地面深孔预裂爆破顶板煤柱的试验研究_沈玉旭.pdf

第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 地面深孔预裂爆破顶板煤柱的试验研究 沈玉旭 1， 李 鹏 1， 郭 帅 2 （1.山西能源学院， 山西 晋中 030600； 2.内蒙古科技大学， 内蒙古 包头 014010） 摘要针对某矿 31203 综采面回采时受上部 22 煤集中隔离煤柱影响易发生支架冲击载荷等 难题， 经计算确定地面深孔预裂爆破炸药单耗、 单孔装药量、 炮孔间距、 封孔长度等参数， 制定顶 板爆破的方案。爆破效果表明 爆破实施后 31203 综采工作面顶板回采时及时垮落， 根据矿压观 测数据分析初次来压步距为 43 m， 比上个工作面减少 15 m， 来压时工作面支架载荷正常， 顶板 大部分及时垮落， 上隅角 O2、 CO、 瓦斯等有毒有害气体浓度正常， 周期来压步距 12.4 m， 最大压 力 46 MPa， 来压持续 1 刀， 工作面及两巷顶板垮落正常。工程试验表明， 地面深孔预裂爆破顶板 煤柱破坏煤柱的完整性， 释放部分压力， 避免工作面冲击载荷等事故的发生。 关键词 地面深孔； 预裂爆破； 隔离煤柱； 冲击载荷； 初次来压 中图分类号 TD235.371文献标志码 A文章编号 1003-496X （2020 ） 08-0063-04 Experimental Study on Coal Pillar of Roof in Deep Hole Pre-splitting Blasting SHEN Yuxu1, LI Peng1, GUO Shuai2 （1.Shanxi Institute of Energy, Jinzhong 030600, China;2.Inner Mongolia University of Science and Technology, Baotou 014010, China） Abstract The impact load of support is easy to occur in the mining of 31203 fully mechanized mining face under the influence of the isolated pillar of 22coal in the upper part, the parameters such as single consumption of explosive, charge of single hole, spacing of gun hole and length of sealing hole are determined by calculation to make plans for roof blasting. Blasting effect shows that after the implementation of the blasting, the roof of 31203 fully mechanized mining face ofcollapsed in time during the mining, according to the analysis of mine pressure observation data, the first pressure step distance is 43 m, 15 m less than the last working face, the working face support load is normal when the pressure comes, most of the roof caved in time, the concentration of O2, CO, gas and other toxic and harmful gases in the upper corner is normal, step distance of periodic pressure is 12.4 m, the maximum pressure is 46 MPa, and the pressure lasts for 1 cut, the roof of the working face and two lanes collapsed normally. The engineering test shows that the coal pillar on the roof of the deep hole pre-splitting blasting destroys the integrity of the coal pillar, releases part of the pressure, and greatly avoids the accident of the impact load on the working face. Key words deep hole on the ground; pre-splitting blasting; isolated coal pillar; impact load; first weighting 采煤工作面顶板不及时垮落可能造成工作面支 架的冲击载荷、采空区有毒有害气体大量涌出， 甚 至造成冲击矿压等严重的安全事故[1-3]。