超前深孔預裂爆破弱化采煤工作面堅硬頂板技術研究

趙 文

(煤炭工業(yè)合肥設計研究院西北礦井所，安徽合肥230041)

超前深孔預裂爆破弱化采煤工作面堅硬頂板技術研究

趙 文

(煤炭工業(yè)合肥設計研究院西北礦井所，安徽合肥230041)

針對朱莊煤礦Ⅱ646綜采工作面煤層上方18m厚堅硬頂板，易形成大面積懸露，嚴重影響礦井安全生產(chǎn)的難題，采用超前深孔預裂爆破弱化方法，進行了炮孔布置及爆破參數(shù)設計，實現(xiàn)了對堅硬頂板的有效控制，減小了基本頂跨落步距，降低了來壓強度，消除了頂板大面積懸露產(chǎn)生的圍巖災變隱患，保證了工作面的安全正常開采。

堅硬頂板;深孔預裂爆破;超前工作面;弱化技術

Technology of Hard Roof Softening over Mining Face by Pre-blasting in Advanced Deep Holes

堅硬頂板下進行長壁開采時，如果頂板控制不好，隨著采面的推進，采空區(qū)懸頂面積逐漸增大。長時間大面積采空區(qū)頂板不垮時，將使得采面控頂區(qū)內(nèi)壓力高度集中，高壓力載荷將造成采面支護結構受到嚴重的破壞，從而給采面的安全生產(chǎn)帶來極大的威脅。如果大面積懸頂突然垮落，由于巖層折斷時產(chǎn)生的強烈動載荷會損壞或推倒大量工作面支架，另外極易形成破壞性巨大的颶風或沖擊地壓，造成設備的嚴重損壞和人員的重大傷亡，而且容易使采空區(qū)積累的瓦斯瞬間涌出，引起瓦斯重大事故。由于所造成災害的嚴重性，堅硬頂板控制一直是國內(nèi)外采礦與巖石力學工作者十分重視的一個課題。靳鐘銘、王開、高木福等［1-4］對堅硬頂板的控制方式及合理的懸頂長度進行了研究;閆少宏［5］等對用水力壓裂處理堅硬頂板的機理進行了實驗研究;還有一些學者及工程技術人員［6-9］對爆破處理堅硬頂板的參數(shù)設計進行了研究，為堅硬頂板的有效控制提供了理論基礎及實踐經(jīng)驗。

1 工作面開采地質及技術條件

朱莊煤礦Ⅱ646綜采工作面為Ⅱ64采區(qū)首個工作面，開采煤層厚度為0.8～1.9m，平均厚度約1.6m，煤層傾角平均7°。煤層上方直接覆蓋為灰～灰黑色薄層狀中細粒砂巖，厚度約10m;往上為灰白色中粒砂巖，厚度8.0m;巖石較硬，其單軸抗壓強度為70～90MPa，抗拉強度為3.5MPa左右。煤巖層綜合柱狀如圖1所示。工作面走向長度900m，傾斜長度113m，選用ZY5000-09/20型液壓支架，額定工作阻力為5000kN。

圖1 煤巖層綜合柱狀

2 堅硬頂板初次垮落步距預測及控制方法

2.1 堅硬頂板初次垮落步距計算

根據(jù)本工作面實際條件，堅硬頂板初次斷裂前，可視為上覆分布均布載荷q的雙支點巖梁力學模型 (圖2)［1，10］，則堅硬頂板初次垮落步距L0為：

圖2 頂板初次斷裂前巖梁力學模型

式中，Rt為頂板巖層的抗拉強度，MPa;H為初次垮落的巖梁厚度，m。

考慮上覆n層巖層對堅硬頂板巖梁影響的荷載q計算式為：

式中，E為巖梁本身的彈性模量;γ為巖層的重力密度;E1，E2，…，En為上覆各巖層的彈性模量;h1，h2，…，hn為上覆各巖層的厚度。

煤層上方第1層頂板 (10m厚中粒砂巖)本身載荷為：

q0=γH=260(kN/m2)

考慮上覆第2層 (8m厚中粒砂巖)對第1層的作用，有：

考慮上覆第3層 (平均15m厚砂質泥巖)對第1層的作用，有：

所以取q1作為堅硬巖梁上的載荷，即巖梁上的均布載荷應為：q=q1=0.32MPa。

把q=0.32MPa，H=18m，Rt=3.5MPa代入公式 (1)得：L0=84.2m。即如果不采取任何措施，堅硬頂板的初次垮落步距為84.2m。而通過計算，本條件下合理的頂板垮落步距為38m。因此為保證工作面安全生產(chǎn)，必須進行人工強制放頂。

2.2 堅硬頂板處理方法

目前堅硬頂板處理方法主要有注水弱化法和爆破弱化法2種［1］。注水弱化堅硬頂板法適用于頂板巖石吸水性較強，且?guī)r體吸水后其強度明顯降低的情況。本工作面堅硬頂板為吸水率較低的砂巖，顯然此方法不適合。爆破弱化堅硬頂板法是采用爆破的方法人為將頂板切斷，使一定厚度的頂板冒落形成矸石墊層。又有淺孔放頂、步距深孔爆破、地面深孔放頂和超前深孔預裂爆破等。超前深孔預裂爆破是超前工作面一定距離，在工作面上、下巷道里，以一定距離一定間距向堅硬頂板內(nèi)鉆深孔，采用高威力炸藥爆破，具有不影響工作面生產(chǎn)、安全、處理頂板效果好等一系列優(yōu)點。綜合分析，本工作面采用超前深孔預裂爆破處理堅硬頂板方法。

