沈玉旭，李 鵬，郭 帥

（1.山西能源學院，山西 晉中030600；2.內(nèi)蒙古科技大學，內(nèi)蒙古 包頭014010）

采煤工作面頂板不及時垮落可能造成工作面支架的沖擊載荷、采空區(qū)有毒有害氣體大量涌出，甚至造成沖擊礦壓等嚴重的安全事故[1-3]。國內(nèi)外學者在這方面做了大量的研究工作，姜耀東等對沖擊載荷發(fā)生基本機理及研究進展、超前預警技術(shù)、防治措施等做了詳細論述[4-5]，現(xiàn)有的研究主要依靠工作面爆破和注水來弱化頂板[6-8]，但是地面深孔預裂爆破的研究卻很少。

地面深孔預裂爆破是從地面向井下工作面頂板垂直打孔，對頂板進行預裂爆破。爆炸產(chǎn)生的爆轟波可以使炮孔周圍的煤巖體產(chǎn)生裂隙，破壞頂板的完整性，釋放部分壓力，降低了應力集中程度，進而利于頂板回采時及時垮落，起到很好的卸壓效果，防止沖擊載荷等事故的發(fā)生[9-12]。

內(nèi)蒙古某礦31203 綜采工作面上部有22 煤4段集中隔離煤柱，采空區(qū)頂板部分垮落。31203 綜采面回采時受上部煤柱影響，易發(fā)生支架沖擊載荷以及強礦壓現(xiàn)象，造成壓架、人員傷亡等事故。因此，結(jié)合該礦31201 和31202 綜采工作面礦壓規(guī)律，對31203 綜采工作面上部集中隔離煤柱進行地面深孔預裂爆破，破壞煤柱的完整性，釋放壓力，減弱頂板垮落時的沖擊強度。

1 工程概況

31203 綜采工作面埋深98～137 m，松散層厚度0～51 m，基巖厚度65～120 m；工作面寬337 m，推進長度1 865 m；煤層厚度3.7～4.3 m，直接頂為細砂巖，厚度3.6～5.3 m，基本頂為砂巖，厚度12～35.2 m；工作面計劃布置168 臺鄭煤ZY18000/25/45D 雙柱掩護式支架。31203 工作面與上部22 煤間距33～35 m，22 煤埋深63.9～98.2 m，頂板以粉砂巖、細砂巖和粒砂巖為主，厚度為29.8～86.5 m。

2 爆破參數(shù)與爆破方案

2.1 炸藥單耗

炸藥單耗即爆破破碎單位體積巖石所消耗的炸藥量。炸藥單耗高，爆破成本高，爆破震動、沖擊波等有害效應增大；炸藥單耗低，爆破能量不足，巖石破碎不夠。因此，預裂爆破要選用合理的炸藥單耗才能保證爆破效果。根據(jù)31203 綜采工作面頂板和22 煤頂板巖層特性可知，頂板巖層多為砂巖，屬于中硬巖層，故炸藥單耗選用0.3 kg/m3。

2.2 單孔裝藥量

本次爆破的目的是破壞煤柱的完整性，使它們形成裂隙，促使工作面回采時頂板及時垮落，裝藥量Q 設(shè)計時考慮到炸藥爆破作用主要發(fā)生在巖石內(nèi)部，可根據(jù)內(nèi)部巖石所爆范圍修正體積法[13]計算：

式中：Q 為單孔裝藥量，kg；k 為預裂爆破修正系數(shù)，k>1；n 為減弱爆破作用指數(shù)；q 為預裂爆破炸藥單耗，kg/m3；V 為爆破巖石體積，m3。

計算可得單孔裝藥量Q=300 kg；當炮孔布置到頂板巖層時，考慮富裕系數(shù)，單孔裝藥量Q=315 kg；當炮孔布置到集中煤柱時，考慮富裕系數(shù)，單孔裝藥量Q=330 kg。

2.3 炮孔間距

炸藥在巖體中爆炸形成3 個區(qū)域：壓碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動區(qū)[14]。本次爆破主要是利用炸藥爆炸產(chǎn)生的裂隙區(qū)，盡可能多地使煤柱和頂板產(chǎn)生裂隙，因此炮孔間距也就是裂隙區(qū)直徑。根據(jù)柱狀不耦合裝藥下，Mises 強度準則可以計算出裂隙區(qū)半徑：

式中：Rp為裂隙區(qū)半徑，mm；σcd為巖石單軸動態(tài)抗壓強度，MPa；σtd為巖石單軸動態(tài)抗拉強度，MPa；β 為應力波傳播衰減指數(shù)，β=2-μd/（1-μd）；μd為巖石動態(tài)泊松比，μd=0.8μ；μ 為巖石靜態(tài)泊松比；ρ0為炸藥的密度，kg/m3；Dv為炸藥的爆速，m/s；n′為炸藥爆炸產(chǎn)物碰壁時的壓力增大系數(shù)；K 為裝藥不耦合系數(shù)；η 為爆轟產(chǎn)物膨脹絕熱指數(shù)；le為裝藥軸向系數(shù)；B=[（1+b）2+（1+b2）-2μd（1-μd）（1-b）2]1/2；b 為側(cè)向應力系數(shù)，b=μd/（1-μd）；α 為沖擊波傳播衰減指數(shù)，α=2+μd/（1-μd）；rb為炮孔的半徑，mm。