国内外学者 在这方面做了大量的研究工作，姜耀东等对冲击载 荷发生基本机理及研究进展、超前预警技术、防治 措施等做了详细论述[4-5]， 现有的研究主要依靠工作 面爆破和注水来弱化顶板[6-8]， 但是地面深孔预裂爆 破的研究却很少。 地面深孔预裂爆破是从地面向井下工作面顶板 垂直打孔，对顶板进行预裂爆破。爆炸产生的爆轰 DOI10.13347/ki.mkaq.2020.08.012 沈玉旭， 李鹏， 郭帅.地面深孔预裂爆破顶板煤柱的试验研究 ［J］ .煤矿安全， 2020， 51 （8） 63-66. SHEN Yuxu, LI Peng, GUO Shuai. Experimental Study on Coal Pillar of Roof in Deep Hole Pre-splitting Blasting［J］ . Safety in Coal Mines, 2020, 51 （8） 63-66.移动扫码阅读 基 金 项 目 山 西 省 应 用 基 础 研 究 青 年 基 金 资 助 项 目 （201801D221356） ； 山 西 能 源 学 院 自 然 科 学 基 金 资 助 项 目 （ZY- 2018010） ；山西省重点研发计划资助项目 （社会发展） （201903D321080） 63 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 波可以使炮孔周围的煤岩体产生裂隙，破坏顶板的 完整性， 释放部分压力， 降低了应力集中程度， 进而 利于顶板回采时及时垮落，起到很好的卸压效果， 防止冲击载荷等事故的发生[9-12]。 内蒙古某矿 31203 综采工作面上部有 22 煤 4 段集中隔离煤柱， 采空区顶板部分垮落。31203 综采 面回采时受上部煤柱影响，易发生支架冲击载荷以 及强矿压现象， 造成压架、 人员伤亡等事故。因此， 结合该矿 31201 和 31202 综采工作面矿压规律， 对 31203 综采工作面上部集中隔离煤柱进行地面深孔 预裂爆破， 破坏煤柱的完整性， 释放压力， 减弱顶板 垮落时的冲击强度。 1工程概况 31203 综采工作面埋深 98～137 m，松散层厚度 0～51 m， 基岩厚度 65～120 m； 工作面宽 337 m， 推进 长度 1 865 m； 煤层厚度 3.7～4.3 m， 直接顶为细砂 岩， 厚度 3.6～5.3 m， 基本顶为砂岩， 厚度 12～35.2 m；工作面计划布置 168 台郑煤 ZY18000/25/45D 双 柱掩护式支架。31203 工作面与上部 22 煤间距 33～ 35 m， 22 煤埋深 63.9～98.2 m， 顶板以粉砂岩、 细砂 岩和粒砂岩为主， 厚度为 29.8～86.5 m。 2爆破参数与爆破方案 2.1炸药单耗 炸药单耗即爆破破碎单位体积岩石所消耗的炸 药量。炸药单耗高， 爆破成本高， 爆破震动、 冲击波 等有害效应增大； 炸药单耗低， 爆破能量不足， 岩石 破碎不够。因此，预裂爆破要选用合理的炸药单耗 才能保证爆破效果。根据 31203 综采工作面顶板和 22 煤顶板岩层特性可知， 顶板岩层多为砂岩， 属于 中硬岩层， 故炸药单耗选用 0.3 kg/m3。 2.2单孔装药量 本次爆破的目的是破坏煤柱的完整性，使它们 形成裂隙，促使工作面回采时顶板及时垮落，装药 量 Q 设计时考虑到炸药爆破作用主要发生在岩石 内部， 可根据内部岩石所爆范围修正体积法[13]计算 Qk （0.40.6n3） qV（1） 式中 Q 为单孔装药量， kg； k 为预裂爆破修正 系数， k1； n 为减弱爆破作用指数； q 为预裂爆破炸 药单耗， kg/m3； V 为爆破岩石体积， m3。 计算可得单孔装药量 Q300 kg； 当炮孔布置到 顶板岩层时， 考虑富裕系数， 单孔装药量 Q315 kg； 当炮孔布置到集中煤柱时，考虑富裕系数，单孔装 药量 Q330 kg。 2.3炮孔间距 炸药在岩体中爆炸形成 3 个区域 压碎区、 裂隙 区和震动区[14]。