专利摘要

本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其包括：在本区段待回采煤体的回采过程中，超前本区段回采工作面，在回风巷的顶板进行切顶卸压爆破，炮孔位于回风巷的中间位置，形成第一切缝；进行下区段待回采煤体的轨道巷的沿空掘巷，并对顶板通过恒阻大变形锚索进行支护；在下区段待回采煤体回采过程中，超前下区段回采工作面进行切顶卸压爆破，形成第二切缝。回风巷进行切顶爆破，降低了本工作面回采以及回采后产生的动压对于下区段工作面的轨道巷的影响，起到了卸压的效果，在巷道中间位置形成切缝可以形成两个较短的短悬臂结构，更加的安全。轨道巷进行补强支护和切顶爆破，进行二次卸压。

权利要求

1.一种小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，小煤柱(3)一侧为本区段待回采煤体(1)和回风巷(4)，另一侧为下区段待回采煤体(2)和轨道巷(6)，其特征在于，包括以下步骤：

在所述本区段待回采煤体(1)的回采过程中，超前本区段回采工作面(8)，在回风巷(4)的顶板沿小煤柱(3)补打一排向小煤柱侧倾斜的第一横阻大变形锚索(5)，第一恒阻大变形锚索(5)与水平面夹角为80°；超前本区段回采工作面(8)，在所述回风巷(4)的顶板进行切顶卸压爆破，炮孔位于所述回风巷(4)的中间位置，形成第一切缝(14)；

所述本区段待回采煤体(1)回采结束以后进行所述下区段待回采煤体(2)的轨道巷(6)的沿空掘巷，并对顶板通过恒阻大变形锚索进行支护；所述轨道巷(6)的小煤柱帮的支护方法为，采用恒阻大变形锚杆(11)通过梯形钢带端头锚固于小煤柱煤体，然后施工注浆锚索(13)；

在所述下区段待回采煤体(2)回采过程中，超前下区段回采工作面(9)进行切顶卸压爆破，形成第二切缝(15)。

2.根据权利要求1所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，形成所述第二切缝(15)的炮孔位于所述轨道巷(6)的中间位置。

3.根据权利要求1所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，形成所述第二切缝(15)的炮孔位于所述轨道巷(6)靠近所述下区段待回采煤体(2)的一侧。

4.根据权利要求3所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，在所述轨道巷(6)的顶板靠近回采煤帮的一侧布置一排向所述下区段待回采煤体(2)一侧倾斜的恒阻大变形锚索，炮孔位于所述恒阻大变形锚索与所述下区段待回采煤体(2)之间。

5.根据权利要求4所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，在所述轨道巷(6)的顶板距离回采煤帮100mm处布置一列恒阻大变形锚索，所述恒阻大变形锚索(7)与水平面夹角为80°。

6.根据权利要求1所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述轨道巷(6)开挖后对顶板、小煤柱帮和回采煤帮分别进行支护。

7.根据权利要求6所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述轨道巷(6)的顶板的支护方法为：采用恒阻大变形锚杆(11)通过梯形钢带端头锚固于顶板，采用第三恒阻大变形锚索(12)配合工字钢托盘端头锚固于顶板深部岩体。

8.根据权利要求6所述的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，其特征在于，所述轨道巷(6)的回采煤帮的支护方法为：采用恒阻大变形锚杆(11)通过梯形钢带端头锚固于煤体。

说明书

技术领域

本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法。

背景技术

煤炭地下开采长壁开采方法，一个回采工作面至需要少布置两个回采巷道，煤炭开采以后该回采工作面和两条巷道上部顶板垮落形成采空区，采空区顶板下沉会对周围煤岩体产生压力作用在采空区周围区域形成较高压力峰值。在工作面推进方向，超前工作面的压力称为超前支承压力，在工作面两侧向的压力称为侧向支承压力。不仅如此，在采煤过程中由于应力聚集和释放在采煤推进工作面附近会形成扰动应力对巷道围岩稳定性控制产生不利影响。为了减少上一个采煤工作面支承压力对下一工作面巷道的不利影响，同时隔离采空区，相邻工作面之间留设20-30m，甚至更宽的煤柱，称为大煤柱，留设大煤柱降低采出率造成了资源浪费。

