CN111581703B - 无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，可以根据现场实测的岩块抗压强度，岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值，基本顶破断块体厚度，回转角度和长度，计算基本顶破断块体等效受力，获取直接顶岩层容重和基本顶岩层容重，直接顶破断块体厚度和长度，计算直接顶破断块体重量和基本顶破断块体重量，获取煤帮承载系数，煤帮承载力作用区长度，计算第一承载力，获取采空区矸石承载系数，计算第二承载力，最后计算巷内支护阻力，根据巷内支护阻力选取无煤柱沿空留巷保水采煤的支护设备，实现对无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的准确选取，提高使用所选取的支护设备进行相关作业的安全性。

Description

无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法

技术领域

本发明涉及无煤柱沿空留巷技术领域，尤其涉及一种无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法。

背景技术

我国煤炭资源丰富，煤炭消耗占一次能源的消耗比重很大。尽管现在新能源得到了长足的发展，但受技术经济条件的限制，短时间之内还无法取代传统的煤炭资源。煤炭开采过程中，相邻两个工作面之间大都通过留设隔离煤柱来支撑顶板并隔绝采空区，这不但浪费了大量优质煤炭资源而且极易引起冲击地压和煤与瓦斯突出等动力灾害。另外，由于隔离煤柱对覆岩的支撑条件和采空区内矸石对覆岩的支撑条件不同，导致采空区边界上行裂隙发育高度比采空区内的导水裂隙带高度高10％～15％左右。同时，隔离煤柱的留设不利于地表采后整体沉降，导致上行裂隙发育高度和下行裂隙发育深度较大，上行裂隙和下行裂隙极易贯通，使隔水层失去隔水作用，从而引发矿井突水事故。

采用无煤柱沿空留巷保水采煤方法可以降低工作面采动覆岩上行裂隙发育高度，并使上行裂隙和下行裂隙快速弥合，实现地表采后整体下沉，阻止上行裂隙和下行裂隙导通，保证采动覆岩隔水层的隔水稳定性，从而实现保水采煤。无煤柱沿空留巷保水采煤方法主要有2种方式：一种是切顶卸压，即超前工作面一定范围内，在留巷的边缘处，采用预裂***技术或高压水致裂技术进行切顶，在采空区上方顶板和巷道上方顶板之间形成超前预裂切缝，隔断基本顶之间的应力联系，使侧向支撑压力峰值降低，并向煤层深部转移。另一种是巷旁充填，即随着工作面的推进，沿回采巷道进行巷旁充填。巷旁充填留巷速度慢、成本高且工艺复杂。相比较而言，切顶卸压沿空留巷技术所需设备少、成本低、***简单，并且规避了巷旁充填所需大量充填材料的辅助运输问题。当前对无煤柱沿空留巷的研究大都集中在沿空留巷工艺、切顶参数、预裂***参数以及巷旁充填体尺寸和强度等方面。还未见对无煤柱沿空留巷降低上行裂隙发育高度和下行裂隙发育深度、实现地表采后整体下沉等保水方面的研究文献。无煤柱沿空留巷巷内支护阻力计算的相关研究也较少，难以实现对所需支护设备的准确选取。

发明内容

针对以上问题，本发明提出一种无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法。

为实现本发明的目的，提供一种无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，包括如下步骤：

S10，根据现场实测的岩块的抗压强度σ_c和岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体厚度h₂，回转角度θ₁和长度L，计算基本顶破断块体等效受力P_d；

S20，获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶破断块体厚度h₁和长度l，计算直接顶破断块体重量G₁和基本顶破断块体重量G₂；

S30，获取煤帮承载系数k₁，煤帮承载力作用区长度l₁，计算出巷旁煤体的第一承载力F₁；

S40，获取采空区矸石承载系数k₂，计算采空区冒落矸石的第二承载力F₂；

S50，根据破断块体等效受力P_d、直接顶破断块体重量G₁、基本顶破断块体重量G₂、第一承载力F₁和第二承载力F₂计算巷内支护阻力P，根据巷内支护阻力P选取无煤柱沿空留巷保水采煤的支护设备。

具体地，基本顶破断块体等效受力P_d的计算过程包括：

其中，P_d表示破断块体等效受力，η表示破断岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值，h₂表示基本顶破断块体厚度，θ₁表示基本顶破断块体回转角度，L表示基本顶破断块体长度，σ_c表示岩块的抗压强度。

