李明欽
(陽煤集團三礦生產(chǎn)技術(shù)部 ,山西 陽泉 045000)
某礦8210工作面可采走向長度為1700m,傾斜長度為163m,煤層均厚為5.5m,平均傾角為6°,平均含1~2層夾矸,直接頂為細砂巖,均厚2.3m,基本頂為中粗砂巖,均厚18.2m,工作面采用大采高綜合機械化采煤方法,由于工作面頂板為堅硬頂板,根據(jù)相鄰8212綜采工作面資料顯示,在未對頂板采取任何措施時,回采過程中出現(xiàn)支架壓架事故且煤壁片幫現(xiàn)象頻繁發(fā)生,最大片幫深度達4m,工作面端面頂板的最大下沉量大1.1m,嚴重影響了工作面的回采,故為保障8210工作面回采工作的順利進行,需對工作面頂板進行提前處理。
根據(jù)相關(guān)研究表明基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)對工作面支架支護強度、直接頂?shù)南鲁亮康挠绊懸?guī)律如圖1所示。
通過分析圖1(a)可知,當大采高工作面直接頂?shù)南鲁亮吭诳煽胤秶鷥?nèi)時,支架的支護強度p會隨著基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角的增大而逐漸增大[1-2],工作面支架支護強度的作用機理可近似用下式表達:
式中:p為支架的支護強度,MPa;Ez為直接頂?shù)膹椥阅A?,MPa;dm為端面距,m;B為煤壁的片幫深度,m;∑h為直接頂厚度,m;θ為基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角,°;lz為支架的頂梁長度,m;
圖1 基本頂回轉(zhuǎn)對液壓支架的影響
根據(jù)圖1(b)可知,在支架的支護強度保持不變時,直接頂?shù)南鲁亮繒S著回轉(zhuǎn)角的增大呈現(xiàn)出線性增大的趨勢,出現(xiàn)這種現(xiàn)象的原因主要為當支架的支護強度不發(fā)生變化時直接頂?shù)膲嚎s變形量也不會出現(xiàn)變化,進而致使基本頂回轉(zhuǎn)角度的增大后直接頂?shù)南鲁亮勘厝粫饾u增大,基本頂回轉(zhuǎn)對直接頂?shù)南鲁磷饔玫臋C理表達式為:
式中:Δy為頂板的下沉量,m;dm為端面距,m;B為煤壁的片幫深度,m;θ1為基本頂?shù)膲嚎s變形量,m;θ為基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角,°。
根據(jù)相關(guān)基于壓桿理論的研究表明[3-4],煤壁發(fā)生片幫失穩(wěn)的變形量和煤壁的片幫深度的表達式為:
式中:Δh為煤壁片幫失穩(wěn)的臨界變形量,m;B為煤壁的片幫深度,m;θ為煤壁片幫深度與基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角,°;M為工作面采高,m;l為斷裂線至煤壁的距離,m;根據(jù)該礦大采高工作面周期來壓的距離為6m,支架頂梁的長度為4.67m,基本頂斷裂線距煤壁l=1.33m,采高M=5m,選取不同的基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角度代入式(3)中能夠得出隨著基本頂回轉(zhuǎn)角度的增大煤壁的片幫深度B也會逐漸增大,極限片幫深度趨于基本頂斷裂線至煤壁的距離,出現(xiàn)這種現(xiàn)象的主要原因為直接頂下沉量的增大,導致基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角度增大,從而煤壁受到直接頂?shù)淖鳂I(yè)會增大致使煤壁片幫深度會相對的增大。
1)放頂步距。根據(jù)相鄰8212工作面的回采資料顯示,直接頂?shù)某醮慰迓洳骄嗥骄鶠?5m,基本頂?shù)某醮魏椭芷趤韷悍謩e約為50m和30m,結(jié)合上述基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)對液壓支架和煤壁片幫情況的影響,綜合分析上述因素后,確定初次放頂步距和周期放頂步距分別為25m和20m。
2)放頂孔垂深。工作面放頂孔的垂深Hf的表達式為:
式中:M為工作面的采高,m;Kp為巖石的碎脹系數(shù);δ為頂板垮落的空隙,m;根據(jù)8210工作面的地質(zhì)情況取M=5.5m,Kp=1.4,δ=0.5m,將上述數(shù)據(jù)代入式(4)中能夠得出放頂孔的平均垂深應不小于13m。
