无煤柱自成巷顶板结构控制方法

1.本发明涉及矿井开采技术领域，尤其涉及无煤柱自成巷顶板结构控制方法。


背景技术：

2.我国煤炭井工开采主要采用长壁开采121工法，即开采1个工作面，需提前掘进2条巷道，留设1个煤柱，该工法为我国采煤事业做出了巨大贡献。该工法采用留设煤柱的方式承载上覆岩层压力，从而保证巷道围岩稳定。然而，该方法导致煤炭资源采出率低、煤柱应力集中，影响了煤矿安全、高效生产。
3.无煤柱自成巷开采方法作为一种新型的采煤工艺，取消了煤柱留设，进而可以减弱巷道围岩应力集中、提高煤炭资源采出率。但是，煤柱取消后的无煤柱自成巷顶板结构特征和控制方式将与以往开采方法具有较大区别。为了实现该开采模式下的顶板安全控制，本发明提出了无煤柱自成巷顶板结构控制方法，以保证无煤柱自成巷开采模式下顶板结构稳定。


技术实现要素：

4.本发明的目的在于提供无煤柱自成巷顶板结构控制方法，根据无煤柱自成巷开采模式下的顶板结构和运动特征，对其顶板结构进行分析，采取不同的顶板结构控制设计方法，进而控制顶板稳定。
5.为实现上述目的，本发明提供了无煤柱自成巷顶板结构控制方法，包括：获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中的工程地质参数；根据所述工程地质参数，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，并通过判别公式，将顶板结构划分为无煤柱自成巷第一结构和无煤柱自成巷第二结构，确定无煤柱自成巷顶板结构类型；根据所述无煤柱自成巷顶板结构类型，采取不同的顶板结构控制设计方法，对采取所述不同顶板结构控制设计方法的顶板结构进行现场监测，根据监测结果判断无煤柱自成巷顶板结构是否稳定，对不稳定的顶板结构采取补充控制措施。
6.优选地，所述判别公式包括对所述无煤柱自成巷第一结构的判别公式和对所述无煤柱自成巷第二结构的判别公式。
7.优选地，对所述无煤柱自成巷第一结构的判别公式为：
8.其中，x1，y1为无煤柱自成巷第一结构的范围，l
x
为铰接岩块的厚度，la为煤体上方岩块的宽度，lb为巷道上方岩块的宽度，lc为采空区上方岩块的宽度。
9.优选地，对所述无煤柱自成巷第二结构的判别公式为：
10.其中，x2，y2为无煤柱自成巷第二结构的范围，a为巷道宽度，x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离，hf为切顶高度。
11.优选地，所述顶板结构控制设计方法，包括：根据所述无煤柱自成巷顶板结构类型，对所述无煤柱自成巷第一结构采取切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法，对所述无煤柱自成巷第二结构采取主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法。
12.优选地，所述切顶主动控制方法，包括：根据工程地质参数，采用理论计算、数值模拟方法确定切顶高度和切顶角度，根据钻孔探测的方法确定切顶质量；其中，所述切顶质量指顶板定向切缝技术对顶板的切割是否完全；所述碎胀承压控制方法包括：控制碎胀高度、碎胀块度和垮落速度；其中，所述垮落块度指垮落岩体的大小块度，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压措施，协调控制碎胀高度和碎胀块度，使垮落岩体的碎胀系数和承载能力实现最大化；所述垮落速度指碎胀岩体垮落的快慢，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压措施弱化岩体，使顶板岩体最快速度垮落。
13.优选地，所述切顶高度的理论计算方法为：
14.其中，hf为切缝高度，m为采煤厚度，k为垮落岩体的碎胀系数，λ为煤层倾角影响系数；所述切顶角度的理论计算方法为：
15.其中，θ为切顶角度；θ'为水平煤层条件下的最优切顶角度；所述切顶质量的确定方法为：纵向裂缝率＞80%；横向连通率＞80%；其中，纵向裂缝率为单孔的裂缝比率；横向连通率为两孔之间裂缝相连通的比率。
16.优选地，所述应力补偿控制方法包括控制恒阻锚杆/索的支护强度和支护范围；所述动压承载控制方法包括控制在动压承载阶段巷道的支护时机、支护位置和支护强度；其中，所述恒阻锚杆/索的支护强度满足的条件为：
17.其中，f为顶板结构所受外力；m0为顶板结构受力对o点位置产生的弯矩；g为岩块重力；pz为等效均匀支护载荷；σc为在巷道处煤体的残余应力，σ0为在固定端煤体产生的反作用力；a为巷道宽度；x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离；β为切顶角
