CN112780339A - 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法 - Google Patents

一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN112780339A
CN112780339A CN202110009452.6A CN202110009452A CN112780339A CN 112780339 A CN112780339 A CN 112780339A CN 202110009452 A CN202110009452 A CN 202110009452A CN 112780339 A CN112780339 A CN 112780339A
Authority
CN
China
Prior art keywords
pressure relief
relief holes
hole
diameter
impact
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN202110009452.6A
Other languages
English (en)
Inventor
王东杰
吕大钊
高刚
朱刚亮
尹传平
郭凯璇
王瑜
丁鼎
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Shaanxi Binchangmengcun Mining Co ltd
Original Assignee
Shaanxi Binchangmengcun Mining Co ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Shaanxi Binchangmengcun Mining Co ltd filed Critical Shaanxi Binchangmengcun Mining Co ltd
Priority to CN202110009452.6A priority Critical patent/CN112780339A/zh
Publication of CN112780339A publication Critical patent/CN112780339A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH DRILLING; MINING
    • E21FSAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
    • E21F17/00Methods or devices for use in mines or tunnels, not covered elsewhere
    • EFIXED CONSTRUCTIONS
    • E21EARTH DRILLING; MINING
    • E21BEARTH DRILLING, e.g. DEEP DRILLING; OBTAINING OIL, GAS, WATER, SOLUBLE OR MELTABLE MATERIALS OR A SLURRY OF MINERALS FROM WELLS
    • E21B7/00Special methods or apparatus for drilling
    • E21B7/04Directional drilling
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F42AMMUNITION; BLASTING
    • F42DBLASTING
    • F42D1/00Blasting methods or apparatus, e.g. loading or tamping
    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F42AMMUNITION; BLASTING
    • F42DBLASTING
    • F42D3/00Particular applications of blasting techniques
    • F42D3/04Particular applications of blasting techniques for rock blasting

Abstract

本发明公开了一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,具体为:步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性综合指数评价,取冲击危险性综合指数的最大值综合评价采掘区域冲击危险性;步骤2,在掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔;步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔,每个爆破卸压孔垂直于巷道,每个所述爆破卸压孔内均装有雷管;步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔,底角大直径卸压孔采用黄泥进行封孔。本发明卸压孔联合布置的方法解决了现有卸压方法卸压工程量大且卸压效率低。

