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郭家河 煤矿 6.0 Mta 设计 CAD

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Calculation of Electromagnetic Radiation Criterionfor Rockburst Hazard Forecast in Coal MinesV. FRIDAbstractIntensive micro-fracturing of rock close to mining operations accompanies an increase in the likelihood of rockbursting. This fracturing causes an increase of the electromagnetic radiation (EMR) level by up two orders of magnitude, depending on the mining environment. Several examples of this enhanced EMR are presented in this paper. We first treat the EMR theoretical criterion of rockburst hazard in coal mines and compare it with the empirical criterion of EMR activity that was revealed on the basis of more than 400 dilTerent hazardous and non-hazardous situations in underground coal mines. Only the following parameters are needed to estimate the EMR criterion of rockburst hazard: limiting value of gum volume, mine working width, coal seam thickness, and coal elastic properties.Key words: Rockburst, electromagnetic radiation, fracture, coal mines1. IntroductionThe phenomenon of rockbursting has long been known in mining. The rockburst hazard increases if the load on a given part of a coal seam exceeds some critical level,while the distance to the stress maximum in the zone of influence of a mine working is lower than the critical value (PETUKHOV and LINKOV, 1983). The rockburst hazard is usually determined by some standard geomechanical method, for example, gum volume measurement, measurement of hole diameter or number of disks that are created due to core fracturing as a result of drilling in a highly stressed zone, etc. (PETUKHOV, 1972). The method of gum volume measurement is generally used in coal mines of the former USSR. All of these methods are very time-consuming and sometimes dangerous becausedrilling is required. For these reasons, rockburst hazard forecasting at a mineworking face must be made short-term and safe. Geophysical methods can help toreduce the risks (FALLON et al., 1997).As noted by LOCKNER (1993, 1996), there is a strong parallel between the well-known Gutenberg-Richter relation for seismic events (from macro (earthquake) to micro (rock burst) and power-law frequency magnitude relationship for acoustic emission (AE) events. This analogy suggests that micro shocks (high frequency and small magnitude) are precursors of macro failure (large magnitude and small frequency) and is the theoretical basis for rockburst forecasting by the AE method (KuKSENKO et al., 1982; MANSUROV, 1994). The EMR frequency range is close enough to the AE band. Therefore, both types of emissions are associated with rock fracture YAMADA et Cll., 1989; OKEEFE and