一种留小煤柱沿空掘巷围岩控制方法

摘要

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。

说明书

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：

$a=h\sqrt{\frac{{\sigma }_t}{3·n·q}}$

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：

$L=\frac{H}{\sin \beta }$

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：

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

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：

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

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。