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    極堅(jiān)硬頂板強(qiáng)制預(yù)裂原理及工程實(shí)踐研究

    2013-09-11 04:42:48鄭富洋
    關(guān)鍵詞:步距炮眼雷管

    鄭富洋

    (山西晉城無煙煤礦業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司,山西 晉城 048006)

    堅(jiān)硬難垮落頂板的控制一直是我國礦山壓力理論和實(shí)踐研究中的一項(xiàng)重要內(nèi)容。目前比較有效的方法有高壓注水和強(qiáng)制放頂2 種,現(xiàn)場使用最為廣泛的為強(qiáng)制放頂。堅(jiān)硬頂板工作面采用綜合機(jī)械化開采的過程中,存在頂板懸露面積大和大面積冒落的安全隱患。而堅(jiān)硬頂板采場與普通采場礦山壓力顯現(xiàn)的主要區(qū)別在于周期性來壓的程度不同。本文通過分析古書院煤礦151306 工作面堅(jiān)硬頂板的破斷規(guī)律,研究堅(jiān)硬頂板強(qiáng)制放頂機(jī)理,優(yōu)化強(qiáng)制放頂參數(shù),有效控制堅(jiān)硬頂板的來壓步距,消除堅(jiān)硬頂板帶來的安全隱患。同時(shí),研究成果不僅在本礦區(qū)具有廣泛的應(yīng)用前景,而且在有類似條件的礦區(qū)也有重要的推廣、使用價(jià)值。

    1 工程概況

    古書院煤礦151306 工作面開采15 號煤層,工作面標(biāo)高在611.5~627.5m 之間。工作面設(shè)計(jì)長度:走向長742.958m;傾斜長180.5m。工作面基本頂為厚2.30m 的砂質(zhì)泥巖;直接頂為K1灰?guī)r,呈深灰色,含方解石,質(zhì)地堅(jiān)硬,厚度為7.4~11.0m,平均9.03m。由于石灰?guī)r厚度大,強(qiáng)度高,屬于極堅(jiān)硬頂板;直接底為厚3.35m 的泥巖,團(tuán)塊狀,頂部有植物化石,底部含黃鐵礦,堅(jiān)硬;老底為厚20.00m 的灰?guī)r,灰色,有斜層理,含方解石脈,黃鐵礦。15 號煤層厚1.5m。

    151306 工作面頂板極度堅(jiān)硬,礦壓顯現(xiàn)是非常明顯的,初次垮落的步距很大,斷裂后有周期性懸頂,這種頂板初次垮落和周期性垮落都會對工作面的安全生產(chǎn)構(gòu)成很大威脅。

    2 極堅(jiān)硬頂板破斷規(guī)律數(shù)值計(jì)算分析

    根據(jù)151306 工作面地層綜合柱狀圖,利用Ansys 數(shù)值模擬軟件對工作面的頂板進(jìn)行數(shù)值計(jì)算,模擬模型采用鉸接薄板組模型,見圖1。

    圖1 頂板破斷模擬鉸接薄板組模型

    針對古書院煤礦151306 工作面的具體情況,工作面長度為180m,頂板灰?guī)r厚9m。將頂板沿工作面方向劃分成如圖1 所示的3 塊鉸接薄板。薄板A 位于工作面中部,B 和C 分別位于工作面的上下部。薄板A 的邊界條件是一邊固支,兩對邊簡支,一邊自由。薄板B 和C 的邊界條件是:薄板A 破斷之前是兩鄰邊固支、一邊簡支、一邊自由;薄板A 破斷之后是兩鄰邊固支,兩鄰邊自由。

    以上3 種邊界條件下薄板的最大主應(yīng)力云圖和撓度云圖如圖2 至圖4 所示。

    由上述圖分析可知,3 種情況下板的最大主應(yīng)力依次為:10.8 MPa,9.25MPa,15.7MPa;最大撓度依次為:0.021m,0.008m,0.043 m??梢姲錋 破斷之前,板A 的最大主應(yīng)力和撓度比板B 和板C 稍大;而在板A 破斷之后,板B 和板C 的最大主應(yīng)力和撓度與板A 破斷之前相比大幅增加。因此可以推斷,最薄弱的頂板首先破斷,然后鄰近的頂板才發(fā)生破斷,依次類推,頂板破斷向工作面兩個(gè)端頭逐漸推進(jìn)。這種工作面頂板的逐漸破斷并遷移的特征在堅(jiān)硬頂板工作面礦壓觀測中經(jīng)常出現(xiàn)。堅(jiān)硬頂板工作面中部最先來壓,然后向工作面兩端頭逐漸擴(kuò)展的礦壓顯現(xiàn)特征正是由此而產(chǎn)生。

