大倾角薄煤层坚硬顶板中深孔断顶卸压爆破技术研究.pdf

2 0 1 2 年2 月 矿 业安 全 与 环保 第3 9 卷第1 期 大倾角薄煤层坚硬顶板中深孔断顶卸压爆破技术研究 张文胜 ， 耿彦春 ， 来守国 七 台河矿 业精 煤集 团公 司 东风煤矿 ， 黑龙 江 七 台河 1 5 4 6 0 0 摘要 针对东风煤矿采场大倾角薄煤层坚硬顶板的特点， 采取“ 中深孔结合、 两面断顶、 卸压爆破” 技 术， 通过合理的中深孔爆破参数设计、 爆破方案实施， 解决了采煤工作面顶板大面积来压和煤壁大面积 片帮的难题， 实现了工作面的安全高效回采， 为大倾角薄煤层坚硬顶板断顶卸压积累了经验。 关键词 大倾角 ； 薄煤层 ； 坚硬顶板 ； 断顶； 卸压爆破 中图分类号 T D 3 2 7 ． 2 3 文献标志码 B 文章编号 1 0 0 8 4 4 9 5 2 0 1 2 0 1 0 0 6 7 0 3 七 台河矿业精煤集 团公司东风煤矿 ， 井 田资源 赋存条件差 ， 煤层埋藏深 现采深 7 0 0 m ， 地质构造 复杂 ， 煤层倾角大 平均 4 0 。 以上 ， 开采煤层瓦斯含 量高 ， 并且煤层极薄 ， 平均厚度只有 0 ． 8 6 m， 属极难 开采煤层。随着开采深度 的不断增加 ， 地压逐渐增 大， 矿压显现剧烈 ， 给安全生产带来严重威胁。 东风煤矿一采区6 7煤层， 是全矿的主力开采煤 层 。该煤层顶板既无伪顶又无直接顶 ， 而是直接覆 盖厚度为 7 ． 1 m的坚硬不易垮落的中砂岩老顶。随 着工作面的推进 ， 采空区悬顶面积不断扩大 ， 先后多 次发生顶板大面积来 压 ， 造成工作面煤壁大面积片 帮， 片帮煤堵住下出口， 造成大量瓦斯积聚， 不仅严 重影响了矿井的安全生产， 而且还导致许多工人存 在恐惧心理 ， 出勤人数急剧下 降， 甚至无法保证正常 生产。为了减小采空区悬顶面积， 降低顶板大面积 来压的强度 ， 防止煤壁大面积 片帮 ， 确保矿井安全生 产 ， 经过多方论证、 探讨 ， 针对 6 7煤层顶板进行了中 深孔断顶卸压爆破 ， 取得 了较好的效果 。 笔者以防治 4 3 0 0 3工作面大面积片帮的生产实 际为例 ， 对“ 中深孔结 合、 两面断顶 、 卸压爆破 ” 技术 进行分析和总结 。 1 工作 面概 况 4 3 0 0 3工作面是东风煤矿开采最深 的采煤工作 面 ， 位于一采 区下部 ， 回采一采区左 四片 6 7煤层 ， 煤 层厚0 ． 8～ 1 ． 0 m， 煤层节理不发育， 赋存较稳定。煤 层倾角 平均 4 2 。 ， 开 采垂 深 5 8 06 7 0 m。其 上 部 收稿 日期 2 0 1 l 一 0 7 1 0； 2 0 1 1 0 9 0 5修订 作者简介 张文胜 1 9 6 7 一 ， 男， 中国矿业大学 北京 在 读博士， 教授级高级工程师， 现任七台河矿业精煤集团公司东 风煤矿行政矿长。 ’ 6 5煤层、 下 部 6 8煤 层 均 未 开采 。工 作 面 倾 斜 长 1 1 0 m， 平均走 向长 7 6 0 m， 斜面积 8 3 6 0 0 m ， 平均煤 厚 0 ． 9 5 m， 可采 储量 1 O ． 7万 t 。工作 面上巷标 高 一 3 3 0 m 6 7煤层左三 片回风巷 ， 下 巷标高 一 4 2 0 m 6 7煤层左 四片运输巷 ， 本煤层上部 为 6 7煤层左 三片采空区， 已经回采完 3 a ， 顶板始终没有垮落。 