3 炮孔布置方式及參數(shù)設計

3.1 炮孔布置方式

本次爆破采用巷道雙向鉆孔法炮孔布置方式，即在工作面風巷與機巷同時向頂板巖體內(nèi)打孔，每一組包含基本頂切斷孔 (炮孔1，2，3，4，5，7，8)、端頭切斷孔 (炮孔6)，炮孔位置超前采煤工作面的距離為35m，如圖3所示。

3.2 炮孔直徑

考慮到現(xiàn)場施工機具，工作面風巷采用SGZ-ⅢA-150型鉆機打孔，炮孔直徑為75mm;而工作面機巷內(nèi)受運煤膠帶機、斷面、施工機具等影響，采用ZYJ-380/210液壓架柱式回轉鉆機打孔，炮孔直徑為60mm。

3.3 炮孔間距

合理的炮孔間距可以保證巨厚堅硬頂板的裂隙發(fā)育完全，根據(jù)斷裂力學理論，可以得到超前深孔預裂松動爆破炮孔間距公式：

式中，K為調(diào)整系數(shù)，一般取10～15，當巖石的堅硬程度較高時，取較小值;當其堅硬程度較低時，取較大值;rb為炮孔半徑;f為巖石堅固性系數(shù)。

3.4 炮眼排距

由于爆破時炮孔之間會產(chǎn)生應力集中現(xiàn)象，有利于形成貫通性裂隙，致使巖石更加破碎，所以炮孔排距要小于炮孔間距，采用以下經(jīng)驗公式進行炮孔排距的計算：

式中，m為炮孔密集系數(shù)，一般取值為0.4～0.6。

因此，排距b=0.4×1.2=0.48m，上下排距確定為0.5m。

3.5 炮孔末端距離

炮孔末端距離由工作面長度、頂板的巖性及自然裂隙產(chǎn)狀、采煤方法等因素確定。上下巷基本頂切斷孔的末端距離一般為15～20m，本次爆破炮孔末端距離控制在20m。

3.6 炮孔末端高度

由于本工作面堅硬頂板較厚 (18m)，本次設計所有的炮孔的末端高度都在垂直煤層頂板16m處，目的是能有效切斷兩層較厚砂巖堅硬頂板。

3.7 封孔長度

封孔堵塞長度過短時，如果堵塞不嚴密，堵塞材料被沖擊波轟出炮孔，發(fā)生“沖炮”現(xiàn)象，對爆生氣體起不到封閉作用，影響爆破效果;如果堵塞嚴密，由于堵塞長度過短，小于炸藥的最小抵抗線，形成拋擲漏斗，不僅影響爆破效果，還會對巷道產(chǎn)生安全隱患。同樣，封堵長度也不易過長，過長雖然可以保證巷道穩(wěn)定性及煤層上方一定高度頂板完整性，但頂板的爆破裂隙帶長度減小，影響放頂效果。

因此，為使炸藥爆破后不破壞巷道支護，同時在采面推到此位置時又能保證煤層上方一定范圍內(nèi)頂板的完整性，以便于采面的支護，炮孔始端裝藥高度及炮孔封孔長度需滿足以下3種條件［9-10］：炮孔始端裝藥高度距煤層頂板的距離要大于5m;封孔長度在水平面的投影 (距巷道的距離)要大于巷道寬度的3倍;封孔長度要大于10m。根據(jù)以上原則，確定了每個炮孔的封孔長度，如表1所示。采用深孔爆破專用風動封孔器和爆泥輸送管進行封孔，封堵效果較好。

表1 炮眼布置及爆破參數(shù)

在機巷內(nèi)由于受膠帶機及施工機具的影響，鉆深孔非常困難，因此為施工方便，減少機巷內(nèi)炮孔的數(shù)目及減小深度，風巷內(nèi)炮孔數(shù)目增多并加大深度，炮孔布置方式及參數(shù)如圖3及表1所示。

4 爆破效果

工作面頂板實施深孔預裂爆破后，工作面在推過爆破處后，堅硬頂板能立即垮落，基本頂初次垮落步距縮小為35m左右，來壓不強烈，工作面沒有受到大的沖擊。在工作面推進過程中，液壓支架適應性較好，無壓架現(xiàn)象發(fā)生，工作面控頂區(qū)內(nèi)頂板平整，未出現(xiàn)過度碎裂而導致的漏頂現(xiàn)象，消除了頂板大面積懸露產(chǎn)生的圍巖災變隱患，保證了工作面的安全正常開采，月平均推進度70m左右。

5 結論

(1)超前深孔預裂爆破是控制采煤工作面堅硬頂板的有效方法。采用超前深孔預裂爆破方法控制堅硬頂板，減小了頂板垮落步距，降低了工作面來壓程度，消除了頂板大面積懸露產(chǎn)生的圍巖災變隱患，保證了工作面的安全正常開采。

(2)封孔長度是深孔預裂爆破的重要參數(shù)之一，合理的封孔長度即不能破壞巷道穩(wěn)定性又要保證煤層上方一定范圍內(nèi)頂板的完整性。

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［10］錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制 ［M］.徐州：中國礦業(yè)大學出版社，2003.

［責任編輯：潘俊鋒］

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1006-6225(2012)05-0088-03

2011-11-03

趙 文 (1979-)，男，安徽碭山人，工程師，現(xiàn)在煤炭工業(yè)合肥設計研究院西北礦井所從事設計工作。