度；所述恒阻锚杆/索的支护范围满足的条件为：
18.l为恒阻锚杆/索的支护长度；lm为恒阻锚索锚固力等于极限破断力时的锚固长度；动压承载控制支护强度满足的条件为：
19.其中，f
t
为动压承载临时支撑力；a为巷道宽度；γ1为上覆荷载的体积模量；γ2为第二结构的体积模量；k1为第二结构压力传递系数；k2为上覆荷载传递系数；y2为第二结构的高度；h为上覆岩层的高度；n为每排恒组锚索的数量；f
p
为单根恒组锚索的预紧力；c为第二结构的黏聚力；φ为第二结构的内摩擦角。
20.优选地，对采取所述不同顶板结构控制设计方法的顶板结构进行现场监测，包括：对所述无煤柱自成巷第一结构进行监测，监测内容为工作面的上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号存在持续变化时，则所述无煤柱自成巷第一结构不稳定，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号稳定不再变化时，则所述无煤柱自成巷第一结构稳定；对无煤柱自成巷第二结构进行监测，监测内容为监测巷道变形情况、围岩应力情况和支护结构受力情况，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的能量大于巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力持续增大时，则无煤柱自成巷第二结构不稳定，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的能量小于所述巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力不再变化时，则无煤柱自成巷第二结构稳定。
21.优选地，计算所述巷道围岩所能承受的最大破坏能量的方法为：
22.其中，e
wy
为巷道围岩所能承受的最大能量，e
rd
为巷道变形所产生的能量，e
rs
为围岩应力集中所产生的能量，e
ss
为支护结构吸收的能量，ρ为巷道变形能量的影响系数，ε为围岩应力能量的影响系数，ζ为支护结构吸收能量的影响系数；若无煤柱自成巷第一结构不稳定，则对所述无煤柱自成巷第一结构采取进一步措施，包括增加切顶高度和二次切顶等措施；若无煤柱自成巷第二结构不稳定，则对所述无煤柱自成巷第二结构进行进一步加固，包括对巷道顶板补打锚索和增加临时支护等措施。
23.与现有技术相比，本发明具有如下优点和技术效果：本发明针对无煤柱自成巷顶板特殊结构提出不同的针对性的控制对策，能够精准控制顶板结构和巷道围岩稳定；此控制方法能够适应新的开采模式下的顶板结构特征，从而实现维持巷道稳定，
保障生产安全的目标。
附图说明
24.构成本技术的一部分的附图用来提供对本技术的进一步理解，本技术的示意性实施例及其说明用于解释本技术，并不构成对本技术的不当限定。在附图中：图1为本发明实施例中无煤柱自成巷顶板结构控制方法的流程图；图2为本发明实施例中无煤柱自成巷顶板结构控制方法的具体设计步骤框图；图3为本发明实施例中无煤柱自成巷顶板岩层结构示意图；其中，1、采空区，2、顶板切缝，3、挡矸结构，4、巷道，5、煤层，6、无煤柱自成巷第二结构，7、恒阻锚索，8、无煤柱自成巷第一结构，9、煤体上方岩块，10、巷道上方岩块，11、采空区上方岩块。
具体实施方式
25.需要说明的是，在不冲突的情况下，本技术中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本技术。
26.需要说明的是，在附图的流程图示出的步骤可以在诸如一组计算机可执行指令的计算机系统中执行，并且，虽然在流程图中示出了逻辑顺序，但是在某些情况下，可以以不同于此处的顺序执行所示出或描述的步骤。
27.本发明提出了无煤柱自成巷顶板结构控制方法，如图1，包括：第一步，获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中工程地质参数；第二步，根据矿井地下工程中的工程地质参数，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，根据判定公式，将顶板结构分为第一结构和第二结构，进而判别无煤柱自成巷顶板结构类型；第三步，根据所述的无煤柱自成巷顶板结构类型，对第一结构采取切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法，对第二结构采取主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法；第四步，针对采取不同顶板结构控制方法的顶板结构进行现场监测，如第一结构和第二结构都达到稳定状态，则控制效果良好。如第一结构不稳定，则需要对第一结构进行进一步加固；若第二结构不稳定，则需要对第二结构进行进一步加固。