针对这种情况相关人员提出采用小煤柱，隔离采空区。小煤柱是指相邻工作面之间留设10m以下，例如4-6m宽度的煤柱，即距离相邻采空区边缘4-6m处掘进下一工作面的回采巷道。留设小煤柱有效提高了采出率，提高煤矿效益。但是4-6m的小煤柱煤体要经受相邻两工作面回采的影响，往往变形量较大，巷道围岩难以维护，因此小煤柱沿空掘巷的成败在于对巷道围岩变形的控制。

目前，除将巷道布置在合理的应力降低区，还通过以下方法来进行巷道围岩变形的控制：现有技术对沿空掘巷围岩尤其是对小煤柱的支护方法多是采用高预紧力、强力锚杆锚索、钢带的方法，或是配合桁架或U钢进行支护，这些组合支护方法取得了一定的加固效果。但是现有锚杆钢绞线锚索为小变形支护材料，在支护过程中这种锚杆锚索刚度有余但变形量较小，不能在保证支护强度的同时产生较大的伸长变形，由于其变形量较小，施加较大预应力的同时消耗一部分有效伸长量，当围岩发生变形时，普通锚杆不能够提供更大的变形，从而发生被拉断等现象，因此该锚杆索在使用过程中不能施加较大预应力，这就大大降低了其作为主动支护形式的支护效果。采用桁架或U钢进行回采巷道支护安装桁架或U型钢过程复杂，掘进效率低，且回收过程复杂工作量大，甚至不回收造成大量钢材浪费增加了支护成本。

发明内容

为了解决上述技术问题，本申请提供了如下技术方案。

本申请提供了一种小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法，小煤柱一侧为本区段待回采煤体和回风巷，另一侧为下区段待回采煤体和轨道巷，该方法包括以下步骤：

在所述本区段待回采煤体的回采过程中，超前本区段回采工作面，在所述回风巷的顶板进行切顶卸压爆破，炮孔位于所述回风巷的中间位置，形成第一切缝；

所述本区段待回采煤体回采结束以后进行所述下区段待回采煤体的轨道巷的沿空掘巷，并对顶板通过恒阻大变形锚索进行支护；

在所述下区段待回采煤体回采过程中，超前下区段回采工作面进行切顶卸压爆破，形成第二切缝。

进一步的，形成所述第二切缝的炮孔位于所述轨道巷的中间位置。

进一步的，形成所述第二切缝的炮孔位于所述轨道巷靠近所述下区段待回采煤体的一侧。

进一步的，在所述轨道巷的顶板靠近回采煤帮的一侧布置一排向所述下区段待回采煤体一侧倾斜的恒阻大变形锚索，炮孔位于所述恒阻大变形锚索与所述下区段待回采煤体之间。

进一步的，在所述轨道巷的顶板距离回采煤帮100mm处布置一列恒阻大变形锚索，所述恒阻大变形锚索与水平面夹角为80°。

进一步的，所述轨道巷开挖后对顶板、小煤柱帮和回采煤帮分别进行支护。

进一步的，所述轨道巷的顶板的支护方法为：采用恒阻大变形锚杆通过梯形钢带端头锚固于顶板，采用第三恒阻大变形锚索配合工字钢托盘端头锚固于顶板深部岩体。

进一步的，所述轨道巷的小煤柱帮的支护方法为：采用恒阻大变形锚杆通过梯形钢带端头锚固于小煤柱煤体，然后施工注浆锚索。

进一步的，所述轨道巷的回采煤帮的支护方法为：采用恒阻大变形锚杆通过梯形钢带端头锚固于煤体。

本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点：在本区段待回采煤体回风巷进行切顶爆破，切断本区段待回采煤体采空区基本顶板和煤柱顶板联系，减小支承压力和开采扰动对小煤柱稳定性的影响，降低本工作面回采以及回采后产生的动压对于下区段工作面的轨道巷的影响，起到了卸压的效果，在巷道中间位置形成切缝可以形成两个较短的短悬臂结构，更加的安全。在下区段待回采煤体轨道巷进行高预应力恒阻大变形锚索的补强支护和切顶爆破，进行二次卸压，加固巷道顶板，减小爆破扰动，切断下区段待回采煤体基本顶板和轨道巷顶板联系，减小支承压力和开采扰动对轨道巷顶板稳定性的影响。大大降低了相邻两工作面回采对于小煤柱煤体的影响，显著提高了巷道围岩的稳定性。

