一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法.pdf

本发明公开了一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行加固支护；工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行顶板预裂爆破定向切缝，切断预留巷道与采空区顶板在一定深度内的联系；工作面回采，已进行顶板定向预裂爆破的巷道逐步进入采空区，利用老顶来压，采空区顶板断裂下沉，自动成巷；机巷预留作为下一工作面风巷。本发明的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，巷道不需扩帮、卧底，提高了资源回采率；缓解了采掘接替；有利于巷道的维护，降低了巷道维护成本；降低了工人的劳动强度。

1.  一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，其特征在于，所述的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法包括：
步骤一、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行加固支护；
步骤二、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行顶板预裂爆破定向切缝，切断预留巷道与采空区顶板在一定深度内的联系；
步骤三、机巷预留作为下一工作面风巷。

2.  如权利要求1所述的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，其特征在于，步骤一的具体实现方法：通过对工作面机巷围岩变形力学机理、支护对策分析研究，结合本矿矿压显现，确定对工作面机巷采用锚索+锚杆+钢筋网联合支护；
锚索：钢绞线锚索长5.2m，直径15.24mm，外露长度300mm，锚固长度不小于1.0m；靠近采空区侧锚索排距1.6m，巷道中央锚索排距2.4m，靠近采空区侧锚索距切顶线400mm；锚索托盘：托盘为300mm×300mm×10mm蝶形托盘；锚索预紧力至少6t；
锚杆：顶板锚杆采用Φ18mm×2300mm左旋螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距为800×1000mm，两条K2350药卷端锚，初锚固张拉强度10kN以上，滞后碛头15～25米施工；上帮用三根管缝式锚杆支护；
锚网：金属网片搭接长度为100mm，网与网搭接处每隔300mm用双股8#铁丝绑扎牢固；
钢筋梯：巷道顶板采用长2200mm的钢筋梯形梁与顶板金属网、帮侧锚杆与金属网连在一起，钢筋梯梁用直径为12mm钢筋焊接而成。

3.  如权利要求1所述的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，其特征在于，步骤一的加强支护具体实现方法：
机巷超前煤壁不小于20m范围内用HDJA-1000金属铰梁配合DZ18-25/80单体液压支柱加强支护，煤壁前方10m范围内打双排柱，10～20m内打单排柱；
加强支柱初撑力不小于50KN；
机巷单排柱加强支护时靠机巷下帮；加强支柱全部使用防倒绳进行防倒，防倒绳使用时在支柱上打结；
根据回撤时的顶板来压及受破坏情况，对撤出加强支护后导致顶板垮冒的，应先用矿工字钢在上帮打好点柱，柱距1m。

4.  如权利要求1所述的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，其特征在于，步骤二的中，卸压预裂爆破定向切缝的实现方法：
炮孔深4～4.5m，垂直顶板打孔，直径42mm，取间距500mm；采用的3级煤矿许用乳化炸药，单孔装2个聚能药包，装药量1200～2250g，封孔长度1000～1200mm；
工作面开采前，在切眼内距机巷20m范围内，打预裂爆破孔爆破，提前破坏顶板，降低顶板初次来压对预留巷道的破坏；进入开采期间后工作面正常推进，机巷随预裂炮孔切顶线自动留巷。

