一种大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的宽度留设与保护方法

技术领域

本发明属于煤矿开采技术领域，尤其涉及一种大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的宽度留设与保护方法。

背景技术

随着浅部资源的日益枯竭，大采深开采将成为我国煤炭资源的主要来源，由于深部开采条件下高地应力、构造应力、采掘扰动等多重因素影响，应力环境逐渐恶化，且带来了如冲击地压等安全隐患，这就给巷道围岩稳定性控制提出更高的要求。留设合理宽度主下山护巷煤柱对巷道系统稳定性及煤炭采出率都有重要影响；一方面，煤柱宽度留设过大造成煤炭资源浪费，煤柱也容易形成应力集中，甚至有冲击地压的危险；另一方面，煤柱宽度留设过小，煤柱及巷道在采掘影响范围之内，巷道变形剧烈，维护困难，煤体甚至发生蠕变，影响工作面安全生产。因此，合理煤柱宽度的确定一直是采矿工程研究的重点和难点。

深井主下山护巷煤柱合理宽度的研究多采用近似经验公式、数值模拟及相似材料模拟试验来确定，考虑因素较少，准确性较差，在高地应力、构造应力及采掘应力多重因素影响下，工作面超前支承压力分布规律较复杂，大大增加了确定主下山护巷煤柱合理宽度、维护巷道围岩及煤柱稳定性的难度。

发明内容

针对上述现有技术的不足，本发明提供一种合理留设与保护大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的方法。

为实现上述目的，本发明采取的技术方案为：

一种大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的宽度留设与保护方法，包括以下步骤：

S1、分析、掌握工作面开采过程中的围岩破裂与应力场的动态关系：通过现场监测，对顶板活动规律、工作面的超前支承压力影响程度及范围进行实测研究，综合分析工作面回采过程中围岩动态发展变化情况，为大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱合理宽度留设提供技术参数；

S2、建立采场工作面上覆岩层空间结构模型和走向支承压力分布区域模型，分析采场工作面上覆岩层破断形式，明确采场工作面支承压力分布规律；

S3、对煤柱宽度进行留设：根据S1分析出的工作面回采过程中顶板活动规律、工作面的超前支承压力影响程度及范围，并结合S2得出的采场工作面支承压力分布规律，对比分析得出主下山护巷煤柱合理宽度；

S4、建立冲击地压综合监控预警平台：在S1基础上建立对各冲击地压子系统数据的综合分析预警平台，实现自动获取和统一管理各个冲击地压监测子系统数据，实时查看各子监测系统状态，进行冲击地压多参量实时监测预警并及时对主下山护巷煤柱制定针对性卸压解危措施。

所述步骤S4包括“震动场—应力场”的一体化监测预警下山煤柱冲击地压预测方法，应用微震系统监测覆岩断裂运动，通过微震快速预测冲击危险区。通过应力监测系统和煤粉检测预警冲击危险程度，实现主下山护巷煤柱“区域与局部相结合”和“冲击危险区与冲击危险程度相结合”的冲击地压实时监测预警体系，有效预防蠕变型冲击地压的发生。

所述步骤S4中卸压方法包括对主下山穿层煤巷两帮提前施工大直径卸压钻孔进行预卸压处理、对留底煤区域采取断底卸压处理措施。

在工作面支架后方，构筑顶板支护墩柱，用以减轻主下山护巷煤柱的支承压力，进而保护护巷煤柱。

所述步骤S1中工作面顶板活动规律实测方法为：根据老顶的“O-X”型的破坏特点，将工作面分为上、中、下三个区。工作面的上、下两区是弧形破坏，岩块间的咬合是一个立体咬合关系，而对于工作面中部形成外表似梁、实质是拱的裂隙体梁的平衡关系。

通过KJ24煤矿顶板动态（无线网络）监测系统，在工作面上部、中部、下部液压支架上每10架安装1个无线压力表，实时监测工作面液压支架工作阻力，分析出顶板活动规律，也就是直接顶初次垮落步距、老顶初次来压步距、老顶周期来压步距。

