一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法

摘要

本发明提供了一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，涉及煤矿冲击地压防治技术领域。本发明的基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，包括如下步骤：步骤1、掘进煤层卸压；步骤2、掘进过程中低位顶板预裂；步骤3、巷道围岩支护及加固支护；步骤4、巷道底板卸压；步骤5、工作面采前高位顶板预裂；步骤6、工作面回采过程中超前巷道围岩卸压及支护。本发明的基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，在煤矿回采工作面的全周期递进式进行局部卸压、顶板预裂及加固支护施工，以实现对回采工作面冲击地压的防治。

说明书

技术领域

本发明涉及煤矿冲击地压防治技术领域，具体地说是涉及一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法。

背景技术

冲击地压作为一种典型的煤矿动力灾害，严重威胁着矿山的安全生产及经营。随着煤矿开采强度与深度的增加，冲击地压发生频率显著增加。有统计表明，发生在巷道中的冲击地压数量占冲击地压发生总数的近90％。为解决巷道冲击问题，各种防治技术应运而生。冲击地压防治技术主要包含局部卸压(包括钻孔卸压、钻孔爆破、煤层注水、顶板预裂和底板爆破等)和加固支护(包括锚杆、锚索、锚注和复合支护等)两大方面。为调和局部卸压与加固支护在减弱和加强围岩承载力方面的矛盾，以“卸—支”耦合为概念基础的防冲新思路为巷道冲击地压的防治提供了可行且有效的途径。

目前，以“卸—支”耦合为概念基础的防冲方法，虽然将卸压与加固一并统筹考虑，但是并未考虑到坚硬顶板这一冲击地压的主要影响因素。然而，多数冲击地压的发生主要受工作面上覆坚硬顶板的影响，并且现有研究表明顶底板作为较高的储能结构，对巷道冲击地压的孕育和发生起到了促进作用。

发明内容

本发明的目的在于提供一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法，在煤矿回采工作面的全周期递进式进行局部卸压、顶板预裂及加固支护施工，以实现对回采工作面冲击地压的防治。

为了达到上述目的，本发明所采用的技术解决方案如下：

一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法，所述方法包括如下步骤：

步骤1、掘进煤层卸压

步骤11、在回采工作面巷道掘进循环施工过程，在每一轮掘进施工时，根据回采工作面冲击危险等级，在巷道掘进迎头施工1-3个卸压孔，卸压孔距底板0.5-1.5m，钻孔直径100-300mm，钻孔深度为掘进计划进尺和迎头支承压力峰值距煤壁的距离之和；在掘进迎头后方20m范围巷帮施工卸压孔，相邻卸压孔的间距为1-3m，卸压孔的直径为100-300mm，卸压孔的深度为15-45m，卸压孔距底板的高度为1.0-1.5m；

其中，在冲击危险等级弱的区域，在掘进迎头施工1个卸压孔；在冲击危险等级中等和强的区域，在掘进迎头施工2-3个卸压孔；

步骤12、在冲击危险等级强的区域的巷道段、巷帮移进量达10-20mm的巷道段或者锚杆支护强度降低的巷道段实施分段卸压钻孔，卸压孔的间距为1-3m，卸压孔的孔深为15-45m，卸压孔0-5m段的直径为70-100mm，5-45m段的直径为150-300mm；

步骤13、在下一轮掘进施工前，在巷帮两相邻卸压孔之间施工注浆锚杆，注浆锚杆上设置有应力计，应力计实时监测注浆锚杆的应力，当注浆锚杆的应力降至80％时则更换注浆锚杆；

步骤14、在煤体两巷帮于卸压孔两侧采用钻屑监测得到钻粉率指数以进行卸压效果判断，若钻粉率指数大于1.5，则仍具冲击危险性，则加密卸压孔施工以对煤体两巷帮再次卸压直至钻粉率指数小于1.5；加密卸压孔施工时，两巷帮钻孔垂直于巷道的轴向，钻孔的直径为42-100mm，钻孔的间距5-20m，钻孔的深度为应力集中区峰值点距煤壁的距离；

步骤2、掘进过程中低位顶板预裂

步骤21、在巷道掘进过程中，在距掘进迎头100m范围内进行钻屑监测，钻屑监测的钻孔深度不小于15m，间距为10-25m，根据不同的钻进深度对应的煤粉量，绘制出当量应力等值线图和当量应力分布形态图；

步骤22、择一采用步骤a或步骤b进行顶板预裂施工

步骤a、爆破预裂

步骤a1、确定顶板预裂装药段位置

记较远处巷道两帮的当量应力峰值距煤壁为p

步骤a2、确定爆破钻孔角度及预裂顶板目标岩层层位

根据装药段孔底距煤层垂直距离h和距巷帮水平距离l，确定爆破钻孔仰角θ；

则爆破钻孔仰角θ为：

θ＝arctan(h/l)；

式中，

考虑到顶板爆破产生的动载对巷帮煤体稳定性的影响，h取5～7m；

l＝(p

步骤a3、爆破钻孔布置

在应力稳顶区所在巷道位置，由两帮肩角位置向顶板施工爆破钻孔，其中，爆破钻孔的间距为5-20m，爆破钻孔的装药量以达到松动岩体但又不致于崩散岩体的效果；

步骤a4、引爆爆破钻孔内的炸药

步骤b、水压预裂

根据步骤21中的当量应力分布形态图，将煤粉量最高处确定为巷帮支承压力峰值位置，由两帮肩角位置向顶板施工水力钻孔；

其中，水力钻孔水平距离超过巷帮支承压力峰值位置1-2m，记为l

注水设备经注水管路连接水力钻孔；

由注水设备向水力钻孔注水，当巷道顶板、巷帮或水力钻孔有水渗出时，完成水压预裂；

步骤3、巷道围岩支护及加固支护

步骤31、随掘进过程采用锚杆、锚索、梯子梁、钢带对巷道掘进断面顶板和两帮进行支护，锚杆的长度为1.8-2.4m，间距为800-1200mm，排距为800-1200mm；锚索紧跟掘进迎头施工安装，间距为800-1200mm，排距为800-1200mm；梯子梁梁距为2000mm；钢带长度为4000mm，带距为2000mm；

步骤32、对巷道位移或锚杆应力实时监测，对两帮位移增加大于10％或锚杆应力降低多于10％的巷道段，距煤壁0-3m范围内进行锚杆注浆加固，并采用锚索补强；对两帮位移增加小于10％或锚杆应力降低少于10％的巷道段，距煤壁0-3m范围内进行锚杆注浆加固；

步骤33、顶板预裂后，在巷道两帮中部，采用钻屑监测得到不同的钻进深度对应的煤粉量，以绘制出当量应力分布形态图；根据当量应力分布形态图，将钻粉量减少处确定为煤层支承压力降低位置，将钻粉量最多处确定为煤层支承压力峰值位置，将煤层深部第二个应力峰值位置确定为煤体高应力弹性承载区；

步骤34、对巷帮进行支护加固，采用锚杆加固方案，锚杆的长度保证锚固段位于煤体高应力弹性承载区，锚杆加固长度至少超过煤层支承压力峰值位置2.0m；

步骤4、巷道底板卸压

步骤41、在冲击危险等级弱的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧与水平方向夹角45°钻进卸压孔，卸压孔直径70-150mm，卸压孔间排距为1-3m；在冲击危险等级中等的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧与水平方向夹角45°钻进卸压孔，卸压孔直径70-150mm，卸压孔间排距为1-3m，对底板软弱岩层进行水力压裂，并对钻孔内距底板1-3m段进行注浆施工；在冲击危险等级强的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧钻进爆破孔，爆破孔直径50-70mm，爆破孔间排距为3-5m，对底板软弱岩层进行爆破处理，并对爆破孔内距底板1-3m段进行注浆施工；

步骤42、利用钻屑监测为主、微震指标法为辅对巷道底板进行底板地压检测；若经检测卸压效果不佳，则对巷道底板再次进行卸压处理；具体的，对底板地压检测结果与正常值相差小于5％的情况，进行卸压孔加密处理；对相差大于5％且小于10％的情况，进行卸压孔加密或在原卸压孔之间向底板钻进爆破孔进行爆破处理；对相差大于10％的情况，进行在原卸压孔之间和巷道底板中间位置间隔3-5m向底板钻进爆破孔进行爆破处理；

步骤5、工作面采前高位顶板预裂

步骤51、回采巷道掘进完成至工作面回采前，对回采工作面切眼前方及侧前方上覆坚硬顶板进行顶板预裂；选择距直接顶100m范围内、厚度大于5m、强度指标D>120的上覆坚硬顶板作为预裂岩层；

步骤52、择一采用步骤c或步骤d进行炮孔布置

步骤c、若工作面为初采工作面，在巷道两帮肩角位置向工作面方向钻进与水平线呈70-75°夹角的炮孔；其中，炮孔末端距煤层的距离为预裂岩层的厚度与顶板距煤层的距离之和，炮孔排距为10-20m；

步骤d、若工作面为一侧采空，除进行步骤c之外，在邻近采空区一侧巷道内，择一采用步骤e或步骤f进行顶板预裂施工：

步骤e、向采空区方向钻进与水平线呈70-75°夹角的炮孔；其中，炮孔末端距煤层的距离为预裂岩层的厚度与顶板距煤层的距离之和，炮孔排距为10-20m；

步骤f、采用水力压裂方式对采空区煤柱侧顶板进行预裂，水力钻孔的直径为56mm，水力钻孔的长度30m，水力钻孔的间距15-30m，水力钻孔的水平投影与煤壁夹角为75°，水力钻孔的仰角50°；注水设备经注水管路连接水力钻孔；由注水设备向水力钻孔注水，当巷道顶板、巷帮或水力钻孔有水渗出时，完成水压预裂；

步骤6、工作面回采过程中超前巷道围岩卸压及支护

步骤61、在巷道两帮超前工作面至少200m范围内向煤体施工卸压孔；在回采工作面切眼向煤体施工卸压孔，卸压孔的深度为工作面的计划进尺和支承压力峰值位置距煤壁的距离之和；

步骤62、工作面回采过程中顶板预裂

在工作面回采过程中，为减少上覆坚硬顶板的断裂释能，在工作面超前100m范围内，由巷道肩角向煤体间隔20-30m施工炮孔，进行爆破预裂；炮孔呈扇形布置，炮孔的仰角范围为30-70°；

步骤63、顶板破断冲击能量计算

顶板破断产生的冲击能量为：

式中，q为上覆岩层的均布载荷；L为顶板岩层的跨度，可近似为预裂间距；k为顶板端面惯性矩弱化系数，其中

步骤64、工作面回采过程中巷道顶板及两帮超前支护

巷道顶板采用液压支柱进行超前支护，巷道两帮采用锚杆进行超前加固支护；

式中，P

式中，P

优选的，采用综合指数法对冲击危险等级进行判断，若冲击危险指数小于0.25，则定义为无冲击危险；若冲击危险指数0.25-0.5，则定义为冲击危险等级弱；若冲击危险指数0.5-0.75，则定义为冲击危险等级中等；若冲击危险指数大于0.75，则定义为冲击危险等级强。

优选的，钻屑监测过程如下：

垂直煤体巷帮钻直径40-50mm的钻孔，每钻进设定深度采集钻出的煤粉量并称重记录。

本发明的有益技术效果是：

1、本发明直接通过对不同目标顶板岩层预裂，释放顶板应变能的同时，对巷道两帮煤体进行卸压，减少了两帮煤体的应力集中系数，有利于回采过程顶板垮落；相较于煤层爆破方法，低位近场顶板的顶板预裂方法在保证煤体的承载能力的同时，使得煤层应力向更深处转移，发挥了深部煤体的高承载能力的特点，有效降低冲击地压的发生几率。

2、本发明在巷道内进行采前切眼位置及侧向顶板预裂，在防治掘进工作面冲击地压的同时，为工作面回采过程中，坚硬顶板的垮落起到有益作用，可有效防止大面积顶板垮落造成强烈的冲击能量；同时，将顶板预裂方法在时间上超前于工作面回采，避免了顶板预裂的工程扰动与采动扰动的叠加，且显著减少回采过程中的冲击灾害防治措施的治理工作。

3、本发明在对两帮煤体进行分段钻孔卸压的基础上，进行顶板预裂，可充分减少两帮煤体的应力集中程度，释放煤体储存的应变能，同时保证锚杆的支护能力和近巷帮煤体的完整性和承载能力。

4、本发明通过监测煤层应力分布，利用卸压技术转移支承压力和深部煤体强度高的特点，对两帮煤体进行锚固，可以达到较好的锚固效果，并提高两帮煤体的抗冲能力。采用等效端面惯性矩弱化系数，计算预裂顶板垮落时的冲击能量，对工作面巷道进行超前支护。

5、本发明综合现有的技术元素，对围岩顶板和煤层的冲击危险因素进行治理，具有简单易行、方便施工的特点。

附图说明

图1为本发明实施例的流程图；

图2为本发明实施例煤层卸压钻孔及分段扩孔布置图；

图3为本发明实施例煤层分段扩孔布置图；

图4为本发明实施例近场顶板预裂卸压原理图；

图5为本发明实施例掘进过程两帮钻屑当量应力平面示意图；

图6为本发明实施例掘进过程顶板预裂区域圈定平面图；

图7为本发明实施例掘进过程顶板预裂区域圈定断面图；

图8为本发明实施例底板卸压加固防治方案断面图；

图9为本发明实施例底板卸压加固防治方案走向剖面图；

图10为本发明实施例掘进过程两帮加固支护剖面图；

图11为本发明实施例掘进过程巷道围岩联合方案示意图；

图12为本发明实施例采前工作面侧向顶板预裂示意图；

图13为本发明实施例工作面超前顶板预裂剖面图；

图14为本发明实施例工作面超前顶板预裂剖面图；

图15为本发明实施例回采过程预裂顶板端面示意图；

图16为本发明实施例工作面超前巷道加固支护示意图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和有益效果更加清楚明白，以下结合具体实施例，并参照附图，对本发明进一步详细说明。本发明某些实施例于后方将参照所附附图做更全面性地描述，其中一些但并非全部的实施例将被示出。实际上，本发明的各种实施例可以许多不同形式实现，而不应被解释为限于此数所阐述的实施例；相对地，提供这些实施例使得本发明满足适用的法律要求。

在本发明的描述中，需要说明的是，术语“内”、“外”、“上”、“下”、“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，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，因此不能理解为对本发明的限制。此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性。

本实施例的一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法，请参考图1至图16所示。

方法包括如下步骤：

步骤1、掘进煤层卸压

步骤11、在回采工作面巷道掘进循环施工过程，在每一轮掘进施工时，根据回采工作面冲击危险等级，在巷道掘进迎头施工1-3个卸压孔，卸压孔距底板0.5-1.5m，钻孔直径100-300mm，钻孔深度为掘进计划进尺和迎头支承压力峰值距煤壁的距离之和；在掘进迎头后方20m范围巷帮施工卸压孔，相邻卸压孔的间距为1-3m，卸压孔的直径为100-300mm，卸压孔的深度为15-45m，卸压孔距底板的高度为1.0-1.5m；

其中，在冲击危险等级弱的区域，在掘进迎头施工1个卸压孔；在冲击危险等级中等和强的区域，在掘进迎头施工2-3个卸压孔；

步骤12、在冲击危险等级强的区域的巷道段、巷帮移进量达10-20mm的巷道段或者锚杆支护强度降低的巷道段实施分段卸压钻孔，卸压孔的间距为1-3m，卸压孔的孔深为15-45m，卸压孔0-5m段的直径为70-100mm，5-45m段的直径为150-300mm；

步骤13、在下一轮掘进施工前，在巷帮两相邻卸压孔之间施工注浆锚杆，注浆锚杆上设置有应力计，应力计实时监测注浆锚杆的应力，当注浆锚杆的应力降至80％时则更换注浆锚杆；

步骤14、在煤体两巷帮于卸压孔两侧1.5m位置处采用钻屑监测得到钻粉率指数以进行卸压效果判断，根据不同的钻进深度对应的煤粉量与正常煤粉量进行对比得到钻粉率指数，钻粉率指数为每米实际煤粉量与每米正常煤粉量的比值。若钻粉率指数大于1.5，则仍具冲击危险性，则加密卸压孔施工以对煤体两巷帮再次卸压直至钻粉率指数小于1.5；加密卸压孔施工时，两巷帮钻孔垂直于巷道的轴向，钻孔的直径为42-100mm，钻孔的间距5-20m，钻孔的深度为应力集中区峰值点距煤壁的距离。

步骤2、掘进过程中低位顶板预裂

步骤21、在巷道掘进过程中，在距掘进迎头100m范围内进行钻屑监测，钻屑监测的钻孔深度不小于15m，间距为10-25m，根据不同的钻进深度对应的煤粉量，绘制出当量应力等值线图和当量应力分布形态图；

