一种无煤柱开采留巷锚注支护方法

技术领域

本发明属于无煤柱开采留巷巷道支护技术领域，具体涉及一种无煤柱开采留巷锚注支护方法。

背景技术

针对无煤柱开采留巷巷道围岩控制问题，由于无煤柱开采留巷巷道需经历掘巷期、回采期和留巷期，巷道服务周期较长，且围岩的变形破坏集中发生于回采期和留巷期，使得无煤柱开采留巷巷道变形具有长时非匀速的特点。若前期发生支护失效使得围岩出现变形离层，将加剧后期变形控制难度，因此需针对巷道的长时非匀速变形特点提出一种全周期变形一体化控制支护方法。

传统的锚杆(索)仅能通过锚固作用保证巷道掘成后的围岩稳定，控制初期围岩变形与离层的发生，但对于后续回采期及留巷期破碎围岩条件下的巷道变形控制效果较差；若后期再进行注浆加固将增大工程量、影响生产效率，同时掘进支护施工的普通锚杆(索)已失效，难以达到锚注联合支护的效果，而再施工过密的锚杆(索)支护则会破坏顶板结构完整。

注浆锚索支护可以同时实现锚固和注浆加固两种作用，在破碎围岩巷道掘进支护中广泛应用且适应性较好。传统的锚注支护大多针对破碎围岩掘进巷道在掘进期进行一次注浆，但无煤柱开采留巷巷道掘成初期围岩较完整，无需且难以通过注浆锚索进行注浆加固，而后期回采期和留巷期的围岩较破碎均需进行注浆加固。

因此，需提出一种支护方法，根据无煤柱开采留巷巷道服务全周期围岩变形破坏特征，不仅能控制掘巷初期围岩变形离层，同时对回采期和留巷期破碎围岩进行超前注浆加固及复注，且根据不同时期破坏特点确定浆液参数，以实现无煤柱开采留巷巷道围岩的全周期变形一体化控制和巷道的正常使用。针对这一技术问题，本发明提供了一种无煤柱开采留巷锚注支护方法。

发明内容

本发明提供一种无煤柱开采留巷锚注支护方法，该锚注支护方案通过掘进期锚固支护、回采期超前锚注加固和留巷期复注加固对无煤柱开采留巷巷道全周期进行支护，以实现围岩变形一体化控制和保证巷道断面的目的。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：一种无煤柱开采留巷锚注支护方法，包括以下步骤：

步骤S1、回采巷道掘进期：

对巷道打钻孔获取的围岩岩样进行实验室力学性能试验获得巷道围岩力学参数，进行现场地应力原位测试获取巷道围岩力学环境，进行钻孔窥视获取掘进期巷道围岩变形破坏特征；根据巷道围岩的力学参数、应力环境和掘进期巷道围岩变形破坏特征，通过理论计算和数值模拟确定采用中空高强注浆锚索、中空注浆锚杆和高强预应力锚杆支护的掘进期锚固支护方案；

步骤S2、回采巷道掘进支护期：

根据步骤S1中确定的支护方案施工中空高强注浆锚索、中空注浆锚杆和高强预应力锚杆对巷道进行支护，对施工完成的中空高强注浆锚索、中空注浆锚杆和高强预应力锚杆张拉预紧至设计预应力；

步骤S3、采煤工作面回采期：

在采煤工作面回采期，在巷道内进行现场煤体支承压力监测、钻孔窥视和巷道变形监测，获得超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征；根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，通过回采期超前锚注支护数值模拟和注浆试验，提出回采期超前锚注支护技术方案；

根据回采期超前锚注支护技术方案，在回采巷道内超前工作面30～80m范围，通过向步骤S2中的中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆注液，注浆完成后排空中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆的浆液，并对注浆后的中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆以及高强预应力锚杆进行二次张拉预紧；

步骤S4、回采巷道留巷期：

在回采巷道留巷期，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征，根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案；

根据留巷期巷道复注加固支护方案，滞后工作面2～4个周期来压步距的范围，通过向步骤S3中经过注浆的中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆的顶板进行二次注浆，并对二次注浆后的中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆以及进行高强预应力锚杆三次张拉预紧。

