杜利偉

(西山煤電集團公司 官地礦，山西 太原 030200)

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·試驗研究·

深孔預裂爆破在堅硬頂板工作面中的應用

杜利偉

(西山煤電集團公司 官地礦，山西 太原 030200)

基于某礦8935試驗綜放工作面的堅硬頂板條件，對比分析實施頂板預裂爆破后頂板變化情況及來壓特征的變化情況。經(jīng)分析可知：8935工作面直接頂?shù)某醮慰迓洳骄嗥骄?2.0 m，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?6.5 m，基本頂初次來壓期間的礦壓顯現(xiàn)非常明顯；實施了深孔預裂爆破措施后，直接頂初次垮落步距減小至13.2 m，基本頂初次來壓步距降低為34.5 m，基本頂?shù)牡V壓顯現(xiàn)非常不明顯，初次來壓期間煤壁平整，頂煤碎裂掉落，也沒有出現(xiàn)移架困難與支架不接頂?shù)葐栴}。

預裂爆破；堅硬頂板；礦壓顯現(xiàn)；初次垮落步距；初次來壓步距

煤礦開采過程中，煤層堅硬頂板在回采初期極易因頂板不垮落、不斷裂而出現(xiàn)大面積懸頂。隨著工作面的推進，大面積頂板突然垮落，一方面會沖擊破壞支架，另一方面會擠出采空區(qū)的CO和CH4等有害氣體，造成工作面的瓦斯超限，甚至引發(fā)煤與瓦斯突出、瓦斯爆炸等事故。如果采用的是放頂煤開采，還會造成頂煤嚴重破碎，進而引起支架不接頂、移架較難以及工作面漏風等一系列問題。因此，為了保證回采工作面的安全生產(chǎn)，必須對堅硬頂板進行弱化處理，確保其合理垮落。

1 工作面概況

試驗工作面是某礦8935工作面，在煤田的向斜西部，大致呈單斜構(gòu)造，北西高，南東低，局部呈一小向斜構(gòu)造。開采11#和12#煤層，煤層厚4.9～9.0 m，平均7.5 m；煤層結(jié)構(gòu)簡單，煤層傾角1°～8°，平均2.4°；煤層賦存穩(wěn)定。采用綜放開采，采3.2 m，放4.3 m. 直接頂為灰白細砂巖，主要成分為石英和長石，含少量云母，厚0～3.26 m. 直接頂較堅硬，泥質(zhì)膠結(jié)，呈水平層理，底部漸變?yōu)榉凵皫r?；卷斉c煤層之間的距離為27.67～39.59 m. 基本頂巖石由灰白色粗砂巖-深灰色砂質(zhì)頁巖組成。工作面長300 m，順槽5935巷走向長1 457.35 m，2935巷走向長1 506.44 m.

2 試驗工作面來壓特征

工作面內(nèi)共有 108 架支架。在綜采工作面 10#架、55#架和98#架等3臺支架處各布置一臺 YHY60(B)d 型應力連續(xù)監(jiān)測分機，用于監(jiān)測回采工作面在推進過程中頂板的來壓情況。

1) 來壓強度。

8935工作面11#支架、55#支架以及97#液壓支架的平均循環(huán)末阻力分別為29 MPa、38 MPa和34 MPa. 由此可知：工作面來壓強度順序依次為：工作面中部、尾部和頭部。受到8933工作面采空區(qū)基本頂運動的影響，礦壓顯現(xiàn)強烈，8935工作面在生產(chǎn)過程中尾巷表現(xiàn)出的礦壓顯現(xiàn)非常強烈，伴隨有數(shù)次沖擊，并且尾巷超前工作面30～50 m內(nèi)，巷道兩幫有嚴重的炸幫現(xiàn)象。

2) 來壓步距。

8935工作面直接頂垮落步距為18.3～20.6 m，初次垮落的影響范圍為1.29 m；基本頂初次垮落步距43.9～80.4 m，初次垮落的影響范圍為19.3 m；基本頂周期來壓步距17.8～21.1 m，周期來壓的影響范圍為21.9 m. 工作面不同區(qū)域基本頂初次垮落與周期來壓的順序：先是工作面頭部、其次工作面尾部、最后工作面中部。

3 預裂爆破技術(shù)現(xiàn)場應用

3.1 頂板弱化高度的確定

本次研究在確定頂板處理高度時，綜合考慮頂板垮落矸石的影響，以及基本頂巖層彎曲下沉的影響。也就是說，在工作面初采時期，使下部分的基本頂及時垮落是需要達到的目的。所以，弱化頂板的合理高度可通過式(1)計算得出：

(1)

式中：

h—弱化頂板的最大高度，m；

ymax—基本頂巖層彎曲下沉的數(shù)值，m；

M—采高，m，考慮回收頂煤，取6；

Kp—碎脹系數(shù)，取1.33.

