一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法
阅读说明：本技术 一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法 (Control method for pre-filled completely gob-side entry driving surrounding rock ) 是由 王文 芦晓伟 李东印 袁瑞甫 王浩 龚爽 王伸 于 2021-08-26 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法,包括以下步骤：S1、在本区段待回采煤体回采之前,回风巷掘进时向下区段待采煤体方向拓宽2m,在回风巷的顶板上打第一锚杆锚索组件对回风巷的顶板进行支护,随后在回风巷的拓宽部分砌筑宽度为2m的混凝土支承墙体；S2、混凝土支承墙体砌筑完成后,在回风巷的顶板上向混凝土支承墙体上方钻取若干个炮孔,爆破后形成卸压切缝；S3、进行本区段待回采煤体回采操作,回采完成后沿支承墙体远离回风巷的一侧对下区段待采煤体的轨道巷进行沿空掘巷操作；S4、在轨道巷的顶板上打第二锚杆锚索组件对轨道巷的顶板进行支护操作；S5、使用对拉锚杆对混凝土支承墙体的两侧进行支护操作。(The invention discloses a control method of pre-filled completely gob-side entry driving surrounding rock, which comprises the following steps: s1, before stoping of coal to be stoped in the section, widening the coal to be stoped in the section downwards by 2m when a return airway is tunneled, drilling a first anchor rod and anchor cable assembly on the top plate of the return airway to support the top plate of the return airway, and then building a concrete supporting wall body with the width of 2m on the widened part of the return airway; s2, after the concrete supporting wall is built, drilling a plurality of blast holes above the concrete supporting wall on a top plate of the return airway, and forming a pressure relief joint cut after blasting; s3, performing mining operation of the coal body to be mined in the section, and performing gob-side entry driving operation on the track lane of the coal body to be mined in the lower section along one side, far away from the return airway, of the support wall after the mining operation is completed; s4, drilling a second anchor rod and anchor cable assembly on the top plate of the track roadway to support the top plate of the track roadway; and S5, performing supporting operation on two sides of the concrete supporting wall by using the anchor pulling rod.)
技术领域
本发明涉及采煤领域，尤其涉及一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法。
