巷道切缝卸压
煤矿巷道卸压技术
中国矿业大学 汪理全教授
一、巷道卸压的基本原理
在原岩体中开掘巷道之后，岩体应力必产生重新分布。如巷道埋深为H ，则圆形巷道周边的岩石沿径向卸载，径向力σr →0，但沿切向产生集中应力，切向应力σt 可剧增到原岩应力γH 的2倍。这时，巷道周边岩体处于双向应力状态，其强度较低，容易破坏。尤其在高应力及松软围岩条件下，集中应力远大于围岩强度—P1①，深部转移，直至能承受集中应力为止。这时在巷道周边破坏区形成了应力降低区。这种应力降低区是巷道周边岩体的完整结构破坏之后形成的。即在卸压的同时巷道周边的塑性变形区范围及该区内遭破坏岩体的塑性变形、扩形膨胀变形就明显增大。上述塑性变形区的范围及变形量的大小是巷道维护的关键因素。能否既使巷道周边P1②塑性区的范围，不产生较大变形，改善巷道的维护状况？
研究及实践表明，可以通过不同的卸压方法在围岩深处形成弱化区，为围岩的膨胀变形提供一定的变形补偿空间。使集中应力向围岩深部转移，该处岩体处于三向应力状态，有较高强度，可以承受支承压力的作用而不破坏。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
P1③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。 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1巷道周边卸压后的应力分布
M ·A ·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0.8～1.0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。
长80m 的巷道段位于西2下山，巷道断面12.5m 2，沿h 10煤层掘时进，用三节拱形
金属支架支护。卸压钻孔长8～10m ，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450～820mm ，而卸压段内仅为78～188mm ，如图3所示。
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）的条带关煤柱。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。
图3 在预先卸压的岩体中保护巷道
图2
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。
U·1·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。
确定爆破参数时，应考虑
图4药壶爆破法
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。
F·U·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；
σ破——岩石破坏的极限强度
E ——岩石的变形模量； A ——爆破的比能； γ——岩石密度。
为了实用和近似计算，可采用A=3×105及γ=2300，这时上述公式可写成： E R G ==3
6.1破
炸
破σ
σ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0.1～0.3kg 时，为0.4～0.8m.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15°～30°及45°～60°。爆破后可形成2 m 左右的松动带，扩展到煤柱下距离约2-3 m 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。
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。 第一实验段25 m ，在与承压力影响带以外的下山中，下山底板含水，底鼓为u=0.15～0.2m/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0.1～ 0.3m 的松动腔。观测2.5个月，实验段底板移近量为190mm ，未支承压力中进行。炸药重0.075kg 。实验
段底板移近量为180mm ；未实验段移近量为480mm 。
图5 爆破方案
表1
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%
。
实例3：托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h 3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，爆破降到巷道中的岩石，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7
图6
（三）顶部卸压
U ·L ·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+2n
n ——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+1.4h 2。
实例1：如图10示。巷道埋深898m ，净断面12.5m ，距煤层底板4～12m 。
卸载工作面长150～160m 。岩石平巷掘进滞后卸压工作面40～300m 。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83～86%。
实例2：鲍店胶带机硐室顶部卸压巷设计方案，见图11。
图
8
图
9
图10
（四）巷道围岩切槽卸压 巷道切槽卸压的切缝位置如图12示。
巷道周边卸压后的应力分布如图1示。
巷道切槽后对园巷道周边应力分布的影响如图13示。 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/b ＞1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/b ＜
1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
