深孔预裂爆破在坚硬顶板工作面中的应用

杜利伟

(西山煤电集团公司 官地矿，山西 太原 030200)



·试验研究·

深孔预裂爆破在坚硬顶板工作面中的应用

杜利伟

(西山煤电集团公司 官地矿，山西 太原 030200)

基于某矿8935试验综放工作面的坚硬顶板条件，对比分析实施顶板预裂爆破后顶板变化情况及来压特征的变化情况。经分析可知：8935工作面直接顶的初次垮落步距平均22.0 m，基本顶的初次来压步距为46.5 m，基本顶初次来压期间的矿压显现非常明显；实施了深孔预裂爆破措施后，直接顶初次垮落步距减小至13.2 m，基本顶初次来压步距降低为34.5 m，基本顶的矿压显现非常不明显，初次来压期间煤壁平整，顶煤碎裂掉落，也没有出现移架困难与支架不接顶等问题。

预裂爆破；坚硬顶板；矿压显现；初次垮落步距；初次来压步距

煤矿开采过程中，煤层坚硬顶板在回采初期极易因顶板不垮落、不断裂而出现大面积悬顶。随着工作面的推进，大面积顶板突然垮落，一方面会冲击破坏支架，另一方面会挤出采空区的CO和CH4等有害气体，造成工作面的瓦斯超限，甚至引发煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸等事故。如果采用的是放顶煤开采，还会造成顶煤严重破碎，进而引起支架不接顶、移架较难以及工作面漏风等一系列问题。因此，为了保证回采工作面的安全生产，必须对坚硬顶板进行弱化处理，确保其合理垮落。

1 工作面概况

试验工作面是某矿8935工作面，在煤田的向斜西部，大致呈单斜构造，北西高，南东低，局部呈一小向斜构造。开采11#和12#煤层，煤层厚4.9～9.0 m，平均7.5 m；煤层结构简单，煤层倾角1°～8°，平均2.4°；煤层赋存稳定。采用综放开采，采3.2 m，放4.3 m. 直接顶为灰白细砂岩，主要成分为石英和长石，含少量云母，厚0～3.26 m. 直接顶较坚硬，泥质胶结，呈水平层理，底部渐变为粉砂岩。基本顶与煤层之间的距离为27.67～39.59 m. 基本顶岩石由灰白色粗砂岩-深灰色砂质页岩组成。工作面长300 m，顺槽5935巷走向长1 457.35 m，2935巷走向长1 506.44 m.

2 试验工作面来压特征

工作面内共有 108 架支架。在综采工作面 10#架、55#架和98#架等3台支架处各布置一台 YHY60(B)d 型应力连续监测分机，用于监测回采工作面在推进过程中顶板的来压情况。

1) 来压强度。

8935工作面11#支架、55#支架以及97#液压支架的平均循环末阻力分别为29 MPa、38 MPa和34 MPa. 由此可知：工作面来压强度顺序依次为：工作面中部、尾部和头部。受到8933工作面采空区基本顶运动的影响，矿压显现强烈，8935工作面在生产过程中尾巷表现出的矿压显现非常强烈，伴随有数次冲击，并且尾巷超前工作面30～50 m内，巷道两帮有严重的炸帮现象。

2) 来压步距。

8935工作面直接顶垮落步距为18.3～20.6 m，初次垮落的影响范围为1.29 m；基本顶初次垮落步距43.9～80.4 m，初次垮落的影响范围为19.3 m；基本顶周期来压步距17.8～21.1 m，周期来压的影响范围为21.9 m. 工作面不同区域基本顶初次垮落与周期来压的顺序：先是工作面头部、其次工作面尾部、最后工作面中部。

3 预裂爆破技术现场应用

3.1 顶板弱化高度的确定

本次研究在确定顶板处理高度时，综合考虑顶板垮落矸石的影响，以及基本顶岩层弯曲下沉的影响。也就是说，在工作面初采时期，使下部分的基本顶及时垮落是需要达到的目的。所以，弱化顶板的合理高度可通过式(1)计算得出：

(1)

式中：

h—弱化顶板的最大高度，m；

ymax—基本顶岩层弯曲下沉的数值，m；

M—采高，m，考虑回收顶煤，取6；

Kp—碎胀系数，取1.33.

经计算：当顶煤厚度达到4.3 m时，炮孔的深度为15.2 m.

3.2 爆破方案

1) 炮孔直径。

基于煤矿设备和施工人员的经验，取孔径为75 mm，煤矿许用炸药直径60 mm.

2) 炮孔角度。

当炮孔角度增大到某一值时，会出现打钻时不好架设钻机，同时装药过程中药卷会在重力作用下出现下滑等一系列问题。因此通过分析比较，最终决定本次预裂爆破炮孔角度选取45°最好。

3) 装药结构。

深孔爆破弱化顶板中的装药方式应该选用不耦合装药。一般而言，不耦合系数取1.2～1.3，本次方案中的不耦合系数选用1.25.

4) 炮孔间距。

经计算得，8935工作面裂隙区半径2.5 m，破碎区半径390 mm.

5) 炮孔深度。

本次爆破方案中根据角度及垂直高度，计算可得炮孔的深度为21.5 m.