所述步骤S1中对工作面超前支承压力影响程度及范围实测方法为：采用“十字”布点法分别在两顺槽合适位置布置矿压观测测点，收集矿压观测数据，绘制巷道围岩变形量及变形速度曲线，根据巷道围岩变形程度，划分不同的工作面超前支承压力影响区域，进而确定工作面超前支承压力影响范围；采用钻孔应力计，实时监测工作面前方煤体应力情况，根据煤体相对支承压力变化情况，绘制煤体相对支承压力变化曲线，确定工作面超前支承压力影响范围；在与工作面相对的主下山布置矿压观测测点，绘制巷道围岩变形量及变形速度曲线，及时掌握工作面开采至停采线过程中超前支承压力对主下山巷道围岩变形影响程度大小，若主下山巷道变形量不明显就说明工作面超前支承压力基本不影响主下山。

所述步骤S3中主下山护巷煤柱合理宽度公式为L=L₀+L₁，其中主下山护巷煤柱宽度为L,>L₀,实际经验值宽度为L₁。

所述步骤S4中卸压措施包括对主下山穿层煤巷两帮提前施工大直径卸压钻孔进行预卸压处理，同时为减少卸压孔塌孔对锚杆支护强度的影响，对所有卸压孔使用煤粉和水泥进行封孔处理；对留底煤区域采取断底卸压处理措施。

与现有技术相比，本发明的优点和有益效果在于:通过现场实测了顶板活动规律、工作面的超前支承压力影响程度及范围，分析出工作面回采过程中围岩动态发展变化情况，建立采场工作面上覆岩层空间结构模型和走向支承压力模型，对比分析出煤柱合理宽度；针对性的制定卸压解危措施，对巷道锚杆、锚索应力变化、巷道围岩变形、顶板离层进行监测，综合分析，得出支护参数对巷道合理支护，确保巷道及煤柱稳定性。

附图说明

图1为本发明的 27302工作面周期来压步距统计表

图2为本发明的 27302轨顺YG5点巷道变形规律图

图3为本发明的27302轨顺YG4点巷道变形规律图

图4为本发明的27302轨顺YG3点巷道变形规律图

图5为本发明的 27302皮顺YP5点巷道变形规律图

图6为本发明的 27302皮顺YP4点巷道变形规律图

图7为本发明的 27302皮顺YP3点巷道变形规律图

图8 为本发明的27302工作面超前支承压力影响区域划分图

图9为本发明27302轨胶联络巷工作面侧巷帮测点相对支承压力曲线图

图10为本发明27302工作面上覆岩层空间结构模型

图11为本发明27302工作面走向支承压力分布区域模型

图12为本发明27302工作面逐日能量、频次、推采速度趋势图

图13为本发明27302工作面微震事件层位统计图。

具体实施方式

以下对本发明做进一步的解释：

一种大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的宽度留设与保护方法，包括以下步骤：一种大采深强冲击厚煤层主下山护巷煤柱的宽度留设与保护方法，包括以下步骤：S1、分析、掌握工作面开采过程中的围岩破裂与应力场的动态关系：通过现场监测，对顶板活动规律、工作面的超前支承压力影响程度及范围进行实测研究，综合分析工作面回采过程中围岩动态发展变化情况，为大采深强冲击厚煤层主要下山护巷煤柱合理宽度留设提供技术参数；

S2、建立采场工作面上覆岩层空间结构模型和走向支承压力分布区域模型，分析采场工作面上覆岩层破断形式，明确采场工作面支承压力分布规律；

S3、对煤柱宽度进行留设：根据S1分析出的工作面回采过程中顶板活动规律、工作面的超前支承压力影响程度及范围，并结合S2得出的采场工作面支承压力分布规律，对比分析得出主下山护巷煤柱合理宽度；