该煤层上顶板第 1层为灰 白色 中粒砂岩 ， 主要 成分为石英、 长石、 黑灰矿物颗粒， 底部含砾石， 有挠 性 ， 致密坚硬 ， 不易断裂、 垮落 ， 波状层理 ， 平均厚度 7 ． 1 m， 属Ⅳ类坚硬顶板⋯ ； 第 2层为深灰色粉细砂 岩互层 ， 有方解石充填 ， 斜交层 理 ， 石英长石泥质胶 结 ， 裂隙发育 ， 平均厚度 8 ． 8 m； 第 3层为黑 色煤矸 石 ， 以岩石为主 ， 含煤成分较低 ， 厚度 0 ． 1 m； 第 4层 为灰色的粉砂岩互层 ， 有方解石充填 ， 石英 、 长石泥 质胶结 ， 斜交层理 ， 裂隙发育 ， 平均厚度 4 ． 2 m； 第 5 层为 6 6煤层 ， 黑色 ， 煤质较差 ， 平均厚度 0 ． 3 m。工 作面局部有 0 ． 1 m左右厚的灰色粉砂岩伪顶。 该采煤工作面采用单一走向长壁垮落采煤法， 爆破落煤 ， 自溜运输 ， D W1 2 ／ 1 0 0型外注式单体液压 支柱带铁顶帽支护 ， 人工 回柱放顶 ， 工作面支柱布置 为四排八柱 ， 排距 1 ． 2 m， 柱距 0 ． 7 5 m。 2 0 1 0年 1 1 月至 2 0 1 1年 6月末 ， 该 工作 面发生 了多次 由顶板来压引起 的大片帮。最为严重时整个 工作面 由于顶板大面积来压 ， 煤壁发生大片帮 ， 走 向 达 2 2 m， 倾斜达 9 0 m， 片帮煤量达 2 9 0 0 t ， 片帮煤封 堵了下出口， 造成高浓度瓦斯积聚。其他片帮程度 虽然轻些 ， 但也封堵 了下 出口， 并造成高浓度瓦斯长 时间积聚 ， 严重影响了矿井安全生产 。 2 坚硬顶板大面积来压发生机理及防治原则 针对 4 3 0 0 3采煤工作面顶板大 面积来压现象 ， 6 7 2 0 1 2 年2 月 矿 业安 全 与环保 第3 9 卷第1 期 对煤层 的顶板情况进行 了分析 ， 认 为该工作面发生 顶板大面积来压 的主要原 因是 由于煤层上第 1层 顶板为以高硬度岩性为主且胶结程度较高的中砂岩 老顶 ， 致密坚硬难垮落 ； 同时由于该工作面倾角大 、 煤层薄 ， 局部的伪顶和部分煤矸石 自滑 到工作面下 部， 充填了采空区， 致使采空区顶板难于垮落。在回 采过程中工作面两侧邻采空区， 一是邻工作面回风 巷上片回采完的采空区， 其顶板始终未垮落， 处于大 面积悬顶状态 ； 二是 回采 的采空区也存 在大面积悬 顶。随着工作 面继续 推进 ， 采空 区 含上一 片采空 区 顶板悬露跨度逐渐增大， 工作面单体液压支柱承 受着厚层且悬臂较长的顶板岩体 ， 当达到极 限跨度 时， 岩体会发生变形和蠕变， 会使单体液压支柱载荷 迅速增高， 当超过支柱的额定工作阻力时 ， 支柱的安 全阀 自动开启排液 ， 活柱瞬时下缩 ， 致使工作面和煤 壁硬帮顶板剧烈下沉 ， 工作面煤壁受剪切破坏 ， 出现 片帮。而由于顶板坚硬及煤层薄的特点 ， 顶板 多次 大面积来压时采空 区顶板都没有发生断裂 和垮落 ， 进而使顶板发生了多次变形和蠕变 ， 造成煤壁多次 大片帮。 由于坚硬顶板本身承受相当大 的应力 ， 若通过 增加支柱的支撑力 如增加支柱密度 限制顶板的下 沉 ， 所需 的强度和刚度是 目前使用 的单体液压支柱 的性能所不能达到的。因此 ， 防治顶板大面积来 压 的基本原则 是， 降低工作面坚硬顶板的整体性， 增加弱面以减少其抗拉强度和抗剪强度 ， 减少采空 区悬顶面积 ， 降低顶板对工作面支柱的压力。