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1、10申请公布号CN103216264A43申请公布日20130724CN103216264ACN103216264A21申请号201310145500X22申请日20130424E21F17/0020060171申请人安徽理工大学地址232001安徽省淮南市舜耕中路168号72发明人刘增辉孟祥瑞冯英华赵光明高召宁王向前孟龙杨敏54发明名称预裂爆破回采巷道基本顶岩层控制围岩变形的方法57摘要本发明属于地下工程领域，通过预裂爆破控制受采动影响的回采巷道围岩变形的一种方法。通过在回采巷道顶板围岩内打钻孔，在孔内采用连续装药和间隔装药的装药结构，用爆破作用在回采工作面上覆岩层和回采巷道基本顶之间的形成。
2、预裂切割缝，达到降低回采工作面的采动对回采巷道的影响，同时布设围岩变形监测断面以检验预裂切割的效果。本发明能有效控制受采动影响回采巷道围岩变形难以控制的问题，保证受采动影响的回采巷道能在生产过程中能正常使用。51INTCL权利要求书1页说明书3页附图2页19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书3页附图2页10申请公布号CN103216264ACN103216264A1/1页21预裂爆破回采巷道基本顶岩层控制围岩变形的方法，包括以下步骤（1）通过在回采巷道顶板围岩内采用打钻孔，钻孔位置在回采巷道靠近采场一侧，其距离为05M；钻孔深度为回采巷道基本顶的高度；钻孔间距为1。
3、5M；（2）间隔装药钻孔的装药具体结构在孔内布设导爆管，在距离孔底07M范围内安装水炮泥，安装煤矿炸药，在距离基本顶下部07M范围内再安装水泡泥，封孔采用粘土炮泥封孔；（3）连续装药钻孔的装药具体结构在孔内布设导爆管，在距离孔底05M范围内安装水炮泥，安装第一段煤矿炸药，在第一段煤矿炸药下部05M范围内再安装水泡泥02M，安装第二段煤矿炸药，在距离基本顶下部05M范围内再安装水泡泥，封孔采用粘土炮泥封孔。2根据权利要求1所述的预裂爆破回采巷道基本顶岩层的起爆顺序的特征在于采用微差起爆，微差起爆的总时间不超过100MS。3根据权利要求1所述的回采巷道围岩变形控制的方法，其特征在于在施工钻孔区域的。
4、回采巷道内布设围岩变形监测断面以检验预裂切割的效果。权利要求书CN103216264A1/3页3预裂爆破回采巷道基本顶岩层控制围岩变形的方法技术领域0001本发明属于回采巷道围岩变形控制的一种方法，适用于受采动影响围岩变形剧烈的回采巷道。背景技术0002回采巷道主要是为采煤工作面服务的工程，回采巷道通常在回采工作面开采前围岩变形相对较小，而在回采过程中回采巷道变形破坏严重，直接威胁到的作业人员安全和通风顺畅。根据现在的矿压理论认为，在回采过程中由于采场顶板中的基本顶周期性断裂和超前支承压力周期性对回采巷道围岩的扰动，回采巷道基本顶和采场工作面基本顶周期性的相互作用，表现为回采巷道围岩变形随着工。
5、作面的开采变形逐渐增大，威胁到的作业人员及材料通道的正常使用和造成工作面通风不顺畅。0003目前回采巷道采用的围岩控制的方法主要有锚杆支护、锚杆联合支护、梯形金属支架支护、U型钢支护、拱形可缩性金属支架支护等方法。回采巷道超前支护段一直沿用单体液压支柱配铰接顶进行加强支护。在一些煤矿开采中回采巷道围岩变形破坏严重，需反复维修，并巷道维护困难。工人劳动强度大，生产效率低，既增加了开采成本，又影响工作面推进速度；巷道超前支护安全程度低，易发生片帮、冒顶事故，威胁着工人的生命安全。发明内容0004本发明的目的在于提供一种控制受采动影响剧烈回采巷道围岩变形的方法。0005为实现上述目的，本发明的技术方。
6、案是0006发明一种适用于受采动影响剧烈的回采巷道围岩变形控制的一种方法，主要采用预裂爆破作用在回采巷道和回采工作面的基本顶岩层之间形成预裂缝，以降低回采巷道受回采工作面的采动影响，以达到控制回采巷道围岩变形的目的。0007通过在回采巷道顶板围岩内采用打钻孔，钻孔位置在回采巷道靠近采场一侧，其距离为05M；钻孔深度为回采巷道基本顶的高度；钻孔间距为15M。0008间隔装药钻孔的装药具体结构在孔内布设导爆管，在距离孔底05M范围内安装水炮泥，安装第一段煤矿炸药，在第一段煤矿炸药下部05M范围内再安装水泡泥02M，安装第二段煤矿炸药，在距离基本顶下部05M范围内再安装水泡泥，封孔采用粘土炮泥封孔。。
