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煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 1工程概况 霍州煤电集团紫晟煤业有限责任公司井田位于 霍州市辛置镇西南约 2.0km处北益昌村一带, 行政隶 属于霍州市辛置镇管辖, 井田东西宽 2.850km, 南北 长 3.500km, 井田面积 5.5014km2。所采煤层为首采区 2 煤层, 该煤层为 1 与 2 煤合并层, 1 煤层厚度为 1.4~1.8m, 2 煤层厚度为 2.2~3.8m, 1 煤与 2 煤层 夹矸厚度为 0.3~1.0m, 倾角 2~6, 平均 4, 煤岩 层赋存较稳定。如表 1 所示, 煤层上方直接顶即为基 本顶, 厚度为 7.5m的灰岩, 深灰色, 坚硬, 中厚层状。 表 1煤层顶板岩层特征表 2大采高首采面工作面情况 2.1采煤工艺 首采面采高平均为 6.25m, 采煤方法为综合机械 化一次采全高, 工作面的推进沿顶板, 平缓过渡段距 机头和机尾各 20m。 工作面端头及超前支护段顶板的 支护采用端头支架和超前支架, 工作面其余支护方式 为锚、 网、 索联合支护。 2.2工作面主要设备情况 采煤机采用上海创力公司的双滚筒采煤, 型号为 MG650/1380- WD; 采用型号为 SGZ1000/1820 的刮板 输送机; 排头架采用型号为 ZYT13000/28/68, 共 3 架; 过渡架采用型号为 ZYGT13000/28/68, 共 2 架; 中间 架采用的型号为 ZY13000/28/65, 共 130 架 , 过渡架 采用的型号为 ZYGT13000/28/68 , 共 1 架 , 排尾架采 用的型号为 ZYT13000/28/68, 共 3 架; 正副巷超前支 架 ZTC30000/28/65 型各 4 组 8 架。 3双向聚能预裂爆破技术 结合切巷地质条件, 对其进行理论分析和数值模 拟。 大采高首采面坚硬顶板初采放顶预裂技术研究 吴 小 国 (霍州煤电集团有限责任公司紫晟煤业 , 山西 霍州 031400 ) 摘要 紫晟煤业首采区大采高工作面煤层上方厚度为 7.5m 的灰岩, 较为坚硬, 在初采过程中较难 垮落, 为保证工作面初采安全, 分析现有煤矿井下坚硬岩层预裂控制技术优缺点以及其适用性, 通过 理论分析和数值模拟, 提出采用双向聚能爆破技术对灰岩坚硬顶板进行提前预裂, 解决首采面回采过 程难垮落问题。 关键词 大采高 ; 初采 ; 预裂 ; 垮落 中图分类号 TD323文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 05- 0024- 03 Study on pre-cracking technology of initial mining and topping for hard roof in large mining height WU Xiaoguo (Department ofSafety, ZishengCoal Industry, Huozhou Coal and ElectricityGroup Co., Ltd. , Huozhou 031400 , China ) Abstract The limestone with a thickness of7.5m above the coal seam ofthe large mining height working face in the first mining area ofZiyan Coal Industry is relatively hard and difficult to fall during the initial mining process. To ensure the safety ofthe initial mining face, analyze the existing hard rock ation in the underground coal mine. The advantages and disadvantages of the pre- cracking control technology and its applicability. Through theoretical analysis and numerical simulation, it is proposed touse the two- wayenergyblastingtechnologyto pre- crack the hard roofoflimestone tosolve the problemofdifficult miningin the first miningface. Key words large miningheight; initial mining; pre- cracking; 24 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 3.1切顶位置理论计算分析 由于切巷顶板的结构特点, 可将其看作是大块悬 板。如图 1a 为理论计算得到的基本顶各个节点的最 小主弯矩 M3 的分布云图,图 1b 为基本顶各个节点 最大主弯矩 M1 的分布云图。由图可知, 基本顶各个 节点主弯矩 M1、 M3 的分布规律开采区域上方基本 顶中部各个节点的最大主弯矩 M1 与最小主弯矩 M3 均为正弯矩, 即此区域基本顶上表面受压应力、 下表 面受拉应力; 长边、 短边超前煤壁区的主弯矩 M1、 M3 均为负弯矩, 即此区域基本顶上表面受拉应力下表面 受压应力。 由于切巷顶板的结构特点, 可将其看作是大块悬 板。如图 1a 为理论计算得到的基本顶各个节点的最 小主弯矩 M3 的分布云图,图 1b 为基本顶各个节点 最大主弯矩 M1 的分布云图。