其主 要方法是通过对顶板进行 中深孔卸压爆破 ， 人为地 切断顶板 ， 破坏顶板关键层的结构L 3 ] ， 增加顶板裂隙 程度 ， 改善采动应力场的分布特征 ， 从而释放应力和 有效卸压， 减少顶板来压强度； 消弱采空区与邻采区 之间的顶板连续性 ， 可大大降低老顶岩石 的强度 ， 使 难垮落顶板转化为可垮 落顶板 ， 进 而促使采空 区顶 板垮落。 3 中深孔断顶卸压爆破方案设计 针对4 3 0 0 3 工作面的情况， 采用“ 中深孔结合、 两面断顶 、 卸压爆破”技术 ， 对大倾角薄煤层坚硬顶 板大面积来压进行防治。两面断顶是指在工作面回 风巷进行深孔爆破 ， 在工 作面进行 中孔爆破 j 。对 工作面回风巷进行深孔爆破 ， 就是预先 向工作 面前 方的顶板打眼， 然后爆破， 破坏其顶板岩层的完整性 使其产生裂缝， 以便上方相邻采空区与该工作面采 空区顶板进行切割， 而且待爆破位置进入采空区后， 也有利于顶板自行垮落， 可以减除或减轻大面积悬 顶来压的威胁。对工作面进行 中孔爆破 ， 就是在工 6 8 作面沿切顶线顶板布置 1排 3 m深 的炮 眼， 然后装 药爆破 ， 使顶板岩层形成裂隙， 不但破坏 了顶板岩石 的完整性， 而且增加了采空区顶板弱面， 降低了顶板 抗拉强度和抗剪强度 ， 随着悬露的顶板岩石 面积加 大 ， 在其 自身重力 以及上位岩层运动时对其施加 的 力的作用下， 老顶岩块在其转动下沉过程中可挤碎 咬合处的岩石 J ， 从而利于顶板 的垮落。 3 ． 1 上巷深孔爆破参数的设计 3 ． 1 ． 1 炮孔布置方式 由工作面回风巷 向顶板上方单 向布置 ， 每一组 为 3个炮孔 ， 每组炮孔间距为 1 5 m， 炮孔布置要超前 于工作面煤壁 5 0 m_ o J 。 3 ． 1 ． 2 爆破参数的确定 1 炮 孔布 置有关参 数。利 用现有装 备 ， 采 用 z Y J 2 6 9 ／ 1 6 o型架柱式液压回转钻机 ， 进行钻孑 L 。钻 杆直径 4 2 mm， 钻头直径 7 5 m m。每组布置 3个炮 孔 ， 呈扇形布置。要满足以下条件 a ． 为了确保爆破后巷道不受破坏 ， 钻孑 L 设计长 度不小于 1 5 i n 以保证炮孔的封泥长度 ， 第 1 个炮 f L L 底水平面的投影与工作面回风巷 的距离要大于 1 0 m。 b ． 炮f L f L 底要布置在老顶 中砂岩 内 ， 炮孔孔 底与顶板距离控制在 5 m， 确保工作面推过此位置 时 ， 煤层上方顶板具有一定 的稳定性 ， 有利于支护 ， 而且进入采空 区后也有利于顶板垮落。 c ． 炮孔 内的坡度必 须大于 3 。 ， 确保炮孔 内不积 水 ， 防止孑 L 内积水造成爆破时“ 打筒” 。 d ． 每个炮f L f L 底相互间距不大于 5 m， 以确 保 爆破后 ， 3个孔通过相互贯通 ， 可人 为造成破碎带 ， 利于放顶 。 e ． 根据以上条件， 确定了3 个炮孔的具体参数， 见表 1 。 表 1 炮 孔有关参数 2 装药及封孔长度。采用连续耦合装药结构 ， 正向装药方式 ， 使用煤矿许用三级乳化炸药 ， 每孔装 药量为 6 ． 0 k g 。根据 现场经验 ， 为了确保爆破 时不 破坏工作面回风巷顶板 ， 采用黄泥封孔 ， 封泥长度应 不小于1 2 m， 且要填严填实。 3 联线放 炮。3个 眼孔采用 串联 ， 同时起爆 。 