一种用于厚煤层切顶留巷上断下切中破碎爆破施工方法

1.本发明涉及一种爆破施工方法，具体是一种用于厚煤层切顶留巷上断下切中破碎爆破施工方法。


背景技术：

2.煤炭资源是国家的重要的基础资源，煤炭开采，尤其对于深井开采，保证开采的安全是煤炭开采的重中之重，目前采用的机巷 风巷 开切眼回采方式，具有较好的安全保证被普遍使用。由于煤田区域很大，需要划分很多区域，开切眼长度不能太大，主要考虑支护压力，效率等方面，原来开采一个煤层为了防止邻近采空区对瓦斯、防火、地压等影响，沿着采空区留设一段煤柱，再重新巷道，造成了资源的浪费的同时，增加了施工周期。为了每次开采煤层时减少巷道的掘进的同时回收传统采矿方式中留设的保护煤柱。采用一定的技术手段将上一区段的巷道重新支护留给下一个区段使用。这种留巷的做法是沿着采空区边缘在原巷道位置保留就称为沿空留巷。沿空留巷可以最大限度回收资源。避免煤体损失。减少巷道掘进量——缓解接续紧张；减少掘进队——节约大量掘进费用；去掉区段煤柱——延长矿井寿命，提高社会效益。
3.根据我国的实践经验和当前的技术水平，推行的无煤柱开采护巷分为沿空留巷、沿空掘巷。其中沿空留巷这种无煤柱护巷方式有5种形式。各矿应该根据具体情况选用合适合理的方案。大多数情况下对于条件适合的矿井都应当优先采用留巷形式实施无煤柱开采。我国从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。
4.其核心步骤如下：
5.第一步是利用恒阻锚索对巷道顶板加强支护，以保证随后预裂顶板、切顶时不影响自动形成的巷道质量；
6.第二步是利用切缝钻机施工爆破钻孔，聚能爆破装置超前预裂顶板，在顶板形成裂缝；
7.第三步是利用矿山压力在采场周期来压时沿顶板裂缝自动实现沿空切顶，将顶板切落下来，切落的顶板形成巷帮，同时借助岩石碎胀系数使岩石破碎后的体积增大为原来的1.3倍，压实并隔断采空区，从而自动形成下一条回采巷道。沿空留巷利用“五个利用”，即利用矿山压力，利用顶板岩体，利用原有支护，利用原有巷道或者利用已有的采场空间，利用岩石碎胀系数；实现了“三个减弱”，即减弱周期来压，减弱采空区瓦斯，减弱煤层自燃；达到了两个目标，即自动成巷，无煤柱开采。
8.但是，在沿空留巷研究与应用中仍存在着不足之处，使得一些矿井尤其在煤矿在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果，其中最主要的就是控制顶板平整下来。为对于深部煤层，尤其是巨厚砂岩顶板，单纯的通过施工切缝孔爆破，依靠矿山压力很难实现顶板的平整垮落。


技术实现要素：

9.本发明的目的在于提供一种用于厚煤层切顶留巷上断下切中破碎爆破施工方法，本发明爆破施工方法能够在保留巷道采空区一侧，形成一堵整体性好，光滑平整的巷道帮部，同时能够增大采空区顶板的冒落高度和岩体的碎胀体积，减弱保留巷道顶板压力，同时借助矿山压力并利用碎胀的矸石提高保留巷道采空区一侧巷道帮部的整体强度与密封性，从而实现沿空留巷，充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用，可有效减小支护强度，增强巷道稳定性。
10.本发明的目的可以通过以下技术方案实现：
11.一种用于厚煤层切顶留巷上断下切中破碎爆破施工方法，所述爆破施工方法包括如下步骤：
12.s1：轨道顺槽上断爆破
13.预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破，损伤上覆厚硬岩层，实现采空区上覆岩层强制冒落，切断上覆岩层给预留巷道的顶板压力传递。
14.s2：轨道顺槽下切爆破
15.基于双向聚能管切缝预裂控制爆破。
16.s3：轨道顺槽中部爆破弱化
17.轨道顺槽中部爆破弱化是提前沿在保留巷道内向开采煤层前方深孔预裂爆破下部和下切爆破上部之间实施爆破弱化孔，确保增加上覆顶板岩石破碎效果及有效垮落。
18.进一步的，所述s1中的轨道顺槽上断爆破方案具体如下：
19.上断从切眼开始，设计采煤工作面范围内实施上断爆破方案，先在切眼布置一组爆破孔，同时在采煤工作面前方4.4-5.5m的顶板布置一组爆破孔，一组爆破孔包含a、b、c三个爆破孔，以后每隔14-16m布置一组爆破孔。
20.进一步的，所述s2中的轨道顺槽下切爆破方案如下：
21.步骤1：根据轨道顺槽和运输顺槽掘进地质资料，该采煤工作面回采期间，预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，通过如下方式确定：
22.h
缝
＝(h
煤-δh
1-δh2)/(k-1)
23.式中：δh1为顶板下沉量，单位为m；δh
2为
底臌量，单位为m；k：碎胀系数，取值为1.3-1.5。
24.步骤二：设计切缝孔深度设计为h
缝
＝16-19m，
25.步骤三：设计轨道顺槽下切爆破方案工作面轨顺留巷竖直方向切缝角度为13-17
°
。
26.步骤四：采用双向聚能爆破预裂技术，切缝孔间距设计为550
±
50mm。
27.步骤五：药卷为φ35mm
×
330mm
×
330g三级煤矿许用水胶炸药，装药长度为7.3-7.9m，每隔2-3m装一发同段别电雷管，一次起爆不超过5个爆破孔，且依次装入1～5段雷管起爆，封孔为1.3-1.9m长的囊袋，封孔7-9小时后起爆。
28.进一步的，所述s3中轨道顺槽中部爆破弱化方案具体如下：
29.在切缝爆破后，在预裂爆破下部实施岩石爆破破碎，增加下部采空区破碎带，增加临空面，推进采空区上覆预裂岩石顶板冒落成巷。
30.进一步的，其特征在于所述爆破孔的孔口采用囊袋封堵，爆破孔内通过注浆封孔。
31.进一步的，所述爆破孔注浆采用水泥与水的配比为(63-68):(32-37)混合均匀后，利用注浆泵通过注浆管压入爆破孔内，直至返浆后即可，注浆凝固20-30h后即可起爆，水泥消耗量为每米7.6-8.3kg。
32.装药时，角度小的为低段雷管，角度大的为高段雷管，每爆破孔内装两发周段雷管正向起爆，雷管的炮头先用绝缘胶带把连接头裹紧，再用自粘胶裹紧。
33.进一步的，所述水泥的型号为pc42.5r或pc42.5。
34.所述注浆泵为2bq15/2.0型气动式注浆泵。
35.进一步的，所述煤层采集设计炮孔间距2.3-2.7m。
36.本发明的有益效果：
37.1、本发明上断下切中破碎施工方法能够增大巷道顶板的支撑力，进而降低巷道的支护阻力。同时，又增大采空区顶板的冒落高度和岩体的碎胀体积，借助矿山压力并利用碎胀的矸石进行护巷，从而实现沿空留巷；
38.2、本发明上断下切中破碎施工方法充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用，可有效减小支护强度，增强巷道稳定性。
附图说明
39.下面结合附图对本发明作进一步的说明。
40.图1是本发明轨道顺槽侧炮孔布置剖面图；
41.图2是本发明爆破施工方法整体炮孔布置及水平相对位置；
42.图3是本发明爆破施工方法切缝炮孔d与破碎炮孔e相对位置平面图；
43.图4是本发明煤层未采时爆破流程图。
具体实施方式
44.下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，都属于本发明保护的范围。
45.采煤工作面由上至下依次为：砂泥岩互层、中砂岩、砂质泥岩、细砂岩、砂泥岩互层、砂质泥层和轨顺。
46.一种用于厚煤层切顶留巷上断下切中破碎爆破施工方法，如图4所示，爆破施工方法包括如下步骤：
