的等效圆半径且
B为近距离煤层巷道的设计宽度，ro、 a、b和B的单位均为m;l = 2 · r〇。
[0025] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：步骤四中前后相邻两根所 述注浆锚杆之间的间距为0.8m~1.2m，前后相邻两个所述巷道帮部支护单元之间的间距为 0 · 8m~1 · 2m〇
[0026] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：步骤四中所述巷道帮部支 护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构；
[0027] 步骤五中对当前所施工节段进行支护施工时，先由后向前对多根所述注浆锚杆进 行施工，再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工。
[0028]上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：所述巷道帮部支护体系所 采用的支护结构包括两个分别对称布设在近距离煤层巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护 结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；
[0029]所述帮部支护结构包括布设在近距离煤层巷道的巷道帮上且呈水平向布设的巷 道帮部锚杆;所述巷道帮部锚杆的长度等于11'+1〇+12'，其中11'=10〇11~20〇11，12'=30〇]1~ 50cm〇
[0030] 上述一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征是：所述近距离煤层巷道的煤 柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一变形区、第二变形区和第三变形区，所述第一变 形区位于采空区下方，第二变形区位于上煤层巷道下方，第三变形区位于保护煤柱下方;所 述第二变形区与上煤层巷道的宽度相同，所述第三变形区的宽度与保护煤柱的宽度相同；
[0031] 步骤二中所述的h为第一变形区的宽度，所述第一变形区由内至外分为破裂区、 塑性区和弹性区；所述的k2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第三变形区内岩体 的应力集中系数。
[0032] 本发明与现有技术相比具有以下优点：
[0033] 1、方法步骤简单、实现方便且投入成本低。
[0034] 2、设计合理且实现方便，为确保开挖效果，沿巷道纵向延伸方向由后向前分多个 节段对近距离煤层巷道进行开挖;并且，对近距离煤层巷道的任一个节段进行开挖时，先确 定围岩基本力学参数，再根据所确定的围岩基本力学参数对当前施工节段的两侧巷道帮部 的预留开挖量分别进行确定，最后根据所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量由后向前对当前施工节段进行开挖，施工简便且施工过程易于控制，可操性强。
[0035] 3、所采用的当前施工节段两侧巷道帮部的预留开挖量的确定方法简单、实现简便 且使用效果好，所确定的预留开挖量合理、准确，能有效保证确保成型后的近距离煤层巷道 内部空间符合设计要求。所确定的预留开挖量分别与上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论 值3 1和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值32对应，并且考虑到实际施工中近距离煤层巷道 的复杂变形因素，并对上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si和煤柱下压侧煤帮的向内 位移理论值3 2分别叠加一定的调整量（即Adi和Δ(12)。并且，上覆岩层下压侧煤帮的向内 位移理论值&和煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值&的确定方法简单、合理且精度高，能简 便、快速且准确地对上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值3 1和煤柱下压侧煤帮的向内位 移理论值&进行确定。
[0036] 4、所采用的巷道帮部支护结构设计合理且设计过程简单、实现方便，包括多个巷 道帮部支护单元和多根注浆锚杆，多个巷道帮部支护单元沿近距离煤层巷道的巷道纵向延 伸方向由后向前布设，多根注浆锚杆沿近距离煤层巷道的巷道纵向延伸方向由后向前布 设，且巷道帮部支护单元与注浆锚杆呈交错布设，施工简便且施工质量易控。
[0037]针对近距离煤层巷道的巷帮（也称煤帮）存在的非对称变形情况，开挖完成后在煤 柱下压侧煤帮中部布设多根注浆锚杆进行加固，注浆锚杆的长度设计合理，通过多根注浆 锚杆能对煤柱下压侧煤帮的整个破裂区进行有效加固，并且省工省料省时。
[0038]同时，通过合理设计巷道帮部支护体系所采用的支护结构，对近距离煤层巷道的 巷道帮部进行有效加固，在满足支护稳定、可靠且安全的前提下，达到节约成本的目的，具 有经济、投入施工成本较低、安全可靠等优点，因而能为矿山正常生产提供有力保障。
[0039] 5、使用效果好且实用价值高，能有效解决煤帮非对称变形后侵入巷道净空并影响 巷道正常使用的问题，巷道开挖时两帮预留不同的开挖量，确保成型后的近距离煤层巷道 内部空间符合设计要求。首先，根据近距离下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留 开挖量分别进行确定，能有效解决煤帮非对称变形后侵入巷道净空并影响巷道正常使用的 问题；同时，采用注浆锚杆与巷道帮部支护体系配合对巷帮进行有效加固、支护，避免了近 距离下部煤层巷道的返修工作，且施工成本低。
