厚煤层坚硬顶板预裂爆破强制放顶技术实践_史振飞.pdf

煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 0引言 坚硬顶板是指煤层上方直接赋存或在薄层的直 接顶上面， 存在厚层坚硬的砂岩、 砾岩或石灰岩， 具有 结构致密、 完整度高、 裂隙不发育等特点， 容易发生大 面积不垮落， 造成顶板灾害， 严重影响矿井安全高效 生产[1,2]。目前， 处理坚硬顶板悬而不垮所采取的措施 主要有高压注水技术、 煤柱支撑技术、 局域切割技术、 预裂爆破放顶等技术。在这些技术中， 预裂爆破技术 是目前处理坚硬顶板悬露不垮的主要技术手段[3,4]。 本 论文以伯方煤矿 3205 工作面为研究背景，针对回采 工作面坚硬顶板悬露不垮现象， 设计不同爆破参数下 的预裂爆破技术方案， 并结合现场实测确定合理的爆 破参数， 研究成果可为类似矿井提供借鉴。 1工程地质概况 伯方煤矿 3205 工作面井下位于二盘区左翼， 北 部与 3207 工作面采空区相邻， 南部与 3203 工作面空 区相邻； 东侧与二盘区的运输大巷、 轨道大巷和回风 大巷相接。3205 工作面倾斜长度 157m，走向长度 1384m， 埋深 209～341m， 采用一次采全高综放开采工 艺。3205 工作面主采煤层 3 煤层，煤层厚度 4.82～5.46m， 平均 5.31m； 煤层结构简单， 含 1～2 层夹 矸， 夹矸总厚 0.2～0.4m； 煤层倾角 2～6； 平均 4； 煤层硬度 f1～2， 层理、 节理为中等发育。工作面顶板 强度低， 直接顶为灰黑色粉砂岩， 裂隙发育， 平均厚度 3.51m， 抗压强度 11.17～18.97MPa； 基本顶粉砂岩， 厚 度为 12.34～16.46m，平 14.26m，单轴抗压强度为 57.44～84.62MPa， 属于坚硬厚顶板。由于 3203 工作 面回采期间因顶板来压步距较大发生支架压死现象， 为避免安全事故的发生， 决定采用顶板预裂爆破技术 对 3205 工作面进行强制放顶。 2预裂爆破强制放顶布置方案 2.1强制放顶方式选择 目前， 针对坚硬顶板进行预裂爆破放顶的方法有 3 种， 即循环浅孔拉槽， 中部拉槽和端部拉槽。其中， 循环浅孔拉槽放顶是指工作面推进中每隔几个循环， 沿工作面切顶线， 全长打孔进行爆破放顶， 中部拉槽 放顶是通过在顶板中部爆破缩短极限垮落步距， 端部 厚煤层坚硬顶板预裂爆破强制放顶技术实践 史 振 飞 （山西兰花科技创业有限公司伯方煤矿分公司 ， 山西 高平 048400 ） 摘要 本文基于伯方煤矿 3205 工作面开采技术条件， 提出切眼爆破强制初次放顶和两巷爆破步距 式放顶方案， 其中切眼全长布置放顶炮孔 14 组， 上下端头放顶孔为每组 3 个， 其余均为每组 2 个炮 孔； 两巷放顶炮孔每组 2 孔， 仰角为 50和 70， 水平转角为 50和 70， 分 2 层设计进行爆破强制 放顶； 现场观测表明， 工作面初次来压和周期来压步距分别为 39.2m和 17.6m， 来压强度小， 支架阻力 富裕较大， 表明工作面强制放顶控制顶板具有良好效果。 关键词 坚硬顶板 ； 切眼初次放顶 ； 两巷步距式放顶 ； 爆破方案 ； 顶板管理 中图分类号 TD235.4文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 01- 0012- 04 Practice of Presplitting Blasting Forced Caving Technology for Hard Roof in Thick Coal Seam SHI Zhenfei （Shanxi Lanhua TechnologyVenture Co., Ltd. BofangCoal Mine Branch , Gaoping 048400 ， China ） Abstract Based on the miningtechnical conditions of3205 working face, this paper puts forward the scheme offorced first caving by cutting blasting and step- by- step caving by two roadways, in which 14 groups of caving holes are arranged in full length, 3 groups of caving holes at upper and lower ends, and 2 holes in each group; 2 groups of caving holes in two roadways, 50 and 70 holes in elevation angle, 50 and 70 holes in horizontal rotation angle, and two layers are designed for blasting. The field observation shows that the initial weighting and periodic weighting steps are 39.2 m and 17.6 m, respectively, with low weighting strength and abundant support resistance, indicating that the roof control byforced roofcavinghas good effect. Keywords hard roof; first roofcavingofcut hole ; step- by- step roofcavingoftworoadways ; blastingscheme ; roofmanagement 12 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 拉槽控制放顶是沿工作面开切眼全长向顶板打眼爆 破。3 种放顶方式如图 1 所示。 （a ） 循环浅孔拉槽 （b）中部拉槽 （c ）端部拉槽 图 1预裂爆破强制放顶方式 由于 3205 工作面为综采面， 支架安装严密， 循环 浅孔拉槽和中部拉槽放顶方式难以施工， 因此， 决定 在综放面采用端部拉槽的方式进行工作面初次强制 放顶。 其中， 将拉槽地点布置在工作面开切眼内， 施工 场所相对较宽敞、 安全， 待工作面安装完毕试采进三 刀后即开始进行拉槽作业。 2.2切眼初次放顶方案 3205 工作面沿切眼全长布置炮孔，从中部开始 分别向头尾施工放顶炮孔， 共计 14 组， 上下端头放顶 孔为每组 3 个， 其余均为每组 2 个炮孔。由于井下采 用 ZYJ- 269/168 型架柱式液压回转钻， 其成孔直径为 65mm； 所有炮孔仰角为 60左右； 设计炮孔间距为 4.2m， 炮孔深度为 15m， 炮孔装药量为 20kg， 每孔装 药长度 10m左右。3205 工作面切眼炮孔参数与布置 方式分别见表 1 和图 2 所示。 表 1切眼预裂爆破炮孔参数表 （a ） 平面图 （b） 剖面图 图 23205 工作面切眼炮眼布设方案 2.3两巷步距式放顶方案 为进一步缩减缩短悬顶长度，减轻对支架的冲击 载荷， 在工作面初次来压之后、 第一次周期来压之前， 采用两巷步距式爆破断顶法对 3205 工作面顶板进行 辅助爆破强制放顶处理。为保证回风平巷和运输平巷 中步距式强制放顶的效果， 所有步距放顶孔均按每组 2 个孔， 孔深 15m， 仰角为 50和 70， 水平转角为 50 和 70， 沿工作面推进方向每隔 5m进行布置， 分 2 层 设计进行爆破强制放顶，起爆方式采用毫秒延时分层 起爆。放顶的炮和切眼放顶炮孔参数一致， 即 炮孔深 度为 15m， 炮孔装药量为 20kg， 孔径 65mm， 封孔长度 5m， 装药长度10m。两巷放顶炮孔布置方案如图3。 （a ） 平面图 （b） 剖面图 图 33205 工作面两巷炮孔布设方案 3工业性试验 切眼强制放顶工作在 3205 工作面试采 3～4 刀后 开始， 炮孔距离液压支架 3m， 以保证爆破不影响到支 架； 两巷强制放顶炮孔布置则是在初次来压之后至第 一次周期来压之前这段时间内。放炮使用 BF- 200 型 起爆器两台， 两巷各一台， 起爆方式为同一巷道一次 起爆， 两台严禁同时使用。所有炮孔均采用煤矿许用 炸药 （三号乳化粉状炸药） ，规格为 Φ50mm 500mm。重量为 1kg/ 卷， 使用煤矿许用导爆索和煤矿 炮孔编号 仰角 / 孔深 /m 孔径 /mm 封孔长 度/m 装药长 度/m 装药量 /kg 2～7 左6015653.511.523 右6015653.511.523 8～13 左60156551020 右60156551020 上端头 左70156551020 中70156551020 右60156551020 下端头 左60156551020 中70156551020 右70156551020 13 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 许用瞬发电雷管。封孔使用黄土封实， 封孔分两次进 行，将黄土装入规格为 Φ30mm400mm纸筒中， 第 1 次先封至距孔口 0.5m 处， 第 2 次封孔时， 将雷管与 导爆索捆绑牢固后， 封土， 直至全部封满捣实， 将外露 雷管脚线扭接短路。炮孔均采用串联方式联线， 每孔 使用 1 个瞬发电雷管。 表 23205 工作面来压步距统计 表 33205 工作面来压动载系数统计 表 43205 工作面支架阻力统计 表 2～ 表 4 分别为 3205 工作面推进初期来压步 距、 支架工作阻力和来压动载系数统计情况。 由表 2～ 表 4 可知 1 ） 3205 工作面初次来压期间煤壁片帮严重， 支 架安全阀大量开启，支架最大工作阻力达到 7700kN 以上， 支架平均动载系数为 1.64， 来压强度较高； 初次 来压步距平均为 39.2m， 比未实施爆破断顶的工作面 提前了约 16.4m， 很大程度上降低了因顶板来压步距 大而产生的安全隐患。 2 ） 3205 工作面周期来压期间煤壁片帮范围和严 重程度均较初次来压阶段大幅降低支架安全阀开启 较少， 一般少于 30， 工作面动载系数平均为 1.41， 周期来压强度显著降低；周期来压步距平均 17.6m， 大幅度降低了周期来压步距， 表明对坚硬顶板采取步 距放顶是取得了良好效果的。 3 ） 3205 工作面来压期间，支架平均阻力在 5228.52～5888.24kN 之间，为支架额定工作阻力的 72.6～81.7；非来压期间的平均支架阻力在 3481.01～3744.83kN 之间，为支架额定工作阻力的 48.3～52.0， 支架阻力富裕较大， 未出现异常现象， 表明工作面坚硬顶板得到了有效控制。 4结论 1 ）本文基于 3205 工作面开采技术条件，提出 切眼爆破强制放顶方案和两巷步距式爆破放顶方 案， 并分别设计了炮孔布置方案。 其中切眼全长布置 放顶炮孔 14 组， 上下端头放顶孔为每组 3 个， 其余 均为每组 2 个炮孔； 两巷放顶炮孔每组 2 孔， 仰角为 50和 70， 水平转角为 50和 70， 分 2 层设计 进行爆破强制放顶； 2 ） 现场观测表明， 3205 工作面初次来压和周期 来压步距分别为 39.2m 和 17.6m， 初次来压步距比未 实施爆破断顶的工作面提前了约 16.4m， 来压强度大 幅度减小， 支架阻力富裕较大， 未出现异常现象， 表明 工作面采取切眼强制初次放顶和两巷步距放顶方式 控制顶板具有良好效果。 参考文献 [1] 何东旭. 深部环境下坚硬顶板预裂爆破弱化机理研究 [D]. 2015. [2] 李文峰, 张科学, 王猛, 等. 坚硬顶板深孔预裂爆破初次 放顶技术研究与应用[J]. 煤炭技术, 2015, 34 （6） 4- 7. [3] 沈孟飞, 余忠林. 坚硬厚层顶板爆破弱化条件下矿压显现 （下转第 17 页 ） 工作面测区下部中部上部 架号3162536475669 初次来压步距/m43.739.141.438.5 36.140.245.7 平均值/m 39.2 周期来压步距/m（1 ）18.216.516.312.128.415.028.8 214.417.117.417.219.422.019.5 317.014.420.416.317.214.517.7 414.024.911.321.916.817.116.9 512.218.720.211.216.220.523.1 612.017.815.118.019.912.119.1 平均值/m14.6 18.216.816.119.716.920.8 测区平均值/m16.4 17.518.9 周期来压步距平均值/m17.6 工作面测区下部中部上部 架号3162536475669 初次来压1.391.371.472.171.921.751.63 测区平均值 总平均值1.64 周期来压 （1 ）1.691.171.511.481.702.161.36 