CN109025999B - 一种一场三用的顶煤弱化方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种一场三用的顶煤弱化方法,包括以下步骤:S1:在运输顺槽和轨道顺槽之间的煤体中划分为多个钻孔爆破区,S2:在每个钻孔爆破区邻近顺槽边界的中部位置的顶煤中设置钻场;S3:在该钻场内以该钻场为原点呈扇形布置爆破钻孔,爆破钻孔沿煤层倾向布置,且孔底延伸至所处的钻孔爆破区的边界位置;S4:预留出部分爆破钻孔作为控制孔;其他爆破钻孔内装药,并自孔底至孔口,逐渐减少装药量,封闭钻孔后采用延时爆破法进行爆破;S5:爆破后在控制孔内进行动压脉冲注水,注水压力为5‑15MPa;S6:注水完成后,在钻场中布置抽采钻孔,抽采钻孔的孔底朝向采空区,进行瓦斯抽采作业。本发明中一场三用,能够有效弱化顶煤,从而降低顶煤放出块度、提高顶煤放出率。

Description

一种一场三用的顶煤弱化方法
技术领域
本发明涉及一种顶煤弱化方法,具体涉及一种一场三用的顶煤弱化方法,属于矿山开采领域。
背景技术
针对厚煤层的开采,目前常用综合放顶煤开发的方法;而针对顶煤属于高韧性坚硬顶煤、且基本顶为坚硬砂岩的浅埋厚煤层,一般情况下,其上覆岩层中多含有多层厚硬关键层,从而导致其结构破断传压较弱,而由于埋深较浅,使支承压力峰值较小。顶煤属于高韧性坚硬顶煤,其抗压、抗拉强度较大,弹性模量低,压拉比低、破坏前变形量较大;若加之顶煤裂隙较少发育且具有多层夹矸,导致综放工作面顶煤难断裂、难破碎、难放出,此条件下顶煤往往具有较强的冲击倾向性;当该矿井为高瓦斯矿井时,对顶煤不做处理不仅会影响综放面产量,而且存在较大的安全隐患。
针对顶煤坚硬的情况,一般采取注水或爆破的方式,对顶煤进行弱化,从而来提高综放产量,并消除隐患;但是在工作面支架处对大块顶煤进行弱化无法在高瓦斯矿井使用,静压注水对孔隙率低的煤层或者软化系数大于0.75的煤层效果一般,综放面两顺槽施工深孔预裂爆破钻孔有效影响范围较小,且无法对顶煤夹矸进行精准爆破,施工工艺巷工期较长且在高瓦斯矿井通风、爆破难以实施。
发明内容
本发明的目的是提供一种一场三用的顶煤弱化方法,针对高韧性、夹矸石坚硬顶煤的浅埋厚煤层,能够有效弱化顶煤,从而降低顶煤放出块度、提高顶煤放出率。
为实现上述目的,本发明采用的一种一场三用的顶煤弱化方法,包括以下步骤:
S1:工作面前方沿着顺槽方向,在运输顺槽和轨道顺槽之间的煤体中划分为多个钻孔爆破区,每个钻孔爆破区均以其中一条顺槽为边界,相邻的钻孔爆破区留有安全距离;
S2:在每个钻孔爆破区邻近顺槽边界的中部位置的顶煤中设置钻场,同时,做好钻场的通风以及工作面的超前支护工作;
S3:在该钻场内以该钻场为原点呈扇形布置爆破钻孔,爆破钻孔沿煤层倾向布置,且孔底延伸至所处的钻孔爆破区的边界位置,并在邻近钻孔的钻场及顺槽中布置防爆装置;
S4:预留出部分爆破钻孔作为控制孔;其他爆破钻孔内装药,并自孔底至孔口,逐渐减少装药量,封闭钻孔后采用延时爆破法进行爆破;
S5:爆破后在控制孔内进行动压脉冲注水,注水压力为5-15MPa;
S6:注水完成后,在钻场中布置抽采钻孔,抽采钻孔的孔底朝向采空区,进行瓦斯抽采作业。
进一步的,所述钻孔爆破区在水平面的投影上为矩形。
优选的,所述矩形在顺槽方向上的宽度为54m,在垂直顺槽的方向上长度为80m。