背景技术
目前煤炭地下开采一个区段内的工作面至少布置两条回采巷道，在工作面回采结束后顶板垮落形成采空区，采空区顶板缺少煤体的支承引起顶板下沉，会对周围煤岩体产生压力造成下个工作面的巷道围岩的应力集中，从而使巷道难以支护产生大变形。所以为了减少采空区顶板下沉对区段回采巷道的影响，在采矿过程中相邻工作面之间一般留设20-30m的保护煤柱。虽然留设大保护煤柱可以减小巷道的变形，使巷道更容易支护但是由于保护煤柱不能开采这就造成了大量的资源浪费，针对大煤柱造成的资源浪费专家学者提出留设4-6m的小煤柱，虽然小煤柱有效的提高了煤炭采出率、煤矿效益，但是还是避免不了对资源的浪费，因此研究无煤柱沿空掘巷的开采技术势在必行。
发明内容
本发明目的是针对上述问题，提供一种操作简单、提高煤炭采出率的预充填完全沿空掘巷围岩控制方法。
为了实现上述目的，本发明的技术方案是：
一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法，包括以下步骤：
S1、在本区段待回采煤体回采之前，本区段待回采煤体的回风巷掘进时将回风巷的宽度在原有设计宽度基础上向下区段待采煤体方向拓宽2m，在回风巷的顶板上打第一锚杆锚索组件对回风巷的顶板进行支护，随后在回风巷的拓宽部分砌筑宽度为2m的混凝土支承墙体；
S2、混凝土支承墙体砌筑完成后，在回风巷的顶板上向混凝土支承墙体上方钻取炮孔，炮孔有若干个且若干个炮孔沿回风巷的长度方向排列，炮孔的轴线方向与水平方向呈80°夹角，在炮孔内装填乳化炸药进行切顶切顶卸压，令若干个炮孔之间形成卸压切缝；
S3、进行本区段待回采煤体回采操作，回采完成后沿支承墙体远离回风巷的一侧对下区段待采煤体的轨道巷进行沿空掘巷操作；
S4、在轨道巷的顶板上打第二锚杆锚索组件对轨道巷的顶板进行支护操作；
S5、使用对拉锚杆对混凝土支承墙体的两侧进行支护操作。
进一步的，所述步骤S1中的第一锚杆锚索组件包括若干个第一锚杆、若干个第一支护锚索、若干个第一恒阻大变形锚索；若干个第一锚杆中，相邻第一锚杆之间的距离为800mm；若干个第一支护锚索中，相邻第一支护锚索之间的距离为1000mm；若干个第一恒阻大变形锚索沿混凝土支承墙体的长度方向等间距设置，第一恒阻大变形锚索呈倾斜状设置在回风巷顶板与混凝土支承墙体的相交处，第一恒阻大变形锚索的长度方向与水平面的夹角为75°。
进一步的，所述步骤S2中的炮孔底端与混凝土支承墙体之间的距离为300mm。
进一步的，所述步骤S4中的第二锚杆锚索组件包括若干个第二锚杆、若干个第二支护锚索、若干个第二恒阻大变形锚索；若干个第二锚杆中，相邻第二锚杆之间的距离为800mm；若干个第二支护锚索中，相邻第二支护锚索之间的距离为1500mm；若干个第二恒阻大变形锚索沿混凝土支承墙体的长度方向等间距设置，第二恒阻大变形锚索呈倾斜状设置在轨道巷顶板远离混凝土支承墙体的一侧。
与现有技术相比，本发明具有的优点和积极效果是：
本发明通过在本区段待回采煤体的回风巷一侧砌筑混凝土支承墙体，增强了煤层顶板的支承强度，然后在顶板上进行切顶爆破，切断本区段采空区老顶板和煤柱顶板之间的联系，减小了混凝土支承墙体的支承压力以及开采扰动对支承墙体、轨道巷稳定性的影响；其针对煤矿沿空掘巷过程中，区段煤柱应力集中等因素导致极难成巷、安全风险高的技术难题，提出了一种全新的沿空掘巷方法，有效的解决了煤矿现有沿空掘巷技术成巷困难、成巷后巷道变形大、巷道服务期间维护成本高、安全隐患多等一系列问题；同时随着采煤工作面的回采，其可以将之前所压保护煤柱全部开采，减少了煤矿资源的浪费，给煤矿开采工作的带来了便利。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明的工作面结构总图；
图2为现有技术中的小煤柱沿空掘巷示意图；
图3为本发明的沿空掘巷工作面示意图；
图4为本发明的支承结构示意图。
具体实施方式
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做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
如图1至图4所示，本实施例公开了一种预充填完全沿空掘巷围岩控制方法。本技术方案所依赖的巷道结构如图1所示，巷道结构包括本区段待回采煤体1、下区段待回采煤体2、混凝土支承墙体3、回风巷4和轨道巷5。其中混凝土支承墙体3位于回风巷4和轨道巷5之间，即混凝土支承墙体3一侧为本区段待回采煤体1和本区段待回采煤体1的回风巷4，另一侧为下区段待回采煤体2和下区段待回采煤体2的轨道巷5。
