CN104989405B - 大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法 - Google Patents

大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法 Download PDF

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CN104989405B CN201510325703.6A CN201510325703A CN104989405B CN 104989405 B CN104989405 B CN 104989405B CN 201510325703 A CN201510325703 A CN 201510325703A CN 104989405 B CN104989405 B CN 104989405B
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Abstract

本发明考虑大倾角煤层坚硬顶板的非对称应力分布规律及定向爆破卸压后应力场演化特征,提出了具有针对性的大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法。步骤1)为顶板能量释放,根据坚硬顶板应力分布规律进行超前顶板深孔爆破设计,达到释放该区域弹性能,减小来压步距与强度的目的。步骤2)为次生能量消耗,根据顶板定向弹性能释放后的应力场演化特征消耗工作面中下部区域煤体内储存的弹性能,避免次生灾害的发生。步骤3)为二次解危,针对已确定的危险区域及时进行顶板深孔爆破孔与煤体卸压爆破,释放煤岩体内大量的弹性能。最终达到 “逐级卸压,预防为主”的防冲效果。

Description

大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法
技术领域
[0001] 本发明所属煤矿安全领域,具体涉及到用于大倾角煤层开采冲击地压定向防治方 法。
背景技术
[0002] 研究表明,大倾角煤层开采覆岩破断模式与近水平煤层不同,顶板初次破断为“V-Y”型断裂模式,周期破断为“四边形”型断裂模式。导致了大倾角煤层冲击地压发生性质具 有空间非对称特征,即上部顶板断裂易发生诱发型冲击地压,下部顶板稳定易发生能量聚 集型冲击地压。随着开采深度和强度日益增加,大倾角煤层冲击地压防治已成为我国煤矿 生产中亟待解决的重要课题。
[0003] 鉴于此,必须要根据大倾角煤层冲击地压发生的非对称特征,提出具有针对性的 定向防治方法,才能有效降低冲击地压的发生频率,保障矿山的生产安全。
[0004] 按照改善顶板应力环境、切断应力传递路径、降低顶板强度、减小悬顶面积、释放 顶板内聚集大量的弹性能的解危思路,定向防治方法需要利用以下几种卸压手段:
[0005] 超前顶板深孔爆破是针对聚集大量弹性能的悬顶进行爆破弱化,使得悬顶面积减 小,在工作面超前范围的顶板内形成连续的破碎带,切断应力传递路径,达到削弱顶板来压 的强度,释放悬顶弹性能目的;
[0006] 大直径钻孔卸压是在高应力集中区域利用多个IlOmm以上钻孔形成破裂卸压区, 使得应力峰值减小并向煤体深部转移,释放近场区域弹性能,最终达到解除冲击危险的目 的;
[0007] 高压注水通过改变煤体的物理机械特性,实现软化煤体物理力学性质,以达到降 低煤体储存能量的能力,减缓矿压显现的目的;
[0008] 煤体卸压爆破是采用爆破的方法针对冲击危险区域内的煤体进行卸压,减缓应力 集中程度,针对大倾角煤层回采后产生坚硬悬顶的位置及爆破卸压后形成的冲击地压危险 区域,提出了冲击地压定向防治方法。
发明内容
[0009] 本发明的目的在于提供一种大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法,既能够有效 解决大倾角煤层工作面顶板沿倾斜方向非对称断裂问题,又能够避免顶板深孔爆破后形成 高应力集中导致次生灾害的风险,及时对冲击危险区域进行定向防治。
[0010] 为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:
[0011] —种大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法,所述冲击地压定向防治方法分为三 个步骤:
[0012] 步骤1):顶板能量释放;
[0013] 步骤2):次生能量消耗;
[00 Μ] 步骤3):二次解危。