[0040] 本发明针对采空区下回采巷道煤帮（即近距离煤层巷道煤帮）在上覆岩层及煤柱 的支承压力下易产生非对称变形，煤帮破裂厚度及其位移大小直接影响巷道开挖方案及其 支护效果。针对现有煤帮破裂范围理论研究的不足和现场实测的客观困难，采用合理的煤 帮破裂区厚度确定方法，并根据所确定的破裂区厚度对在煤帮上布置注浆锚杆，并分别考 虑上覆岩层与煤柱支承压力及顶底板相对移动对煤帮变形的影响，建立了下煤层巷道两帮 不同的位移计算模型，提出了非对称预留开挖方案。
[0041] 综上所述，本发明方法步骤简单、设计合理且实现方便、使用效果好，根据近距离 下部煤层巷道的围岩变形情况对巷道两帮预留开挖量分别进行确定，并采用注浆锚杆与巷 道帮部支护体系配合对巷帮进行有效支护，避免了近距离下部煤层巷道的返修工作，且施 工成本低。
[0042] 下面通过附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
【附图说明】
[0043]图1为本发明所建立近距离煤层巷道的巷帮应力计算模型的结构示意图。
[0044] 图2为本发明所建立近距离煤层巷道的巷道两帮岩体弹塑性界面应力计算模型的 结构示意图。
[0045] 图3为本发明的巷道开挖方法流程框图。
[0046] 图4为本发明注浆锚杆的布设位置示意图。
[0047] 图5为本发明巷道帮部支护体系所采用支护结构的结构示意图。
[0048] 附图标记说明：
[0049] 1-近距离煤层巷道； 1-1 一第一变形区； 1_2 一第二变形区；
[0050] 1-3-第三变形区； 2-下部煤层； 3-上煤层巷道；
[0051] 4-上部煤层； 5-夹层； 6-采空区；
[0052] 7-保护煤柱； 8-注浆锚杆； 9 一巷道帮部锚杆。
【具体实施方式】
[0053] 如图3所示的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，沿巷道纵向延伸方向由后向 前分多个节段对近距离煤层巷道1进行开挖及巷帮围岩支护施工;所述近距离煤层巷道1的 横断面为矩形且其为在下部煤层2内开采的巷道，所述近距离煤层巷道1位于上煤层巷道3 的一侧下方，所述上煤层巷道3为在上部煤层4内开采的巷道，所述上部煤层4位于下部煤层 2上方，且上部煤层4与下部煤层2之间通过夹层5进行分隔;所述近距离煤层巷道1与上煤层 巷道3呈平行布设;所述上煤层巷道3的一侧为采空区6且其另一侧为预留的保护煤柱7,所 述近距离煤层巷道1位于采空区6下方;所述近距离煤层巷道1靠近上煤层巷道3的一侧巷道 帮部为煤柱下压侧煤帮，近距离煤层巷道1的另一侧巷道帮部为上覆岩层下压侧煤帮;对近 距离煤层巷道1进行开挖及巷帮围岩支护施工时，多个所述节段的开挖及巷帮围岩支护施 工方法均相同；对于近距离煤层巷道1的任一节段进行开挖及巷帮围岩支护施工时，包括以 下步骤：
[0054] 步骤一、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验，对当前所施 工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；
[0055] 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，对 当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定；
[0056] 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成 后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si进行确定；其中
α);公式α)中，，h为近距离煤层巷道1的净高， 且a和h单位均为m; Ah为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施工节 段两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa;PlS当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的 水平压力且γΗ (2)，公式(2)中1^为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的 应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m 3，H为当前所施工 节段的埋深且其单位为πι，λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹性地基 梁为当前所施工节段的两帮岩体;liixo+U (3)，公式(3)中U为当前所施工节段两帮岩体 弹性区的宽度且le = h± ▲11'，&11'=〇111~0.3111;幼为当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽 度且
（4)，公式(4)中c为当前所施工节段巷道两帮岩体的 粘聚力，为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角，c的单位为Pa;= (5)，公 lah 式(5)中1为当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数；
[0057] 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成后当 前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S 2进行确定；其中
公式(6)中12为保护煤柱7的宽度，Ρ2 = λ·1?· γΗ (8)，公式(8)中1?为当前所施工节段的 煤柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱7正下方的岩体的应力集中系数；
[0058]步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留 开挖量，由后向前对当前施工节段进行开挖；