附图说明

此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本发明的实施例，并与说明书一起用于解释本发明的原理。

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，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1为本申请提供的小煤柱沿空掘巷工作面布置示意图；

图2为本申请提供的小煤柱两侧巷道的一种切缝方式的示意图；

图3为本申请提供的小煤柱两侧巷道的另一种切缝方式的示意图；

图4是本申请提供的小煤柱沿空掘巷巷道支护示意图。

图中：

1、本区段待回采煤体；2、下区段待回采煤体；3、小煤柱；4、回风巷；5、第一横阻大变形锚索；6、轨道巷；7、第二横阻大变形锚索；8、本区段回采工作面；9、下区段回采工作面；10、本区段采空区；11、恒阻大变形锚杆；12、第三横阻大变形锚索；13、注浆锚索；14、第一切缝；15、第二切缝；16、普通锚杆；17、普通锚索。

具体实施方式

为了使本技术领域的人员更好地理解本申请方案，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请一部分的实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都应当属于本申请保护的范围。

需要说明的是，本申请的说明书和权利要求书及上述附图中的术语“第一”、“第二”等是用于区别类似的对象，而不必用于描述特定的顺序或先后次序。应该理解这样使用的数据在适当情况下可以互换，以便这里描述的本申请的实施例。此外，术语“包括”和“具有”以及他们的任何变形，意图在于覆盖不排他的包含，例如，包含了一系列步骤或单元的过程、方法、系统、产品或设备不必限于清楚地列出的那些步骤或单元，而是可包括没有清楚地列出的或对于这些过程、方法、产品或设备固有的其它步骤或单元。

在本申请中，术语“上”、“下”、“内”、“中”、“外”、“前”、“后”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系。这些术语主要是为了更好地描述本申请及其实施例，并非用于限定所指示的装置、元件或组成部分必须具有特定方位，或以特定方位进行构造和操作。

并且，上述部分术语除了可以用于表示方位或位置关系以外，还可能用于表示其他含义，例如术语“上”在某些情况下也可能用于表示某种依附关系或连接关系。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解这些术语在本申请中的具体含义。

此外，术语“设置”、“连接”、“固定”应做广义理解。例如，“连接”可以是固定连接，可拆卸连接，或整体式构造；可以是机械连接，或电连接；可以是直接相连，或者是通过中间媒介间接相连，又或者是两个装置、元件或组成部分之间内部的连通。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本申请中的具体含义。

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图1-4并结合实施例来详细说明本申请。

本申请实施例提供了一种小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法。本发明技术方案所依赖的巷道结构如图1所示，巷道结构包括本区段待回采煤体1、下区段待回采煤体2、小煤柱3、回风巷4和轨道巷6。其中小煤柱3位于回风巷4和轨道巷6之间，即小煤柱3一侧为本区段待回采煤体1和本区段待回采煤体1的回风巷4，另一侧为下区段待回采煤体2和下区段待回采煤体2的轨道巷6。

