1101工作面頂煤預(yù)裂爆破參數(shù)研究

王 銀

(山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán) 蒲縣豹子溝煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 041204)

1101工作面頂煤預(yù)裂爆破參數(shù)研究

王 銀

(山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán) 蒲縣豹子溝煤業(yè)有限公司，山西 臨汾 041204)

針對(duì)1101工作面綜放開(kāi)采過(guò)程中頂煤冒放性差的問(wèn)題，采用頂煤預(yù)裂爆破的方式，增加頂煤的裂隙度。通過(guò)計(jì)算工作面爆破的合理參數(shù)，確定合理的工作面頂煤爆破方案，使頂煤強(qiáng)度和頂煤冒放時(shí)的塊度明顯減小，冒放性得到增強(qiáng)，資源回收率顯著增長(zhǎng)。研究表明頂煤預(yù)裂爆破的方式是提高綜放開(kāi)采頂煤冒放性的有效辦法。

綜放開(kāi)采；堅(jiān)硬頂煤；預(yù)裂爆破；爆破參數(shù)

綜采放頂煤采煤法由于其適用性強(qiáng)、效率高、巷道掘進(jìn)率低以及工作面搬家倒面次數(shù)少等優(yōu)勢(shì)，已經(jīng)成為我國(guó)厚煤層開(kāi)采的首選采煤方法[1-2]。某礦1101工作面煤層堅(jiān)硬且裂隙不發(fā)育，因此需要采取有效措施降低煤層強(qiáng)度，增加煤層冒放性[3-4]。

1 工作面開(kāi)采條件

1101工作面埋深200 m～300 m，煤厚8.27 m～23.50 m，平均煤厚12 m，煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單；頂板巖性為泥巖；工作面采用后退式開(kāi)采，走向長(zhǎng)度1 300 m，傾向長(zhǎng)度70 m；采用放頂煤采煤法；設(shè)計(jì)機(jī)采高度3.0 m，放煤高度9.0 m，采放比為1∶3。

2 堅(jiān)硬頂煤概況

1101工作面煤層，其硬度系數(shù)預(yù)計(jì)為f=2.5～3，即煤體的單向抗壓強(qiáng)度為25 MPa～30 MPa。工作面超前支承壓力：

σ=kγH.

(1)

式中：σ為超前應(yīng)力，MPa；k為工作面支承壓力集中系數(shù)，取2.5；γ為巖石容重，取25 kN/m3；H為工作面埋深，250 m。

代入?yún)?shù)計(jì)算得工作面最大集中壓力峰值為15.625 MPa。

可見(jiàn)，僅靠支承壓力不能使頂煤破碎，不能實(shí)現(xiàn)預(yù)期的放煤效果，特別是在工作面初采期間支承壓力沒(méi)有達(dá)到最大值之前，效果更差。工作面生產(chǎn)過(guò)程中發(fā)現(xiàn)由于煤體硬度大，放頂時(shí)大塊產(chǎn)生率高，大塊煤體容易堵住放煤口，使頂煤難以冒落，造成頂煤回收率低。為此，必須對(duì)頂煤進(jìn)行預(yù)裂爆破技術(shù)，以期對(duì)頂煤進(jìn)行弱化處理，提高放煤效果。

3 爆破方案設(shè)計(jì)

3.1工藝巷布置

參照硫磺溝煤礦堅(jiān)硬頂煤預(yù)裂爆破的經(jīng)驗(yàn)可知，在實(shí)施頂煤爆破時(shí)，可以專門開(kāi)掘施工專用工藝巷。1101工作面在頂煤中距煤層頂板下方1 m布置1條專用爆破工藝巷。為控制頂煤初垮并提高初采階段頂煤采出率，在頂煤內(nèi)距切眼5 m～20 m遠(yuǎn)處就開(kāi)始布置炮孔爆破。

3.2爆破參數(shù)選擇

3.2.1裝藥結(jié)構(gòu)

采用不耦合連續(xù)裝藥。

3.2.2超前起爆距離與起爆方式

堅(jiān)硬頂煤工作面支承壓力峰值約位于煤壁前方6 m～8 m，支承壓力超前影響范圍約30 m左右。因此，合理的預(yù)先爆破弱化超前距離應(yīng)為35 m以上，實(shí)際可取35 m～40 m。采用電雷管和導(dǎo)爆索正向起爆方式。

3.2.3封孔長(zhǎng)度與一次最大起爆炸藥量

1)排孔炸藥消耗量

Qp=CLpK(1+b) .

