太原理工大学 山西太原 030024
摘要:以某矿130102工作面回风顺槽半煤岩巷道掘进为工程背景,结合其所处地质情况,对半煤岩巷道掘进爆破相关参数进行选择计算,并提出该巷道相关支护参数,通过工程实践,取得了良好的应用效果,实现了半煤岩巷道的快速高效掘进。
关键词:半煤岩;掘进爆破;支护;快速高效
1 工程地质情况
某矿开采13#薄煤层,13#煤层平均厚度0.90m,煤层倾角2~5°,平均3°,为井田稳定大部可采煤层,不含夹矸,结构简单。130102回风顺槽沿煤层底板掘进,为半煤岩道,主要以粉砂岩和泥岩为主,巷道断面呈梯形,掘进断面为10.38m2。水文地质情况简单,北部为130102回风顺槽,南部为130101工作面的回风顺槽,东部至矿井边界。
2 半煤岩巷爆破参数的选择计算
2.1 掏槽参数的选择
1)掏槽方式的选择
斜眼掏槽和直眼掏槽分别具有各自的优缺点,通过考虑各方面的因素进行比较,同时结合130102回风顺槽的爆破工程实践,所以本次方案初步确定的掏槽方式是选取二阶不同深度直眼掏槽,在煤层中布置煤眼,充分利用爆炸产生的能量,充分借助爆炸气体的体积膨胀向外扩散的作用,实现净煤岩推送出来,能够提高回收率。
2)掏槽炮眼深度
考虑到掏槽质量的好坏直接决定着煤矿巷道循环前进的尺度,所以在进行炮孔深度确定时,必须保证设计选取的炮孔深度能够满足快速掘进的要求。按照该矿工作面接替的要求,必须提高巷道掘进速度,每个循环净进度应在1.8m以上,考虑到掘进施工实际情况,我们设计掏槽深度比普通的炮眼深度要大0.2m,这样就能够保证爆破达到比较好的效果。相应就要求加长本次掏槽眼的深度,则炮眼深度设计为2.2m。一阶深度1.5m,二阶深度2.2m。一阶炮眼深度的设计有利于漏斗形腔体的形成,一次爆破后能够出现自由面,同时围岩也会出现大量裂缝,为二次爆破制造了有力条件,二次爆破设计深度主要是为了再次加大掏槽深度,在一次爆破减小了煤岩夹持力的基础上爆破,对已经初步破碎的煤岩加强抛掷效果,同时能够增大循环进尺。
3)掏槽炮眼间距及装药参数
在对掏槽眼进行设计时,设计炮孔间距的依据是破碎区的大小,即主要是根据柱状炸药在煤岩体中爆炸作用下产生的破碎效应作用区域的大小,以此来设计炮眼间距。由于掏槽设计没有采用通常的空孔,而是空孔内也装少量炸药,因此间距可以适当加大,在实际掏槽眼布置时取掏槽眼间距为400mm。受药卷规格φ32mm×200mm,每卷药0.15kg的限制,掏槽眼装四卷,长度800mm,掏槽炮孔装药0.6kg。
2.2 辅助眼参数设计
辅助眼能够实现两个功能,一方面是崩落大量的煤岩,一方面能够持续不断扩大掏槽,所以辅助眼的另外一种名称是崩落眼,崩落眼一般要布置的比较均匀,每个崩落眼之间一般相距600mm左右,布置在掏槽眼和周边眼之间,炮孔直线的方向和工作面垂直。辅助眼间距取620mm,辅助孔平均装药量取0.45kg,即装3卷乳化炸药。
2.3 周边孔爆破参数理论计算
对于光面爆破而言,选取不同的参数,就决定了具有不同的爆破效果和不同的爆破质量,实际爆破施工中,径向不耦合系数为1.6,选取不耦合装药,可以达到降低爆炸冲击压力的破坏作用的结果,选择这种装药方式,留给爆轰气体一个过程,使其膨胀,在此过程中,接触炮眼壁之前的这段膨胀过程中间,压力必然会有所降低,然后就会降低破坏作用。结合该矿使用的光爆炸药和钻孔直径以及试验场地岩石状况,本次试验选用经炸药厂专门生产的直径25mm光爆乳化炸药细药卷作为光爆周边孔使用炸药。
根据地层节理割切状况及岩石硬度、巷道断面规格,确定本巷道的周边眼孔距为500mm,最小抵抗线取值W=850mm,周边孔装药密集度为0.2~0.3kg/m。