3)單位炸藥消耗量。對于單位體積的巖石所需要的炸藥消耗量qzy的表達式為:
式中:S為爆炸斷面面積,取為260m3;ke為炸藥的校正系數(shù),取為525/P,f為巖石的堅固系數(shù),取為8,將上述數(shù)據(jù)代入式(5)中能夠計算得出單位炸藥量為0.23kg/m3。
4)最下抵抗線。松動爆破漏斗的形式的最小抵抗線W,標準爆破的漏斗半徑rL的表達式分別如下:
式中:nL為松動爆破漏斗的作用指數(shù),取為0.75;ρ0為炸藥的密度,g/cm3;W'為標準爆破松動漏斗的最小抵抗線,m;rb為裝藥半徑,m;rL為標準爆破漏斗的半徑 ,m;mjk=0.8~2;qzy為 單 位 炸藥 消 耗量 ,為0.23kg/m3,基于此能夠計算出松動爆破漏斗的最小抵抗線W=4.3m。
5)鉆孔布置深度及層數(shù)。依據(jù)設計的放頂垂深和最小抵抗線數(shù)據(jù),確定工作面周期放頂按照雙層進行布置,切頂孔按照3層進行布置,切頂孔的長度為25m,放頂孔的深度為40m,具體放頂鉆孔和切頂鉆孔的布置的各項參數(shù)如圖2、圖3所示。
圖2 放頂鉆孔的布置的各項參數(shù)示意圖
圖3 切頂鉆孔布置的各項參數(shù)示意圖
6)周期放頂孔角度。根據(jù)圖2中周期放頂孔的的各項參數(shù)的表達式為:
式中:α1和α2分別為工作面周期放頂孔的數(shù)值角度,°;lz為支架頂梁的長度,取為5.1m;L'為工作面周期放頂孔無裝藥段的最小長度,取為16m;Lf為工作面周期放頂孔的長度,取為40m;L1為工作面周期放頂孔的水平長度,取為37.8m;β1為工作面周期放頂孔的水平角度,°;據(jù)此得出 α1=25°、α2=18°、β1=7°。
7)切頂孔豎直角度。根據(jù)圖3中工作面切頂鉆孔的各項參數(shù),其表達式為:
式中:L"為工作面切頂孔無藥段的最小長度,取為9m;L2為工作面切頂孔的長度,取為25m;其余參數(shù)的含義及取值同上,將上述數(shù)據(jù)代入式(8)中能夠得出 α3=40°、α4=30°、α5=20°。
8)放頂孔裝藥長度、裝藥量及裝藥結(jié)構(gòu)。根據(jù)8210工作面頂板的具體巖性、炸藥的種類和放頂孔的布置形式,并結(jié)合裝藥系數(shù)確定放頂孔的裝藥長度,由每米裝藥量=3.14×r2ρ0,r為放頂孔的直徑,r=32.5mm,ρ0為炸藥的密度,g/cm3,基于此計算得出每米的裝藥量為3.32kg/m??紤]到深孔爆破的裝藥量應小于放頂孔裝藥總量的2/3,故計算出裝藥長度為24m,單孔最大裝藥量為48kg,炸藥采用三級煤礦巖石乳化粉末炸藥,并采用正向裝藥進行裝藥作業(yè)。
9)放頂孔的布置形式。為了保證工作面回采工作的正常進行,保證工作面放頂效果,設計在開切眼內(nèi)布置切頂孔,初次放頂孔設置在回采巷道內(nèi),具體放頂孔的布置形式如圖4所示,在切頂孔滯后支架切頂線1m時進行切頂放頂作業(yè),在工作面距離切頂孔25m時,在兩回采巷道中進行初次放頂作業(yè);對于工作面的周期放頂鉆孔將其布置與工作兩側(cè)的回采巷道中,一般在超前工作面55~90m,放頂孔間的間距為20m,在工作面煤壁與周期放頂孔之間的間距為10m時應及時停止回采作業(yè),進行放頂以此保證頂板的及時垮落。
圖4 放頂鉆孔的布置形式
8210大采高工作面回采作業(yè)時共發(fā)生煤壁片幫情況4次,片幫的最大深度為1m,最大寬度為3m,片幫的最大高度為2m,將其與相鄰未采取超前松動爆破強制放頂?shù)?212工作面在回采過程中煤壁的片幫情況對比分析知8210工作面回采期間煤壁片幫情況得到了有效控制,片幫程度和片幫的深度大大減小;另外通過對8210工作面回采期間液壓支架的監(jiān)測可知,回采過程中未出現(xiàn)過支架壓架情況,支架的時間加權(quán)平均阻力占到額定工作阻力的65.7%,末阻力占到額定工作阻力的67.2%,基于此可知工作面回采過程中支架的穩(wěn)定性較好。
通過具體分析基本頂角度對液壓支架和煤壁的影響規(guī)律,并結(jié)合頂板巖層情況和相鄰工作面的資料對超前松動爆破方案進行具體設計,8210工作面采用超前爆破方案后,工作面回采過程中煤壁片幫情況得到了有效控制,且支架的穩(wěn)定性較好,保證了生產(chǎn)。