官地矿坚硬岩层深孔聚能爆破切顶沿空留巷技术研究.pdf

官地矿坚硬岩层深孔聚能爆破切顶沿空留巷技术研究柳建琦（山西焦煤西山煤电官地矿，山西太原030053）摘要：为了解决官地矿传统爆破卸压造成破碎区范围深度浅、范围广的现象，以 23512 工作面为工程背景，提出采用聚能爆破进行切顶卸压。利用数值模拟软件对聚能爆破的参数进行研究，分别对炮孔间距、炮孔直径和径向不耦合系数等进行研究，确定最佳炮孔间距为 1.2 m、炮孔直径为 70 mm、径向不耦合系数为 1.6。对模拟结果进行工业化试验，经过聚能爆破后，巷道顶板下沉量及两帮移近量有了明显降低，达到了弱化顶板的目的。关键词：聚能爆破；炮孔间距；围岩变形；数值模拟中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1672-1152（2023）09-0201-030引言我国煤炭资源储量十分丰富，在多年的煤炭开采过程中，坚硬顶板仍是制约矿井开采最为重要的原因之一。为保证巷道稳定性，许多煤矿采用增大护巷煤柱的方法进行支护，煤炭资源浪费较为严重。为了解决坚硬顶板问题，众多学者对其进行治理研究。目前，针对坚硬顶板问题主要的治理措施有爆破切顶卸压、水力切顶卸压和静力切顶卸压，每种切顶卸压方法具有各自的优势。爆破切顶卸压作为最为常见的卸压方式，具有操作简单、施工方便的优点1，但普通爆破过程中，爆炸能量向四周扩散，爆轰压力均匀施加于炮孔壁，使得大部分能量直接作用于破碎岩体，造成破碎区范围深度浅、范围广的现象，未能达到理想效果2。因此，本文以官地矿 23512 工作面为工程背景，基于传统爆破采用聚能爆破切顶卸压，有效解决传统爆破卸压存在的不足，为矿井坚硬顶板问题的解决提供参考。1矿井概况及数值模拟官地井田位于太原市西南 17.5 km 处郊区，井田面积 74.593 1 km2，矿井核定生产能力 390 万 t。23512工作面主要开采 3 号煤层，煤层平均厚度为 3.5 m，煤层倾角为 28，平均倾角为 5。由于现开采煤层顶板较硬，为了解决传统爆破卸压造成破碎区范围深度浅的问题，设计采用聚能爆破切顶沿空留巷技术，实现顶板定向断裂，达到切顶卸压的目的。聚能爆破是指在传统爆破的基础上，按照人为设定使得爆破能量沿着指定方向流通，在顶板位置形成聚能流，将聚能流集中在预先设定的方向上。此时,聚能爆破能源传播则会具备传统爆破不具备的定向性，有效减小了粉碎区的半径，顶板将沿着指定方向进一步发育，有效增加裂隙发育区，实现顶板定向断裂，达到切顶卸压的目的。为了实现聚能爆破效果最佳化，对聚能爆破的参数进行优化研究。对聚能爆破切顶卸压参数进行研究，根据前人研究可知，炸药爆破产生的冲击波和爆轰气体共同作用于岩石。在外力的作用下，岩石裂纹发育、扩展，冲击波在岩体裂隙扩展过程中起到促进裂隙发育的作用3-4。选用 ANSYS 数值模拟软件进行模拟研究，根据岩体连续、各项同性、弹塑性的假设，选择MAT_PLASTIC_KINE MATIC 来模拟岩石材料，岩石力学参数如下：密度为 2 600 kg/m3、泊松比为 0.15、切线模量为 3.5 GPa、抗压强度为 60 MPa、抗拉强度为10 MPa、屈服模量为 36 MPa。炸药采用二级乳化炸药，模型设定的参数如下：聚能罩采用锥形，夹角为60，炮孔直径为 70 mm、介质为空气，径向的不耦合系数为 1.6，分别模拟不同炮孔间距下的爆破效果，选定爆破间距分别为 0.6 m、0.8 m、1.0 m、1.2 m 和1.4 m。炮孔间距 1.2 m 应力云图及不同间距下压应力情况如图 1 所示。收稿日期：2022-10-31作者简介：柳建琦（1989），男，本科，毕业于河南理工大学采矿工程专业，工程师，主要从事煤矿生产技术管理工作。总第 212 期2023 年第 9 期山西冶金Shanxi MetallurgyTotal 212No.9，2023DOI:10.16525/14-1167/tf.2023.09.0781-2不同间距下压应力曲线图 1炮孔间距 1.2 m 应力云图及不同间距下压应力曲线1-1炮孔间距 1.2 m 应力云图454035302520151050-504080120160200时间/滋s0.6 m0.8 m1.0 m1.2 m1.4 m技术应用山西冶金E-mail:第 46 卷图 2不同炮孔直径下压应力曲线根据模拟结果可知，不同炮孔间距下压应力分布情况较为相似，当炮孔间距过大时（1.4 m）时，炮孔中心线未达到应力的叠加，且未贯穿。而当炮孔间距较小时，压应力叠加区域逐步增大。观察不同炮孔间距下压力曲线可知，监测点多的压力随时间增大呈现先增大后减小的趋势，形状类似“三角形”。炮孔间距越大，测点压应力峰值则越小，且测点达到峰值时间呈现增大趋势。当炮孔间距设定为 0.6 m 时，此时压应力峰值约为 44.6 MPa。增大孔间距至 0.8 m 时，压应力峰值为 41.2 MPa。间距增大为 1.0 m 时，压应力峰值约37.5 MPa。间距为 1.2 m、1.4 m 时，压应力峰值分别为31.5 MPa、25.2 MPa。聚能爆破切顶目的是达到炮孔间裂隙贯通，需要两炮孔之间趋于裂隙基本贯穿，同时又将爆破消耗降到最低。当炮孔间距为 1.4 m 时，爆破效果不佳，未达到孔间贯通。孔间距1.2 m 时，此时岩体破碎严重，裂隙发育明显，爆破消耗较大。