图
11
图
12 图
13
图14
τmax=1.5P/b
切槽后底板梁能承受的最大压力为 P=τ
B
×b/1.5
τB——底板岩层抗剪强度。可取τB =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
τ
B =τ
B
+σtgψ
式中α——岩体在剪切面上的正压力；ψ——内摩擦角。如岩石单向抗
压强度R=10000KN/m2，ψ=37°，则
τ
B
=5+10tg37°=125 KN/m2
此时底板能承受最大压力为 P=τ
B
×b/1.5=29167 KN/m2
例：卢岭矿：H=615m，围岩：灰色泥岩、砂岩、页岩，α=10-25°，泥岩的
层理和和节理十分发育。巷道S=26.7m2，S=16.3m2U
29
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ε
1
②松动后，变形υ增大，短期急剧变形。作业点前后20m，影响时间8-10d，
变形为①的（8-16）ε
1
③稳定变形：υ0.208mm/d.移近量为0.175mm/d。
上顺槽“钻孔卸压”安全技术措施(正式)
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 上顺槽“钻孔卸压”安全技术措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-2970-47 上顺槽“钻孔卸压”安全技术措施 (正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 一、概况 河南永华能源有限公司嵩山煤矿煤层赋存为典型的“三软”煤层，矿山压力显现快，支护架棚变形快且严重，巷道返修率高，不利于行人、运料、通风及工作面回采安全。为延长巷道服务时间、降低修护率，根据矿安排，在2202上顺槽进行打设“松帮卸压”钻孔，为确保施工期间的安全和工程质量，特编制本安全技术措施。 二、技术要求及参数 1、设备：ZQS-65/2.5型气动钻机。 2、钻杆：φ89mm（钻头），长1.0m麻花钻杆。 3、工作压力：0.4～0.63Mpa。 4、钻孔深度及数量：钻孔深度为2.0m，每排布打
5个钻孔，钻孔排距为500mm，间距见钻孔布置示意图。定期监测巷道压力及卸压孔变形情况，如无明显变化时，应及时调整钻孔数量、角度及深度。 5、“松帮卸压”钻孔距2202工作面超前支护不得小于50m。 6、使用合理的润滑油和保持良好的润滑性，不得无润滑油作业。 7、为充分保护钻头，当钻孔打设遇岩石时即停止钻孔作业。 8、为便于对“松帮卸压”钻孔变形情况的观察，严禁将塑料瓶等任何物件塞入卸压孔中。 三、安全措施 1、打眼前全面检查气钻连接部位，上紧各种接头，防止联络头松落伤人。领钎工领完钎后不得从钎杆下通过，并及时站到安全地点。钻工不得对钎杆横向加压，防止断钎伤人。 2、打眼时，作业人员扎好袖口（作业人员不得戴手套）等，防止被钎杆卷入受伤害，作业时精力集中
卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体系_袁亮
第34卷第1期 煤 炭 学 报V o.l 34 N o .1 2009年1月J OURNAL OF C H I N A COAL SOC I ETY Jan . 2009 文章编号:0253-9993(2009)01-0001-08 卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体系 袁 亮 (煤矿瓦斯治理国家工程研究中心,安徽淮南 232001) 摘 要:针对低透气性、高吸附性、高瓦斯煤层群安全高效开采技术难题,以淮南矿区为主要试 验研究基地,应用岩石力学、岩层移动、/O 0形圈、瓦斯流动等理论,研究卸压开采采场内岩 层移动及应力场分布规律、裂隙场演化及分布规律、卸压瓦斯富集区及运移规律等科学规律.针 对不同煤(岩)层和瓦斯地质条件,探索出卸压开采抽采瓦斯理论,建立了卸压开采抽采瓦斯、煤与瓦斯共采技术体系.创新了低透气性、高瓦斯煤层群安全高效开采矿井设计理论,解决了煤 与瓦斯共采重大工程技术难题. 关键词:煤与瓦斯共采;低透气性煤层;复杂地质条件 中图分类号:TD71216 文献标识码:A 收稿日期:2008-04-25 责任编辑:毕永华 作者简介:袁 亮(1960)),男,安徽金寨人,高级工程师,工程硕士.Te:l 0554-*******,E-m ai:l yuan l-1960@s i na 1co m Theory of pressure -reli eved gas extracti on and technique syste m of i ntegrated coal production and gas extracti on YUAN L i a ng (N ati ona lE ng ineeri ng R esearc h C e n ter for C oalM ine Ga s Con trolling,Hua i nan 232001,Ch i na ) Abst ract :To reso lve t h e proble m s of safe and high-efficient m ining of gassy m ult-i sea m of lo w per m eab ility and high absorbab ility ,based on t h e theories of rock m echan ics ,strata move m en,t O-type circle and gas m ove m en,t and taken H ua i n an m i n ing area asm a i n research base and st u died rock m ove m ent and stress fie l d distributi n g t h eo -ry ,cranny field evolve m ent and d istri b uti n g t h eory ,abundant zone o f pressure -relieved gas and m ove