S4、建立冲击地压综合监控预警平台：在S1基础上建立对各冲击地压子系统数据的综合分析预警平台，实现自动获取和统一管理各个冲击地压监测子系统数据，实时查看各子监测系统状态，进行冲击地压多参量实时监测预警并及时对护巷煤柱制定针对性卸压解危措施；

其中，步骤S4包括“震动场—应力场”的一体化监测预警下山煤柱冲击地压预测方法，应用微震系统监测覆岩断裂运动，通过微震快速预测冲击危险区。通过应力监测系统和煤粉检测预警冲击危险程度，实现主下山护巷煤柱“区域与局部相结合”和“冲击危险区与冲击危险程度相结合”的冲击地压实时监测预警体系，有效预防蠕变型冲击地压的发生。

其中，所述步骤S4中卸压方法包括对主下山穿层煤巷两帮提前施工大直径卸压钻孔进行预卸压处理、对留底煤区域采取断底卸压处理措施。

其中，在工作面支架后方，构筑顶板支护墩柱，用以减轻护巷煤柱的压力，进而保护护巷煤柱。

实施例，以王楼煤矿七采区27302工作面为例：

（一）首先进行现场实测，现场实测主要包括：

（1）工作面顶板活动规律

根据老顶的“O-X”型的破坏特点，将工作面分为上、中、下三个区。工作面的上、下两区是弧形破坏，岩块间的咬合是一个立体咬合关系，而对于工作面中部形成外表似梁、实质是拱的裂隙体梁的平衡关系。

通过KJ24煤矿顶板动态（无线网络）监测系统，在工作面上部、中部、下部液压支架上每10架安装1个无线压力表，实时监测工作面液压支架工作阻力，分析出顶板活动规律，也就是直接顶初次垮落步距、老顶初次来压步距、老顶周期来压步距。通过对工作面上部、中部和下部支架工作阻力的分析，27302工作面老顶周期来压步距如图1示。

由图1统计分析可得，27302工作面老顶周期来压步距为6.4～19.8m，平均周期来压步距为11.2m。

（2）对工作面超前支承压力影响程度及范围实测

工作面超前支承压力影响范围实测包括两顺槽围岩移近量及煤体相对支承压力实测；主下山围岩移近量及煤体相对支承压力实测。

具体步骤如下：

1、两顺槽围岩移近量及煤体相对支承压力实测

采用“十字”布点法分别在两顺槽合适位置布置矿压观测测点，收集矿压观测数据，绘制巷道围岩变形量及变形速度曲线，根据巷道围岩变形程度，划分不同的工作面超前支承压力影响区域，进而确定工作面超前支承压力影响范围。

根据27302两顺槽现场实际，采用“十字”布点法分别在两顺槽布置3组矿压观测测点，《1》27302轨顺YG5点巷道变形规律如图2所示。由图2可知：两帮移近量与顶板下沉量曲线趋势基本相同，随工作面不断临近测点，YG5两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为92mm，顶板下沉量约为127mm，此时测点距工作面都为10m。测点距工作面大于80m时，两帮及顶板基本不发生内移；当测点距离工作面约80m时，围岩开始发生内移，且随测点不断临近工作面，围岩移近量不断增大。

由巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约35m范围内两帮移近速度及顶板下沉速度曲线上下窜动，极不稳定。距工作面35m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～35m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面35～70m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面70～100m范围内，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面100m以外，巷道围岩基本不发生内移。

《2》27302轨顺YG4点巷道变形规律如图3所示。由图3可知：随工作面不断临近测点，YG4两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为200mm，此时测点距工作面约为6.7m。测点距工作面大于85m时，两帮及顶板基本不发生内移；当测点距离工作面约85m时，围岩开始发生内移，且随测点不断临近工作面，围岩移近量不断增大。