Description

一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法
技术领域
本发明属于矿山安全开采技术领域,具体涉及一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法。
背景技术
冲击地压作为深部矿井煤炭开采面临的主要灾害之一,近几年在国内已愈演愈烈,对矿井、人员造成了不可估量的损失。深部冲击地压矿井往往伴随有高瓦斯、热害等多种灾害,
冲击地压作为典型煤岩动力灾害的一种,因其破坏性巨大,常常造成较大人员伤亡和财产损失。随着煤矿深部开采的推进,冲击地压灾害形势越来越严峻。围绕冲击地压防治,目前最常用的措施就是采用大直径钻孔卸压,此法利用钻孔使应力峰值向煤体深处转移,有效降低巷道周围岩体的高应力值,减少弹性能量的积聚,降低施工区域冲击危险,此方法在掘进巷道的冲击地压防治方面应用极其广泛。因单个卸压孔形成的卸压范围较小,卸压效果有限,为实现理想的卸压效果,孔间距就比较小,导致卸压工程量大,因此,有必要提出一种新的卸压孔联合布置方法防,既可实现高效卸压,又能减少卸压工程量。
发明内容
本发明的目的是提供一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,解决了现有卸压方法卸压工程量大且卸压效率低。
本发明所采用的技术方案是,一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,具体按照以下步骤实施:
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性综合指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险性综合指数的最大值综合评价采掘区域冲击危险性;
步骤2,在掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔;
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔,每个爆破卸压孔垂直于巷道,每个爆破卸压孔内均装有雷管;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔,底角大直径卸压孔采用黄泥进行封孔,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔施工。
本发明的特点还在于,
步骤1中,冲击危险综合指数0~0.25为无冲击区域;
冲击危险综合指数0.25~0.5为弱冲击危险区域;
冲击危险综合指数0.5~0.75为中等冲击危险区域;
冲击危险综合指数大于0.75为强冲击危险区域。
步骤2中,对于强冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔个数为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m;
对于强冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔个数为3个,呈等边三角形分布且正三角形与倒三角形交替施工,孔间距为1.2m;
对于弱冲击危险区域及等冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m。
步骤2中,迎头大直径卸压孔的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深30~80m。
步骤3中,爆破卸压孔距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔与底板之间的距离为1.5~1.8m,孔径不小于42mm,倾角3~5°,孔深大于煤柱到侧向支撑应力峰值点的距离,爆破卸压孔的孔间距为卸压爆破的破碎区半径的2倍。
卸压爆破的破碎区半径计算表达式为:
Figure BDA0002884463700000031
式(1)中,b为波速比,b=μ/(1-μ),μ为岩体的泊松比;α为应力波衰减系数;σt为煤岩体的抗拉强度;rc为爆破卸压孔半径;n1为修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为0.6,对于中冲击危险区域修正系数为0.8,对于弱冲击危险区域修正系数为0.9;
其中,P为炮孔初始冲击压力,表达式为:
Figure BDA0002884463700000032
式(2)中,ρe为炸药密度;D为爆速,一般不小于2800;dc为炸药直径;db为爆破卸压孔直径;n为爆生气体挤压岩壁时所导致应力增大的倍数,n=8~11。
步骤3中,雷管采用爆破卸压孔内并联,爆破卸压孔之前间串联的连接方式,装药长度不超过爆破卸压孔孔深的一半。
步骤4中,底角大直径卸压孔距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔的孔径不小于133m,倾角-45~-60°,孔深不小于底角应力峰值位置,封孔深度1m。
步骤4中,底角大直径卸压孔的孔间距为:
Figure BDA0002884463700000041
式(3)中,M为底角大直径卸压孔的孔间距;k为底角大直径卸压孔孔间距的危险性修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为6.28,对于中冲击危险区域修正系数为12.56,对于弱冲击危险区域修正系数为18.84;d为底角大直径卸压孔施工钻头直径;K为煤岩体变形模量。
当遇到断层、褶曲,则在掘进迎头施工迎头爆破卸压孔,孔深10~15m,短掘短支。
本发明的有益效果在于:
(1)本发明一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,采用帮部煤层爆破卸压孔代替帮部大直径卸压钻孔,增加了卸压范围,提高了卸压效果,减少了卸压工作量;
(2)本发明一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,在距掘进迎头5m处的位置施工帮部爆破卸压孔,可有效避开综掘机、二运、帮部风水管路等对卸压施工的影响,可与掘进结合在一起,形成正规循环。
附图说明
图1是本发明一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法的布置示意图;
图2是本发明一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法的布置俯视图;
图中,1.爆破卸压孔,2.底角大直径卸压孔,3.迎头大直径卸压孔,4.卸压范围。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。
本发明一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,如图1和图2所示,具体按照以下步骤实施:
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险综合指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险综合指数的最大值综合评价采掘区域冲击危险性;
其中,冲击危险综合指数0~0.25为无冲击区域;
冲击危险综合指数0.25(不含)~0.5为弱冲击危险区域;
冲击危险综合指数0.5(不含)~0.75为中等冲击危险区域;
冲击危险综合指数大于0.75为强冲击危险区域;
步骤2,在掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔3;
对于强冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔3个数为3个,呈等边三角形分布且正三角形与倒三角形交替施工,孔间距为1.2m;
对于弱冲击危险区域及中等冲击危险区域,每组迎头大直径卸压孔为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m;
迎头大直径卸压孔3的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深30~80m;
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔1,每个爆破卸压孔1垂直于巷道,每个爆破卸压孔1内均装有雷管,雷管采用爆破卸压孔1内并联,爆破卸压孔1之前间串联的连接方式,装药长度不超过爆破卸压孔1孔深的一半,在爆破卸压孔1周围形成卸压范围4;
爆破卸压孔1距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔1与底板之间的距离为1.5~1.8m,孔径不小于42mm,倾角3~5°,孔深大于煤柱到侧向支撑应力峰值点的距离,爆破卸压孔1的孔间距为卸压爆破的破碎区半径的2倍;
