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332020 年第 9 期 李 刚厚层坚硬顶板采煤工作面深孔爆破强制放顶实践 厚层坚硬顶板采煤工作面深孔爆破强制放顶实践 李 刚 （潞安集团潞宁煤业有限责任公司，山西 宁武 036706） 摘 要 针对潞宁煤矿 24102 工作面坚硬顶板的大面积悬顶问题，运用理论计算得到初次来压步距和周期来压步距分别 为 60 m 和 25 m，依此设计了切眼放顶方案和两巷步距式放顶方案以及配套施工工艺。现场实践表明实施强制放顶后， 初次来压减小至 35.3 m，周期来压减小至 15.7 m，有效缩短了来压步距。 关键词 采煤 放顶 爆破 方案 中图分类号 TD327.2 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.09.012 Practice of Forced Caving by Deep Hole Blasting in Coal Face with Thick and Hard Roof Li Gang Luan Group Luning Coal Industry Co., Ltd., Shanxi Ningwu 036706 Abstract To solve the problem of large area hanging roof of the 24102 working face in Luning Coal Mine, the initial pressure step distance and the periodic pressure step distance are 60 m and 25 m respectively by theoretical calculation. According to this, the plan of cutting hole and two plan of two-lane step-by-step roof caving and the supporting construction technology are designed. Field practice shows that after the implementation of forced topping, the initial pressure is reduced to 35.3 m, and the periodic pressure is reduced to 15.7 m, effectively shorten the pressure step distance. Key words coal mining roof caving blasting programme 收稿日期 2020-03-02 作者简介 李刚（1986），男，山西长治人，本科，2016 年 毕业于山西大同大学采矿工程专业，助理工程师。 坚硬顶板是指煤层上方存在的高强度完整性岩 层。与普通顶板相比较，坚硬顶板易造成大面积悬 顶结构，导致煤体压力增大，同时顶板破断往往伴 随着巨大的能量释放，易引发矿井灾害。目前处理 坚硬顶板的措施主要有高压注水技术、煤柱支撑技 术、预裂爆破技术等。其中预裂爆破技术由于其操 作简单、成本较低而作为主要技术手段。本文以潞 宁煤矿 24012 工作面为研究背景，针对厚层坚硬顶 板大面积悬露现象，设计相匹配的强制放顶技术， 并结合现场实测确定合理的爆破参数，实践成果可 为类似工程案例提供借鉴。 1 工程地质概况 24102工作面位于井田西南部的二四采区， 上部、 下部均为未采动区域。开采侏罗系大同组上部的 2 煤，煤层厚度 1.05.0 m，平均厚度 3.5 m，f3.5， 煤层倾角为 2 3，平均倾角 2.5。煤层直接顶 为 37.3 m 厚的泥岩与粉砂岩，多为交替出现，强 度低且易破碎，抗压强度为 10.617 MPa；基本顶为 细粒砂岩， 厚15 m， 石英为主， 钙质胶结， 致密完整， 裂隙不发育，单轴抗压强度为 5080 MPa，属于坚 硬厚顶板。 2 坚硬顶板强制放顶方案设计 2.1 顶板初次来压与周期来压步距计算 在进行强制放顶爆破方案设计前，通过建立采 场结构力学模型进行初次来压和周期来压步距计 算，依此确定采用何种放顶方式。当采场顶板初次 来压时是由切眼后煤体及工作面前方煤体双支撑， 因此将顶板初次来压时的基本顶当做两端固支梁计 算，计算公式如下 2 c R Lh q （1） 式中 Lc- 初次来压步距，m； h- 基本顶厚度，m； R- 基本顶抗拉强度，MPa； 李 刚厚层坚硬顶板采煤工作面深孔爆破强制放顶实践 342020 年第 9 期 q- 基本顶承受载荷，MPa。 当初次来压后，随着工作面的推进，基本顶将 会发生周期性破断。此时只有工作面前方煤体作为 岩梁的一个支点，所以周期来压时应当把基本顶当 作一端固支的悬臂梁，计算公式如下 3 z R Lh q （2） 式中 Lz- 周期来压步距，m； h- 基本顶厚度，m； R- 基本顶抗拉强度，MPa； q- 基本顶承受载荷，MPa。 根据 24102 工作面实际地质参数，取 h15 m， R80 MPa，q10.0 MPa，代入式（1）和（2）得， 初次来压步距为 Lc60 m，周期来压步距 Lz25 m。 由此可以预计，在不采取弱化顶板的措施情况下， 24012 工作面将会出现较大来压步距，对安全生产 造成隐患。因此考虑在工作面切眼与两巷内均进行 强制放顶操作。 2.2 切眼初次放顶方案 24102 工作面切眼全长 245.72 m，强制放顶共 布置 41 个炮孔，如图 1 所示。其中 A、B、C、 D1D14、G、H 布置在切眼靠近老塘侧，距切眼靠 老塘侧煤墙距离≤ 500 mm，所有炮孔平行于切眼向 下山方向钻进；E1E16 布置在距 D 排孔 1 m 的平 行线上，所有炮孔与切眼轴线成 60角向下山方向 钻进。M1、M2 和 N1、N2、N3、N4 炮眼分别布置 在运巷、风巷超前支护段内。其中 M1、M2 与水平 方向成 36和 43，N1、N2、N3、N4 与水平方向 成 58、70、70、70。详细爆破参数见表 1。 图 1 切眼深孔爆破布置图 表 1 切眼深孔爆破参数 炮孔 编号 炮孔长度 /m 炮孔仰角相 对方位角 / （） 装药长度 /m 装药量 /kg 炮孔 编号 炮孔长度 /m 炮孔仰角相 对方位角 / （） 装药长度 /m 装药量 /kg A1480914.4M115321016 B15.5611016M224.5351625.6 C20411320.8N117451117.6 D1-D14261430171427.214 N223521524 E1-E16261630 54171627.216 G18471219.2N323521524 H15651016N423521524 2.3 两巷步距式放顶方案 为减小周期来压步距，在两巷采用周期性深孔 预裂爆破进行辅助爆破放顶，如图 2 所示。炮孔 沿两巷分组间隔布置，相邻两组炮孔中心 B 间距 18m，两巷每组各有 7 个炮孔，分别为 A、B、C、 D1、D2、D3、D4 孔。 其 中 D1、D2、D3、D4 孔 均匀分布在两组炮孔的中间，两巷的 A、B、C 三 孔间距均为 0.5 m，在距顶板 1 m 位置处，沿垂直 煤墙方向打设炮孔。详细爆破参数见表 2。 图 2 两巷深孔爆破布置图 352020 年第 9 期 李 刚厚层坚硬顶板采煤工作面深孔爆破强制放顶实践 表 2 两巷深孔爆破参数 顺槽运巷风巷 编号 炮孔长度 /m 炮孔仰角 /（） 装药长度 /m 装药量 /kg 炮孔长度 /m 炮孔仰角 /（） 装药长度 /m 装药量 /kg A35372334.535312336.8 B5523365455173657.6 C80175379.580115384.8 D11990121818901219.2 D21990121818901219.2 D31990121818901219.2 D41990121819901218 3 工业性试验 3.1 施工工艺 钻孔采用 ZLJ-650 钻机，钻头直径 65 mm，钻 杆直径 Φ42 mm，每根钻杆长度 1.5 m。根据设计 的炮孔布置方式和参数进行打孔，打孔最少超前工 作面煤壁 40 m。爆破相关设备与材料均采用煤矿许 用产品，炸药使用药卷规格 Φ45450 mm 的 3 号 乳化炸药，雷管采用普通 8瞬发电雷管，导爆索采 用规格为Φ5.25.5 mm的导爆索。 为确保爆破效果， 采用连续耦合方式进行装药，配合双雷管加双导爆 索引爆。封孔材料选用颗粒度 5 mm 黄土，用水湿 润至可用手捏成团状。 采用MFB-200型起爆器起爆， 起爆前将电雷管缠绕于起爆药包，并将起爆器导线 与起爆药包牢固连接，采取“局部并联，整体串联” 的方式进行起爆。 3.2 放顶效果分析 施工中将工作面分为三块监测区域，分别记录 各区域周期来压步距数据，统计结果见表 3。以理 论计算为参考，实施强制放顶后，初次来压步距为 35.3 m，减少约 25 m，周期来压步距减小至 15.7 m， 减少约 10 m。实践证明，所设计深孔爆破方案达到 设计初衷，有效降低了来压步距。 表 3 24102 工作面来压步距统计 工作面测区下部中部上部 架号2152634475868 初次来压步距 /m35.736.434.835.535.035.334.9 平均值 /m35.3 周期来压步距 /m 116.316.016.416.015.817.016.9 214.315.815.816.416.416.016.3 315.015.515.014.815.615.716.0 414.815.616.216.014.315.815.0 516.316.514.615.814.816.315.7 614.016.314.715.415.615.514.3 测区平均值 /m15.515.715.9 周期来压步距总平均值 /m15.7 （下转第 38 页） 李 刚厚层坚硬顶板采煤工作面深孔爆破强制放顶实践 4 结论 （1）通过对 24102 工作面整体考虑，将爆破放 顶设计为切眼内与两巷处分别进行的方案。其中切 眼处共布置 41 个炮孔，两巷每组 7 个炮孔，18 m 一组间隔循环， 既能满足爆破效果， 又节约了资源， 对相关工程案例的实施提供了借鉴。 382020 年第 9 期 （2）通过构建采场结构力学模型，计算得初次 来压步距为 60 m，周期来压步距为 25 m。实施强制 放顶后，经现场观测相较于理论预估，初次来压步 距提前 25 m，周期来压提前约 10 m，表明强制放顶 操作取得了良好效果，确保了安全生产的需要。 【参考文献】 ［1］ 李冰冰，张培鹏 . 综放工作面初采强制放顶技术 应用及优化措施 [J]. 煤炭技术，2014，33（12） 42-44. （上接第 35 页） 图 3 留巷围岩顶帮锚索补强支护图 2.3 后方采空区挡矸 采用单体液压支柱（不戴帽）U 型钢可缩支柱 紧压钢筋网进行，在巷道切缝帮沿切缝线布置一排 单体液压支柱，与 U 型钢可缩支柱交替布置，间距 500 mm，单体柱与 U 型钢可缩支柱间距为 250 mm。 U 型钢内挂钢筋网防止矸石窜入巷道。根据巷道高度 选用DW28-250/100或DW25-250/100型单体柱接顶， 保证支护强度。其架后临时支护如图 4 所示。 图 4 29011 巷架后临时支护平面图 3 现场实测及结论 在 29011 巷沿空留巷后，分别对巷道顶底板的 移近量和移进速度进行了实时监测，得现场围岩变 化情况如图 5 所示。 图 5 29011 巷沿空留巷后围岩变化图 由上图可知，29011 巷沿空留巷后，顶底板围 岩在 2040 d 内变形速度最快，其整体变形情况为 先增大后减小，并逐渐趋于稳定。根据现场实测， 工作面回采期间，29011 巷顶板移近量为 201 mm， 最大底鼓为 79 mm，最大移进速度为 48 mm/d，围 岩变形情况均在设计范围之内。说明基于恒阻锚索 的补强方式能够有效控制留巷顶板的围岩变形，保 证工作面高效回采。 【参考文献】 ［1］ 成云海，姜福兴，林继凯，等 . 采场坚硬顶板沿 空巷旁柔性充填留巷试验研究 [J]. 采矿与安全工 程学报，2012，29（06）757-761． ［2］ 黄艳利，张吉雄，张强，等 . 综合机械化固体充 填采煤原位沿空留巷技术 [J]. 煤炭学报，2011， 36101624-1628． ［3］ 陈勇，柏建彪，朱涛垒，等 . 沿空留巷巷旁支护 体作用机制及工程应用 [J]. 岩土力学，2012，33 （05）1427-1432． ［2］ 高魁，刘泽功，刘健，等 . 深孔爆破在深井坚硬 复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用 [J]. 岩石力 学与工程学报，2013，32（08）1588-1594. ［3］ 谭诚 . 煤层巨厚坚硬顶板超前深孔爆破强制放顶 技术研究 [D]. 淮南安徽理工大学，2011. ［4］ 陈苏社 . 综采工作面超深孔爆破强制放顶技术研 究 [J]. 煤炭科学技术，2013，41（01）44-47. ［5］ 李小青，张永平，尹中凯 . 复合顶板综放工作面 强制放顶合理步距研究 [J]. 煤炭科技，2019，40 （05）14-16.