某综采工作面初采期间的顶板控制技术

2018-08-01 06:14刘晓强王大威
现代矿业 2018年6期
关键词:放炮步距炮孔

刘晓强 何 毅 刘 涛 王大威

(山西江阳工程爆破有限公司)

随着科学技术的发展,爆破技术的发展越来越精细化、科学化,爆破技术在煤矿中的应用得到广泛的发展,尤其在控制顶板来压方面,爆破技术的应用越来越广,通过爆破技术可有效控制初次来压步距和初次来压强度[1],可有效防治顶板来压时的飓风灾害,大大减小人员伤亡和设备损坏风险。

1 工程概况

某矿3#煤顶板由中砂岩或中砂岩细砂岩所组成,总体较硬,且会产生强烈的顶板来压,厚17.32~26.28 m,中砂岩平均厚19.25 m,中砂岩、细砂岩所组成的岩层平均厚25.41 m。煤层埋深为145.72~164.28 m,平均为152 m,覆岩容重取25 kN/m3。现准备开采3#煤层盘区首采工作面,采高为3.5 m,工作面长240 m。岩石力学参数见表1。

表1 岩石力学参数

根据关键层理论可知,当老顶赋存条件不同时,初次来压步距的预测结果也不同。

当基本顶为19.25 m中砂岩时,由于砂岩顶板较厚,在计算初次来压步距时,应考虑为嵌固厚梁模型,上部有效载荷岩层厚18.2 m,均布载荷为0.455 MPa。

此时,初次来压步距可按式(1)计算[2]:

L0=h·(2σt/q)1/2,

(1)

式中,L0为初次来压步距,m;h为基本顶厚度,m;σt为抗拉强度,MPa;q为均布载荷,MPa。

计算得出L0=130 m。

当基本顶为25.41 m的中砂岩、细砂岩,根据关键层理论预测该工作面的初次来压步距受煤层上部岩层的影响,总厚度为28.37 m,均布载荷数值为0.709 MPa。

若把煤层上部12.18 m厚中砂岩作为工作面老顶(基本顶),则初次来压步距约67.84 m;若把煤层上部中砂岩和细砂岩共同作为基本顶,厚25.41 m,等效抗拉强度为9.39 MPa,则初次来压步距约130.73 m。

综合以上预测分析结果,该工作面初次来压步距在67.84~130.73 m。考虑安全方面与地质条件,该工作面的初次来压步距在85~105 m,初次来压步距较大,该工作面将会有强烈的初次来压,必须治理。

2 顶板爆破预裂强放方法

由于初次来压步距较大,初次来压时将会给矿井带来严重的飓风灾害,威胁井下工人的生命安全。此工作面顶板中砂岩的硬度较大、厚度大,整体性较好,采用深孔预裂爆破方法处理顶板,对缩短初次来压步距的效果不明显,势必造成老顶长时间悬顶,不易垮落[3-4]。因此,采用切眼(工作面)预裂断顶和两巷预裂断顶相结合的爆破方案,以增强顶板的预裂爆破处理效果[5]。

2.1 综采面切眼(工作面)顶板深孔预裂爆破

由于该工作面采高为3.5 m,采用采高的3倍[5]作为处理顶板高度的原则,即10.5 m。工作面长240 m,在靠近联巷侧距中线1 m处、平行切眼(工作面)长度方向布置一排钻孔,孔间距为14 m,选用φ110 mm钻头,因顶板处理的垂直高度为10.5 m,考虑到装药方便,采用30°仰角钻孔,则切眼(工作面)内炮孔的长度为21 m,炮孔水平投影长度为18.19 m,切眼(工作面)顶板预裂爆破的钻孔布置见图1。

图1 切眼顶板爆破钻孔布置(单位:mm)

在切眼(工作面)内240 m范围内进行深孔预裂爆破放顶,总共布置18个钻孔。由于煤层上部砂岩较厚,并且硬度较大,故选用乳化炸药。考虑到炮孔直径为110 mm,选用药包(卷)规格为φ100 mm×500 mm。为增加预裂爆破效果,装药系数取0.6,炮泥装填系数取0.4。炮孔的总长度为21 m,装药长度为12.6 m,炮泥堵塞长度为8.4 m,线装药量为5.97 kg/m,每孔总装药量为75.22 kg。雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管,并保证最后一段雷管延期不超过130 ms。