其中,卸压爆破的破碎区半径计算表达式为:
Figure BDA0002884463700000061
式(1)中,b为波速比,b=μ/(1-μ),μ为岩体的泊松比;α为应力波衰减系数;σt为煤岩体的抗拉强度;rc为爆破卸压孔半径;n1为修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为0.6,对于中冲击危险区域修正系数为0.8,对于弱冲击危险区域修正系数为0.9;
其中,P为炮孔初始冲击压力,表达式为:
Figure BDA0002884463700000062
式(2)中,ρe为炸药密度;D为爆速,一般不小于2800;dc为炸药直径;db为爆破卸压孔直径;n为爆生气体挤压岩壁时所导致应力增大的倍数,n=8~11;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔2,底角大直径卸压孔2采用黄泥进行封孔,能够在底角大直径卸压孔2形成卸压范围4,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔2施工;
底角大直径卸压孔2距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔2的孔径不小于133m,倾角-45~-60°,孔深不小于底角应力峰值位置,封孔深度1m;
其中,底角大直径卸压孔2的孔间距为:
Figure BDA0002884463700000063
式(3)中,M为底角大直径卸压孔的孔间距;k为底角大直径卸压孔孔间距的危险性修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为6.28,对于中冲击危险区域修正系数为12.56,对于弱冲击危险区域修正系数为18.84;d为底角大直径卸压孔施工钻头直径;K为煤岩体变形模量。
当遇到断层、褶曲,则在掘进迎头施工迎头爆破卸压孔,迎头爆破孔不少于3个,孔深10~15m,短掘短支。
实施例1
以某煤矿401102工作面运顺巷掘进为例;
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险性综合指数的最大值综合评价出巷道整体为中等冲击危险,部分区域为强冲击危险;
步骤2,在强冲击危险区域掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔3,组所述迎头大直径卸压孔3个数为3个,呈等边三角形分布且正三角形与倒三角形交替施工,孔间距为1.2m;
迎头大直径卸压孔3的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深50m,迎头大直径卸压孔3的孔间距为1.2m,始终保证前方不小于10m的卸压区域;
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔1,每个爆破卸压孔1垂直于巷道,每个爆破卸压孔1内均装有雷管,雷管采用爆破卸压孔1内并联,爆破卸压孔1之前间串联的连接方式,采用Φ32mm×200mm×200g煤矿用乳化炸药,装药量5kg,装药长度5.5m,封孔长度5.5m;
爆破卸压孔1距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔1与底板之间的距离为1.5m,孔径为42mm,倾角5°,孔深11m,爆破卸压孔1的孔间距为4m;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔2,底角大直径卸压孔2采用黄泥进行封孔,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔2施工;
底角大直径卸压孔2距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔2的孔径不小于133m,倾角-45°,孔深10m,孔间距0.7m,封孔深度1m。
实施例2
对于中等冲击危险区域:
与实施例1的区别在于:步骤2中,迎头大直径卸压孔3的孔深为80m,每组迎头大直径卸压孔3的个数为5个,呈正五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工;步骤3中,爆破卸压孔1的孔间距为5m;步骤4中,底角爆破卸压孔孔间距为1.4m,其他参数与实施例1相同。
实施例3
对于弱冲击危险区域:
与实施例1的区别在于:步骤2中,迎头大直径卸压孔3的孔深为80m,每组迎头大直径卸压孔3的个数为5个,呈正五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工;步骤3中,爆破卸压孔1的孔间距为6m;步骤4中,底角爆破卸压孔孔间距为2.1m,其他参数与实施例1相同。
实施例4
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险性综合指数的最大值综合评价出巷道为强冲击危险区域;
步骤2,在强冲击危险区域掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔3,组所述迎头大直径卸压孔3个数为3个,呈等边三角形分布且正三角形与倒三角形交替施工,孔间距为1.2m;
迎头大直径卸压孔3的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深30m,迎头大直径卸压孔3的孔间距为1.2m,始终保证前方不小于10m的卸压区域;
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔1,每个爆破卸压孔1垂直于巷道,每个爆破卸压孔1内均装有雷管,雷管采用爆破卸压孔1内并联,爆破卸压孔1之前间串联的连接方式,采用Φ32mm×200mm×200g煤矿用乳化炸药,装药量5kg,装药长度5.5m,封孔长度5.5m;
爆破卸压孔1距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔1与底板之间的距离为1.8m,孔径不小于42mm,倾角3°,孔深11m,爆破卸压孔1的孔间距为4m;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔2,底角大直径卸压孔2采用黄泥进行封孔,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔2施工;
底角大直径卸压孔2距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔2的孔径不小于133m,倾角-60°,孔深10m,孔间距0.7m,封孔深度1m。
实施例5
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险性综合指数的最大值综合评价出巷道为中等冲击危险区域;
步骤2,在中等冲击危险区域掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔3,组所述迎头大直径卸压孔3个数为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m;
迎头大直径卸压孔3的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深80m,迎头大直径卸压孔3的孔间距为1.2m,始终保证前方不小于10m的卸压区域;
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔1,每个爆破卸压孔1垂直于巷道,每个爆破卸压孔1内均装有雷管,雷管采用爆破卸压孔1内并联,爆破卸压孔1之前间串联的连接方式,采用Φ32mm×200mm×200g煤矿用乳化炸药,装药量5kg,装药长度5.5m,封孔长度5.5m;
爆破卸压孔1距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔1与底板之间的距离为1.7m,孔径不小于42mm,倾角4°,孔深11m,爆破卸压孔1的孔间距为5m;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔2,底角大直径卸压孔2采用黄泥进行封孔,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔2施工;
底角大直径卸压孔2距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔2的孔径不小于133m,倾角-50°,孔深10m,孔间距1.4m,封孔深度1m。