6) 炮孔布置。

8935工作面在胶带顺槽的端部施工炮孔2个，在开切眼处施工42个，一共44个。施工炮眼总长946 m.

a) 开切眼炮孔布置。

开切眼长300 m，共有42个炮孔。炮孔中心连接成轴线，其轴线方向平行于开切眼轴线方向。单个炮孔长21.5 m，开切眼的炮孔总长903 m. 炮孔方向从胶带顺槽偏向回风顺槽侧，倾角均为45°，间距7 m.

b) 胶带顺槽端头炮孔布置。

胶带顺槽内打眼并编号，用胶1和胶2表示，炮孔孔口距运输顺槽外帮0.5 m，距开切眼内帮的距离分别为7.4 m和14.4 m. 单个炮孔长21.5 m，端头炮孔总长43 m，仰角为45°. 并且胶1、胶2炮孔轴线方向平行于胶带顺槽轴线方向。

4 顶板预裂效果分析

4.1 未实施顶板预裂工作面顶板来压特征

1) 顶煤初次垮落特征。

工作面机尾推进至12.1 m，机头推进至10.7 m时，38#～112#、142#～165#上部顶煤开始垮落。当工作面机尾推进至15.4 m，机头推进至16.2 m时，工作面内的顶煤全部垮落，且垮落块度较大。

2) 直接顶初次垮落特征。

工作面机尾推进至29.5 m，机头推进至27.4 m，直到工作面直接顶全部发生垮落。结果表明，工作面的直接顶初次垮落步距约22.0 m.

3) 基本顶初次来压特征。

结合现场数据可知，基本顶的初次来压步距44.6～48.2 m，平均46.5 m，并且支架的安全阀在基本顶来压期间不断开启，煤炮现象也多次出现。在基本顶初次来压期间，支架工作阻力547.35～9 144.78 kN，平均6 748.7 kN；支架动载系数1.12～2.43，平均为1.70.

4) 基本顶周期来压特征。

基本顶周期来压步距14.8～25.8 m，平均20.65 m；来压期间，支架工作阻力123.0～8 844.16 kN，平均5 612.09 kN；支架动载系数1.51～1.79，平均1.47.

4.2 实施顶板预裂前后压力对比分析

1) 顶煤垮落情况。

8935综放工作面机尾推进至15.4 m，机头推进至16.2 m时，几乎全部的顶煤垮落，并且垮落的块度很大。当该工作面实施爆破措施之后，顶煤破碎并在回采初期发生垮落。当工作面支架推出开切眼之后，爆破预裂效果是所有顶煤碎落，并且块度非常小。

2) 直接顶垮落情况。

对于该工作面，其直接顶的初次垮落步距平均21.5 m，在直接顶垮落期间，工作面119#～141#区段的支架顶煤破碎严重，128#～135#支架之间的煤壁片帮非常严重，深度最大至780 mm. 采用深孔预裂爆破，对顶板软化后，直接顶初次垮落期间矿压现象基本不显现，初次垮落步距也在13 m左右。

3) 基本顶初次来压情况。

8935工作面的基本顶初次来压步距平均46.2 m，并且在基本顶初次来压期间，从工作面机头到63#支架区段的顶煤破碎严重，20#～34#支架之间有矸石露出，25#～37#支架之间严重片帮，最深可达780 mm. 当采用深孔预裂爆破，对顶板软弱化后，基本顶的初次来压步距明显减小，约为34 m，并且基本顶来压期间矿压显现不剧烈，煤壁整体较为平整，也未出现支架倒架，移架困难等现象。这说明爆破弱化顶板大幅减小了基本顶的初次来压步距和来压强度。

4) 基本顶周期来压情况对比。

8935工作面和8933工作面的平均周期来压步距分别为20.65 m和20.1 m，可见，其数值差距不大，可近似认为基本没有变化，这说明基本顶的周期来压现象基本不会受采用该种措施的影响。

4.3 支架阻力分析

1) 放炮前支架阻力。

放炮前支架前梁和支架前柱的平均工作阻力分别为5.56 MPa和1.94 MPa.

2) 放炮后支架阻力。

放炮后编号1#～91#支架前梁和支架前柱的平均工作阻力分别为7.36 MPa和4.65 MPa. 对比放炮前后的工作阻力可知，放炮后支架工作阻力明显增大。

分析认为，对开切眼顶板沿工作面走向的剖面岩梁建立力学模型，发现放炮的实施将该模型由两端固支梁转变为两端简支梁。在跨度基本不变的前提下，顶板岩梁的挠度增大，增加了顶板的下沉变形量。该变形量通过顶煤传递至液压支架，从而增大了液压支架受到的平均工作阻力。

5 结 论

对于8935工作面而言，直接顶的初次垮落步距平均22.0 m，初次来压步距为46.5 m；基本顶初次来压期间的矿压显现非常明显，来压期间安全阀多次开启，煤壁大面积发生片帮现象；实施深孔预裂爆破措施后，直接顶初次垮落步距减小至13.2 m，基本顶初次来压步距降低为34.5 m，基本顶的矿压显现非常不明显，初次来压期间煤壁平整，顶煤碎裂掉落，也没有出现移架困难与支架不接顶等问题。

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Application of Deep Hole Pre-splitting Blasting in Hard Roof Working Face

DU Liwei

Targeted on the hard roof condition in 8935 working face with fully mechanized top caving coal in a coal mine, the change of roof and pressure characteristics after roof pre-splitting blasting is analyzed and compared. It is found that the initial collapse space of roof in the working face is 22.0 m, and the initial base roof pressure space is 46.5 m, the strata pressure behaviors during the initial pressure is very obvious. The implementation of the pre-splitting blasting made the initial collapse space reduced to 13.2 m, and the initial base roof pressure space reduced to 34.5 m, no obvious the strata pressure behaviors being seen, and the coal seam rib sides keep the normal state. Although some roof coal drop down, no problems related to supports such as difficulty to move and hard to reach the roof being emerged.

Pre-splitting blasting; Hard roof; Strata behaviors; Initial caving space; Initial roof weighting step

2017-03-15

杜利伟(1988—)，男，山西忻州人， 2017年毕业于太原理工大学，主要从事煤矿技术管理工作

(E-mail)duliweiwei19888@126.com

TD327.2

B

1672-0652(2017)05-0008-03