优选的,孔底延伸至矩形钻孔爆破区顺槽相对的一侧的爆破钻孔,装药时,其封闭段的远离孔口的一端位于与顺槽平行的直线上;孔底延伸至矩形钻孔爆破区顺槽相邻侧的爆破钻孔,装药时,其封闭段自扇形面的中部自两侧长度逐渐减小。
优选的,所述步骤S4,钻孔爆破区中,首先,孔底延伸至矩形钻孔爆破区靠近工作面的一侧的爆破钻孔爆破;之后,孔底伸至矩形钻孔爆破区顺槽相对的一侧的爆破钻孔中,邻近工作面方向的一半先爆破,另一半后爆破;最后,孔底延伸至矩形钻孔爆破区远离工作面的一侧的爆破钻孔爆破。
进一步的,所述步骤S3中,布置爆破钻孔的方式采用三角形布孔的方式,并在所述步骤S4中,以三角形布孔中每组三角形孔中的其中一个作为控制孔,另外两个装药。
进一步的,所述步骤S4中,装药的爆破钻孔中,其装药段的深部留设2-3个0.3-0.5m的空气柱。
优选的,所述步骤S5中,注入压力为10MPa。
进一步的,所述步骤S3中,防爆装置包括设置在装药的爆破钻孔的孔口处的钢丝网或塑料网,还包括设置在钻场或巷道内的隔爆水袋。
与现有技术相比,针对高韧性定位,爆破形成的冲击波碎煤效果更好;通过在顶煤中设置钻场,从而直接在顶煤中布置爆破钻孔,爆破范围无盲区,可定向精准对夹矸层位进行爆破;相邻的爆破钻孔之间爆破后冲击波相互交叉,爆破效果更好;在未装药的爆破钻孔中进行灌注高压水,能够充分利用爆破后在煤体中形成的裂隙,水压致裂效果更好;爆破后直接在钻场中布置抽采钻孔进行瓦斯抽放,使钻场再次得到利用,提高了钻场的经济效益。
本发明充分利用钻场,做到“一场三用”,不仅解决坚硬顶板、高韧性夹矸顶煤条件下顶煤冒放困难、放出率低的技术难题,而且对防治冲击矿压、防治煤与瓦斯突出、提高瓦斯抽采效率都有重要意义。
附图说明
图1是本发明中的钻孔布置示意图;
图2是图1中D区域中的钻孔爆破区的局部放大示意图;
图3是图1中A-A向示意图;
图4是图1中B-B向示意图;
图5是图3中C-C向示意图;
图6是装药后的爆破钻孔示意图;
图7是抽采钻孔的布置方式示意图;
图中:
1.工作面;
2.煤体,21.顶煤,22.底煤,23.顶煤底煤分界面;
31.轨道顺槽,32.运输顺槽;
4.钻场;
5.爆破钻孔,51.封闭段,511.封闭段尾端,52.装药段,521.空气柱,5a.后部爆破钻孔,5b.中部爆破钻孔,5b1.中后部爆破钻孔,5b2.中前部爆破钻孔,5c.前部爆破钻孔;
6.钻孔爆破区;
7.抽采钻孔。
具体实施方式
下面结合附图对本发明作进一步详细说明。
如图1所示,在对高韧性、夹矸石坚硬顶煤的浅埋厚煤层进行放顶煤开采初期,分别开掘轨道顺槽31、运输顺槽32,贯穿两个顺槽形成工作面1;煤体2由顶煤底煤分界面23分为顶煤21及底煤22,底煤22采用采煤机进行采煤,顶煤21采用放煤的方式进行开采。
为方便表述,以图1中的右为前,左为后,以图1中的上为左,下为右。
本发明提出的一种针对高韧性坚硬夹矸顶煤的一场三用的顶煤弱化方法,包括以下步骤:
S1:如图1,工作面1前方沿着顺槽方向,在运输顺槽32和轨道顺槽31之间的煤体2中划分为多个钻孔爆破区6,每个钻孔爆破区6均以其中一条顺槽为边界,相邻的钻孔爆破区6留有安全距离;即如图1,分别以运输顺槽32合轨道顺槽31为边界,划分出多个钻孔爆破区6,相邻的钻孔爆破区6间隔3-10m的安全距离;