m ent theory .D iscovered pressure -relieved m i n i n g and gas ex traction t h eo r y ,bu ilt the techn ica l syste m o f pressure -re lieved gas ex traction and integrated coal production and gas ex traction for different geo log ical cond itions of coal sea m (rock strata )and gas .It i n novated the m ine desi g ning t h eo r y for sa fe and h i g h -effic ientm i n i n g o f gassy m ult-i sea m o f lo w per m eab ility and resolved the techn ica l proble m of integrated coal production and gas ex traction. K ey w ords :coalm ining and gas ex traction;l o w -per m eability coal sea m s ;co m p li c ated geolog ical conditi o n 制约淮南矿区安全高效开采的科学技术难题,主要是瓦斯治理、巷道支护和矿井设计理论与技术.瓦斯治理是矿区安全高效开采的前提和基础,松软低透气性煤层条件下的煤矿瓦斯治理和煤层气地面开发,是世界性技术难题,20世纪80年代以来,淮南矿区采用传统的瓦斯抽放技术和方法,不能解决松软低透气性煤层群开采的瓦斯治理难题,因此,必须创新瓦斯治理技术;松软煤岩巷道支护和围岩控制同样是制约淮南矿区安全高效开采的关键技术难题,传统方法巷道变形率达50%,通风阻力高达511kPa ,无法满足矿井安全要求,必须通过巷道支护技术创新为复杂地质条件下的瓦斯治理和安全高效开采提供良好的空间条件.传统矿井设计的井筒服务半径为5~6km,煤层开采程序自上而下不能实现卸压开采,矿井通风
浅谈顶板预裂爆破切顶卸压在沿空留巷技术中的应用
浅谈顶板预裂爆破切顶卸压 在沿空留巷技术中的应用 摘要：作为无煤柱护巷的一种主要方式，沿空留巷技术对于提高煤炭回收率、消除隅角瓦斯积聚、降低煤矿开掘率，乃至对消除保护煤柱引起的井下灾害都有明显的效果。通过分析国内外沿空留巷技术和巷内、巷旁支护形式及其理论研究现状，指出了我矿沿空留巷目前所存在的顶板坚硬不易垮落造成巷道矿压显象大的主要问题。针对这一问题，本文对我矿2205采煤工作面运料巷沿空留巷在顶板预裂爆破切顶卸压及其支护技术方面进行了研究，提出了沿空留巷矿压控制方法，并以我矿2205工作面运料巷为例，介绍了沿空留巷技术在实践中的应用。 关键词：沿空留巷；预裂爆破；切顶卸压；支护设计 1.工程背景 孙庄采矿有限公司矿井瓦斯绝对涌出量为0.189 m3/min，相对涌出量为3.279 m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.284m3/min，相对涌出量为4.927 m3/t。该矿井属低瓦斯矿井。为低瓦斯矿井。该矿2号煤煤尘有爆炸危险，爆炸指数为12.5%，煤层无自燃倾向性，为不自燃煤层。 2205工作面开采煤层为2#煤，层位稳定。原煤层厚度为1.8m~2.2m，结构简单，煤质优良，走向SE，倾向SW，倾角7°~21°，平均倾角14°。 煤层直接顶板为3.5m左右的粉砂岩，黑色，含植物化石和黄铁矿，直接顶板完整且较坚硬，放炮后难以随顶板垮落，间接顶板为6m左右的中粒砂岩，灰黑色，含砂较多。直接底板为6m左右的泥岩。 该工作面采用走向长壁采煤法，缓慢下沉法管理顶板，炮采工艺，一 第1页
次采全高。 图1-1 2205工作面顶底板岩层柱状图 工作面情况见图1-2。 图1-2 2205工作面回采巷道布置平面图 2.双向聚能顶板预裂爆破 2.1 双向聚能爆破技术原理 双向聚能拉张成型爆破与其它控制爆破最大的区别是：借助双向聚能
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技术措施通用范本
内部编号：AN-QP-HT830 版本/ 修改状态：01 / 00 The Production Process Includes Determining The Object Of The Problem And The Scope Of Influence, Analyzing The Problem, Proposing Solutions And Suggestions, Cost Planning And Feasibility Analysis, Implementation, Follow-Up And Interactive Correction, Summary, Etc. 编辑：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全 技术措施通用范本
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技 术措施通用范本 使用指引：本解决方案文件可用于对工作想法的进一步提升，对工作的正常进行起指导性作用，产生流程包括确定问题对象和影响范围，分析问题提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，执行，后期跟进和交互修正，总结等。资料下载后可以进行自定义修改，可按照所需进行删减和使用。 无煤柱开采技术已广泛被应用，它是一项提高回采、减少掘进工程量、保证接续、提高工效、降低成本的即安全又经济的有效开采工艺。但是通过回采实践过程揭露一些不容忽视的问题，即，在有自燃倾向性煤层中采用该各开采工艺时，往往由于沿深留巷过程中漏风问题解决不好，造成采空区，开切眼上。下顺槽，最终停采线漏风而自然发火，特别是在厚煤层中分层采和放顶煤开采时，采空区自然事故出现的几率更高、更明显。为此，对减少漏风稳定系统、抑制自燃发火方面做如下几方面
切顶卸压自动成巷及回撤通道切顶卸压总结
