深浅孔联合爆破技术在过复杂构造带中的应用

2024-01-06 14:26焦世雄
煤炭与化工 2023年11期
关键词:放炮装药量炮眼

焦世雄

(晋能控股煤业集团 白洞矿业大同有限公司,山西 大同 037000)

0 引言

在采煤工作面回采过程中,往往会遇到隐伏地质构造,而在伴生断层、褶曲等构造附近,会存在瓦斯积聚、煤层顶板破碎、裂隙导水、压力显现等现象,对安全生产构成极大威胁。当断层落差较大、延伸影响范围较广时,会导致煤层断开,破岩量增加,不利于煤炭资源的有效回收,而具有自燃倾向性和爆炸危险性的煤层一旦回收不及时,被遗留至采空区,更是成为矿井生产重大安全隐患[1]。

因此,为解决好采煤工作面过断层等复杂地质构造期间的技术难题,以挖金湾煤矿8108 工作面为例,探究有效技术方案与治理措施。

1 工作面概况

挖金湾煤矿8108 综采工作面主采石炭二叠系山4 号煤层,可采煤层平均厚度3.86 m,煤层倾角1°~3°。工作面采用综合机械化走向长壁式采煤法,切眼向外回采370 m 范围内将揭露多达9 条断层,落差为2.1~9.0 m,由2018 巷向5018 巷延伸发育,且回采范围内将揭露1 条宽度为3 m左右的火成岩侵蚀条带,由煤层顶板发育向底板呈床形侵入,对采面影响范围约395 m,加上周边伴生断层的影响,回采区域地质构造类型属于极复杂。8108 回采工作面地质构造分布图如图1所示。

图1 8108 回采工作面地质构造分布Fig.1 Geological structure distribution of No.8108 Face

8108 回采工作面共安装136 架掩护式支架,其中128 架型号为ZY12000/24/48D 的普通支架,8架型号为ZYT12000/24/48D 的端头支架和过渡架,选用采煤机型号为MG900/2360-WD,刮板输送机型号为 SGZ1000/3 ×855,转载机型号为SZZ1200/525,破碎机型号为PLM3500,带式输送机型号为DSJ120/350/3×250,设备选型满足安全生产条件要求。在回采过程中由于受到复杂地质构造带的影响,尤其是火成岩区域顶底板岩性变化较大,多为高密度、质地坚硬的细砂岩和粉砂岩,煤层顶底板岩性描述见表1,回采期间割煤机滚筒截齿很难实现有效截割,且大块矸石进入破碎机后也很难破碎,该区域影响条带范围约为40 m,如何对坚硬顶板实现松动爆破,获得适合运输的粒径矸石,减少设备磨损,实现安全高效的回采是研究的重点方向。

表1 煤层顶底板岩性Table 1 Lithology of coal roof and floor lithology

2 深浅爆破孔联合施工技术原理

根据顶板围岩性质和破碎程度,结合垮落带高度,为达到理想的爆破效果,在采煤工作面过断层构造带时通常采用深孔爆破和浅孔爆破2 种方式。一般情况下,深孔施工孔径为75~350 mm,孔深为8~15 m;浅孔施工孔径为50 mm,孔深为5~8 m。根据经验选定炮眼为深浅孔相结合的爆破方式,炮眼深度为1.6、5、7、8 m 等。

利用深浅孔联合爆破技术是利用不同深度空间装药存在一定的层位空隙,当起爆后可以避免振动波出现波动耦合,最大限度地降低爆破压力叠加产生的压力峰值,提供有效的聚能临空面,促使岩石在切应力作用下产生裂隙,而临空面的聚能压力在释放的瞬间又能够进一步将岩石裂隙进行扩张,产生更多裂隙,破坏岩石的整体结构,使其内部不断分裂,达到分解破碎岩石的效果,实现预期目的[2]。

3 深浅爆破孔联合施工参数确定

3.1 最小抵抗线

根据炸药在爆破过程中对岩体产生的爆炸破碎效果和粒径大小程度,可将爆破结果分为3 个区域,即压力碎裂区、裂隙扩散区及弹性振动区等。由于在爆炸瞬间产生的高温环境,促使空气形成一定范围的压差,从而产生极强的气压,伴随冲击波的作用一起对岩体造成碎裂影响,出现“松动爆破”的现象,而在应力最集中的爆破中区也会形成一个有效的松动圈[3],通过式(1)可计算得出松动圈的半径结果。

式中:Rp为松动半径,m;α 为应力衰减波值,α=(2-v)/(1-v);St为抗拉强度,MPa;V 为泊松比;P 为应力波沿径向的初始峰值,其大小计算可由式(2)推导得出。

式中:Di为爆炸速度,m/s;ρ0为装药密度,kg/m3;rc为装药半径,cm;rb为炮眼半径,cm;V 为泊松比;n 为压力扩增倍数。

根据以上2 个公式,将工程设计数据Di=3 600 m/s、ρ0=0.278 kg/m3、rc=1.75 cm、rb=2.1 cm、St=1.29 MPa、n=10、V=0.235,代入公式得出ω=545.79 mm,结合现场施工实际情况,最小抵抗线取值为ω=1.2 m。

若要取得最佳的松动爆破效果,首先要控制好炮孔的装药量,实现既对岩石进行碎裂破坏,又不至于碎石抛出损坏设备,因此,单孔装药当量按照式(3)计算:

式中:Q 为单孔药量,kg;e 为爆破系数,1.0~1.3;q 为炸药标准消耗,0.2~0.35 kg/m3;g 为炮孔堵塞系数;l 为炮孔深度,m;ω 为最小抵抗线,m;nc为孔深对药耗影响系数。将上述工程数据e=1.0、q=1.35、g=1.2、l=1.6 m、ω=1.2 m、nc=1.3代入计算可得单孔药量应控制在0.655 kg,取整数得药量0.6 kg,结合《煤矿安全规程》中相关要求,对炮孔各项参数设计参数见表2。

表2 8108 工作面爆破孔设计参数表Table 2 Blasting hole design parameter of No.8108 Face

3.2 深浅爆破孔布置方式设计

结合工作面切眼顶底板岩性和岩层倾角,爆破孔设计为五花眼布置,钻孔孔径使用42 mm 直径钻头施工,装药卷为35 mm,浅孔孔深为1.6 m,间排距为1.5 m×0.7 m,顶板钻孔仰角为+20°,底板钻孔俯角为-10°,中间煤孔垂直煤墙施工,在煤岩结合面处增大孔间距为1.75 m,确保最小抵抗线不小于1.2 m,封孔不小于0.5 m,正向装药,不耦合可控系数为1.2,分组起爆[4]。

在8108 工作面回风巷(2018 巷)施工深孔爆破钻孔,炮孔间距1.2 m,孔径55 mm,装药直径35 mm,不耦合可控系数为1.57,顶板钻孔仰角为+13°,每组设计钻孔数量15 个,布置方式如图2所示。

图2 深浅爆破孔布置方式Fig.2 Arrangement of deep and shallow blasting hole

3.3 执行技术标准与要求

为保护好工作面切眼内的支架等设备,在切眼内施工的浅孔炮孔装药量较少,且施工数量也少,可实现直接起爆,但爆破顺序必须明确要求,即先爆破煤岩结合面区域炮孔,再起爆火成岩区域炮孔,由于火成岩侵蚀区域和断层共同影响区域的顶板岩性多为质地坚硬的粉砂岩、细砂岩,该区域炮孔装药量大,为了避免炮后碎矸损坏设备,可进行分次起爆,每次爆破5~6 个炮孔,放炮后注意检查炮眼内的残药情况,及时处理“瞎炮”,避免存在安全隐患。

放炮前,必须由放炮员亲自检查装药连线情况,避免雷管脚线接头与煤岩壁接触,造成接地短路,无法正常起爆,若装药点风速高,无法有效确保脚线接头不接地,则可使用防水胶布进行缠绕包扎,避免接触短路,同时检查封孔质量是否合格,避免出现“哑炮”、“呛炮”,影响爆破效果。

当爆破地点顶板岩石破碎,炮后无法及时拉超前架支护时,可适当减小回风巷深孔和切眼内浅孔的装药量及封孔长度,避免爆破压力过大对顶板造成破坏,释放顶板应力后导致冒顶事故发生,因此,在减少装药量的同时,还要减少分次起爆的炮孔个数,确保封孔质量,坚持破碎带附近的炮孔残药检查效果,杜绝出现炮眼内炸药残留。

4 技术应用效果与价值分析

8108 采煤工作面在回采至火成岩侵蚀带与复杂地质构造区域时,工作面支架受到放炮影响,多数立柱伸缩缸磨损出现漏液、卸液现象,支架底座和刮板输送机机槽磨损严重,割煤机截齿更换量也增大,正常情况每天更换不超过3 个,过构造期间更换量最大达到14 个,若增加炮眼施工密度则会影响每班放炮效率,增大劳动强度,技术应用前每天只能回采两刀,推进度1.6 m,单日产量3 300 t左右。

经过深浅爆破孔联合设计应用后,深浅炮孔对不同深度和不同层位岩石的爆破效果叠加影响,更好地产生岩体内裂隙扩张程度,提高了放炮效率,经过松动爆破,每天可回采五刀,推进度4.0 m,单日产量提高到7 600 t 左右,加快了工作面过复杂构造带的推进速度,创造了安全生产环境。

5 结论

(1)根据工作面实际探查揭露和三维地震勘探确定的构造位置、产状,以及火成岩侵蚀条带延伸方向等复杂地质构造体对工作面回采造成的安全影响进行评估,明确构造带附近的煤岩层性质,从而制定了深浅孔联合爆破方式进行顶底板破岩的回采方案。

(2)通过采取深浅孔联合爆破的方式进行采面推进,结合顶底板岩性变化,顶板岩石完整性和破碎程度进行综合判断,及时调整单孔装药量、起爆顺序和起爆数量,有效避免因爆炸的瞬时能量造成顶板二次破坏,不利于切眼超前支护,降低了冒顶事故发生的可能性。

(3)通过调节每天综采队的日常作业内容,将设备检修、油管更换等活动,与打设炮眼、装药放炮等实现平行作业,有效减少了因爆破作业造成的生产时间的影响,将过构造期间原有的每天两刀任务量,提高到每天5 刀任务量,提高产能近一倍,实现高效过构造区域的快速推进。

(4)经过上述爆破方案的基础参数确定,在实践过程中不断总结经验,后期还可结合工作面回采期间观测的周期来压数据、来压步距、压力强度、过构造期间两巷受到超前应力的影响范围等资料,制定更加详细科学的过构造方案,确保采面的安全施工。

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