THIEL, 1995; RABINOVITCH et Cll., 1995.Hence, it would be correct to assume that electromagnetic radiation (EMR) could beuseful for rockburst hazard forecasting along with AE. Moreover, being non-contact, the EMR method has advantages over AE. For example, when a rapid and comprehensive prognosis of a short-term mine working region (for example, in a drift face) is needed, the roughness of the mine walls becomes a marked problem for the AE method for rapid data acquisition due to inferior contact between the AE transducer and the mine wall.Numerous investigations have examined different aspects of the EMR (CRESS et Cll., 1987; FUJINAWA et Cll., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA et Cll., 1985; WARWICK et al., 1982; YAMADA et al., 1989; YOSHINO et al., 1993). The EMR amplitude is a function of the crack area (RABINOVITCH et al., 1998, 1999). Moreover, an increase of elasticity, strength, and loading rate enhances the EMR amplitude (GoLD et al., 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID et Cll., 1999).Since the eighties, the interest in EMR has increased in connection with the problem of rockburst forecasting. KHATIASHVILLI et al. (1984) carried out an investigation of EMR in the Tkibulli deep shaft (Georgia) prior to an earthquake of 5.4 magnitude. The registration point (at the shaft position) was located 250 km from the earthquake epicenter. Prior to the earthquake itself, an increase of intensity of the lower part of the spectrum (1100 kHz) and a corresponding decrease of intensity of higher frequencies (100-1000 kHz) were observed. An increase of the number and the sizes of cracks during the earthquake approach could, perhaps, explain this phenomenon. NESBITT and AUSTIN (1988) registered EMR in a gold mine (2.5 km depth). An EMR signal (1.2 mA/m amplitude) was generated seconds prior to the micro-seismic event (magnitude of -0.4). Registra-tion of EMR activity in Ural bauxite mines showed (ScITOVICH and LAZAREVICH, 1985) that its values sharply increased with rockburst hazard increase. Analogous works in Norilsk polymetal deposit (Krasnoyarsk region) revealed an increase of EMR amplitude (up to 150-200 mV/m) and activity in the rockburst hazardous zones (REDSKIN et al., 1985). MARKOV and IPATOV(1986) investigated EMR activity changes in an apatite underground mine (Khibin deposit, Kola peninsula) and ascertained that EMR amplitude in rockburst hazardous zones was in therange of 8-25 mV/m and EMR activity here was significantly higher than the regular noise level. This very limited overview demonstrates that the EMR is a multi-scale phenomenon that is currently investigated in laboratories and in .situ (before earthquake and rockburst). However, all EMR