2.4 起爆时差
为了实现最小的有害作用,同时获得最好的爆破效果,我们应该寻求最合理的起爆时差。应该把握的程度是将后发爆破起爆时间控制在先发爆破产生的作用应力没有消失之前,并且被爆岩体刚刚开始进行移动时候。此时启动后发爆破具有较多优点,由我国现在对爆破工程的研究结果可以推断掏槽孔、崩落孔之间的时间间隔和崩落孔、周边孔之间的时间间隔能够延长,崩落孔的理想爆破时间要在掏槽孔的爆破之后,在爆破之后,煤岩被崩离原来的位置,在煤岩中形成一定的空腔体,即产生自由面,然后周边孔再起爆,如果能够控制好起爆时间,这样在爆破之后,会得到比较好的光面效果。现在,在爆破中所使用的雷管有爆破延迟时间,大约时长为25ms,在实际应用中,我们可以采用一定的措施来扩大延迟时间,将延迟时间扩大至大约50ms,在抵抗线500~700mm时可以取得更更加良好的效果。
2.5 装药结构与起爆方式
1)装药结构
采用反向装药,对岩石向外运动更加有利,所以本设计方案予以采纳,反向装药的操作方法如下:把炸药放入炮眼眼底,接着装被动药包,顺序放好炸药之后,塞炮泥进行封孔,最主要的是将雷管和聚能穴和药包的聚能穴同时保持方向一致,同时指向炮眼眼口,这样,就能够实现由里向外传播的爆炸波,借助拉伸力来使岩石破碎,当掘进工作面是下山巷道时,反向装药这种方式进行爆破能够取得良好的爆破效果。
2)起爆方式
半煤岩巷道掘进过程中有两次爆破,为了方便煤炭与矸石的装车与运输,分别采用煤层起爆,和岩层起爆。这样能够将煤炭与岩石分开来,能够增加煤炭采出率。
3 半煤岩巷支护参数
130102回风顺槽采用锚杆、锚索、金属网、W钢带联合支护方案。巷道顶板呈菱形布置φ17.8mm×6000mm的钢绞线锚索,锚索间距为2000mm,排距为1800mm;同时布置5根φ22mm×2400mm的左旋螺纹钢锚杆,中间三根垂直于顶板布置,顶板角锚杆于水平方向呈75°布置,锚杆间距为900mm,排距为900mm;左右两帮各布置三根锚杆,上下两根锚杆于水平面呈15°夹角布置,中部锚杆垂直于帮布置,间距、排距均为900mm。
4 技术效果分析
按设计的爆破作业参数对巷道进行施工,88天共完成252个循环,共计掘进468.7m,平均每个循环可掘进1.86m,炮眼利用率可达到93%以上。爆破后的岩石块度适中,基本不会出现大块岩石,有利于装岩工作的进行。巷道成形良好,基本无欠挖现象,平均超挖量不超过150mm,优良率可达到80%以上。锚杆安装质量合格,抽样检验的锚杆锚固力均可达到指定要求。巷道从开挖支护后60d巷道变形逐渐稳定,巷道顶底板累计移近量为138mm,左右两帮累计移近量为180mm,该支护系统很好地维护了巷道的稳定性,实现了该类地质环境半煤岩巷道的快速安全掘进支护。
参考文献:
[1]李廷春,刘洪强.煤矿下山巷道爆破掘进技术试验研究[J].岩土力学,2012,01:35-40+47.
[2]王国明.岩巷快速爆破掘进的探讨[J].科技情报开发与经济,2007,10:272-273.
[3]侯凤才,康宇.半煤岩巷道控制爆破及围岩控制技术[J].煤炭科学技术,2011,11:48-50+54.
[4]黄金矿,孙志卓,刘欣.半煤岩巷道快速掘进的影响因素及改进措施[J].内蒙古煤炭经济,2015,04:84+89.
[5]孙建俊.半煤岩巷道的快速掘进分析[J].能源与节能,2016,10:150-151.
作者简介:
冯振江(1984-),男,汉族,籍贯山西大同,本科,太原理工大学,采矿工程,工程师,现从事煤炭技术工作。