經(jīng)計算，本次爆破裂隙區(qū)半徑Rc=10 m，因此炮孔間距定為20 m。

2.4 封孔長度

封孔在爆破中是1 個非常重要的環(huán)節(jié)，封孔長度既要保證高溫高壓的爆炸氣體不沖出孔口又要保證不影響相鄰炮孔的穩(wěn)定性。深孔爆破封孔好可以保證爆破產(chǎn)生的氣體不外泄，有利于形成更大的裂隙區(qū)，保證了爆破效果和安全。封口效果不好容易造成沖孔或爆破漏斗[15]，引發(fā)安全事故。傳統(tǒng)的炮孔封堵采用的是黃土和水泡泥，深孔爆破炸藥藥量大，爆破產(chǎn)生的沖擊力強，可以采用素水泥封堵炮孔，極大的提高了封口密實度[16]。封孔長度L 可以根據(jù)利文斯頓爆破漏斗原理計算：

式中：L 為設(shè)計封孔長度，mm；f（n）為球形藥包對自由面巖石爆破作用指數(shù)函數(shù)；f（n′）為柱狀藥包對內(nèi)部巖石爆破作用函數(shù)；w 為最小抵抗線，mm；d為孔徑，mm。

計算可得本次深孔爆破炮孔封孔長度為14 m。

2.5 其它爆破參數(shù)

根據(jù)工程地質(zhì)條件、孔深、藥卷直徑等因素考慮，選用直徑為190 mm 的風鉆鉆孔，炸藥選用水膠炸藥，裝藥線密度為28.45 kg/m 和31.5 kg/m，采用連續(xù)不耦合裝藥，裝藥長度集中煤柱內(nèi)11.6 m，頂板巖層內(nèi)10 m，每個炮孔內(nèi)裝2 根導爆索，保證每個炮孔都能起爆。地面預裂深孔爆破參數(shù)見表1，炮孔及裝藥結(jié)構(gòu)如圖1。

表1 地面深孔預裂爆破參數(shù)Table 1 Parameters of ground deep hole pre-splitting blasting

圖1 炮孔及裝藥結(jié)構(gòu)Fig.1 Gun hole and charging structure

2.6 爆破方案

根據(jù)22 煤集中隔離煤柱的布置，在第1 段、第2段和第4 段集中隔離煤柱內(nèi)各布置1 排深孔預裂爆破炮孔，在第3 段集中隔離煤柱布置2 排深孔預裂爆破炮孔，其中1 排布置在22 煤采空區(qū)頂板內(nèi)。第4 段集中隔離煤柱的炮孔間距均為20 m，端頭炮孔距離巷道的保護距離為38.5 m，第3 段集中隔離煤柱的2 排炮孔排距41.8 m，炮孔布置如圖2。

3 爆破安全

根據(jù)GB 6722—2014《爆破安全規(guī)程》中爆破振動安全允許距離的規(guī)定，安全允許質(zhì)點振速的計算公式為：

圖2 炮孔布置Fig.2 Arrangement of gun hole

式中：R 為爆破振動所允許的安全距離，m；v 為保護對象所允許的質(zhì)點安全振動速度，cm/s；Qb為爆炸藥量，延時爆破時為一段最大藥量，齊爆時為總藥量，kg；K′、δ 為與爆破點周圍的地質(zhì)、地形條件有關(guān)的系數(shù)和指數(shù)。

3.1 地面安全

本次爆破單孔最大裝藥量Q=330 kg；根據(jù)本次爆破的地質(zhì)條件，中硬巖石時取K′=200，δ=1.7；地面附近有磚房，《爆破安全規(guī)程》中保護對象所允許的質(zhì)點安全振動速度取v=2.5 cm/s；經(jīng)計算本次爆破振動所允許的安全距離R=92 m。

通過地表建筑物可知，最近的民居磚房距離本次爆破的邊界700 m 以上，遠大于爆破振動所允許的安全距離，因此本次爆破地面建筑物是安全的。

3.2 井下安全

井下巷道在爆破中的安全十分重要，根據(jù)《爆破安全規(guī)程》中對井下巷道所允許的質(zhì)點安全振動速度為15 cm/s，經(jīng)計算本次爆破振動巷道所允許的安全距離為31 m，因此爆破周圍的巷道35 m 范圍內(nèi)需要加強支護。

爆破前后實時監(jiān)控爆破區(qū)域瓦斯?jié)舛龋咚钩瑯藭r嚴禁爆破作業(yè)，其次，要嚴格按《爆破安全規(guī)程》中對布孔、裝藥、填塞、起爆等工序的要求執(zhí)行，以防爆破安全事故。

4 應用效果

1）31203 綜采工作面地面深孔預裂爆破后，根據(jù)礦壓觀測數(shù)據(jù)分析初次來壓步距為43 m，比上個工作面減少15 m，初次來壓時位于上覆隔離煤柱下方（進煤柱9 m 位置），來壓時工作面支架載荷正常，頂板大部分及時垮落。

2）工作面來壓時，上隅角O2濃度19.5%，CO 濃度40×10-6，瓦斯等有毒有害氣體濃度正常。

3）31203 綜采工作面周期來壓步距12.4 m，最大壓力46 MPa，來壓持續(xù)1 刀，工作面及兩巷頂板垮落正常。

5 結(jié) 論

1）采用地面深孔預裂爆破弱化上部煤柱可以釋放頂板煤柱的部分壓力，降低應力集中程度，起到很好的卸壓效果。

2）31203 綜采工作面上部煤柱實施地面深孔預裂爆破后，初次來壓步距縮短為43 m，比上個工作面減少15 m，爆破效果明顯，破壞了上部煤柱的完整性，促使頂板及時垮落，避免了沖擊載荷等事故的發(fā)生。