具体地，直接顶破断块体重量G₁的计算过程包括：G₁＝γ₁h₁l；

基本顶破断块体重量G₂的计算过程包括：G₂＝γ₂h₂L。

具体地，第一承载力F₁的计算过程包括：

具体地，第二承载力F₂的计算过程包括：

具体地，巷内支护阻力P的计算过程包括：

P＝G₁+G₂-P_d-F₂-F₁。

上述无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，可以根据现场实测的岩块抗压强度σ_c，岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体厚度h₂，回转角度θ₁和长度L，计算破断块体等效受力P_d，获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶破断块体厚度h₁，和直接顶破断块体长度l，计算直接顶破断块体重量G₁和基本顶破断块体重量G₂，获取煤帮承载系数k₁，煤帮承载力作用区长度l₁，计算出巷旁煤体的第一承载力F₁，获取采空区矸石承载系数k₂，计算采空区冒落矸石的第二承载力F₂，以计算巷内支护阻力P，根据巷内支护阻力P确定无煤柱沿空留巷保水采煤的支护参数和支护设备，实现对无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的准确选取，提高使用所选取的支护设备进行相关作业的安全性。具体可以通过采用无煤柱沿空留巷的方法，降低工作面采动覆岩上行裂隙发育高度，并使上行裂隙和下行裂隙快速弥合，实现地表采后整体下沉，阻止上行裂隙与下行裂隙导通，保证采动覆岩隔水层的隔水稳定性，从而实现保水采煤。

附图说明

图1是一个实施例的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备确定方法的流程图；

图2是一个实施例的留设隔离煤柱时相邻工作面采动导水裂隙发育示意图；

图3是一个实施例的留设隔离煤柱时A-A剖面上行裂隙和下行裂隙发育示意图；

图4是一个实施例的无煤柱沿空留巷时相邻工作面采动导水裂隙发育示意图；

图5是一个实施例的无煤柱沿空留巷时B-B剖面上行裂隙和下行裂隙发育示意图；

图6是一个实施例的巷内支护阻力计算的直接顶破断块体受力图；

图7是一个实施例的巷内支护阻力计算的基本顶破断块体受力图；

图8是一个实施例的巷内支护阻力计算的基本顶破断块体等效受力图；

图9是一个实施例的无煤柱沿空留巷巷道断面示意图；

图10是一个实施例的支护阻力P与关键块体B回转角度θ₁的关系图；

图11是一个实施例的支护阻力P与巷道煤帮承载系数k₁的关系图；

图12是一个实施例的支护阻力P与采空区矸石承载系数k₂的关系图。

具体实施方式

为了使本申请的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本申请进行进一步详细说明。应当理解，此处描述的具体实施例仅仅用以解释本申请，并不用于限定本申请。

在本文中提及“实施例”意味着，结合实施例描述的特定特征、结构或特性可以包含在本申请的至少一个实施例中。在说明书中的各个位置出现该短语并不一定均是指相同的实施例，也不是与其它实施例互斥的独立的或备选的实施例。本领域技术人员显式地和隐式地理解的是，本文所描述的实施例可以与其它实施例相结合。

通过切顶卸压自动成巷的方式，完全取消区段之间的隔离煤柱和巷旁充填体，实现无煤柱开采，将传统隔离煤柱和巷旁充填体对覆岩的支撑转化为留巷巷内支护体对覆岩的支撑，增加了留巷支护难度。为解决该方法留巷支护参数和支护设备选取不当而导致的重复支护等问题，参考图1所示，图1为一个实施例提供的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法流程图，包括如下步骤：

S10，根据现场实测的岩块抗压强度σ_c，岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体厚度h₂，回转角度θ₁和长度L，计算基本顶破断块体等效受力P_d。

在实际应用过程中，可以根据现场实测等方式，获取岩块的抗压强度σ_c，岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体厚度h₂，基本顶破断块体回转角度θ₁和基本顶破断块体长度L。

具体地，基本顶破断块体等效受力P_d的计算过程包括：

其中，P_d表示基本顶破断块体等效受力，η表示岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值，为无量纲数，h₂表示基本顶破断块体厚度，单位可以为m，θ₁表示基本顶破断块体回转角度，单位可以为°，L表示基本顶破断块体长度，单位可以为m，σ_c表示岩块的抗压强度，单位可以为MPa。