由图3巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约42m范围内两帮移近速度曲线上下窜动较厉害，极不稳定。距工作面70m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～40m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面40～80m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面80～110m范围内，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面110m以外，巷道围岩基本不发生内移。

《3》27302轨顺YG3点巷道变形规律如图4所示。由图4可知：两帮移近量与顶板下沉量曲线趋势基本相同，随工作面不断临近测点，YG5两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为143mm，此时测点距工作面约为25m，顶板下沉量累计最大值约为150mm，此时测点距工作面约为35m。测点距工作面大于80m时，两帮基本不发生内移；测点距工作面大于120m时，顶板基本不发生下沉。

由图4巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约80m范围内两帮移近速度曲线上下窜动较厉害，极不稳定。距工作面80m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～45m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面45～105m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面105～120m范围内，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面120m以外，巷道围岩基本不发生内移。

《4》27302皮顺YP5点巷道变形规律如图5所示：随工作面不断临近测点，YP5两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为400mm，顶板下沉量最大累计值约为500mm，此时测点距工作面都为2.5m。测点距工作面大于75m时，两帮及顶板基本不发生内移；当测点距离工作面约75m时，围岩开始发生内移，且随测点不断临近工作面，围岩移近量不断增大。

由巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约20m范围内两帮移近速度及顶板下沉速度曲线上下窜动，极不稳定。距工作面20m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～21m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面21～35m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面35～70m范围内，两帮移近量曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面70m以外，巷道围岩基本不发生内移。

《5》27302皮顺YP4点巷道变形规律如图6所示：随工作面不断临近测点，YP4两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为300mm，此时测点距工作面都为14m，顶板下沉量累计最大值约为366mm，此时测点距工作面约为16m。测点距工作面大于100m时，两帮及顶板基本不发生内移；当测点距离工作面约100m时，围岩开始发生内移，且随测点不断临近工作面，围岩移近量不断增大。

由巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约30m范围内两帮移近速度及顶板下沉速度曲线上下窜动，极不稳定。距工作面30m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～30m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面30～65m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面65～100m范围内，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面100m以外，巷道围岩基本不发生内移。

《6》27302皮顺YP3点巷道变形规律如图7所示：两帮移近量与顶板下沉量曲线趋势基本相同，随工作面不断临近测点，YP3两帮移近量不断增大，两帮累计最大移近量约为413mm，顶板下沉量累计最大值约为430mm，此时测点距工作面都约为21m。测点距工作面大于110m时，两帮及顶板基本不发生内移；当测点距离工作面约110m时，围岩开始发生内移，且随测点不断临近工作面，围岩移近量不断增大。

由巷道围岩移近速度曲线知：距工作面约75m范围内两帮移近速度曲线上下窜动，极不稳定。距工作面75m范围以外巷道围岩移近速度曲线平缓，较稳定。

所以，距工作面0～30m范围内为巷道围岩变形剧烈区域；距工作面30～70m范围内，随工作面靠近测点，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线明显上升，为巷道围岩变形明显区域；距工作面70～110m范围内，两帮移近量曲线及顶板下沉曲线变化较平缓，为巷道围岩变形基本稳定区段；距工作面110m以外，巷道围岩基本不发生内移。

对YG5、YG4、YG3、YP5、YP3点巷道变形规律分析，划分不同的工作面超前支承压力影响区域，并初定超前支护距离和超前支承压力影响范围，如图8所示：

27302轨顺

①27302轨顺超前支护距离：若按最大值分析，27302轨顺超前支护距离初定范围为105m；若按平均值分析，27302轨顺超前支护距离初定范围为85m。

②27302轨顺超前支承压力影响范围：若按最大值分析，27302轨顺超前支承压力影响初定范围为120m；若按平均值分析，27302轨顺超前支承压力影响初定范围为110m。

