堅硬頂板深孔預裂爆破弱化技術應用

李志峰

（山西西山白家莊礦業公司，山西 太原 030000）

1 1101工作面工程地質情況

1101綜采工作面為塬林煤礦首采工作面，該工作面位于井田東北部，主要開采1#煤層，1#煤層厚度為5.82～0.7m，平均厚度為2.46m，呈條帶狀結構，堅硬且具有韌性，平均傾角3°，為井田內大部分可采煤層，1101工作開切眼寬度為6.5m，工作面采高為2.3m，采用一次采全高工藝采煤。工作面運輸平巷寬3.5m、高2.4m，回風平巷寬3.0m、高2.4m，1#煤層上方直接頂為0.5m厚的泥巖，基本頂為68m厚的沙礫巖，且沒有明顯的分層。由于該基本頂巖層厚度大且垮落難，在破碎前無明顯變形，工作面非來壓期間，工作面頂板壓力一般較小；當頂板懸露面積較大時，會發生突然垮落的脆性破壞，對工作人員及機械設備產生安全威脅。

通過巖石力學實驗可知，厚硬砂礫巖單軸抗拉強度為2.38MPa，內聚力為3.25MPa，抗拉強度及內聚力較大，巖層厚且無明顯分層，節理裂隙不發育。礦壓觀測得基本頂初次來壓步距為54.5m，周期來壓步距為31m，基本頂初次來壓當量Pe達到1114.12kN/m2，頂板來壓顯現非常強烈。

2 厚層堅硬頂板弱化的鉆孔布置及參數

通常通過爆破的方法減小基本頂懸露長度，以縮小其垮落步距，常用方法有循環淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽三種。而采用端部拉槽較其他兩種方法爆破工程量小，因而本工程選用端部拉槽方法來弱化基本頂?；卷斊茢嗪?，其上覆巖層載荷作用于破斷的基本頂上，在工作面附近形成了“破斷基本頂-煤體-支架”的支護系統，綜合考慮工作面液壓支架型號、爆破技術及工程成本，且爆破循環步距應小于基本頂周期來壓步距，綜合考慮基本頂爆破循環步距確定為30m。

2.1 深孔爆破基本參數設計

（1）爆破孔布置方式。預裂爆破的鉆孔可以分為兩部分，一部分爆破孔用于切斷工作面推進方向頂板間的聯系，另一部分爆破孔用于切斷工作面與巷道側頂板間的聯系。

（2）爆破孔直徑。爆破孔直徑的確定要綜合考慮炸藥的性能、煤巖體巖石力學參數、鉆孔機具、裝藥及封孔難易程度等。炮孔直徑過大則鉆眼速度較慢，炮孔直徑過小則無法達到應有爆破效果，根據工程實踐經驗及1#煤層的地質條件，綜合確定炮孔直徑為75mm。

（3）爆破孔長度。所需爆破巖層厚度越大，爆破孔越長，然而爆破孔長度較大則不利于鉆孔及裝藥的進行，現場實踐中，應在滿足安全及生產的情況下，盡量減小爆破孔長度。

（4）封孔長度。為保證安全及爆破效果，封孔長度應大于爆破孔長度的20%～30%。

（5）一次最大起爆藥量。根據《爆破安全規程》規定，圍巖在中等穩定情況下，支護狀況良好的巷道安全振動速度約為20cm/s，考慮一定的爆破安全系數，一次最大起爆藥量取450～550kg。為減小爆破對巷道圍巖及工作面液壓支架的影響，一次起爆藥量要控制在250～300kg以下，在不影響工作面推進速度的前提下，可以考慮選用單孔起爆方式。

2.2 開切眼內深孔爆破鉆孔布置及參數設計

工作面開切眼內頂板弱化的爆破鉆孔布置如圖1和表1所示。在切眼完成后，支架安裝前，距離采空區1m，沿120m切眼全長布置8組22個爆破鉆孔，其中1、2、3和20、21、22對稱布置，4、5、6和17、18、19對稱布置，7、8、9和14、15、16對稱布置，10和13對稱布置，11和12對稱布置?，F場施工中，鉆孔與頂板夾角均取30°，考慮煤層厚度變化及殘眼的存在，前兩組鉆孔均長16m，孔底距離煤層上方8m，第三組鉆孔均長20m，孔底距離煤層上方10m。

圖1 工作面開切眼內深孔爆破預裂弱化頂板鉆孔布置圖

2.3 兩巷內深孔爆破鉆孔布置及參數設計

在進、回風平巷內，朝工作面施工深3.5m、寬4m的鉆場硐室，在兩巷內超前工作面的鉆場硐室進行頂板預裂工作，以切斷工作面與巷道上部頂板間的聯系。如圖2所示，在鉆場硐室內布置A、B、C、D、E、F、G、H共計8個炮孔，其中A、B、C、D、E、F平行于工作面扇形布置，F、G、H斜交于工作面扇形布置，鉆孔布置及爆破參數如表2所示。

3 工業性試驗

工作面開切眼推進4刀后進行裝藥、連線和爆破工作，采用炮棍進行炸藥填塞，采用不耦合裝藥方式，采用兩根導爆索進行炸藥起爆工作，導爆索采用瞬發電雷管起爆，兩根雷管并聯連接。采用BF-200型起爆器進行起爆，從切眼中部向兩端進行爆破，分組裝藥、分次爆破。兩巷內深孔預裂爆破頂板步距按30m設計，從工作面開切眼直至該工作面回采完成止，以保證工作面初次來壓及周期來壓步距均在30m以內，裝藥與封孔工序與切眼爆破相同，爆破順序同樣是由工作面中部向兩端進行。

根據該礦瓦斯情況，選用2號煤礦許用乳化炸藥，藥卷直徑為60mm，長度為500mm，1.5kg/卷，適用于低瓦斯礦井采掘工作面。導爆索選用煤礦許用導爆索，規格為Φ5.2～5.5mm，雷管選用煤礦許用8#普通瞬發電雷管。

回采期間對工作面進行礦壓觀測，通過壓力表對液壓支架工作阻力進行監測，在工作面上部、中部、下部布置三個礦壓觀測站，每個測站觀測4組支架。1101工作面從回采開始，共計預裂頂板8次，切眼預裂1次，兩巷預裂7次，深孔預裂爆破后工作面液壓支架工作阻力隨工作面推進變化情況如圖3所示。通過圖3觀察可知，對頂板進行深孔預裂爆破后，工作面液壓支架工作阻力明顯降低，頂板來壓緩和，頂板最小來壓步距為13m，最大來壓步距為22m，上覆巖層懸頂面積大大減小，保證了工作面的回采安全。

表2 兩巷內預裂頂板鉆孔布置及爆破參數

圖2 兩巷內深孔爆破預裂弱化頂板鉆孔布置圖

圖3 工作面液壓支架工作阻力隨工作面推進變化圖

4 結語

（1）針對1101工作面基本情況制定了深孔預裂爆破參數，即沿切眼全長布置深孔爆破預裂鉆孔，工作面回采過程中每隔30m在兩巷內布置深孔預裂鉆孔進行周期性爆破。

（2）通過工業性試驗及礦壓觀測，工作面在回采期間液壓支架工作阻力明顯降低，周期來壓步距為10～22m，采空區頂板充分冒落，保證了回采的安全。