mine investigations have usually been empirical, and the degree of their theoretical generalization is not enough to be useful for rockburst forecasting. This paper first considers a development of the theoretical EMR criterion for rockburst forecasting.2. Comparison of EMR and Gum Methods The promotion of a new method for rockburst forecasting is a very responsible undertaking. Hence, the new method must be comprehensively compared with the method which is currently being used. In this section of the paper we consider the methodological foundation of the gum method that has been used for rockburst forecasting before discussing EMR and the EMR methodology. Finally, several examples of EMR and gum investigations are presented.2.1. Methodology of Gum MeasurementDrilling of a highly stressed coal seam leads to an intensive fracturing process in the zone, influenced by the drill hole. The volume of this highly cracked zone depends on the hole diameter, the drilling rate and, especially, the stress level. Hence, if the first two parameters remain invariant for a given coal seam, the stress value in the coal seam (Fig. 1) is responsible for the volume of drilled coal rubble that is recovered from the hole (i.e., from the highly stressed zone drilled by the hole). If the drilling is dry, the drilled coal rubble is calledgum. The non-dimensional diameter，of the highly stressed zone (ratio of the non-elastic deformation zone, diameter D, to the hole diameter d=0.043 m, Fig. 2) can be calculated from the following formula (PETUKHOV, 1972):where n,. is the coefficient of coal loosening on borehole wall that is generally equal to 1.3-1.4, Mo is the gum volume of a borehole (MD=d2/4A, A is the borehole length), and M,S. is the gum volume induced by drilling in a stressed zone) TUKHOv et al., 1976). The vertical stress in the coal seam can be determined as follows (PETUKHOv et al., 1976)where is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.where k is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.After the drilling of each interval, the gum volume is measured and if it exceeds a definite limiting value (experience at the mining works in North Kuzbass shows that the limiting values are 5 to 8 liters per meter at the fourth and the seventh drilling meter from the drift face, respectively (Table 1), drilling is stopped, and that part of the mine working, is considered rockburst hazardous.2.2. EMR Methodology for Mine MeasurementFigure 3 explains the EMR activity definition. The EMR activity is defined by the number of intersections of the EMR voltage signal (per unit time) with a given volt 100 age level (of a special counter). The EMR activity was measured by a resonance 士1 kHz antenna. Our