[0059] 步骤四、巷道帮部支护结构确定:结合图4和图5,所采用的巷道帮部支护结构包括 多个巷道帮部支护单元和多根注浆锚杆8，多个所述巷道帮部支护单元沿近距离煤层巷道1 的巷道纵向延伸方向由后向前布设，多根所述注浆锚杆8沿近距离煤层巷道1的巷道纵向延 伸方向由后向前布设，且所述巷道帮部支护单元与注浆锚杆8呈交错布设；
[0060] 多个所述巷道帮部支护单元的结构均相同；所述巷道帮部支护单元为布设在近距 离煤层巷道1两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系，所述巷道帮部支护体系布设在当前所施 工节段的一个巷道断面上，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段 的巷帮极限平衡区宽度Χ0进行确定；
[0061] 多根所述注浆锚杆8均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈 垂直布设;所述注浆锚杆8位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前 所施工节段的一个巷道断面上；
[0062] 步骤五、巷道帮部围岩支护施工:根据步骤四中所确定的巷道帮部支护结构，对当 前所施工节段进行支护施工；
[0063] 步骤六、下一节段开挖及巷帮围岩支护施工:重复步骤一至步骤五，对下一节段进 行开挖及巷帮围岩支护施工；
[0064] 步骤七、多次重复步骤六，直至完成近距离煤层巷道1的全部开挖及巷帮围岩支护 施工过程。
[0065]如图1所示，所述近距离煤层巷道1的煤柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一 变形区1-1、第二变形区1-2和第三变形区1-3,所述第一变形区1-1位于采空区6下方，第二 变形区1-2位于上煤层巷道3下方，第三变形区1-3位于保护煤柱7下方;所述第二变形区1-2 与上煤层巷道3的宽度相同，所述第三变形区1-3的宽度与保护煤柱7的宽度相同；
[0066] 步骤二中所述的h为第一变形区1-1的宽度;结合图2,所述第一变形区1-1由内至 外分为破裂区、塑性区和弹性区；所述的k 2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第 三变形区1 -3内岩体的应力集中系数。
[0067] 其中，所述第一变形区1-1为破裂区、塑性区和弹性区的宽度之和。
[0068] 本实施例中，将当前所施工节段两帮岩体作为弹性地基梁进行分析。
[0069]如图1所示，所述上煤层巷道3为已开挖完成的回采巷道，待上部煤层4中的上煤层 巷道3开挖完成后，对对应的工作面回采结束后，采空区6的顶板完全垮落并充填采空区6， 该上煤层巷道3的另一侧为一定支承压力作用下的保护煤柱7;当下部煤层回采巷道（即近 距离煤层巷道1)掘进后，近距离煤层巷道1的两帮在上覆岩层及采空区6内矸石自重应力作 用下发生变形或破坏;此外，上部煤柱（即保护煤柱7)的支承压力通过上下煤层之间的夹层 (即夹层5,也称中间煤层)传递至下部煤层3。本实施例中，所述近距离煤层巷道1位于上煤 层巷道3的左侧下方，所述上煤层巷道3的左侧为采空区6且其右侧为保护煤柱7,由于近距 离煤层巷道1的左右帮受力的非对称性，出现了右帮变形破裂较左帮严重的非对称现象。
[0070] 结合图2,所建立的近距离煤层巷道的巷道两帮岩体弹塑性界面应力计算模型为 基于弹性地基梁理论建立的应力计算模型，且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为 在无支护情况下的力学模型，所建立的力学模型中所述第一变形区1-1由近距离煤层巷道1 的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区和弹性区，其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限 平衡状态，所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。所述近距离煤层巷道1开挖初期，煤帮处 于弹塑性状态，其表面部分的弹性变形能很快消失，塑性区进一步扩展至弹塑性边界。煤帮 表面的煤体在垂直压力的作用下持续地向巷道空间内产生径向变形，直至在煤帮塑性区的 某个界面上产生离层后形成破裂区。
[0071] 本实施例中，步骤二中根据开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向 内位移理论值Si，对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据 公式Δ cUiSdA dl (9)进行确定;公式(9)中，Δ cU为当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮 的预留开挖量，Δ dl=0.05m~0.12m;
[0072] 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据公式A d2 = S2+Ad2 (10)进行确 定；公式（10)中，Δ d2为当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量，Δ d2 = 0.05m~ 0·12m〇
[0073] 本实施例中，步骤三中进行巷道开挖之前，先根据步骤二中所确定的当前施工节 段的两侧巷道帮部的预留开挖量，并结合近距离煤层巷道1的设计宽度B，对当前施工节段 的上覆岩层下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度匕和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度13 2分 别进行确定;其中，bi = b+A di，b2 = b+ Δ d2，&=_#且b和B的单位均为m; 2.
