煤矿巷道卸压技术PPT推荐.ppt

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于是在应力增高区内形成了一圈“自承岩环”。

自承岩环主要承受集中力，充分发挥岩体的自承能力。

在自承岩环的支承和保护下，使卸压区内的岩体保持稳定。

同时，结构和完整性并未完全遭到破坏卸压区内的巷道围岩，相当于在自承岩环的P1强度和稳定性，从而使巷道围岩的整体稳定性得到提高。

如图1示。

图1巷道周边卸压后的应力分布二、巷道卸压方法

（一）钻孔卸压1横向钻孔采用钻孔右以削弱巷道围岩。

钻孔之间的煤体遭到破坏，因此，支承压力带向岩体深部转移达一个钻孔长度的深部。

钻孔间煤体破坏保证了卸载带中岩层的均匀弯曲。

图3在预先卸压的岩体中保护巷道MA长米沙罗夫研究认为，紧跟巷道掘进在巷道工作面附近进行岩体卸压的效果最佳。

岩层的弯曲应发生在破坏的孔间煤体阻力恒定时，当孔间煤体宽度与钻孔直径之比等于0.81.0时可以保证做到这点.钻孔最佳深度为10m。

顿涅茨性科院通过实验证明了钻孔卸压的良好效果。

基洛夫斯卡亚矿采掘工程平面图如图2所示。

图2长80m的巷道段位于西2下山，巷道断面12.5m2，沿h10煤层掘时进，用三节拱形金属支架支护。

卸压钻孔长810m，直径为300mm，孔间煤体宽300mm左右。

采煤工作影响带以外卸压段的底板移动量与未卸压段的移近量没有区别，在采煤工作影响带内。

未卸压的移动量达450820mm，而卸压段内仅为78188mm，如图2所示。

图3在预先卸压的岩体中保护巷道2纵向钻孔如图3示意。

沿煤层先垂直于巷道掘进方向开一些缺口，从其中钻一排平行于巷道轴的超前钻孔，以切割出具有不同承载能力（不同宽度）的条带状煤柱。

条带状煤柱的承载能力随远离被保护的巷道朝着煤体方向增加。

因而，在随后掘进的巷道地带区，岩体的卸载是通过被钻孔削弱的刚性（可缩性）可变的煤带来实现。

因此，巷道是在预先卸载的岩体中掘进，并且在整个服务期间是用刚性可变的煤带保护，它可以通过将支承压力转移到岩体深部从而降低被保护巷道周围的应力。

图3表示掘进采区斜巷时为了降低岩体中的应力而钻进卸载钻孔的示意图。

在采用壁式开采方法时，在运输平巷1内回采小巷的切口附近安装钻眼设备2，并在煤层平面中钻进长度尽量大的一排钻孔3。

在卸载钻孔之间留下煤柱4，煤柱的承载能力从巷道周边向煤体深部增加，最小的煤柱留在继续要掘进的巷道断面中。

然后在已卸载煤体的中部掘进巷道，其长度等于钻孔的长度，此后在巷道工作面上部岩体5中沿巷道两侧开切硐室6，以安装钻眼设备之用，并钻进下一排向钻孔。

“托列兹”列烟煤联合公司卢图金矿的实验工作表明，采预先卸先载可以消除在采煤工作面前方或后方的巷道底膨。

（二）药壶爆破法药壶爆破是在炮眼底部先少量装药爆破成壶状，再将装药爆破，不破裂岩体表面。

UL切尔尼亚克教授提出，用爆破法卸压。

这种方法的实质是用爆破法在靠近巷道周边的煤层底板中形成岩石松动带，由于巷道石松动带，最大支承压力转移到岩体及煤柱深部。

图4示意。

图4药壶爆破法确定爆破参数时，应考虑煤层底板岩石性质及厚度，软岩巷道底鼓岩层深度一般为巷宽的0.7倍左右。

炮眼与水平的夹角，眼孔间距及深度，炸药性能及装药量等。

既要达到爆破时，岩石从一孔洞抛到另一个孔洞时能获得最好的松动效果，又不破坏围岩表面。

FU波克罗夫斯基提出，爆破岩石破坏圈半径可用下式确定：

式中:

G炸装药量；

破岩石破坏的极限强度E岩石的变形模量；

A爆破的比岩石密度。

为了实用和近似计算，可采用A=3105及=2300，这时上述公式可写成破用实验方法确定。

在温度为14-20的泥质岩中，7号硝铵炸药的装药量为0.10.3kg时，为0.40.8m.在泥质岩中当药包顺序爆破时,为了保证岩石从一个孔洞抛到另一个孔洞,药包间距不超过0.8D（D药壶孔腔直径）。