S20，获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶破断块体厚度h₁和直接顶破断块体长度l，计算直接顶破断块体重量G₁和基本顶破断块体重量G₂。

上述步骤中，可以通过实验室试验的方式获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂的单位均为kN/m³。根据矿井地质勘探结果，确定直接顶破断块体厚度h₁和基本顶破断块体厚度h₂，单位均为m。根据现场试验，确定基本顶破断块体长度L和直接顶破断块体长度l，单位均为m。

具体地，直接顶破断块体重量G₁的计算过程包括：G₁＝γ₁h₁l；

基本顶破断块体重量G₂的计算过程包括：G₂＝γ₂h₂L。

S30，获取煤帮承载系数k₁，煤帮承载力作用区长度l₁，计算出巷旁煤体的第一承载力F₁。

上述步骤中，可以根据现场实测数据反演，确定煤帮承载系数k₁，单位为MPa/m；确定煤帮承载力作用区长度l₁，单位为m。

具体地，第一承载力F₁的计算过程包括：

S40，获取采空区矸石承载系数k₂，计算采空区冒落矸石的第二承载力F₂。

上述步骤可以根据现场实测数据，确定采空区矸石承载系数k₂，单位为MPa/m；确定直接顶破断块体长度l和基本顶破断块体长度L，单位为m。

具体地，第二承载力F₂的计算过程包括：

S50，根据基本顶破断块体等效受力P_d、直接顶破断块体重量G₁、基本顶破断块体重量G₂、第一承载力F₁和第二承载力F₂计算巷内支护阻力P，根据巷内支护阻力P确定无煤柱沿空留巷保水采煤的支护参数和支护设备。

具体地，巷内支护阻力P的计算过程包括：

P＝G₁+G₂-P_d-F₂-F₁。

其中，G₁为直接顶破断块体重量，单位为kN；G₂为基本顶破断块体重量，单位为kN；P_d为基本顶破断块体等效受力，单位为kN；F₁为巷旁煤帮承载力，单位为kN；F₂为采空区矸石承载力，单位为kN。

进一步地，巷内支护阻力P的的计算式还可以写为：

其中，γ为直接顶岩层容重γ₁与基本顶岩层容重γ₂的平均值。

进一步地，计算巷内支护阻力P，其目的是为了确定巷内支护参数和支护设备。根据巷内支护阻力计算结果(巷内支护阻力P)，挑选锚杆(索)、单体支柱或者钢管砼支柱等支护阻力合适的支护设备，优化选择的锚杆(索)间排距、预紧力、锚固力或单体支柱及钢管砼支柱支护密度及工作阻力等支护参数，最终确保巷道顶板单位面积上支护设备的支护阻力大于计算得到的巷内支护阻力P，使沿空留巷巷道顶板得到较好控制，减少因支护设备选取不当或支护参数设计不合理而导致的重复支护问题。

上述无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，可以根据现场实测的岩块的抗压强度σ_c，岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体厚度h₂，基本顶破断块体回转角度θ₁，基本顶破断块体长度L，计算基本顶破断块体等效受力P_d，获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶破断块体厚度h₁，和直接顶破断块体长度l，计算直接顶破断块体重量G₁和基本顶破断块体重量G₂，获取煤帮承载系数k₁，煤帮承载力作用区长度l₁，计算出巷旁煤体的第一承载力F₁，获取采空区矸石承载系数k₂，计算采空区冒落矸石的第二承载力F₂，以计算巷内支护阻力P，根据巷内支护阻力P选取无煤柱沿空留巷的支护参数和支护设备，实现对无煤柱沿空留巷的支护设备的准确选取，提高使用所选取的支护设备进行相关作业的安全性。具体可以通过采用无煤柱沿空留巷保水采煤方法，降低工作面采动覆岩上行裂隙发育高度，并使上行裂隙和下行裂隙快速弥合，实现地表采后整体下沉，阻止上行裂隙与下行裂隙导通，保证采动覆岩隔水层的隔水稳定性，从而实现保水采煤。