[0074] 当前施工节段的实际开挖宽度b ' ih+te;
[0075] 步骤三中进行巷道开挖时，根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线，并结 合所确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。
[0076] 本实施例中，步骤四中所述注衆锚杆8的长度为r m ' ；其中r m ' = r m - b 2，
11)，5的单位为m;公式（11)中，ro为近距离煤层巷道1的等效圆半 UIV/!) "Γ? J~ 径JB为近距离煤层巷道1的设计宽度，r〇、a、b和B的单位均为m;l = 2 · r〇〇
[0077] 本实施例中，所述注浆锚杆8呈水平布设。
[0078] 并且，前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距为0.8m~1.2m。
[0079] 本实施例中，前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距为lm。
[0080] 实际施工时，可根据具体需要，对前后相邻两根所述注浆锚杆8之间的间距进行相 应调整。
[0081] 通过对从当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮中部向内布设的注浆结构的变形情 况进行分析发现:该注浆结构长度方向上煤体在支承压力下产生的径向变形量并不相同， 越靠近煤帮表面，其周围煤体的碎胀变形越大，径向位移量也越大。对整个注浆结构而言， 由于其长度方向上各点周围煤体的径向位移速率不同，该注浆结构与其周围煤体之间必将 产生相对位移而引起摩阻剪应力。所述注浆结构靠近煤帮表面的一个注浆段具有阻止周围 煤体向巷道内径向变形的趋势，该注浆段表面产生指向巷道内的摩阻力;所述注浆结构的 其余注浆段则在自身拉拔作用下产生指向煤帮深部的摩阻力。因而，所述注浆结构上存在 一个表面摩阻力指向相反的分界点，该分界点为所述注浆结构与其周围煤体相对位移为零 的中性点，该点摩阻力为零。但该分界点处，所述注浆结构的轴向拉力达到最大且由该分界 点向注浆结构的两端轴向拉力逐渐减少并趋于零。所述注浆结构为从当前所施工节段的煤 柱下压侧煤帮中部向内水平钻孔，并在所成型钻孔内注浆而成。而煤帮岩体的位移则由所 述注浆结构的孔口至孔底呈逐步递减的分布规律。由公式（11)可知，随着近距离煤层巷道1 的等效圆半径ro的增加，所述砂浆结构的长度相应增大，其中性点（即所述分界面)逐渐向 巷道深部延伸，表明巷道帮部的破裂区宽度也相应增大。
[0082] 本实施例中，采用注浆锚杆8对当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮进行加固，并且 注浆锚杆8的长度为^'。其中，rm' =LS，LS为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的破裂区宽 度。并且，所述的^为当前所施工节段的巷道中心线至所述分界点的水平间距。所述分界点 位于所述第一变形区1-1中破裂区和塑性区之间的分界面上。所述注浆锚杆8的直径为Φ 0.02m〇
[0083] 因而，本发明将注浆锚杆8的长度设定为rm'，能有效满足对煤柱下压侧煤帮破裂 区的加固需求，并且不会造成材料浪费，省工省时。
[0084] 根据公式（1)可知，当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si* 煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移与顶底板发生相对移动而产生的煤帮位移 之和，其中煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移为·
顶底板发生 相对移动而产生的煤帮位移为
[0085]根据公式(6)可知，当目ij施丄节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2为煤体 自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移、顶底板发生相对移动而产生的煤帮位移与第三 变形区1 -3内煤体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移之和，其中第三变形区1 -3内煤 体自身变形产生的煤帮表面向巷道内的位移为
[0086]由公式（1)和公式(6)能看出，下煤层回采巷道（即近距离煤层巷道1)的帮部将出 现严重的非对称位移现象，靠近煤柱侧煤体的变形后产生的位移远大于靠近实体煤侧（即 煤柱下压侧煤帮一侧的变形量远大于上覆岩层下压侧煤帮一侧的变形量），这与大量的现 场实测结果高度吻合。因此，在设计巷道开挖宽度时，两帮需预留不同的开挖量，以避免煤 帮非对称变形后侵入净空，影响巷道正常使用。
