爆破預裂技術在黃陵一號煤礦頂板管理中的應用

成 飛

(陜西陜煤黃陵礦業(yè)有限公司一號煤礦，陜西 延安 727307)

關健詞：爆破預裂；綜采工作面；懸頂；頂板管理

0 引言

堅硬頂板條件下的綜采工作面懸頂問題一直是工作面頂板管理的難點。黃陵礦業(yè)公司一號煤礦在綜采工作面強制放頂方面先后采取過多種措施，主要還是采用回收頂板錨索梁、施工強制放頂鉆孔等措施解決懸頂問題。但由于一號煤礦的頂板特性、巷道布置、支護方式等因素制約，綜采工作面進風順槽上隅角頂板常常冒落不充分，造成懸頂面積超過規(guī)程規(guī)定。為了促進采空區(qū)頂板及時垮落，有效降低超前段頂板壓力，減少隱患，通過借鑒無煤柱開采爆破預裂切縫工藝，在綜采工作面上、下隅角試驗爆破預裂工藝，人為增加堅硬頂板的裂隙，破壞堅硬頂板的完整性，使頂板隨工作面的推進及時垮落，減少由于大面積頂板突然冒落造成事故。

1 爆破預裂工藝概述

爆破預裂切頂工藝是將特定規(guī)格的炸藥裝在2個能設定方向的有聚能效應的聚能裝置中，炸藥起爆后，預裂孔圍巖在非設定方向上均勻受壓，在設定向上集中受拉，依靠巖石抗壓不抗拉的特性，使巖石按設定方向拉裂，從而實現(xiàn)被爆破體按設定方向拉裂。該爆破技術是在對比研究多種聚能爆破和定向爆破方法的基礎上發(fā)展起來的一種新型聚能爆破技術，施工工藝簡單，應用時只需要在預裂線上施工預裂孔，采用雙向聚能裝置裝藥，并使聚能方向對應于巖體預裂方向。爆轟產物將在2個設定方向上形成聚能流，并產生集中拉應力，使預裂孔沿聚能方向形成預裂面，可以在達到預裂的同時又保護巷道頂板，使堅硬難冒頂板成為易冒落頂板。盡可能使冒落的巖石基本充滿采空區(qū)，形成巖石墊層，從而減弱頂板垮落時的沖擊強度，大大減少有害氣體的積存空間，防止因頂板垮落而造成的瓦斯瞬間涌出以及大面積頂板垮落時形成沖擊地壓的可能性，達到隨采隨落。

2 現(xiàn)場應用分析

2.1 綜采工作面回采期間的預裂試驗

工作面概況：621綜采工作面位于六盤區(qū)，主采2#煤層，煤層平均厚度2.4 m。采用綜合機械化長壁后退式采煤法，全部垮落法管理頂板。工作面采用MG620/1660-WD型電牽引采煤機落煤，采用ZY7800/15/30D型掩護式液壓支架支護頂板。工作面長度235 m，推采長度3 546 m，預裂試驗時已回采3 350 m。2#煤層偽頂為炭質泥巖，回采時隨采隨落。直接頂為粉砂巖，平均厚度 6.19 m。老頂為細粒砂巖，平均厚度7.83 m。采煤工藝流程為割煤→裝煤→移架支護→推移運輸機。工作面兩端頭采用端頭支架支護，兩順槽超前支護采用成組超前支架支護。

預裂參數(shù)選擇：①爆破預裂位置選擇在621進風順槽切頂線外1～2 m(提前留一天的推采距離，孔按“L”型布置)；②設計兩組試驗爆破預裂孔，每組8個。第一組預裂孔深度8 m，采用風動錨桿鉆機鉆孔，孔徑50 mm，間距500 mm，垂直于順槽方向施工3個孔，平行于順槽方向在副幫施工5個孔，形成“L”型布置，見表1；第二組預裂孔深度也是8 m，孔徑50 mm，間距600 mm，垂直于順槽方向施工3個孔，平行于順槽方向在副幫施工5個孔，形成“L”型布置。預裂孔垂直于頂板布置，每組3個孔連線垂直順槽方向，見表2；③爆破預裂使用雙向聚能管，外徑為40 mm，內徑為38 mm，管長1 800 mm和1 500 mm兩張規(guī)格。爆破采用三級煤礦乳化炸藥，炸藥規(guī)格為φ35mm×200mm/卷。雷管選用1～5段毫秒延期電雷管，MFB-100型發(fā)爆器。

實驗順序：依次單孔爆破第一組預裂孔和第二組預裂孔，觀察工作面推進后頂板垮落情況，確定該工作面適宜的最優(yōu)參數(shù)。

施工及質量要求：①施工前所有工器具及放炮器材需按要求準備齊全；②施工前需對巷道高度不足處進行落底施工，保證錨桿鉆機可正常作業(yè)；③施工前需對施工點附近加固支護，切頂單體柱距調整為300 mm，并在施工點附近根據(jù)現(xiàn)場情況采取補打單體加固支護；④施工前需對端頭架，運輸機尾等炮眼布置范圍的設備設施采取保護措施；⑤切頂孔經檢驗合格后進行預裂爆破，采用不耦合裝藥，正向爆破；⑥每個切頂孔在裝藥前，先在巷道內按照爆破裝藥設計參數(shù)，從孔底聚能管開始連續(xù)裝藥并安設雷管和引線，然后將引線穿過第二根聚能管，并將第二根聚能管與第一根聚能管用連接件連接，再在第二根管內開始連續(xù)裝藥并安設引線，重復按照上述方法，依次完成全部聚能管裝藥；要求每個聚能管內采用連續(xù)裝藥，每個聚能管裝一發(fā)雷管；⑦封孔前，將聚能爆破定向桿切縫方向調整到與順槽推進方向垂直，調整完畢方可封泥。