作为本发明的进一步优选，步骤S1中，对巷道的顶板、底板和巷帮进行钻孔窥视，获取掘进期巷道围岩变形破坏特征，掘进期巷道围岩变形破坏特征包括巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；根据巷道围岩的力学参数、应力环境和掘进期巷道围岩变形破坏情况，通过理论计算得出支护强度，设计掘进期锚固支护方案，基于应变软化本构模型建立无煤柱开采巷道全周期支护数值计算模型，分析采用提出的掘进期锚固支护方案支护的掘进巷道的围岩变形量及塑性区分布范围，并根据数值模拟结果优化掘进期锚固支护方案，优化后的掘进期锚固支护方案包括支护体的直径、长度、预紧力、间排距、锚固剂的型号与数量、托盘的型号与尺寸。

作为本发明的进一步优选，步骤S2中，中空注浆锚杆和高强预应力锚杆按照800～1000mm排距施工，中空高强注浆锚索按照1600～2000mm排距施工；同一巷道断面内，中空注浆锚杆与高强预应力锚杆进行相间施工；中空高强注浆锚索和中空注浆锚杆间隔施工，中空高强注浆锚索位于两排中空注浆锚杆之间，一排施工1～3根中空高强注浆锚索，另一排施工2～4根中空注浆锚杆。

作为本发明的进一步优选，步骤S3中，煤体支承压力监测具体步骤为，在回采巷道超前支护段钻孔，将围岩应力传感器布置于巷道围岩内，实际测量回采期间巷道内超前支承压力分布特征，超前支承压力分布特征包括超前支承压力的影响范围、大小以及应力集中系数；

钻孔窥视具体步骤为，在回采期，对回采巷道的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握回采期巷道围岩破坏特征，窥视得到超前工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，回采期巷道围岩破坏特征包括超前工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；

巷道变形监测具体步骤为，在回采期，以超前工作面50m处为起点，每隔50m设置一个监测断面，监测回采期巷道变形特征，回采期巷道变形特征包括超前工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；

综合分析钻孔窥视得到的回采期巷道围岩破坏特征和巷道变形监测得到的回采期巷道变形特征，得出回采期巷道围岩变形破坏特征；

根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，通过超前锚注支护数值模拟分析提出的超前锚注支护施工参数对巷道超前支护段的围岩控制效果，围岩控制效果评价指标包括巷道断面收敛情况和塑性区发育情况，根据模拟结果优化并确定超前锚注支护施工参数，超前锚注支护施工参数包括注浆压力、注浆量和浆液配比参数；通过进行现场注浆试验分析不同超前工作面注浆距离的围岩控制效果和浆液扩散效果，确定合理的超前工作面注浆距离；根据超前锚注支护施工参数和超前工作面注浆距离提出超前锚注支护技术方案。

作为本发明的进一步优选，步骤S3中，注浆材料采用水泥水玻璃浆液，水泥浆的水灰比为水：水泥(质量比)＝1:1；使用波密度37的液体水玻璃，水泥浆：水玻璃(体积比)＝1:0.1～0.2。

作为本发明的进一步优选，步骤S4中，留巷期间，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征；

钻孔窥视具体步骤为，在留巷期，对回采巷道留巷段的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握留巷期巷道围岩破坏特征，窥视得到滞后工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，留巷期巷道围岩破坏特征包括滞后工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；

巷道变形监测具体步骤为，对进入留巷期的回采期设置的监测断面继续进行变形监测，监测留巷期巷道变形特征，留巷期巷道变形特征包括滞后工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；

综合分析钻孔窥视得到的留巷期巷道围岩破坏特征和巷道变形监测得到的留巷期巷道变形特征，得出留巷期巷道围岩变形破坏特征；

根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案，留巷期复注加固支护方案包括滞后工作面注浆距离、注浆压力、注浆量和浆液配比参数。

作为本发明的进一步优选，步骤S4中，二次注浆采用速凝高渗阻燃型聚氨酯浆液或高分子树脂材料。

通过以上技术方案，相对于现有技术，本发明具有以下有益效果：

本发明通过掘进期锚固支护、回采期“超前注浆+二次张拉预紧”、留巷期“二次注浆+三次张拉预紧”对无煤柱开采留巷巷道进行“掘进期+回采期+留巷期”全周期一体化支护，以实现控制围岩变形和保证巷道断面的目的，该方法对矿井地质条件的适应性强，可改善无煤柱开采留巷巷道的围岩控制效果，具有良好的应用前景和巨大的推广价值。