[0087]本实施例中，步骤一中进行围岩基本力学参数确定之前，先从当前所施工节段中 选取一个节段作为测试段，所述测试段位于当前所施工节段后端且其长度为lm。
[0088]步骤一中进行围岩基本力学参数确定时，从所述测试段取岩样进行室内试验，且 所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数。
[0089] 并且，鉴于回采巷道（即近距离煤层巷道1)围岩的非均质、非连续及各向异性等特 性，其力学参数必须在试验的基础上来确定，以确保数据准确可靠，减小计算误差。
[0090] 本实施例中，陕西澄合百良旭升煤矿主采煤层为4号煤层（即上部煤层4)和5号煤 层（即下部煤层2)。其中，4号煤层的平均厚度为1.5m，大部分可采，平均埋深为487.3m;5号 煤层的平均厚度5.37m，全部可采，平均埋深为380.6m(即H = 380.6m)。两个煤层的平均层间 距为4.05m(即夹层5的平均层厚为4.05m)，属于典型的近距离煤层，采用下行开采方式，即 先采4号煤层，预留宽度为20m的保护煤柱7(即l 2 = 20m)，再开采5号煤层。4号煤层回采后，5 号煤层工作面的运输顺槽（即近距离煤层巷道1)布置在4号煤层的采空区6下并与4号煤区 段的保护煤柱7内错8m处，巷道断面为4.0m X 3.5m，即h = 2a = 3.5m，B = 4.0m;原设计采用 "锚杆+锚索+网"的对称支护方案。由于忽略了巷道帮部受力及变形的非对称性，尽管5号煤 层的运输顺槽布置在应力降低区，巷道帮部依然出现了严重的非对称变形，帮部锚杆(索） 不同程度地"翻盘"，严重影响5号煤层的正常开采。
[0091] 本实施例中，步骤二中所述的当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值
，其中k3为当前所施工节段两帮岩体的反力系数，E和I分别为当前所施工节段两 帮岩体的综合弹性模量和惯性矩;b'= lm。
[0092] 本实施例中，步骤一中进行围岩基本力学参数确定时，所确定的围岩基本力学参 数至少应包括近距离煤层巷道1的净高h(即近距离煤层巷道1的内部高度）、开挖完成后当 前所施工节段的顶板最大下沉量A h(具体是为对试验段顶板进行监测得到的实际监测 值）、当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量E、当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上 的应力集中系数、、当前所施工节段上覆岩层的平均容重γ、当前所施工节段的埋深H、当 前所施工节段的巷道两帮岩体的粘聚力c(也称粘结力）、当前所施工节段的巷道两帮岩体 的内摩擦角当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数K s、保护 煤柱7的宽度12、当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱7正下方的岩体的 应力集中系数k 2、当前所施工节段两帮岩体的反力系数k3、当前所施工节段两帮岩体的惯性 矩I和近距离煤层巷道1的设计宽度B。并且，还需相应对当前所施工节段两帮岩体的弹性特 征值λ和当前所施工节段的巷帮极限平衡区宽度 XQ分别进行确定。
[0093]本实施例中，所确定的围岩基本力学参数详见表1:
[0094]表1围岩基本力学参数表
[0095]
[0096] 本实施例中，将利用matlab软件且根据式(4)，计算得出巷帮极限平衡区宽度χ〇 = 3.53m。所述的
[0097] 并且，le = h+0 · 18m=3.68m。所述的li = x〇+le = 7 · 21m。所述近距离煤层巷道1的等 效圆半径r〇 = 2.66m
[0098] 本实施例中，Ah'=0.18m。实际施工时，可根据具体需要，对Ah'的取值大小进行 相应调整。
[0099] 本实施例中，经现场实测得煤帮表面处的顶板最大下沉量（即开挖完成后当前所 施工节段的顶板最大下沉量）Ah = 0.15m，根据公式(1)，求得
[0100]
[0102] 由上述内容可知，开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理 论值Si = 0.4m，开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2 = 0.53m。 考虑到煤柱支承压力引起的上煤层巷道3底板最大破坏深度波及下部煤层2和由于上煤层 巷道3开挖卸载而引起的下部煤层2中第三变形区1-3的影响，当前施工节段的上覆岩层下 压侧煤帮的预留开挖量Δ di = Si+A dl = 0.4m+0. lm，当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预 留开挖量 Δ d2 = S2+ Δ d2 = 0 · 53m+0 · 07m=0 · 6m。