因此，聚能爆破最佳炮孔间距选定为 1.2 m 时较为合适。对不同炮孔直径下的爆破效果进行分析，爆破直径分别选定为 50 mm、60 mm、70 mm、80 mm 和90 mm。不同炮孔直径下压应力分布情况如图 2 所示。对不同装药直径下压应力峰值进行分析。不同炮孔直径下监测点的压应力同样呈现出先增大后减小的趋势，曲线呈“三角形”分布。压应力峰值随着炮孔直径增加呈现逐步增大的趋势，且随着直径的增大，此时测点达到压应力峰值的时间也随之增加。当设定的炮孔直径为 50 mm 时，岩石的压应力峰值为28.2 MPa。而当炮孔直径增大至 60 mm 时，此时的岩石压应力峰值约为 33.2 MPa。二者均未达到最大动态抗拉强度，裂隙未完全扩展，爆破未达到要求。当设定炮孔直径为 70 mm、80 mm 和 90 mm 时，岩石的压应力峰值均大于最大动态抗拉强度 35 MPa，能够满足爆破要求。综合考虑爆破成本的原因，确定炮孔直径为 70 mm。对不同径向不耦合系数下岩石的爆破效果进行分析，径向不耦合系数分别选择 1.2、1.4、1.6、1.8 和2.0 进行研究。不同径向不耦合系数下岩石应力分布曲线如图 3 所示。从图 3 可以看出，不同不耦合系数下，整体压应力分布情况类似，均呈“三角形”分布，随着时间的增大压应力呈现先增后减的趋势。随着径向不耦合系数的增大，岩石内部压应力峰值呈现先增大后减小的趋势。同时，观察不同径向耦合系数下压应力峰值出现的时间可以看出，不耦合系数越大，峰值出现的时间越晚。当不耦合系数为 1.2、1.4 和 1.6 时，岩石的压应力峰值依次为 36 MPa、40 MPa 和 45 MPa，压应力峰值能够达到最大动态抗拉强度，裂隙充分发育和扩展，满足爆破要求。而当不耦合系数为 1.8 和 2.0 时，压应力峰值为 35 MPa 和 27 MPa，压应力峰值有了明显的下降。因此，最佳不耦合系数为 1.6。2工业化试验根据模拟结果进行工业化试验，在工作面回风顺槽进行聚能预裂爆破。根据顶板岩性结合模拟结果确定钻孔孔径为 48 mm，外径为 40 mm、聚能管壁厚为1.8 mm、钻孔间距火 1.2 m、深度为 6 m。完成爆破后对巷道表面位移进行监测，对沿空留巷围岩变形量进行监测。在开切眼每隔 10 m 设置一个测站，运用十字交叉法监测巷道顶底板及两帮的变形情况，巷道围岩变形情况如图 4 所示。从图 4 可以看出，在无聚能爆破时，此时顶板变形量及两帮移进量随距工作面距离减小呈现减小的趋势。在距离工作面后方 200500 m 时，顶板变形量及两帮移进量变化趋势较缓。在工作面后方 0100 m 时，变形量变化幅度急剧增加。在工作面后方500 m 位置顶板变形量和两帮移进量均达到最大值，图 3不同径向不耦合系数下下压应力曲线图 4巷道围岩变形曲线504030201000102030405060708090100时间/滋s50 mm60 mm70 mm80 mm90 mm50403020100-10020406080100120140时间/滋s1.21.41.61.82.08007006005004003002001000-100-600-500-400-300-200-100100200距工作面距离/m爆破前两帮移进量爆破后两帮移进量爆破前顶板下沉量爆破后顶板下沉量0202窑窑2023 年第 9 期最大值分别为 309 mm、702 mm。通过聚能爆破后，顶板变形量及两帮移进量变化趋势无较大变化，顶板变形量及两帮移进量分别减小为 169 mm 和 450 mm，顶板下沉量较未切顶前减小了 281 mm，两帮移进量减小了 252 mm。可以看出，通过聚能爆破切顶卸压，可以有效达到顶板弱化效果，控制围岩变形，有效保障了巷道稳定性。3结论1）通过对不同炮孔间距下测点压力峰值进行分析发现，随着炮孔间距增大，压力峰值逐步增大，达到峰值的时间也同样增大，最佳炮孔间距为 1.2 m。2）对不同装药直径下应力峰值进行分析。不同炮孔直径下监测点的压力同样呈现出先增大后减小的趋势，最佳炮孔直径为 70 mm。3）随着径向不耦合系数的增大，岩石内部压力峰值呈现先增大后减小的趋势，最佳不耦合系数为 1.6。经过工业化实践发现，通过聚能爆破，巷道顶板下沉量及两帮移近量有了明显的降低，达到了弱化顶板的目的。参考文献1尤元元，崔正荣，张西良，等.爆破中双线型聚能药包最佳成缝角度J.爆炸与冲击，2023（2）：142-156.2张琪.多层复合空区安全高效爆破处理技术J.露天采矿技术，2022，37（1）：65-68.3朱礼渊.聚能切割光面爆破技术在谷家台铁矿的应用J.现代矿业，2021，37（11）：65-67.4程绘朋，冯金辉，高燎原.聚能爆破技术在硬岩巷道快速掘进中的应用J.内蒙古煤炭经济，2021（7）：126-127.