130102回风顺槽快速掘进及巷道支护技术研究

1、130102 回风顺槽快速掘进及巷道支护技术研究 宋文亮 汾西矿业集团高阳煤矿 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; 作者简介：宋文亮 (1985-) , 男, 毕业于辽宁工程技术大学采矿工程专业, 助理工程师。收稿日期：2017-4-26130102 return air along the trough rapid drivage roadway supporting technology and researchSong Wenliang Fenxi Mining Industry Gaoyang Coal Industry; Abstract： To mine 130102 face return air along the trough the engineering background of half coal rock

2、drivage, combining with its geological condition, half coal rock drivage selection of blasting parameters, and puts forward the relevant supporting parameters of roadway, through the engineering practice, has obtained the good application effect, achieved half coal rock drivage and efficiently.Keyword： Half coal rock; tunneling blasting; supporting; fast and efficient; Received： 2017-4-261 工程地质情况某矿开采 13 号薄煤层, 煤层平均厚度 0.90m, 煤层倾角 25, 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

3、泥岩为主, 巷道断面呈梯形, 掘进断面为10.38m。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炸药、雷管的需求量, 和钻眼的任务量主要受炮眼数量的影响, 同时炮眼数量也影响着顺槽中的围岩是否稳定, 130102 回风顺槽原有设计的爆破方案的炮眼数量多, 相应的用于钻眼的工作量就很大, 需要消耗的时间长, 需要消耗的人员设备较多, 同时雷管、炸药的需求量也大;另一方面, 如果炮眼数目太少, 就会出现爆破不到位的问题, 爆破质量不好, 煤岩的破碎质量不好, 会严重影响到装运煤岩, 同时会延迟巷道顺槽的掘进工作的效率, 因此综合考虑该掘进面炮眼个数取 37 个, 炮眼深度取 2m, 国内在巷道掘进方面采用的规格较多的是32mm, 35mm 2 种规格的药卷。考虑到炮眼直径需要比药卷直径大, 并且最好大68mm, 所以炮眼直径采用较多的是 4042mm。2.1 掏槽参数的选择2.1.1 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 13010

4、2 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。2.1.2 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。2.1.3 掏槽炮眼间距及装药参数在对掏槽眼

5、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 32mm200mm, 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。2.2.1 辅助孔最小抵抗线与间距经过分析, 崩落眼的最小抵抗线可以由公式进行计算来定:式中: 0为装药密度, kgm, 取=1050kg/m;d b为装药直径, m, d b=0.04m;q 为单位体积炸药消耗量 (kg/m) , 取 q=1.45kg/m; 为炮眼装药系数, 该处岩层较为破碎取 0.3;m 为炮眼密集系数,

6、取 m=0.7。经计算, 可知 , 校正得W=0.85m, 辅助眼间距取值为 ar= (0.8:1.3) W, 工程实际取 ar=620mm。2.2.2 辅助孔装药量辅助孔的装药量可由下列公式求得:式中:q 为单位体积装药消耗量 (kg/m) , 取 q=1.45kg/m;ar为爆破间距, ar=0.62m;W 为辅助孔抵抗线, W=0.85m;L 为炮孔深度, L=2.0m; 为炮眼所在部位系数取 =0.3。带入计算可得:Q=1.450.620.32.00.85=0.46kg, 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

7、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 0.20.3kg/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, 应寻求最合理的起爆时差。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 500700mm 时可以取得更加良好的效果。2.5 装

8、药结构与起爆方式2.5.1 装药结构为了能够达到理想的爆破质量, 巷道断面成形良好, 采用集中连续装药来布置掏槽眼和辅助掏槽眼, 除了周边眼, 其余炮眼都使用大药卷进行连续装药, 并且增大炮眼的堵塞厚度, 堵塞厚度芏 40cm, 本设计采取堵塞长度为 50cm, 同时采用小药卷对周边眼进行单段空气柱装药。采用的炸药材料是二级矿用乳化炸药, 其抗水性极强, 并且间隙效应不是特别明显, 爆炸速度比较高, 就猛度而言, 比硝铵炸药要高, 可以高达 18mm 左右, 同时具有较高的安全性能, 在大多数不同类型的煤岩爆破掘进中得到普遍应用。如果采用反向装药, 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。2.5.2 起爆方式半煤岩巷道掘进过程中有 2 次爆破, 为了方便煤

9、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。在这个过程中, 应该先进行煤层起爆, 按照由小到大的顺序 1 号, 2 号, 3 号, 4 号, 5 号掏槽眼作为一阶段掏槽, 用一段电雷管起爆爆破, 7 号, 8 号, 9 号, 10 号掏槽眼, 作为二阶段掏槽, 用电雷管起爆, 第二阶段掏槽结束后, 随后紧接着起爆的有 6 号周边眼, 11 号周边眼, 和 12 号底眼、13 号底眼、14号底眼、15 号底眼、16 号底眼、17 号底眼以及 18 号底眼, 爆破时采用 3 段电雷管起爆。爆破结束后, 开始煤炭装运, 将煤炭运出掘进工作面, 继续爆破挖掘工作, 将爆落下的煤炭运出掘进工作面之后, 开始第 2 次爆破, 开始岩层爆破, 首先对 19 号辅助眼, 20 号辅助眼, 21 号辅助眼, 22 号辅助眼以及 23 号辅助眼进行爆破, 然后对周边眼进行爆破, 这一轮爆破结束以后, 开始进行矸石的装运, 直到将掘进工作面的所用矸石清理完毕, 不影响工作面的相关操作即可, 然后可以开始下一轮的爆破工作。该面炮眼布置如图 1 所示。图 1 工作面炮眼布置图 下载原图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 17.8mm6000mm 的钢绞线锚索, 锚索间距为 2000mm, 排距为1800mm;同时布置 5 根 22mm2400mm 的左旋螺纹钢锚杆, 中间 3 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 3 根锚杆, 上下 2 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。巷道断面支护如图 2 所示。图 2 巷道支护参数示意图 下载原图4 技术效果分析按设计的爆破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

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