S2:在每个钻孔爆破区6邻近顺槽边界的中部位置的顶煤21中设置钻场4,钻场4可以是自顺槽开掘至顶煤21中的巷道,也可以开掘在顶煤21中的硐室,硐室与顺槽相通;可以采用局部通风的方式对钻场4进行通风,同时,做好工作面1的超前支护工作;
S3:如图1至图4,在该钻场4内以该钻场4为原点呈扇形布置爆破钻孔5,爆破钻孔5沿煤层倾向布置,且孔底延伸至所处的钻孔爆破区6的边界位置,并在邻近钻孔的钻场4及顺槽中布置防爆隔爆装置;
S4:预留出部分爆破钻孔5作为控制孔;其他爆破钻孔5内装药,并自孔底至孔口,逐渐减少装药量,当装药后的爆破钻孔5爆破时,控制孔中由于未装药,其孔壁形成自由面,从而有利于爆破后裂隙的发育及贯穿,而自孔底至孔口逐渐减少装药量,深部装药量大,有利于增大爆破产生的冲击波,而前部装药量小,有利于维护顺槽,减小爆破对顺槽的影响;在保护顺槽的前提下,尽量使爆破发挥最大功效,同时采用延时爆破法进行爆破,使煤体2中的裂隙逐渐发育贯穿,效果更好;如图1,钻孔爆破区6沿着两个顺槽布置,左右相对的两个钻孔爆破区6爆破后,爆破产生的裂隙可以相互贯通,对两个顺槽中部的煤体2冲击破碎效果更好;
S5:爆破后在控制孔内进行动压脉冲注水,二次利用钻场4,注水压力为5-15MPa;爆破后,裂隙发育并贯穿各个爆破钻孔5,采用动压脉冲注水,高压水进入控制孔中,并逐渐进入顶煤21中的裂隙,扩大裂隙,破碎煤体2;
S6:注水完成后,再次利用钻场4,如图7,在钻场4中布置抽采钻孔7,抽采钻孔7的孔底朝向采空区,进行瓦斯抽采作业。
从位于顶煤21的钻场4中直接向煤体2中钻孔,爆破钻孔5在煤体2中,可以根据具体情况,来调整其垂直方向的上倾角;现有技术中,均是自顺槽向顶煤21钻孔,为了保证爆破钻孔5能够钻进顶煤21上部,甚至钻进顶板中,从而产生较好的爆破效果,因此爆破钻孔5需要较大的角度,顶煤21厚度一定时,必然导致位于顶煤21中的爆破钻孔5长度较小,从而减小了爆破对顶煤21的功效;而本方法中,如图3及图4,钻场4位于顶煤21中,爆破钻孔5的可以完全布置在顶煤21中,爆破对顶煤21的作用更明显,扇形钻孔贯穿裂隙作用更强,碎煤效果更好;之后,对煤体2进行注水、抽采,同理效果更好。
不仅如此,当顶煤21中存在夹矸时,现有技术中,自顺槽钻的爆破钻孔5只能自下而上穿过夹矸,因此爆破对夹矸的影响极为有限,至多只能在夹矸中形成裂隙,而不能彻底破碎夹矸;但是采用本发明,爆破钻孔5可以贴紧夹矸并与夹矸平行设置,或直接设置在夹矸中,从而通过爆破、注水将夹矸彻底破碎,破碎后的夹矸不会再影响放顶煤,极大提高了顶煤21放出率。
与现有技术相比,针对高韧性定位,爆破形成的冲击波碎煤效果更好;通过在顶煤21中设置钻场4,从而直接在顶煤21中布置爆破钻孔5,爆破范围无盲区,可定向精准爆破;相邻的爆破钻孔5之间爆破后冲击波相互交叉,爆破效果更好;在未装药的爆破钻孔5中进行灌注高压水,能够充分利用爆破后在煤体2中形成的裂隙,水压致裂效果更好;爆破后直接在钻场4中布置抽采钻孔7进行瓦斯抽放,使钻场4再次得到利用,提高了钻场4的经济效益。
为了防止出现爆破盲区,进一步的,如图1及图2,钻孔爆破区6在水平面的投影上为矩形;采用矩形的钻孔爆破区6,多个钻孔爆破区6更加均匀的布置,相邻的钻孔爆破区6间距相等,且相邻的钻孔爆破区6爆破后,产生的裂隙能够相互均匀贯穿,避免了爆破范围出现盲区。