本次爆破主要是利用炸药爆炸产生 的裂隙区， 尽可能多地使煤柱和顶板产生裂隙， 因此 炮孔间距也就是裂隙区直径。根据柱状不耦合装药 下， Mises 强度准则可以计算出裂隙区半径 Rp σcd σtd ［］ 1 β ρ0D 2 vn′K -2η leB 82■σcd ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ 1 α rb（2 ） 式中 Rp为裂隙区半径， mm； σcd为岩石单轴动 态抗压强度， MPa； σtd为岩石单轴动态抗拉强度， MPa； β 为应力波传播衰减指数， β2-μd/ （1-μd） ； μd 为岩石动态泊松比， μd0.8μ； μ 为岩石静态泊松比； ρ0为炸药的密度， kg/m3； Dv为炸药的爆速， m/s； n′为 炸药爆炸产物碰壁时的压力增大系数； K 为装药不 耦合系数； η 为爆轰产物膨胀绝热指数； le为装药轴 向系数； B[ （1b） 2 （1b2） -2μd （1-μd） （1-b） 2]1/2； b 为 侧向应力系数， bμd/ （1-μd） ； α 为冲击波传播衰减指 数， α2μd/ （1-μd） ； rb为炮孔的半径， mm。 经计算， 本次爆破裂隙区半径 Rc10 m， 因此炮 孔间距定为 20 m。 2.4封孔长度 封孔在爆破中是 1 个非常重要的环节，封孔长 度既要保证高温高压的爆炸气体不冲出孔口又要保 证不影响相邻炮孔的稳定性。深孔爆破封孔好可以 保证爆破产生的气体不外泄，有利于形成更大的裂 隙区，保证了爆破效果和安全。封口效果不好容易 造成冲孔或爆破漏斗[15]， 引发安全事故。 传统的炮孔 封堵采用的是黄土和水泡泥， 深孔爆破炸药药量大， 爆破产生的冲击力强， 可以采用素水泥封堵炮孔， 极 大的提高了封口密实度[16]。封孔长度 L 可以根据利 文斯顿爆破漏斗原理计算 Lw[f （n） /f （n′） ] 1/3 - （5/2） d（3） 式中 L 为设计封孔长度， mm； f （n） 为球形药包 对自由面岩石爆破作用指数函数； f （n′） 为柱状药包 对内部岩石爆破作用函数； w 为最小抵抗线， mm； d 为孔径， mm。 计算可得本次深孔爆破炮孔封孔长度为 14 m。 2.5其它爆破参数 根据工程地质条件、孔深、药卷直径等因素考 虑， 选用直径为 190 mm 的风钻钻孔， 炸药选用水胶 炸药， 装药线密度为 28.45 kg/m 和 31.5 kg/m， 采用 64 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 1炮孔及装药结构 Fig.1Gun hole and charging structure 连续不耦合装药，装药长度集中煤柱内 11.6 m， 顶 板岩层内 10 m， 每个炮孔内装 2 根导爆索， 保证每 个炮孔都能起爆。 地面预裂深孔爆破参数见表 1， 炮 孔及装药结构如图 1。 2.6爆破方案 根据22 煤集中隔离煤柱的布置， 在第 1 段、 第 2 段和第 4 段集中隔离煤柱内各布置 1 排深孔预裂爆 破炮孔，在第 3 段集中隔离煤柱布置 2 排深孔预裂 爆破炮孔， 其中 1 排布置在 22 煤采空区顶板内。第 4 段集中隔离煤柱的炮孔间距均为 20 m， 端头炮孔 距离巷道的保护距离为 38.5 m， 第 3 段集中隔离煤 柱的 2 排炮孔排距 41.8 m， 炮孔布置如图 2。 3爆破安全 根据GB 67222014 爆破安全规程 中爆破振 动安全允许距离的规定，安全允许质点振速的计算 公式为 R （K′ v ） 1 δ Qb 1 3 （4） 式中 R 为爆破振动所允许的安全距离， m； v 为 保护对象所允许的质点安全振动速度， cm/s； Qb为 爆炸药量，延时爆破时为一段最大药量，齐爆时为 总药量， kg； K′、 δ 为与爆破点周围的地质、 地形条件 有关的系数和指数。 3.1地面安全 本次爆破单孔最大装药量 Q330 kg； 根据本次 爆破的地质条件，中硬岩石时取 K′200， δ1.7； 地 面附近有砖房，爆破安全规程中保护对象所允许 的质点安全振动速度取 v2.5 cm/s；经计算本次爆 破振动所允许的安全距离 R92 m。 通过地表建筑物可知，最近的民居砖房距离本 次爆破的边界 700 m 以上， 远大于爆破振动所允许 的安全距离， 因此本次爆破地面建筑物是安全的。 3.2井下安全 井下巷道在爆破中的安全十分重要， 根据 爆破 安全规程中对井下巷道所允许的质点安全振动速 度为 15 cm/s， 经计算本次爆破振动巷道所允许的安 全距离为 31 m，因此爆破周围的巷道 35 m 范围内 需要加强支护。 