附图说明

下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。

图1是本发明无煤柱开采留巷锚注支护方法的流程示意图；

图2是本发明例举的具体实例中“掘进期+回采期+留巷期”全周期一体化支护示意图；

图3是本发明例举的具体实例中支护的剖面图；

图4是本发明例举的具体实例中巷道顶板支护俯视图；

图5是本发明例举的具体实例中巷道帮部支护侧视图。

图中：1、中空高强注浆锚索；2、中空注浆锚杆；3、高强预应力锚杆。

具体实施方式

现在结合附图对本发明作进一步详细的说明。这些附图均为简化的示意图，仅以示意方式说明本发明的基本结构，因此其仅显示与本发明有关的构成。

本发明的描述中，需要理解的是，术语“左侧”、“右侧”、“上部”、“下部”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，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，“第一”、“第二”等并不表示零部件的重要程度，因此不能理解为对本发明的限制。本实施例中采用的具体尺寸只是为了举例说明技术方案，并不限制本发明的保护范围。

实施例1

本实施例提供一种优选实施方案，如图1至图5所示，一种无煤柱开采留巷锚注支护方法，本支护方法根据无煤柱开采留巷巷道服务期内(掘进期、回采期及留巷期)围岩的长时非匀速变形特点，通过中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3对巷道进行“掘进期+回采期+留巷期”全周期一体化支护，在掘进期通过锚杆(索)锚固作用限制围岩早期变形，在回采期通过“超前注浆+二次张拉预紧”提升超前支承压力影响段围岩的承载能力以控制变形，在留巷期通过“二次注浆+三次张拉预紧”提升留巷段围岩的承载能力以控制变形。本支护方法具体包括以下步骤：

步骤S1、回采巷道掘进期：

在回采巷道掘进期，对巷道打钻孔获取的围岩岩样进行实验室力学性能试验获得巷道围岩力学参数，进行现场地应力原位测试获取巷道围岩力学环境，进行钻孔窥视获取掘进期巷道围岩变形破坏特征；根据巷道围岩的力学参数、应力环境和掘进期巷道围岩变形破坏特征，通过理论计算和数值模拟确定采用中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3支护的掘进期锚固支护方案。

本实施实施方案步骤S1中，对巷道的顶板、底板和巷帮进行钻孔窥视，获取掘进期巷道围岩变形破坏特征，掘进期巷道围岩变形破坏特征包括巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；根据巷道围岩的力学参数、应力环境和掘进期巷道围岩变形破坏情况，通过理论计算得出支护强度，设计掘进期锚固支护方案，基于应变软化本构模型建立无煤柱开采巷道全周期支护数值计算模型，分析采用提出的掘进期锚固支护方案支护的掘进巷道的围岩变形量及塑性区分布范围，并根据数值模拟结果优化掘进期锚固支护方案，优化后的掘进期锚固支护方案包括支护体的直径、长度、预紧力、间排距、锚固剂的型号与数量、托盘的型号与尺寸。

步骤S2、回采巷道掘进支护期：

根据步骤S1中确定的支护方案施工中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3对巷道进行支护，此时巷道较为完整，无需注浆加固，仅通过锚固作用即可有效控制巷道掘成初期变形；对施工完成的中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3张拉预紧至设计预应力。预应力的设计是根据具体工况，预先设定的预应力值。

本实施实施方案步骤S2中，中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3按照800～1000mm排距施工，中空高强注浆锚索1按照1600～2000mm排距施工；同一巷道断面内，中空注浆锚杆2与高强预应力锚杆3进行相间施工；中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2间隔施工，中空高强注浆锚索1位于两排中空注浆锚杆2之间，一排施工1～3根中空高强注浆锚索1，另一排施工2～4根中空注浆锚杆2；优选地，中空高强注浆锚索1的设计预应力为100～200kN，中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3的设计预应力为50～100kN。

步骤S3、采煤工作面回采期：

在采煤工作面回采期，在巷道内进行现场煤体支承压力监测、钻孔窥视和巷道变形监测，获得超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征；根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，通过回采期超前锚注支护数值模拟和注浆试验，提出回采期超前锚注支护技术方案；

根据回采期超前锚注支护技术方案，在回采巷道内超前工作面30～80m范围，通过向步骤S2中的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2注液，注浆完成后排空中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的浆液，并对注浆后的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2以及高强预应力锚杆3进行二次张拉预紧。