28.具体的，如图2所示，包括以下步骤：第一步，首先获取获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中地质参数，具体包括矿井地下工程中的岩层结构、岩层性质和开采条件等资料；在实施中，根据现场工程的地质探勘资料，收集无煤柱自成巷开采条件下矿井的岩层结构、岩层性质和开采条件等，为建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型做准备。
29.第二步，根据矿井地下工程中地质参数，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，根据判定公式，将顶板结构分为第一结构和第二结构，进而判别无煤柱自成巷顶板结构类型；在实施中，根据获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中地质参数，建立如图3所示的无煤柱自成巷顶板结构力学模型，根据判别公式，将顶板结构分为第一结构和第二结构，进而判别无煤柱自成巷顶板结构类型。
30.其中包括：将煤体上方岩块9、巷道上方岩块10和采空区上方岩块11共同组成的铰
接结构以及垮落矸石相互作用组成的平衡结构称为无煤柱自成巷第一结构8；对无煤柱自成巷第一结构8范围的判别公式为：
31.其中，x1，y1为无煤柱自成巷第一结构8的范围，l
x
为铰接岩块的厚度，la为煤体上方岩块9的宽度，lb为巷道上方岩块10的宽度，lc为采空区上方岩块11的宽度；顶板切缝2下方形成短臂梁结构的巷道顶板与巷内支护等共同作用形成内圈的稳定结构称为无煤柱自成巷第二结构6；对于无煤柱自成巷第二结构6范围的判断公式为：
32.其中，x2，y2为无煤柱自成巷第二结构的范围，a为巷道宽度，x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离，hf为切顶高度。
33.在实施中，根据所建立的无煤柱自成巷顶板结构力学模型，综合利用钻孔探测、理论计算、数值模拟等方法进行判别无煤柱自成巷顶板结构类型；钻孔探测是指探测基本顶的位置和实际切缝范围，进而判断无煤柱自成巷第一结构8和无煤柱自成巷第二结构6的范围；理论计算是指利用垮落岩体的碎胀系数计算切顶高度判断无煤柱自成巷第一结构8和无煤柱自成巷第二结构6的范围，具体计算公式如下：
34.其中，hf为切缝高度，m为采煤厚度，k为垮落岩体的碎胀系数，λ为煤层倾角影响系数，当巷道处于倾斜煤层上部时，λ＞1；当巷道处于倾斜煤层下部时，λ＜1。
35.第三步，根据无煤柱自成巷顶板结构类型，对无煤柱自成巷第一结构8采取切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法，对无煤柱自成巷第二结构6采取主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法；在实施中，对于无煤柱自成巷第一结构8的控制设计方法为切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法；切顶主动控制方法主要包括控制切顶高度、切顶角度和切顶质量；切顶质量是指顶板定向切缝技术对顶板的切割是否完全。
36.切顶角度的理论计算方法为：
37.其中，θ为切顶角度；θ'为水平煤层条件下最优切顶角度，其值为10
°
~15
°
；当切顶巷道处于倾斜煤层上部时，λ＜1；当切顶巷道处于倾斜煤层下部时，λ＞1。
38.进一步地，对于无煤柱自成巷第一结构8的切顶主动控制方法，是根据矿井地下工程中地质参数，采用理论计算、数值模拟的方法确定其切顶高度和切顶角度，根据钻孔探测的方法确定其切顶质量。
39.切顶质量的确定方法为：
纵向裂缝率＞80%；横向连通率＞80%；纵向裂缝率为单孔的裂缝比率；横向连通率为两孔之间裂缝相连通的比率。
40.碎胀承压控制方法主要包括控制碎胀高度、碎胀块度和垮落速度；垮落块度是指垮落岩体的大小块度，垮落速度是指碎胀岩体垮落的快慢。
41.碎胀承压控制方法包括：控制碎胀高度、碎胀块度和垮落速度；其中，所述垮落块度指垮落岩体的大小块度，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压等措施，协调控制碎胀高度和碎胀块度，使垮落岩体的碎胀系数和承载能力实现最大化；所述垮落速度指碎胀岩体垮落的快慢，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压等措施弱化岩体，使顶板岩体最快速度垮落。