[0015] 进一步的,所述步骤1)在工作面前方易发生冲击地压的区域布置炮孔,所述步骤 1)具体包括:
[0016] 步骤11):确定定向爆破孔位置、排布方式、倾角及长度;
[0017] 步骤12):确定定向爆破孔炮孔间距、排距;
[0018] 步骤13):确定装药结构与装药量;
[0019] 步骤14):确定封孔长度。
[0020] 进一步的,所述步骤11)具体如下:
[0021]首先确定顶板内需要进行顶板能量释放的关键层位,利用公式(1)求出大倾角煤 层目标岩层挠度方程w (x,y):
Figure CN104989405BD00071
[0025] 式中D——坚硬顶板弯曲刚度,D=E2h23/12(l-y22);
[0026] E2--坚硬顶板弹性模量;
[0027] Tl——上覆岩层平均容重;
[0028] γ 2--坚硬顶板容重;
[0029] μ2——坚硬顶板泊松比;
[0030] h2--坚硬顶板厚度;
[0031] a--工作面走向推进长度,m;
[0032] b——工作面倾向推进长度,m;
[0033] Ls--奸石充填区长度,m;
[0034] c--待定系数,c = b/2_Ls,m;
[0035] β一一顶板岩层倾角,(°);
[0036] P0一一工作面下端头处上覆岩层荷载,MPa;
[0037] Py0一一工作面y = 0处上覆岩层荷载,MPa;
[0038] q一一长度为Ls的矸石填充载荷,MPa;
[0039] G——坚硬顶板的重力,G= y2h2,MPa;
[0040] Fi--坚硬顶板的水平构造力,Fi = A! γ 2h2 (λι取1 ·6),MPa;
[0041] F2--坚硬顶板的水平构造力,F2 = h γ 2I12 (λ〗取I · I),MPa;
[0042] Ci——待定系数,C1 = P0+ γ Sh2-FnMPa;
[0043] C2——待定系数,C2 = Py。+ γ Sh2-F1,MPa;
[0044] C3——待定系数,C2 = Po+ γ 2112+FbMPa;
Figure CN104989405BD00081
[0047] Smo1W3—最大、最小主应力;
[0048] 〇x、oy--x、y方向正应力;
[0049] τχγ--xy方向正应力;
[0050] Ez--z方向弹性模量;
[0051] μ 煤层泊松比;
[0052] 将w (x,y)代入到公式(2)、(3)中,求得目标岩层y-z平面内的最大主应力等值线 图,根据应力等值线图确定大倾角煤层坚硬顶板的关键层位:上部垮落区、中部断裂区、下 部悬顶区的长度11、12、13,根据上部垮落区长度11、中部断裂区长度12、下部悬顶区的长度13 和工作平面宽度计算出对应区域在y-z平面内的面积,再利用公式(4)和(5)求出爆破孔破 碎区半径办和裂隙区半径R2:
Figure CN104989405BD00082
[0055] 式中:Ri--破碎区半径;
[0056] R2一一裂隙区半径;
[0057] Ocd——岩体动态抗压强度,MPa;
[0058] Oth——岩体动态抗拉强度,MPa;
[0059] r--药卷半径,m;
[0060] rb——炮孔半径,m;
[0061] yd一一岩石动泊松比,取0·8μ;
[0062] ηι——炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数,取η= 10;
[0063] Di——煤体炸药爆速,m/s;
[0064] Po——炸药的密度,kg/m3;
[0065] Ie——装药轴向系数,取Ie=I;
[0066] K——不耦合系数,取1.5〜2;
[0067] B——系数,
Figure CN104989405BD00091
[0068] 根据裂隙区半径1?2计算出单个爆破孔裂隙区在y-z平面内的覆盖面积,使裂隙区 面积至少覆盖上部垮落区、下部悬顶区顶板面积的1/2,确定上部垮落区、下部悬顶区定向 爆破孔的个数,炮孔倾角以覆盖爆破区域为准,爆破深度最小达到目标层厚度的2/3以上, 通过回风顺槽设置上部垮落区的定向爆破孔,通过运输顺槽设置下部悬顶区的定向爆破 孔;中部断裂区设置一个老顶定向爆破孔,使该孔爆破区域覆盖应力最大区域,爆破深度至 少达到目标层厚度的1/2以上,通过运输顺槽设置中部断裂区的老顶定向爆破孔。
[0069] 进一步的,所述步骤12)具体如下:根据爆破孔破碎区半径R1和裂隙区半径R2确定 两相邻炮孔孔间距大于I .SR1,排距小于等于1.86R2。
[0070] 进一步的,所述步骤13)具体如下:采用连续不耦合装药结构,孔内串联,孔外并 联,装药量体积采用公式(6)计算:
Figure CN104989405BD00092