一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法
技术领域
本发明属于矿井开采领域，尤其涉及一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法。
背景技术
在煤矿开采中，采用传统的砌碹料石和巷内架棚护巷巷道变形严重，尤其是顶板及底板变形最为严重，为了满足安全生产的要求通常需要进行扩帮、卧底等维修作业，给巷道的维护带来较大困难。
发明内容
本发明实施例的目的在于提供一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，旨在解决采用传统的砌碹料石和巷内架棚护巷巷道变形严重，巷道维护困难的问题。
本发明是这样实现的，一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法包括：
步骤一、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行加固支护；
步骤二、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行顶板预裂爆破定向切缝，切断预留巷道与采空区顶板在一定深度内的联系；
步骤三、工作面回采，已进行顶板定向预裂爆破的巷道逐步进入采空区，利用老顶来压，采空区顶板断裂下沉，自动成巷；
步骤四、机巷预留作为下一工作面风巷。
进一步，步骤一的具体实现方法：通过对工作面机巷围岩变形力学机理、支护对策分析研究，结合本矿矿压显现，确定对工作面机巷采用锚索+锚杆+钢筋网联合支护；
锚索：钢绞线锚索长5.2m，直径15.24mm，外露长度300mm，锚固长度不小于1.0m；靠近采空区侧锚索排距1.6m，巷道中央锚索排距2.4m，靠近采空区侧锚索距切顶线400mm；锚索托盘：托盘为300mm×300mm×10mm蝶形托盘；锚索预紧力至少6t；
锚杆：顶板锚杆采用Φ18mm×2300mm左旋螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距为800×1000mm，两条K2350药卷端锚，初锚固张拉强度10kN以上，滞后碛头15～25米施工；上帮用三根管缝式锚杆支护；
锚网：金属网片搭接长度为100mm，网与网搭接处每隔300mm用双股8#铁丝绑扎牢固；
钢筋梯：巷道顶板采用长2200mm的钢筋梯形梁与顶板金属网、帮侧锚杆与金属网连在一起，钢筋梯梁用直径为12mm钢筋焊接而成。
进一步，步骤一的加强支护具体实现方法：
机巷超前煤壁不小于20m范围内用HDJA-1000金属铰梁配合DZ18-25/80单体液压支柱加强支护，煤壁前方10m范围内打双排柱，10～20m内打单排柱；
加强支柱初撑力不小于50KN；
机巷单排柱加强支护时靠机巷下帮；加强支柱全部使用防倒绳进行防倒，防倒绳使用时在支柱上打结；
根据回撤时的顶板来压及受破坏情况，对撤出加强支护后导致顶板垮冒的，应先用矿工字钢在上帮打好点柱，柱距1m。
进一步，步骤二的中，卸压预裂爆破定向切缝的实现方法：
炮孔深4～4.5m，垂直顶板打孔，直径42mm，取间距500mm；采用的3级煤矿许用乳化炸药，单孔装2个聚能药包，装药量1200～2250g，封孔长度1000～1200mm；
工作面开采前，在切眼内距机巷20m范围内，打预裂爆破孔爆破，提前破坏顶板，降低顶板初次来压对预留巷道的破坏；进入开采期间后工作面正常推进，机巷随预裂炮孔切顶线自动留巷。
本发明的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，巷道不需扩帮、卧底，提高了资源回采率；缓解了采掘接替；有利于巷道的维护，降低了巷道维护成本；降低了工人的劳动强度。
附图说明
图1是本发明实施例提供的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法流程图；
图2是本发明实施例提供的卸压预裂爆破后顶底板移近量曲线；
图3是本发明实施例提供的机巷基本支护平、断面图；
图中：(a)平面图；(b)断面图；
图4是本发明实施例提供的机巷加强支护断面图；
图中：(a)煤壁前方10m范围内打双排柱；(b)煤壁前方10m～20m范围内打单排柱。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本本发明，并不用于限定本发明。
下面结合附图及具体实施例对本发明的应用原理作进一步描述。
图1示出了本发明的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法流 程，如图所示，本发明是这样实现的，一种卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法包括：
S101、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行加固支护；
S102、工作面开采前，对即将进行卸压预裂爆破沿空留的巷道进行顶板预裂爆破定向切缝，切断预留巷道与采空区顶板在一定深度内的联系；
S103、工作面回采，已进行顶板定向预裂爆破的巷道逐步进入采空区，利用老顶来压，采空区顶板断裂下沉，自动成巷；
S104、机巷预留作为下一工作面风巷。
步骤S101的具体实现方法：
(1)沿空留巷(机巷)基本支护方案
通过对工作面机巷围岩变形力学机理、支护对策分析研究，结合本矿矿压显现，确定对工作面机巷采用“锚索+锚杆+钢筋网联合支护”，见图3；
锚索：钢绞线锚索长5.2m，直径15.24mm，外露长度300mm，锚固长度不小于1.0m；靠近采空区侧锚索排距1.6m，巷道中央锚索排距2.4m，靠近采空区侧锚索距切顶线400mm；锚索托盘：托盘为300mm×300mm×10mm蝶形托盘；锚索预紧力至少6t；
锚杆：顶板锚杆采用Φ18mm×2300mm左旋螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距为800×1000mm，两条K2350药卷端锚，初锚固张拉强度10kN以上，一般滞后碛头15～25米施工(施工日进度5米)；上帮用三根管缝式锚杆支护；