47.首先针对轨道顺槽、运输顺槽和切眼进行调研采场布置，勘探待采煤层顶板岩性、确定保留巷道，从而判断是否是厚硬顶板，确定非厚硬顶板采用常规110功法进行爆破，如是厚硬顶板进行上断下切中破碎爆破，具体爆破施工方法如下：
48.s1：轨道顺槽(保留巷道)上断爆破
49.预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破，损伤上覆厚硬岩层，实现采空区上覆岩层强制冒落，有效提高垮落岩石的膨胀系数，进而增大冒落系数，切断上覆岩层给预留巷道的顶板压力传递，保证顶板能够下落，轨道顺槽上断爆破为顶板冒落成巷的关键。
50.s2：轨道顺槽下切爆破
51.基于双向聚能管切缝预裂控制爆破，实现保留巷道采空区顶板预裂爆破，保证巷道帮部顶板平整冒落，保证预裂切缝质量的同时减少对预留巷道顶板岩体的损伤，保证顶板靠近留巷区域切顶面平整度，为巷道支护提供方便。
52.s3：轨道顺槽中部爆破弱化
53.轨道顺槽中部爆破弱化是沿保留巷道内向开采煤层前方深孔预裂爆破下部和下切爆破上部实施爆破弱化孔e(即破碎孔e)，确保上覆顶板岩石有效垮落，增大岩石破碎体积，在双向聚能管切缝预裂控制爆破下部实施爆破弱化孔，确保切缝下部岩石有效垮落，保证采空区顶板垮落密实，防止瓦斯堆积和防止采空区火灾发生。
54.煤层开采顶板上断位置与下切位置破断垮塌形成比较完成光滑沿墙，成为巷道帮部，同时中部破碎岩石体积变大形成良好支撑，配合巷道支护，留巷成功。
55.s1中的轨道顺槽上断爆破方案具体如下：
56.上断从切眼开始，设计采煤工作面前方实施上断爆破方案，先在切眼布置一组爆破孔，同时在采煤工作面前方5m的顶板布置一组上断爆破孔，以后每隔15m布置一组爆破孔，每组上断爆破孔即a、b、c三个爆破孔，具体的炮眼平面布置图如图1所示，具体爆破参数见表1。
57.表1轨道顺槽上断工作面切顶留巷上断炮孔爆破参数表
[0058][0059][0060]
由于人工装药困难且不安全，采用钻机送药柱，即钻一、装一、封一方式。
[0061]
由于人工用黄泥封孔不可靠，为保证封堵效果，采用孔口用囊袋封堵，孔内注浆封孔，注浆采用pc42.5r或pc42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后，利用2bq15/2.0型气动式注浆泵通过注浆管压入孔内，直至返浆后即可，注浆凝固24h后即可起爆，水泥消耗量约为每米8kg左右。
[0062]
为了减少爆破对顶板的震动，装药时，角度小的为低段雷管，角度大的为高段雷管，每孔内装两发周段雷管正向起爆。炮头(装了雷管的炸药)先用绝缘胶带把连接头裹紧，再用自粘胶裹紧。
[0063]
s2中的轨道顺槽下切爆破方案如下：
[0064]
根据轨道顺槽和运输顺槽掘进地质资料，该采煤工作面回采期间分为第一煤层和第二煤层，第一煤层和第二煤层合采段共计475m、第一煤层煤顶回采段共计310m，具体见表2和表3。
[0065]
表2第一煤层与第二煤层合采段
[0066][0067]
表3第一煤层煤顶回采段
[0068][0069][0070]
预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，通过如下方式确定：
[0071]h缝
＝(h
煤-δh
1-δh2)/(k-1)
[0072]
式中：δh1为顶板下沉量，单位为m；δh
2为
底臌量，单位为m；k：碎胀系数，取值为1.3～1.5。
[0073]
第一煤层与第一煤层合采段采集方法如下：
[0074]
顶板主要为厚层细砂岩，顶板坚硬，顶板下沉量和底鼓量合计取值0.1m，采空区顶板冒落煤矸石碎胀系数k取1.3，工作面采高h煤为4.0m时(切眼向外475m段)，计算得h
缝
＝13m，结合顶板岩性情况及巷道的宽度为5.5m，切缝高度为13m显然难以支撑这么宽巷道的顶板压力，综合考虑上述计算结果，切缝孔深度初步设计为h