[0072] 式中:ai——爆力系数,取1.0〜1.3;
[0073] qi——炸药单耗,根据松动爆破工程类比,砂岩取0.3〜0.45kg/m3;
[0074] g——炮眼堵塞系数,硬厚砂岩取1〜1.5;
[0075] Ib——炮孔长度,m;
[0076] W——最小抵抗线,视装药量大小确定取2〜6m;
[0077] κ——不耦合系数,取1.5〜2;
[0078] r--药卷半径,m;
[0079] η〇一一炮眼深度对单位体积炸药消耗量的影响系数,取1.0〜1.3。
[0080] 进一步的,所述步骤14)具体如下:封孔长度为孔深的25-30 %。
[0081] 进一步的,所述步骤2)包括:高压及静压注水和大直径钻孔卸压。
[0082] 进一步的,所述高压及静压注水具体如下:顶板能量释放步骤后,向运输顺槽煤帮 内注水,保证回采工作面超前60m范围内均完成煤层注水,注水孔长度20〜25m,每隔IOm布 置一组注水孔,钻孔直径45mm,动压注水压力位15〜18MPa,封孔深度不小于6m,每次注水时 间不小于30小时,煤壁或煤帮水有渗水现象停止注水。
[0083] 进一步的,所述大直径钻孔卸压具体如下:向两道煤帮侧实施大直径钻孔卸压,回 采工作面超前60m范围内均完成大直径钻孔卸压,孔径保证大于110mm,钻孔仰角5-8°,采用 单排孔布置方式,钻孔水平间距3〜5m,孔深10〜12m,高度距巷底1.5m。
[0084] 进一步的,所述步骤3)包括煤体卸压爆破和顶板深孔爆破,所述煤体卸压爆破具 体如下:
[0085] 在危险区域的煤帮侧沿工作面推进方向每3〜5m布置一个煤体卸压爆破孔,钻孔 深度大于l〇m,孔径60mm,选用三级煤矿许用粉状乳化炸药,规格为直径50mm,长度500mm,单 卷重量约0.85kg,单孔装药量约IOkg,封孔用速凝水泥,长度不小于3m,装药封孔完毕后3-5 孔串联同时起爆,爆破顺序从工作面内至外进行,使高应力远离工作面;
[0086] 所述顶板深孔爆破具体如下:
[0087] 在危险区域内,增加若干组运输顺槽老顶定向孔3#或回风顺槽端头定向孔4#,爆 破孔数量根据危险区域大小确定,组间距为8〜10m,将炮孔布置在第一轮两组爆破孔中间 位置。
[0088] 本发明的有益效果是减小悬顶面积,降低超前范围内两道的压力,切断应力传递 路径,降低顶板来压的强度,避免顶板爆破后由于高应力向工作面中部传递导致的次生灾 害发生。结合监测结果,及时进行二次解危。对冲击地压危险区域进行了及时且有针对性的 卸压。达到了“逐级卸压,预防为主”的防冲效果,保障了大倾角煤层巷道的稳定。
附图说明
[0089] 图1为大倾角煤层工作面回采后顶板最大主应力等值线图;
[0090]图2顶板能量释放步骤完成后最大主应力分布75Γ图;
[0091] 图3冲击地压定向防治方法三个步骤采取措施示意图;
[0092] 图4冲击地压定向防治方法定向爆破孔、高压注水孔、大直径卸压孔布置示意图。
[0093] 其中:1——运输顺槽,2——回风顺槽,3——工作面,4——采空区,5——直接顶, 6一一基本顶,7—一应力传递路径,8—一上部垮落区,9 一一中部断裂区,10—一下部悬顶 区,11 定向爆破孔,12 尚压注水孔,13 大直径卸压孔,14 煤体卸压爆破孔, 15--危险区域。
具体实施方式
[0094] 为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对 本发明进行进一步详细描述。应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明,并 不用于限定本发明。
[0095] 相反,本发明涵盖任何由权利要求定义的在本发明的精髓和范围上做的替代、修 改、等效方法以及方案。进一步,为了使公众对本发明有更好的了解,在下文对本发明的细 节描述中,详尽描述了一些特定的细节部分。对本领域技术人员来说没有这些细节部分的 描述也可以完全理解本发明。下面结合附图与具体实施方式,对本发明进一步说明。
[0096] 本发明为一种大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法,所述定向防治方法分为三 个步骤:步骤1)为顶板能量释放,利用超前顶板深孔爆破手段在工作面前方易发生冲击地 压的区域布置炮孔。步骤2)为次生能量消耗,利用大直径钻孔卸压、高压及静压注水两种手 段将爆破卸压后易形成高应力集中区域进行二次定向防治。其中,大直径钻孔卸压布置在 煤帮侧,煤层注水沿煤层倾向布置在煤体内,在巷道附近形成近封闭的卸压弱化区。步骤3) 为二次解危,针对已确定的危险区域内在两组顶板爆破孔之间补打一组定向爆破孔。并采 用煤体卸压爆破方法进行及时的解危卸压。
