煤层巨厚坚硬顶板超前深孔爆破强制放顶技术研究
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摘要
薄煤层巨厚坚硬顶板由于其岩石抵抗破坏的极限强度大,在煤层开采后在采空区可形成大面积悬顶,短期内不易自然垮落。其初次垮落步距是普通坚硬顶板的2-3倍,周期来压步距是普通坚硬顶板的3--4倍。一旦垮落将各给采面的安全生产带来极大的威胁。并且由于煤层厚度满足不了综采机的最小采高,往往需要综采机钻头切割顶板或底板,而当工作面岩石较硬时,综采机钻头无法切割顶板岩石。
因此如何既能减小薄煤层巨厚坚硬顶板垮落步距,又能满足综采机的工作条件,成为薄煤层巨厚坚硬顶板工作面安全生产亟待解决的问题。基于以上原因,本文对薄煤层巨厚坚硬顶板条件下超前深孔松动爆破技术进行了研究与探讨。
本文首先对比了岩石在静载荷与动载荷的作用下,岩石的应力应变的不同变化隋况,以及加载速度对岩石强度的影响。同时详细讨论了爆破冲击波、应力波对岩石的动态破坏特征,和爆生气体对岩石的准静态破坏特征。以及炮孔围岩中裂隙的发展和生成规律,爆生裂缝的扩展条件、长度、速度等参数。
其次对坚硬顶板垮落步距进行了深入的分析,提出了基于弹塑性理论的岩梁和岩板模型,并分别推导出了岩梁和岩板模型的初次垮落步距和周期垮落步距,得到了简化的计算方法,并确定了坚硬顶板应采用岩板模型较为合理,但是由于薄煤层巨厚坚硬顶板不符合薄板理论,所以应采用岩梁模型计算的结论。同时利用Ansys数值模拟软件对薄煤层巨厚顶板进行了数值分析,并与理论计算值进行了对比。并提出了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落的方法。
最后从理论上对爆破参数进行了优化设计,确定了炮孔直径、深度、间距和炮泥封堵长度、装药量等爆破参数。通过朱庄煤矿Ⅱ646工作面的超前深孔松动爆破的现场实践,确定了适合现场实际的爆破参数,在取得了较好的爆破效果和经济利益基础上,对今后同类型综采工作面的超前强制放顶提供了参考。
图59表9参52
The thin coal seam thick hard roof due to it has high resisitant destructive ultimate strength. Can forming large acreage hanging arch after coal mining.can't naturalism caving in short period Length of span before the first roof caving in thin coal seam thick hard roof is in common hard roo,2 to 3 times; Length of span before periodic caving in common hard roof is in common hard roof,3 to 4 times.Once roof caving,it will cause serious damage.And because height of coal mining machine greater than height of coal seam,so when it working.drill can not cut the roof rock.
So how to reduce length of span in thin coal seam thick hard roof,simultance satisfy the condition of coal mining machine working.This problem impact safety production in thin coal seam thick hard roof working face,o it must be solved,For that reason,this paper research and study on advance deep hole loose blasting techology in thin coal seam thick hard roof.
First,compared different conditions of stress and strain under loading of rock in dynamic-static state.and loading rate impact on rock strength.simultaneously,the author discused the characteristics of rock's dynamic failure by blast wave and stress wave.and gases generated from explosives impact on rock,as well as expansion and generation law of crack in blast hole rock.
Secondly,through deep analysis for caving pace of common hard roof,proposed rock beam and rock slab model based on elastic-plastic theory.and deduce simplified calculation method for length of span before the first roof caving and periodic caving by rock beam and rock slab model.Determine hard roof should use rock slab model,but thin coal seam thick hard roof not conform to plate theory,so thin coal seam thick hard roof should use rock beam model. Then, analyse the thin coal seam thick hard roof by Ansys software.as compared with theoretical arithmetic value.then propose the method of prevent thin coal seam thick hard roof. suddenly caving.
Finally,optimum design of blasting parameters on base theory. Determine blast hole diameter,depth.space length, stemming length and charge calculation and other blasting parameters.Though work field of advance deep hole loose blasting test inⅡ646 working face of zhuzhuang coal mine. Determine the suitable blast parameters for the work field,On the basis of obtain desirable blasting effect and economic interestthe achievements of this thesis can be useful reference for the similar situation.