本实施实施方案步骤S3中，煤体支承压力监测具体步骤为，在回采巷道超前支护段钻孔，将围岩应力传感器布置于巷道围岩内，实际测量回采期间巷道内超前支承压力分布特征，超前支承压力分布特征包括超前支承压力的影响范围、大小以及应力集中系数；

钻孔窥视具体步骤为，在回采期，对回采巷道的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握回采期巷道围岩破坏特征，窥视得到超前工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，回采期巷道围岩破坏特征包括超前工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；

巷道变形监测具体步骤为，在回采期，以超前工作面50m处为起点，每隔50m设置一个监测断面，监测回采期巷道变形特征，回采期巷道变形特征包括超前工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；

综合分析钻孔窥视得到的回采期巷道围岩破坏特征和巷道变形监测得到的回采期巷道变形特征，得出回采期巷道围岩变形破坏特征；

根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，通过超前锚注支护数值模拟分析提出的超前锚注支护施工参数对巷道超前支护段的围岩控制效果，围岩控制效果评价指标包括巷道断面收敛情况和塑性区发育情况，根据模拟结果优化并确定超前锚注支护施工参数，超前锚注支护施工参数包括注浆压力、注浆量和浆液配比参数；通过进行现场注浆试验分析不同超前工作面注浆距离的围岩控制效果和浆液扩散效果，确定合理的超前工作面注浆距离；根据超前锚注支护施工参数和超前工作面注浆距离提出超前锚注支护技术方案。

优选地，本实施方案中注浆材料采用水泥水玻璃浆液，水泥浆的水灰比为水：水泥(质量比)＝1:1；使用波密度37的液体水玻璃，水泥浆：水玻璃(体积比)＝1:0.1～0.2；注浆完成后排空中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的浆液，同时对预紧力降低的注浆锚索和注浆锚杆进行再次张拉预紧。

步骤S4、回采巷道留巷期：

在回采巷道留巷期，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征，根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案；根据留巷期巷道复注加固支护方案，滞后工作面2～4个周期来压步距的范围，通过向步骤S3中经过注浆的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的顶板进行二次注浆，并对二次注浆后的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2以及进行高强预应力锚杆3三次张拉预紧。

本实施方案步骤S4中，留巷期间，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征；

钻孔窥视具体步骤为，在留巷期，对回采巷道留巷段的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握留巷期巷道围岩破坏特征，窥视得到滞后工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，留巷期巷道围岩破坏特征包括滞后工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；

巷道变形监测具体步骤为，对进入留巷期的回采期设置的监测断面继续进行变形监测，监测留巷期巷道变形特征，留巷期巷道变形特征包括滞后工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；

综合分析钻孔窥视得到的留巷期巷道围岩破坏特征和巷道变形监测得到的留巷期巷道变形特征，得出留巷期巷道围岩变形破坏特征；

根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案，留巷期复注加固支护方案包括滞后工作面注浆距离、注浆压力、注浆量和浆液配比参数。

优选地，本实施方案中二次注浆采用速凝高渗阻燃型聚氨酯浆液或高分子树脂材料。

现例举一个具体的实例，具体如下：

当前工况为无煤柱开采留巷巷道的巷道断面为4800mm宽×3000mm高，沿煤层顶板掘进，巷道全长1187m。直接顶为4m厚的砂质泥岩，基本顶为5m厚的细砂岩。工作面推进速度为5m/d。该巷道需经历掘巷期、回采期和留巷期，巷道服务周期较长(需服务约2～3年)。其中围岩的变形破坏集中发生于回采期和留巷期，在回采期高强度的超前支承压力作用下围岩发生明显破坏，留巷期由于采空区覆岩移动顶板离层及剪切破坏显著。前期发生支护失效使得围岩出现变形离层，将加剧后期变形控制难度，因此需针对巷道的长时非匀速变形特点提出一种全周期一体化支护方法。

本实施例，针对巷道长时非匀速的特点，提出采用注浆锚索进行“掘进期+回采期+留巷期”全周期一体化支护，不同于传统的掘进锚固支护或破碎围岩锚注支护，无煤柱开采留巷锚注方法包括以下步骤：

步骤S1、在掘进期施工中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3对巷道进行锚固支护，此时巷道较为完整，无需注浆加固，仅通过锚固作用即可有效控制巷道掘成初期变形；

