深孔預(yù)裂爆破在堅(jiān)硬頂板工作面中的應(yīng)用

杜利偉

(西山煤電集團(tuán)公司 官地礦，山西 太原 030200)

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·試驗(yàn)研究·

深孔預(yù)裂爆破在堅(jiān)硬頂板工作面中的應(yīng)用

杜利偉

(西山煤電集團(tuán)公司 官地礦，山西 太原 030200)

基于某礦8935試驗(yàn)綜放工作面的堅(jiān)硬頂板條件，對(duì)比分析實(shí)施頂板預(yù)裂爆破后頂板變化情況及來(lái)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?lái)壓步距為46.5 m，基本頂初次來(lái)壓期間的礦壓顯現(xiàn)非常明顯；實(shí)施了深孔預(yù)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(lái)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(lái)壓期間煤壁平整，頂煤碎裂掉落，也沒(méi)有出現(xiàn)移架困難與支架不接頂?shù)葐?wèn)題。

預(yù)裂爆破；堅(jiān)硬頂板；礦壓顯現(xiàn)；初次垮落步距；初次來(lái)壓步距

煤礦開(kāi)采過(guò)程中，煤層堅(jiān)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(jìn)，大面積頂板突然垮落，一方面會(huì)沖擊破壞支架，另一方面會(huì)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(kāi)采，還會(huì)造成頂煤嚴(yán)重破碎，進(jìn)而引起支架不接頂、移架較難以及工作面漏風(fēng)等一系列問(wèn)題。因此，為了保證回采工作面的安全生產(chǎn)，必須對(duì)堅(jiān)硬頂板進(jìn)行弱化處理，確保其合理垮落。

1 工作面概況

試驗(yàn)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(kāi)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(jiǎn)單，煤層傾角1°～8°，平均2.4°；煤層賦存穩(wěn)定。采用綜放開(kāi)采，采3.2 m，放4.3 m. 直接頂為灰白細(xì)砂巖，主要成分為石英和長(zhǎng)石，含少量云母，厚0～3.26 m. 直接頂較堅(jiān)硬，泥質(zhì)膠結(jié)，呈水平層理，底部漸變?yōu)榉凵皫r。基本頂與煤層之間的距離為27.67～39.59 m. 基本頂巖石由灰白色粗砂巖-深灰色砂質(zhì)頁(yè)巖組成。工作面長(zhǎng)300 m，順槽5935巷走向長(zhǎng)1 457.35 m，2935巷走向長(zhǎng)1 506.44 m.

2 試驗(yàn)工作面來(lái)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(tái)支架處各布置一臺(tái) YHY60(B)d 型應(yīng)力連續(xù)監(jiān)測(cè)分機(jī)，用于監(jiān)測(cè)回采工作面在推進(jìn)過(guò)程中頂板的來(lái)壓情況。

1) 來(lái)壓強(qiáng)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(lái)壓強(qiáng)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(yùn)動(dòng)的影響，礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈，8935工作面在生產(chǎn)過(guò)程中尾巷表現(xiàn)出的礦壓顯現(xiàn)非常強(qiáng)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(yán)重的炸幫現(xiàn)象。

2) 來(lái)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(lái)壓步距17.8～21.1 m，周期來(lái)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(lái)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(yù)裂爆破技術(shù)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)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(shí)，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(shuō)，在工作面初采時(shí)期，使下部分的基本頂及時(shí)垮落是需要達(dá)到的目的。所以，弱化頂板的合理高度可通過(guò)式(1)計(jì)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(jì)算：當(dāng)頂煤厚度達(dá)到4.3 m時(shí)，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(yàn)，取孔徑為75 mm，煤礦許用炸藥直徑60 mm.

2) 炮孔角度。

當(dāng)炮孔角度增大到某一值時(shí)，會(huì)出現(xiàn)打鉆時(shí)不好架設(shè)鉆機(jī)，同時(shí)裝藥過(guò)程中藥卷會(huì)在重力作用下出現(xiàn)下滑等一系列問(wèn)題。因此通過(guò)分析比較，最終決定本次預(yù)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(yīng)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(jì)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(jì)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(gè)，在開(kāi)切眼處施工42個(gè)，一共44個(gè)。施工炮眼總長(zhǎng)946 m.