經(jīng)計算：當頂煤厚度達到4.3 m時，炮孔的深度為15.2 m.

3.2 爆破方案

1) 炮孔直徑。

基于煤礦設(shè)備和施工人員的經(jīng)驗，取孔徑為75 mm，煤礦許用炸藥直徑60 mm.

2) 炮孔角度。

當炮孔角度增大到某一值時，會出現(xiàn)打鉆時不好架設(shè)鉆機，同時裝藥過程中藥卷會在重力作用下出現(xiàn)下滑等一系列問題。因此通過分析比較，最終決定本次預裂爆破炮孔角度選取45°最好。

3) 裝藥結(jié)構(gòu)。

深孔爆破弱化頂板中的裝藥方式應該選用不耦合裝藥。一般而言，不耦合系數(shù)取1.2～1.3，本次方案中的不耦合系數(shù)選用1.25.

4) 炮孔間距。

經(jīng)計算得，8935工作面裂隙區(qū)半徑2.5 m，破碎區(qū)半徑390 mm.

5) 炮孔深度。

本次爆破方案中根據(jù)角度及垂直高度，計算可得炮孔的深度為21.5 m.

6) 炮孔布置。

8935工作面在膠帶順槽的端部施工炮孔2個，在開切眼處施工42個，一共44個。施工炮眼總長946 m.

a) 開切眼炮孔布置。

開切眼長300 m，共有42個炮孔。炮孔中心連接成軸線，其軸線方向平行于開切眼軸線方向。單個炮孔長21.5 m，開切眼的炮孔總長903 m. 炮孔方向從膠帶順槽偏向回風順槽側(cè)，傾角均為45°，間距7 m.

b) 膠帶順槽端頭炮孔布置。

膠帶順槽內(nèi)打眼并編號，用膠1和膠2表示，炮孔孔口距運輸順槽外幫0.5 m，距開切眼內(nèi)幫的距離分別為7.4 m和14.4 m. 單個炮孔長21.5 m，端頭炮孔總長43 m，仰角為45°. 并且膠1、膠2炮孔軸線方向平行于膠帶順槽軸線方向。

4 頂板預裂效果分析

4.1 未實施頂板預裂工作面頂板來壓特征

1) 頂煤初次垮落特征。

工作面機尾推進至12.1 m，機頭推進至10.7 m時，38#～112#、142#～165#上部頂煤開始垮落。當工作面機尾推進至15.4 m，機頭推進至16.2 m時，工作面內(nèi)的頂煤全部垮落，且垮落塊度較大。

2) 直接頂初次垮落特征。

工作面機尾推進至29.5 m，機頭推進至27.4 m，直到工作面直接頂全部發(fā)生垮落。結(jié)果表明，工作面的直接頂初次垮落步距約22.0 m.

3) 基本頂初次來壓特征。

結(jié)合現(xiàn)場數(shù)據(jù)可知，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄?4.6～48.2 m，平均46.5 m，并且支架的安全閥在基本頂來壓期間不斷開啟，煤炮現(xiàn)象也多次出現(xiàn)。在基本頂初次來壓期間，支架工作阻力547.35～9 144.78 kN，平均6 748.7 kN；支架動載系數(shù)1.12～2.43，平均為1.70.

4) 基本頂周期來壓特征。

基本頂周期來壓步距14.8～25.8 m，平均20.65 m；來壓期間，支架工作阻力123.0～8 844.16 kN，平均5 612.09 kN；支架動載系數(shù)1.51～1.79，平均1.47.