(a)对巷道打钻孔获取的围岩岩样进行实验室力学性能试验获得巷道围岩力学参数，包括围岩的抗压强度、抗拉强度、抗剪强度、内聚力、内摩擦角、弹性模量和泊松比等力学参数，从而为掘进期锚固支护方案设计中的理论计算和数值模拟提供岩石力学参数；

(b)进行现场地应力原位测试获取巷道围岩力学环境，通过应力解除法或者水压致裂法测试得到围岩的最大主应力、中间主应力和最小主应力的数值和方向，从而为掘进期锚固支护方案的中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3的布置提供设计依据；

(c)对巷道的顶板、底板和巷帮进行钻孔窥视，获取掘进期巷道围岩变形破坏特征，包括巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度，确定巷道围岩破碎区和裂隙区发育范围，从而为掘进期锚固支护方案的中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3的支护长度和密度提供设计依据；

(d)掘进期锚固支护方案设计理论计算(按悬吊理论计算)

①锚杆长度计算：L＝KH+L

其中：H＝B/2f＝5.66/(2×4)＝0.71m

式中L—锚杆长度，m；

H—冒落拱高度，m；

K—安全系数，取K＝2；

L

L

B—巷道开掘宽度，取最大宽度5.66m；

f—岩石坚固系数，取4；

因此设计使用2.40m长的锚杆能够满足支护要求。

②锚杆直径计算：

式中：Q—锚固力拉拔试验数据，取经验数据70kN；

R

因此设计使用直径20mm的锚杆能够满足支护要求。

③锚杆间排距计算：

α＝[Q/(KHγ)]

式中：α—锚杆间排距；

Q—锚杆设计锚固力，取70kN/根；

H—冒落拱高度，取0.71m；

γ—被悬吊岩石的重力密度，取25kN/m

K—安全系数，取2；

因此设计锚杆间排距取850×800mm能够满足支护要求。

④锚索长度计算L＝L

式中：L—锚索长度，m；

L

L

L

因此设计锚索长度取8300mm能够满足支护要求。

⑤锚索间排距计算

根据锚索间排距与锚孔深之间的关系满足经验公式：L/S＝8.05/1.6＝5.03＞2式中：L—锚索孔深，取最小值8m；

S—锚索间排距，取最大值1.6m；

因此设计间排距取1700×1600mm能够满足支护要求。

(e)根据掘进期巷道围岩变形破坏特征，顶板破碎区深度为0.65m，小于理论计算中冒落拱高度H＝0.71m，裂隙区发育高度为3.65m，小于潜在不稳定岩层高度L

(f)根据巷道围岩的力学参数和应力环境，建立无煤柱开采巷道全周期支护数值模拟模型，模拟不同支护长度和支护密度下各方案对巷道变形的控制效果，最终优选出合适的支护长度和支护密度。

(g)综合理论计算结果、掘进期巷道围岩变形破坏特征和数值模拟结果，最终确定了采用中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3支护的掘进期锚固支护方案，包括支护体的直径、长度、预紧力、间排距、锚固剂的型号与数量、托盘的型号与尺寸；。

掘进期锚固支护方案具体参数为：选用Φ25×2500mm的中空注浆锚杆2、Φ22×2500mm的高强预应力锚杆3和Φ22×8300mm的中空高强注浆锚索1，顶板施工的中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3的间排距为850×800mm，帮部施工的高强预应力锚杆3间排距为840×800mm，顶板施工的中空高强注浆锚索1间排距为1700×1600mm。同一巷道断面内，中空注浆锚杆2与高强预应力锚杆3进行相间施工；中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2间隔施工，中空高强注浆锚索1位于两排中空注浆锚杆2之间。顶板一排施工3根中空高强注浆锚索1，另一排施工2根中空注浆锚杆2和4根高强预应力锚杆3。巷道的顶板和帮部均铺设金属网和钢带以支护巷道表面围岩，避免破碎围岩冒落。

中空注浆锚杆2的破断力＞100kN，预紧力设计为50kN，配套使用100mm×100mm×10mm的锚杆托盘；高强预应力锚杆3的破断力＞250kN，预紧力设计为100kN，配套使用100×100×10mm的锚杆托盘；中空高强注浆锚索1的破断力＞400kN，预紧力设计为200kN，锚固段长度为2000mm，配套使用300×300×16mm的高强锰钢鼓形托盘，掘进期锚固支护参数如图3所示。

