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      堅(jiān)硬頂板爆破弱化方式研究

      2015-04-04 18:49:05任安大
      山西煤炭 2015年5期
      關(guān)鍵詞:淺孔裝藥量步距

      任安大

      (山西省中陽縣國土資源局,山西呂梁 033400)

      堅(jiān)硬頂板爆破弱化方式研究

      任安大

      (山西省中陽縣國土資源局,山西呂梁 033400)

      基于把堅(jiān)硬頂板假設(shè)為固支梁的基本理論,對(duì)常見的5種頂板爆破弱化的手段進(jìn)行研究,主要對(duì)比其垮落后的步距和鉆孔量,結(jié)果表明端部切斷放頂爆破垮落步距最小,超前深孔預(yù)裂爆破需要的鉆孔量最小,并對(duì)其爆破參數(shù)進(jìn)行了研究,計(jì)算合理的炮孔裝藥量為7.93 kg/孔,結(jié)果表明在工程中有效的減少了來壓步距和瓦斯的積聚。

      堅(jiān)硬頂板;爆破;弱化;瓦斯積聚

      堅(jiān)硬頂板目前存在的主要弱化方式有兩種,一是注水軟化,通過改變其巖體內(nèi)部結(jié)構(gòu)和巖石的力學(xué)參數(shù),使頂板垮落步距減少,其缺點(diǎn)在于改變所需要的時(shí)間較長,效果不會(huì)立即出現(xiàn),而且對(duì)巖石的要求較高,即能夠吸水軟化后的強(qiáng)度下降較大。二是采用爆破弱化,任衛(wèi)兵[1]采用弱化的手段對(duì)工作面的來壓進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)分析,表明了爆破弱化的作用;崔永杰[2]采用了爆破弱化后對(duì)防治瓦斯的突然涌出起到了作用;文章[3~6]則對(duì)堅(jiān)硬頂板的處理方式進(jìn)行了研究;王開[7]等對(duì)放頂?shù)姆绞竭M(jìn)行了有益的探討,但上述研究對(duì)垮落步距的研究較少。

      本文主要研究了不同爆破位置的鉆孔情況,對(duì)弱化堅(jiān)硬頂板后垮落步距的變化,并對(duì)超前深孔預(yù)裂爆破的參數(shù)進(jìn)行了研究,對(duì)堅(jiān)硬頂板的弱化具有指導(dǎo)意義。

      1 弱化方式選擇

      根據(jù)頂板弱化的機(jī)理和爆破鉆孔的位置,把控制放頂分為循環(huán)淺孔爆破、端部切斷放頂爆破、中部拉槽爆破、超前深孔預(yù)裂爆破、地面深孔爆破五種方式。

      堅(jiān)硬的破壞可以簡化看做為固支梁,其拉應(yīng)力達(dá)到極限抗拉強(qiáng)度發(fā)生破壞:

      1.1 循環(huán)淺孔爆破

      循環(huán)淺孔爆破指按照一定的循環(huán),依次布置淺孔,安裝炸藥進(jìn)行爆破,使堅(jiān)硬頂板部分垮落,減少其厚度,同時(shí)垮落的堅(jiān)硬矸石作為支撐系統(tǒng)的一部分,支撐上部底板。圖1為循環(huán)淺孔爆破巖梁力學(xué)模型。

      式中:L1為爆破后的極限跨度,m;a為傳遞載荷的改變因子;hc為堅(jiān)硬頂板剩余的高度,m。

      當(dāng)L1為爆破前長度L0的1/n時(shí),可推導(dǎo)出hc

      需要布置鉆孔的高度hL為:

      1.2 端部切斷放頂爆破

      圖2為端部切斷巖梁力學(xué)模型。端部切斷,是指在開切眼處鉆孔,使之產(chǎn)生預(yù)裂,改變頂板的垮落狀態(tài),由兩邊固支的固支梁轉(zhuǎn)換為一邊懸空的懸臂梁,則初次垮落步距為:

      那么,L2為爆破前長度L0的

      1.3 中部拉槽爆破

      中部拉槽爆破,是指當(dāng)工作面的懸頂距超過了極限垮落步距的一半時(shí),在中部布置炮眼,主要對(duì)懸頂?shù)拈L度進(jìn)行控制。圖3為中部拉槽巖梁力學(xué)模型。

      若要求拉槽后的頂板斷裂步距是正常垮落的1/n,則要求的拉槽深度hl推算如下:

      1.4 超前深孔預(yù)裂爆破

      圖4為超前深孔預(yù)裂爆破巖梁力學(xué)模型。此法主要是在順槽施工超前工作面爆破鉆孔,使頂板發(fā)生預(yù)先破斷,通過減小頂板前方抗彎截面模量,從而縮短極限垮落步距。

      1.5 地面深孔爆破

      此法主要是在地面進(jìn)行鉆孔,孔底到達(dá)采空區(qū)處的堅(jiān)硬頂板處,強(qiáng)制放頂制造大面積的垮落,使來壓變平穩(wěn)。主要適用于垮落的頂板面積較大,上述的其中幾種方式較危險(xiǎn);埋深較淺,采用地面鉆孔爆破在技術(shù)上可以控制、經(jīng)濟(jì)上合理。圖5為不同爆破方式的鉆孔量。

