CN112282806B - 一种厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法 - Google Patents
一种厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，适用于煤矿井下使用。在本工作面回风巷采用高预紧力的长锚杆进行支护，同时超前相邻采煤工作面在本工作面回采巷道对煤柱上方坚硬顶板进行长钻孔爆破预裂，切断本工作面巷道顶板与相邻工作面采空区的应力传递。不但有效加大了锚杆锚固圈层厚度，有效抑制巷道围岩煤体内部裂纹初期扩展及裂隙发育；同时顶板深孔爆破切顶减弱了相邻工作面开采对其工作面运输巷及本工作面回采巷道的应力扰动，有效改善巷道围岩应力环境，可同时减少本工作面巷道受相邻工作面开采及本工作面开采扰动影响，降低巷道围岩的长期变形。
Description
技术领域
本发明涉及一种巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，尤其适用于煤矿井下针对厚煤层采动巷道控制围岩应力场的一种厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法。
技术背景
我国厚煤层可采储量约占全国总可采储量的45％。伴随煤矿开采强度与开采深度的不断增加，厚煤层巷道受高强度开采扰动下的支护问题日益突出。厚煤层巷道围岩强度低，节理裂隙发育，使其在相邻工作面侧向支撑应力及本工作面超前采动应力叠加的二次开采应力扰动下形成异常应力集中，加剧煤体裂隙发育，使得厚煤层巷道在服务期间往往表现为顶板剧烈下沉、两帮破坏、底鼓剧烈等强烈矿压显现特征。为了解决上述问题,传统切顶卸压采取增加顶板和两帮锚杆、锚索的支护强度及支护密度，并进行补强锚索等二次支护以提高厚煤层巷道围岩的整体刚度、强度和稳定性，但常规螺纹钢受限于杆体材质，往往锚固深度有限，且锚索通常滞后施工，低时效性显著，使其围岩控制方法成本高、费工费时、效果差。因此目前缺少一种适用于厚煤层采动巷道的安全、高效、经济的围岩加固方法。
发明内容
技术问题：针对上述技术问题，提供一种抑制煤体初期裂隙扩展效果好，能够切断相邻工作面侧向支撑应力传递，针对厚煤层采动巷道优化围岩应力场、提高锚杆锚固长度、控制巷道围岩变形效果好的厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法。
技术方案：为实现上述技术目的，本发明的一种采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，在相邻工作面运输巷中使用短锚杆进行支护，在相邻工作面运输巷留设保护煤柱后在本工作面侧设置本工作面回风巷，在本工作面回风巷中使用长锚杆进行支护，随着工作面推进超前相邻工作面迎头，在本工作面回风巷顶部间隔布置爆破钻孔，爆破钻孔倾斜向上指向保护煤柱上方的坚硬岩层布置，爆破钻孔端部突破煤层上方的坚硬岩层，爆破钻孔布置完毕后随即引爆，利用爆破钻孔进行爆破预裂，从而切断本工作面回风巷顶板与相邻工作面采空区顶部坚硬岩层的应力传递。
具体步骤如下：
a.根据矿井开采布置方法，规划相邻工作面及本工作面位置及尺寸，并依次在厚煤层中掘进施工相邻工作面运输巷及本工作面回风巷，保护煤柱位于相邻工作面运输巷和本工作面回风巷之间；
b.采用顶板短锚杆和帮部短锚杆对相邻工作面运输巷进行支护，采用顶板长锚杆和帮部长锚杆对本工作面回风巷进行支护；
c.根据矿井地质资料结合顶板取芯及实验室试验方式得到顶板主控应力的坚硬岩层的深度h和厚度b；
