CN103244180A - 一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法，在上区段工作面回采时，在工作面运输顺槽内布置不同角度和深度的炮孔，采用深孔预裂的方法，在基本顶一定区域预先形成弱面，破坏基本顶岩层的完整性，工作面采过后通过顶板压力作用使基本顶悬顶长度按预定位置断裂，缩短采空区侧向基本顶的悬顶长度，降低采空区侧向支承压力，进而在下区段留小煤柱沿空掘巷时达到减轻巷道受压的目的，使巷道易于维护。

Description

一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法

技术领域

本发明涉及巷道围岩控制技术领域，尤其是涉及一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法。

背景技术

采区巷道围岩控制主要有降低围岩应力和提高支护强度两种途径。在降低围岩应力方面，目前国内外主要采用两种方式：一种是无煤柱护巷，把巷道布置在采空区边缘低应力区内，以达到减轻巷道围岩应力的目的，同时提高资源回收率；另一种是留设宽煤柱，把巷道布置在原岩应力区内，避开采空区侧向高支承压力区，由于煤柱留设宽度大，资源浪费严重。

留小煤柱沿空掘巷是在上述背景下提出的，小煤柱宽度通常为1-5m，巷道基本上沿采空区边缘掘进，亦属于无煤柱护巷范畴。留小煤柱沿空掘巷目前已成为煤矿提高资源回收率的重要技术途径之一。小煤柱主要是防止漏风、隔离有害气体、挡矸和防水等作用。但是由于采空区边缘煤体已形成破碎区和塑性区，承载能力降低，导致留小煤柱沿采空区掘出的巷道在服务期间变形量较大，维护较为困难，而制约了留小煤柱沿空掘巷的推广。为此本专利发明一种进一步降低小煤柱沿空掘巷围岩应力，使留小煤柱沿空掘巷更易维护的方法。

在公开的文献中可以获得的专利有，公开号为200910073961.4的“一种控制放顶护巷方法”专利，公开号为201210261392.8的“受采动影响的小煤柱沿空掘巷巷旁切顶泄压方法”专利。以上两种方法均为能够降低采空区附近煤体的支承压力，使采空区附近煤体的支承压力变小，使其中的巷道得到保护。

上述现有技术的不足之处在于：①所述的钻孔沿巷道全程布置，虽然能够降低采空区附近煤体的支承压力，但没有给出科学合理的钻孔布置参数，且钻孔数量多，工人劳动强度大，材料消耗多，是一种粗略的控制放顶护巷方法；②200910073961.4号专利由于受工作面端头设备及超前支承压力影响，所述的实施钻孔位置在超前工作面煤壁5-10m，在现场难以实施。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是：提供一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法，降低了巷道围岩应力，更易于维护小煤柱沿空掘巷，解决了小煤柱沿空掘巷在巷道使用期间巷道围岩变形量大和不易维护的技术难题。

为解决上述技术问题，本发明的技术方案是：一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法，按如下步骤进行：

S1、在上区段工作面回采时，在工作面前方运输顺槽靠外帮侧顶板沿运输顺槽轴线方向布置若干组炮孔，炮孔组间距a按如下公式计算：

$a=h\sqrt{\frac{{\mathrm{\σ}}_t}{3\·n\·q}}$

式中：a-炮孔组间距，单位为m；

h-基本顶岩层厚度，单位为m；

σ_t-基本顶的抗拉强度，单位为MPa；

n-安全系数，取n＝6；

q-基本顶上覆岩层载荷，单位为Mpa；

S2、每组炮孔中布置3～4个炮孔，炮孔间距b＝3～5m；

S3、炮孔角度：炮孔与顶板仰角β＝25～60°，指向采空区方向；炮孔轴线方向与运输顺槽轴线方向平行；

S4、炮孔的垂直深度由基本顶岩层层位、厚度确定，即：

H＝∑h+h

式中，H-炮孔的垂直深度，单位为m；∑h-直接顶厚度，单位为m；h-基本顶厚度，单位为m；

S5、炮孔长度L按如下公式计算：

$L=\frac{H}{\sin \mathrm{\β}}$

S6、炮孔成孔直径75mm；

S7、炮孔实施在超前工作面煤壁20m以外；

S8、装药，工作面推至炮孔处进行装药，炸药为煤矿许用乳化炸药，药卷直径为60mm，采用双雷管、双导爆索引爆。装药长度不大于炮孔在基本顶内的深度，并且封泥长度不小于炮孔长度的20％；

S9、起爆顺序，沿工作面推进方向由内向外分组起爆，每次起爆炮孔个数不大于3个。

采用了上述技术方案，本发明的有益效果为：本发明在上区段工作面回采时，在工作面运输顺槽内布置不同角度和深度的炮孔，采用深孔预裂的方法，在基本顶一定区域预先形成弱面，破坏基本顶岩层的完整性，工作面采过后通过顶板压力作用使基本顶悬顶长度按预定位置断裂，缩短采空区侧向基本顶的悬顶长度，降低采空区侧向支承压力，进而在下区段留小煤柱沿空掘巷时达到减轻巷道受压的目的，使巷道易于维护。