神东哈拉沟煤矿切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术及回撤通道支护 新工艺总结 编制：哈拉沟煤矿生产办 时间：2016年6月1日
切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术 及回撤通道支护新工艺总结 一、工艺原理 1、切顶卸压自动成巷原理：回采前采用爆破技术，对巷道正帮侧顶板采取定向预裂，缩短顺槽侧采空区顶板悬臂梁的长度，待工作面推过后，在矿压作用下顶板将沿预裂切缝自动切落形成巷帮，既隔离了采空区又保持了巷道的完整性，可作为下一个工作面的顺槽二次使用，实现了无煤柱开采。 2、顶板预裂切缝技术：在炮孔中采用双向聚能装置进行装药，并使聚能方向对准控制断裂方向。炸药起爆后，冲击波和应力波优先沿设定方向集中释放，在炮孔壁上形成和聚能孔方向一致的径向初始裂缝。爆生气体涌入径向初始裂缝，在设定方向产生拉应力集中，断裂岩体，实现顶板预裂切缝。 3、恒阻锚索技术原理：采用具有特殊结构的恒阻大变形装置，使锚索支护既具有恒阻条件下抵抗变形的功能，又具有抵抗冲击变形能量的功能。
4、回撤通道切顶卸压工艺原理：工作面回撤前采用爆破技术，对主回撤通道正帮侧顶板采取定向预裂，切断主回撤通道上方老顶。待工作面贯通回撤通道后，在矿压作用下顶板将沿预裂切缝自动切落，缩短了采空区侧顶板悬臂梁的长度，减弱了回撤通道来压强度。 二、工艺施工工序 （一）切顶卸压自动成巷施工工序 1．留巷段恒阻大变形锚索补强支护：为了防止切顶过程和周期来压期间巷道的稳定，在实施顶板预裂切缝前，对留巷巷道顶板采用恒阻大变形锚索补强支护。 2、留巷段切顶爆破孔施工：在综采工作面回采前，留巷段提前施工切顶爆破孔。 3、切顶预裂爆破：超前回采工作面预裂爆破，形成切顶卸压预裂切缝线：
沿空留巷安全技术措施详细版
文件编号：GD/FS-4444 （解决方案范本系列） 沿空留巷安全技术措施详 细版 A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编辑：_________________ 单位：_________________ 日期：_________________
沿空留巷安全技术措施详细版 提示语：本解决方案文件适合使用于对某一问题，或行业提出的一个解决问题的具体措施，过程包含确定问题对象和影响范围，分析问题，提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，最后执行。，文档所展示内容即为所得，可在下载完成后直接进行编辑。 为了减少11010采面与老采面之间的煤柱损失，经矿领导研究决定，采用无煤柱开采（沿空留巷）。为保证施工安全特制定安全技术措施如下： 1、施工方法： 沿空留巷无煤柱采煤、沿17型溜子尾，沿巷口进煤柱2米。 2、支护规格： 根据本采煤工作面顶板岩性情况，采用单体柱配圆木梁支护,棚间距为0.5米、净口1.8米、净高1.8米、下宽2.5米。 3.采空区处理方法： 采用全部垮落法处理顶板。采空区冒落高度应普
遍不少于1.5倍采高，采空区局部悬顶和冒落不充分，面积小于2×5 m2时，采取打密集柱和戗柱加强支护，大于2×5 m2时，采取打戗棚、木垛、密集柱，加强矿压监测；大面积悬顶不落时，应采取上述措施外，必须进行强制放顶。 4.放顶安全措施： （1）、回柱后顶板不垮落，悬顶距超过作业规程规定时，必须停止作业，采取人工强制放顶。 （2）、放顶人员必须站在支架完整、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳伤人等危险的安全地点工作。回柱放顶前必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路，回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。 5、安全出口： （1）、为保证采面回采安全生产，需在进风、回风巷两端设有安全出口，安全出口规格2ⅹ0.8米
煤矿切顶卸压沿空留巷作业规程
煤矿轨道顺槽切顶卸压自动成巷
作业规程
单 位： 队 长： 编 制： 时 间：2016 年 月 日
1
1
1
目录
二、落实意见 .............................................................................错误！未定义书签。
目 录 ........................................................................................................................... 1
第一章 工程概况 .........................................................................................................1
第一节 工作面概况.................................................................................................................1 第二节 围岩特征及地质构造.................................................................................................1 第三节 留巷接续情况.............................................................................................................4 第四节 水文地质.....................................................................................................................4 第五节 瓦斯与煤尘.................................................................................................................5