[0103] 本实施例中，Δ dl=0. lm，Δ d2 = 0.07m。
[0104] 实际施工时，可根据具体需要，对Δ dl和Δ d2的取值大小进行相应调整。
[0105] 本实施例中，所述近距离煤层巷道1为回采巷道且其净高与下部煤层2的净高相 同；步骤三中进行巷道开挖时，按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法，对当前所施工节段 进行开挖。
[0106] 实际施工过程中，多个所述节段的纵向长度均为10m~50m。
[0107] 本实施例中，多个所述节段的纵向长度为30m左右。
[0108] 实际施工时，所述近距离煤层巷道1与上煤层巷道3之间的水平间距为8m~12m。
[0109] 实际施工时，前后相邻两个所述巷道帮部支护单元之间的间距为0.8m~1.2m。
[0110] 本实施例中，前后相邻两个所述巷道帮部支护单元之间的间距为lm，相邻两个所 述巷道帮部支护单元之间的中部均设置有一根所述注浆锚杆8。
[0111] 本实施例中，步骤四中所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支 护结构；
[0112] 步骤五中对当前所施工节段进行支护施工时，先由后向前对多根所述注浆锚杆8 进行施工，再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工。
[0113] 如图5所示，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在 近距离煤层巷道1左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；
[0114] 所述帮部支护结构包括布设在近距离煤层巷道1的巷道帮上且呈水平向布设的巷 道帮部锚杆9;所述巷道帮部锚杆9的长度等于li ' +XQ+12 '，其中li ' = 10cm~20cm，h ' = 30cm ~50cm〇
[0115] 实际施工时，所述帮部支护结构中巷道帮部锚杆9的数量为一个或多个;且当巷道 帮部锚杆9的数量为一个时，该巷道帮部锚杆9布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部； 当所述巷道帮部锚杆9的数量为多个时，多个所述巷道帮部锚杆9呈均匀布设且相邻两个所 述巷道帮部锚杆9之间的间距为0.8m~lm。本实施例中，所述巷道帮部锚杆9的数量为三个。
[0116] 实际施工时，可根据具体需要，对所述帮部支护结构中巷道帮部锚杆9的数量进行 相应调整。
[0117] 本实施例中，所述巷道帮部锚杆9的长度Lbang= h '+xo+l2 ' =0.1+3.53+0.33 = 3.96m。此处，取所述巷道帮部锚杆9的长度为4.2m，两帮各三根Φ 18 X 6500mm的左旋螺纹钢 锚杆，间排距为800 X 1000mm，设计锚固长度取为1200mm，每根锚杆采用2节Z2360型中速树 脂锚固剂。其中11' = 10〇11，12'=33〇11，所述巷道帮部锚杆9的有效长度为3.53111，巷道帮部锚 杆9的外露长度为0. lm且其锚入稳定岩层内的长度为0.33m。
[0118] 为科学评价本发明所采用支护方案的实际效果，需对试验段支护后的围岩变形情 况进行系统监测。其中，围岩深部变形监测主要是通过对支护加固后不同深度岩体的变形 情况的测试，以了解巷道围岩各部分不同深度围岩的弱化和松动范围，包括破碎区、塑性区 的分布及其离层情况，以准确评估支护效果，修正支护参数;围岩表面位移监测可较好地判 断围岩的运动情况，分析围岩是否进入稳定状态。监测结果表明：采用本发明进行支护后， 所述近距离煤层巷道1的左右两侧巷道帮部的最大变形量分别为0.065m和0.08m，因而煤帮 变形得到有效控制。
[0119] 以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明 技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技 术方案的保护范围内。
【主权项】
1. 一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于：沿巷道纵向延伸方向由后向前 分多个节段对近距离煤层巷道（1)进行开挖及巷帮围岩支护施工;所述近距离煤层巷道（1) 的横断面为矩形且其为在下部煤层(2)内开采的巷道，所述近距离煤层巷道（1)位于上煤层 巷道（3)的一侧下方，所述上煤层巷道（3)为在上部煤层(4)内开采的巷道，所述上部煤层 (4)位于下部煤层(2)上方，且上部煤层(4)与下部煤层(2)之间通过夹层(5)进行分隔;所述 近距离煤层巷道（1)与上煤层巷道(3)呈平行布设;所述上煤层巷道(3)的一侧为采空区（6) 且其另一侧为预留的保护煤柱(7)，所述近距离煤层巷道（1)位于采空区（6)下方;所述近距 