低沼區放頂煤工作面預裂爆破技術研究與應用

摘要:本文對低沼區域放頂煤工作面的預裂爆破技術進行了分析，介紹了炮采放頂煤工作面的生產工藝、技術關鍵，總結了預裂爆破參數。

關鍵詞:低沼區域 放頂煤 預裂爆破 跨落 松散度

0 引言

在煤層厚度薄厚不均的殘采區域中，單體柱放頂煤工藝具有很高的應用價值。但是，在用放頂煤炮采工藝對殘采區域進行回采的過程中，由于這些煤柱賦存條件以及含水量的高低不同，有的煤柱頂板狀況較好，煤層較硬，煤層不易垮落，即使垮落，原煤塊度較大，不易放出，增加了放煤工作量和工人勞動強度。

1 試驗工作面基本情況

該工作面為戊8-10-23120采煤工作面，位于二水平戊三采區上部，采面為炮采放頂煤工藝，采面支護形式為單體柱配鉸接梁、π型梁支護，回采方式為俯采，煤厚6.5m，為戊8戊9戊10煤合層。戊8煤層厚2.0~2.4m，戊8、戊9煤層夾矸0.05~0.15m，戊9煤層厚1.2~1.4米，戊9、戊10煤層夾矸0.1~0.2m，戊10煤層厚2.0~2.4m。煤層傾向NE，傾角8°，采長為160m，直接底為灰及深灰色泥巖，厚6.5~13.5m，直接頂為灰及深灰色、含菱鐵礦的泥巖。

采面局部上分層已開采，瓦斯已有所釋放，含量較低，瓦斯相對涌出量0.5m3/t，屬低沼區域。煤塵爆炸指數27.3%~41.1%，具有爆炸性，煤塵自然發火期6~8個月。

工作面運輸設備為SGD—630/220刮板輸送機，機巷配備轉載機和皮帶運輸機。

2 采面支護方式

2.1 工作面支護

2.1.1 工作面基本支架為單體柱配合鉸接梁，柱距500mm，排距1000mm，架設齊頭梁直線柱，另有π型梁輔助支護，采面每1.0 m在基本支架棚檔內架一梁二柱π型梁輔助支護。柱子迎山有勁，梁擺正架平，迎山角3~4°。

2.1.2 控頂方法:二三排控頂，最大控頂距3.0m，最小控頂距2.0m，見三回一，放頂步距1.0m。

2.1.3 安全出口:采用單體柱配合雙銷鉸接頂梁支護，機尾出口沿走向5架棚子2.5m寬，沿傾向不少于3.0m，機頭出口沿走向5架棚子2.5m寬，沿傾向不少于3.0m，上下出口高度不低于1.6m。

2.1.4 動壓區支護:風機兩巷沿煤壁線向外6~8m替棚，10m以內未替棚部分打雙排支護，10~50m動壓區內打單排支護并連鎖，替棚堅持先套后回，用1/2φ180mm×2.4m大板做梁。

2.1.5 采用5.2m×1.2m鋼絲網配合小棍剎頂，網孔6.0cm×2.0cm，連網時網與網搭接寬度不少于50mm，用扎條扎緊。每根梁4~6根小棍。鋪網時網邊對齊，鋪成直線，網邊與頂梁和煤壁平行或垂直，不能斜鋪，網要鋪平整，緊貼頂板，不能有凸凹及波浪形狀，特別是不能打卷。