27302皮顺

①27302皮顺超前支护距离：若按最大值分析，27302皮顺超前支护距离初定范围为70m；若按平均值分析，27302轨顺超前支护距离初定范围为56.7m。

②27302皮顺超前支承压力影响范围：若按最大值分析，27302皮顺超前支承压力影响初定范围为110m；若按平均值分析，27302轨顺超前支承压力影响初定范围为93.3m

27302工作面

①27302工作面超前支护距离：若按最大值分析，27302工作面超前支护距离初定范围为70m；若按平均值分析，27302轨顺超前支护距离初定范围为56.7m。

②27302工作面超前支承压力影响范围：若按最大值分析，27302工作面超前支承压力影响初定范围为120m；若按平均值分析，27302工作面超前支承压力影响初定范围为101.7m。

27302工作面侧煤体相对支承压力实测

煤体相对支承压力实测采用钻孔应力计，实时监测工作面前方煤体应力情况，根据煤体相对支承压力变化情况，绘制煤体相对支承压力变化曲线，确定工作面超前支承压力影响范围。

27302轨胶联络巷工作面侧巷帮测点相对支承压力变化情况如图9所示27302轨胶联络巷上端头推进度约1570m，下端头推进度1600m，应力测点位置推进度约为1585m，1月15日工作面推进度约1480m，2月4日工作面推进度约1520m，则工作面超前支承压力影响范围约为105m，超前支承压力影响明显区域约为65m。与巷道围岩表面位移实测分析的超前支承压力影响范围基本一致。

2.主下山围岩移近量及煤体相对支承压力实测

在与工作面相对的主下山布置矿压观测测点，绘制巷道围岩变形量及变形速度曲线，及时掌握工作面开采至停采线过程中超前支承压力对主下山巷道围岩变形影响程度大小，经实测分析：工作面开采至停采线过程中主下山巷道变形量不明显，这就说明工作面超前支承压力基本不影响主下山。

（二）然后建立采场工作面上覆岩层空间结构模型和走向支承压力分布区域模型。顶板各断块间相互铰接形成上覆岩层空间结构模型如图10所示、工作面走向支承压力分布区域模型如图11所示。

其中X₀为内应力场范围，该区域内应力小于原岩应力γH，X₁为外应力场卸载松散区，该区域应力小于原岩应力γH，X₂为外应力场增压区，该区域应力大于原岩应力γH，X₃为原岩应力区，该区域应力为γH，其中低应力区（σ<γH）包括由断裂运动、岩层重力作用直接联系的“内应力场”和外应力场卸载松散区应力小于原岩应力的一部分。高应力区包括外应力场中应力超过原岩应力的增压区。从采煤工作面煤壁到未受支承压力影响的范围为工作面超前支承压力影响范围，也就是距离工作面X₀+X₁+X₂范围为超前支承压力影响范围。

（三）其次，结合步骤（一）和（二）设七采区主下山护巷煤柱宽度为L,>L₀,实际经验值宽度为L₁，则主下山护巷煤柱宽度为L为:

L=L₀+L₁

其中27302工作面实际经验值宽度为L₁=50m,超前支承压力影响范围平均值L_0avg=101.7m，最大值L_0max=120m。

则:主下山护煤柱宽度平均值L_avg=101.7+50=151.7m

主下山护煤柱宽度最大值L_max=120+50=170m

在保证采区主要下山稳定的前提下，为有效提高采区煤炭采出率，27302工作面主下山护煤柱宽度L定为150m。

（四）建立冲击地压综合监控预警平台。实现对各冲击地压子系统数据的综合分析预警，形成专业化、信息化、网络化的综合预警与监控系统。实现自动获取和统一管理各个冲击地压监测子系统数据，主要包括钻孔应力、微震、锚杆锚索应力、支架阻力、钻屑量等。