21.321.101.291.581.451.561.13 31.501.181.301.231.411.211.78 41.251.181.331.711.031.541.06 51.451.391.631.681.611.281.74 61.341.181.271.481.221.402.42 测区平均值1.311.421.50 总平均值1.41 1.381.851.69 时期测区支架号平均阻力/kN最小阻力/kN测区平均阻力/kN 非来压 期间 下部 33486.68\ 3522.21 163557.73\ 中部 253825.08\ 2744.83363752.93\ 473656.59\ 上部 463583.89\ 2481.01 693378.12\ 来压 期间 下部 35315.997460.22 5228.52 165141.056812.55 中部 256142.057002.31 5888.24366082.257780.94 475440.437500.08 上部 465596.806600.58 5495.37 695393.636926.81 14 ChaoXing （上接第 14 页 ） 特征分析[J]. 煤炭工程, 2014, 46 （10 ） 173- 176. [4] 侯志鹰, 张英华. 坚硬顶板控制技术在综放开采中的应 用研究[J]. 有色金属矿山部分, 2003, 55 （2） 8- 10. [5] 深部典型回采巷道围岩变形破坏特征及控制机理研究 [D]. 安徽理工大学, 2014. [6] 特厚煤层坚硬顶板破断动载特征及巷道围岩控制研究 [D]. 中国矿业大学, 2015. 作者简介 史振飞 （1984-） ， 男， 山西沁县人， 2015 年 1 月毕业于山 东理工大学采矿工程专业， 助理工程师， 现从事煤矿生产技 术工作。 （收稿日期 2019- 4- 15） 煤矿现代化2020 年第 1 期总第 154 期 30d， 巷道顶板下沉量值达到 128mm。随后， 巷道顶板 下沉量增加值有所降低，等到回采工作面推进 60d 时， 达到顶板离层以安设位置， 此时顶板下沉量值为 195mm。 图 44823 回采工作面巷顶板下沉量监测曲线 4.2两帮变形量监测分析 对 4823 回采工作面运输巷掘进以及 4823 回采 工作面开采期间的巷道两帮变形量进行监测，具体 的监测数据如图 5 所示。从图中可以看出， 在 4823 回采工作面运输巷沿空掘巷期间，巷道两帮的变形 量值不大， 15d 内的累积变形量值为 125mm， 此后巷 道两帮变形量趋于稳定。 到回采面回采之前， 小煤柱 的注浆已经结束， 浆液强度已经达到设计值， 小煤柱 帮由于受到注浆密实及骨架支承作用，小煤柱侧的 变形量值较小， 为 50mm。在实体煤帮， 回采面开采 推进初期就出现变形，随着回采工作面距离巷帮测 点的距离变小，围岩变形量加剧，直至回采面推进 60d （回采面推进至测点位置） ， 实体煤帮的变形量达 到 0.9m。表明， 采用锚杆以及注浆加固技术可以较 好的控制巷道围岩变形。 图 5巷道两帮变形量监测曲线 4.3巷道底板变形监测分析 4823 回采工作面运输巷掘进期间的底鼓量较 小， 随着 4823 回采工作面的推进， 同时由于巷道底板 是岩性较软的泥岩， 巷道底板变形量逐渐增加， 底板 的最大底鼓量达到 1.5m， 为了保证巷道的使用， 需要 不断的进行起底工作。 5 经济效益 在 19 煤层南Ⅰ辅助盘区 8102 工作面进行了 留 5m 的小煤柱的实践，预计回采结束后可多采约 20 万 t 煤，按目前售价算创收了 20 万300 元 /t6000 万元， 如该项技术在全区推广， 不仅可以提升 矿井的煤炭回采率， 增加矿井生产时间， 而且可以产 生良好的经济及社会效益。 6 结语 19 煤层南Ⅰ辅助盘区 8102 工作面运输巷采用 小煤柱沿空掘巷，通过模拟分析， 5m 煤柱护巷可以 保证回采巷道安全。 在巷道支护方面采用主动强力支 护与让压支护相结合的综合支护技术， 保证了巷道围 岩的稳定， 增加了煤炭资源利用率， 取得了较好的经 济效益。 参考文献 [1] 李登高,孟迪,段海涛.石壕矿 13261 工作面沿空掘巷实践 [J]中州煤炭,2011, （2） 70- 71,103. 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