[0097] 步骤1)为顶板能量释放,步骤1)的超前顶板深孔爆破的炮孔倾角根据顶板不同位 置最大主应力分布规律进行设计。根据最大主应力值大小可将顶板由上至下分为上部垮落 区8、中部断裂区9、下部悬顶区10,根据不同区域的位置选择如何布置爆破孔。
[0098] 其它顶板深孔爆破参数设计均是考虑基本顶6岩层厚度、煤层倾角、悬顶面积、工 作面倾斜长度等诸多因素进行设计。
[0099] 炮孔直径:根据煤矿钻机的爆破能量要求、钻头成孔能力、不耦合系数确定;
[0100] 炮孔间距、排距:根据爆破破碎区和裂隙区半径,顶板初次、周期来压步距,危险区 等级及位置等因素确定,其中爆破破碎区与裂隙区半径按照松动爆破经验公式计算;
[0101] 炮孔倾角与长度:根据爆破层位、危险区域位置与长度、岩石力学参数、钻具和炸 药品种等因素确定;
[0102] 装药量与装药结构:根据炸药性能、顶板物理力学性质、炮孔参数等因素确定;
[0103] 封孔长度:根据炮孔长度、炸药爆煤岩能力、顶板含水情况等因素确定。
[0104] 其实具体施方式如下:
[0105] 自工作面掘进期间进行顶板深孔爆破,保证工作面超前IOOm范围内均完成顶板能 量释放。参数设计方法如下:
[0106] 步骤11)、确定定向爆破孔位置、排布方式、倾角及长度:
[0107] 首先需确定顶板内需要进行顶板能量释放的关键层位(通常为距离煤层最近的关 键层或亚关键层),将目标层岩石力学参数如:E2、γ2、μ2、1ΐ2,工作面参数如:a、b、Ls、0,受到 的内外部荷载如:同代入到公式(1)中,利用公式⑴求出大倾角煤层目标岩 层烧度方程w(x,y):
Figure CN104989405BD00111
[0111] 式中D——坚硬顶板弯曲刚度,D = E2h23/12(l-y22);
[0112] E2--坚硬顶板弹性模量;
[0113] γι——上覆岩层平均容重;
[0114] γ 2--坚硬顶板容重;
[0115] μ2——坚硬顶板泊松比;
[0116] h2--坚硬顶板厚度;
[0117] a一一工作面走向推进长度,m;
[0118] b——工作面倾向推进长度,m;
[0119] Ls一一矸石充填区长度,m;
[0120] c--待定系数,c = b/2_Ls,m;
[0121] β一一顶板岩层倾角,(°);
[0122] P0一一工作面下端头处上覆岩层荷载,MPa;
[0123] Py0一一工作面y = 0处上覆岩层荷载,MPa;
[0124] q一一长度为Ls的矸石填充载荷,MPa;
[0125] G——坚硬顶板的重力,G= y2h2,MPa;
[0126] Fi--坚硬顶板的水平构造力,Fi = A! γ 2h2 (λι取1 ·6),MPa;
[0127] F2--坚硬顶板的水平构造力,F2 = h y 2I12 (½取I · I),MPa;
[0128] Ci——待定系数,C1 = Po+ γ ^2-FiMPa;
[0129] C2——待定系数,C2 = Pyt)+ γ ^2-F1,MPa;
[0130] C3——待定系数,C2 = Ρ。+ γ !^+F1,MPa;
Figure CN104989405BD00121
[0133] 式中〇ι、〇3 最大、最小主应力;
[0134] 〇x、oy--x、y方向正应力;
[0135] Txy--xy方向正应力;
[0136] Ez--z方向弹性模量;
[0137] μ 煤层泊松比;
[0138] 将w(x,y)代入到公式(2)、(3)中,可得目标岩层y-z平面内的最大主应力等值线图 (图1),根据应力等值线图可以确定大倾角煤层坚硬顶板的关键层位:上部垮落区8、中部断 裂区9、下部悬顶区10的长度11、12、13,根据上部垮落区8长度11、中部断裂区9长度12、下部悬 顶区10的长度I3和工作平面宽度计算出对应区域在y-z平面内的面积,图1中可根据应力分 布大小确定上部垮落区8范围为(35,50)111,11 = 15111,7-2平面内面积为3001112,中部断裂区9范 围为(_30,35) m,12 = 65m,y-ζ平面内面积为1300m2,下部悬顶区10范围为(-50,-30) m,13 = 20m,y-z平面内面积为400m2,再利用公式(4)和(5)求出爆破孔破碎区半径办和裂隙区半径
Figure CN104989405BD00122
[0141] 式中=R1——破碎区半径;
[0142] R2——裂隙区半径;
[0143] Ocd——岩体动态抗压强度,MPa;
[0144] Oth——岩体动态抗拉强度,MPa;