本技术方案包括以下步骤：
步骤一：在所述本区段待回采煤体1的回采前，对本区段回风巷拓宽2m，对巷道顶板进行支护。巷道拓宽部分砌筑成混凝土支承墙体,在所述回风巷4的顶板进行顶板切顶卸压爆破，炮孔位于所述回风巷4的距混凝土支承墙体100mm处形成卸压切缝7；
步骤二：所述本区段待回采煤体1回采结束以后进行所述下区段待回采煤体2的轨道巷5的沿空掘巷，并对顶板通过恒阻大变形锚索进行支护，对混凝土支承墙体5使用对拉锚杆进行支护。
在本申请实施例中，如图2所示，在本区段工作面的回风巷4中爆破形成卸压切缝7，可以减小本区段工作面回采以及回采后向下区段工作面轨道巷5的动压传递，减小该破坏过程和对混凝土支撑墙体的压力。通常，在回风巷4内超前本区段回采工作面6的距离在50-100m范围内进行切顶卸压爆破的施工。在下区段待回采煤体的轨道巷5进行高预应力恒阻大变形锚索的补强支护通过补强支护加固巷道顶板，减小爆破扰动。
如图3所示，在形成卸压切缝7的炮孔位于所述回风巷4靠近混凝土支承墙体3一侧。
使用第一锚杆锚索组件对回风巷的顶板进行支护，第一锚杆锚索组件包括若干个第一锚杆11、若干个第一支护锚索10、若干个第一恒阻大变形锚索8；若干个第一锚杆11中，相邻第一锚杆11之间的距离为800mm；若干个第一支护锚索10中，相邻第一支护锚索10之间的距离为1000mm；若干个第一恒阻大变形锚索8沿混凝土支承墙体3的长度方向等间距设置，第一恒阻大变形锚索8呈倾斜状设置在回风巷4顶板与混凝土支承墙体3的相交处，第一恒阻大变形锚索8与水平面的夹角为75°，可根据现场具体情况调整角度，托盘采用工字钢，恒阻大变形锚索的长度为9000mm，间距为1000mm。
在一些实施例中，轨道巷开挖后对顶板、支撑墙体和回采煤帮分别进行支护。
对轨道巷的顶板使用第二锚杆组件进行支护；第二锚杆锚索组件包括若干个第二锚杆12、若干个第二支护锚索14、若干个第二恒阻大变形锚索13；若干个第二锚杆12中，相邻第二锚杆12之间的距离为800mm；若干个第二支护锚索14中，相邻第二支护锚索14之间的距离为1500mm；若干个第二恒阻大变形锚索13沿混凝土支承墙体3的长度方向等间距设置，第二恒阻大变形锚索13呈倾斜状设置在轨道巷5顶板远离混凝土支承墙体3的一侧。
如图4所示，轨道巷5的顶板的支护方法可以为：第二锚杆Φ22-2400mm，锚杆间排距为800×800mm，锚杆采用两根W钢带连接，W钢带长度分别为2700mm、4300mm。②采用Φ22×9300mm的第二恒阻大变形锚索加强支护，第二恒阻大变形锚索间排距为1000×1000mm，锚索梁采用11号工字钢，每排采用两根11号工字钢，工字钢长度分别为3600mm、2000mm。
如图4所示，混凝土混凝土支承墙体3的支护方法为：采用锚杆Φ22-2400mm，锚杆间排距为800×800mm；②采用Φ22×2400mm预应力锚索加强支护，锚索间排距为1500×1600mm；采用Φ22×2400mm恒阻大变形的对拉锚杆9，可根据现场具体情况进行调整。
如图4所示，轨道巷5的煤帮的支护方法可以为：采用锚杆Φ22-2400mm，锚杆间排距为800×800mm；两帮锚杆均采用两支锚固剂锚固,锚杆采用两根W钢带连接，W钢带长度分别为2650mm、3400mm。②采用Φ22×8300mm预应力锚索加强支护，锚索间排距为1500×1600mm；锚索梁采用11号工字钢，长度3400mm。
优选的，切缝炮孔的爆破孔径为42mm，炮孔间距为600mm，炮孔深度为8000mm，间距和深度可根据现场岩层情况和效果进行调整，优选采用聚能爆破管装乳化炸药，不耦合间隔装药进行爆破，起到切断本区段采空区6的基本顶板和支承墙体顶板联系的作用。
本发明通过在本区段待回采煤体的回风巷一侧砌筑混凝土支承墙体，增强了煤层顶板的支承强度，然后在顶板上进行切顶爆破，切断本区段采空区老顶板和煤柱顶板之间的联系，减小了混凝土支承墙体的支承压力以及开采扰动对支承墙体、轨道巷稳定性的影响；其针对煤矿沿空掘巷过程中，区段煤柱应力集中等因素导致极难成巷、安全风险高的技术难题，提出了一种全新的沿空掘巷方法，有效的解决了煤矿现有沿空掘巷技术成巷困难、成巷后巷道变形大、巷道服务期间维护成本高、安全隐患多等一系列问题；同时随着采煤工作面的回采，其可以将之前所压保护煤柱全部开采，减少了煤矿资源的浪费，给煤矿开采工作的带来了便利。
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