    圖2 板A 最大主應(yīng)力和撓度

    圖3 板A 破斷前板B,C 最大主應(yīng)力和撓度

    3 放頂步距的確定

    圖4 板A 破斷后板B,C 最大主應(yīng)力和撓度

    本工作面采用兩巷超前深孔松動爆破來弱化頂板,在頂板中形成切槽,促進(jìn)頂板的有效垮落。該頂板弱化方式可以起到2 個(gè)作用:減少初次來壓步距;減少周期來壓步距。

    3.1 初次放頂步距的確定

    根據(jù)151306 工作面的地質(zhì)條件,初次來壓的力學(xué)模型可以簡化為如圖5 所示,15 號煤之上就是K1灰?guī)r。對于堅(jiān)硬頂板,由于支承壓力分布范圍廣,巖梁在破斷前總體上變形微小,故巖梁各點(diǎn)所受荷載差異很小,采用均布荷載可以滿足采礦工程計(jì)算的要求。因此151306 工作面基本頂初次垮落的力學(xué)模型可以簡化為兩端固支的梁。

    圖5 基本頂初次破斷力學(xué)模型

    忽略支架的影響,基本頂梁式斷裂的極限垮距可以用材料力學(xué)的方法求得,巖梁的極限垮距為:

    式中,RT為巖梁的抗拉強(qiáng)度極限;q 為巖梁所受的荷載;h 為巖梁的厚度。

    代入數(shù)據(jù),其中載荷q 取400kN/m,灰?guī)r的平均厚度h 為9.03m,灰?guī)r抗拉強(qiáng)度RT為7MPa,計(jì)算可得Lmax=53.4m。

    當(dāng)基本頂初次破斷時(shí),頂板先從中間破斷,接著形成砌體梁結(jié)構(gòu),當(dāng)基本頂在梁中段破斷后,支架能承受的基本頂最大懸露長,為頂板爆破弱化處理提供依據(jù)。從中間斷裂的2 塊巖塊相互咬合,在這里考慮最危險(xiǎn)的情況,即2 塊巖塊咬合力為0 的時(shí)候,這就轉(zhuǎn)換為懸臂梁結(jié)構(gòu)。若基本頂初次破斷步距為L,則此時(shí)基本頂懸露的長度為L'=0.5L,如圖6 所示。

    圖6 基本頂初次破斷的懸臂梁結(jié)構(gòu)模型

    工作面采用的支架是ZZ8800/14/26D,支架額定工作阻力為P0=8800kN,中心距為1.5m,則q1的等效作用力P'=8800/1.5=5867kN/m,支架的控頂距為4.7m,等效作用力的位置大約位于工作面后方3.5m 處。

    所以工作面處頂板所受彎矩為:

    式中,q 為懸臂梁所承受的荷載;L'為基本頂?shù)膽冶坶L度;P'為支架對頂板的等效作用力。

    帶入q=400kN/m,P'=5860kN/m,灰?guī)r抗拉強(qiáng)度7MPa,根據(jù)計(jì)算當(dāng)L'=23.9 m 的時(shí)候工作面有臺階下沉的危險(xiǎn),而基本頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?3.4m,破斷后形成的懸臂長度為26.7m,超過了支架能夠適應(yīng)的懸臂長度23.9m,因此需對頂板進(jìn)行弱化,使頂板提前破斷。因?yàn)榛卷斊茢嗪蟮膽衣堕L度為基本頂初次破斷步距的1/2,所以對弱化后基本頂?shù)钠茢嗖骄嗖灰舜笥?7.8m。

    再結(jié)合現(xiàn)場礦壓數(shù)據(jù)分析,對151306 工作面頂板爆破優(yōu)化后初次放頂步距定為40m。

    3.2 周期放頂步距的確定

    工作面的采高為2.1m,煤層之上就是9m 厚的灰?guī)r,灰?guī)r厚度與采高的比較大,灰?guī)r冒落后向前滾動會形成堆積,對前方頂板有一定支撐?;卷攷r梁在采空區(qū)的一端的實(shí)際支撐介于自由與簡支二者之間,通過材料力學(xué)的計(jì)算可以得出,基本頂周期來壓的步距介于21.8~43.6m 之間。

    下面將根據(jù)支架的支撐能力,采用載荷估算法分析基本頂周期來壓期間時(shí)巖梁的合適懸露長度。

    估算法認(rèn)為支架的合理工作阻力應(yīng)能承受控頂區(qū)內(nèi)以及懸頂部分的全部直接頂巖重,還要承受基本頂來壓時(shí)形成的附加載荷。經(jīng)實(shí)測資料分析,附加載荷與基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄嗑哂忻黠@的線性關(guān)系,支架的支撐能力應(yīng)至少達(dá)到:

    式中,p 為支架的支護(hù)強(qiáng)度;L0為初次來壓步距。

    其中:200 對應(yīng)于直接頂?shù)膸r重,即灰?guī)r的巖重。

    為分析周期來壓時(shí)巖梁的合適懸露長度,對公式進(jìn)行修正:200 對應(yīng)于灰?guī)r的重量,但灰?guī)r的平均厚度為9.03m,容重為27kN/m3,所以200 修改為27×9.03=244;8L0對應(yīng)來壓時(shí)的附加載荷,因?yàn)槌醮蝸韷翰骄郘0與周期來壓步距Lf同樣存在線性關(guān)系,因此按照L0=2.45Lf換算,8L0=20Lf。

    所以公式(1)可改寫為:

    工作面支架為ZZ8800/14/26D 型支撐掩護(hù)式液壓支架,支護(hù)強(qiáng)度為1030~1120kPa,取較小的1030kPa 考慮,得出基本頂周期來壓步距不宜大于40.1m。

    結(jié)合現(xiàn)場礦壓數(shù)據(jù)分析對151306 工作面頂板爆破優(yōu)化后周期放頂步距定為35m。

    4 強(qiáng)制放頂工程實(shí)踐

    4.1 超前深孔松動爆破弱化頂板法參數(shù)優(yōu)化

    4.1.1 炮眼布置

    1513061 巷和1513063 巷每隔35m 布置1 組炮眼(第1 組炮眼距開切眼煤壁40m),每組6 個(gè)炮眼,分別為A1,A2,B1,B2,C1,C2,雙層扇形布置(第1 組炮眼為4 個(gè)炮眼,分別為A1,A2,B1,B2)。其中,A1,A2與工作面平行;B1,B2與工作面成6°夾角;C1,C2與巷道中心成22°角。A1,A2,B1,B2為基本頂爆破孔,C1,C2為端頭頂板爆破孔。具體炮眼布置如圖7 所示,炮眼參數(shù)見表1。

    4.1.2 裝藥方式

    炮眼采用不耦合連續(xù)裝藥方式。為了確保炮眼內(nèi)藥包的完全引爆,采用雙雷管、雙導(dǎo)爆索引爆,每一根導(dǎo)爆索均采用煤礦許用8 號電雷管起爆,2個(gè)雷管在孔外采用并聯(lián)連接,并在炮眼口用刻有淺槽的木塞固定,放炮母線必須絕緣良好,并且懸空吊掛。裝藥方式如圖8 所示。

    封孔分2 次進(jìn)行,第1 次先封至距孔口500~800mm 處,第2 次封孔時(shí),將雷管、導(dǎo)爆索捆綁牢固后塞入孔內(nèi)空段再封土,直到全部封滿搗實(shí),將外露雷管腳線扭結(jié)成短路,嚴(yán)禁將雷管與導(dǎo)爆索露出炮泥外。

    圖7 初次和周期放頂炮眼布置

    表1 炮眼參數(shù)

    4.1.3 爆破時(shí)間

    初次放頂時(shí)放頂硐室中心線距工作面煤壁距離不小于15m,周期放頂時(shí)放頂硐室中心線距工作面煤壁距離不小于45m。

    4.1.4 炮眼爆破

    炮眼起爆順序是從內(nèi)向外,每次起爆2 個(gè)炮眼,為分組裝藥、分次爆破。聯(lián)線采用“局部并聯(lián),總體串聯(lián)”的方式進(jìn)行(即2 個(gè)炮眼串聯(lián),1個(gè)炮眼內(nèi)并聯(lián))。放炮采取分組起爆,共分3 組,先起爆C1,C2,再起爆B1,B2,后起爆A1,A2(第1 組炮眼先起爆B1,B2,后起爆A1,A2)。

    圖8 裝藥方式示意

    4.1.5 爆破所需設(shè)備和火工品

    爆破所需設(shè)備和火工品見表2。

    表2 爆破設(shè)備及火工品參數(shù)

    4.1.6 巷道放頂硐室布置

    在工作面兩巷布置放頂硐室,1 號硐室距開切眼煤壁40m,后續(xù)放頂硐室之間間距均為35 m。硐室深度為4m,寬度為5m,高度與工作面巷道同高(即2.5m)。

    4.1.7 爆破方安優(yōu)化前后經(jīng)濟(jì)效益比較

    原設(shè)計(jì)方案中放頂硐室共50 個(gè),鉆孔總長度為10554m,使用炸藥13788 卷、雷管788 枚、導(dǎo)爆索22684m。優(yōu)化方案中放頂硐室42 個(gè),鉆孔總長度為8866m,使用炸藥12888 卷、雷管496 枚、導(dǎo)爆索18640m。優(yōu)化后爆破工程量及材料消耗比優(yōu)化前明顯降低,放頂硐室減少了16%;鉆孔長度減少了16%;炸藥使用量減少了6.5%;雷管數(shù)量減少了37%;導(dǎo)爆索長度減少了17.8%。優(yōu)化后的頂板爆破方案經(jīng)濟(jì)效益明顯提高。

    4.2 強(qiáng)制放頂效果分析

    151306 工作面在回采過程中經(jīng)歷了放頂時(shí)初次來壓、放頂時(shí)周期來壓、不放頂時(shí)周期來壓3 個(gè)階段,回采過程中進(jìn)行了全程礦壓觀測。工作面放頂時(shí)周期來壓步距為20~34m,平均25m;不放頂時(shí)周期來壓步距為20~46m,平均30m,有效減小了周期來壓步距及周期來壓期間的超前支撐壓力,放頂時(shí)初次來壓期間超前支承壓力最大,不放頂期間次之,放頂時(shí)周期來壓期間最小,見表3。

    支架工作阻力由放頂時(shí)初次來壓階段→不放頂階段→放頂時(shí)周期來壓階段3 個(gè)階段對比,呈現(xiàn)逐漸增高趨勢,如圖9 所示。

    表3 151306 工作面超前支承壓力參數(shù)

    圖9 不同階段平均工作阻力分布對比

    5 結(jié)論

    (1)強(qiáng)制放頂主要通過減弱工作面堅(jiān)硬難冒落頂板的整體性,增加弱面以改變巖層的物理力學(xué)性質(zhì),降低其力學(xué)強(qiáng)度,達(dá)到減小來壓步距和來壓強(qiáng)度的目的。

    (2)采用更為系統(tǒng)化、合理化的理論計(jì)算方法,選擇了兩巷超前深孔松動爆破的方法來處理151306 工作面的堅(jiān)硬頂板,確定了最優(yōu)的放頂步距和爆破深孔的參數(shù)。

    (3)優(yōu)化后爆破工程量及材料消耗量與優(yōu)化前相比明顯降低,放頂硐室個(gè)數(shù)減少了16%,炸藥數(shù)量減少了6.5%,雷管數(shù)量減少了37%,導(dǎo)爆索長度減少了17.8%,鉆孔長度減少了16%,優(yōu)化后的頂板爆破方案與原方案相比經(jīng)濟(jì)效益顯著。

    (4)強(qiáng)制放頂減弱了工作面堅(jiān)硬難冒落頂板的整體性,降低其力學(xué)強(qiáng)度,達(dá)到減小來壓步距和來壓強(qiáng)度的目的。

    [1]張小榮,張百勝.王臺鋪煤礦XV2306 工作面堅(jiān)硬頂板來壓步距確定[J].山西煤炭,2009,29 (1):41-43.

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    [4]宋永津.大同煤礦采場堅(jiān)硬頂板控制方法與工程效果[J].煤炭科學(xué)技術(shù),1991,19 (12):18-22.

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    [7]王 開,康天合,李海濤,等.堅(jiān)硬頂板控制放頂方式及合理懸頂長度的研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2009,28(11):2320-2327.

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