42.对于无煤柱自成巷第一结构8的碎胀承压控制方法，是利用主动切顶控制方法后控制垮落的矸石充填采空区，并在挡矸结构3的侧向挡护作用下使其对无煤柱自成巷第一结构8进行支撑，控制无煤柱自成巷第一结构8运动的方法。
43.在实施中，对于无煤柱自成巷第二结构6的控制方法为主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法；进一步地，主动应力补偿控制方法包括控制恒阻锚杆/索的支护强度和支护范围。
44.对于无煤柱自成巷第二结构6的主动应力补偿法，根据岩层结构、岩层性质和开采条件计算恒阻锚杆/索的支护强度和支护范围；进一步地，动压承载控制方法主要包括控制在动压承载阶段巷道4的支护时机、支护位置和支护强度；对无煤柱自成巷第二结构6的控制方法主要是防止无煤柱自成巷第二结构6出现断裂、离层等破坏，保持无煤柱自成巷第二结构6的平衡稳定。
45.恒阻锚杆/索的支护强度满足以下条件：
46.其中，g为岩块重力，方向竖直向下，等效作用于该结构形心位置；pz为等效均匀支护载荷；σc为在巷道处煤体的残余应力，σ0为在固定端煤体产生的反作用力；a为巷道宽度；x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离；β为切顶角度。
47.恒阻锚杆/索的支护范围满足以下条件：
48.其中，lm为恒阻锚索7锚固力等于极限破断力时的锚固长度。
49.动压承载控制支护强度满足以下条件：
50.其中，f
t
为动压承载临时支撑力；a为巷道宽度；γ1为上覆荷载的体积模量；γ2为第二结构的体积模量；k1为第二结构压力传递系数；k2为上覆荷载传递系数；y2为第二结构的高度；h为上覆岩层的高度；n为每排恒组锚索的数量；f
p
为单根恒组锚索的预紧力；c为第
二结构的黏聚力；φ为第二结构的内摩擦角。
51.第四步，针对采取不同顶板结构控制方法的顶板结构进行现场监测，如无煤柱自成巷第一结构8和无煤柱自成巷第二结构6都达到稳定状态，则控制效果良好。如无煤柱自成巷第一结构8不稳定，则需要对无煤柱自成巷第一结构8进行进一步加固；若无煤柱自成巷第二结构6不稳定，则需要对无煤柱自成巷第二结构6进行进一步加固。
52.在实施中，对采取无煤柱自成巷顶板结构控制方法后的顶板进行监测，利用微震、地音、声发射和钻孔等手段对无煤柱自成巷顶板结构进行现场监测；现场监测部分主要是利用微震、地音、声发射和钻孔等手段对无煤柱自成巷第一结构8和无煤柱自成巷第二结构6进行现场监测；对无煤柱自成巷第一结构进行监测，监测内容为工作面的上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号存在持续变化时，则所述无煤柱自成巷第一结构不稳定，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号稳定不再变化时，则无煤柱自成巷第一结构稳定；进一步地，对无煤柱自成巷第一结构8采取进一步措施包括增加切顶高度和二次切顶等措施。
53.对无煤柱自成巷第二结构6现场监测为监测巷道的变形情况、围岩应力情况与支护结构受力情况；对无煤柱自成巷第二结构进行监测，监测内容为监测巷道变形情况、围岩应力情况和支护结构受力情况，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的能量大于巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力持续增大时，则无煤柱自成巷第二结构不稳定，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的能量小于所述巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力不再明显增大时，则无煤柱自成巷第二结构稳定。
54.进一步地，若无煤柱自成巷第二结构不稳定，则对其进行进一步加固包括对巷道顶板补打锚索和增加临时支护等措施。
55.巷道围岩所能承受的最大破坏能量的方法为：
56.其中，e
wy
为巷道围岩所能承受的最大能量，e
rd
为巷道变形所产生的能量，e
rs
为围岩应力集中所产生的能量，e
ss
为支护结构吸收的能量，ρ为巷道变形能量的影响系数，ε为围岩应力能量的影响系数，ζ为支护结构吸收能量的影响系数。