优选的,矩形在顺槽方向上的宽度为54m,在垂直顺槽的方向上长度为80m。在尺寸下,碎煤效果更好。
优选的,如图1及图2,孔底延伸至矩形钻孔爆破区6顺槽相对的一侧的爆破钻孔5,即如图2中的中部爆破钻孔5b装药时,其封闭段51的远离孔口的一端,即封闭段尾端511位于与顺槽平行的直线上;由此,左右两个相对的爆破钻孔区中的中部爆破钻孔5b在相互对立的方向上,产生的冲击波能量大而均匀,避免了局部应力集中、使裂隙积聚在某一部位,由此,可以使整体裂隙更为均匀;而同理,孔底延伸至矩形钻孔爆破区6顺槽相邻侧的爆破钻孔5,即前部爆破钻孔5c、后部爆破钻孔5a装药时,其封闭段51自扇形面的中部自两侧长度逐渐减小。
作为步骤S4中的延时爆破法优选的方案,如图2,钻孔爆破区6中,首先,孔底延伸至矩形钻孔爆破区6靠近工作面1的一侧的爆破钻孔5爆破;之后,孔底伸至矩形钻孔爆破区6顺槽相对的一侧的爆破钻孔5中,邻近工作面1方向的一半,即中后部爆破钻孔5b1先爆破,另一半,即中前部爆破钻孔5b2后爆破;最后,孔底延伸至矩形钻孔爆破区6远离工作面1的一侧的爆破钻孔5爆破。换言之,如图1及图2中,钻孔的爆破顺序依次为后部爆破钻孔5a、中后部爆破钻孔5b1、中前部爆破钻孔5b2、前部爆破钻孔5c;后部爆破钻孔5a爆破后,产生裂隙,产生新的自由面,后续爆破中,可以不断产生新的裂隙,并扩大原有裂隙;而若同步爆破,则自由面上,爆破效果差。
进一步的,如图3至图5所示,步骤S3中,布置爆破钻孔5的方式采用三角形布孔的方式,并在步骤S4中,以三角形布孔中每组三角形孔中的其中一个作为控制孔,另外两个装药;由此,控制孔与装药后的爆破钻孔5均匀分布,使裂隙更加均匀。
进一步的,如图6,步骤S4中,装药的爆破钻孔5中,其装药段52的深部留设2-3个0.3-0.5m的空气柱521。当爆破时,由于空气柱521的设置,对爆炸产生的冲击波起到向孔底导向的作用,使冲击波能够沿着爆破钻孔5的方向一直向煤体2中延伸
优选的,步骤S5中,注入压力为10MPa,该水压下,致裂效果更好。
进一步的,步骤S3中,防爆装置包括设置在装药的爆破钻孔5的孔口处的钢丝网或塑料网,还包括设置在钻场4或巷道内的隔爆水袋;由此,可以保护爆破钻孔5附近岩壁破碎飞溅伤人。
本发明充分利用钻场4,做到“一场三用”,不仅解决坚硬顶板、高韧性夹矸顶煤条件下顶煤21冒放困难、放出率低的技术难题,而且对防治冲击矿压、防治煤与瓦斯突出、提高瓦斯抽采效率都有重要意义。
以某矿为例,对本发明再次予以说明。
某矿是高瓦斯矿井,正采综放面采高3m(采放比1:2),平均埋深300m,直接顶3.86m,主要由粉砂岩(单轴抗压强度UCS84.8MPa)和碳质泥岩(UCS31MPa)构成,基本顶17.14m,主要由中砂岩(UCS131.4MPa)和细砂岩(UCS104MPa),属于坚硬岩层,上覆岩层具有多层厚硬关键层结构,最厚约为35m的粗砂岩,工作面来压不明显。综放面顶煤UCS21.35MPa,弹性模量1.73GPa,该煤层破坏前应变为0.017,为一般矿井的3-4倍,煤层裂隙发育少,顶煤中部夹矸层占比35%,最大厚度0.35m,理论支承压力峰值达不到顶煤破裂压力,顶煤破碎效果较差,块度较大。顶煤软化系数0.75,静压注水不可行,采用本发明,按照以下步骤进行:
(1)布置钻场:在综放面两巷顶煤中布置矩形的钻孔爆破区,钻场位于钻孔爆破区中邻近顺槽边界中部位置的顶煤中,相邻的钻场间距60m,钻场长宽高为5m×4m×3m的硐室,钻场位于顶煤中,钻场采用局扇通风;
(2)打爆破孔:在钻场布置两层三角爆破钻孔,上层的钻孔用来控制中位,下层的钻孔高位顶煤,钻孔水平转角4°,仰角从-8°到-11°,钻场矩形控制范围走向54m、倾向80m,控制范围内顶煤储量约3.24万吨;
(3)封孔、装药、爆破:在每组三角钻孔中的两个钻孔装药,并对邻近钻孔孔口处占钻孔长度1/3左右进行封孔,分区域装药,钻孔的深部装药多,前部装药少,钻孔深部区域留2-3个0.3m-0.5m空气柱;爆破时,采用依次为后部爆破钻孔、中后部爆破钻孔、中前部爆破钻孔、前部爆破钻孔延时爆破的方式;
(4)动压注水:在控制孔进行动压脉冲注水,注水压力10Mpa,促使炮孔间裂隙相互贯通,裂隙区范围扩大约18%,顶煤破裂块度进一步分割;
(5)布置抽采钻孔:每隔一个钻场布置抽采钻孔,钻孔方向朝向采空区,避免下一钻场爆破时引起串孔,钻孔抽采本煤层瓦斯及相邻煤层瓦斯。
其他注意事项:
针对坚硬顶板、高韧性坚硬夹矸顶煤地质条件,炮孔数量、层位布置及每孔装药量根据矿井实际情况布置。本方法对爆破工程要求较高,尽量施工大孔径炮孔,要求壁面超前支护不小于100m,配备炮孔拒爆监测装置及处理装置。
爆破后顶煤裂隙发育,煤体呈相对均匀、粒度相对较小的块状结构,放煤过程中散体流动,放煤顺利,采用本发明后该矿工作面回采率到80%以上,顶煤放出率基本达到70%。

Claims (7)

1.一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1:工作面(1)前方沿着顺槽方向,在运输顺槽(32)和轨道顺槽(31)之间的煤体(2)中划分为多个钻孔爆破区(6),每个钻孔爆破区(6)均以其中一条顺槽为边界,相邻的钻孔爆破区(6)留有安全距离;所述钻孔爆破区(6)在水平面的投影为矩形;
S2:在每个钻孔爆破区(6)邻近顺槽边界的中部位置的顶煤(21)中设置钻场(4),同时,做好钻场(4)的通风以及工作面(1)的超前支护工作;
S3:在该钻场(4)内以该钻场(4)为原点呈扇形布置爆破钻孔(5),爆破钻孔(5)沿煤层倾向布置,且孔底延伸至所处的钻孔爆破区(6)的边界位置,并在邻近钻孔的钻场(4)及顺槽中布置防爆装置;
S4:预留出部分爆破钻孔(5)作为控制孔;其他爆破钻孔(5)内装药,并自孔底至孔口,逐渐减少装药量,封闭钻孔后采用延时爆破法进行爆破;
孔底延伸至矩形钻孔爆破区(6)顺槽相对的一侧的爆破钻孔(5),装药时,其封闭段(51)的远离孔口的一端位于与顺槽平行的直线上;孔底延伸至矩形钻孔爆破区(6)顺槽相邻侧的爆破钻孔(5),装药时,其封闭段(51)自扇形面的中部自两侧长度逐渐减小;
S5:爆破后在控制孔内进行动压脉冲注水,注水压力为5-15MPa;
S6:注水完成后,在钻场(4)中布置抽采钻孔(7),抽采钻孔(7)的孔底朝向采空区,进行瓦斯抽采作业。
2.根据权利要求1所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述矩形在顺槽方向上的宽度为54m,在垂直顺槽的方向上长度为80m。