a) 開(kāi)切眼炮孔布置。

開(kāi)切眼長(zhǎng)300 m，共有42個(gè)炮孔。炮孔中心連接成軸線，其軸線方向平行于開(kāi)切眼軸線方向。單個(gè)炮孔長(zhǎng)21.5 m，開(kāi)切眼的炮孔總長(zhǎng)903 m. 炮孔方向從膠帶順槽偏向回風(fēng)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(hào)，用膠1和膠2表示，炮孔孔口距運(yùn)輸順槽外幫0.5 m，距開(kāi)切眼內(nèi)幫的距離分別為7.4 m和14.4 m. 單個(gè)炮孔長(zhǎng)21.5 m，端頭炮孔總長(zhǎng)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(yù)裂效果分析

4.1 未實(shí)施頂板預(yù)裂工作面頂板來(lái)壓特征

1) 頂煤初次垮落特征。

工作面機(jī)尾推進(jìn)至12.1 m，機(jī)頭推進(jìn)至10.7 m時(shí)，38#～112#、142#～165#上部頂煤開(kāi)始垮落。當(dāng)工作面機(jī)尾推進(jìn)至15.4 m，機(jī)頭推進(jìn)至16.2 m時(shí)，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(jī)尾推進(jìn)至29.5 m，機(jī)頭推進(jìn)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(lái)壓特征。

結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)數(shù)據(jù)可知，基本頂?shù)某醮蝸?lái)壓步距44.6～48.2 m，平均46.5 m，并且支架的安全閥在基本頂來(lái)壓期間不斷開(kāi)啟，煤炮現(xiàn)象也多次出現(xiàn)。在基本頂初次來(lái)壓期間，支架工作阻力547.35～9 144.78 kN，平均6 748.7 kN；支架動(dòng)載系數(shù)1.12～2.43，平均為1.70.

4) 基本頂周期來(lái)壓特征。

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

4.2 實(shí)施頂板預(yù)裂前后壓力對(duì)比分析

1) 頂煤垮落情況。

8935綜放工作面機(jī)尾推進(jìn)至15.4 m，機(jī)頭推進(jìn)至16.2 m時(shí)，幾乎全部的頂煤垮落，并且垮落的塊度很大。當(dāng)該工作面實(shí)施爆破措施之后，頂煤破碎并在回采初期發(fā)生垮落。當(dāng)工作面支架推出開(kāi)切眼之后，爆破預(yù)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(duì)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(yán)重，128#～135#支架之間的煤壁片幫非常嚴(yán)重，深度最大至780 mm. 采用深孔預(yù)裂爆破，對(duì)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(lái)壓情況。

8935工作面的基本頂初次來(lái)壓步距平均46.2 m，并且在基本頂初次來(lái)壓期間，從工作面機(jī)頭到63#支架區(qū)段的頂煤破碎嚴(yán)重，20#～34#支架之間有矸石露出，25#～37#支架之間嚴(yán)重片幫，最深可達(dá)780 mm. 當(dāng)采用深孔預(yù)裂爆破，對(duì)頂板軟弱化后，基本頂?shù)某醮蝸?lái)壓步距明顯減小，約為34 m，并且基本頂來(lái)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(shuō)明爆破弱化頂板大幅減小了基本頂?shù)某醮蝸?lái)壓步距和來(lái)壓強(qiáng)度。

4) 基本頂周期來(lái)壓情況對(duì)比。

8935工作面和8933工作面的平均周期來(lái)壓步距分別為20.65 m和20.1 m，可見(jiàn)，其數(shù)值差距不大，可近似認(rèn)為基本沒(méi)有變化，這說(shuō)明基本頂?shù)闹芷趤?lái)壓現(xiàn)象基本不會(huì)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(hào)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(duì)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(rèn)為，對(duì)開(kāi)切眼頂板沿工作面走向的剖面巖梁建立力學(xué)模型，發(fā)現(xiàn)放炮的實(shí)施將該模型由兩端固支梁轉(zhuǎn)變?yōu)閮啥撕?jiǎn)支梁。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(guò)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(duì)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(lái)壓步距為46.5 m；基本頂初次來(lái)壓期間的礦壓顯現(xiàn)非常明顯，來(lái)壓期間安全閥多次開(kāi)啟，煤壁大面積發(fā)生片幫現(xiàn)象；實(shí)施深孔預(yù)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(lái)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(lái)壓期間煤壁平整，頂煤碎裂掉落，也沒(méi)有出現(xiàn)移架困難與支架不接頂?shù)葐?wèn)題。

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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

杜利偉(1988—)，男，山西忻州人， 2017年畢業(yè)于太原理工大學(xué)，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