步骤S2、根据锚注掘进支护方案施工中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3对掘进巷道进行支护，对施工完成的中空高强注浆锚索1、中空注浆锚杆2和高强预应力锚杆3张拉预紧至设计预应力；中空高强注浆锚索1的设计预应力为200kN，中空注浆锚杆2的设计预应力为50kN，高强预应力锚杆3的设计预应力为100kN。

步骤S3、在回采期，受超前支承压力作用，巷道发生变形破碎、完整性降低，同时掘进期施工的注浆锚索出现松动，通过“超前注浆+二次张拉预紧”可实现对回采期巷道破碎围岩的锚注支护，一方面超前注浆加固提升了围岩的承载能力，另一方面二次张拉保证了锚固效果，避免破碎围岩在回采期发生显著变形破坏。

(a)为监测煤体支承压力分布情况，在回采巷道超前支护段钻孔，将围岩应力传感器布置于巷道围岩内，实际测量回采期间巷道内超前支承压力分布特征，包括超前支承压力的影响范围、大小以及应力集中系数；监测得出超前支承压力影响范围为30m；

(b)对回采巷道的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握回采期巷道围岩破坏特征，窥视得到超前工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，包括超前工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；监测得出超前工作面30m范围内顶板围岩严重破碎，完全被裂隙贯穿；超前工作面30m以上范围的顶板围岩较完整，顶板发育有部分裂隙；

(c)以超前工作面50m处为起点，每隔50m设置一个监测断面，监测回采期巷道变形特征，包括超前工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；监测发现巷道围岩变形显著及变形速度较快的范围为超前工作面0～30m；

(d)综合超前支承压力影响范围、回采期巷道围岩破坏特征和巷道变形监测结果，认为超前工作面0～30m范围内围岩承受应力较大，围岩较为破碎，应超前工作面30m以上进行注浆加固；

(e)在无煤柱开采巷道全周期支护数值模拟模型的基础上，构建回采期超前锚注支护数值模型，根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征对数值模型进行校核，通过超前锚注支护数值模拟分析不同超前注浆施工参数对巷道超前支护段的围岩控制效果，包括巷道断面收敛情况和塑性区发育情况，根据模拟结果优化并确定超前锚注支护施工参数，超前锚注支护施工参数包括注浆压力、注浆量和浆液配比参数；

(f)通过进行现场注浆试验检验提出的超前锚注支护施工参数的围岩控制效果和浆液扩散效果，根据现场应用情况优化超前锚注支护施工参数，形成超前锚注支护技术方案。

步骤S4、根据超前锚注支护技术方案，回采期超前工作面注浆距离为30m，在回采巷道内超前工作面30～80m范围内，通过向步骤二中的掘进期施工完成的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2注液进行围岩注浆加固，注浆完成后排空中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的浆液，并对注浆后的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2以及高强预应力锚杆3进行二次张拉预紧；

比如工作面推进至300m，对330m～380m范围内的注浆锚索和注浆锚杆进行注浆。注浆材料选用超细水泥，配合波美度37的液体水玻璃(硅酸钠)为注浆材料的添加剂。水泥浆的水灰比为水：水泥(质量比)＝1:1，水泥浆：水玻璃(体积比)＝1:0.1～0.2，注浆压力为3～5MPa，注至顶板返浆或注浆量达到50kg/孔即停止注浆。注浆完成后排空中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的浆液，并对注浆后的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2以及高强预应力锚杆3进行二次张拉预紧；对注浆锚索和注浆锚杆损坏的位置进行重新补打，张拉预紧后进行注浆。

步骤S5、在留巷期，受采空区覆岩移动作用，围岩发生剪切错动及离层，通过“二次注浆+三次张拉预紧”可改善围岩支护效果，避免围岩在留巷期发生显著变形破坏。在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征，根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案；

(a)钻孔窥视步骤中，在留巷期，对回采巷道留巷段的顶板和巷帮进行钻孔窥视，以掌握留期巷道围岩破坏特征，窥视得到滞后工作面不同距离处巷道围岩的变形破坏情况，包括滞后工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；