离煤层巷道（1)靠近上煤层巷道（3)的一侧巷道帮部为煤柱下压侧煤帮，近距离煤层巷道 (1)的另一侧巷道帮部为上覆岩层下压侧煤帮;对近距离煤层巷道（1)进行开挖及巷帮围岩 支护施工时，多个所述节段的开挖及巷帮围岩支护施工方法均相同；对于近距离煤层巷道 (1)的任一节段进行开挖及巷帮围岩支护施工时，包括以下步骤： 步骤一、围岩基本力学参数确定:通过对现场所取岩样进行室内试验，对当前所施工节 段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录； 步骤二、巷道两帮预留开挖量确定:根据步骤一中所确定的围岩基本力学参数，对当前 施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖量分别进行确定； 对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成后当 前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值S i进行确定；其中(1);公式（1)中，拉=会，h为近距离煤层巷道（1)的净 高，且a和h单位均为m; Ah为开挖完成后当前所施工节段的顶板最大下沉量;E为当前所施 工节段两帮岩体的综合弹性模量且其单位为Pa;Pi为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面 上的水平压力且?1 = 1·!^· γΗ (2)，公式(2)中1^为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界 面上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m 3，H为当前 所施工节段的埋深且其单位为πι，λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹 性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体；hixo+U (3)，公式(3)中U为当前所施工节段 两帮岩体弹性区的宽度且le = h± Ah'，Ah'=0m~0.3m;xo为当前所施工节段的巷帮极限 平衡区宽度i| (4)，公式（4)中c为当前所施工节段巷道 两帮岩体的粘聚力，为当前所施工节段巷道两帮岩体的内摩擦角；岁= A(5)，公式(5) 2aL· 中^为当前所施工节段的巷道两帮岩体与顶底板间交界面的切向刚度系数； 对当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据开挖完成后当前施 工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S 2进行确定；其中公式(6)中12为保护煤柱(7)的宽度，ρ2=λ·1?· γΗ (8)，公式(8)中1?为当前所施工节段 的煤柱下压侧煤帮内侧且位于保护煤柱(7)正下方的岩体的应力集中系数； 步骤三、巷道开挖:根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量，由后向前对当前施工节段进行开挖； 步骤四、巷道帮部支护结构确定:所采用的巷道帮部支护结构包括多个巷道帮部支护 单元和多根注浆锚杆(8)，多个所述巷道帮部支护单元沿近距离煤层巷道（1)的巷道纵向延 伸方向由后向前布设，多根所述注浆锚杆(8)沿近距离煤层巷道（1)的巷道纵向延伸方向由 后向前布设，且所述巷道帮部支护单元与注浆锚杆(8)呈交错布设； 多个所述巷道帮部支护单元的结构均相同；所述巷道帮部支护单元为布设在近距离煤 层巷道（1)两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系，所述巷道帮部支护体系布设在当前所施工 节段的一个巷道断面上，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构根据当前所施工节段的 巷帮极限平衡区宽度xo进行确定； 多根所述注浆锚杆(8)均呈平行布设且其均与当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮呈垂 直布设;所述注浆锚杆(8)位于当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮的中部且其布设在当前 所施工节段的一个巷道断面上； 步骤五、巷道帮部围岩支护施工:根据步骤四中所确定的巷道帮部支护结构，对当前所 施工节段进行支护施工； 步骤六、下一节段开挖及巷帮围岩支护施工：重复步骤一至步骤五，对下一节段进行开 挖及巷帮围岩支护施工； 步骤七、多次重复步骤六，直至完成近距离煤层巷道（1)的全部开挖及巷帮围岩支护施 工过程。2. 