煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案(编辑修改稿)

煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术研究项目实施方案(编辑修改稿)内容摘要：

为回采巷道围岩控制、巷道支护，以及顶煤破碎等提供依据。 主要观测仪器 : 单体支柱压力检测仪，钻孔应力计，测杆，钢尺等。 具体实施方案： (1) 超前支护区域单体支柱压力监测 在 152309 综采工作面胶带巷和轨道巷超前支护区域安装单体支柱压力记录仪，计划每个巷道安装 3 个，测点间距 10m，连续记录工作面回采过程中单体支柱压力变化规律，用于分析工作面超前支撑压力分布规律和动态演化规律，同时配合井下人工监测，如图 8 所示即为超 前支护区域单体支柱压力监测仪器 ，图 9为钻孔应力计。 图 9 超前支护区域单体支柱压力监测仪器 图 10 钻孔应力计 (2) 超前支护区巷道围岩应力 监测 一般来说，工作面前方煤体由近及远可划分为三个区域：塑性区，弹性区，原岩应力区。 工作面前方的一定范围煤体，受支承压力的作用，应力首先超过其强度极限，承载能力大大减小，这部分煤体即为塑性区域，煤壁前方弹塑性临界点即为支承压力的峰值点。 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 13 本次观测是在 152309工作面轨道巷、胶带巷超前工作面 100m，布置围岩应力监测区域，分别布置一个监测区域，每个测区内布置 3个数显钻孔应力计，间距 10m，安装深度 10m，主要用于监测工作面回采过程中超前支撑压力动态形成过程及分布规律。 同时在 152309回风巷道内布置巷道表面 位移监测点，监测工作面回采过程中，巷道变形规律，为超前支承压力影响范围和强度的确定提供依据。 图 10所示为超前支撑压力观测 布置 方案。 1 5 2 3 0 9 工 作 面1 5 2 3 0 9 1 巷 道1 5 2 3 0 9 3 巷 道（ 原 1 5 2 3 1 0 2 巷 ）3 0 m3 0 m单 体 支 柱 压 力 监 测1 0 0 m1 0m数 显 钻 孔 应 力 计 ，安 装 深 度 1 0 m 图 10 工作 面 超前支承压力观测方案示意图 （ 3）预留巷道围岩侧向支承压力监测 在 152309工作面 1523092（原 1523103） 巷道 、 1523093（原 1523102） 巷道 布置两个测区，每一个测区内布置 5个钻孔， 数显钻孔应立计交叉安装， 钻孔间距 5m，钻孔安装深度分别为15m， 10m， 10m， 5m， 5m。 钻孔应力计 布 置图 如图 11所示。 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 14 1 5 2 3 0 9 2 （ 原 1 5 2 3 1 0 3 巷 道 ）2 00 m1 0 m数 显 钻 孔 应 力 计 交 叉 安 装 ， 轨 道巷 的 通 过 延 长 数 据 采 集 线 延 伸 到回 风 巷 道。 区 段 煤 柱1 0 m 1 0 m1 0 m5 m 5 m1 0 0 m10m15m10m5m1 5 2 3 0 9 3 （ 原 1 5 2 3 1 0 2 巷 道 ） 图 11 预留巷道侧向支承压力观测方案示意图 预留巷道现有支护效果综合分析 巷道支护效果预判是评价巷道支护设计是否合理的重要方法 ， 预先对巷道的支护效果进行准确的评判 ， 对巷道支护设计具有积极重要的意义。 影响巷道支护效果的因素很多 ， 评判一条巷道支护效果的好坏所要考虑的评判因素不仅要考虑围岩条件、采动影响、煤柱尺寸、巷道围岩应力状态等 ,还要考虑将要采用的锚杆支护参数 ， 上述各因素相互制约 、 相互关联。 针对 古书院矿 锚网支护 预留 回采巷道 的实地 调研 ，基于预留巷道的围岩变形观测结果，通过对支护效果评判指标的研究 ， 确定了锚杆支护强度、围岩强度、围岩完整性、巷道埋深、双 采动影响、巷道断面大小作为回采巷道支护效果评判指标；根据专家打分 ， 用 模糊互补 判断矩阵分析法确定了评判指标的权值。 运用模糊聚类分析方法 ， 充分考虑支护对巷道支护效果的影响 ， 对 该矿回采 巷道支护效果进行分类 ， 并确定各个类别的聚类中心。 针对具体围岩条件 预留的 1523092 巷道 ， 对其支护效果运用上述研究 成果 进行评价 ，得出现有 支护方案下的回采巷道支护效果 ，根据支护效果评价结论，调整现有 支护方案 ， 采取有针对性的围岩控制技术。 