（编辑：郭萍茹）Research on the Technology of Cutting Top and Retaining Roadway Along the Gob by DeepHole Energy Accumulation Blasting in Hard Rock Strata of Guandi MineLiu Jianqi（Shanxi Coking Coal Xishan Coal Electricity Guandi Coal Mine,Taiyuan Shanxi 030053,China）Abstract:In order to solve the problem of shallow depth and wide range of crushing area caused by traditional blasting pressure relief inGuandi Mine,with 23512 working face as the engineering background,it is proposed to use shaped energy blasting for top cutting pressurerelief.Using numerical simulation software,the parameters of shaped charge blasting were studied,including hole spacing,hole diameter,and radial uncoupling coefficient.The optimal hole spacing was determined to be 1.2 m,hole diameter to be 70 mm,and radial uncouplingcoefficient to be 1.6.Industrial experiments were conducted on the simulation results,and after shaped charge blasting,the subsidence of theroadway roof and the displacement of the two sides were significantly reduced,achieving the goal of weakening the roof.Key words:shaped charge blasting;borehole spacing;deformation of surrounding rock;numerical simulation他回采区域，煤（岩）变化相对稳定，断层两侧煤（岩）体赋存状态变化较小，对工作面回采影响相对较小。3结语综采工作面地质构造探测研究采用的无线电波透视技术配合地质钻孔综合探测效果明显，探明了工作面内地质构造发育实际情况，为工作面实际回采提供了科学、可靠的地质资料。从根本上防范工作面误揭较大地质构造，为矿井安全生产奠定了基础。参考文献1常蓝天.五阳煤矿构造发育特征及其对开采的影响J.江西煤炭科技，2021（4）：136-138.2刘志达，吕伟魁，张贵彬.断层对工作面顶板涌突水影响的数值模拟研究J.山东煤炭科技，2021，39（4）：165-167.3樊斌，赵明，李世念，等.潞安矿区五阳煤矿 8005 工作面关键层分布特征及离层发育监测J.中国煤炭地质，2022，34（7）：34-38.（编辑：苗运平）Exploration and Research on Geological Structure Development of 7509 Fully MechanizedMining FaceLi Yang（Wuyang Coal Mine,Shanxi Luan Environmental Protection and Energy Development Co.,Ltd.,ChangzhiShanxi 046200,China）Abstract:The underground geological structure of coal mines is complex and variable,and the changes in geological structure within thefully mechanized mining face often restrict the safe and orderly progress of the working face.To ensure that the mining process of the workingface is not affected by geological structural fault zones,collapse columns,etc.,and to achieve safe and efficient mining of the working face,the development of geological structures in the 7509 fully mechanized mining face is explored using radio wave perspective method andgeological comprehensive detection technology,providing a practical and reliable basis for subsequent mining of the working face.Key words:fully mechanized mining face;geological structure;development（上接第 169 页）柳建琦：官地矿坚硬岩层深孔聚能爆破切顶沿空留巷技术研究203窑窑