[0145] r--药卷半径,m;
[0146] rb——炮孔半径,m;
[0147] w—一岩石动泊松比,一般取为0 · 8μ;
[0148] ηι——炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数,一般取η= 10;
[0149] Di——煤体炸药爆速,m/s;
[0150] Po——炸药的密度,kg/m3;
[0151] Ie——装药轴向系数,取le=1;
[0152] K——不耦合系数,一般取1.5〜2;
Figure CN104989405BD00131
[0154] 根据裂隙区半径1?2计算出单个爆破孔裂隙区在y-z平面内的覆盖面积,顶板上部 垮落区8域易断裂且应力集中程度较高易导致混合型冲击地压,顶板下部悬顶区10域拉应 力小较稳定,易聚集高弹性能导致能量聚集型冲击地压,为了达到弱化顶板的效果,使顶板 裂隙区面积至少覆盖上部垮落区8、下部悬顶区10顶板面积的1/2,确定上部垮落区8、下部 悬顶区10端头定向爆破孔11的个数,炮孔倾角以覆盖爆破区域为准,爆破深度最小达到目 标层厚度的2/3以上,通过回风顺槽2设置上部垮落区8的定向爆破孔11,通过运输顺槽1设 置下部悬顶区10的定向爆破孔11,运输顺槽的端头定向爆破孔11作用是释放悬顶内聚集弹 性能,减小悬顶面积,回风顺槽2的端头定向爆破孔11作用是切断应力传递路径7;中部断裂 区9的面积较大,且最大主应力分布密集,岩层会随着工作面推进自然垮落,所以该区域仅 需利用一个老顶定向爆破孔11降低顶板内储存部分弹性能,降低顶板垮落释放能量即可, 该孔要求爆破区域可覆盖应力最大区域,爆破深度至少达到目标层厚度的1/2以上,通过运 输顺槽1设置中部断裂区9的老顶定向爆破孔11。
[0155] 步骤12)、确定定向爆破孔间距、排距:
[0156] 根据公式⑷、(5)计算出爆破孔破碎区半径R1和裂隙区半径R2,根据爆破孔破碎区 半径R1和裂隙区半径办确定两相邻炮孔孔间距需大于1.8¾,排距需小于等于1.86R2,尽量 能够保证一组定向爆破能够在长度为Ii的上部跨落区8与长度为h的下部悬顶区10内形成 连续裂隙带,且在中部断裂区9的12/2区域内形成弱化区,炮孔排距根据顶板初次、周期来 压步距,危险区等级及位置确定,尽量在一个周期来压步距内保证有三组定向爆破孔11,高 危险区域可适当减小炮孔排距。
[0157] 步骤13)、确定装药结构与装药量;
[0158] 采用连续不耦合装药结构,孔内串联,孔外并联,按照松动爆破理论,结合现场试 验结果,装药量采用体积法式(6)计算:
Figure CN104989405BD00132
[0160] 式中:ai——爆力系数,取1.0〜1.3;
[0161] qi——炸药单耗,根据松动爆破工程类比,砂岩取0.3〜0.45kg/m3;
[0162] g——炮眼堵塞系数,硬厚砂岩取1〜1.5;
[0163] Ib——炮孔长度,m;
[0164] W——最小抵抗线,视装药量大小确定取2〜6m;
[0165] K——不耦合系数,一般取1.5〜2;
[0166] r--药卷半径,m;
[0167] η〇一一炮眼深度对单位体积炸药消耗量的影响系数,取1.0〜1.3。
[0168] 4)封孔长度
[0169] 按照松动爆破理论顶板深孔爆破时封孔长度应为孔深的25-30%,在顶板能量释 放过程中出现顶板有水,封孔长度适当加长。
[0170] 甘肃靖远王家山煤矿47208工作面主采煤层2煤,煤层平均厚度Hnub= 100m,C = 10m,E2=10.7GPa,y2 = 23KN/m3,h2 = 2Om,0 = 45°,P〇=12.5MPa,Py〇=15MPa,q = 2.5MPa,G =0 · 69MPa,Fi = I · 104MPa,F2 = I · 104MPa,D = 7 · 9358 X IO6MPa · m3。计算出工作面推进至a 处时顶板挠度方程w (x,y)。得目标岩层y-z平面内的最大主应力等值线图。图1中可见上部 垮落区8范围为(35,50) IiU1 = 15m。中部断裂区9范围为(-30,35) m,l2 = 65m。下部悬顶区10 范围为(-50,-30) m,h = 20m。在顶板上、下部区域内各布置两个端头定向爆破孔11,运输顺 槽1距离顶板较近,端头定向爆破孔1#、2#长度较小且夹角较大。回风顺槽2距离顶板较远, 钻孔施工困难,端头定向爆破孔4#、5#长度较大且夹角较小。运输顺槽1老顶定向爆破孔3# 布置在运输顺槽1顶煤,炮孔倾角需大于煤层倾角,爆破深度至少达到目标层厚度的一半以 K,。