152309 工作面顶板弱化处理施工安全技术措施 按照 古书院矿 已有的 15230 152307 工作面顶板弱化处理的成功经验 进行具体 实施。 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 15 根据矿井地质报告可知， 15煤层综采工作面直接顶为 K1 灰岩，厚度为 ，致密坚硬，在井田内该岩层特别稳定，属坚硬顶板，在开采过程中大面积来压时对支架有冲击，且初次来压和周期来压步距较大，矿压显现十分明显，因此为了安全开采，需对顶板进行弱化处理。 爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断，使一定厚度的顶板由于推进至初次来压时冒落形成矸 石垫层，切断顶板可以减小顶板冒落面积，减弱顶板冒落时产生的冲击力。 形成的矸石垫层则可以缓解顶板冒落时产生的冲击波及风暴。 目前爆破弱化的方法有浅孔放顶、步距深孔爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔放顶等。 根据 15煤具体情况，结合首采面坚硬顶板管理经验，确定 15煤综采工作面采用超前深孔预裂爆破的方式处理顶板。 超前深孔预裂爆破主要作用是：切断坚硬顶板，减小顶板 一次冒落面积。 具体做法是在工作面 切眼 及 1523091 巷、 1523093 巷向顶板打深孔，在工作面前方一定距离进行爆破，预先破坏顶板的完整性，是超前打眼、 超前爆破。 通过超前深孔预裂爆破的方式弱化顶板，可以起到两个作用，第一是减少初次来压步距，第二是减 小 周期来压步距。 钻孔施工相关参数 顶板处理高度确定 工作面平均采高为 ，为保证冒落顶板能完全充填采空区，爆破的有效放顶深度 H至少为： H=M/（ KP1） 式中： M —— 采高，取 ； PK —— 岩石破碎后的体积膨胀系数，取。 计算得， H =()=。 取 6m。 工作面切眼爆破钻孔布置 工作面设备安装前，在切眼内距老塘侧巷帮 1m处顶板打眼， 180m 长的切眼共布置 10组炮孔，分别为 A、 B、 C、 D、 E 和 a、 b、 c 、 d、 e10 组炮孔， A和 a每组为 2 个炮孔； B、 C、D和 b、 c、 d每组为 3 个炮孔， E和 e每组为 4 个炮孔，炮眼的具体参数为： B b C c 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 16 D c1 炮眼长度为 14m，仰角为 32176。 ，装药长度 7m，装药量 ， A a B b Cc D d2 炮眼长度为 14m，仰角 30176。 ，装药长度 6m，装药量 15kg； A a B b Cc D d3 炮眼长度为 16m，仰角 27176。 ，装药长度 8m，装药量 20kg； E e1 炮眼长度为14m，仰角 32176。 ，装药长度 7m，装药量 ； E e2炮眼长度为 14m，仰角 30176。 ，装药长度 6m，装药量 15kg； E e3炮眼长度为 16m，仰角 27176。 ，装药长度 8m，装药量 20kg； Ee4 炮眼长度为 10m，仰角 30176。 ，装药长度 4m，装药量。 炮眼剩余部分用炮泥封满， A组与 a 组对称， B组与 b组对称，以此类推。 工作面两巷爆破钻孔布置 （ 1） 1523091 巷钻孔布置 1523091巷布置的第一个钻场距工作面 50m（工作面侧至放顶钻场中线），共布置 A、 B、C、 F、 G、 H 六组钻孔，钻孔 A 长度为 15m，仰角为 40176。 ，水平角度为 90176。 ，装药长度 9m，装药量 27kg；钻孔 B长度为 22m，仰角为 24176。 ，水平角度为 90176。 ，装药长度 14m，装药量为42kg；钻孔 C长度为 36m，仰角为 16176。 ，水平角度为 90176。 ，装药量 27m，装药量 81kg；钻孔F 长度为 13m，仰角为 43176。 ，水平角度为 18176。 ，装药长度 7m，装药量 21kg；钻孔 G 长度为18m，仰角为 26176。 ，水平角度为 18176。 ，装药 长度 11m，装药量 33kg；钻孔 H 长度为 17m，仰角为 16176。 ，水平角度为 18176。 ，装药长度 10m，装药量 30kg。 