贾瑞荣，秦广鹏，刘　建

(1．霍州煤电集团有限责任公司回坡底矿，山西 霍州 041600；2．山东科技大学资源与土木工程系，山东 泰安 271019；3．山东能源新汶矿业集团良庄矿业公司，山东 泰安 271219)

大倾角坚硬顶板是指倾角大于25°，厚度大，单向抗压强度大于80 MPa,比较完整的煤层顶板岩层。坚硬顶板控制是煤矿采场矿山压力研究的重要内容之一。我国煤层赋存条件复杂，赋存着坚硬顶板的煤层约占三分之一左右，据不完全统计，国内有38%的综采工作面属于来压强烈的坚硬顶板[1-4]。大倾角煤层由于上覆岩层倾角较大，上覆岩层压力及岩层自重垂直于层理方向的应力分量较小，相对于近水平煤层的顶板更加难以垮落。以博斯坦煤矿为工程背景，研究大倾角坚硬顶板超前预裂技术，构建该工程地质条件下的坚硬顶板超前预裂体系，对大倾角硬厚顶板工作面的安全开采有一定程度的借鉴和指导意义。

1　工作面概况

博斯坦煤矿坐落于吐鲁番盆地边缘，矿井1131综放工作面回采3-3煤层，煤层平均厚度8.4 m，平均倾角30°，含夹矸0～3层，结构简单～较简单，为全区可采的较稳定煤层。工作面倾斜长度62 m，运输平巷走向长1 137 m，回风平巷走向长1 144 m。工作面上部为采空区，下部为未开采区域，煤层埋藏深度为314～305 m，煤层相对瓦斯涌出量3.32 m3/t。工作面采用单一走向长壁后退式采煤法，综合机械化放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板。顶板以硅质胶结的灰白色砂砾岩为主，次为灰白色粗砂岩、中砂岩，工作面顶板岩层柱状图如图1所示。

图1　1131工作面综合柱状图

1131工作面煤层直接上覆较难垮落的7.73 m中砂岩、9.75 m粉砂岩和26.76 m砾岩。由于工作面斜长只有62 m，并且顶板岩层节理裂隙不发育、整体性较强，因此，工作面处于直接顶缺失上覆多硬厚难冒落岩层开采状态。

2　坚硬顶板弱化方法的选择

通过改变岩体力学性质实现对坚硬顶板进行弱化以水力压裂顶板为主[5-6]，通过水的压裂和软化，降低岩体强度和完整性，实现顶板充分冒落的目的。近年来，煤炭科学研究总院开采研究分院对水力压裂机理与参数、压裂机具与设备、压裂效果检测等一系列技术问题进行了集中攻关。此外，中国矿业大学等单位也开展了水力压裂技术研究，并应用于坚硬顶板控制及冲击地压防治。但高压注水存在效率较低、对某些类型的顶板软化效果差等缺点，且矿井处于戈壁荒漠区域，气候炎热干旱，水资源匮乏，因而水力压裂顶板的方法无法采用。

预裂爆破法破坏岩体的完整性是一种可行的顶板处理方法，增大裂隙范围，破坏岩体的整体性，从而使顶板容易垮落[7-9]。其中超前预爆破，对回采工作面正常生产干扰较小，并且可以将预裂弱化选择在顶板拉应力最大区域和要控制顶板垮落步距位置，减少钻孔工程量和炸药消耗量，降低顶板处理成本。

结合矿井现有开采技术条件，拟采用深孔预裂爆破方法对1131工作面坚硬顶板进行处理。初采阶段工作面中部顶板垮落较好，但在工作面端部受区段煤柱及实体煤的支承作用，存在较大范围的悬顶。因此，需要重点对端部顶板岩层进行深孔预裂爆破，有效冒落。

为最大限度的降低顶板预裂弱化对工作面生产工作的影响，且顶板治理的重点区域在工作面端部，拟在工作面两区段平巷布置深孔预裂炮孔，对端部顶板进行超前弱化，爆后可利用矿山压力对顶板岩层的作用，促使顶板预弱化区域裂隙的进一步发展，提高顶板的冒放性。

3　顶板破断参数及炮孔循环爆破歩距的确定

由于该工作面基本顶强度高，工作面长度较岩层厚度大，采用薄板理论计算分析顶板运动步距。按照薄板理论所建立的顶板破断步距的计算公式见下式。

式中：L0为岩层初次断裂布步距;β为岩层初次断裂指数;mc为运动直接顶岩层的有效抗弯断面的厚度，7.73 m；∑m为运动岩层的总厚度，7.73 m；r为岩层的容重，27 kN/m3；Kc为经验系数，取1；σt为抗拉强度，5.66 MPa；b为工作面斜长，62 m；α为煤层倾角，30°。