本申请中小煤柱沿空掘巷围岩稳定性控制方法包括以下步骤：

步骤一：在所述本区段待回采煤体1的回采过程中，超前本区段回采工作面8，在所述回风巷4的顶板进行切顶卸压爆破，炮孔位于所述回风巷4的中间位置，形成第一切缝14；

步骤二：所述本区段待回采煤体1回采结束以后进行所述下区段待回采煤体2的轨道巷6的沿空掘巷，并对顶板通过恒阻大变形锚索进行支护；

步骤三：在所述下区段待回采煤体2回采过程中，超前下区段回采工作面9进行切顶卸压爆破，形成第二切缝15。

在本申请实施例中，如图2所示，一方面，在本区段工作面的回风巷4中爆破形成第一切缝14，可以减小本区段工作面回采中以及回采后向下区段工作面轨道巷6的动压传递，大部分情况下，在本工作面开采过程中，对本工作面的顺槽(回风巷4)造成的变形不大，通过现有的支护措施即可以控制围岩变形，但是在开采过程中以及回采后，会对下区段工作面的沿空顺槽(轨道巷6)造成较大的破坏，因此，通过第一切缝14可以减小该破坏过程，此外，第一切缝14位于回风巷4的正中间位置，可以形成两个较短的短悬臂梁结构，在起到卸压效果的同时，可以达到更加的安全的目的。通常，在回风巷4内超前本区段回采工作面8的距离在50-100m范围，进行切顶卸压爆破的施工。在下区段待回采煤体的轨道巷6进行高预应力恒阻大变形锚索的补强支护和切顶爆破，通过第二次的切顶保护进行二次卸压，通过补强支护加固巷道顶板，减小爆破扰动，切断下区段待回采煤体基本顶板和轨道巷顶板联系，减小支承压力和开采扰动对轨道巷顶板稳定性的影响。大大降低了相邻两工作面回采对于小煤柱煤体的影响，显著提高了巷道围岩的稳定性。

作为一种优选的实施方式，如图2所示，形成所述第二切缝15的炮孔位于所述轨道巷6的中间位置，第二切缝15的方向垂直于顶板，在该实施方式下，轨道巷上方同样可以形成两个较短的短悬臂梁结构，悬臂梁的长度越短安全性越高。

作为另一种优选的实施方式，如图3所示，形成第二切缝(15)的炮孔位于所述轨道巷(6)靠近所述下区段待回采煤体(2)的一侧。具体的，可以在所述轨道巷(6)的顶板靠近回采煤帮的一侧布置一排向所述下区段待回采煤体(2)一侧倾斜的第二恒阻大变形锚索7，炮孔位于第二恒阻大变形锚索7与所述下区段待回采煤体(2)之间。在一些实施例中，如图2所示，在轨道巷6的顶板距离回采煤帮100mm处布置第二恒阻大变形锚索7，第二恒阻大变形锚索7与水平面的夹角为80°。可根据具体情况调整角度，托盘优选采用工字钢，第二恒阻大变形锚索7的长度为8000mm，间距为1000mm。

在一些实施例中，轨道巷6开挖后对顶板、小煤柱帮和回采煤帮分别进行支护。

如图4所示，轨道巷6的顶板的支护方法可以为：通过钢筋网紧贴巷道顶板，将梯形钢带布置于钢筋网的外侧，一方面采用高预应力的恒阻大变形锚杆11通过梯形钢带端头锚固于顶板，例如恒阻大变形锚杆11的尺寸规格优选为φ22mm×2200mm，恒阻大变形锚杆11间排距为700mm×700mm；另一方面，采用高预应力的第三恒阻大变形锚索12配合工字钢托盘端头锚固于顶板深部岩体，例如第三恒阻大变形锚索12的规格优选为φ21.6mm×8000mm，间排距为1400×1400mm。

如图4所示，轨道巷6的小煤柱帮的支护方法可以为：采用恒阻大变形锚杆11通过梯形钢带端头锚固于小煤柱煤体，然后施工注浆锚索13。具体施工时可以先采用规格为φ22mm×2200mm的高预应力的恒阻大变形锚杆11按照间排距700mm×700mm进行支护，然后施工注浆锚索13，注浆锚索13的规格可以选择为φ21.6mm×4000mm，间排距为1000mm×1000mm，注浆压力为1-1.5Mpa，可根据现场具体情况进行调整。

如图4所示，轨道巷6的回采煤帮的支护方法可以为：采用恒阻大变形锚杆11通过梯形钢带端头锚固于煤体。具体的，可以采用规格为φ22mm×2200mm的高预应力的恒阻大变形锚杆11，恒阻大变形锚杆11的间排距为700mm×700mm。

优选的，在下区段回采工作面9布置完成开始回采时，超前工作面50-70m进行切顶卸压爆破，形成第二切缝15，在下区段待回采煤体2的轨道巷6贴近回采煤体侧布置一排孔径为42mm的炮孔，孔深8000mm，炮孔间距位600mm，孔深和间距可根据具体情况进行调整，采用聚能爆破管装3#乳化炸药，不偶和间隔装药进行爆破，起到切断回采工作面基本顶板和巷道顶板联系的作用，减小侧向支承压力和开采扰动的影响。