d.在相邻工作面回采时，超前相邻工作面迎头150m利用液压钻车在本工作面回风巷向保护煤柱斜上方顶板施工爆破钻孔，爆破钻孔长度为L，爆破钻孔垂直投影与煤层面夹角为α，爆破钻孔水平投影与煤壁夹角为β。
e.爆破钻孔施工完成后依次填装炸药，利用黄泥进行封孔，之后通过爆破钻孔对保护煤柱上方的顶板坚硬岩层进行爆破预裂，降低后期相邻工作面开采超前支撑应力及侧向支撑压力对本工作面回风巷及相邻工作面运输巷的扰动影响。
所述爆破钻孔由封孔段和装药段组成，爆破钻孔长度L＝h/(sinα×cosβ)，装药段长度L1≥b/(sinα×cosβ)，爆破钻孔施工时钻孔深度超出坚硬岩层垂直距离100mm～200mm，装药段底端也超出坚硬岩层垂直距离100～200mm。
所述相邻工作面运输巷支护所用的顶板短锚杆长度为2.4m～2.8m，直径为22mm，预紧力为60kN～80kN，帮部短锚杆长度为2.0m～2.4m，直径为22mm，预紧力为30kN～50kN，锚杆杆体材质均为螺纹钢；所述本工作面回风巷支护使用的顶板长锚杆长度为3.5m～4m，直径为21.8mm，初始预紧力为100kN～120kN，锚杆杆体为钢绞线，帮部长锚杆长度为2.8m～3m，直径为22mm，预紧力为40kN～60kN，锚杆杆体材质为左旋螺纹钢。
所述相邻工作面和本工作面的开采宽度为180m～240m，保护煤柱的尺寸为40m～50m。
所述爆破钻孔直径为42mm，排距为10m，爆破钻孔垂直投影与煤层面夹角为α符合40°≤α≤50°，爆破钻孔水平投影与煤壁夹角为β符合70°≤β≤80°。
所述爆破钻孔与工作面迎头之间距离始终保持为150m，且爆破方式为顺序依次起爆，爆破紧跟钻孔施工，钻一孔爆破一孔。
有益效果：由于采用了上述技术方案，本发明与现有技术相比具有如下优点：
1)本发明针对厚煤层强采动巷道大变形特征，对本工作面回风巷采用高预紧力的长锚杆进行支护，加大锚杆锚固圈层厚度，有效抑制巷道围岩煤体内部裂纹初期扩展及裂隙发育，保证二次采动巷道掘进期间的稳定维控；而本工作面回风巷为二次采动巷道采用长锚杆提高支护强度降低后期维修费用，相邻工作面运输巷为一次采动巷道使用普通锚杆进行支护，减小巷道支护材料成本；
2)本发明在相邻工作面回采之前，超前工作面迎头在本工作面回风巷对煤柱上方坚硬顶板进行爆破预裂，切断了本工作面巷道顶板与相邻工作面采空区的应力传递，使得煤柱内的应力集中程度降低，同时减弱了相邻工作面开采对其工作面运输巷及本工作面回风巷的应力扰动，可有效改善巷道围岩应力环境、控制巷道围岩变形；
3)相比于传统留设大煤柱护巷相邻工作面运输巷的深孔爆破卸压，本工作面回风巷的爆破卸压方法不仅可以优化相邻工作面运输巷围岩应力环境还可以同时减小高位顶板旋转下沉对本工作面回风巷的应力集中现象。
附图说明
图1是本发明的厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法施工布置平面图；
图2是图1的A-A剖面图；
图3是本发明的厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法短锚杆支护示意图；
图4是本发明的厚煤层强采动巷道爆破卸压与长锚杆协同控顶方法长锚杆支护示意图。
图中：1-相邻工作面；1a-相邻工作面采空区；2-本工作面；3-相邻工作面运输巷；4a-顶板短锚杆；4b-帮部短锚杆；5-本工作面回风巷；6a-顶板长锚杆；6b-帮部长锚杆；7-保护煤柱；8-坚硬岩层；9-爆破钻孔；9a-已爆破的钻孔；10a-封孔段；10b-装药段
具体实施方式
下面结合附图对本发明做更进一步的解释：