第二章 施工工艺 .........................................................................................................5
第一节 巷道加固支护及挡矸措施.........................................................................................5 第二节 爆破预裂切缝...........................................................................................................10
第三章 爆破预裂切缝设备配置 ...............................................................................12
第四章 矿压监测 .......................................................................................................14
第五章 工程质量标准及评估统计 ...........................................................................17
第一节 工程质量标准...........................................................................................................17 第二节 机电设备管理及文明卫生管理标准.......................................................................21
第六章 劳动组织 .......................................................................................................22
第一节 劳动切缝作业方式.................................................................................................22 第二节 施工组织.................................................................................................................22 第三节 劳动组织.................................................................................................................22
第六章 安全技术措施 ...............................................................................................22
第一节 危险源辨识...............................................................................................................22 第二节 安全管理组织及保证...............................................................................................26 第三节 入井安全措施...........................................................................................................26 第四节 钻孔安全措施...........................................................................................................27 第五节 恒阻锚索施工安全技术措施...................................................................................29 第六节 锚固力试验安全措施...............................................................................................29 第七节 爆破预裂切缝安全措施...........................................................................................30 第八节 “一通三防”安全技术措施...................................................................................33 第九节 顶板支护及挡矸安全技术措施...............................................................................35 第十节 喷浆安全技术措施...................................................................................................37 第十一节 辅助运输安全技术措施.......................................................................................37 第十二节 节能环保及其他方面...........................................................................................38