2.2 勞動組織 采用正規循環作業，四六制，三采一準，人工分段作業。因采面較長，采面回采和預裂爆破作業可同時進行，以提高效率，但作業時要保證一定的安全距離。

2.3 放煤管理

2.3.1 工藝過程:改柱——剪口——放煤——封口——清底煤——恢復支架。

2.3.2 放煤采用多輪順序低位放煤，分段間距大于6m，放煤口間距1.5~2.0m，放煤口高度距底板0.3~0.5m，開口大小0.3×0.3 m。

2.3.3 放煤前應對周圍支架進行加固，確保安全后方可作業。

2.3.4 放煤時若頂板來壓、支柱松動、支架變形、煤墻片幫、瓦斯異常時，應立即停止放煤，撤出人員進行處理。

2.3.5 放煤中如放煤口出現矸石或煤頂斷裂角大于90°或老塘頂板冒落后出現較大空頂時，應立即停止放煤并用小棍、竹笆、鐵絲封堵放煤口。

2.3.6 放煤時嚴禁將身體任何部位伸進放煤口。

2.3.7 放煤后要對采面老塘側柱子進行補液增壓，保證支護質量。

2.3.8 采煤與放煤平行作業間距不得少于20m。

3 預裂爆破研究和應用

3.1 確定炮眼裝藥量 預裂爆破試驗地點選擇在人行道處，在頂板布置炮眼，炮眼沿走向呈90°，沿傾向垂直頂底板，炮眼布置表如下表1。

在工作面的實驗共計進行了6排，主要按裝藥量進行計算，每排分組進行，分4~5組不等，每組4~5個眼，前3排裝藥量為200 g/眼;后3排按裝藥量為400g/眼。每次起爆1~2個眼。在試驗最后一排時有兩個炮眼裝藥量為600g/眼。

4 結果分析

實驗發現，200g的炮眼爆破后有57.1%的待處理頂板仍然沒有垮落，且跨落不很充分;400g的炮眼爆破后，煤墻無片幫現象，頂板震動較為明顯，爆破后個別支架有松動現象，回柱放頂后，頂板全部垮落，有一處垮落不充分，且頂煤垮落后，頂煤松散度較好。對裝藥每眼600g的炮眼進行試驗時，發現爆破時頂板震動很大，爆破后煤墻有明顯片幫現象，支架松動明顯，有兩棵單體柱被震倒，頂板出現明顯裂紋，有掉煤塊現象。

對以上結果分析，采用400g/眼的裝藥量為主。

4.1 確定眼距、眼深及角度 預裂爆破地點選擇在人行道處，試驗在工作面共計進行6排，裝藥量為400 g/眼。前三排頂板炮眼沿走向向機頭與頂板呈70~80°，沿傾向與頂板呈90°打眼。后三排頂板炮眼沿走向向機尾與頂板呈70~80°，沿傾向與頂板呈90°打眼。眼距2.0 m，眼深2.0~2.5 m。每排試驗3、4、5組不等，每組3~5個眼，每次起爆1~2個眼。

第1種方案炮眼布置見表2。

第2種方案的炮眼布置見表3。

通過分析，采用的爆破參數為:沿走向與頂板呈90°布置，沿傾向與頂板呈70~75°布置，保證炮眼向老塘傾斜，布置為深孔，眼深為2.0～2.5 m，眼距1.5~2.0 m，裝藥量為400g/眼。

4.2 選擇爆破地點 對于預裂爆破地點主要進行了運輸機道和人行道上爆破作業的比較。經過試驗得知，在人行道上爆破不僅預裂爆破效果好，而且方便打眼施工。不在老塘側進行預裂爆破的原因是避免頂煤垮落后造成裸露爆破，引起瓦斯事故。結合以上結果對比分析，采用在人行道上案進行頂煤預裂爆破。

5 安全技術管理

5.1 堅持周期性對采面單體柱進行補液升壓。采面放炮前、放煤前以及放煤后，要對單體柱補液升壓，以保證采面支柱的支撐力。同時，用測壓槍對采面每一循環的支柱初撐力進行監測驗收，要求無不合格支柱。

5.2 完善安全監測系統:風巷距機尾10.0m處設瓦斯報警儀，警報值0.8%，斷電值0.8%。各班佩帶便攜儀隨時對采面瓦斯進行監測。

5.3 兩巷始終沿戊10底板推進，控制好采面層位，保證回采率。采面層位偏高時及時進行了臥底;其次放煤工藝合理，采用低位多輪順序放頂煤方式，放煤口高度0.3~0.5m，盡量將老塘落煤清凈，放煤后清凈底板浮煤，不得無故不放煤、丟煤。

5.4 強化職工安全技術培訓，提高職工綜合素質。

5.5 對采面要堅持周期性灑水沖塵。

5.6 安全備用料:風巷除正常使用的鋼網、小棍外，風巷距煤壁50m外，大板、穿楔各不少于50塊，鋼網、小棍不少于一個圓班的用量。

6 結論

在戊-23120采面實行預裂爆破技術應用期間，采面的回采率由73.6%提高到了86.2%，生產原煤417161t，多回收煤炭資源近6萬t。并且對頂煤預裂爆破技術進行了系統的研究和總結，該項技術適應于低沼區域較硬完整頂板的預裂爆破，為其它類似開采也提供了較為成熟的技術方案，促進了礦井煤炭資源的開發，創造了巨大的經濟效益和社會效益。