(2)

式中:Qp為排孔消耗炸藥量，kg；C為線裝藥密度，kg/m，暫取3.0 kg/m；Lp為排孔孔深總長(zhǎng)度，m，暫取158 m；K為排孔裝藥系數(shù)，K=L2/L(L2為排孔總裝藥段長(zhǎng)度，L為排孔總長(zhǎng)度)，按照經(jīng)驗(yàn)每個(gè)封孔長(zhǎng)度暫取6.0 m，則K暫取0.8；b為裝藥過(guò)程中炸藥總損失率，一般取5%～10%，暫取7.5%。

代入?yún)?shù)計(jì)算Qp=480 kg .

2)一次起爆最大炸藥消耗量

(3)

式中:Qmax為一次起爆最大炸藥消耗量，kg；R為巷道壁距離藥包幾何中心距離，m，暫取17.5m；v為巷道壁質(zhì)點(diǎn)允許運(yùn)動(dòng)速度，cm/s，取20cm/s。

代入?yún)?shù)計(jì)算Qmax=859 kg .

考慮到爆破對(duì)巷道的破壞作用，取1.5的安全系數(shù)。此時(shí)，一次允許的最大起爆炸藥消耗量為：

(4)

因此一次起爆最大炸藥消耗量為573 kg。

3.2.4封孔長(zhǎng)度

封孔長(zhǎng)度Lf與孔深x的經(jīng)驗(yàn)關(guān)系式為：

Lf=kf·1.276 3·x0.4663.

(5)

式中:kf為炸藥種類系數(shù)，煤礦2號(hào)銨銻炸藥取1.0，煤礦乳化炸藥取1.1；x為孔深，m，暫取25 m。

代入?yún)?shù)計(jì)算封孔長(zhǎng)度Lf=6.4 m。這與前面按照經(jīng)驗(yàn)取值封孔長(zhǎng)度6.0 m接近。

3.2.5順槽側(cè)安全隔離帶寬度

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)經(jīng)驗(yàn)暫取10 m，實(shí)際實(shí)施爆破過(guò)程中再進(jìn)行調(diào)整。

3.2.6炮孔間距和排距

裝藥爆炸發(fā)生內(nèi)部作用時(shí)，除形成爆炸空腔外，將自爆源中心向外依次形成壓縮粉碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動(dòng)區(qū)。

1)粉碎區(qū)半徑(Rc)。粉碎區(qū)半徑一般為裝藥半徑的2倍～3倍。即Rc=120 mm～180 mm。

2)裂隙區(qū)半徑(Rp)。裂隙區(qū)半徑一般為裝藥半徑的10倍～15倍。即Rp=300 mm～450 mm。

3)炮孔排距b確定。炮孔排距根據(jù)經(jīng)驗(yàn)一般取b=2 m～4 m，暫取3.0 m。

4)炮孔孔距確定。上層孔孔底距頂板距離：為保證控頂區(qū)工作面端面頂板(煤)穩(wěn)定和防止發(fā)生架前冒頂，在頂煤下位要留設(shè)一定厚度的煤體不爆破，為減少矸石混入，上位也要留設(shè)一定厚度的煤體不爆破，一般取1.0 m～1.5 m，暫取1.0 m。下層孔孔底距底煤距離：下位頂煤破壞狀況主要受支架反復(fù)支撐力的控制。為使工作面端面穩(wěn)定，下位頂煤厚度應(yīng)大于爆破破碎區(qū)半徑Rp和支架反復(fù)支撐的破煤厚度,一般取0.8 m～1.5 m之間，暫取2.0 m。