在一个实施例中，通过图2至图12对上述无煤柱沿空留巷保水采煤支护参数及支护设备的确定方法进行说明，图2是本实施例中留设隔离煤柱时相邻工作面采动导水裂隙发育示意图，图3是本实施例中留设隔离煤柱时A-A剖面上行裂隙和下行裂隙发育示意图，图4是本实施例中无煤柱沿空留巷时相邻工作面采动导水裂隙发育示意图，图5是本实施例中无煤柱沿空留巷时B-B剖面上行裂隙和下行裂隙发育示意图，图6是本实施例中推导过程所述的巷内支护阻力计算的直接顶破断块体受力图，图7是本实施例推导过程所述的巷内支护阻力计算的基本顶破断块体受力图，图8是本实施例推导过程所述的巷内支护阻力计算的基本顶破断块体等效受力图，图9是本实施例的无煤柱沿空留巷巷道断面示意图，图10是本实施例所述的支护阻力P与关键块体B回转角度θ₁的关系图，图11是本实施例所述的支护阻力P与巷道煤帮承载系数k₁的关系图，图12是本实施例所述的支护阻力P与采空区矸石承载系数k₂的关系图。各个图中：1表示上工作面始采线；2表示上工作面采空区；3表示上工作面停采线；4表示上工作面区段进风巷道；5表示隔离煤柱；6表示本工作面采空区；7表示本工作面区段回风平巷；8表示回采工作面；9表示本工作面区段进风平巷；10表示本工作面上行裂隙发育高度；11表示上工作面上行裂隙发育高度；12表示本工作面下行裂隙；13表示上工作面下行裂隙；14表示上工作面沿空留巷；15表示上工作面泡沫隔离体；16表示本工作面泡沫隔离体；17表示本工作面已留巷道；18表示本工作面拟留巷道；19表示无煤柱沿空留巷本工作面与上工作面上行裂隙发育高度；20表示可调高钢管砼支柱；21表示煤层；22表示直接顶；23表示基本顶；24表示基本顶上位岩层(中砂岩)；25表示预裂***切缝；26表示关键块体B。

从图2～图5可知，由于上工作面采空区2和本工作面采空区6内的矸石对覆岩的支撑条件与隔离煤柱5对覆岩的支撑条件不同，上工作面上行裂隙11和本工作面上行裂隙10在隔离煤柱5上的发育高度比其他区域的上行裂隙高度高10％～15％。无煤柱沿空留巷保水采煤方法不需要留设安全煤柱，并且留巷巷内支护体对覆岩支撑条件和采空区内矸石对覆岩支撑条件相同，从而使上工作面采动覆岩上行裂隙和本工作面采动覆岩上行裂隙19发育高度H’小于留设隔离煤柱时的上工作面上行裂隙11和本工作面上行裂隙10的发育高度H。无煤柱沿空留巷工作面开采后，由于地表整体下沉，其上工作面下行裂隙和本工作面下行裂隙的发育深度D’小于留设隔离煤柱时的上工作面下行裂隙和本工作面下行裂隙的发育深度D。另外，无煤柱沿空留巷保水采煤方法可实现上工作面上行裂隙11、下行裂隙13和本工作面上行裂隙10、本下行裂隙12的快速弥合，阻止上工作面上行裂隙11、下行裂隙13和本工作面上行裂隙10、下行裂隙12的导通，保证采动覆岩隔水层的隔水稳定性，从而实现保水采煤。

通过切顶卸压自动成巷的方式，完全取消了区段之间的隔离煤柱和巷旁充填体，实现无煤柱开采，将传统隔离煤柱和巷旁充填体对覆岩的支撑转化为留巷巷内支护体对覆岩的支撑，并基于“短臂梁”理论提出了巷内支护体支护阻力的计算方法，巷内支护阻力计算公式的推导过程如下：矸石未对巷道顶板结构的右端产生有效支撑时，可将顶板视为“短悬臂梁”结构。顶板处于“短悬臂梁”结构状态时最容易失稳，直接顶受力模型如图6所示。由直接顶垂直方向上的受力平衡条件得：

其中，F₁为基本顶给定载荷；G₁为直接顶破断块体重量；q(x)为实体煤承载力分布函数；P为巷内支护体支撑力；l₁为煤帮支承压力作用区长度。

进一步地，图7为基本顶破断块体受力特征，F₁为直接顶对基本顶块体的支撑力，F₂为采空区冒落矸石对基本顶破断块体的支撑力。将图7所示的基本顶破断块体受力模型转化为矿压理论中的常用计算模型，如图8所示。