57.无煤柱自成巷与传统留煤柱开采巷道顶板结构具有本质区别，留煤柱开采巷道顶板结构是长臂梁，主要依靠留设煤柱和巷道内的支护保持稳定。无煤柱自成巷顶板结构是短臂梁，并且没有煤柱支撑，采用以往的支护形式不能满足要求，需要发挥采空区垮落矸石自身的承载能力来保持稳定。
58.本发明提出的控制方法，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，根据判定公式，将顶板结构分为第一结构和第二结构，进而判别无煤柱自成巷顶板结构类型。根据不同的无煤柱自成巷顶板结构类型，对第一结构采取切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法，对第
二结构采取主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法。对所述的采取不同顶板结构控制方法的顶板结构进行现场监测，如第一结构和第二结构都达到稳定状态，则控制效果良好；如第一结构不稳定，则需要对第一结构采取进一步措施；若第二结构不稳定，则需要对第二结构采取进一步措施。
59.本发明针对无煤柱自成巷顶板特殊结构提出不同的针对性的控制对策，能够精准控制顶板结构和巷道围岩稳定。此控制方法能够适应新的开采模式下的顶板结构特征，从而实现维持巷道稳定，保障生产安全的目标。
60.以上，仅为本技术较佳的具体实施方式，但本技术的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本技术揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本技术的保护范围之内。因此，本技术的保护范围应该以权利要求的保护范围为准。

技术特征：
1.无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，包括：获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中的工程地质参数；根据所述工程地质参数，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，并通过判别公式，将顶板结构划分为无煤柱自成巷第一结构和无煤柱自成巷第二结构，确定无煤柱自成巷顶板结构类型；根据所述无煤柱自成巷顶板结构类型，采取不同的顶板结构控制设计方法，对采取所述不同顶板结构控制设计方法的顶板结构进行现场监测，根据监测结果判断无煤柱自成巷顶板结构是否稳定，对不稳定的顶板结构采取补充控制措施。2.根据权利要求1所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，所述判别公式包括对所述无煤柱自成巷第一结构的判别公式和对所述无煤柱自成巷第二结构的判别公式。3.根据权利要求2所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，对所述无煤柱自成巷第一结构的判别公式为：其中，x1，y1为无煤柱自成巷第一结构的范围，l
x
为铰接岩块的厚度，l
a
为煤体上方岩块的宽度，l
b
为巷道上方岩块的宽度，l
c
为采空区上方岩块的宽度。4.根据权利要求2所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，对所述无煤柱自成巷第二结构的判别公式为：其中，x2，y2为无煤柱自成巷第二结构的范围，a为巷道宽度，x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离，h
f
为切顶高度。5.根据权利要求1所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，所述顶板结构控制设计方法，包括：根据所述无煤柱自成巷顶板结构类型，对所述无煤柱自成巷第一结构采取切顶主动控制方法和碎胀承压控制方法，对所述无煤柱自成巷第二结构采取主动应力补偿控制方法和动压承载控制方法。6.根据权利要求5所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，所述切顶主动控制方法，包括：根据工程地质参数，采用理论计算、数值模拟方法确定切顶高度和切顶角度，根据钻孔探测的方法确定切顶质量；其中，所述切顶质量指顶板定向切缝技术对顶板的切割是否完全；所述碎胀承压控制方法包括：控制碎胀高度、碎胀块度和垮落速度；其中，所述垮落块度指垮落岩体的大小块度，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压措施，协调控制碎胀高度和碎胀块度，使垮落岩体的碎胀系数和承载能力实现最大化；所述垮落速度指碎胀岩体垮落的快慢，通过爆破震动、多维复合切顶、支架挤压措施弱化岩体，使顶板岩体最快速度垮落。7.根据权利要求6所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，所述切顶高度的理论计算方法为：