5)孔口距及孔底距。孔口距根據(jù)巷道端面及施工技術(shù)取值0.4 m～0.7 m；孔底距取3.0 m；孔口及孔底距均可根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)頂煤爆破效果再進(jìn)行調(diào)整。

綜上可知爆破具體參數(shù)為：

爆破器材：2號(hào)抗水型銨銻炸藥、8號(hào)煤礦許用瞬發(fā)電雷管、FD/MFB-100型電容式發(fā)爆器。

藥卷參數(shù)：密度ρ=1.02 g/cm3；線裝藥密度3.0 kg/m；不耦合裝藥系數(shù)1.25；藥卷直徑60 mm；藥卷長(zhǎng)度350 mm；每卷重1.0 kg。

炮孔參數(shù)：直徑80 mm；孔長(zhǎng)25 m～28 m；封孔長(zhǎng)6.0 m～6.5 m；排距3.0 m；上層孔距頂板距1.0 m；下層孔距底煤距2.0 m；孔口距0.5 m；孔底距3.0 m。

順槽側(cè)安全隔離帶寬度：10 m。

4 爆破效果

1)因?yàn)楣に囅锊贾迷诰囗敯? m位置，因此可有工藝巷測(cè)頂煤厚度，從而能根據(jù)頂煤厚度以及每天的煤炭產(chǎn)量確定頂煤回收率，統(tǒng)計(jì)得出爆破后工作面煤炭采出率達(dá)到80%以上。

2)由綜放隊(duì)放煤工人觀察、統(tǒng)計(jì)大塊頂煤堵住放煤口的次數(shù)，發(fā)現(xiàn)爆破后幾乎不出現(xiàn)大塊頂煤堵住放煤口的現(xiàn)象。

[1] 張立其,李志軍.堅(jiān)硬厚煤層綜采放頂煤工藝巷預(yù)裂爆破開(kāi)采技術(shù)[J].中國(guó)煤炭,2011,37(10):50-51.

ZHANG Liqi,LI Zhijun.Pre-split Blasting Mining Technique of Full-mechanized Caving Mining Technology Roadway in the Hard Thick Coal Seam[J].China Coal,2011,37(10):50-51.

[2] 王家臣.堅(jiān)硬厚煤層頂煤預(yù)爆破參數(shù)研究[J].煤,2000,9(3):1-2.

WANG Jiachen.The Research on the Parameters of Blasting the Top-coal of Longwall Caving Technique in the Hard Thick Coal Seam[J].COAL,2000,9(3):1-2.

[3] 索永錄.綜放開(kāi)采堅(jiān)硬頂煤預(yù)先爆破弱化技術(shù)基礎(chǔ)研究[D].西安：西安科技大學(xué),2004.

[4] 譚云亮.井巷工程[M].北京：煤炭工業(yè)出版社,2007.

ParametersofPre-splittingBlastingofTopCoalonNo.1101WorkingFace

WANGYin

(BaozigouMiningCo.,Ltd.,ShanxiCoalImportandExportGroup,Linfen041204,China)

To improve the poor cavability of top coal in the fully-mechanized mining of No.1101 working face,pre-splitting blasting of the top coal was used to increase the fissure degree.We calculated rational blasting parameters to determining the pre-splitting blasting plan,which could decrease the top coal strength and lumpiness during the top coal caving,reinforce the top coal cavability,and increase the resource recovery rate.The results show that it is effective to improve the top coal cavability for the fully-mechanized mining by the pre-splitting blasting.

fully-mechanized mining; hard roof; pre-splitting blasting; blasting parameters

1672-5050(2017)04-0014-03

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.08.005

2017-05-08

王銀(1987-)，男，山西渾源人，大學(xué)本科，助理工程師，從事煤炭生產(chǎn)技術(shù)工作。

TD823

A

(編輯：樊 敏)