2.2 综采面两巷预裂爆破断顶

为防止两巷炮孔与切眼(工作面)炮孔贯穿并达到较大范围的预裂效果,在两巷内距离切眼40 m位置处各打2个炮孔。钻机自身高度取1.5 m,为保证爆破效果和安全施工,下部底层1#孔距煤层的最终高度为6.95 m;顶层2#孔距煤层的最终高度为14.2 m,炮孔底部距离切眼(工作面)煤壁水平距离均为52 m,钻孔的中心线与煤壁在水平面的投影相垂直,巷道宽度取4.5 m。对于底层1#孔,仰角取9°,钻孔长度为52.65 m;对于顶层2#孔,仰角取16°,钻孔长度为54.10 m。钻孔布置见图2。

图2 两巷断顶爆破钻孔布置(单位:mm)

装药系数取0.6,炮泥装填系数取0.4,并保证炮孔的填塞质量。两巷内1#炮孔装药长度为31.59 m,炮泥长度21.06 m,线装药量取5.97 kg/m,该孔装药量为188.59 kg。2#炮孔装药长度为32.46 m,炮泥长度为21.64 m,线装药量取5.97 kg/m,该孔装药量为193.77 kg。

3 工作面强制爆破初次放顶和初次来压预防

为达到放顶效果,防止初次来压时压力较大而产生飓风灾害事故,进行3次放炮。

第一次放炮时间为工作面推进10 m时,采用工作面和两巷内布置炮孔的方式。工作面机尾推进至40 m时,进行第二次放炮,第二次放炮时,工作面共布置了7个斜长15 m、倾角30°的炮孔,分别等距离(14 m)布置在靠近机尾段的7个支架的大柱上方,并在回风顺槽(机尾侧)内布置2个炮孔,距离工作面35 m,炮孔斜长50 m,倾角为25°,第二次放炮后,工作面支架上部的矸石充填效果较好,顶板的垮落高度为7~10 m。

根据预测,工作面推进85 m后会发生初次来压,在工作面推进至80 m时,对工作面机尾附近4个支架后部的采空区顶板进行深孔爆破。每个支架上方布置2个孔,炮孔斜长分别为50,40 m,垂深分别25,20 m,炮孔倾角均为30°,炮孔装药系数为0.6。钻眼时,8个孔中有6个塌孔,说明经过第一次和第二次放炮后,工作面及采空区上部的砂岩顶板已经可以自然冒落。此时仅对已钻成的2个炮孔进行爆破。放炮后,该处采空区顶板垮落高度在11 m以上,说明在工作面长度范围内的基本顶均已跨落,为随采随冒创造了有利的自然条件,垮矸跟架及时,基本上没有大于2 m的悬顶现象,顺利度过该作面初次来压。

4 防治效果分析

工作面开始推进时,在工作面长度的中部设置1条测线,共3套支架,支架的平均载荷与推进距离的变化曲线见图3。

第一次放炮后,工作面机头段的顶板垮落高度约6 m,但是在机尾段的12 m范围内存在部分顶板未垮落的现象,根据支架载荷分析表明,第一次放炮后,支架载荷明显下降,随工作面的推进,支架载荷增加的速度有所下降。

第二次放炮后,机尾段的支架、工作面支架上部的矸石充填效果较好,顶板的垮落高度为7~10 m,支架载荷趋于缓和下降。

第三次放炮后,支架载荷无明显升高,说明经过前两次放炮后,顶板已基本自行跨落。

推进到90 m初次来压时,支架载荷虽然达到了安全阀开启压力,表现明显的来压现象,但是顶板初次来压时并没有冲击载荷出现,来压过程平静缓和,完全消除了飓风伤人和损坏设备事故的隐患,预裂爆破强制放顶有效预防因初次来压步距较大而引起安全事故。经过3次强制放顶,工作面顶板垮落基本上随着液压支架随采随冒,顶板垮落高度在6 m左右。

图3 工作面支架载荷与推进距离变化曲线

5 结 论

对坚硬顶板情况下盘区内首采工作面开采时,首先通过计算并结合实际确定初次来压步距范围,在切眼(工作面)和两巷进行3次爆破强制预裂放顶,工作面的第一次放炮后,除机尾外,其他地方预裂爆破效果良好;第二次放炮后,工作面机尾段的架后矸石充填效果较好;工作面长度范围大部分放顶效果良好,顶板断裂或产生足够裂隙,老顶能够冒落,达到了安全开采的目的。在顶板初次来压时没有出现冲击载荷,来压过程平静缓和,完全避免了飓风伤人和损坏设备事故,初次来压的灾害预防效果非常明显。切眼(工作面)和两巷预裂断顶联合技术可为今后综采工作面首采期间的顶板初次来压控制提供参考。

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