优选的，如图4所示，可以在本区段待回采煤体1的回采过程中，超前本区段回采工作面8，在回风巷4的顶板沿小煤柱3补打一排向小煤柱侧倾斜的第一横阻大变形锚索5，可以对切顶后形成在小煤柱3一侧的短悬臂梁结构进行进一步的支护，具体的，可以在本区段待回采煤体1的回采过程中，在回风巷4顶板沿小煤柱侧，距离小煤柱帮100mm补打一排工字钢梁，并通过第一恒阻大变形锚索5固定，第一恒阻大变形锚索5与水平面夹角为80°。优选的，第一恒阻大变形锚索5的长度为8000mm，间距为1000mm对巷道顶部进行加固。

优选的，形成第一切缝14的炮孔的爆破孔径为42mm，炮孔间距为600mm，炮孔深度8000-10000mm，间距和深度可根据现场岩层情况和效果进行调整，优选采用聚能爆破管装3#乳化炸药，不偶和间隔装药进行爆破，起到切断本区段采空区10的基本顶板和煤柱顶板联系的作用。

本申请提供的围岩稳定性控制方法主要采用双侧爆破切缝和高预应力恒阻大变形支护方式进行卸压和加固控制围岩变形，技术优势如下：

(1)在本区段待回采煤体1的回风巷4进行切顶爆破，加固小煤柱3顶板，减小爆破扰动，切断本区段采空区10基本顶板和煤柱顶板联系，减小支承压力和开采扰动对小煤柱3和轨道巷6稳定性的影响。

(2)在巷道中间位置形成切缝可以形成两个较短的短悬臂结构，使得巷道结构更加的安全。

(2)进行高预应力的恒阻大变形锚杆和横阻大变形锚索联合支护，首先能给围岩一个大的预应力，使两向应力状态变为三向，改善围岩应力状态，提高围岩整体强度；其次，当巷道围岩大变形时，当围岩对锚杆和锚索压力达到锚杆和锚索恒阻值时，恒阻大变形锚杆和锚索恒阻器在保持支护阻力不变的同时开始产生滑移变形，同时吸收能量，给围岩适当让压，减小围岩压力；最后，当压力降低至小于恒阻值时，恒阻器停止拉伸变形，阻止围岩松动区和塑性区向岩体内部发展，避免巷道关键部位破坏，从而达到巷道稳定性控制目的。

(3)小煤柱帮采用注浆锚索13支护有效提高了小煤柱3的整体性，加强其稳定性。

(4)在下区段待回采煤体2的轨道巷6进行高预应力的第二恒阻大变形锚索7的补强支护和切顶爆破，加固巷道顶板，减小爆破扰动，切断回采工作面基本顶板和轨道巷6顶板联系，减小支承压力和开采扰动对轨道巷顶板稳定性的影响。

需要说明的是，根据上述实施例的小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法还可以包括其他必要的步骤和结构，例如，回风巷4开挖后对顶板、小煤柱帮和回采煤帮同样需要进行支护，如图4所示，回风巷4的顶板、小煤柱帮和回采煤帮均可以采用规格为φ20mm×2200mm的普通锚杆16进行支护，另外，对于顶板支护，还可以额外使用规格为φ21.6mm×8000mm的普通锚索17锚固于顶板深部岩体。本申请中各未述及结构的对应的布置位置和连接关系，各未述及步骤的相互时序和控制参数均可参考现有技术中的同类装置和方法，各未述及结构的连接关系、操作及工作原理对于本领域的普通技术人员来说是可知的，在此不再详细描述。

本说明书中部分实施例采用递进的方式描述，每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处，各个实施例之间相同相似部分互相参见即可。

以上仅是本发明的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

小煤柱沿空掘巷双卸压恒阻支护围岩稳定性控制方法专利购买费用说明

Q：办理专利转让的流程及所需资料

A：专利权人变更需要办理著录项目变更手续，有代理机构的，变更手续应当由代理机构办理。

1：专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2：按规定缴纳著录项目变更手续费。

3：同时提交相关证明文件原件。

4：专利权转移的，变更后的专利权人委托新专利代理机构的，应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A：（1）直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,（2）通过代办处缴纳，（3）通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q：专利转让变更，多久能出结果

A：著录项目变更请求书递交后，一般1-2个月左右就会收到通知，国家知识产权局会下达《转让手续合格通知书》。