7、0009连续装药钻孔的装药具体结构在孔内布设导爆管，在距离孔底07M范围内安装水炮泥，安装煤矿炸药，在距离基本顶下部07M范围内再安装水泡泥，封孔采用粘土炮泥封孔。0010采用微差起爆，微差起爆的总时间不超过100MS。0011在施工钻孔区域的回采巷道内布设围岩变形监测断面以检验预裂切割的效果。0012本发明的有益技术效果在于0013在回采巷道的顶板围岩采用预裂爆破形成的预裂缝，改变回采巷道顶板围岩基说明书CN103216264A2/3页4本顶的连续性，达到降低回采巷道基本顶受回采工作面的采动影响。0014通过回采巷道顶板围岩预裂爆破改变基本顶的结构实现降低回采巷道围岩变形和受力状况，以降低工。
8、人劳动强度，提高生产效率。0015本发明适用于以下类型采煤工作面的回采巷道0016受采动影响围岩变形剧烈的回采巷道。留窄煤柱护巷的沿空巷道。存在底臌的巷道。附图说明0017图1本发明的回采巷道顶板围岩预裂爆破切割基本顶岩层的示意图（剖面AA）。0018图2预裂爆破切割缝在回采工作面与回采巷道之间的关系示意图。0019图3预裂爆破钻孔和爆破后的预裂缝示意图（剖面BB）。0020图4钻孔及相邻钻孔内的装药结构示意图。0021图中1预裂爆破切割裂缝2回采巷道3回采巷道基本顶板和直接顶板岩层4回采工作面5煤矿炸药6水泡泥7导爆索8粘土炮泥9毫秒延期电雷管10爆破钻孔具体实施方式0022下面结合附图对本。
9、发明做进一步说明。0023回采工作面（4）在开采过程中形成的采动影响造成上覆岩层断裂是一个极其复杂的过程。对岩体活动起主导控制作用的岩层称为关键层，上覆岩层的主要载荷是由关键层承担，关键层的稳定情况关系到整个回采过程中上覆岩层的移动形式和规模。在上覆岩层自重和采动影响的共同作用下，回采巷道（2）基本顶（3）的煤岩体先进入塑性状态，继而扩展为塑性铰接。随着回采巷道（2）基本顶（3）的煤岩体有效刚度的减小，最终顶板的边界由固定边界变成简支。从开切眼到基本顶（3）初次垮落前，基本顶（3）岩层近似为矩形薄板结构悬露于采空区上方，可假设基本顶岩层为四边固定的薄板。基本顶（3）初次垮落后，已采空间上方的基。
10、本顶（3）岩层仍为板式结构，但薄板的支承边界条件与初次垮落前的不同，由于直接顶板冒落后难以充满采空区，所以周期来压时可以视基本顶（3）为三边固支一边自由的薄板。通过对回采巷道（2）基本顶煤岩体的预裂切割将顶板的固定边界直接改变为简支边界，缩短了顶板边界条件的转化过程，从而达到减弱顶板边界约束和控制围岩破断。0024按照采用卸压方法的不同分为钻孔切割、爆破切割和高压水流切割等形式。0025在采场上方存在关键岩层的受采动影响围岩变形剧烈回采巷道、留窄煤柱护巷沿空巷道、存在底臌巷道等。0026预裂爆破回采巷道（2）基本顶（3）岩层控制围岩变形的施工方法包括以下步骤通过回采工作面（4）的地质资料确定回。
11、采巷道（2）基本顶的位置和厚度，通过计算回采过程中回采巷道（2）受到采动影响的严重程度，以确定是否要采用预裂爆破切割回采巷道（2）基本顶（3）板岩层。确定采用预裂爆破切割回采巷道（2）基本顶（3）岩层的方法和相关参数，如钻孔切割就需要计算钻孔（1）的直径、间距和深度等。为了检验回采工作面（4）对回采巷道（2）的采动影响，需要在回采巷道（2）施工预裂切割区域的布设围岩变形监测断面以检验对回采巷道（2）基本顶（3）岩层预裂切割的效果。说明书CN103216264A3/3页50027回采巷道（2）基本顶（3）岩层预裂爆破切割控制围岩变形的最终效果需要通过无切割缝巷道围岩变形和支护结构所受的压力监测数据比较来确定是否达到了巷道围岩卸压。0028以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的工程技术人员在本发明的技术范围内，可做一些变换，如预裂切割巷道顶板的形式、位置和深度等，都应该作为侵犯本发明的保护范围。因此本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。说明书CN103216264A1/2页6图1图2说明书附图CN103216264A2/2页7图3图4说明书附图CN103216264A。