本发明与现有技术相比具有的主要优点是：不必在巷道内侧全程布置炮孔，而是分组布置，在基本顶一定区域预先形成弱面，工作面采过后通过顶板压力作用使基本顶悬顶长度按预定位置断裂，减少了炮孔施工个数和炸药量，降低工人劳动强度。

附图说明

图1为本发明在上区段工作面运输顺槽实施炮孔布置图；

图2为图1的I-I剖面图；

图3：图1的II-II剖面图；

图4：图1的III-III剖面图(未实施深孔预裂的情况)；

图5：图1的III-III剖面图(实施深孔预裂的情况)；

其中：1、液压支架；2、上区段工作面煤壁；3、炮孔；4、上区段运输顺槽；5、上区段采空区；6、小煤柱；7、下区段留小煤柱沿空掘巷；8、直接顶；9、基本顶；10、上区段工作面。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明进一步说明。

如图1-图5共同所示，某矿综采工作面开采15号煤层，煤层采高26m。直接顶为炭质泥岩，平均厚度4.5m；基本顶为中、细粒砂岩，平均厚度6.8m，砂岩致密坚硬，抗拉强度8.2MPa，基本顶岩层载荷为202.3kN/m²。实施步骤如下：

(1)首先计算炮孔组间距a：

$a=h\sqrt{\frac{{\mathrm{\σ}}_t}{3\·n\·q}}=6.8\×\sqrt{\frac{8.2\×{10}^6}{3\×6\×202.3\×{10}^6}}=10.2m$

根据上式计算结果，确定炮孔组间距为10m。

(2)每组炮孔中布置3个炮孔，炮孔间距b＝4m。

(3)炮孔与顶板仰角β＝40°，指向采空区方向；炮孔轴线方向与运输顺槽轴线方向平行。

(4)炮孔的垂直深度由基本顶岩层层位、厚度确定。即：

H＝∑h+h＝4.5+6.8＝11.3m

根据上式计算结果，确定炮孔的垂直深度为11.3m。

(5)炮孔长度L根据下式计算：

$L=\frac{H}{\sin \mathrm{\β}}=\frac{11.3}{\sin 40}=17.58m$

即炮孔长度取17.58m

(6)炮孔成孔直径75mm。

(7)炮孔实施：上区段工作面回采时在超前工作面煤壁20m以外开始实施炮孔。

(8)上区段工作面煤壁推至炮孔处进行装药，炸药为煤矿许用三号乳化炸药，药卷直径为60mm，采用双雷管、双导爆索引爆。雷管为煤矿许用8号瞬发电雷管，导爆索为煤矿许用导爆索，规格为Φ6.5±0.3mm。装药长度10.5m，封炮泥长度7.08m。

(9)起爆顺序：沿上区段工作面推进方向由内向外分次起爆，每次起爆炮孔个数3个。

(10)随着上区段工作面推进，重复执行(6)、(7)、(8)步骤，即炮孔实施、装药、起爆，沿上区段运输顺槽爆破预裂基本顶岩层的完整性，缩短采空区侧向基本顶长度，达到降低采空区侧向支承压力的目的，进而改善下区段留小煤柱沿空掘巷时围岩的应力环境，使巷道更易维护，同时降低巷道的维护成本，提高经济效益。

本发明不局限于上述具体的实施方式，本领域的普通技术人员从上述构思出发，不经过创造性的劳动，所作出的种种变换，均落在本发明的保护范围之内。

Claims (1)

1.一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法，其特征在于，按如下步骤进行：

S1、在上区段工作面回采时，在工作面前方运输顺槽靠外帮侧顶板沿运输顺槽轴线方向布置若干组炮孔，炮孔组间距a按如下公式计算：

$a=h\sqrt{\frac{{\mathrm{\σ}}_t}{3\·n\·q}}$

式中：a-炮孔组间距，单位为m；

h-基本顶岩层厚度，单位为m；

σ_t-基本顶的抗拉强度，单位为MPa；

n-安全系数，取n＝6；

q-基本顶上覆岩层载荷，单位为Mpa；

S2、每组炮孔中布置3～4个炮孔，炮孔间距b＝3～5m；

S3、炮孔角度：炮孔与顶板仰角β＝25～60°，指向采空区方向；炮孔轴线方向与运输顺槽轴线方向平行；

S4、炮孔的垂直深度由基本顶岩层层位、厚度确定，即：

H＝∑h+h

式中，H-炮孔的垂直深度，单位为m；∑h-直接顶厚度，单位为m；h-基本顶厚度，单位为m；

S5、炮孔长度L按如下公式计算：

$L=\frac{H}{\sin \mathrm{\β}}$

S6、炮孔成孔直径75mm；

S7、炮孔实施在超前工作面煤壁20m以外；

S8、装药，工作面推至炮孔处进行装药，炸药为煤矿许用乳化炸药，药卷直径为60mm，采用双雷管、双导爆索引爆。装药长度不大于炮孔在基本顶内的深度，并且封泥长度不小于炮孔长度的20％；

S9、起爆顺序，沿工作面推进方向由内向外分组起爆，每次起爆炮孔个数不大于3个。

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