其中，h
f
为切缝高度，m为采煤厚度，k为垮落岩体的碎胀系数，λ为煤层倾角影响系数；所述切顶角度的理论计算方法为：其中，θ为切顶角度；θ'为水平煤层条件下的最优切顶角度；所述切顶质量的确定方法为：纵向裂缝率＞80%；横向连通率＞80%；其中，纵向裂缝率为单孔的裂缝比率；横向连通率为两孔之间裂缝相连通的比率。8.根据权利要求6所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，所述应力补偿控制方法包括控制恒阻锚杆/索的支护强度和支护范围；所述动压承载控制方法包括控制在动压承载阶段巷道的支护时机、支护位置和支护强度；其中，所述恒阻锚杆/索的支护强度满足的条件为：其中，f为顶板结构所受外力；m0为顶板结构受力对o点位置产生的弯矩；g为岩块重力；p
z
为等效均匀支护载荷；σ
c
为在巷道处煤体的残余应力，σ0为在固定端煤体产生的反作用力；a为巷道宽度；x0为第二结构在煤层内部断裂位置到巷道帮部的距离；β为切顶角度；所述恒阻锚杆/索的支护范围满足的条件为：l为恒阻锚杆/索的支护长度；l
m
为恒阻锚索锚固力等于极限破断力时的锚固长度；动压承载控制支护强度满足的条件为：其中，f
t
为动压承载临时支撑力；a为巷道宽度；γ1为上覆荷载的体积模量；γ2为第二结构的体积模量；k1为第二结构压力传递系数；k2为上覆荷载传递系数；y2为第二结构的高度；h为上覆岩层的高度；n为每排恒组锚索的数量；f
p
为单根恒组锚索的预紧力；c为第二结构的黏聚力；φ为第二结构的内摩擦角。9.根据权利要求1所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，对采取所述不同顶板结构控制设计方法的顶板结构进行现场监测，包括：对所述无煤柱自成巷第一结构进行监测，监测内容为工作面的上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号存在持续变化时，则所述无煤柱自成巷第一结构不稳定，当监测到所述工作面上方岩层中的微震能量、声发射和地音信号稳定不再变化时，则所述无煤柱自成巷第一结构稳定；对无煤柱自成巷第二结构进行监测，监测内容为监测巷道变形情况、围岩应力情况和支护结构受力情况，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的
能量大于巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力持续增大时，则无煤柱自成巷第二结构不稳定，当所述巷道变形和围岩应力集中产生的能量之和减去支护结构吸收的能量小于所述巷道围岩所能承受的最大破坏能量，或巷道变形、围岩应力不再变化时，则无煤柱自成巷第二结构稳定。10.根据权利要求9所述的无煤柱自成巷顶板结构控制方法，其特征在于，计算所述巷道围岩所能承受的最大破坏能量的方法为：其中，e
wy
为巷道围岩所能承受的最大能量，e
rd
为巷道变形所产生的能量，e
rs
为围岩应力集中所产生的能量，e
ss
为支护结构吸收的能量，ρ为巷道变形能量的影响系数，ε为围岩应力能量的影响系数，ζ为支护结构吸收能量的影响系数；若无煤柱自成巷第一结构不稳定，则对所述无煤柱自成巷第一结构采取进一步措施，包括增加切顶高度和二次切顶等措施；若无煤柱自成巷第二结构不稳定，则对所述无煤柱自成巷第二结构进行进一步加固，包括对巷道顶板补打锚索和增加临时支护等措施。

技术总结
本发明公开了无煤柱自成巷顶板结构控制方法，涉及矿井开采技术领域，包括：获取无煤柱自成巷开采条件下矿井地下工程中的工程地质参数；根据工程地质参数，建立无煤柱自成巷顶板结构力学模型，并通过判别公式，将顶板结构划分为无煤柱自成巷第一结构和无煤柱自成巷第二结构，确定无煤柱自成巷顶板结构类型；根据无煤柱自成巷顶板结构类型，采取不同的顶板结构控制设计方法，对采取不同顶板结构控制设计方法的顶板结构进行现场监测，根据监测结果判断无煤柱自成巷顶板结构是否稳定，对不稳定的顶板结构采取补充控制措施。本申请根据采矿后的顶板结构运动特征，对其顶板结构进行分析，采取不同的顶板结构控制设计方法，进而控制顶板稳定。制顶板稳定。制顶板稳定。


技术研发人员：王亚军 李宏财 何满潮 韩宗芳 杜付康 侯世林 裴依菲 张俊
受保护的技术使用者：北京科技大学
技术研发日：2023.08.21
技术公布日：2023/9/16