爆破前后实时监控爆破区域瓦斯浓度，瓦斯超 标时严禁爆破作业，其次，要严格按爆破安全规 程 中对布孔、 装药、 填塞、 起爆等工序的要求执行， 以防爆破安全事故。 4应用效果 1） 31203 综采工作面地面深孔预裂爆破后， 根 据矿压观测数据分析初次来压步距为 43 m， 比上个 工作面减少 15 m， 初次来压时位于上覆隔离煤柱下 方（进煤柱 9 m 位置） ，来压时工作面支架载荷正 常， 顶板大部分及时垮落。 2） 工作面来压时， 上隅角 O2浓度 19.5， CO 浓 表 1地面深孔预裂爆破参数 Table 1Parameters of ground deep hole pre-splitting blasting 孔径 /mm 炮孔 间距 /m 炮孔 深度 /m 线装药 密度 / （kg m-1） 装药 长度 /m 封孔 长度 /m 装药量 /kg 单耗 / （kg m-3） 190 190 20 20 88.0 78.0 28.45 31.50 11.6 10.0 14 14 330.0 315.0 0.3 0.3 图 2炮孔布置 Fig.2Arrangement of gun hole 65 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 度 4010-6， 瓦斯等有毒有害气体浓度正常。 3） 31203 综采工作面周期来压步距 12.4 m， 最 大压力 46 MPa， 来压持续 1 刀， 工作面及两巷顶板 垮落正常。 5结论 1） 采用地面深孔预裂爆破弱化上部煤柱可以释 放顶板煤柱的部分压力，降低应力集中程度，起到 很好的卸压效果。 2 ） 31203 综采工作面上部煤柱实施地面深孔预 裂爆破后， 初次来压步距缩短为 43 m， 比上个工作 面减少 15 m， 爆破效果明显， 破坏了上部煤柱的完 整性，促使顶板及时垮落，避免了冲击载荷等事故 的发生。 参考文献 ［1］ 靳钟铭， 徐林生.煤矿坚硬顶板控制 ［M］ .北京 煤炭工 业出版社， 1994. ［2］ 朱德仁， 钱鸣高， 徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨 ［J］ .煤炭学报， 1991， 16 （2） 11-18. ［3］ 钱鸣高， 石平五， 许家林.矿山压力与岩层控制 ［M］ . 徐州 中国矿业大学出版社， 2010. ［4］ 姜耀东， 潘一山， 姜福兴， 等.我国煤炭开采中的冲击 地压机理和防治 ［J］ .煤炭学报， 2014， 39 （2） 205. ［5］ 潘俊锋， 毛德兵， 蓝航， 等.我国煤矿冲击地压防治技 术研究现状及展望 ［J］ .煤炭科学技术， 2013， 41 （6） 21-25. ［6］ 王开， 康天合， 李海涛， 等.坚硬顶板控制放顶力式及 合理悬顶长度的研究 ［J］ .岩石力学与工程学报， 2009， 28 （11） 2320-2327. ［7］ 赵利峰， 高文蛟， 夏方顺， 等.综采工作面大型构造超 深孔爆破研究 ［J］ .矿冶工程， 2019， 39（3） 25-28. ［8］ 李超， 康天合， 张彬.综放初采期深孔预裂爆破弱化顶 板的试验研究 ［J］ .煤矿安全， 2015， 46 （10） 28-31. ［9］ 李廷春， 张浩， 张治高， 等.综采工作面过大落差断层 深孔预裂爆破技术 ［J］ .煤炭学报， 2019， 44 （1） 199. ［10］ 刘健， 刘泽功， 高魁， 等.不同装药模式爆破载荷作用 下煤层裂隙扩展特征试验研究 ［J］ .岩石力学与工程 学报， 2016， 35 （4） 735-742. ［11］ 焦振华， 王浩， 卢志国， 等.厚层坚硬石灰岩顶板深孔 预裂爆破技术研究 ［J］ .煤炭科学技术， 2017， 45 （2） 21-26. ［12］ 张冬华， 田灵涛.深孔预裂爆破技术在深井坚硬完整 顶板强制放顶中的应用 ［J］ .煤炭工程， 2018， 50 （1） 42-44. ［13］ 邵晓亮， 徐全军， 贺五一， 等.鲍列斯柯夫公式在深孔 爆破中的应用 ［J］ .爆破， 2005， 22 （2） 52-53. ［14］ 高尔新， 杨仁树.爆破工程 ［M］ .徐州 中国矿业大学 出版社， 1999. ［15］ 成云海,姜福兴.冲击地压矿井微地震监测试验与治 理技术研究 ［M］ .北京 煤炭工业出版社， 2011. ［16］ 伍清.早强速凝爆破封孔材料的实验研究与应用 ［D］ .淮南 安徽理工大学， 2017. 作者简介 沈玉旭 （1986） ， 山西万荣人， 讲师， 硕士， 2013 年毕业于太原理工大学， 主要从事矿山围岩控制方面 的研究和教学工作。 （收稿日期 2020-04-16； 责任编辑 陈洋） 66 ChaoXing