放炮时 ， 工作面必须撤 出所有人员 ， 且距离放炮地点 不小 于 1 0 0 m。 ’ 2 0 1 2年2月 矿 业安 全 与 环 保 第3 9卷第 1 期 3 ． 2 工作面 中孔爆破参数的设计 3 ． 2 ． 1 炮孔布置方式 中孔爆破是 在工作 面沿切顶线顶板 布置 1排 3 m深的炮眼 ， 然后进行 装药爆 破。工作 面采 用步 距式放顶 ， 放顶步距 1 5 m， 即工作面每推进 1 5 m爆 破 1次。 3 ． 2 ． 2 爆破参数的确定 1 炮孔布置有关参数。由于该煤层较薄， 因此 选用 NQ T 一 1 3 0 ／ 3 ． 0矮型气动锚杆钻机打眼， 钻机整 机最小高度 0 ． 7 m。同时又改制 了钻杆 ， 先后加工 了 0 ． 3 m和 0 ． 5 m 的钻杆 ， 能够满足该薄煤层工作 面钻眼的需要 。为了能够满足 4 - 2 9 m m小药卷 的装 人 ， 选取钻头直径 3 2 mm。炮 眼沿工作面切顶线布 置 ， 眼距 0 ． 7 5 m， 眼深 3 ． 0 m， 垂直切顶线 向采空区 仰角 6 0 。 。 2 装药及封孔长度。采用连续耦合装药结构 ， 正向装药方式。采用规格为 4 _ 2 9 m m 的煤矿许用三 级乳化炸药 ， 每孔装药量为 1 ． 2 5 k g 。所有炮孔采用 的毫秒延期 电雷管段位一致 。人工装药 ， 采用 黄泥 封孔 ， 封泥长度应不小于 1 ． 0 m。 3 联线放炮。放炮分成两段进行 ， 先放工作面 中部 到运输巷一段 ， 再放工作面到 回风巷一段 ， 每段 内采用大串联连线 ， 一次起爆。放炮时， 工作面必须 撤出所有人员。 4 爆破效 果分析 从 2 0 1 0年 1 2月初起 ， 在 4 3 0 0 3工 作面 回风巷 连续进行深孔爆破 5次 ， 走向长度达 7 5 m。在工作 面连续 4次出现片帮后 ， 于 2 0 1 1年 1月 1日， 对该 工作面进行了中孔断顶爆破卸压 ， 爆破后 ， 采空区顶 板出现了裂隙 ， 并形成 了一个深 1 ． 5～2 ． 5 m的“ 沟 槽 ” ， 并且伴随有 顶板断裂 的声响。到 2日， 采空 区 顶板大面积垮落 ， 达三分之二 ， 这是采空 区顶板长期 悬顶达 5 0 m以上第 1次垮落。3日， 工作面 中部煤 壁 出现了深度 1 ～3 m、 倾斜 1 0 m的小片帮。以后工 作面每推进 1 5 m， 工作面就进行一次 中孑 L 爆破 。到 目前为止 ， 共实施工作面 中孔爆破 1 1次 ， 深孔爆破 1 5次 。当工作面已推进 1 2 0 m， 爆破位 置里侧采空 区顶板均已垮落， 但未引起工作面的顶板大面积来 压 ， 也没有发生煤壁片帮现象 ， 可见 4 3 0 0 3采煤工作 面实施 中深孔卸压爆破取得 了较好的效果 。 采用 K B D 5电磁辐射监测仪对爆破前后工作面 回风巷超前 5 0 m煤壁的电磁辐射强度进行了测定 ， 结果显示爆破后 电磁辐射强度呈逐步下降趋势 ， 说 明通过爆破破坏 了顶板关 键层的结构 ， 改善 了采动 应力场的分布特征， 致使顶板释放应力和有效卸压， 从而使工作面超前支承压力越来越小 ， 见 图 l 。 3 o0 乓 250 辩 堪1 0 0 摹5 0 O 测试地点编号 每隔5 m 图 1 爆破前后工作面上巷煤壁的电磁辐射强度对比 采用增压式工作阻力测力仪对爆破前后该工作 面支柱载荷的测定表 明， 爆破后单体 液压支柱载荷 额定工作阻力3 0 t ， 缸体直径 1 0 0 m m， 换算压强为 3 8 ． 