第七章 避灾系统 .......................................................................................................39
第八章 规程贯彻学习和考试 ...................................................................................40
1
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措施通用范本
内部编号：AN-QP-HT701 版本/ 修改状态：01 / 00 The Production Process Includes Determining The Object Of The Problem And The Scope Of Influence, Analyzing The Problem, Proposing Solutions And Suggestions, Cost Planning And Feasibility Analysis, Implementation, Follow-Up And Interactive Correction, Summary, Etc. 编辑：__________________ 审核：__________________ 单位：__________________ 采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术 措施通用范本
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措 施通用范本 使用指引：本解决方案文件可用于对工作想法的进一步提升，对工作的正常进行起指导性作用，产生流程包括确定问题对象和影响范围，分析问题提出解决问题的办法和建议，成本规划和可行性分析，执行，后期跟进和交互修正，总结等。资料下载后可以进行自定义修改，可按照所需进行删减和使用。 由于我矿煤层瓦斯含量较大，煤层具有突出危险性，造成掘进单进水平低，采面接替紧张。为了缓和这种矛盾，经矿领导研究决定，在3095工作面运输巷采取沿空留巷技术，用作3093工作面回风。为保证3095运输巷沿空留巷的成功，特制定3095运输巷沿空留巷安全技术措施。 一、概况 3095工作面位于309采区+375m水平～+400m水平之间的东翼，处于309采区东翼上段，工作面平均走向长137m（运输巷可采
卸压
煤矿巷道卸压技术 中国矿业大学 汪理全教授 一、巷道卸压的基本原理 在原岩体中开掘巷道之后，岩体应力必产生重新分布。如巷道埋深为H ，则圆形巷道周边的岩石沿径向卸载，径向力σr →0，但沿切向产生集中应力，切向应力σt 可剧增到原岩应力γH 的2倍。这时，巷道周边岩体处于双向应力状态，其强度较低，容易破坏。尤其在高应力及松软围岩条件下，集中应力远大于围岩强度—P1①，深部转移，直至能承受集中应力为止。这时在巷道周边破坏区形成了应力降低区。这种应力降低区是巷道周边岩体的完整结构破坏之后形成的。即在卸压的同时巷道周边的塑性变形区范围及该区内遭破坏岩体的塑性变形、扩形膨胀变形就明显增大。上述塑性变形区的范围及变形量的大小是巷道维护的关键因素。能否既使巷道周边P1②塑性区的范围，不产生较大变形，改善巷道的维护状况？ 研究及实践表明，可以通过不同的卸压方法在围岩深处形成弱化区，为围岩的膨胀变形提供一定的变形补偿空间。使集中应力向围岩深部转移，该处岩体处于三向应力状态，有较高强度，可以承受支承压力的作用而不破坏。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 P1③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。 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1巷道周边卸压后的应力分布
破碎难采矿体动态卸压开采与灾害控制技术-武汉科技大学
“破碎难采矿体动态卸压开采与灾害控制技术” 推荐公示内容 一、项目名称：破碎难采矿体动态卸压开采与灾害控制技术 二、推荐等级：省科技进步奖一等奖 三、项目简介： 项目属于水和矿产资源领域。 松软破碎矿体安全开采是地下矿山生产的难点问题之一。生产中巷道及采场易受地压和爆破动载影响而破坏，严重影响生产安全。针对松软破碎矿岩护顶困难、地压显现频繁、采场卸压难度大等特点，以安全开采为目标，运用理论分析、相似模拟、数值计算、现场试验和监测分析的方法，研发了破碎难采矿体动态卸压开采与灾害控制技术。 （1）创立了松软破碎矿岩金属-非金属锚杆联合支护与检测分析技术。针对松软破碎矿岩巷道支护量大、支护成本高的特点，发明了适于破碎矿岩支护的高强度钢丝玻璃纤维杆和锚杆抗弯能力的测试装置，形成了以力学性能测试、支护设计与参数优化、支护质量及损伤的无损检测、数值计算分析为一体的管缝式金属锚杆和玻璃钢锚杆联合支护技术，使破碎矿岩巷道支护成本降低 1/3~1/2，巷道返修率降低40%以上。 （2）构建了爆破动载与采动地压联合作用下破碎矿体安全开采监测分析技术。研发了基于安全单段起爆药量、裂纹扩展和累积损伤的多频次爆破动载监测分析技术，建立了基于Kelvin解的动载-静载联合作用下支护体力学响应模型，形成了动-静载作用下采区稳定性声发射监测累计差量指标分析法，实现了破碎矿体动态卸压安全开采的动态监控。 （3）研发了高应力区破碎复杂矿体动态卸压开采方法。发明了破碎矿体安全开采相似模拟实验装置，研究了矿体条件、开采方法、采场结构参数、回采指标等因素对卸压方式的影响，建立了卸压开采动态约束条件，形成了破碎矿体动态开采卸压理论，实现了破碎难采矿体安全开采。 （4）形成破碎难采矿体安全开采综合评价技术。以地质统计分析为基础、地压及爆破动载监测分析为手段、卸压开采方案设计为措施、开采安全评估与预测为目标的破碎矿体动态卸压开采安全评价集成技术，实现了破碎难采矿体安全开采的可靠性分析与评价。 成果申请专利11件，获授权发明专利3件，实用新型专利3件；发表学术论文31篇，出版学术专著1部。成果已在金山店矿业有限公司、大冶矿业有限公司、广西高峰矿业有限责任公司成功应用，近三年创造直接经济效益4.0175亿元，成果对类似条件矿山的安全开采有着广阔的推广前景。