preliminary mine estimation of electromagnetic patibility conditions showed that the given resonance frequency would allow com-us to accurately extract the useful signal from the industrial background noise.Table 1 Calculation of rockburst hazardous zone parameteFigure 1The vertical stress distribution in the zone of influence of the mine working (all parameters are discussed in the text). Figure 2The zone of non-elastic deformation excited by drilling in the high stressed zone (b is the non-dimensioned diameter of this zone:the ratio of the non-elastic deformation zone diameter n to the hole diameter d=0.043 m)Figure 3The EMR signal that intersects counter voltage level.电磁辐射在煤矿冲击地压预测中的应用韦.弗瑞德摘要采矿活动引起的强烈岩石破碎导致冲击矿压发生的可能性增加。这些采矿环境导致的岩石破碎引起电磁放射(EMR)的水平增加。本文阐述了电磁辐射规律显现的几个例子。我们首先对煤矿在开采期基于400多个采动和非采动环境下矿压显现状况引起的电磁辐射显现现象作了统计。其中只需以下参数来对矿压显现导致的电磁辐射作评价：声发射、工作面长度、煤厚、煤层硬度关键词： 冲击矿压 电磁辐射 破碎 煤矿1.简介人们在采矿方面认识冲击矿压现象已经很久了。在部分煤体上的负荷超过一定的水平，冲击矿压发生的可能性就大大增加(PETUKHOV和LINKOV, 1983)。对于冲击矿压发生的预测常常考虑地质因素：生发射的测量、裂隙大小的测量、高应力区域开采导致的岩石破碎度等(PETUKHOV, 1972)。在应用方面，声发射法经常用于前苏联的煤矿。所有的这些方法都非常耗时而且有时很危险，因为需要在开采区域打钻孔，这将导致岩石的应力释放。因为这些原因，工作面冲击矿压危险性预测必须耗时少并且安全。地质方法可以并不能帮助降低这些工作的风险(FALLON等, 1997)。据LOCKNER (1993, 1996)记载, 因为地震原因，著名的古登宝界面和理查德界面有很大的平行面而且有巨大能量的声发射。这个相似点意味着微震 (高频率、小振幅) 是大震 (大振幅、小频率) 的前兆，并且意味着这是声发射法预测冲击矿压的理论基础 (KuKSENKO等，1982; MANSUROV, 1994)。电磁辐射的频率范围与声发射的关系极为密切。因此，两种类型的辐射与岩石破碎有关(YAMADA等, 1989; OKEEFE和THIEL, 1995; RABINOVITCH 等, 1995) 。因此,电磁辐射可以和声发射一起应用于冲击矿压预测。而且，遥控操作使电磁辐射法比声发射法占优势。 举例来说，如果在一个快速推进的工作区域 ( 例如,在一个无人工作面) 矿井巷道的粗糙影响声发射的传输和声发射所需要的各种精确数据构成了矛盾。很多的研究成果已经测试了电磁辐射的不同方面的性能(CRESS等., 1987; FUJINAWA 等., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA 等, 1985; WARWICK等, 1982; YAMADA , 1989; YOSHINO , 1993) 。电磁辐射振幅是裂隙区域运动的一个函数(RABINOVITCH et al., 1998, 1999) 。而且，弹力，压力以及它们作用的频率增加会增大电磁辐射的振幅 (GoLD, 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID, 1999) 。自80年代以来, 对电磁辐射预测冲击矿压问题的研究热度一直在增加。KHATIASHVILLI . (1984)做了一个在深井下预测出5.4级地震的研究。他在井底的观测点距离震源足足有250千米。伴随地震的发生，1-100千赫的低频波急剧增加，而100-1000千赫的高频波在减少。在地震过程种岩石破碎的数量和大小可以，或者大概可以解释这些现象。NESBITT 和 AUSTIN（1988）再次在地表2.5千米下的一个金矿对电磁辐射作了研究。有记载一次微震前一串电磁辐射信号提前发射出来(ScITOVICH 和 LAZAREVICH,1985)。研究还发现乌拉山脉的铁矾土矿的电磁辐射活动显示它的辐射程度迅速地以冲击地压增加而增加(REDSKIN 等, 1985)。类似的情况也在多金属沉淀地层发生，电磁辐射随着岩块破断产生了巨大能量。MARKOV 和IPATOV(1986)在井工矿调查一个磷灰石的电磁辐射活动变化是，确定岩石破断导致的电磁辐射范围在 8-25 mV/ m之间，而且电磁辐射活动在这里也比一般辐射要强。这个非常有限的观点表示，电磁辐射现在是一种普遍在实验室和现场(在地震和冲击矿压之前)被研究的现象。然而, 所有的关于电磁辐射的研究通常是基于经验的，而且理论上的不足对冲击矿压预测是有限的。本文首次拓展基于电磁辐射理论的冲击矿压预测标准。2. 电磁辐射和声发射方法的比较为冲击矿压预测的方法升级是一个非常有意义的事业。因此，新的方法一定要在各个方面与现在目前使用的方法进行比较。在论文的这一部分中我们在讨论电磁辐射法和电磁辐射应用之前，首先讨论目前使用的声发射法，最后将列举电磁辐射和声发射法应用的一些例子。2.1声发射法对高应力煤层打钻的过程导致了一个受钻孔影响的岩石破碎过程。这个高度破碎区域的体积受钻孔直径，打钻速度，尤其是应力大小的影响。 因此，如果前面两个叁数在给定的开采煤层中保持不变，如图1 压力值会对声发射大小有影响。如果干法打钻, 被打的煤岩被叫做 “箱体”(PETUKHOV, 1972)。