[0171] 目标岩层的泊松比μ为0.318,抗压强度Oc为34MPa,取爆破加载速度为最小值10° s 一1,动态抗拉强度Oth为0.45MPa,爆速D为2800m/s,不耦合系数K取1.6,炮孔直径rb为80mm。
[0172] 利用松动爆破破碎区与裂隙区半径计算公式得出破碎区半径心为0.39m,裂隙区 半径办为5.38m。可见,两个炮孔孔间距需大于0.7m,排间距需小于等于IOm才能在工作面走 向上形成连续裂隙区。
[0173] 选用三级煤矿许用粉状乳化炸药,规格为直径50mm,长度500mm,单卷重量约 0.85kg。采用2〜3段毫秒延期电雷管,MFB —100型电容式发爆器。利用体积法计算出顶板深 孔爆破参数如表1所示。
[0174] 根据爆破设计参数要求,选用ZDY-380/210型液压钻机,Φ75πιπι钻头,Φ42πιπι钻杆。 采用正向连续装药结构,水泡泥充填,黄土炮泥封口。炮泥采用Φ 50mm、长500mm的专用纸 袋。采用特制加工Φ 50 X 1300mm长的可接式木质炮棍进行装药。
[0175] 表1顶板深孔爆破参数汇总表
Figure CN104989405BD00151
[0177] 顶板能量释放后周期来压步距平均减小27%,工作面中上部的支架平均阻力下降 程度最大,约为20%,顶板能量释放效果明显。但工作面下部支架平均阻力上升5%,煤帮侧 煤体应力增加25%。可见受到炮孔长度与爆破工艺限制,顶板中部区域仍然具备连续传递 应力以及承载能力。在上覆岩层载荷及水平构造应力共同作用下,高应力沿着煤层倾斜方 向向下传递(图2),导致工作面中下部煤体的应力集中,易发生动力灾害。
[0178] 步骤1)效果是:减小悬顶面积、降低顶板来压步距、减小来压强度、切断应力传递 路径7,顶板爆破参数设计保证了近场直接顶5与煤体的完整性,防止爆破产生冲击波对巷 道的破坏。
[0179] 步骤2)为次生能量消耗,根据图2中对顶板定向能量释放后的应力场可以发现工 作面中下部煤体的应力集中,易发生动力灾害。次生能量消耗的解危重点在于消耗运输顺 槽1近场煤体内储存的弹性能,所述步骤2)包括煤层注水、大直径钻孔卸压两种解危方法, 在运输顺槽1煤壁布置高压注水孔12,孔深、孔距参数决定注水是否能够将煤体普遍湿润, 为了能够充分湿润步骤1)解危后应力集中程度较高的中部区域煤层,注水孔长度与工作面 倾斜长度的比例需控制在在1/3〜2/3。注水压力需控制在15〜20MPa,采用封孔器封孔,封 孔深度不小于6m,每次动压注水时间不小于30小时。针对运输顺槽1煤帮侧的局部高应力集 中,沿垂直巷帮的方位施工一排卸压钻孔,孔径大于11〇_,孔深以钻孔至煤层底板侧3/4为 准。
[0180] 其实具体施方式如下:
[0181] 解危方法具体实施方案如下:
[0182] 1.煤层注水
[0183] 顶板能量释放后,向运输顺槽1煤帮内注水,保证回采工作面超前60m范围内均完 成煤层注水。注水孔长度控制在20〜25m,每隔IOm布置一组注水孔,钻孔直径45mm。选用 7BZ-6.3/20型煤层注水栗进行动压注水,保证动压注水压力位15〜18MPa。采用FKS-80/15 封孔器封孔,封孔深度不小于6m,每次注水时间不小于30小时。采用直接观测法,从煤壁或 煤帮水的渗出状况进行简单的判断,确定湿润范围,煤壁或煤帮有渗水现象停止注水。具体 参数如表2所示。
[0184] 2.大直径钻孔卸压
[0185] 向两道煤帮侧实施大直径钻孔卸压,保证回采工作面超前60m范围内均完成大直 径钻孔卸压。孔径保证大于110mm,钻孔仰角5-8°。采用单排孔布置方式,钻孔水平间距3〜 5m,孔深10〜12m,高度距巷底1.5m。采用ZYJ1280/190架柱式液压回转钻机,®50mmX1.5m 地质钻杆,Φ11 Omm钻头打孔。
[0186] 表2次生能量消耗参数汇总表
Figure CN104989405BD00161
[0189] 次生能量消耗完成后煤体应力值显著降低,鼓帮、脱锚等动力现象明显减少。煤壁 较湿润,可见次生能量消耗效果明显。
[0190] 本发明的步骤2)效果是:对巷道煤帮侧及工作面中下部区域煤体进行二次定向防 治,逐级降低近场的煤体储存的能量,防止局部应力集中定向爆破卸压导致的次生灾害发 生。
[0191] 步骤3)为二次解危,步骤3)包括顶板深孔爆破、煤体爆破卸压两种解危方法。针对 已经形成冲击危险区域15,在顶板内增加若干组顶板爆破孔及煤体卸压爆破孔14。
[0192] 其实具体施方式如下:
[0193] 利用钻肩法、煤体应力在线监测、超前单体液压支柱压力监测等手段进行冲击地 压监测,确定的危险区域15。在已确定危险区域15内布置若干组顶板深孔爆破孔与煤体卸 压爆破孔14,解危方法具体实施方案如下:
[0194] 1.煤体卸压爆破
[0195] 如冲击危险级别较高的情况下,需要首先进行煤体卸压爆破,及时释放煤体内储 存的高弹性能。在危险区域15的煤帮侧沿工作面推进方向每3〜5m布置一个煤体卸压爆破 孔14。钻孔深度大于10m,孔径60mm。选用三级煤矿许用粉状乳化炸药,规格为直径50mm,长 度500mm,单卷重量约0.85kg。单孔装药量约10kg,封孔用速凝水泥,长度不小于3m。装药封 孔完毕后3-5孔串联同时起爆,爆破顺序从工作面内至外进行,使高应力远离工作面。具体 参数如表3所示。
[0196] 2.顶板深孔爆破
[0197] 在危险区域15内,增加若干组运输顺槽1老顶定向孔3#或回风顺槽2端头定向孔 4#,爆破孔数量根据危险区域15大小确定。组间距为8〜10m,尽量将炮孔布置在第一轮两组 爆破孔中间位置,可在强冲击地压危险区域15的坚硬顶板内形成组间距为5m的防冲弱化 带。
[0198] 表3二次解危参数汇总表
Figure CN104989405BD00171
[0200] 二次解危后超前单体液压支柱压力降低25%,深度为5〜IOm的钻肩量显著降低, 工作面中下部的支架压力降低。解危后若干天的监测值均正常,可见二次解危效果明显。以 上所述三个步骤的钻孔布置走向剖面图如图3所示,倾向剖面图如图4所示。
[0201] 本发明的步骤3)效果是:通过二次解危使危险区域内聚集的高能量及时得到释 放,对极可能发生冲击地压的区域进行及时有效的卸压保护。
[0202] 本发明的有益效果是减小悬顶面积,降低超前范围内两道的压力,切断应力传递 路径,降低顶板来压的强度,避免顶板爆破后由于高应力向工作面中部传递导致的次生灾 害发生。结合监测结果,及时进行二次解危。对冲击地压危险区域进行了及时且有针对性的 卸压。达到了“逐级卸压,预防为主”的防冲效果,保障了大倾角煤层巷道的稳定。

Claims (8)

  1. I. 一种大倾角煤层开采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述冲击地压定向防治 方法分为三个步骤: 步骤1):顶板能量释放; 步骤2):次生能量消耗; 步骤3):二次解危; 所述步骤1)在工作面前方易发生冲击地压的区域布置炮孔,所述步骤1)具体包括: 步骤11):确定定向爆破孔位置、排布方式、倾角及长度; 步骤12):确定定向爆破孔炮孔间距、排距; 步骤13):确定装药结构与装药量; 步骤14):确定封孔长度; 所述步骤11)具体如下: 首先确定顶板内需要进行顶板能量释放的关键层位,利用公式(1)求出大倾角煤层目 标岩层烧度方程w(x,y):
    Figure CN104989405BC00021
    式中D——坚硬顶板弯曲刚度,D = E2h23/12 (1,2); E2--坚硬顶板弹性模量; Ti一一上覆岩层平均容重; T 2--坚硬顶板容重; μ2——坚硬顶板泊松比; h2--坚硬顶板厚度; a—一工作面走向推进长度,m; b——工作面倾向推进长度,m; Ls一一矸石充填区长度,m; c--待定系数,c = b/2-Ls,m; β一一顶板岩层倾角,(°); Po一一工作面下端头处上覆岩层荷载,MPa; Pyo一一工作面y = 〇处上覆岩层荷载,MPa; q--长度为U的矸石填充载荷,MPa; G——坚硬顶板的重力,G= y2h2,MPa; Fi--坚硬顶板的水平构造力,Fi = A! γ 2h2 (λι取1 ·6),MPa; F2--坚硬顶板的水平构造力,F2 = h γ 2I12 (λ·2取I · I),MPa; Ci——待定系数,C1 = Po+Y2Ii2-FhMPa; C2——待定系数,C2 = PyQ+ γ ^2-F1,MPa; C3——待定系数,C2 = Po+Y2IiAF1, MPa;
    Figure CN104989405BC00031
    式中〇ι、〇3 最大、最小主应力; σχ、σΥ x、y方向正应力; Txy xy方向正应力; Ez--z方向弹性模量; Ii 煤层泊松比; 将W (X,y)代入到公式(2)、(3)中,求得目标岩层y-ζ平面内的最大主应力等值线图,根 据应力等值线图确定大倾角煤层坚硬顶板的关键层位:上部垮落区、中部断裂区、下部悬顶 区的长度11、12、13,根据上部垮落区长度11、中部断裂区长度12、下部悬顶区的长度13和工作 平面宽度计算出对应区域在y-ζ平面内的面积,再利用公式⑷和(5)求出爆破孔破碎区半 径办和裂隙区半径R2:
    Figure CN104989405BC00032