切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工
切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工 摘要：切顶泄压在沿空留巷中的运用，根据具体的施工效果提高支护效果，节省掘进巷道费用，节省工作面准备时间，实现工作面连续回采，回收煤柱，提高工作面资源回采效率，在实际施工中广泛应用。本文在分析切顶卸压沿空留巷力学机理的基础上，通过了解切顶沿空留巷的基本原则来设计合理的方案，并根据设计方案选择相应的支护技术来进行施工，并得出相应的结论和建议。 关键词：切顶泄压沿空留巷支护技术施工结论和建议 沿空留巷是为了回收传统采矿方式中预留的保安煤柱，采用一定的技术手段将上一区段的顺槽重新支护留给下一个区段使用，对原顺槽位置进行保留的一种技术方法。但未施工切顶泄压沿空留巷的下帮会切顶，给恢复带来较大的难度，且在回采过程中压力较大，顶板管理难度大，而施工切顶泄压的话不仅可以使顶板下沉量小，完整度较好且恢复方便，同时还可以降低掘进率及生产成本，解决采煤工作面衔接紧张局面，可以说切顶卸压沿空留巷技术是目前最先进的一种无煤柱护巷技术。本文就对切顶泄压在沿空留巷中的支护技术与施工进行分析和研究，从各个方面分析它在实际工作中的应用价值。 一、切顶留巷技术力学机理分析与应用 切顶卸压沿空留巷力学机理是通过聚能预裂爆破后的预裂弱面改变了沿空巷道上覆悬伸顶板岩体的结构，引起岩层移动规律发生相应的改变；在采场顶板周期来压作用下，悬伸岩层在上覆压力挤压下沿预裂面切落，极大消散了沿空巷道围岩的应力集中程度，应力集中向巷道围岩深部转移，改善了沿空巷道的围岩应力环境，减小了巷内支护的受力及巷旁支护的阻力和应力集中程度，最终提高了沿空巷道的稳定性。 切顶卸压沿空留巷技术力学在实际施工中的应用主要体现在采面下出口20米段往外沿工作面运输顺槽上帮顶板布置深孔聚能预裂爆破眼实施预裂爆破，将运输顺槽上帮顶板顺走向拉开一条缝，然后在采面回采过程中，端头支架往前移动时，后方靠采空区顶板在上覆压力挤压下沿预裂线切落，且切落的矸石充满后方巷帮并且实现接顶，同时改善了沿空巷道的围岩应力状况，使后方巷道内支护的阻力减小并趋于稳定，以达到切顶卸压沿空留巷的目的。 二、切顶留巷的工程条件及支护方案设计 1.切顶留巷的工程条件概况 1335工作面位于13采区第一水平西翼，运输巷走向长621m 。3#煤层煤层平均煤厚2m；煤层倾角14~18°，平均为16°；直接顶：粉砂岩8~12米，老顶：粉砂质泥岩6~9米。 1335运输巷W钢带支护段巷道断面，净宽×净中高=4500×2500mm，净面积11.25m2；锚网支护段巷道断面，净宽×净中高=4500×2800mm，净面积12.6m2。 2.切顶留巷的支护方案设计 2.1试验时支护设计：1335采面从运输巷开口往外20米段开始实施了深孔聚能预裂爆破，试验段顶板较完整，支护形式为钢带挂网，4500×2500mm断面，沿空留巷支护为6排单体柱，上帮2排，下帮2排，中间2排。 2.2试验后支护设计：在顺槽段实施预裂爆破后，单孔爆破后在孔口两边沿巷道走向方向形成一道约250mm长的一条缝隙，而每次爆破后即形成约 3.5米长的走向裂缝，一直沿采面下至出口，成支护设计。①单体柱必须打成排，其
沿空留巷安全技术措施
2713工作面下巷沿空留巷安全技术措施 为缓解采掘接替紧，提高煤炭资源回收率，在2713工作面下巷使用高水充填材料巷旁充填技术进行沿空留巷。为保证沿空留巷施工的顺利进行，特制订本安全技术措施。 一、工程概况 2713工作面位于27采区下部，北为27采区下山保护煤柱，西为2709工作面，东为2715工作面（未掘），南为火成岩边界。工作面南北走向长1038?1054m，东西倾斜长195m，标高-628.1m?-741.5m。工作面煤层稳定，煤层厚度为1.7?5.3m，平均煤厚2.96m，煤层倾角为7°?5 °，平均倾角12 °。2713工作面顶板条件良好，直接顶为泥岩及砂质泥岩，厚度为13.4m，基本顶为中、细、粉砂岩及泥岩，厚度为23.68m ,直接底为砂质泥岩，厚度为2.48m , 基本底为细粒砂岩，厚度为24.72m。 2713工作面下巷长1118.5m（可采长度1038m）,为出煤、进风巷，采用锚网索（梁）+M钢带联合支护。巷道断面为矩形断面，净宽 4.2m，净高不低于 2.5m，巷道断面积不小于10.5m 2。巷道顶板采用锚杆+锚网+锚梁+锚索联合支护。顶板每排使用一片6眼4.2m的M钢带（眼距800mm），采用? 22 X 2200mm 高强锚杆（自下帮起钢带第一、三、四、六眼位施工）和? 21.6 X 4200mm（每隔一排在自下帮起钢带第二、五眼位施工）锚索，铺设小眼点焊钢筋网（网格70 X 70mm）;顶板施工四排锚索梁支护，锚索梁“迈步布置”，锚索规格为?21.6 X 7200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm，锚索托盘采用12mm 厚钢板加工，规格为120 X 120 X 12mm两帮采用?22 X 2200mm 高强锚杆支护，使用竖向M钢带（采用两眼及三眼钢带搭配使用，分别为 1000mm 和1700mm 长，眼距700mm ; 600mm 长，眼距400mm），锚杆排距为800mm，铺设小眼点焊钢筋网（网格70 X 70mm）;下帮施工一排锚索梁支护，锚索规格为? 21.6 X4200mm，锚索梁采用16#槽钢加工，眼距1600mm , 锚索托盘采用12mm厚钢板加工，规格为120 X 120 X 12mm。 附图1:2713下巷支护断面图。 二、充填系统 （一）充填材料 高水充填材料由甲料、乙料两种组分构成，二者以质量比1:1配合使用，
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措施