Claims (10)

1.一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,具体按照以下步骤实施:
步骤1,采用综合指数法,分别从地质因素、开采技术因素两方面进行冲击危险性综合指数评价,取地质因素及开采技术因素的冲击危险性综合指数的最大值综合评价采掘区域冲击危险性;
步骤2,在掘进迎头施工多组迎头大直径卸压孔(3);
步骤3,在煤层两侧帮部对称施工若干爆破卸压孔(1),每个所述爆破卸压孔(1)垂直于巷道,每个所述爆破卸压孔(1)内均装有雷管;
步骤4,在巷道两底角处对称施工多组底角大直径卸压孔(2),所述底角大直径卸压孔(2)采用黄泥进行封孔,当煤层底板厚度≤1m时,暂停底角大直径卸压孔(2)施工。
2.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤1中,
冲击危险综合指数0~0.25为无冲击区域;
冲击危险综合指数0.25~0.5为弱冲击危险区域;
冲击危险综合指数0.5~0.75为中等冲击危险区域;
冲击危险综合指数大于0.75为强冲击危险区域。
3.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤2中,对于强冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔(3)个数为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m;
对于强冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔(3)个数为3个,呈等边三角形分布且正三角形与倒三角形交替施工,孔间距为1.2m;
对于弱冲击危险区域及等冲击危险区域,每组所述迎头大直径卸压孔(3)为5个,呈等五边形分布且正五边形与倒五边形交替施工,孔间距为1.2m。
4.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤2中,迎头大直径卸压孔(3)的倾角与巷道一致,孔径不小于133mm,孔深30~80m。
5.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤3中,爆破卸压孔(1)距离掘进迎头5m处开始施工,爆破卸压孔(1)与底板之间的距离为1.5~1.8m,孔径不小于42mm,倾角3~5°,孔深大于煤柱到侧向支撑应力峰值点的距离,爆破卸压孔(1)的孔间距为卸压爆破的破碎区半径的2倍。
6.根据权利要求5所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述卸压爆破的破碎区半径计算表达式为:
Figure FDA0002884463690000021
式(1)中,b为波速比,b=μ/(1-μ),μ为岩体的泊松比;α为应力波衰减系数;σt为煤岩体的抗拉强度;rc为爆破卸压孔半径;n1为修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为0.6,对于中冲击危险区域修正系数为0.8,对于弱冲击危险区域修正系数为0.9;
其中,P为炮孔初始冲击压力,表达式为:
Figure FDA0002884463690000022
式(2)中,ρe为炸药密度;D为爆速,一般不小于2800;dc为炸药直径;db为爆破卸压孔直径;n为爆生气体挤压岩壁时所导致应力增大的倍数,n=8~11。
7.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤3中,雷管采用爆破卸压孔(1)内并联,爆破卸压孔(1)之前间串联的连接方式,装药长度不超过爆破卸压孔(1)孔深的一半。
8.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤4中,底角大直径卸压孔(2)距离掘进迎头不超过20m处开始施工,底角大直径卸压孔(2)的孔径不小于133m,倾角-45~-60°,孔深不小于底角应力峰值位置,封孔深度1m。
9.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,所述步骤4中,底角大直径卸压孔(2)的孔间距为:
Figure FDA0002884463690000031
式(3)中,M为底角大直径卸压孔的孔间距;k为底角大直径卸压孔孔间距的危险性修正系数,对于强冲击危险区域修正系数为6.28,对于中冲击危险区域修正系数为12.56,对于弱冲击危险区域修正系数为18.84;d为底角大直径卸压孔施工钻头直径;K为煤岩体变形模量。
10.根据权利要求1所述一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法,其特征在于,当遇到断层、褶曲,则在掘进迎头施工迎头爆破卸压孔,孔深10~15m,短掘短支。
CN202110009452.6A 2021-01-05 2021-01-05 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法 Pending CN112780339A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110009452.6A CN112780339A (zh) 2021-01-05 2021-01-05 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110009452.6A CN112780339A (zh) 2021-01-05 2021-01-05 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN112780339A true CN112780339A (zh) 2021-05-11

