1.一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，其特征在于，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px米，在步骤21中的当量应力等值线图上划出巷道两帮峰值应力线，并将距煤壁为0.95px‑px米的应力峰值区的范围，记为a，即应力稳定区；距巷道两帮峰值应力线1.0‑1.3m的范围，记为b；对a和b求交集所得的范围为顶板预裂装药段在水平面上的投影，以确定顶板预裂装药段位置；

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＝(px‑1.3)；

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lr；水力钻孔垂直距离距煤层3‑5m，记为hr；则水力钻孔的倾角为：θ＝arctan(hr/lr)；

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45°夹角钻进卸压孔，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 a、b分别为顶板上下边界预裂区长度，l1为工作面倾向长度；E为顶板岩层弹性模量；I为未预裂时顶板端面惯性矩；

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，Pz为工作面超前单个液压支柱支护强度，kN/m；α为能量衰减系数；a为巷道超前支护范围，m；b为巷道宽度，m；n为超前区域内的液压支柱的总数量；ng、ns为单位长度巷道顶板已有锚杆、锚索数量；li为单个液压支柱的最大压缩量；Pg，Ps为顶板已有锚杆、锚索的支护力；Pgm、Psm为顶板已有锚杆、锚索的破断力；Pg0、Ps0为顶板已有锚杆、锚索当前支护力；

式中，Pm为工作面超前单个锚杆支护强度，kN/m；ng、ns为单位长度巷道帮部已有锚杆、锚索数量；n为单位长度巷道帮部锚杆数量；Pg，Ps为巷帮已有锚杆、锚索的支护力；Pgm、Psm为巷帮已有锚杆、锚索的破断力；Pg0、Ps0为巷帮已有锚杆、锚索当前支护力。

2.根据权利要求1所述的一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，其特征在于：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。

3.根据权利要求1所述的一种基于煤体卸压和顶板预裂的卸‑裂‑支协同防冲方法，其特征在于，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。