编号：SM-ZD-89212 采煤工作面运输巷沿空留巷安全技术措施 Through the process agreement to achieve a unified action policy for different people, so as to coordinate action, reduce blindness, and make the work orderly. 编制：____________________ 审核：____________________ 批准：____________________ 本文档下载后可任意修改
采煤工作面运输巷沿空留巷安全技 术措施 简介：该方案资料适用于公司或组织通过合理化地制定计划，达成上下级或不同的人员之间形成统一的行动方针，明确执行目标，工作内容，执行方式，执行进度，从而使整体计划目标统一，行动协调，过程有条不紊。文档可直接下载或修改，使用时请详细阅读内容。 由于我矿煤层瓦斯含量较大，煤层具有突出危险性，造成掘进单进水平低，采面接替紧张。为了缓和这种矛盾，经矿领导研究决定，在3095工作面运输巷采取沿空留巷技术，用作3093工作面回风。为保证3095运输巷沿空留巷的成功，特制定3095运输巷沿空留巷安全技术措施。 一、概况 3095工作面位于309采区+375m水平～+400m水平之间的东翼，处于309采区东翼上段，工作面平均走向长137m（运输巷可采长度150m、回风巷可采长度125m）,倾斜宽90m，回采煤量3.8万t，可采期5个月，煤层赋存较稳定，煤层厚度1.6-2.9m，平均煤厚2.0m,煤层倾角平均27°。直接顶为灰至黑色泥质粉砂岩，厚1.13m-3.28m，老顶为深灰色厚层状石灰岩, 夹一层厚1.06m泥质粉砂岩。底
煤柱工作面施工卸压孔安全技术措施标准版本
文件编号：RHD-QB-K5550 （解决方案范本系列） 编辑：XXXXXX 查核：XXXXXX 时间：XXXXXX 煤柱工作面施工卸压孔安全技术措施标准版本
煤柱工作面施工卸压孔安全技术措 施标准版本 操作指导：该解决方案文件为日常单位或公司为保证的工作、生产能够安全稳定地有效运转而制定的，并由相关人员在办理业务或操作时进行更好的判断与管理。，其中条款可根据自己现实基础上调整，请仔细浏览后进行编辑与保存。 一、概况： 由于1303煤柱工作面属“孤岛”工作面，东临1107工作面，西邻1105工作面，南邻1303外工作面，北临1105外工作面，工作面压力普遍大，易出现冲击地压现象，影响工作面正常、安全生产。经领导研究决定在1303煤柱工作面施工卸压孔及注水孔，预防冲击地压现象发生，为保证工作面施工卸压孔、注水孔期间安全，特制定本安全技术措施。 二、技术关键点： 1、卸压孔在工作面和下顺槽下帮施工，卸压孔
采用风钻打眼，工作面卸压孔位置：距顶板500mm 在煤墙侧施工。孔径Φ89mm，深度8m，孔间距 4m，与水平线夹角25°。回采过程中，每回采3m 为一个循环，重新施工卸压孔。 下顺槽卸压孔位置：距底板1500mm，施工两排卸压孔，孔深5m，排距500mm，间距2m，沿煤层倾向（钻孔布置见附图）。 2、根据实验段巷道卸压变化情况，打卸压孔时可适当调整孔深、个数或角度，以达到最佳卸压目的。 3、注水孔位置：距底板1500mm在煤墙侧施工，注水孔沿工作面倾斜方向每隔5m打一个孔，孔径Φ42mm，孔深不小于5m，注水孔倾斜向上夹角为20°。煤层厚度变化时，注水孔夹角及注水孔深度适当调整。
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技术措施
无煤柱开采沿空留巷防止漏风的安全技术措施 无煤柱开采技术已广泛被应用，它是一项提高回采、减少掘进工程量、保证接续、提高工效、降低成本的即安全又经济的有效开采工艺。但是通过回采实践过程揭露一些不容忽视的问题，即，在有自燃倾向性煤层中采用该各开采工艺时，往往由于沿深留巷过程中漏风问题解决不好，造成采空区，开切眼上。下顺槽，最终停采线漏风而自然发火，特别是在厚煤层中分层采和放顶煤开采时，采空区自然事故出现的几率更高、更明显。 为减少漏风稳定系统、抑制自燃发火方面做如下几方面的安全技术。 一、水砂充填带隔离采空区 这种防火工艺就是在采煤过程中随即将开切眼附近，采面后部的上下顺或者左右上山依次充填，工作面回采完后将停采线附近予以充填。如图1所示，最后用一个充填将采区予以封闭，起着一种隔离煤柱的作用。充填带的宽度开切眼和停采线处一般为10宽，上下顺槽或上山则随该井巷的宽度而定。开切眼和停采线处充填带的充填工艺和正常开采时充填法相同，上下顺槽或上山的充填工艺和一般巷道包帮灌浆充填相似。这种水砂充填方法工艺简单，在有水砂充填的矿井无需增添设备，无水砂充填系统的矿井，只需添置砂浆泵和管材即可。 二、可塑性胶泥堵漏风 如图2。当两个前进式工作面（综采工作面）回采完成后，留出
了两条沿空巷道，第三个后退式回采工作面就自然地形成。为防止此两条沿空巷风流漏入采空区而引起煤的自然发火，应采用一种半塑性 不凝固的胶泥，将胶泥压入采区矸石堆的缝隙中，胶泥与矸石堆能很好胶结，形成了一片4米宽的矸石墙。这样在沿空巷道采区的一侧形成了一个不透气的隔离带，阻止了风流漏入老空区。这种半塑性、不凝固胶泥与矸石胶结合当巷道动压来临时，随着巷道变形而变形，不会形成新的裂隙而漏风。 三、喷涂塑料泡沫防止漏风 为防止巷道风流漏入采空区引起自然发火普遍采用常温凝固的塑料泡沫喷涂到密闭上、巷道壁上、形成厚度为20~30厘米的闭孔泡沫塑料层。这种泡沫塑料一般都具有难燃、抗静电、耐压、不透气的特性。以常温固化尿醛树脂为原料的防漏风泡沫塑料喷涂技术。《泡沫－1型》发泡装置喷放泡沫。这种塑料泡沫对煤、岩石、木材、金属体和其它材料都很好胶结，在出现矿山压力时，此时尿醛塑料泡沫可以缩其初始高度的70～80％，只有稍微漏气。通过煤矿井下1200米的密封采空区的试验、堵漏风效果良好。 《泡沫－1》型塑料泡沫装置，仅需2人操作，在6小时的小班内可喷涂厚度为～泡沫层100m2。尿醛塑料泡沫密闭漏风与负压关系式为：Q=ahα，式中Q—塑料泡沫层漏风量a和α—根据试验数据用对比法求出的系数；h－已密闭采空区负压，mmH2O。图3为沿空巷道沿老空区侧喷涂的防漏风尿醛泡沫塑料层。图4为不同厚度泡沫塑料