进一步的，得到基本顶破断块体两端受力表达式为：

其中，T_A为破断块体两端承受的水平挤压力；P_d为基本顶破断块体等效受力；h₂为基本顶破断块体厚度；L为基本顶破断块体长度；θ₁为基本顶破断块体回转角度。

进一步的，使基本顶破断块体不发生回转变形失稳的最大水平挤压力为：

其中，η为岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值；σ_c为岩块的抗压强度。

进一步的，得到基本顶破断块体等效承载量满足：

进一步的，得到基本顶破断块体承受的来自直接顶的支撑载荷为：

F₁＝G₂-F₂-P_d

进一步的，得到沿空巷道支护体受力满足条件式：

具体的，得到沿空巷道支护体受力表达式为：

进一步的，假定巷内煤帮满足线性承载关系，即：

q(x)＝k₁(l₁-x)

式中：k₁为煤帮承载系数。

进一步的，得到巷旁煤帮的承载力为：

进一步的，得到直接顶破断块体和基本顶破断块体的重量分别为：

G₁＝γ₁h₁lG₂＝γ₂h₂L

式中：γ₁为直接顶岩层容重，单位为kN/m³；γ₂为基本顶岩层容重，单位为kN/m³；h₁为直接顶破断块体厚度，单位为m；h₂为基本顶破断块体厚度，单位为m；l为直接顶破断块体长度，单位为m；L为基本顶破断块体长度，单位为m。

进一步的，得到基本顶破断块体受采空区冒落矸石的有效支撑范围为：

l＝L-l

c

进一步的，采用局部坐标系，对采空区矸石的支撑作用进行描述，已知采空区矸石支撑载荷满足线性关系式：

q₂(X)＝k₂X

式中：q₂(X)为采空区冒落矸石承载力分布函数；k₂为采空区矸石承载系数；X为局部坐标系坐标。

进一步的，得到采空区冒落矸石的承载力满足：

进一步的，取直接顶岩层容重γ₁与基本顶岩层容重γ₂的平均值γ进行分析，得到沿空巷道的支护体受力计算式为：

示例1：本示例以韩城矿区桑树坪二号井3302工作面胶带运输巷为例。巷道断面如图9所示，值得说明的是，无煤柱沿空留巷保水采煤法巷内支护阻力计算公式的推导基于切顶高度未贯穿基本顶，而3302工作面切顶高度恰好贯穿基本顶，关键岩层破断块体B为基本顶上位破断岩块，此种情况包含于本公式推导的背景。取工作面实际地质参数和开采参数，基础计算参数为：L＝24.6m，h₂＝8.4m(上覆6.6m软弱岩层)，l₁＝3m，l＝7.6m，h₁＝7.8m，γ＝(γ₁+γ₂)/2＝25kN/m³，θ₁＝6°，η＝0.3，σ_c＝20.4MPa，k₁＝0.1MPa/m，k₂＝0.3MPa/m。采用控制变量法研究关键块体B回转角度θ₁、实体煤帮承载系数k₁、采空区矸石承载系数k₂对支护阻力的影响。

(1)关键块体B回转角度θ₁

采空区矸石垮落初期尚未对关键块体B产生有效支撑，即矸石承载系数k₂＝0，此阶段支护体发挥主要作用。煤帮承载系数k₁＝0.1MPa/m，回转角度θ₁从0°增加到8°，支护阻力随θ₁的变化情况如图10所示。

由图10可知，支护阻力随回转角度θ₁增加呈近似线性增加，θ₁每增加1°，支护阻力平均增加712kN，θ₁增加至8°时，支护阻力增加至7476kN。上述规律说明关键块体B的回转变形对巷内支护体带来很大的增阻作用，限制其回转变形有利于支护体减阻。

(2)巷道实体煤帮承载系数k₁

关键块体B回转角度θ₁为6°，矸石承载系数为0.3MPa，煤帮承载系数k₁从0MPa增加至0.3MPa时，支护阻力随k₁的变化情况如图11所示。

由图11可知，支护阻力随煤帮承载系数k₁的增加线性减少，煤帮承载系数每增加50kPa，支护阻力减少225kN，系数增至300kPa时，支护阻力降低至613kN。上述规律表明，煤帮保持良好的承载性能有利于支护体减阻，采取合理的围岩补强支护技术使煤帮保持良好的承载性能是维持巷道稳定的有效途径。