如图1和图2所示，本发明的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其在相邻工作面运输巷3中使用短锚杆进行支护，在相邻工作面运输巷3留设保护煤柱7后在本工作面2侧设置本工作面回风巷5，在本工作面回风巷5中使用长锚杆进行支护，随着工作面推进超前相邻工作面1迎头，在本工作面回风巷5顶部间隔布置爆破钻孔9，爆破钻孔9倾斜向上指向保护煤柱7上方的坚硬岩层8布置，爆破钻孔9端部突破煤层上方的坚硬岩层8，爆破钻孔9布置完毕后随即引爆，利用爆破钻孔9进行爆破预裂，从而切断本工作面回风巷5顶板与相邻工作面1采空区顶部坚硬岩层8的应力传递。
具体步骤如下：
a.根据矿井开采布置方法，规划相邻工作面1及本工作面2位置及尺寸，并依次在厚煤层中掘进施工相邻工作面运输巷3及本工作面回风巷5，保护煤柱7位于相邻工作面运输巷3和本工作面回风巷5之间；相邻工作面1和本工作面2的开采宽度为180m～240m，保护煤柱7的尺寸为40m～50m；
b.如图3和图4所示，采用顶板短锚杆4a和帮部短锚杆4b对相邻工作面运输巷3进行支护，采用顶板长锚杆6a和帮部长锚杆6b对本工作面回风巷5进行支护；邻工作面运输巷3支护所用的顶板短锚杆4a长度为2.4m～2.8m，直径为22mm，预紧力为60kN～80kN，帮部短锚杆4b长度为2.0m～2.4m，直径为22mm，预紧力为30kN～50kN，锚杆杆体材质均为螺纹钢；所述本工作面回风巷5支护使用的顶板长锚杆6a长度为3.5m～4m，直径为21.8mm，初始预紧力为100kN～120kN，锚杆杆体为钢绞线，帮部长锚杆6b长度为2.8m～3m，直径为22mm，预紧力为40kN～60kN，锚杆杆体材质为左旋螺纹钢；
c.根据矿井地质资料结合顶板取芯及实验室试验方式得到顶板主控应力的坚硬岩层8的深度h和厚度b；
d.在相邻工作面1回采时形成相邻工作面采空区1a，超前相邻工作面1的迎头150m利用液压钻车在本工作面回风巷5向保护煤柱7斜上方顶板施工爆破钻孔9，爆破钻孔9长度为L，爆破钻孔9垂直投影与煤层面夹角为α，爆破钻孔9水平投影与煤壁夹角为β，爆破钻孔9由封孔段10a和装药段10b组成，爆破钻孔9长度L＝h/(sinα×cosβ)，装药段10b长度L1≥b/(sinα×cosβ)，爆破钻孔9施工时钻孔深度超出坚硬岩层8垂直距离100mm～200mm，装药段10b底端也超出坚硬岩层8垂直距离100～200mm，爆破钻孔9直径为42mm，排距为10m，爆破钻孔9垂直投影与煤层面夹角为α符合40°≤α≤50°，爆破钻孔9水平投影与煤壁夹角为β符合70°≤β≤80°。
e.爆破钻孔9施工完成后依次填装炸药，利用黄泥进行封孔，之后通过爆破钻孔9对保护煤柱7上方的顶板坚硬岩层8进行爆破预裂，使爆破钻孔9形成已爆破的钻孔9a，降低后期相邻工作面1开采超前支撑应力及侧向支撑压力对本工作面回风巷5及相邻工作面运输巷3的扰动影响。爆破钻孔9与工作面迎头之间距离始终保持为150m，且爆破方式为顺序依次起爆，爆破紧跟钻孔施工，钻一孔爆破一孔。
Claims (6)
1.一种采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：在相邻工作面运输巷（3）中使用短锚杆进行支护，在相邻工作面运输巷（3）留设保护煤柱（7）后在本工作面（2）侧设置本工作面回风巷（5），在本工作面回风巷（5）中使用长锚杆进行支护，随着工作面推进超前相邻工作面（1）迎头，在本工作面回风巷（5）顶部间隔布置爆破钻孔（9），爆破钻孔（9）倾斜向上指向保护煤柱（7）上方的坚硬岩层（8）布置，爆破钻孔（9）端部突破煤层上方的坚硬岩层（8），爆破钻孔（9）布置完毕后随即引爆，利用爆破钻孔（9）进行爆破预裂，从而切断本工作面回风巷（5）顶板与相邻工作面（1）采空区顶部坚硬岩层（8）的应力传递；