高应力下的钻孔直径， (强力毁坏区域的直径D,洞直径 d=0.043 m (见图2) 可以由下式求得：其中nr是煤的松散系数，大致为1.3-1.4。Mo是钻孔的声发射值。（TUKHOv et al, 1976). Ms是在高应力区域打钻时的声发射值，煤层应力可由下式确定(PETUKHO等,1976)： 其中k*为作用在煤壁上的剪切力。常常把探测钻孔间隔打(间隔距离1 m)。因此，如果我们为声发射探测每公尺布置一个钻孔,我们能预测工作面煤壁的垂直压力分配。在每打钻之后，就获得一次声发射值，而且到达一定值就停止钻孔。试验工作面被衡量为有冲击矿压发生危险。声发射被测得，而且如果它超过明确的极限(在North Kuzbass的采矿经验声发射限值是每公尺 5 到 8 个单位，出现在第四个和第七个钻孔, (见表 1)。2.2 电磁辐射法在矿井中的应用图3 显示了电磁辐射活动规律。电磁辐射活动规律是由给定(用特殊计算器)的电磁辐射电压信号(每隔单位时间发射)决定的。电磁辐射活动规律由一个士1 kHz测量仪器测量。 表1冲击矿压危险区叁数计算图1工作面矿压影响范围内的垂直应力分布图(所有的叁数在本文中都已定义)图2在高应力区打钻将会对岩体造成塑性破坏 (b 是该区域直径于塑性破坏区直径的比 d=0.043 m)图 3不同电压信号下的电磁辐射显现摘 要由于我国国情以及煤田地质条件的复杂性，又加上炮采工艺本身具有技术装备投资少，适应性强，技术操作容易掌握和生产技术管理较简单等优点，炮采目前仍然是我国使用较多的一种回采工艺。对于炮采工作面，大部分炮采工作面支护系统不能发挥其最佳作用、炮破参数选取不合理、工作面参数选取的不合理、生产系统运行的不完善等因素是限制炮采工作面高产高效提高的主要因素。本论文采用类比研究、参考有关现场实测数据、结合统计方法、回归理论分析，对炮采工作面的支护系统、块煤率提高、工作面生产系统进行优化做了研究，提出了一些建议和想法。关键词： 炮采 高产高效 炮采工作面高产高效研究1绪论1.1问题的提出近年来，国内外综合机械化煤炭开采技术发展迅速，工作面单产不断提高。特别是80年代以来，世界各主要产煤国都在积极开发和应用新型高效、大功率、可靠性高的综采设备，取得了良好的技术经济效果。由于我国国情以及煤田地质条件的复杂性，决定了我国煤矿技术装备是多层次的，在一个相当长的时期将是综采、普采、炮采三种工艺方式并存，又加上炮采工艺本身具有技术装备投资少，适应性强，技术操作容易掌握和生产技术管理较简单等优点，故炮采目前仍然是我国使用较多的一种回采工艺。对于炮采工作面，尽管工作面设备和采煤工艺有所改善，但大部分炮采工作面顶板管理不完善、支护系统不能发挥其最佳作用、炮破参数选取不合理、工作面参数选取的不合理、生产系统运行的不完善、工作面及上隅角瓦斯经常超限等因素是限制炮采工作面高产高效提高的主要因素，具体表现为:1.1.1 炮采工作面顶板管理问题据统计，在我国煤矿中，每年因顶板事故死亡的人数占全部事故的45%左右，其中工作面顶板事故约占70-80%。而回采面事故中，单体支柱工作面占95%左右。现在，人们一直将提高煤炭高产高效的技术研究重点放在综合机械化采煤工作面，对于炮采工作面，由于其产能有限，各方面规律性又不太明显，所以，这方面的工作未能引起足够的重视。现场经验表明，炮采工作面支护有两个突出的问题:一是顶板破碎，护比支有时更为重要；二是支柱钻底严重，影响支护效果。这既是顶板事故的隐患，也是制约安全生产的主要因素。从历年顶板事故统计来看，回采工作面内有70%左右的顶板事故是发生在顶板不稳定的工作面。深入研究回采工作面顶板状况及其运动规律，掌握顶板事故发生的规律，及时采取针对性的控制措施，防止大面积推垮工作面事故，是回采工作面顶板控制设计和日常顶板管理的重要内容。经济合理的的支护设计，必须充分考虑己有的工程经验，并与相应的试验及现场量测相结合。1.1.2 炮采工作面块煤率提高问题据统计，随着我国煤炭开采机械化程度随年增加，呈上升状态的情况下，块煤生产则随年度增加呈下降趋势。在70年代，以晋城煤业集团为例，其最高的年度块煤率为6256。80年代为56，90年代最高只有4574，块煤率几乎是以每年1的速度在递减。块煤素以固定炭含量高机械强度高，热稳定性好而受欢迎，块煤的减少不仅在经济效益上受损，更严重的是块煤有较好的市场，而末煤的销路愈来愈窄，尤其是在煤炭市场激烈竞争的当前提高块煤的生产更是该煤炭行业迫在眉睫的任务。爆破块度分布是评价爆破效果的重要指标。根据爆破工程要求不同，对爆后块度的要求亦不相同。因为不同块度的大小，直接影响着矿山产生铲除、运输等工序，并且影响矿山的经济效益的增加。关于提高爆破块度的研究已做了很多工作，但仅仅是从某一环节来研究提高块率的途径。本文中从系统的角度出发，全面考虑了影响块率提高的因素，从运输环节和爆破工艺上分析了提高块率的机理及其措施。在运输环节上，通过理论分析和现场经验收集相结合的方式，得出了块煤在各个环节上的损失原因和损失率。并提出了防止块率损失的对策。在爆破工艺上，本文利用采集的现场经验。在此基础上，分析了煤体介质中爆炸破坏机理，通过分析，得出了提高块率的优化爆破参数；研究了爆炸载荷作用下煤体块度的分布特征和炸药单耗的关系，为爆破块度分布进行预报预测。1.1.3 采面生产系统运行问题随着煤炭科学技术的发展，生产的高度集中，要提高工作面单产水平，矿井生产系统可靠性分析就显得越来越重要。在系统可靠性分析中重要的一环是如何对系统进行改善特征控制，然后系统较复杂时，很难判断系统中哪些部件是影响系统可靠性变化较大的重要部件和关键性部件，因而系统的改善和控制必然是盲目的。为此，必须研究科学的方法寻求对系统进行改善和控制的最优途径，以便以最少的人力、物力、财力使系统可靠性得到最大限度的提高，以获得最佳的经提高炮采工作面单产生产系统优化研究济效益。1.2国内外研究现状1.2.1 炮采工作面适用条件所谓炮采工作面是指在煤炭开采时的破煤、装煤、运煤、支护、处理采空区过程中，破煤方式为电钻打眼，爆破落煤的采煤方法。其机械化程度低，循环周期长，因此工作面产能较小。适用于地质条件恶劣的煤层开采，也是综采的有力补充：在边角地带布置炮采工作面等。目前由于我国国情以及煤田地质条件的复杂性，决定了我国煤矿技术装备是多层次的，在一个相当长的时期将是综采、普采、炮采三种工艺方式并存，又加上炮采工艺本身具有技术装备投资少，适应性强，技术操作容易掌握和生产技术管理较简单等优点，故炮采目前仍然是我国使用较多的一种回采工艺。