(3)矸石承载系数k₂

关键块体B回转到一定程度即受到巷旁矸石支撑，矸石对关键块体B的回转起到限制作用。回转角度θ₁为6°，矸石承载系数k₂从0MPa增加至0.3MPa时，支护阻力随矸石承载系数k₂的变化情况如图12所示。

由图12可知，支护阻力随矸石承载系数增加呈现线性减少，矸石承载系数k₂每增加30kPa，支护阻力减少481kN，系数增至300kPa时，支护阻力降低至1513kN。上述规律表明矸石支撑可以有效控制关键块体B回转变形，缩短关键块B的触矸周期，充分发挥矸石承载性能有利于支护体减阻。

本实施例的的有益效果包括：

可以降低工作面采动覆岩上行裂隙发育高度，并使上行裂隙和下行裂隙快速弥合，实现地表采后整体下沉，阻止上行裂隙与下行裂隙导通，保证采动覆岩隔水层的隔水稳定性，从而实现保水采煤。

可计算出无煤柱沿空留巷保水采煤法巷内支护阻力，操作简单、结果可靠，可在实现保水采煤和无煤柱安全开采的前提下大幅度提高煤炭资源的采出率，具有广泛的实用性，对无煤柱沿空留巷保水采煤法巷内支护的实施过程有一定的指导作用。

以上实施例的各技术特征可以进行任意的组合，为使描述简洁，未对上述实施例中的各个技术特征所有可能的组合都进行描述，然而，只要这些技术特征的组合不存在矛盾，都应当认为是本说明书记载的范围。

需要说明的是，本申请实施例所涉及的术语“第一\第二\第三”仅仅是区别类似的对象，不代表针对对象的特定排序，可以理解地，“第一\第二\第三”在允许的情况下可以互换特定的顺序或先后次序。应该理解“第一\第二\第三”区分的对象在适当情况下可以互换，以使这里描述的本申请的实施例能够以除了在这里图示或描述的那些以外的顺序实施。

本申请实施例的术语“包括”和“具有”以及它们任何变形，意图在于覆盖不排他的包含。例如包含了一系列步骤或模块的过程、方法、装置、产品或设备没有限定于已列出的步骤或模块，而是可选地还包括没有列出的步骤或模块，或可选地还包括对于这些过程、方法、产品或设备固有的其它步骤或模块。

以上所述实施例仅表达了本申请的几种实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本申请的保护范围。因此，本申请专利的保护范围应以所附权利要求为准。

Claims (6)

1.一种无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，包括如下步骤：

S10，根据现场实测的岩块抗压强度σ_c和岩块在角端处的挤压强度与岩块抗压强度的比值η，基本顶破断块体的厚度h₂，回转角度θ₁和块体长度L，计算基本顶破断块体等效受力P_d；

S20，获取直接顶岩层容重γ₁和基本顶岩层容重γ₂，直接顶破断块体厚度h₁和长度l，计算直接顶破断块体重量G₁和基本顶破断块体重量G₂；

S30，获取煤帮承载系数k₁，煤帮承载力作用区长度l₁，计算出巷旁煤体的第一承载力F₁；

S40，获取采空区矸石承载系数k₂，计算采空区冒落矸石的第二承载力F₂；

S50，根据基本顶破断块体等效受力P_d、直接顶破断块体重量G₁、基本顶破断块体重量G₂、第一承载力F₁和第二承载力F₂计算巷内支护阻力P，根据巷内支护阻力P确定无煤柱沿空留巷保水采煤的支护参数和支护设备。

2.根据权利要求1所述的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，基本顶破断块体等效受力P_d的计算过程包括：

其中，P_d表示基本顶破断块体等效受力，η表示岩块在角端处的挤压强度与抗压强度的比值，θ₁表示回转角度，L表示基本顶破断块体长度，σ_c表示岩块的抗压强度。

3.根据权利要求1所述的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，直接顶破断块体重量G₁的计算过程包括：G₁＝γ₁h₁l；

基本顶破断块体重量G₂的计算过程包括：G₂＝γ₂h₂L。

4.根据权利要求1所述的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，第一承载力F₁的计算过程包括：

5.根据权利要求1所述的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，第二承载力F₂的计算过程包括：

6.根据权利要求1至5任一项所述的无煤柱沿空留巷保水采煤支护设备的确定方法，其特征在于，巷内支护阻力P的计算过程包括：

P＝G₁+G₂-P_d-F₂-F₁。