炮孔剩余部分用炮泥封满。 再向外每 50m 布置一个钻场，每个钻场布置 A、 F、 G、 H 四组钻孔，参数同一号钻场对应钻孔参数。 （ 2） 1523093 巷钻孔布置 1523093巷钻孔布置及参数 见 节。 确定钻孔角度时，必须先将钻机支垫平稳，然后用罗盘确定好钻孔角度，标定好眼位，操作钻机，使钻杆平稳的对准所标眼位进行开机打钻，刚开始打孔时必须控制好钻机的转动速度，严防钻杆速度过快错位造成偏差。 钻孔爆破 钻孔连线 连 线采用“局部并联，总体串联”的方式进行（即炮孔之间串联，每个炮孔内并联）。 爆破 使用 FD200D(A)型起爆器， 矿用乳化炸药。 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 17 装药与封孔 （ 1） 装药采用炮棍直接将炸药装入到炮孔内。 为了能使炸药完全起爆，使用两根导爆索进行起爆，先准备一药卷，把两根导爆索由药卷一端插入到药卷里，用胶带缠好制成起爆药卷，再用炮棍把此药卷送入到炮孔底，再装入其它药卷，药卷视情况一次可装 1— 4 卷药。 根据炮孔长度和封泥长度确定导爆索长度，导爆索 必须 用快刀切割。 （ 2） 装药时，装药前检查炮眼是否符合规定，准备好炸药 、导爆索、炮棍、炮泥、雷管。 一人负责装药卷并随手适度拉紧导爆索；一人负责递药；一人负责拉紧炮棍内的钢丝 绳（ 毫米）；一人负责连接炮棍并与装药卷人共同用炮棍顶推药卷到位 并捣实，保证药卷紧密接触 ；一人负责递炮棍；共 5 人参与装药过程。 药卷到达炮眼底部后退出炮棍，重复此过程直到装够炮眼规定药量。 （ 3） 确定导爆索长度后开始封泥。 用炮棍把准备好的炮泥装入炮孔内装实，一次推炮泥长度不能大于 500mm。 炮泥经捣实后再装下一次炮泥，封堵炮泥时不得损坏导爆索。 封孔分两次 进行，第一次封孔先封至距孔口 1m 处，第二次封雷管和导爆索时，以满足雷管与导爆索不外露为止（至少封 800mm 炮泥）。 工作面切眼推进 ，切眼进行装药、连线、爆破。 使用炮棍的方法及注意事项 用炮棍顶推药卷时，要适度拉紧钢丝绳和导爆索，防止钢丝绳、导爆索堵塞炮眼，防止损伤导爆索。 退炮棍时，采用向外拉钢丝绳的方法，严禁直接拉炮棍，防止炮棍脱节顺炮眼滑出。 如果出现脱节，要用坚硬的器具堵住炮眼口，缓慢拉钢丝绳等炮棍滑至炮眼口后再继续正常退炮棍。 装炮泥时注意：要将炮泥装实 但 不得损伤导爆索。 施工安全技术措施 施工人员进入作业地点，首先由外向里详细检查顶帮情况及支护，发现隐患及时处理，确认安全后方可进行施工。 起吊设备前，班组长指派专人对起吊设备连接部位的稳固、完好、安全、可靠性进行 15煤预留巷道双采动影响下围岩控制技术 18 详细检查，存在隐患必须先处理后作业，确认安全无误后方可起吊设备，否则严禁起吊。 起吊、拖拉、移动设备时，起吊物下、起吊梁或起吊锚杆受力覆盖的范围内严禁有任何人员，起吊现场要设专人设警戒，严禁无关人员进入起吊现场。 整个起吊过程，作业人员身体的任何部位不得伸入起吊物下，若特殊情况，需伸入操作时，必须在起 吊物下用木料将起吊物支垫平稳，安全负责人确认安全后，谨慎操作。 整个过程中，必须专人看护导链，防止突然缓链伤人。 绞车司机必须持证上岗，严格按绞车牌板进行挂车，严禁超挂车。 开车前，首先检查绞车、信号、钢丝绳、轨道等是否完好，确认安全后方可运输。 斜巷运输时，班组长派专人在坡下安全地点设警戒截人，严格执行“行车不行人，行人不行车”不作业及七有八不开规定，严禁放飞车、放快车及不带电放车。 车辆运送到地点，先用挡车器挡牢，无挡车器使用临时挡车器固定，执行矿临时挡车器使用管理制度。 爆破安全技术措施 （ 1） 放炮、火工品管理、通风、瓦斯要严格按《煤矿安全规程》和《煤矿工人安全操作规程》中有关规定执行，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。 爆破工、班组长、瓦斯检查员现场必须严格执行“三人连锁爆破制”： “ 三人联锁爆破制 ”执行 “ 四牌制 ” ：爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦斯检查员持放炮牌。 爆破工在装药作业时，由班组长在周围 5 米范围内设置警戒，严禁瓦检工、安检工、班组长、爆破工及配合装药的有经验熟练工人以外的人员进入警戒区内，有经验熟练工人不得超过两人。 安检工监督整个“三人连锁放炮制”的 执行过程。 起爆时班组长、爆破工和瓦斯。