1.2.2 炮采工作面的支护系统目前，工作面顶板控制的基本要求是尽可能使支柱与围岩处于相对平衡状态。在使用单体液压支柱的工作面中，主要的问题是初撑力不足，对顶班采取的措施欠佳。近年来，多起重大推垮型冒顶事故，都与单体液压支柱的初撑力偏小有关。为了改善在炮采工作面顶板管理状况，目前，主要有两条途径，一是改善支护方式;二是减少工作面内顶板的支护面积。大多数矿井主要采取的作法是从改善支护方式入手，如果两者相结合则能更好地改善顶板的状况。从采煤生产要求出发，如果支柱管理排数不变，减少工作面的支护面积就是减少工作面控顶距。在炮采工作面，最小控顶距是根据工作面所需的最小通风断面、支柱的最小排数和支柱的顶梁长度等因素来决定。如果减少最小风量断面，须提高通风的质量，整个工作面所需的风量应按排除瓦斯、二氧化碳、炮烟等有害气体及粉尘来计算，而对于瓦斯含量大的炮采面，降低工作面瓦斯涌出量和减少工作面上隅角瓦斯积聚成为改善工作面支护效果的新途径，有待于作进一步的研究。目前我国在底板松软的工作面，主要推广使用柱鞋控制软底板，减少支柱钻底量，以防止顶底板移近量过大，顶板破碎加剧而发生冒项事故，因此合理地设计柱鞋的底面积，较好地控制煤层的底板也是急待解决的问题。支柱钻底量除与支柱底座材质及面积有关外，还与底板岩性、垫层厚度、落煤方式、支柱密度、底板浸水程度及暴露时间等开采工艺条件有关，如何合理改善这些条件，来减少支柱钻底量，有待于作进一步研究。1.2.3 块煤率提高研究现状长期以来，煤岩体爆破的理论本构模型一直是煤岩体动力学和煤岩体爆破研究领域的一个热点课题，并且，日益受到上程爆破界和学术界的关注。煤岩体爆破技术的发展和完善，以及在水利水电、矿山、交通等领域的广泛应用，带来了巨大的经济效益和社会效益，同时也对提高爆破质量、改善爆破效果、有效地保护周围岩体稳定提出了更高的要求。使该学科的理论研究具有重要的现实意义。现在，大家都在以系统的观点来考虑块煤率的提高：从落煤到煤炭运到地面的所有环节都在避免合格块煤的损失。1.2.4工作面生产系统可靠性研究现状炮采工作面生产系统是一个复杂的系统，为了保证正常生产，不仅要有高质量的设备，还要研究各个环节的结构组成及其相互关系，以便提高系统的可靠性。长壁炮采工作面的生产能力取决于一系列因素以及它们之间的相互影响关系。这些因素包括工作面推进速度、煤层可采厚度、顶底板条件、支护密度、工作面的瓦斯涌出量、长壁采煤系统的布置参数、采煤、运输设备的能力、相互配套情况和可靠性及生产与劳动组织管理水平等。在这些因素中，多数的影响是随机的，因而整个生产过程是一个随机性生产过程。分析这些因素可以看出，其中某些因素属于自然条件，为不可控因素，而另外一些属技术条件，为可控因素。通过对这些因素的适当控制，可以实现整个生产过程优化，从而提高工作面系统的可靠性，达提高单产的目的。1.2.5炮采工作面单产的研究现状现有生产矿井中几个典型的产量增长幅度较大的矿井就是通过提高单产途径来实现的。例如鸡西矿务局小恒山煤矿，1955年投产，原设计能力81万t，十年来靠提高单产充分挖掘矿井生产能力，产量翻了一番，回采工作面个数减少了一半。1976年全矿产煤119万t，回采工作面9个，单产10167t，全员工效0.63t,1986年全矿产煤217万t，回采工作面4个，单产达到42877t，全员工效达到2.338t.又如义马矿务局耿村煤矿，该矿是1982年投产，原设计能力120万t,4个工作面出煤，到1985年矿井产量只达到108万t。从1986年开始，该矿采取了加强生产技术管理、减少工作面的个数、集中生产、努力提高回采工作面单产等措施，当年全矿井产量就超过了矿井的生产能力，达到了148万吨。煤矿技术改造是煤矿发展的客观规律，因此在矿井生产了一段时间后，必需提高炮采工作面单产生产系统优化研究对原有的开拓部署、巷道布置、提升、运输、通风及地而生产系统进行必要的改造，以便提高采煤工作面单产、减少工作面和采区的个数、简化生产环节、减少辅助人员，这样才能增加生产、提高效率、降低成本、提高经济效益。采煤科学技术在发展，只要矿井有一定的储量，就有必要通过技术改造改善环节，提高工作面单产，发展生产。1.3论文研究的主要内容本论文采用类比研究、参考有关现场实测数据、结合统计方法、对炮采工作面的支护系统、块煤率提高、工作面生产系统进行优化做了研究。整篇文章主要包括以下几个部分：1)工作面支护系统优化2)块煤率提高的途径3)影响工作面单产因素的统计、分析和总结2 工作面支护系统优化2.1工作面概况2.1.1地质概况淮北矿业集团童亭矿746工作面7煤层，煤厚为1.8m2.4m，平均2.0。倾角为招180250，平均200。直接顶为泥岩，平均厚2.1m。老顶为细砂岩，厚6.4m。底板为粉砂岩，厚7.297.69m,平均7.5m。工作面整体为单斜构造，构造发育，共有11条断层，其中有3条断层落差较大，对工作面回采影响较大。工作面煤层结构复杂。7煤顶底板砂岩裂隙水对工作面影响较大，预计工作面回采后最大涌水量为30m3/h正常水量为10m3/h。工作面瓦斯涌出量大，沼气涌出绝对量为23.1m3/min。2.1.2生产技术条件概况746工作面走向长平均为580m，倾斜宽136m，平均为118m。采用单一长壁采煤法，沿走向后退式回采，全部垮落法处理采空区。回采工艺为：1）落煤：746面的落煤方式为放炮落煤;2）装运煤:本面采用人工装煤，可弯曲刮板输送机、皮带机运煤;3）工作面支护及采空区的处理:工作面采用单体液压支杜支护方式和全部垮落法处理采空区。746回采面采用DZ25-25/100单体液压支柱配合HDJA1000型铰接项梁使用，一梁一柱走向架设，工作面支柱全部穿直径300mm的铁鞋，采用三、四排控顶，最大控顶距4.0m，最小控顶距3.0m，放顶步距1.0m，支护密度1.54根/m2，,沿切顶排安设切顶支柱。采煤方法选用走向长壁法放炮落煤。2.2支护设计的理论依据746工作面直接顶厚度2.1，大于l倍采高，但小于3倍采高，故工作面按第二类顶板条件设计。1)支架选型(1)支柱的最大高度HmaxHmax=Mmaxb=240096=2304mm其中：Mmax工作面最大采高，mm；b顶梁厚度，mm(HDJA一1200铰接顶梁)。(2)支柱的最小高度HminHmin=MminSba=180028896=1366mm其中：Mmax工作面最小采高，mm；S顶板最大下沉处的平均最大下沉量，mma回柱时的必要卸载高度，mm。根据Hmax、Hmin及现场实际情况，可选用DZ25-25/100型单体液压支柱性能参数如表2.6所示。