(b)巷道变形监测步骤中，对进入留巷期的回采期设置的监测断面继续进行变形监测，监测留巷期巷道变形特征，包括滞后工作面不同距离处巷道的顶底板移近量和两帮移近量；

(c)根据留巷期巷道围岩变形破坏特征，确定提出留巷期复注加固支护方案，提出留巷期滞后工作面注浆距离为30m；

步骤S6、根据留巷期复注加固支护方案，在滞后工作面30～50m范围内，通过向步骤二中经过注浆的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2的顶板进行二次注浆。比如工作面推进至300m，对250m～270m范围内的注浆锚索和注浆锚杆进行二次注浆。注浆材料选用水性聚氨酯、高分子树脂材料等化学浆，注浆压力为3～5MPa，注至顶板返浆或注浆量达到50kg/孔即停止注浆。并对二次注浆后的中空高强注浆锚索1和中空注浆锚杆2以及高强预应力锚杆3进行三次张拉预紧。对注浆锚索和注浆锚杆损坏的位置进行重新补打，张拉预紧后进行注浆。

将本申请与现有两种支护方法对比：

1、现有一种支护方法针对的是沿空掘巷条件下的掘进支护问题，通过钻孔窥视监测到围岩裂隙发育程度后，根据裂隙发育程度在掘进期直接进行注浆。

(1)应用对象的特点：沿空掘巷巷道仅有掘进期和回采期，进入采空区后即废弃，没有留巷期，服务期较短，未涉及留巷期支护问题，仅需考虑保证回采期安全问题。

(2)支护核心思路：此支护方法认为巷道在掘进期支护时进行注浆加固即可，后续回采期不需要进行超前支护。这是因为：

一方面，此支护方法的应用对象为邻近采空区的沿空掘巷巷道，经受邻近工作面回采扰动和沿空掘巷扰动的影响，巷道围岩已经较为破碎，裂隙较为发育，若不立即进行注浆加固，巷道掘成后即迅速发生变形，难以支撑至回采期；

另一方面，掘进支护注浆后，保证巷道不发生显著变形，可服务至回采期即可。尽管回采期巷道会发生显著变形，但因为沿空掘巷巷道不再继续进行留巷服务了，所以不需要控制回采期巷道变形，保证巷道不垮塌即可。

此支护方法不适用于本申请工况，具体如下：

首先，本申请的工况为两侧均是实体煤的回采巷道的掘进-回采-留巷的全周期支护问题，掘进期围岩条件较好，无需注浆加固，且裂隙较少，此时注浆则浆液无法理想扩散，实现不了注浆加固的效果；

其次，按照此支护方法的思路，在掘进期进行一次性注浆加固后，回采期不再进行加固支护的话，则巷道在回采期，受超前支承压力作用将发生显著破坏，这种不可逆且难以维修的巷道显著变形破坏将导致无法留巷；

最后，此支护方法中涉及煤柱帮注浆，本申请为无煤柱留巷巷道，没有煤柱。

相对此支护方法本申请的优势是：

(1)此支护方法未说明支护参数确定方法，而本申请根据围岩力学参数、现场应力环境和围岩破坏情况，通过理论和数值模拟去确定的掘进期锚固支护方案；

(2)此支护方法是通过监测围岩裂隙发育程度判断在掘进期是否注浆的方法，判断指标为裂隙宽度，目的是针对围岩破碎程度选择部分注浆锚杆和注浆锚索的注浆加固。

本申请的注浆判断方法分为回采期和掘进期，目的是为了确定合理的超前注浆距离和滞后注浆距离，对注浆锚杆和注浆锚索全部注浆，同时破碎程度的评价指标更详细，包括裂隙发育密度、长度、宽度和深度。同时先进行数值模拟和注浆试验降低注浆成本且保证支护效果：

①回采期注浆是在巷道内进行现场煤体支承压力监测、钻孔窥视和巷道变形监测，先获得超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征；然后根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，包括超前工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；通过回采期超前锚注支护数值模拟和注浆试验，提出回采期超前锚注支护技术方案，回采期超前锚注支护技术方案包括注浆距离和注浆量等；

②留巷期，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征，包括滞后工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案，留巷期复注加固支护方案包括滞后工作面注浆距离、注浆压力、注浆量和浆液配比参数。