因此如何既能减小薄煤层巨厚坚硬顶板垮落步距,又能满足综采机的工作条件,成为薄煤层巨厚坚硬顶板工作面安全生产亟待解决的问题。基于以上原因,本文对薄煤层巨厚坚硬顶板条件下超前深孔松动爆破技术进行了研究与探讨。
本文首先对比了岩石在静载荷与动载荷的作用下,岩石的应力应变的不同变化隋况,以及加载速度对岩石强度的影响。同时详细讨论了爆破冲击波、应力波对岩石的动态破坏特征,和爆生气体对岩石的准静态破坏特征。以及炮孔围岩中裂隙的发展和生成规律,爆生裂缝的扩展条件、长度、速度等参数。
其次对坚硬顶板垮落步距进行了深入的分析,提出了基于弹塑性理论的岩梁和岩板模型,并分别推导出了岩梁和岩板模型的初次垮落步距和周期垮落步距,得到了简化的计算方法,并确定了坚硬顶板应采用岩板模型较为合理,但是由于薄煤层巨厚坚硬顶板不符合薄板理论,所以应采用岩梁模型计算的结论。同时利用Ansys数值模拟软件对薄煤层巨厚顶板进行了数值分析,并与理论计算值进行了对比。并提出了防止薄煤层巨厚坚硬顶板突然垮落的方法。
最后从理论上对爆破参数进行了优化设计,确定了炮孔直径、深度、间距和炮泥封堵长度、装药量等爆破参数。通过朱庄煤矿Ⅱ646工作面的超前深孔松动爆破的现场实践,确定了适合现场实际的爆破参数,在取得了较好的爆破效果和经济利益基础上,对今后同类型综采工作面的超前强制放顶提供了参考。
图59表9参52
The thin coal seam thick hard roof due to it has high resisitant destructive ultimate strength. Can forming large acreage hanging arch after coal mining.can't naturalism caving in short period Length of span before the first roof caving in thin coal seam thick hard roof is in common hard roo,2 to 3 times; Length of span before periodic caving in common hard roof is in common hard roof,3 to 4 times.Once roof caving,it will cause serious damage.And because height of coal mining machine greater than height of coal seam,so when it working.drill can not cut the roof rock.
So how to reduce length of span in thin coal seam thick hard roof,simultance satisfy the condition of coal mining machine working.This problem impact safety production in thin coal seam thick hard roof working face,o it must be solved,For that reason,this paper research and study on advance deep hole loose blasting techology in thin coal seam thick hard roof.
First,compared different conditions of stress and strain under loading of rock in dynamic-static state.and loading rate impact on rock strength.simultaneously,the author discused the characteristics of rock's dynamic failure by blast wave and stress wave.and gases generated from explosives impact on rock,as well as expansion and generation law of crack in blast hole rock.
Secondly,through deep analysis for caving pace of common hard roof,proposed rock beam and rock slab model based on elastic-plastic theory.and deduce simplified calculation method for length of span before the first roof caving and periodic caving by rock beam and rock slab model.Determine hard roof should use rock slab model,but thin coal seam thick hard roof not conform to plate theory,so thin coal seam thick hard roof should use rock beam model. Then, analyse the thin coal seam thick hard roof by Ansys software.as compared with theoretical arithmetic value.then propose the method of prevent thin coal seam thick hard roof. suddenly caving.
Finally,optimum design of blasting parameters on base theory. Determine blast hole diameter,depth.space length, stemming length and charge calculation and other blasting parameters.Though work field of advance deep hole loose blasting test inⅡ646 working face of zhuzhuang coal mine. Determine the suitable blast parameters for the work field,On the basis of obtain desirable blasting effect and economic interestthe achievements of this thesis can be useful reference for the similar situation.