2.2.1控顶设计（1）顶板类型童亭矿7煤层的顶板属于第二类顶板，控顶原则应是“支”、“护”、“稳”、“控”。（2）控顶设计“支”一这里的“支”，是指用基本支护的初撑力平衡工作空间上方直接顶的重量，依此来设计基本支护的初撑力、支护密度及排柱距。直接顶泥岩岩层的重量为：q=rh*cosa=27*2.1*cos200=53.28，KN/m2式中:r一直接顶泥岩的容重，KN/m3h一直接顶厚度，m;a一煤层倾角，度。经计算，确定方案有三种见表2.72.2.2工作面支护系统优化1）支护系统的工作方式验算基本顶在采空区触矸处沉降量值SaHM2（R一1）经计算顶板下沉量为0.608mm2)支护强度计算(1)8倍采高的岩石重应力对支柱造成的载荷强度P18Hr82.22.70.4725mpa(2)基本本顶来压时的支柱载荷强度P2=APeAKoH/Ho0.05670.9130.22/0.2=0.148mpa(3)746工作面的最大支护强度该工作面在周期来压阶段，支柱的最大载荷平均值为R。=9.6t/根支护密度n=1.54根/m2支护强度P3=nRo=0.148mpa根据以上计算结果，设计支护强度取P1、P2、P3最大值P1=0.4725mpa3)最小控顶距从采煤生产要求出发，大多数工作面是三、四排管理，但如果在炮采面，最小控顶距是根据工作面所需的最小风量断面以及支柱的顶梁长度来决定。规程规定，工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s.所以55延Q簇为工作面的净断面)，而整个工作面所需的风量Q应按排除沼气、二氧化碳、炮烟等有害气体及粉尘，并使工作面有适宜的气温和风速，分别计算，然后取其中的最大值。高沼气工作面一般以按沼气算得的风量为最大。4)工作面支护密度计算支柱实际工作阻力Pt=Ro*Ky*Kz*Kb*Ka500.950.980.950.9843.4t/根Ro支柱额定工作阻力:Ky支柱增载系数，取0.95;Kz支柱工作阻力系数，取0.98;Kb支柱不均匀系数，取0.95Ka工作面倾角系数，取0.98746工作面支护密度N=47.25/43.4=l.09工作面原来为1.54根/m2,根据现场和表27，支护密度选为1.28根/m2。2.3改善支护系统的主要措施2.3.1改善初撑力的主要措施1)工作面支柱完毕后对初设支柱设专人进行二次注液。二次注液起到补齐作用，使支柱提高到额定初撑力2)要采取措施解决支护系统刚度偏低的问题。软底必须穿合适的铁鞋与木鞋，顶梁上填实合格的背顶材料等使支柱能够升到额定初撑力。3)开展各种形式初撑力或支撑力的检测工作，监督检查单体液压支柱的支扩质量加强对单体支柱液压管路系统的维护和检修，使支柱和管路系统经常处于完好状态，保证支柱能够升到额定初撑力。4)加强工人对提高初撑力重要性的认识，使工人自觉升柱到额定初掉力。2.3.2支护刚度降低的原因及改善措施支护系统刚度主要表现在底板抗压入特性方面。对于软底板工作而，日前还没有特殊的办法，一般用加大支柱的接触底板面积来解决，即为支柱穿鞋，类似746面，支柱可采取穿铁鞋配木鞋的形式支设来解决底板极软的状况。2.3.3工作面煤层底板控制注意事项底板浸水会降低底板的极限抗压强度，其降低程度与浸水程度、浸水时间及底板本身岩性有关。工作面在回采过程中应加强工作面排水，避免底板浸水、加快工作面推进速度，减少底板的受压、承载时问、减弱对底板的破坏程度，以提高支柱工作阻力、针对工作面底板特征，单体支柱采取穿铁鞋配木鞋的形式支设，支设的过程中要保证木鞋及铁鞋穿正穿稳，支柱要垂直顶底板。2.3.4工作面防片帮措施使用34排管理，煤壁背帮的支护方式，背帮方法:在两背帮柱之间用1)小笆、塘柴，腰严背实帮。2)打眼、放炮前严禁拆帮、多打眼、少装药，放震动性小的炮。3)严格控制采高，煤壁基本支柱活柱伸量保持500600mm。3 块煤率提高3.1提高块煤率的爆破机理炸药在煤体中的爆破作用炸药在煤体中爆炸后，首先形成高温高压爆轰波，爆轰波的压力远远高于煤体的动载极限强度，使药包周围煤体被压碎，形成粉碎区，粉碎区形成后冲击波的能量主要消化在粉碎区之内，冲击波哀减为应力波，在粉碎区之外形成破裂区。由于煤体裂隙较多，煤的波阻抗较小，应力波哀减很快，一般为几毫秒，此阶段包括炸药爆炸后的爆轰波、应力波对介质的作用，即爆炸的动作用，炸药爆炸还形成高温高压气体，爆生气体迅速充填到应力波产生的裂隙与原生裂隙之中，形成气楔作用，使裂隙进一步延伸和扩展，当裂隙扩展到自由时，压力迅速下降，下降到一定值时，裂隙停止扩展，继而闭合，高温高压爆炸气体产生的对介质的气楔尖劈使裂隙进一步扩大，延伸到抛出介质。装药中心距自由面的垂自距离称为最小抵抗线，对一定量的装药来说，其最小抵抗线超过某一临界值(称为临界抵抗线)，则当装药爆炸后，在自由面上看不到爆炸迹象。也就说爆破作用只发生在煤体的内部，不能到达自由面。当装药只发生内部作用时除了装药处形成扩大的空腔外，还从装药中心由里向外依次形成破碎圈、裂隙圈、震动圈。山于形成压圈和空腔需要很大能量，所以它们的半径很小，几乎可以忽略不计。裂隙圈和震动圈半径较大。临界抵抗决定于炸药类型、岩石性质、装药量等。3.1.1影响炮采面块煤率的因素1)煤层的强度特征煤体的力学性质是影响块煤率的内在因素，煤体强度越高，完整性愈好。其本身的抗压、抗拉、抗剪强度愈大，从而在同样的爆炸压力下，越不容易破碎，也就能保持较高的爆破块度。2)地质构造煤层中有较多的断裂破坏是经历过构造运动的标记，它们包括断层、褶曲、层理、解理、不同煤层的接触面、裂隙等弱面。这些弱面对爆破性的影响有二重性:一方面，弱面能导致爆生气体和压力的泄露，降低爆破能的作用，影响爆破效果:另一方面，弱面又破坏了煤体的完整性，易于从弱面破裂、崩落，而且弱面又增加了爆破应力波的反射作用，有利于煤体的破碎。一般而言，垂自层理、裂隙爆破时，比较容易破碎，块煤率较低:而平行于或顺着层理、裂隙的爆破则比较困难，块煤率较大。3)顶板压力顶板压力是煤层在采出后，在围岩应力重新分布的范围内，作用在煤层和岩石上的垂直应力，它来源于上覆岩层的重量。