2 M P a 较卸压爆破前大幅下降。4次爆破前后 支柱的载荷 比较见表 2 。 表 2 爆破前后支柱的载荷对比 工作面进行 中深孔 卸压爆破后 ， 顶板压力大 幅 下降 ， 同时随着工作 面推进 ， 顶板又出现悬顶 ， 工作 面压力开始增 大，当进行下一次爆破后 ， 顶板压力 又开始下降 。总的趋 势是 通过卸压爆破能有效减 小工作面顶板压力 ， 顶板压力与未开展爆破前相 比 呈下降趋势 。 实践证明 ， 实施中深孔卸压爆破后 ， 工作面再未 发生顶板大面积来压 ， 也未引起大面积片帮 ， 提高 了 安全保障系数， 消除了工人的恐惧心理， 工人的出勤 得到了保证， 促进了工人队伍的稳定， 实现了安全高 效生产。 5 结语 采用“ 中深孔结合、 两面断顶、 卸压爆破” 技术， 对大倾角薄煤层坚硬顶板进行卸压爆破 ， 消除了采 空区顶板大面积悬顶 ， 大幅减 弱或 消除了顶板 大面 积来压造成的危害 ， 保证 了工作面的安全 回采 ， 可为 类似大倾角薄煤层坚硬顶板采煤工作面的安全开采 提供参考。 参考文献 [ 1 ]郭奉贤， 魏胜利． 矿山压力观测与控制[ M] ． 北京 煤炭 工业 出版社 ， 2 0 o 5 ． 下转第 7 6页 69 2 0 1 2 年2 月 矿 业安 全 与环保 第3 9 卷第1 期 4实验数据分析 1 从编号 0 6 3 5通风机可 以看出， 实测其 I、 Ⅱ 级叶片安装角、 扭 曲角与设计标定值基本相符 ， 误差 在允许范围内 0 ． 5 。 ， 气动性能参数与标定 的性 能指标相符， 表明设计时认定的叶片参数合理。 2 编号 0 7 1 2与 0 6 3 5风机相 比 I级叶片安装 角、 扭 曲角 、 Ⅱ级 叶片安装角 的实 测值与设计 值相 近 ， 且误差均在标定范围内， 而Ⅱ 级叶片的扭 曲角相 差较大， 达到4 ． 8 2 。 ， 与设计认定值相差3 ． 2 8 。 ； 从表 1 、 表 2的数 据 可看 出， 0 7 1 2风 机 的最高 全压效 率 比 0 6 3 5风机低 ， 轴功率超载 ； 数据表 明这些差别对 I、 Ⅱ级叶轮轴功率均有影响， 且对 Ⅱ级影响较大 ； 在最 高效率点处， 两风机风量差异较小 相差 0 ． 6 2 ％ ， 但全压上升明显， 变化比为5 ． 2 2 ％， 最高全压效率下 降 2 ． 6 9 ％。 从图 1 可以看出， 两级叶轮最佳流动匹配是 流 经 I 级叶轮的气流 ， 在牵连速度 的作用下 ， 产生与 其旋 向相 同的旋绕速度， 由于 I级叶轮出 口的绝对 速度 c 等于 Ⅱ级叶轮入 口的绝对速度 c ， ， 两级叶轮 相向旋转， 该旋绕速度对第 Ⅱ级叶轮形成负的预旋 速度 ， 经第 Ⅱ级 叶轮整直升压后 ， 出 口绝对 速度 c 成为单一轴向速度 。 由于Ⅱ 级叶栅异常， 扭曲角减小， 相当于增加了 各个叶栅截面安装角， 使气流通道增加， 整个叶栅面 尾迹变窄 J ， 翼型面的迎角加大 ， 从而增加叶片迎风 面的受力， 致使电动机负荷加大， 若长时间超负荷运 行 ， 则有可能烧毁 电动机。 从 图 1中还可 以看出 ， 当 Ⅱ级叶栅扭 曲角减小 时， 破坏了原有两级叶栅气流流动匹配 ， 第 Ⅱ级叶轮 不能完全消除 I 级 叶轮产生 的旋绕速度 ， 但 Ⅱ级叶 轮人口的绝对速度为 c ， 与 c ， 仍然相同， 牵连速度 不变 ， 由速度三角形知其入 口相对速度 W 与 W 相同， 人口角 。 