深孔松动爆破切顶在保护层开采中的技术实践*

代建兵

(中国平煤神马集团平煤股份十二矿，河南平顶山467000)

0 引言

深孔预裂爆破后，炮眼周围煤体的破裂与松动形成卸压圈，其煤层透气性系数大大增加，使煤体瓦斯得以提前缓慢排放、瓦斯压力下降、瓦斯含量减少，从而提高了煤体的坚固性，结果使煤体原集中应力带及高压瓦斯带移向煤体深部［1］;同时有利于消除由于煤质软硬不均及地质构造而引起的应力集中，降低煤体瓦斯梯度和应力梯度，可有效防止煤与瓦斯突出的发生和发展，为煤巷掘进创造较长的安全区和防护区［2］。另一方面，由于深孔预裂爆破使工作面前方煤体裂隙增大，煤体透气性大大增强，降低了煤体的瓦斯压力和瓦斯含量，从而降低了煤体瓦斯压缩内能，提高了煤体的机械强度，达到了减弱或消除煤与瓦斯突出危险的目的［3］。此外，由于深孔预裂爆破使煤体透气性系数增大，这样既可以提高长钻孔瓦斯抽放率，又可以减少瓦斯抽放时间，从而提高工作面回采速度［4－5］。总之，松动爆破技术对提高煤炭开采效果具有重要意义。深孔松动爆破卸压法具有如下优点

1 )深孔松动爆破方法简单可行，能够保证安全在支护完整的区域内的作业人员。

2 )巷道工程量不大，可以简化顶板管理，对煤层进行松动爆破时，无需分层回采，也可卸压。

3 )巷道施工工程量较小，整个煤层均匀卸压，不会由于煤层的受压不均而造成煤与瓦斯突出事故。

4 )施工巷道系统简单，通风系统易于布置，风流自然逐区分配，通风设施少，需风量小，漏风率低［6－7］。

松动爆破后在钻孔附近形成裂隙带和破碎带［8］，极大地破坏了煤岩体的整体性，使周围的煤岩体由原来的三向受力状态变成双向受力状态，靠近工作面时变为单向受力状态，降低了煤岩体的抗压强度［9］，在顶板超前支承压力作用下，增大了煤岩体的破碎程度，采煤机的切割阻力减少，加快了割煤速度，同时，消除了大跨度悬顶悬露以及回转下沉对沿空留巷围岩的影响，从根本上大幅缓解沿空留巷围岩压力，优化留巷区域应力场，减小沿空留巷上覆岩层对围岩的作用时间，达到控制留巷变形的目的［10］。

平煤股份十二矿己15－31010工作面煤层埋深达千米，瓦斯含量 15.256 m3/t，瓦斯压力 2.8 MPa.目前该工作面采取开采保护层作为区域防突措施，保护层顶板大跨度悬顶悬露极易造成瓦斯灾害的发生，深孔松动爆破可以增大煤岩体的破碎程度，同时提高被保护层的透气性，提高抽采钻孔的预抽率［11］，使瓦斯应力和地应力得以提前释放，有效地防治煤与瓦斯突出和冲击地压［12－17］。

1 实验地点概况

己14－31010工作面标高300～350 m，工作面标高－720～－796 m，工作面走向长577 m，采长150 m，已14－31010回风巷与已15－31010回风巷内错布置，两巷平距30 m.保护层已14－31010进风巷与已15－31010进风巷外错布置，两巷平距40 m.已14煤层与已15煤层间距平均12～14 m.

2 爆破工艺

2.1 爆破孔施工

2.1.1 控制孔封孔工艺

采用注浆封孔。封孔材料为速凝膨涨及不收缩水泥浆，注浆设备为封孔泵。封孔管长度不得小于12 m，第一根封孔管前l米为花眼管，孔口和孔底均采用聚胺脂固定，并在孔口安装4分管作为注浆管，注浆管伸入钻孔深度不得小于1 m.