研究表明，对应于不同的开采深度和煤层强度条件，采场周围煤层上支承压力分布不同，主要有以下三种情况:单一的弹性分布:压力高峰在煤壁边缘，随着与煤壁距离增加按负指数曲线规律递减，在以煤壁开始的整个分布范围内，煤层都处于弹性压缩状态，亦即煤层本身未遭破坏，此时爆破，一般来说块煤率较高;出现塑性破坏区的分布该分布由塑性区和弹性区两部分构成，塑性区压力分布是以煤壁开始逐渐上升的曲线，同时，塑性区内煤层己遭破坏，预生裂隙发育，爆破块度相对较低；出现内应力场的分布：煤壁附近内应力场中的支承压力随上作面的推进，压力峰值位置逐渐移向煤壁，形成压力的“收缩”，内应力场的出现是以存在塑性为前提的，该状态下煤体呈现出的塑性流变的特点和内能在卸载作用下的弹性释放效应，煤体更加破碎，在此爆破，块煤率会更低。总之，随着上作面的推进和支护强度的变化块煤率是不同的。4)爆破参数前述影响因素是不大容易控制的，而爆破参数是人为设定的。因此，爆破参数的好坏，自接影响炮采上作面的块煤率。影响块煤率的爆破参数主要有：炸药性能、炮眼的深度、炮眼间距、装药自径、爆眼分布、装药量、装药结构、起爆方式、微差时间、最小抵抗线等。3.2提高炮采面块煤率的松动预裂微差爆破新技术为提高炮采面块煤率，提出了松动预裂微差爆破的落煤方案，并对布孔参数和爆破参数进行了调整。工程实例表明，松动预裂微差爆破新技术可以有效减小对顶板的震动和对煤体的破碎，从而提高块煤率。3.2.1毫秒微差爆破原理及分析微差爆破的目的在于改善爆破效果和减轻震动影响。由于微差爆破有增强破碎、低炸药单耗、减小抛掷作用和减震作用等许多优点，有利于改善爆破效果，特别是由于炸药单耗的降低和抛掷作用的减弱，减小了煤体的过度破碎作用，从而使爆破块度均匀，提高块煤率。合理的间隔时间r是降震最好的时间，是形成新自由面的时间，也就是炮孔前方煤体前移和回弹的时间加上煤块脱离煤体的时间。通过地震仪配合10段微差起爆器测得合理的r值应为2030ms。实践表明，采用微差爆破比瞬发爆破可提高块煤率1020，微差间隔时间r为25ms时效果最好，同时可提高工效和回采率，降低成本，有利于安全生产。3.2.2预裂松动爆破原理及分析由于底煤与底板岩层的粘结力较强，夹制作用大，预裂爆破的目的是使煤体产生一定的裂纹并松动及与下部岩层脱离，而且必须避免崩坏支柱和使煤体过度破碎。因此，对中下部煤体的预裂松动爆破主要利用装药的内部作用。裂隙圈半径、炮眼间距和深度的计算的确定为使下部煤体充分预裂、松动，应使两炮眼的间距尽量接近于两孔爆破时形成的裂隙圈半径之和，否则可能预裂不充分，两眼间易留根底。同时，两眼间距不能小于裂隙圈半径之和，否则形成过度破碎，降低煤炭的块煤率，炸药的多余能量造成的地震效应亦给支护带来困难。因此，合理的裂隙圈半径是设计预裂松动爆破的关键之一。严格来说，从理论上计算预裂圈的精确值是十分困难的，而且要忽略爆炸冲击波产生的压碎圈和爆生气体造成的煤体眼壁的移动所造成的扩腔运动。特别是对于煤体，由于其裂隙十分发育，结构复杂，理论计算往往和实际情况相差较大，因此在采用理论计算和工程类比设计的基础上，需要在实际应用中根据实际条件逐步修正。在实际设计应用中，可以取不同计算方法的结果的加权平均值，并与相似工程进行类比来确定本项目的应用参数。3.3工程实例永城城郊煤矿T2204工作面，煤层厚度0.63.7 m，平均厚度为3.08 m，煤层倾角为60160，平均为8o，煤层的普氏系数厂=0.92，容重1.46t/m3，属低瓦斯、无爆炸危险性、无自燃发火倾向煤层。煤层伪顶为厚约11.5 m的泥岩，直接顶为厚约4 m的砂质泥岩，老顶为厚约1115 m的细粒砂岩，底板为厚约25 m的砂质泥岩，顶底板稳定性较差，节理裂隙非常发育。为此，根据城郊煤矿的具体情况，提出了松动预裂微差爆破的落煤方案，即在煤层中下部采用预裂微差爆破的落煤方案，中上部煤体在爆破震动作用下靠煤体自重落煤的方案。3.4炮采面预裂松动爆破参数设计3.4.1 炮眼间距与角度根据本采面的煤层及采高条件，本采面采用三花眼布置。试验以及理论计算表明，当炮眼间距在1.01.5 m之间，且炮眼的水平夹角为750左右时，爆堆集中、松散、爆破块度均匀、效果较理想。当煤层松软破碎或煤壁片帮严重时，应当减小眼数，炮眼距底板的距离不大于025 m、向下的俯角一般不超过100 。炮眼布置示意图1。 3.4.2 起爆顺序根据试验结果，三花眼布置时采用斜切起爆，问隔时问为25 ms时爆破效果最好该起爆方式可减少崩柱率、爆堆集中、装煤率高、爆破块度均匀可提高块煤率。起爆顺序见图2。3.4.3 炸药单耗及装药量确定采用水胶炸药，对城郊煤矿的炮采工作面的具体条件，取单位耗药量100150g/m2，同时为了改善爆破效果，应适当加大段的装药量，减小五段的装药量。炮眼的布置参数装药量见表1。联线方式为串联，装药结构为正向装药。其中，第一段炮眼装药量应增加半卷；炮眼间距可根据煤层条件进行试验，煤层较硬采高大时取小值，否则取大值；炮眼填塞长度不包括炮泥，每眼中应加l卷水炮泥。3.3.4 一次起爆长度本工作面的风量为360m3/min。因此一次允许起爆的最大装药量为14.4kg，按照每米0.5kg装药量计算，一次允许起爆的长度为28m。为保证炮采工作面顶板的稳定性，确定一次起爆的最大长度为1015 m。同时为了减少空顶的面积、确保顶板的稳定性顶板条件不好时可采用留煤垛的方法放炮 即每隔510 m留5 m左右的煤垛，煤垛待先爆破点支护好后，再实行二次爆破。3.5 爆破效果评价在炮采工作面推广松动预裂微差爆破新技术，技术上可行、安全上可靠、社会经济效益显著。根据城郊煤矿煤质科提供的抽样测试结果，目前炮采工作面的实际块煤率达到70 80，主井口转运皮带处抽样实测块煤率达到40 50。炮采工作面的每月平均单产由不到1万t(2004年1月份)提高到25万t、生产万吨煤炭的炸药消耗量由试验前的l300kg以上降低到目前的600700kg左右。3.6 总结松动预裂微差爆破新技术有以下优点：1)应用推广松动预裂微差爆破新技术，显著地提高了炮采面的块煤率，降低了炸药单耗，减少了抛掷煤量，减轻了工人的劳动强度。2)炮采面采用微差爆破新技术，有效的削弱爆破振动，降震率达60以上 改善了顶板安全条件，有利于采场的支护工作，为现场工人有一个安全的工作空间创造了有利的条件。3)炮采面采用微差爆破新技术，提高了炮采面的单产，达到了减员增效的目的。4)炮采面采用微差爆破新技术降低了爆破器材的单耗，节约了生产成本。4 炮采工作面生产系统可靠性4.1 工作面生产系统有效度由表4.1可以看出，淮北童亭矿746面生产系统有效度为0.7204，可靠性不高，有较大的增产潜力。因此，通过改善工作面生产系统主要影响因素即通风系统、机电故障、顶板故障的有效度，将使746面可靠性达到较高水平，从而得到大幅度增产。表4.1工作面生产