锚网：金属网片搭接长度为100mm，网与网搭接处每隔300mm用双股8#铁丝绑扎牢固；
钢筋梯：巷道顶板采用长2200mm的钢筋梯形梁与顶板金属网、帮侧锚杆与金属网连在一起，钢筋梯梁用直径为12mm钢筋焊接而成；
步骤S101的加强支护(图4)
①机巷超前煤壁不小于20m范围内用HDJA-1000金属铰梁配合DZ18-25/80单体液压支柱加强支护，煤壁前方10m范围内打双排柱，10～20m内打单排柱；
②加强支柱初撑力不小于50KN；
③机巷单排柱加强支护时靠机巷下帮；加强支柱全部使用防倒绳进行防倒，防倒绳使用时必须在支柱上打结，防倒绳接头连接牢固；
④根据回撤时的顶板来压及受破坏情况，对撤出加强支护后可能导致顶板垮冒的，应先用矿工字钢在上帮打好点柱，柱距1m；
步骤S102的中，卸压预裂爆破沿空留巷技术原理
由于工作面的回采，支架的前移，工作面后方顶板岩层失去支撑，巷道采空区侧的直接顶在自重及临时加强支护作用下，出现一次破断，破断直接顶呈倒台阶式的悬臂梁状态留巷顶板由于直接垮落及基本顶下沉的带动，其变形形式主人以旋转为主，对巷道的影响很大；为了保持巷道顶板的完整，以及减小顶板的压力，通过预裂爆破技术将顶板自动成巷即沿工作面前方预留巷道内侧对工作面顶板进行超前预爆破使顶板沿预定方向产生切缝，即切缝(顶)线，随着工作面的推进，顶板压力增大，老空侧顶板沿切缝自行垮落，切顶卸压一次成巷；
(2)预裂爆破定向切缝技术方案
炮孔深4～4.5m，垂直顶板打孔，直径42mm，取间距500mm(根据预裂爆破效果确定炮孔间距)，见图3(b)；采用的3级煤 矿许用乳化炸药，单孔装2个聚能药包，装药量1200～2250g，封孔长度1000～1200mm；
工作面开采前，在切眼内距机巷20m范围内，打预裂爆破孔爆破，提前破坏顶板，降低顶板初次来压对预留巷道的破坏；进入开采期间后工作面正常推进，机巷随预裂炮孔切顶线自动留巷；
进一步，所述的巷道加固支护，顶板采用锚索+锚杆+钢筋梯支护，顶板锚杆采用左旋螺纹钢树脂锚杆，上帮用管缝式锚杆支护。
进一步，对于节理发育、层理分布较多的软岩巷道，在煤矿机巷掘进初期采用不破顶的梯形断面，不使用拱形巷道断面。
实施例一
金刚煤矿位于四川达州市石板镇，距达州27km，距达州火车站约30km。
卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采施工工艺流程如下：
(1)首采面上下顺槽施工。
(2)超前50m下顺槽工作面锚索施工。
(3)滞后工作面2—5m施工预裂炮孔。
(4)每次施工5—10个炮孔，炮孔施工好后，及时装药爆破，每次爆破5个炮孔。每次装药前由爆破工检查每个炮孔，如炮孔受采动压力影响，不能装入聚能药卷时，必须对炮孔进行清洗；装药后封泥长度不得小于1.0m。
(5)超前煤壁10m采用双排单体液压支柱架设临时加强支护；滞后煤壁10～40m架设单排加强支护，确保初撑力达90KN；再在煤壁后方10m范围内靠上帮使用单体液压支柱掺打，以防止矸石下窜。同步安设动压段单体液压支柱支撑力监测仪。
(6)工作面回采，护巷段在工作面内设水泥背板挡矸，水泥背 板下方掺打废旧轨道钢加工点柱掺打在施工卸压眼孔下方0.1m处。
(7)老顶来压，直接顶沿断缝断裂垮落，自动成巷。
(8)工作面煤壁后方巷道上帮采用矿用工字加工点柱掺打贴帮支护，柱距为1.0m。
(9)煤壁后方20m外护巷段采用人工清理浮煤矸，铺设轨道；维护后巷道净宽不小于2.3m，轨面上高度不小于2.1m。
(10)爆破后的护巷的参数收集，并记录在案，根据现场效果为调整爆破参数。
(11)进行下一循环作业(同上2～10)。
1、结果分析
为了观测巷道的变形量，研究卸压预裂爆破的应用效果，以W2112机巷卸压预裂爆破开始位置为测量起始点，每间隔2.5m布置一个测点，测量点取巷道顶板的中点。测量结果见图2所示。
由图2可以看出，自机巷施工卸压预裂爆破以来，巷道变形量很小，在矿压稳定阶段40m后，经过几次精心的测量，巷道基本不变，说明卸压预裂爆破效果较好，达到了预期的目的。
另外，在W2112工作面最后100m机巷采用以前护巷技术，从目前护巷效果观察，采用原有技术护巷段巷道，顶底板移近量大于25％,两帮移近量大于20％；采用卸压预裂爆破沿空护巷技术巷道段，顶底板移近量小于20％，两帮移近量小于15％；完全达到设计要求。
2、经济效益分析
(1)卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采护巷成本
根据以上参数，计算每米巷道的护巷成本，经各项指标计算：采用卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采沿空护巷成本为1026.02元/m，与原掘巷道护巷成本3506.17元/m相比较，每米巷道节约了2480.15 元；2013年金刚煤矿采用卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采技术护巷总长度为2080m，创直接经济效益约516万元。
(2)卸压预裂爆破沿空留巷技术提高煤炭回收率效益
与煤柱护巷相比，按照5.0m宽的护巷煤柱，2013年卸压预裂爆破技术共成巷2080m(780+740+560)，合计多回收原煤资源(780×1.71+740×1.45+560×0.85)×5.0×1.35×97％≈18875t(参数说明：护巷长度、煤厚、沿工作面倾斜方向5.0m煤柱、容重1.35、回收率97％)；现吨煤市场价格300元/t，目前回采1t原煤的直接成本为120元/t，创直接经济效益18875×(300-120)/10000≈339.7万元。
卸压预裂爆破沿空成巷技术创直接经济效益855.7(516+339.7)万元。
本发明的卸压预裂爆破沿空留巷无煤柱开采方法，巷道不需扩帮、卧底，提高了资源回采率；缓解了采掘接替；有利于巷道的维护，降低了巷道维护成本；降低了工人的劳动强度。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。