按照权利要求1所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:所述近距 离煤层巷道（1)为回采巷道且其净高与下部煤层（2)的净高相同；步骤三中进行巷道开挖 时，按照常规矿山回采巷道开挖的施工方法，对当前所施工节段进行开挖。3. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于：多个 所述节段的纵向长度均为l〇m~50m，所述近距离煤层巷道（1)与上煤层巷道(3)之间的水平 间距为8m~12m。4. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:步骤 二中根据开挖完成后当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮的向内位移理论值Si，对当前施 工节段的上覆岩层下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据公式A cUiSd Adi (9)进 行确定；公式(9)中，Δ dl=0.05m~0.12m; 根据开挖完成后当前施工节段的煤柱下压侧煤帮的向内位移理论值S2,对当前施工节 段的煤柱下压侧煤帮的预留开挖量进行确定时，根据公式Ad2 = S2+Ad2 (10)进行确定； 公式（10)中，Ad2 = 0·05m~0.12m。5. 按照权利要求4所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于：步骤三中 进行巷道开挖之前，先根据步骤二中所确定的当前施工节段的两侧巷道帮部的预留开挖 量，并结合近距离煤层巷道（1)的设计宽度B，对当前施工节段的上覆岩层下压侧煤帮一侧 的实际开挖宽度匕和煤柱下压侧煤帮一侧的实际开挖宽度匕分别进行确定;其中，h = b+A di，b2 = b+A d2,办二了且13和B的单位均为m; 当前施工节段的实际开挖宽度b ' ; 步骤三中进行巷道开挖时，根据预先设计的当前所施工节段的巷道中心线，并结合所 确定的bi和b2,对当前所施工节段进行开挖。6. 按照权利要求5所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:步骤四中 所述注衆锚杆(8)的长度为rm'；其中rm'=rm-b2，U，。的单位为m; 公式（11)中，r〇为近距离煤层巷道（1)的等效圆半径且％ = >/?2+心2，? = |，Β为近距离煤 层巷道(1)的设计宽度，r〇、a、b和Β的单位均为m;l = 2 · r〇。7. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:步骤 四中前后相邻两根所述注浆锚杆(8)之间的间距为0.8m~1.2m，前后相邻两个所述巷道帮 部支护单元之间的间距为0.8m~1.2m。8. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:步骤 四中所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构； 步骤五中对当前所施工节段进行支护施工时，先由后向前对多根所述注浆锚杆(8)进 行施工，再由后向前对多个所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工。9. 按照权利要求8所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:所述巷道 帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在近距离煤层巷道(1)左右两侧巷 道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同； 所述帮部支护结构包括布设在近距离煤层巷道（1)的巷道帮上且呈水平向布设的巷道 帮部锚杆(9);所述巷道帮部锚杆(9)的长度等于11'+1〇+12'，其中11' = 10〇11~20〇11，12' = 30cm~50cm。10. 按照权利要求1或2所述的一种近距离煤层巷道的巷帮支护方法，其特征在于:所述 近距离煤层巷道(1)的煤柱下压侧煤帮内侧岩体由外至内分为第一变形区（1-1)、第二变形 区（1-2)和第三变形区（1-3)，所述第一变形区（1-1)位于采空区（6)下方，第二变形区（1-2) 位于上煤层巷道(3)下方，第三变形区（1-3)位于保护煤柱（7)下方;所述第二变形区（1-2) 与上煤层巷道(3)的宽度相同，所述第三变形区（1-3)的宽度与保护煤柱(7)的宽度相同； 步骤二中所述的h为第一变形区（1-1)的宽度，所述第一变形区（1-1)由内至外分为破 裂区、塑性区和弹性区；所述的k2为当前所施工节段的煤柱下压侧煤帮内侧的第三变形区 (1-3)内岩体的应力集中系数。
【文档编号】G06F17/50GK105863700SQ201610479910
【公开日】2016年8月17日
【申请日】2016年6月24日
【发明人】于远祥
【申请人】西安科技大学