引文
[1]宫世文.深孔预裂爆破强制放顶技术的应用[J].煤矿安全,2007,(1)：21-22
[2]徐宏顺,陶瑞.新疆库车县阿艾矿区主采煤层顶板处理实践[J].中国煤炭地质,2009,21(3),18-19
[3]王金国 浅析煤矿综采工作面强制放顶时应注意的几个问题[J].神华科技,2009,7(5)：14-17
[4]高木福.坚硬顶板处理步距的数值模拟[J].辽宁工程技术大学学报,2006,25(5)：649-651
[5]采矿手册编辑委员会.采矿手册[M].北京：冶金工业出版社,1990：32
[6]Talhi KT, Bensaker B. Design of a model blasting system to measure peak p-wave stress[J]. Soil Dynamics and Earthquake Engineering,2003,23:513-519
[7]东兆星,邵鹏.爆破工程[M].北京：中国建筑工业出版社,2005
[8]王家来,徐颖.应变波对岩体的损伤作用和爆生裂纹传播[J].爆炸与冲击,1995.15(3)：212-216
[9]董方庭.巷道围岩松动圈支护理论及应用技术[M].煤炭工业出版社,2001,10
[10]高文学,刘运通.脆性岩石冲击损伤模型研究[J].岩石力学与工程学报,2000(2)：153-156
[11]王明洋,宋华,郑大亮,陈士林.深部巷道围岩的分区破裂机制及”深部”界定探讨[J].岩石力学与工程学报.2006.9
[12]沙桂英等.应力波载荷作用下线弹性断裂过程的动态分析方法研究[J].爆炸与冲击,2002.292(1)：56-60
[13]杨小林,王树仁.岩石爆破损伤断裂的细观机理[J].煤矿爆破, 2000,(3)：1-5
[14]徐颖.断层带爆炸裂隙区范围及裂纹扩展长度的研究[J].岩土力学,2002,23(1)：81-84
[15]张继春.岩体爆破松裂区的伤机制及其数值模拟[J].爆炸与冲击,1996(3),250-257
[16]赵英顺,关建国,王伟.深孔预裂爆破强制放顶技术在大黄山煤矿的应用[M].中州煤炭,2008(6)42--43
[17]王金国.浅析煤矿综采工作面强制放顶时应注意的几个问题[J].神华科技,2009(10)：14-17
[]8]陈兴民.强制放顶措施在火成岩顶板工作面回采中的应用[J].煤矿现代化,2006(5)14
[19]杨相海,张杰,余学义.强制放顶爆破参数斫究[J].西安科技大学学报,2010,30(3)：287-290
[20]左宇军.动静组合加载下的岩石破坏特性研究[D].中南大学,2005
[21]李夕兵.古德生.岩石冲击动力学[M].长沙：中南工业大学出版社,1994
[22]Ryoji Kobayashl. On mechanical behaviours of rocks under various loading-rates. Rock Mechanical in Japan,Vol.1,pp.56-58
[23]张永兴,贺永年.岩石力学[M].北京：中国建筑工业出版社,2004
[24]吴德伦,黄质宏,赵明阶.岩石力学[M].乌鲁木齐：新疆大学出版社,重庆：重庆大学出版社,2002.8
[25]颜事龙.现代工程爆破理论与技术[M].徐州：中国矿业大学出版社,2007
[26]马晓青,韩峰.高速碰撞动力学[M].北京：国防工为业出版社,1988
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[34]Kusmaul. A New Constitutive Model for Fragmentation of Rock under Dynamic Loading[J]. Blast, 1987,412-424
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[36]徐永圻.采矿学[M].徐州：中国矿业大学出版社.2003
[37]杜计平,孟宪锐.采矿学[M].徐州：中国矿业大学出版社,2009
[38]姜福兴等.矿压控制设计[M].徐州：中国矿业大学出版社,1996
[39]史元伟.采煤工作面围岩控制原理和技术[M].徐州：中国矿业大学出版社,2003
[40]钱鸣高.老顶初次垮落断裂步距[J].矿山压力与顶板管理,1987(1)
[41]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M].北京：煤炭工业出版社,1991：86-88
[42]靳钟鸣,徐林生. 煤矿坚硬顶板控制[M].北京：煤炭工业出版社,1994：105-124
[43]王开,康天合等.坚硬顶板控制放顶方式及合理悬顶长度的研究[J].岩石力学与工程学报,2009,11(11)：2321-2327
[44]黄炎.弹性薄板理论[M].长沙：国防科技大学出版社,1992：1-18
[45]丁大钧.薄板按弹性和塑性理论计算[M].南京：东南大学出版社,1991：67-80
[46]唐晓玲,叶明亮.薄煤层坚硬顶板的薄板理论分析及来压预报[J].矿山压力与顶板管理,2003(2)
[47]水利水电科学研究院等.岩石力学参数手册[M].北京：水利电力出版社,1991
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[50]杨善元.岩石爆破动力学基础[M].北京：煤炭工业出版社,1993
[51]MT38-87.煤和岩石物理力学性质测定的采样[S]
[52]GB/T23561.10-2010.煤和岩石物理力学性质测定方法[S]
[2]徐宏顺,陶瑞.新疆库车县阿艾矿区主采煤层顶板处理实践[J].中国煤炭地质,2009,21(3),18-19
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