2、现有另一种支护方法针对的是回采巷道的掘进支护和回采支护问题，其在掘进支护时施工注浆锚索，待注浆，回采期超前段进行注浆。

(1)应用对象的特点：此支护方法中的回采巷道仅有掘进期和回采期，未提及留巷及留巷期支护问题，认为其不留巷。巷道的服务期较短，仅需考虑保证回采期安全问题。

(2)支护核心思路：此支护方法提出在煤矿地质条件较好的巷道掘进时一次性采用注浆锚索支护，回采时在顶板超前支护段注浆加强支护。

此支护方法的全生命周期支护不适用于本申请工况，具体如下：

首先，本申请的工况为两侧均是实体煤的回采巷道的掘进-回采-留巷的全周期支护问题，而此支护方法的全生命周期支护仅包含掘进期和回采期，此支护方法的工况是不留巷的回采巷道；

然后，按照此支护方法的思路，巷道在回采期注浆加固后，可以保证回采巷道在回采期的安全，受超前支承压力作用将发生不显著但一定程度的破坏。本申请的工况需考虑留巷期支护，进入留巷期，受采空区覆岩运动影响，加上超前采动作用产生的破坏，若不采取注浆加固，难以保证长期留巷效果，留巷巷道将无法继续为下个工作面继续服务。

相对此支护方法本申请的优势是：

(1)此支护方法仅采用了注浆锚索进行支护，在煤矿地质条件较好的巷道应用具有支护密度小，工作量小，成本低等优点，但对于围岩破碎的巷道不适用，将存在支护密度不足，支护-围岩系统整体性不高，表面围岩护表支护强度不足等问题。本申请通过注浆锚杆和高强锚杆对浅部破碎围岩进行加固，形成浅部内承载结构，然后通过注浆锚索将浅部内承载结构同深部稳定围岩外承载结构锚固在一起，形成整体的内外承载结构。

(2)此支护方法中回采巷道支护强度确定是根据围岩力学参数和松动圈范围参数，然后数值模拟得到掘进和回采的应力分布情况，理论计算支护强度及注浆锚索施工参数。而本申请根据围岩力学参数、现场实测应力环境和围岩破坏情况，通过理论计算得到初步方案，再数值模拟不同支护方案效果，最终确定掘进期锚固支护方案；一方面，现场实测应力环境很重要，影响支护参数设计和支护效果；另一方面，理论计算仅能计算密度和强度，数值模拟不同支护方案的支护效果能更好的确定合适的布置方案。

(3)此支护方法中未提出具体的超前工作面注浆位置及确定方法，并未给出具体的围岩破坏程度评价指标，仅提出：“回采后，对回采期间巷道超前支护段的注浆锚索进行注浆，完成支护。”而本申请分别提出了回采期和掘进期具体的注浆位置判断方法，提出了围岩破碎程度的评价指标，包括裂隙发育密度、长度、宽度和深度。同时也进行数值模拟和注浆试验综合确定注浆位置，以降低注浆成本且保证支护效果：

①回采期注浆是在巷道内进行现场煤体支承压力监测、钻孔窥视和巷道变形监测，先获得超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征；然后根据超前支承压力分布特征和回采期巷道围岩变形破坏特征，包括超前工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；通过回采期超前锚注支护数值模拟和注浆试验，提出回采期超前锚注支护技术方案，即注浆距离和注浆量；

②留巷期，在巷道内进行钻孔窥视和巷道变形监测获取留巷期巷道围岩变形破坏特征，包括滞后工作面不同距离处巷道围岩的裂隙发育密度、长度、宽度和深度；根据留巷期巷道围岩变形破坏特征提出留巷期复注加固支护方案，留巷期复注加固支护方案包括滞后工作面注浆距离、注浆压力、注浆量和浆液配比参数。

本技术领域技术人员可以理解，除非另外定义，这里使用的所有术语(包括技术术语和科学术语)具有与本申请所属领域中的普通技术人员的一般理解相同的意义。还应该理解的是，诸如通用字典中定义的那些术语应该被理解为具有与现有技术的上下文中的意义一致的意义，并且除非像这里一样定义，不会用理想化或过于正式的含义来解释。

本申请中所述的“和/或”的含义指的是各自单独存在或两者同时存在的情况均包括在内。

本申请中所述的“连接”的含义可以是部件之间的直接连接也可以是部件间通过其它部件的间接连接。

以上述依据本发明的理想实施例为启示，通过上述的说明内容，相关工作人员完全可以在不偏离本项发明技术思想的范围内，进行多样的变更以及修改。本项发明的技术性范围并不局限于说明书上的内容，必须要根据权利要求范围来确定其技术性范围。