由图可知, 基本顶各个 节点主弯矩 M1、 M3 的分布规律开采区域上方基本 顶中部各个节点的最大主弯矩 M1 与最小主弯矩 M3 均为正弯矩, 即此区域基本顶上表面受压应力、 下表 面受拉应力; 长边、 短边超前煤壁区的主弯矩 M1、 M3 均为负弯矩, 即此区域基本顶上表面受拉应力下表面 受压应力。 (a )M3 云图 (b)M1 云图 图 1基本顶主弯矩云图 岩石具有抗性压但不抗拉, 所以最早被破坏的部 位是基本顶下层中部和长边、短边超前煤壁区的上 层。 上述理论分析也充分说明了, 相比较而言沿着切 眼长边煤壁侧双向聚能爆破基本顶是最有利于基本 破断的位置, 因为此区域基本的上表面所受到的拉应 力最大, 所以在该位置进行聚能爆破切缝基本顶更容 易发生破断。 3.2切顶效果数值模拟 图 2爆破前后应力转移云图 已知煤层上方直接顶即为基本顶, 随着工作面向 前推进, 基本顶大面积悬露, 由于基本顶坚硬、 不易断 裂, 极易造成工作面顶板突然大面积垮落, 造成安全 事故。利用 flac3d 数值模拟软件, 分析爆破切顶对悬 顶的影响及断裂机理。 图 2 为工作面推进 40m 时,工作面周边应力分 布。由图可以看出, 爆破切顶后, 悬顶压力前移, 使得 悬顶在工作面煤壁上压力升高, 该部岩体在高应力作 用下产生大量裂隙, 加速悬顶破断, 缩短基本顶断裂 步距。 经上述分析可知, 顶板越是坚硬并且厚度大的情 况下, 越可能聚集弹性能量, 若上述顶板突然垮落, 则 其中积聚的能量会在瞬间释放,就会造成灾难性后 果。 因此提出双向聚能爆破对采空区顶板进行切缝处 理, 通过爆破降低坚硬顶板强度和完整性, 减小初次 垮落步距和来压强度, 提高工作面回采的安全性。 4大采高首采面初采放顶方案 为了有效防止初采期间大面积顶板不垮落引发 的事故发生, 进行大采高首采工作面初采强制放顶技 术研究, 提出如下双向聚能预裂爆破放顶方案。 1 )钻孔深度为保证切顶效果,根据基本顶厚 度, 综合确定钻孔深度为 7000mm; 2 )钻孔直径 钻孔直径取 48mm; 具体参数如图 3 所示。 图 3钻孔示意图 3 )钻孔角度及位置。 如图 4, 钻孔角度 β 建议取 值 5, 距离煤壁位置 c 为 100mm左右。 25 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 图 4炮孔布置示意图 4 ) 孔间距。钻孔的间距直接决定了爆破的效果, 间距过小会导致工程量的增加, 间距过大时, 爆破效 果不佳。如图 4, 切眼长度 240m, 为取得良好的爆破 效果, 孔间距为 500mm。具体参数可根据现场爆破试 验效果再调整, 以达到最佳效果。 5 ) 聚能管的参数。 聚能管内径、 外径、 长度分别为 36.5mm、 42mm、 1500mm;在孔深 7m的钻孔内安装 4 根, 聚能管切缝安装时沿两孔连线, 聚能管的安装顺 序由孔底到孔口依次为 1. 5m、 1. 5m、 1. 5m、 0. 5m。 6 ) 乳化炸药参数。 爆破用炸药必须是煤矿许用的 三级乳化炸药, 直径 Φ32200mm/ 卷; 结合切缝范 围内顶板岩性特征以及切顶卸压聚能爆破的相关经 验, 确定 3 种装药方式, 并明确最终的装药爆破方案, 方 案 见 表 2。 装 药 量 分 别 选 择 为 “4321” 、 “3321” 、“3221” , 三种爆破方案的详细爆破装 药结构如图 5 所示。 电雷管采用煤矿许用毫秒延期电 雷管。 表 2炮孔装药方案 图 5聚能爆破装药结构示意图 7 ) 封泥。 为防止孔被吹并有一定安全系数的前提 下, 最终确定长度为 2m 的炮孔封泥长度。严禁用煤 粉、 块状材料或者其他可燃性材料作炮眼封泥。无封 泥、 封泥不足或者不实的炮眼, 严禁爆破。 严禁裸露爆 破。具体可根据爆破效果再调整, 以能达到最优爆破 效果为准。 炮泥材质、 使用方法, 封泥方式等必须符合 现行 煤矿安全规程 、爆破安全规程 相关规定。 5结语 采用方案一处理大采高首采面 2- 101 后, 现场具 有良好的效果, 其中垮落步距范围 15.8- 18.9m, 平均 垮落步距为 16.5m。直接顶具有分段来压的现象, 工 作面机尾、中部和机头直接顶初次来压步距分别为 23.0- 28.5m、 35.0- 50.5m和 54.8- 58m, 相比较而言机尾 的初次来压步距较小。从工作面初采期间的整体来压 情况来看, 来压强度整体上较小, 未出现明显的煤壁发 生大面积片帮、 煤炮等问题, 回风顺槽也未有瓦斯超限 现象出现,因此该方案在大采高首采面 2- 101 初采期 间取得了良好的经济技术效果,有效地解决了大采高 工作面顶板垮落面积大、强度大所可得带来的安全隐 患, 保证了大采高工作面安全高效生产, 对于推广到矿 井其他大采高工作面顶板控制具有积极的实践意义。 参考文献 [1] 阴明朝.主动强制放顶技术在初采时的应用[J].中州煤炭. 2006 (06) . [2] 王伟海.坚硬顶板条件下煤层开采的人工强制放顶[J].黑 龙江科学.2016 (01) . [3] 史红宇.综采面厚层坚硬顶板强制放顶技术研究[J].山西 煤炭.2010 (08) . [4] 任巍杰,吕兆兴,张家锁.竹林山煤矿 1321 大采高综采工 作面初次放顶技术实践[J].煤炭技术.2014 (06) . [5] 郭志林.综放工作面初采强制放顶技术应用[J].煤.2015 (10) . [6] 吕声瑞. 高效无声破碎剂在煤矿强制放顶工艺中的应用 [J].江西煤炭科技.2018 (01). 作者简介 吴小国 (1987-) , 男, 汉族, 河北省秦皇岛市人, 2010 年 7 月毕业于安徽理工大学, 本科。现就职于霍州煤电集团有限 责任公司紫晟煤业安全科主任工程师, 职称 工程师, 研究方 向 采矿工程。 (收稿日期 2019- 11- 6) 方案聚能管 /m装药方式封泥长度 /m爆破方式 方案一1.51.51.50.543212五孔联爆 方案二1.51.51.50.533212五孔联爆 方案三1.51.51.50.532212五孔联爆 26 ChaoXing
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