与卢 相同， 但出口绝对速度 c 与 c c 形成一个夹角 表明出 口气流仍有旋绕速 度 。由于牵连速度 不变 ， 出 口相对速度 t 2 2 发生 变化 ， 得出 Ⅱ级 出口角 。基元级理论全压方 程如下 P l F ． t h p u c c o t 卢 l c o t 2 4 式中 p 为理论全压 ； J D为标准状况下空气密度 ， k g ／ m ； “为牵连速度 ， m ／ s ； 卢 为气流 入 口角 ， 。 ； 为气流出 口角， 。 ； c 为轴 向速度 ， m ／ s 。 式 4 中P 、 为定值 ， 影响全压的因素是轴 向速 度 c 及 c o t 。 - c o t 卢 。已有研究表 明， Ⅱ级叶轮对 通风机主要起升压作用 ， 对风量影 响较小 ， 由于同型 号通风机出口截 面积不变 ， 因此标定叶栅与异常叶 栅轴向速度 c 几乎没有变化 ； 根据 函数单调性 ， 有 c o t 卢 1 1 - c o t 卢 1 2 c o t 卢 2 1 - c o t 卢 2 2 ， 故 Ⅱ级叶栅扭 曲角减小 ， 通风机全压升高。 图 1 还显示 ， 由于 Ⅱ级叶栅扭曲角减小 ， 其入 口 的绝对速度 c 相对于 Ⅱ级叶栅改变 了标定 的入 口 气流角的方 向， 即加大了 Ⅱ级叶栅的人 口攻角， 增大 了气流对叶栅翼 型面的摩擦和碰撞 ， 并在 叶片迎风 侧产生涡流， 破坏 了气流 的连续性 ， 造成能量损失 ， 从而降低了通风机的全压效率。 5 结论 1 Ⅱ级叶栅扭 曲角 的异常减小对通风机 的风 量影响较小 ， 对其全压及全压效率影响较大。 2 Ⅱ级叶栅扭 曲角 的异 常减小 ，I、 Ⅱ级电动 机轴功率增大， 且Ⅱ级变化比大于 I 级。 3 对旋式通风机所标定的具体每一个叶栅面 扭曲角的变化 ， 以及 I 级叶栅扭曲角变化 ， 对其气动 性能的影响还有待进一步研究 。 参考文献 [ 1 ]王晓林． 对旋式通风机两级叶轮最佳流动匹配条件的探 讨[ J ] ． 矿业安全与环保， 2 003 5 ． [ 2 ]陈燎原， 潘地林， 黄家友． 对旋式风机 Ⅱ级动叶理论特性 的研究[ J ] ． 煤炭科学技术， 2 0 0 4 5 ． [ 3 ]商景泰． 通风机[ M] ． 北京 机械工业出版社， 2 004 ． [ 4 ]李俊． 轴流通风机 动叶安装角异常的气动特性研究 [ D] ． 保定 华北电力大学， 2 0 0 8 ． [ 5 ]B 埃克． 通风机[ M] ． 北京 机械工业出版社， 1 9 8 3 ． 责任编辑 卫蓉 上接第6 9页 [ 2 ]钱鸣高， 刘听成． 矿山压力及其控制[ M] ． 北京 煤炭工 业 出版社 ， 1 9 9 1 ． [ 3 ]钱鸣高， 缪协兴， 许家林． 岩层控制的关键层理论[ M] ． 徐州 中国矿业大学出版社， 2 0 0 3 ． [ 4 ]曹允伟， 王春成， 陈雄， 等． 煤矿开采方法[ M] ． 北京 煤 炭工业 出版社 ， 2 0 0 5 ． 7 6 [ 5 ]张荣立， 何国纬， 李铎． 采矿工程设计手册[ K] ． 北京 煤 炭工业 出版 社， 2 0 0 3 ． [ 6 ]国家安全生产监督管理总局， 国家煤矿安全监察局． 煤 矿安全规程[ s ] ． 北京 煤炭工业出版社， 2 0 1 0 ． 责任编辑 陈玉涛