步骤22、择一采用步骤a或步骤b进行顶板预裂施工

步骤a、爆破预裂

步骤a1、确定顶板预裂装药段位置

记较远处巷道两帮的当量应力峰值距煤壁为p

步骤a2、确定爆破钻孔角度及预裂顶板目标岩层层位

根据装药段孔底距煤层垂直距离h和距巷帮水平距离l，确定爆破钻孔仰角θ；

则爆破钻孔仰角θ为：

θ＝arctan(h/l)；

式中，

考虑到顶板爆破产生的动载对巷帮煤体稳定性的影响，h取5～7m；

l＝(p

步骤a3、爆破钻孔布置

在应力稳顶区所在巷道位置，由两帮肩角位置向顶板施工爆破钻孔，其中，爆破钻孔的间距为5-20m，爆破钻孔的装药量以达到松动岩体但又不致于崩散岩体的效果；

步骤a4、引爆爆破钻孔内的炸药

步骤b、水压预裂

根据步骤21中的当量应力分布形态图，将煤粉量最高处确定为巷帮支承压力峰值位置，由两帮肩角位置向顶板施工水力钻孔；

其中，水力钻孔水平距离超过巷帮支承压力峰值位置1-2m，记为l

注水设备经注水管路连接水力钻孔，对水力钻孔的封孔长度不小于孔深的三分之一；

由注水设备向水力钻孔注水，当巷道顶板、巷帮或水力钻孔有水渗出时，完成水压预裂。

步骤3、巷道围岩支护及加固支护

步骤31、随掘进过程采用锚杆、锚索、梯子梁、钢带对巷道掘进断面顶板和两帮进行支护，锚杆的长度为1.8-2.4m，间距为800-1200mm，排距为800-1200mm；锚索紧跟掘进迎头施工安装，间距为800-1200mm，排距为800-1200mm；梯子梁梁距为2000mm；钢带长度为4000mm，带距为2000mm；

步骤32、对巷道位移或锚杆应力实时监测，对两帮位移增加大于10％或锚杆应力降低多于10％的巷道段，距煤壁0-3m范围内进行锚杆注浆加固，并采用锚索补强；对两帮位移增加小于10％或锚杆应力降低少于10％的巷道段，距煤壁0-3m范围内进行锚杆注浆加固；

步骤33、顶板预裂后，在巷道两帮中部，采用钻屑监测得到不同的钻进深度对应的煤粉量，以绘制出当量应力分布形态图；根据当量应力分布形态图，将钻粉量减少处确定为煤层支承压力降低位置，将钻粉量最多处确定为煤层支承压力峰值位置，将煤层深部第二个应力峰值位置确定为煤体高应力弹性承载区；

步骤34、对巷帮进行支护加固，采用锚杆加固方案，锚杆的长度保证锚固段位于煤体高应力弹性承载区，锚杆加固长度至少超过煤层支承压力峰值位置2.0m。

步骤4、巷道底板卸压

步骤41、在冲击危险等级弱的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧与水平方向夹角45°钻进卸压孔，卸压孔直径70-150mm，卸压孔间排距为1-3m；在冲击危险等级中等的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧与水平方向夹角45°钻进卸压孔，卸压孔直径70-150mm，卸压孔间排距为1-3m，对底板软弱岩层进行水力压裂，并对钻孔内距底板1-3m段进行注浆施工；在冲击危险等级强的巷道段，在巷道底板底角向巷道两侧钻进爆破孔，爆破孔直径50-70mm，爆破孔间排距为3-5m，对底板软弱岩层进行爆破处理，并对爆破孔内距底板1-3m段进行注浆施工；

步骤42、利用钻屑监测为主、微震指标法为辅对巷道底板进行底板地压检测；若经检测卸压效果不佳，则对巷道底板再次进行卸压处理；具体的，对底板地压检测结果与正常值相差小于5％的情况，进行卸压孔加密处理；对相差大于5％且小于10％的情况，进行卸压孔加密或在原卸压孔之间向底板钻进爆破孔进行爆破处理；对相差大于10％的情况，进行在原卸压孔之间和巷道底板中间位置间隔3-5m向底板钻进爆破孔进行爆破处理。

步骤5、工作面采前高位顶板预裂

步骤51、回采巷道掘进完成至工作面回采前，对回采工作面切眼前方及侧前方上覆坚硬顶板进行顶板预裂；选择距直接顶100m范围内、厚度大于5m、强度指标D>120的上覆坚硬顶板作为预裂岩层；

步骤52、择一采用步骤c或步骤d进行炮孔布置

步骤c、若工作面为初采工作面，在巷道两帮肩角位置向工作面方向钻进与水平线呈70-75°夹角的炮孔；其中，炮孔末端距煤层的距离为预裂岩层的厚度与顶板距煤层的距离之和，炮孔排距为10-20m；