4.2 實施頂板預裂前后壓力對比分析

1) 頂煤垮落情況。

8935綜放工作面機尾推進至15.4 m，機頭推進至16.2 m時，幾乎全部的頂煤垮落，并且垮落的塊度很大。當該工作面實施爆破措施之后，頂煤破碎并在回采初期發(fā)生垮落。當工作面支架推出開切眼之后，爆破預裂效果是所有頂煤碎落，并且塊度非常小。

2) 直接頂垮落情況。

對于該工作面，其直接頂?shù)某醮慰迓洳骄嗥骄?1.5 m，在直接頂垮落期間，工作面119#～141#區(qū)段的支架頂煤破碎嚴重，128#～135#支架之間的煤壁片幫非常嚴重，深度最大至780 mm. 采用深孔預裂爆破，對頂板軟化后，直接頂初次垮落期間礦壓現(xiàn)象基本不顯現(xiàn)，初次垮落步距也在13 m左右。

3) 基本頂初次來壓情況。

8935工作面的基本頂初次來壓步距平均46.2 m，并且在基本頂初次來壓期間，從工作面機頭到63#支架區(qū)段的頂煤破碎嚴重，20#～34#支架之間有矸石露出，25#～37#支架之間嚴重片幫，最深可達780 mm. 當采用深孔預裂爆破，對頂板軟弱化后，基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄嗝黠@減小，約為34 m，并且基本頂來壓期間礦壓顯現(xiàn)不劇烈，煤壁整體較為平整，也未出現(xiàn)支架倒架，移架困難等現(xiàn)象。這說明爆破弱化頂板大幅減小了基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄嗪蛠韷簭姸取?/p>

4) 基本頂周期來壓情況對比。

8935工作面和8933工作面的平均周期來壓步距分別為20.65 m和20.1 m，可見，其數(shù)值差距不大，可近似認為基本沒有變化，這說明基本頂?shù)闹芷趤韷含F(xiàn)象基本不會受采用該種措施的影響。

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別為5.56 MPa和1.94 MPa.

2) 放炮后支架阻力。

放炮后編號1#～91#支架前梁和支架前柱的平均工作阻力分別為7.36 MPa和4.65 MPa. 對比放炮前后的工作阻力可知，放炮后支架工作阻力明顯增大。

分析認為，對開切眼頂板沿工作面走向的剖面巖梁建立力學模型，發(fā)現(xiàn)放炮的實施將該模型由兩端固支梁轉(zhuǎn)變?yōu)閮啥撕喼Я?。在跨度基本不變的前提下，頂板巖梁的撓度增大，增加了頂板的下沉變形量。該變形量通過頂煤傳遞至液壓支架，從而增大了液壓支架受到的平均工作阻力。

5 結(jié) 論

對于8935工作面而言，直接頂?shù)某醮慰迓洳骄嗥骄?2.0 m，初次來壓步距為46.5 m；基本頂初次來壓期間的礦壓顯現(xiàn)非常明顯，來壓期間安全閥多次開啟，煤壁大面積發(fā)生片幫現(xiàn)象；實施深孔預裂爆破措施后，直接頂初次垮落步距減小至13.2 m，基本頂初次來壓步距降低為34.5 m，基本頂?shù)牡V壓顯現(xiàn)非常不明顯，初次來壓期間煤壁平整，頂煤碎裂掉落，也沒有出現(xiàn)移架困難與支架不接頂?shù)葐栴}。

[1] 錢鳴高，石平五，許家林,等.礦山壓力與巖層控制[M].北京：中國礦業(yè)大學出版社，2010：65-85.

[2] 賈喜榮.巖石力學與巖層控制[M].北京：中國礦業(yè)大學出版社，2010：72-93.

[3] 徐永圻.煤礦開采學[M].北京：中國礦業(yè)大學出版社，2000：136-172

[4] 朱 炯.煤柱下高應力巷道非對稱支護優(yōu)化[J].煤礦安全,2012，4(10)：10-12.

[5] 靳鐘銘，徐林生.煤礦堅硬頂板控制[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1994：105-125.

[6] 魏錦平，牛彥華，李 勝.兩硬綜放面頂煤頂板冒放結(jié)構(gòu)探討.山西礦業(yè)學院學報,1997(15)：332-336.

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

杜利偉(1988—)，男，山西忻州人， 2017年畢業(yè)于太原理工大學，主要從事煤礦技術(shù)管理工作

(E-mail)duliweiwei19888@126.com

TD327.2

B

1672-0652(2017)05-0008-03