其中锚杆锚索应力的监测：在围岩打入锚杆/锚索后，形成锚杆-围岩支护体系，围岩受力情况下发生位移，锚杆为阻止其变形而受到拉力，锚杆/锚索测力计目的就是监测锚杆锚索的受力情况，监测仪器实时记录锚杆受力变化的数据，5～15分钟，自动存储记录数据并上传到井上服务器，现场技术人员进行矿山压力的数据分析，确定巷道是否需要加强支护，为合理支护强度的设计提供依据。

钻屑量的监测：使用手持钻机配合Φ42mm钻杆向煤体内钻孔，对每米的煤粉量进行称重，并于标准煤粉量进行对比判定是否达到冲击危险程度。

微震监测法,通过在27302工作面两顺槽内及附近巷道内安装微震检波探头，实时对工作面微震信号进行监测。每日分析微震事件能量、频次与推采速度的关系，总结出合理推采速度。同时从工作面开始回采就统计微震事件发生的层位。

“区域与局部相结合”

区域监测采用波兰SOS微震监测系统，在两条主下山上、中、下部各布置一个微震拾震器，利用6个拾震器将监测的主下山及护巷煤柱形成有效包围，实时监测分析周围微震事件频次及能量变化情况。另外，在下山两翼回采的工作面每个工作面均安装4个微震拾震器，用于监测分析工作面及其周边微震事件变化情况。防冲监控室安排人员24小时值班，每天分析工作面推采速度，微震事件频次、能量变化趋势，根据曲线变化情况预测预报监测区域冲击危险程度。工作面逐日能量、频次、推采速度趋势如图12所示，微震事件层位统计如图13所示。

将微震监测预警情况设置为4个等级，若微震监测系统监测到以下情况时，预测工作面具有冲击危险性，采取相应卸压解危措施。

A级（强冲击危险），单次事件E_max≥10⁵，∑E₂₄≥10⁶，K>7.5。采取措施：停止工作面采掘作业，撤出危险区域人员，采取强度卸压措施，卸压后通过监测检验，冲击危险消除后方可恢复生产。

B级（中等冲击危险），单次事件10⁴≤E_max<10⁵，10⁵≤∑E₂₄<10⁶>

C级（弱冲击危险），单次事件10³≤E_max<10⁴，10⁴≤∑E₂₄<10⁵>

D级（无冲击危险），单次事件E_max<10³，∑E₂₄<10⁴，K<2.5，工作面正常生产。

K:能量异常系数，K=(E-E₁₀₎/E₁₀，E：当日总能量；E₁₀：前10日平均能量；Emax：当日最大能量；∑E₂₄是24小时能量累计之和。

卸压措施包括对主下山穿层煤巷两帮提前施工大直径卸压钻孔进行预卸压处理，大直径卸压钻孔孔径150mm，孔深18m，间距1.5m，将围岩应力峰值向煤体深部转移，在巷道两侧形成不小于18m的冲击地压防护带。同时为减少卸压孔塌孔对锚杆支护强度的影响，对所有卸压孔使用煤粉和水泥进行封孔处理，封孔深度大于支护锚杆长度的0.2m，煤粉和水泥体积比2:1，封孔时中部预留一个直径10mm的观测孔，用于观察卸压孔塌孔情况和验收卸压孔施工深度。

对留底煤区域采取断底卸压处理措施，留底煤厚度超过0.5m的全部进行断底处理，施工孔径110mm断底孔，深度施工至煤层底板，间排距0.5m×0.5m,断底孔施工完毕后注入清水用于软化煤层，改变煤层物理性质，起到卸压效果。

为缓解煤柱支承压力，并在工作面支架后方，构筑顶板支护墩柱，墩柱中心距离煤柱的距离为1.1m，相邻两个墩柱之间的距离为7m,根据监测的应力变化，距离可进行调整。

本发明未经描述的技术特征可以通过现有技术实现，在此不再赘述。当然，上述说明并非是对本发明的限制，本发明也并不仅限于上述举例，本技术领域的普通技术人员在本发明的实质范围内所做出的变化、改型、添加或替换，也应属于本发明的保护范围。