在石灰岩中，用重量为0.152kg的药包爆破时,在距药包0.6m处观测到0.6m的裂隙.钻孔与水平面的夹角一般为1530及4560。

爆破后可形成2m左右的松动带，扩展到煤柱下距离约2-3m深。

爆破松动带传递侧向应力及垂直应力的作用会大为减弱或完全停止，直至松动岩石压实为止。

这一时间过程用实验方法确定，并尽量利用这一时间来安排巷道的使用。

图5爆破方案实例1，卡拉干达煤田矿井松动爆破卸压实验参数见图5及表1示意。

方案炮眼数量炮眼长度，m与水平面夹角（。

）药包重量，kga31.0300.085b221.01.090450.0850.1图5爆破方案第一实验段25m，在与承压力影响带以外的下山中，下山底板含水，底鼓为u=0.150.2m/月。

松动爆破工作在掘进下山时滞后巷道工作面40m处进行。

装药深度为0.8m。

硝铵炸药重量为0.075kg。

爆后底板泥质岩石破坏，悬露处发现形成了直径为0.10.3m的松动腔。

观测2.5月，实验段底板移近量为190mm，无支承压力影响。

炸药重0.075kg,实验段底板移近量为180mm；

未实验段移近量为480mm。

实例2：

图6示意卡拉千达矿东运输平巷炮眼布置及参数，炸药0.125kg。

底鼓减少了67-75%。

图7图6实例3：

图7示意托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h3煤层，采深750m东14运输大巷实验证明了效果很好。

巷道掘进和松动爆破同时进行，爆破落到巷道中的岩石，随掘进出矸一同运走。

（1）当炮眼以25、30钻进时，岩石破坏带深度为1m。

该段实验结果表明，在工作面后方30m左右，移动最剧烈靠煤柱测为127mm，煤体一侧移近量为92mm。

并在以后巷底移动停止。

（2）当炮眼夹角为45及60钻进时，岩石破坏带深度为1.8m，在工作面后方20m处，停止了移动。

图8示意的工程，在工作面与平巷联接处（109mm）及回采工作面后方40m处移动量（126mm）分别减71%和82%。

为防止已破坏的岩石向巷道中鼓起，可以架设底梁，在底梁加以支护（锚杆或支柱）。

或者底板钻孔卸压，或底板钻孔爆破后注浆。

图8所示。

图8图9（三）顶部卸压UL切尔亚克教授研究认为，顶部预先卸压保护下部巷道的范围如图9示。

沿走向布置巷道，保护下部宽度A为：

A=b+2nn巷道一侧保护煤柱宽，m；

b两巷及巷中间煤柱宽度，m，如果一条巷道，b等一条巷的度；

上部卸压宽度a，a=A+1.4h2。

图10实例1：

如图10示。

巷道埋深898m，净断面12.5m，距煤层底板412m。

卸载工作面长150160m。

岩石平巷掘进滞后卸压工作面40300m。

采空区下掘进的岩石平巷处于良好状态。

相比之下，顶板底板移近量减少了8386%。

鲍店胶带机硐室顶部卸压巷设计方案，见图11。

图11（四）巷道围岩切槽卸压巷道切槽卸压的切缝位置如图12示。

巷道切槽后对园巷道周边应力分布的影响如图13示。

图12图13图14巷道底板切槽如图14示。

当切槽深度b小于巷帮到切缝的间距a，即a/b1时，开槽后的底板视而不视作从卸压槽下方受到磺向载荷p作用的岩石悬梁。

承受弯曲应力，岩石抗弯强度小，底板上翘，巷至下面岩层向上断裂。

岩层受剪力作用，当a/b1时，岩石抗剪强度一般大于抗拉强度，岩石底板稳定.底板中最大剪应力为巷道底板切槽如图14示。

岩层受剪力作用，当a/b1时，岩石抗剪强度一般大于抗拉强度，岩石底板稳定。

底板中最大剪应力为max=1.5P/b切槽后底板梁能承受的最大压力为P=Bb/1.5B底板岩层抗剪强度。

可取B=5000N/m2。

如切槽中充填胶结材料，可提高抗剪强度2倍以上。

这时，底板抗剪强度为1=B+tg式中岩体在剪切面上的正压力；

内摩擦角。

如岩石单向抗压强度R=10000KN/m2，=37，则B=5+10tg37=125KN/m2此时底板能承受最大压力为P=Bb/1.5=29167KN/m2例：

卢岭矿：

H=615m，围岩：

灰色泥岩、砂岩、页岩，=10-25，泥岩的层理和和节理十分发育。

巷道S=26.7m2，S=16.3m2,U29可缩封闭支架支护，间距0.5m，直墙半圆拱，净宽5136mm净高3172mm。

巷道卸压钻孔两排三花眼，底排钻孔距底板1m。

钻孔排距0.4m,眼距1.1m.孔直径42m,孔深4.7m.药壶爆破T-320水胶炸药,卷d=35mm，钻孔装药长度1.6-1.9m，装满系数为0.34-0.39。

反向连续装药。

单孔起爆。

1.松动爆破前，掘进影响，趋势稳定12.松动后，变形增大，短期急剧变形。

作业点前后20m，影响时间8-10d，变形为（8-16）13.稳定变形：

0.208mm/d.移近量为0.175mm/d。