具体步骤如下：
a. 根据矿井开采布置方法，规划相邻工作面（1）及本工作面（2）位置及尺寸，并依次在厚煤层中掘进施工相邻工作面运输巷（3）及本工作面回风巷（5），保护煤柱（7）位于相邻工作面运输巷（3）和本工作面回风巷（5）之间；
b. 采用顶板短锚杆（4a）和帮部短锚杆（4b）对相邻工作面运输巷（3）进行支护，采用顶板长锚杆（6a）和帮部长锚杆（6b）对本工作面回风巷（5）进行支护；
c. 根据矿井地质资料结合顶板取芯及实验室试验方式得到顶板主控应力的坚硬岩层（8）的深度h和厚度b；
d. 在相邻工作面（1）回采时，超前相邻工作面（1）迎头150m利用液压钻车在本工作面回风巷（5）向保护煤柱（7）斜上方顶板施工爆破钻孔（9），爆破钻孔（9）长度为L，爆破钻孔（9）垂直投影与煤层面夹角为α，爆破钻孔（9）水平投影与煤壁夹角为β；
e. 爆破钻孔（9）施工完成后依次填装炸药，利用黄泥进行封孔，之后通过爆破钻孔（9）对保护煤柱（7）上方的顶板坚硬岩层（8）进行爆破预裂，降低后期相邻工作面（1）开采超前支撑应力及侧向支撑压力对本工作面回风巷（5）及相邻工作面运输巷（3）的扰动影响。
2.根据权利要求1所述的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：所述爆破钻孔（9）由封孔段（10a）和装药段（10b）组成，爆破钻孔（9）长度L=h/(sinα×cosβ)，装药段（10b）长度L 1 ≥b/(sinα×cosβ)，爆破钻孔（9）施工时钻孔深度超出坚硬岩层（8）垂直距离100mm~200mm，装药段（10b）底端也超出坚硬岩层（8）垂直距离100~200mm。
3.根据权利要求1所述的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：所述相邻工作面运输巷（3）支护所用的顶板短锚杆（4a）长度为2.4m~2.8m，直径为22mm，预紧力为60kN~80kN，帮部短锚杆（4b）长度为2.0m~2.4m，直径为22mm，预紧力为30kN~50kN，锚杆杆体材质均为螺纹钢；所述本工作面回风巷（5）支护使用的顶板长锚杆（6a）长度为3.5m~4m，直径为21.8mm，初始预紧力为100kN~120kN，锚杆杆体为钢绞线，帮部长锚杆（6b）长度为2.8m~3m，直径为22mm，预紧力为40kN~60kN，锚杆杆体材质为左旋螺纹钢。
4.根据权利要求1所述的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：所述相邻工作面（1）和本工作面（2）的开采宽度为180m~240m，保护煤柱（7）的尺寸为40m~50m。
5.根据权利要求1所述的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：所述爆破钻孔（9）直径为42mm，排距为10m，爆破钻孔（9）垂直投影与煤层面夹角为α符合40°≤α≤50°，爆破钻孔（9）水平投影与煤壁夹角为β符合70°≤β≤80°。
6.根据权利要求1所述的采动巷道深孔爆破卸压与长锚杆协同控顶方法，其特征在于：所述爆破钻孔（9）与工作面迎头之间距离始终保持为150m，且爆破方式为顺序依次起爆，爆破紧跟钻孔施工，钻一孔爆破一孔。
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| CN112282806A (zh) | 2021-01-29 |
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