表1 第一組爆破預裂孔參數(shù)

表2 第二組爆破預裂孔參數(shù)

注：每根聚能管端頭封堵炮泥；封孔上端采用將炮線裝入聚能管再裝炮泥的方式進行封堵。

預裂效果分析：①第一組預裂爆破前現(xiàn)場觀測621進順懸頂達6 m，預裂爆破過程很順利，未出現(xiàn)噴孔現(xiàn)象。但頂板在相隔24 h后，采過10 m后頂板在爆破位置垮落，根據(jù)現(xiàn)場觀測效果不是很明顯，不能很好確定其試驗效果；②第二組預裂爆破前現(xiàn)場觀測621進順懸頂達8 m。預裂爆破過程很順利，也未出現(xiàn)噴孔現(xiàn)象。截止當天4點班頂板從施工預裂孔以里1 m處垮落，試驗效果明顯；③根據(jù)一、二組預裂效果比較，選擇第二組預裂參數(shù)，每米裝藥4節(jié)，每根聚能管端頭封堵炮泥，封孔選擇上端采用將炮線裝入1 m聚能管再裝炮泥的方式進行封堵。

2.2 綜采工作面初采初放期間的預裂試驗

工作面概況：1004綜采工作面位于十盤區(qū)，主采2#煤層，煤層平均厚度2.2 m。采用綜合機械化長壁后退式采煤法，全部垮落法管理頂板，采用MG2×200/925-AWD型電牽引采煤機落煤，采用ZY6800/11.5/24型掩護式液壓支架支護頂板。1004工作面長度235 m，推采長度1 754 m。 2#煤偽頂為炭質泥巖，回采時隨煤層一起冒落。直接頂為粉砂巖，平均厚度 2.44 m。老頂為中粒砂巖細粒砂巖，平均厚度10.18 m。采煤工藝流程為割煤-裝煤-移架支護-推移運輸機。兩順槽超前支護采用成組超前支架支護。

預裂參數(shù)選擇：①選擇在1004工作面兩端頭超前支架尾部與端頭支架之間，副幫側孔呈“L”型布置。在初采初放前開始預裂爆破，施工及質量要求、其余技術參數(shù)與612工作面第二組試驗參數(shù)一致；②預裂孔每根聚能管長度1.5 m，裝藥量暫定為4+4+4，具體再根據(jù)預裂效果進行調整；③預裂爆破使用雙向聚能管，外徑為 40 mm，內徑為 38 mm，管長1 500 mm。爆破采用三級煤礦乳化炸藥，炸藥規(guī)格為φ35 mm×200 mm/卷。雷管選用1～5段毫秒延期電雷管，MFB-100型發(fā)爆器。

表3 爆破預裂切縫試驗參數(shù)表

注：每根聚能管端頭封堵炮泥；封孔上端采用將炮線裝入聚能管再裝炮泥的方式進行封堵。

預裂效果分析：①根據(jù)現(xiàn)場跟班觀察、初采初放記錄和礦壓監(jiān)測系統(tǒng)分析可知，4點班1004工作面直接頂開始大面積冒落，直接頂初次冒落步距為12.7 m(10.3+6.6-4.2)；②根據(jù)礦壓監(jiān)測系統(tǒng)顯示，直接頂冒落后支架工作阻力出現(xiàn)短暫下降后開始緩慢上升，至次日4點班達到峰值。次日4點班生產結束后支架工作阻力開始急劇下降，并隨回采呈周期性變化。由此判斷，次日4點班工作面出現(xiàn)老頂初次來壓，老頂初次來壓步距為19.7 m(17.3+6.6-4.2)，如圖1所示；③根據(jù)1005進順高位鉆場觀測數(shù)據(jù)可知，次日8點班后高位甲烷濃度數(shù)據(jù)上升明顯，其中1#高位鉆場6#鉆孔濃度為60%，7#鉆孔濃度為57%，18日、19日2#高位鉆場也出現(xiàn)大幅度上升，如圖2、圖3所示。這說明老頂來壓后頂板裂隙帶發(fā)育明顯，成為采空區(qū)游離瓦斯的抽采通道，這從側面印證了老頂初次來壓的判斷。

圖1 1004綜采工作面初采初放期間支架工作阻力曲線

圖2 1#高位鉆場鉆孔甲烷濃度變化折線圖

圖3 2#高位鉆場鉆孔甲烷濃度變化折線圖

3 結論

(1)共布置爆破預裂孔44個，分別對工作面兩端頭、 錨索支護范圍頂板進行了爆破預裂。從預裂效果看，明顯縮短了采煤工作面初采初放直接頂初次垮落步距、老頂初次來壓步距，對初采期間頂板及時冒落起到了積極作用，解決了上下隅角懸頂問題。

(2)根據(jù)現(xiàn)場試驗與分析，確定了爆破預裂的孔距、裝藥量與封孔長度及施工工藝，為采煤工作面爆破預裂頂板提供了技術依據(jù)。

(3)將先進的爆破預裂技術，應用于綜采工作面初采初放、正?；夭善陂g頂板管理，可有效地解決綜采工作面懸頂問題，保障采煤工作面的安全生產。