3.根据权利要求1或2所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述步骤S4,钻孔爆破区(6)中,首先,孔底延伸至矩形钻孔爆破区(6)靠近工作面(1)的一侧的爆破钻孔(5)爆破;之后,孔底伸至矩形钻孔爆破区(6)顺槽相对的一侧的爆破钻孔(5)中,邻近工作面(1)方向的一半先爆破,另一半后爆破;最后,孔底延伸至矩形钻孔爆破区(6)远离工作面(1)的一侧的爆破钻孔(5)爆破。
4.根据权利要求3所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述步骤S3中,布置爆破钻孔(5)的方式采用三角形布孔的方式,并在所述步骤S4中,以三角形布孔中每组三角形孔中的其中一个作为控制孔,另外两个装药。
5.根据权利要求4所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述步骤S4中,装药的爆破钻孔(5)中,其装药段(52)的深部留设2-3个0.3-0.5m的空气柱(521)。
6.根据权利要求5所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述步骤S5中,注入压力为10MPa。
7.根据权利要求6所述的一种一场三用的顶煤弱化方法,其特征在于:所述步骤S3中,防爆装置包括设置在装药的爆破钻孔(5)的孔口处的钢丝网或塑料网,还包括设置在钻场(4)或巷道内的隔爆水袋。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110306967A (zh) * 2019-08-20 2019-10-08 河南理工大学 一种煤层水力压裂与水压爆破耦合增透方法及装置
CN110685688B (zh) * 2019-09-27 2021-01-01 中国矿业大学 一种基于化学改性的煤矿围岩控制方法

Family Cites Families (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN100591893C (zh) * 2008-05-27 2010-02-24 河南理工大学 用于消除突出煤层抽采盲区的沿顶钻孔施工方法
CN101666241B (zh) * 2009-09-05 2011-12-07 中国矿业大学 一种区域瓦斯治理钻爆压抽一体化防突方法
CN102162367A (zh) * 2011-03-23 2011-08-24 彬县水帘洞煤炭有限责任公司 高瓦斯综放工作面瓦斯抽放钻场布置方法
CN102337919B (zh) * 2011-09-01 2015-01-07 河南理工大学 “四期五用”钻孔高效抽采瓦斯工艺方法
CN102644476B (zh) * 2012-05-10 2014-06-18 中国矿业大学 保护层机巷高位钻场穿层钻孔抽采被保护层瓦斯的方法
CN104612747B (zh) * 2015-01-15 2016-09-14 山东科技大学 一种高瓦斯采场坚硬顶板垮冒致燃瓦斯的防治方法
CN108316964A (zh) * 2018-02-01 2018-07-24 西安科技大学 一种低透气性煤层卸压瓦斯抽采方法

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