    式中=R1——破碎区半径; R2一一裂隙区半径; Ocd一一岩体动态抗压强度,MPa; °th--岩体动态抗拉强度,MPa; r--药卷半径,m; rb一一炮孔半径,m; W 岩石动泊松比,取0 · 8μ; ηι一一炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数,取n=10; Di--煤体炸药爆速,m/s; Po--炸药的密度,kg/m3; Ie一一装药轴向系数,取Ie=I; K——不耦合系数,取1.5〜2; B一一系数
    Figure CN104989405BC00041
    根据裂隙区半径R2计算出单个爆破孔裂隙区在y-z平面内的覆盖面积,使裂隙区面积至 少覆盖上部垮落区、下部悬顶区顶板面积的1/2,确定上部垮落区、下部悬顶区定向爆破孔 的个数,炮孔倾角以覆盖爆破区域为准,爆破深度最小达到目标层厚度的2/3以上,通过回 风顺槽设置上部垮落区的定向爆破孔,通过运输顺槽设置下部悬顶区的定向爆破孔;中部 断裂区设置一个老顶定向爆破孔,使该孔爆破区域覆盖应力最大区域,爆破深度至少达到 目标层厚度的1/2以上,通过运输顺槽设置中部断裂区的老顶定向爆破孔。
  2. 2. 根据权利要求1所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述步骤12)具体如 下:根据爆破孔破碎区半径R1和裂隙区半径R2确定两相邻炮孔孔间距大于1.8¾,排距小于 等于 1.86R2。
  3. 3. 根据权利要求1所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述步骤13)具体如 下:采用连续不耦合装药结构,孔内串联,孔外并联,装药量体积采用公式(6)计算:
    Figure CN104989405BC00042
    式中:ai--爆力系数,取1 · O〜1 · 3; Qi一一炸药单耗,根据松动爆破工程类比,砂岩取〇. 3〜0.45kg/m3; g一一炮眼堵塞系数,硬厚砂岩取1〜1.5; Ib--炮孔长度,m; W——最小抵抗线,视装药量大小确定取2〜6m; K——不耦合系数,取1.5〜2; r--药卷半径,m; η〇一一炮眼深度对单位体积炸药消耗量的影响系数,取I. O〜1.3。
  4. 4. 根据权利要求1所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述步骤14)具体如 下:封孔长度为孔深的25-30 %。
  5. 5. 根据权利要求1所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述步骤2)包括:高 压及静压注水和大直径钻孔卸压。
  6. 6. 根据权利要求5所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述高压及静压注水 具体如下:顶板能量释放后,向运输顺槽煤帮内注水,保证回采工作面超前60m范围内均完 成煤层注水,注水孔长度20〜25m,每隔IOm布置一组注水孔,钻孔直径45mm,动压注水压力 位15〜18MPa,封孔深度不小于6m,每次注水时间不小于30小时,煤壁或煤帮水有渗水现象 停止注水。
  7. 7. 根据权利要求5所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述大直径钻孔卸压 具体如下:向两道煤帮侧实施大直径钻孔卸压,回采工作面超前60m范围内均完成大直径钻 孔卸压,孔径保证大于110mm,钻孔仰角5-8°,采用单排孔布置方式,钻孔水平间距3〜5m,孔 深10〜12m,尚度距巷底1.5m。
  8. 8. 根据权利要求1所述的采冲击地压定向防治方法,其特征在于,所述步骤3)包括煤体 卸压爆破和顶板深孔爆破,所述煤体卸压爆破具体如下: 在危险区域的煤帮侧沿工作面推进方向每3〜5m布置一个煤体卸压爆破孔,钻孔深度 大于10m,孔径60mm,选用三级煤矿许用粉状乳化炸药,规格为直径50mm,长度500mm,单卷重 量约0.85kg,单孔装药量约10kg,封孔用速凝水泥,长度不小于3m,装药封孔完毕后3-5孔串 联同时起爆,爆破顺序从工作面内至外进行,使高应力远离工作面; 所述顶板深孔爆破具体如下: 在危险区域内,增加若干组运输顺槽老顶定向孔3#或回风顺槽端头定向孔4#,爆破孔 数量根据危险区域大小确定,组间距为8〜10m,将炮孔布置在第一轮两组爆破孔中间位置。
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