2.1.2 爆破工艺

1 )钻孔施工:用SGZ－300A型钻机打钻，采用压风排渣，为防止垮孔，当爆破孔施工完毕后，立即用探孔管探孔，验明孔深，验孔完毕且合格后，立即装药。

2 )装药:采用煤矿瓦斯抽排专用爆破药管的装药。

2.2 装药工艺

1 )深孔松动爆破的单孔装药长度为孔长减去5～6 m，每个特制药卷长度为1～1.5 m，每个特制药卷为7个小药卷制成，单孔装入2个特制药卷。装药卷时，用竹片、荆笆条或硬纸等扁体材料将多个短药卷捆扎成一个1～1.5 m的长条药筒，每段药卷装入一个电雷管，正向装药。联线方式采用孔内、孔间大串联方式，一次起爆(图1)。

2 )装药时，用特制的炮棍轻轻的将特制药卷送入孔内，直至眼底。每组药卷之间充填不小于0.25 m的炮泥，装药过程中力量应均匀，不可猛烈撞击，每次只准送进一个长条特制药卷。

3 )每个孔装药完成后，应按照装药时装入不小于0.4 m的水炮泥，水炮泥外侧应充填长度不小于2 m的粘土炮泥。

图1 爆破孔装药结构图Fig.1 Structure of charging blasthole

2.3 钻孔布置方式

保护层己14－31010工作面强制放顶爆破钻孔采用巷道双向钻孔法布置方式，即在保护层己14－31010工作面下风巷与上风巷同时向顶板岩体内布置钻孔，第一组钻孔距离工作面切眼向外105 m，以后每组钻孔间距70 m.每组包含6个钻孔，分别为上、下风巷的老顶切断孔、块度控制孔和端头切断孔(图2，3)。

图2 爆破孔布置剖面示意图Fig.2 Profile schematic diagram of the arrangement of blasting hole

图3 工作面前方强制放顶钻孔布置示意图Fig.3 Arrangement of the forced caving drilling in front of the working face

3 实施效果

3.1 松动爆破前后抽放钻孔浓度变化情况

2013年3月10日，在己14－31010工作面实施切顶爆破，受动压区钻孔抽放浓度都有不同程度的回升(图4，5)，具体情况情况如下

图4 爆破前后回风巷动压区钻孔浓度变化图Fig.4 Diagram of hole concentration of return airway with pressure before and after blasting

1 )己15－31010回风巷抽放参数:松动爆破前，爆破位置前后30 m范围内在抽钻孔16个，平均抽放浓度6.5%，松动爆破后，通过排查在抽25个钻孔中9个钻孔出现了显著上升，截止3月16日，在抽钻孔平均浓度上升至57%，具体每天抽放浓度如图4所示。

2 )己15－31010进风巷抽放参数:3月10日在抽钻孔9个，钻孔抽放浓度13% ～40%，平均18%.松动爆破后6个钻孔平均抽放浓度上升至18.8%.

3.2 松动爆破前后抽放系统变化情况

3.2.1 己15－31010回风巷抽放系统

3月10日以前己15－31010回风巷平均抽放负压236 mmHg，平均压差6 mmH2O，平均抽放浓度9.9%，平均瓦斯抽放纯量0.44 m3/min，平均日抽放量641 m3;松动爆破后，己15－31010回风巷抽放系统抽放浓度平均上升0.4%，压差上升0.2 mmH2O，负压平均下降6 mmHg，日抽放量平均上升101 m3(表1)。

3.2.2 己15－31010进风巷抽放系统

3月10日以前己15－31010进风巷平均抽放负压235 mmHg，平均压差6.3 mmH2O，平均抽放浓度13.1%，平均瓦斯抽放纯量0.68 m3/min，日抽放量984 m3.爆破后该抽放支系统平均抽放浓度上升3.4%，负压平均下降25 mmHg，日抽放量平均上升267 m3(表2)。

表1 己15－31010回风巷抽放系统抽放参数变化表Tab.1 Drainage parameters of Ji15－31010 return air roadway

表2 己15－31010进风巷抽放系统抽放参数变化表Tab.2 Drainage parameters of Ji15－31010 in air roadway

图5 爆破前后进风巷动压区钻孔浓度变化图Fig.5 Diagram of hole concentration of in airway with pressure before and after blasting

图6 爆破前后进、回风巷日抽放量变化图Fig.6 Drainage volume in and return airway before and after blasting

综上，松动爆破后，煤体充分卸压，煤体透气性系数增加，钻孔抽放浓度显著增加，整体抽放系统抽放量出现上升。回风巷日抽放量平均上升101 m3，进风巷抽放量平均上升267 m3，抽放效率明显提高。实施深孔预裂控制爆破方法，可以消除回采过后大跨度悬顶悬露，有利于防止回采期间顶板突然大面积垮落而造成的瓦斯事故。

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