[发明专利]一种近距离煤层群强动压巷道协同控制方法

权利要求书

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，D_e为径向不耦合系数，d_b为炮孔直径，d_e为药卷直径。

7.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的炮孔间距d的计算方法为：

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。

8.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的最小装药密度Δ_线的计算方法为：

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。

9.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的炮孔布置方法为：

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。

10.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，所述步骤S03中的锚杆的支护参数通过以下方法确定：

锚杆总长度满足条件：L≥L1+L2+L3

其中，

L表示锚杆总长度；

L1表示锚杆外露长度；

L2表示锚杆有效长度，顶部锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚取巷帮破碎深度c；

L3―锚杆锚固长度；

顶，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，(f顶)；

锚杆间排距需要满足条件：a＜(Q/kL2γ)/2

其中，

a表示锚杆间排距；

L2表示锚杆有效长度；

γ表示岩体的容重；

k表示安全系数；

Q表示所选锚杆的锚固力；

锚杆直径满足条件：d＝35.52(Q/σt)/2

其中，

D表示锚杆直径；

Q表示锚固力；

σt表示杆体材料抗拉强度。