步骤d、若工作面为一侧采空，除进行步骤c之外，在邻近采空区一侧巷道内，择一采用步骤e或步骤f进行顶板预裂施工：

步骤e、向采空区方向钻进与水平线呈70-75°夹角的炮孔；其中，炮孔末端距煤层的距离为预裂岩层的厚度与顶板距煤层的距离之和，炮孔排距为10-20m；

步骤f、采用水力压裂方式对采空区煤柱侧顶板进行预裂，水力钻孔的直径为56mm，水力钻孔的长度30m，水力钻孔的间距15-30m，水力钻孔的水平投影与煤壁夹角为75°，水力钻孔的仰角50°；注水设备经注水管路连接水力钻孔，对水力钻孔的封孔长度不小于孔深的三分之一；由注水设备向水力钻孔注水，当巷道顶板、巷帮或水力钻孔有水渗出时，完成水压预裂。

步骤6、工作面回采过程中超前巷道围岩卸压及支护

步骤61、在巷道两帮超前工作面至少200m范围内向煤体施工卸压孔；在回采工作面切眼向煤体施工卸压孔，卸压孔的深度为工作面的计划进尺和支承压力峰值位置距煤壁的距离之和；

步骤62、工作面回采过程中顶板预裂

在工作面回采过程中，上覆坚硬顶板在工作面前方断裂释放巨大的应变能，尤其坚硬顶板在初次断裂时，坚硬顶板断裂释放的应变能为其断裂后顶板能量的10余倍。为减少上覆坚硬顶板的断裂释能，在工作面超前100m范围内，由巷道肩角向煤体间隔20-30m施工炮孔，进行爆破预裂；炮孔呈扇形布置，炮孔的仰角范围为30-70°。顶板预裂后，顶板释放大量弹性应变能，其完整性被破坏，减弱了其破断条件，大大减少了其在回采过程中断裂释放的能量的大小。

步骤63、顶板破断冲击能量计算

顶板破断产生的冲击能量为：

式中，q为上覆岩层的均布载荷；L为顶板岩层的跨度，可近似为预裂间距；k为顶板端面惯性矩弱化系数，其中

步骤64、工作面回采过程中巷道顶板及两帮超前支护

巷道顶板采用液压支柱进行超前支护，巷道两帮采用锚杆进行超前加固支护；

式中，P

式中，P

其中，采用综合指数法对冲击危险等级进行判断，若冲击危险指数小于0.25，则定义为无冲击危险；若冲击危险指数0.25-0.5，则定义为冲击危险等级弱；若冲击危险指数0.5-0.75，则定义为冲击危险等级中等；若冲击危险指数大于0.75，则定义为冲击危险等级强。

其中，钻屑监测过程如下：

垂直煤体巷帮钻直径40-50mm的钻孔，每钻进设定深度(100mm)采集钻出的煤粉量并称重记录。

至此，已经结合附图对本实施例进行了详细描述。依据以上描述，本领域技术人员应当对本发明一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸-裂-支协同防冲方法有了清楚的认识。本发明直接通过对不同目标顶板岩层预裂，释放顶板应变能的同时，对巷道两帮煤体进行卸压，减少了两帮煤体的应力集中系数，有利于回采过程顶板垮落；相较于煤层爆破方法，低位近场顶板的顶板预裂方法在保证煤体的承载能力的同时，使得煤层应力向更深处转移，发挥了深部煤体的高承载能力的特点，有效降低冲击地压的发生几率。本发明在巷道内进行采前切眼位置及侧向顶板预裂，在防治掘进工作面冲击地压的同时，为工作面回采过程中，坚硬顶板的垮落起到有益作用，可有效防止大面积顶板垮落造成强烈的冲击能量；同时，将顶板预裂方法在时间上超前于工作面回采，避免了顶板预裂的工程扰动与采动扰动的叠加，且显著减少回采过程中的冲击灾害防治措施的治理工作。本发明在对两帮煤体进行分段钻孔卸压的基础上，进行顶板预裂，可充分减少两帮煤体的应力集中程度，释放煤体储存的应变能，同时保证锚杆的支护能力和近巷帮煤体的完整性和承载能力。本发明通过监测煤层应力分布，利用卸压技术转移支承压力和深部煤体强度高的特点，对两帮煤体进行锚固，可以达到较好的锚固效果，并提高两帮煤体的抗冲能力。采用等效端面惯性矩弱化系数，计算预裂顶板垮落时的冲击能量，对工作面巷道进行超前支护。本发明综合现有的技术元素，对围岩顶板和煤层的冲击危险因素进行治理，具有简单易行、方便施工的特点。

以上所述的具体实施例，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的具体实施例而已，并不用于限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。