      根據(jù)式(5)、(6)、(10)、(12),并假定當(dāng)n=2,即當(dāng)采用各種爆破方式后的垮落步距為正??迓洳骄嗟?/2時(shí),所需要的鉆孔量為:

      循環(huán)鉆孔爆破:

      式中:a為傳遞載荷的改變因子,根據(jù)文獻(xiàn)[7]的計(jì)算,選擇a為0.3。

      端部切斷放頂爆破:

      中部拉槽爆破:

      超前深孔預(yù)裂爆破:

      由圖5和上述的計(jì)算可知,超前鉆孔時(shí)所需要的鉆孔長度最小,體現(xiàn)了工程量最少,在同樣的破斷步距時(shí)所需的炸藥量最少。采用端部切斷放頂時(shí),所需要的炸藥量較多,但破斷的步距僅為正常步距的;隨著垮落步距的減小,所需的炸藥量增加,而且趨向于平穩(wěn),最終值為整個(gè)堅(jiān)硬頂板的厚度。

      2 超前深孔預(yù)裂爆破技術(shù)方案

      2.1 頂板爆破高度

      根據(jù)關(guān)嶺山頂板的鉆孔顯示,頂板K2石灰?guī)r的總厚度為9.7m,其中包括0.7m的軟弱泥巖,認(rèn)為有效高度為9m,則:

      2.2 爆破炮孔間距

      根據(jù)斷裂力學(xué)的計(jì)算,其間距為:

      式中:K為堅(jiān)硬頂板的調(diào)整參數(shù),一般為15~20;R為鉆孔直徑,m;f為頂板的普氏系數(shù);σc單軸抗壓強(qiáng)度,根據(jù)巖石力學(xué)參數(shù)實(shí)驗(yàn),取100 MPa。

      取間距P為3m。

      2.3 裝藥量

      根據(jù)預(yù)裂爆破炸藥量的公式[9]:

      式中:Qx線為單位長度的裝藥量,g/m;D為炮孔直徑,m;由于受巖石強(qiáng)度和施工設(shè)備的的要求,經(jīng)驗(yàn)參數(shù)為60~90mm,取70mm。

      代入?yún)?shù)得:

      所以,裝藥長度為4.5m時(shí),炮孔裝藥量為7.93 kg/孔。

      3 結(jié)論

      1)通過對(duì)5種弱化方式的比較,選擇了在同樣垮落步距情況下鉆孔和裝藥量最小的超前深孔預(yù)裂爆破,并對(duì)其爆破參數(shù)進(jìn)行了設(shè)計(jì),保證炮孔裝藥量為7.93 kg/孔。

      2)通過現(xiàn)場(chǎng)的實(shí)測(cè),經(jīng)過弱化以后的初次來壓步距由原來的15m變成了5m。

      3)由于超前預(yù)裂的作用,一方面通過爆破提前釋放了堅(jiān)硬頂板的瓦斯,另一方面在來壓期間防止了瓦斯的突然大量的急劇,說明了此方法的成功性。

      [1]任衛(wèi)兵,廖學(xué)東,陳言可.堅(jiān)硬頂板弱化條件下首采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[J].煤礦安全,2013,4(34):217-223.

      [2]崔永杰,孫祺,鄭躍兵,等.堅(jiān)硬頂板弱化處理防止瓦斯驟然涌出[J].煤炭技術(shù),2011,30(12):80-82.

      [3]靳鐘銘,徐林生.煤礦堅(jiān)硬頂板控制[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1994.

      [4]朱德仁,錢鳴高,徐林生.堅(jiān)硬頂板來壓控制的探討[J].煤炭學(xué)報(bào),1991,16(2):11-18.

      [5]周昆雄.預(yù)裂爆破線裝藥量計(jì)算式的理論研究[J].云南水力發(fā)電,2009,1(25):15-19.

      [6]曹民遠(yuǎn).急傾斜特厚煤層間巖柱地面深孔爆破預(yù)裂試驗(yàn)及效果研究[J].中國煤炭,2014,40(S):55-57.

      [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),2009,11(28):2320-2327.

      Study on Blasting Weakening of Hard Roofs

      REN Anda
      (Land and Resources Bureau of Zhongyang County,Lvliang 033400,China)

      Based on an assumption of taking hard roofs as clamped beams,five common blasting weakeningmethods ofroofs were studied.Step distance and drill-hole number before and after the collapse were compared.The results show that collapsing step distance isminimum when end roof caving blasting and advanced deep-hole pre-splitting blasting needs least drill-holes.Blasting parameters were studied. By calculation,the reasonable explosive charge of boreholes was determined to be 7.93 kg per hole,which effectivelyreduced the weightingintervals and gas accumulation in the engineering.

      hard roof;blasting;weakening;methane accumulation

      TD327.2

      A

      1672-5050(2015)05-0050-03

      10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.017

      (編輯:劉新光)

      2015-06-22

      任安大(1962-),男,山西中陽人,在讀本科生,助理工程師,從事煤礦安全管理工作。

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