缝
＝18m。
[0075]
本发明相比张集矿1613a工作面工程实践，结果表明切缝角度在10-20
°
区间时有利于巷道稳定，较小的切缝角度可以减少顶板悬臂梁长度，最终设计轨道顺槽下切爆破方案工作面轨顺留巷竖直方向切缝角度为15
°
。
[0076]
采用双向聚能爆破预裂技术，切缝孔间距设计为550
±
50mm，装药参数通过现场试验确定，切缝聚能爆破炮孔剖面图与水平布置图，如图1-图2所示。
[0077]
对上述爆破施工方法进行单孔试验，确定合理的装药量和封堵长度，再进行间隔
爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况，如两相邻装药孔间空孔裂纹未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，最终确定一次爆破孔数以及爆破方式等。
[0078]
本发明采用爆破孔径50mm，孔深18m，与水平方向角度75度，双向聚能管改用外径为32mm，内径为28mm，管长1500mm，炸药采用普通三级煤矿许用水胶炸药，规格为φ27
×
430mm
×
330g/卷，参数如表4所示，管内连续装药，装药长度为14m每孔装药量为10.7kg，封孔长度为4m。采用5m管长双囊袋，注浆囊袋长为1.3m，两囊袋间距为0.7m。
[0079]
注浆采用pc42.5r或pc42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后，用注浆机注浆，当注浆泵压力达到1.5mpa时停止注浆。
[0080]
表4轨道顺槽下切爆破方案工作面切顶爆破参数表
[0081][0082]
双聚能药管的具体装药方法是：先在聚能管内全部连接无间隔放置φ27mm
×
430mm
×
330g的三级煤矿许用水胶炸药卷，每一根聚能管沿切缝方向用安装定位块或1根防滑装置，以确保切缝方向为两孔的连线。每隔3m装入一发同段别的煤矿许用电雷管，共5发雷管，这5发雷管的脚线只保留20cm长，并联于花线上。
[0083]
由于装药量大，防止爆破震动对顶板的扰动，沿顺序依次每两个孔装同一段别的雷管，一次起爆不得超过6个爆破孔，具体雷管段别见表5，且要求钻孔爆破后才钻下一组爆破孔，目的防止上一组爆破后把下一组的爆破孔炸塌无法装药。
[0084]
表5切顶爆破孔雷管段别
[0085]
炮孔号123456雷管段别113355
[0086]
s3中轨道顺槽中部爆破弱化方案具体如下：
[0087]
在切缝爆破后，沿空留巷前50m范围内，其切缝下部的岩石为完整岩层，无法破碎，要求在预裂爆破下部实施岩石爆破破碎，增加下部采空区破碎带，增加临空面，推进采空区上覆预裂岩石顶板冒落成巷，爆破孔设计见表6，具体爆破破碎孔与预裂炮孔关系剖面及平面布置图如图1-图3所示，炮孔间距2.5m，药卷为φ35mm
×
330mm
×
330g三级煤矿许用水胶炸药，装药长度为7.5m，每隔2.5m装一发同段别电雷管，一次起爆不超过5个爆破孔，且依次装入1～5段雷管起爆。封孔为1.5m长的囊袋，封孔8小时后起爆。
[0088]
表6轨道顺槽中部爆破弱化方案工作面切顶留巷下碎孔爆破参数表
[0089][0090]
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“示例”、“具体示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。
[0091]
以上显示和描述了本发明的基本原理、主要特征和本发明的优点。本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。