Family

ID=75755505

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202110009452.6A Pending CN112780339A (zh) 2021-01-05 2021-01-05 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN112780339A (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113216968A (zh) * 2021-06-02 2021-08-06 江苏徐矿能源股份有限公司张双楼煤矿 煤层合并区卸压防冲方法
CN114109483A (zh) * 2021-11-24 2022-03-01 天地科技股份有限公司 一种动载冲击地压巷道围岩稳定性控制方法

Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2016112771A1 (zh) * 2015-01-14 2016-07-21 中国矿业大学 近距离煤层群完全无煤柱连续卸压开采方法
CN108386192A (zh) * 2018-01-31 2018-08-10 中国矿业大学 一种主动强化支护与主动卸压防治冲击地压的方法
CN108643924A (zh) * 2018-05-03 2018-10-12 安徽理工大学 一种高应力围岩巷道的卸压方法
CN110067558A (zh) * 2019-04-16 2019-07-30 中国矿业大学 一种急倾斜特厚煤层回采巷道联合卸压防治冲击矿压方法

Patent Citations (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2016112771A1 (zh) * 2015-01-14 2016-07-21 中国矿业大学 近距离煤层群完全无煤柱连续卸压开采方法
CN108386192A (zh) * 2018-01-31 2018-08-10 中国矿业大学 一种主动强化支护与主动卸压防治冲击地压的方法
CN108643924A (zh) * 2018-05-03 2018-10-12 安徽理工大学 一种高应力围岩巷道的卸压方法
CN110067558A (zh) * 2019-04-16 2019-07-30 中国矿业大学 一种急倾斜特厚煤层回采巷道联合卸压防治冲击矿压方法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
王建坤等: "多因素耦合下冲击地压巷道贯通研究与实践", 《山东煤炭科技》 *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN113216968A (zh) * 2021-06-02 2021-08-06 江苏徐矿能源股份有限公司张双楼煤矿 煤层合并区卸压防冲方法
CN114109483A (zh) * 2021-11-24 2022-03-01 天地科技股份有限公司 一种动载冲击地压巷道围岩稳定性控制方法
CN114109483B (zh) * 2021-11-24 2024-04-19 天地科技股份有限公司 一种动载冲击地压巷道围岩稳定性控制方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN112780339A (zh) 一种深部特厚煤层巷道卸压孔联合布置的方法
CN103527198A (zh) 切眼坚硬顶板/顶煤水力致裂控制方法
CN102937399B (zh) 一种基于地应力瞬态释放的应力解除爆破方法
CN110645855B (zh) 一种露天矿中深孔抑尘爆破方法
CN108661642B (zh) 一种深浅孔卸压爆破防治近直立煤层冲击地压的方法
CN109139092B (zh) 一种治理深埋煤层冲击与瓦斯灾害的一孔多用施工方法
CN113154974B (zh) 巷道压顶光面爆破方法
CN113107490A (zh) 一种煤矿高地应力坚硬顶板切顶卸压方法
CN105627846A (zh) 一种深孔卸压爆破防治冲击地压的方法
CN112182859A (zh) 一种复合灰岩顶板控制垮落方法
CN111985101A (zh) 一种深井冲击危险巷道卸支耦合防冲方法
CN107576235B (zh) 一种干旱区露天矿的爆破方法
CN104929641A (zh) 用于大倾角煤层顶板灾害的治理方法
CN108548460B (zh) 一种爆破孔和大直径钻孔耦合卸压防治冲击地压的方法
CN110005413B (zh) 掘进工作面煤与气体突出及冲击动力灾害联合防治方法
CN112052574B (zh) 一种无煤柱切顶留巷预裂爆破中炸药量的计算方法
CN112923821A (zh) 降低并固定岩石抵抗力的钻爆掘进方法
CN110985123A (zh) 一种高压水力预裂解危冲击矿压顺槽巷道钻孔布置方法
Lou et al. Theoretical and numerical research on V-Cut parameters and auxiliary cuthole criterion in tunnelling
CN212362991U (zh) 一种光面爆破系统
CN111486760B (zh) 一种地下矿山高阶段控制爆破方法
CN113338928A (zh) 基于采场顶板关键层破断卸压的远场巷道围岩控制方法
CN113883978A (zh) 一种隧道预留护廓岩幕水压聚能光面爆破方法
CN111271065A (zh) 一种煤岩气裂形成巷道防冲弱结构层的方法
CN114934765B (zh) 一种煤巷水力切缝-松动爆破联合增强瓦斯抽采效率方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination