徐庶泽
(中煤新集能源股份有限公司新集二矿,安徽省淮南市,232181)
顶板灾害是煤矿五大灾害之一,对巷道掘进、工作面回采具有重大影响。特别是在坚硬顶板条件下,煤炭回采后采空区大面积悬露顶板的突然垮落极易形成飓风冲击,造成人员伤亡和设备损坏。目前工作面处理坚硬顶板的方法主要有高压注水弱化顶板、滞后爆破处理顶板和超前预爆破处理顶板3种。其中工作面高压注水弱化顶板技术不适用于工作面顶板存在遇水会膨胀的岩层;滞后爆破处理顶板技术对于老顶岩层高度较大和工作面倾斜长度较大的顶板,处理效果则不理想,并且影响采煤工作面正常循环作业;而超前预爆破处理顶板技术由于超前工作面一定距离对顶板进行破碎放顶,不影响工作面正常生产,且放顶效率高,逐渐成为处理工作面坚硬顶板的一种通用技术。针对超前预爆破技术保证坚硬顶板工作面的安全开采,一些学者已经进行了相应的研究,陈苏社提出了超深孔爆破强制放顶技术,通过对炮眼布置参数、炮眼装药工艺等进行研究,有效解决了活鸡兔21204工作面坚硬顶板难以冒落的难题;李冰冰等采用超前预裂爆破方式处理坚硬顶板,并优化了装药方式,保证了工作面的正常回采。本文以新集二矿211113综采面为工程背景,首先模拟了深孔预裂爆破处理坚硬顶板减轻矿压显现的机理,再以工作面实际生产地质条件为基础,制定和确定了深孔预裂爆破方案及炮孔相应参数,保证了工作面的安全高效回采。研究成果为类似地质条件开采提供了宝贵经验。
新集211113工作面位于新集二矿二水平中央采区西翼,东起11#煤层和13#煤层共用轨道上山中部车场及石门,西至03勘探线以西107 m,南距111111采空区7.8~27.6 m,北至11-2#煤层-640 m 底板等高线附近,北部为11-2#煤层未动工区。上距13-1#煤层43.8~75.5 m,平均距离为63.9 m;下距11-1#煤层5.1~27.2 m,平均距离15.0 m。工作面走向长度约为590 m,倾斜长度约为98 m,开采面积约124670 m2。工作面设计采高3.8 m,煤层结构简单,可采系数为1,属于稳定煤层,工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法,一次采全高、全部垮落法管理顶板。
本次模拟采用UDEC数值模拟软件,模型根据211113综采面煤层的综合柱状图建立。共有2个计算模型,模型1为坚硬原生顶板未进行预裂爆破时的计算模型,用于模拟原生坚硬顶板下煤层开采后的覆岩运动规律;模型2为坚硬顶板在初采阶段进行预裂爆破,模拟其煤层开采后覆岩的运动规律。模型2的数值模型如图1所示,模型尺寸为300 m×200 m,模型左右边界和底边界皆为位移固定,模型的上边界施加10 MPa应力。模拟参数如表1所示。
图1 预裂爆破数值模型
岩层体积模量k/GPa剪切模量g/GPa密度d/kg·m-3摩擦角f/(°)内聚力c/MPa抗拉强度t/MPa老底26341637250026132566直接底15881372240021108142611#煤层1402125137528139937伪顶285620842300301855584直接顶191582400261442347老顶251852550282282529
模型预裂爆破前后顶板岩层运动规律数值模拟情况如图2和图3所示。
由图2可知,在坚硬顶板条件下未采取放顶措施直接回采时,工作面伪顶和直接顶随工作面的推进逐渐垮落,但工作面基本顶不易破断垮落,悬顶长度很大,而当基本顶达到极限强度破断时易产生巨大的冲击载荷,工作面容易发生压架和飓风冲击事故。
由图3可知,当采取放顶措施后顶板岩层随即冒落充填采空区,可以很大程度上对上覆顶板起到缓冲作用,从而可以大幅度降低来压强度。且随着工作面的继续推进,老顶周期性垮落,悬顶长度较小,不易造成支架的压死和飓风冲击事故。此外,当工作面采取预裂深孔爆破措施后,工作面的初次和周期来压步距与未采取强制放顶措施相比都大大减小,从而减小了工作面的来压强度。由图2和图3联合表明,未采用深孔预裂爆破强制放顶措施的基本顶初次来压呈竖“O-X”型顶板破断形式,如图4(a)所示。而采用深孔预裂爆破强制放顶措施后,在切眼侧基本顶竖向形成了破裂屈服带,使得顶板初次来压破断形式与周期来压类似,呈“D”形悬臂型破断形式,在切眼侧基本顶垮落下沉量大,如图4(b)所示。
图2 坚硬顶板情况下顶板岩层运动规律
图3 坚硬顶板预裂爆破后顶板岩层运动规律
因此,通过UDEC离散元模拟计算可知,采用强制放顶后可实现基本顶初次垮落步距明显减小,与周期来压步距相当,这样有利于降低顶板大面积来压造成的冲击灾害,有利于支架的稳定性及顶板安全管理,对工作面安全生产具有重要意义。
深孔预裂爆破方案设计的核心内容是爆破循环步距、放顶高度、炮孔角度、炮孔深度及炮眼间排距等参数的合理确定,现根据工作面实际地质条件结合相关理论对211113综采面预裂爆破参数进行合理确定。
(1)爆破循环步距。爆破循环步距的合理确定十分重要,循环步距过小,爆破工作量过大,成本也高;相反,如果循环步距过大又会导致工作面矿压显现剧烈,强制放顶卸压的效果差。而爆破循环步距又与工作面顶板的力学性质、厚度及裂隙发育等情况息息相关,因此,循环步距应该依据工作面的顶板岩石的力学性质、厚度及采场来压情况等因素综合确定,其极限步距应该小于工作面采场支架可承受的周期来压步距。根据以上原则及结合211113工作面实际地质生产条件综合确定出爆破循环步距为20 m。
(2)放顶高度。不同的放顶高度,工作面回采后对采空区的充填程度不同,显然放顶高度越大,采空区充填体越大,越有助于减轻老顶来压时的冲击载荷,从而减小飓风威胁,但放顶高度越大,其成本越高,因此,确定合理的放顶高度十分必要。根据工作面回采后顶板垮落压实理论可知,放顶高度可由下式计算得出:
(1)
式中:H——放顶高度,m;
M——采高,m;
Kp——顶板岩石的碎胀系数,一般取1.3。
根据式(1)计算得出工作面的放顶高度为12.67 m。
图4 强制放顶前后基本顶初次来压板破断形式
(3)炮眼角度。炮眼角度是保证坚硬顶板爆破放顶高度和长度的一个重要参数,倾角过大,导致爆破沿煤层倾向方向爆破范围缩小,炮眼数目增多,工作量增大;倾角过小,虽然可以增大煤层倾向的爆破范围,但装药位置与顶板的距离减小,爆破后可能导致顶板过于破碎,采煤时顶板管理困难。因此,必须确定合理的炮眼角度。根据工作面实际生产地质条件和相关原则,最后确定出工作面的炮眼方向与工作面平行,且不考虑水平角。
(4)炮眼深度。炮眼深度主要由工作面面长和煤层倾角确定,当工作面面长较小时采用单向钻眼,相反,当面长较大时一般采用双向钻眼。由于本工作面面长只有65 m,较小,故炮眼只需在机巷单向钻进即可。具体的炮眼深度可由下式计算得出:
(2)
式中:L——炮眼深度,m;
l——炮眼在水平方向的投影长度,m;
α——煤层倾角,(°)。
(5)炮眼间排距。炮眼爆破后须将其爆破形成的裂隙相互交圈,形成裂隙网,从而达到较好的破碎效果。故原则上炮眼的长度应小于2倍爆破的裂隙长度。其爆破裂隙圈半径计算公式很多,本文根据参考文献中的计算公式得出爆破裂隙圈半径为0.75 m,因此,工作面炮眼排距不应大于1.5 m。
以上文设计的炮眼参数为基础,依据211113工作面实际的开采地质条件确定出强制放顶的初始位置为开切眼前方5 m处,且每间隔20 m布设一组炮眼。具体的炮眼布置如图5所示,其1-1组炮孔布置如图6所示,1-1组炮孔爆破参数见表2。
在211113综采面根据前面设计的预裂深孔爆破方案进行强制放顶措施,具体的放顶顺序为:钻孔、探孔、透孔、雷管导通、做炮头、装药、封孔、导通检查、撤人、警戒、联线、通知矿调度放炮、检查、解除警报。
表2 1-1组炮孔爆破参数表
图5 工作面炮眼布置图
图6 1-1组炮孔布置
根据工作面液压支架工作阻力在线监测系统,对工作面上、中、下3个区域的共计6个支架进行工作阻力实时监测,从而根据监测结果分析工作面的来压情况。其工作面顶板的初次来压情况见表3。
表3 初次来压情况
如表3所示,工作面实施预裂爆破强制放顶后,初次来压步距均值为28.2 m,与不进行强制放顶的初次来压步距52 m相比减小了23.8 m;同理,强制放顶后工作面支架工作阻力均值为24.1 MPa,相比于不进行强制放顶支架工作阻力均值的38.7 MPa减小了14.6 MPa。且在整个初采期间,强制放顶后顶板垮落基本充满采空区,顶板运动不剧烈。综上可以得出,211113综采面在实施深孔预裂爆破强制放顶技术后,工作面初次来压强度大大降低,未出现工作面压架和飓风冲击事故,表明工作面初采阶段实施强制放顶技术后卸压效果显著,能够保证工作面安全生产。
(1)UDEC数值模拟得出未采用深孔预裂爆破强制放顶措施的基本顶初次来压呈竖“O-X”型顶板破断形式;而采用深孔预裂爆破强制放顶措施后基本顶初次垮落步距明显减小,且在切眼侧基本顶竖向形成了破裂屈服带,呈“D”形悬臂型破断形式。
(2)根据211113工作面生产地质情况,制定了深孔爆破方案,并确定了合理的爆破循环步距、放顶高度、炮孔角度、炮孔深度及炮眼间排距。
(3)对弱化后的工作面进行了现场测量,观测结果表明工作面实施预裂爆破强制放顶后,初次来压步距减小了23.8 m;工作面支架工作阻力均值减小了14.6 MPa,在整个初采期间来压强度大大降低,未出现工作面压架和飓风冲击事故。
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