计算结果：β=75.8，L0=101.9 m。

硬厚中砂岩初次来压步距约为101.9 m。坚硬顶板周期来压歩距约为初次来压歩距的1/3～1/2，以下位硬厚第一岩梁为基准，工作面周期来压歩距约为33.9～50.9 m之间，考虑到端头区域受煤柱支撑作用不易垮落，其来压歩距应稍大，平均应在40 m以上。

综合考虑顶板周期破断歩距、钻孔难易程度、装药及爆破工艺的复杂程度、炮孔在空间层位的交叉以及上下端头区域顶板垮落情况的不同等，确定工作面回风平巷循环爆破歩距为10 m，运输平巷循环爆破歩距为12 m。

4　大倾角坚硬顶板超前弱化技术方案与安全技术措施

4.1　炮孔布置方式

考虑到1131工作面大倾角的条件，基本顶垮落效果不理想，中部及端部均存在悬顶，但上端部更为严重，所以重点应在两巷顺槽布置扇形旋转钻孔对端头区域顶板进行拉槽截断爆破强制放顶，同时在两巷顺槽施工至工作面中部钻孔，对工作面中部区域对应顶板亦进行相应弱化。

4.1.1下位岩层爆破爆孔布置

针对厚煤层放顶煤开采下位岩层不断裂垮落情况，采取扇形密集孔布置方式，如图2所示。

炮孔开孔地点位于工作面上下顺槽距煤壁40 m处。炮孔控制范围为倾向22 m、走向8 m范围，上顺槽布置6个扇形孔，下顺槽布置5个扇形孔，向工作面中部布置6#炮孔和11#炮孔，对中部顶板进行弱化。从确保下位顶板有效碎裂角度出发，每组炮孔的间距上顺槽为10 m，下顺槽为12 m，从而确保范围内顶板能够有效充分预裂以充填采空区。同时为了减小爆破对1131工作面顶煤完整性的破坏，岩层底部留设1.5 m保护层。

图2　下位岩层爆破炮孔布置示意图

4.1.2上位岩层爆破炮孔布置

上位岩层采取截断措施，改变顶板支撑状态，使其脱离与采区空区岩层的联系，并且形成悬臂梁状态，以缩小第二层顶板的垮落步距，如图3所示。

图3　上位岩层爆破炮孔布置平剖示意图

在1131工作面上下顺槽对上位坚硬岩层实施截断爆破，布置扇形切断孔。具体爆孔布置方案为第一组炮孔爆破时距工作面煤壁30 m。上下顺槽每组布置四个个炮孔，其中三个较短孔的作用是沿巷道对第二岩层进行切断，较长爆孔的作用是对第二岩层沿倾斜方向进行截断，使其与采空区部分失去联系形成悬臂梁。循环爆破阶段两组炮相隔12 m，相邻组炮孔孔底(a#和c#，d#和f#)均留设4 m的安全距离。

4.2　预裂爆破参数

每炮孔装药系数不高于0.6，封孔系数不低于0.4，装药不耦合系数1.5，孔内各药卷用导爆索串联，每孔两发电雷管串接导爆索起爆。各孔爆破参数见表1、表2。

在计算炮孔装药长度及装药量时，考虑到矿井采用综采放顶煤采煤方法，需要确保工作面上覆顶煤的完整性。因此，留顶煤保护层，炮孔装药段控制在保护层上方，施工过程中需要保证封孔质量和封孔段长度，确保爆破过程中不出现冲孔，既保证预裂的效果，亦尽量避免冲孔对巷道壁及顶煤的破坏。

4.3　安全技术措施

1) 钻孔需要严格按炮孔设计位置以及设计参数进行施工，未经技术人员审批不得随意变更设计参数；在施工过程中精确钻进，合理操作，保证炮孔的精度；确保湿式打眼，钻孔完毕认真清洗炮孔，在孔口表明实际孔深。

2) 钻孔装药前检查炸药保质期，装填炮头前，必须认真检测、 导通雷管；导爆索与药卷要贴合紧密，雷管与导爆索绑扎牢靠，避免脱落，小心固定送至炮孔孔底。

3) 炮孔间联线要确保接头清洁，认真悬挂联线及检测爆破网路，避免短路、漏联，实测网路电阻与计算值不得相差较大，否则应检查爆破网路。

4) 靠近炸药串的专用堵孔水泥及靠近孔口的专用堵孔水泥长度均不得小于0.5 m；中部充填的黄土细砂按配比由封孔器输送至孔内；专用堵孔水泥由人工顶推至孔内并捣实。

表1　下位岩层爆破参数表

表2　上位岩层爆破参数表

5) 每个炮孔在孔口处应预留不小于0.2 m的空段，放置富余的导爆索及电雷管，最后用炮泥将孔口预留段封堵密实，防止电雷管以及堵孔水泥外的少量导爆索起爆时所产生火焰外泄。

6) 炮孔内装药末端与巷道煤壁的距离不得小于10 m；超前预爆破地点超前回采工作面的距离不得小于15 m；由于矿井为瓦斯矿井并且一次起爆药量较大，装药过程中作业区域需要全面断电并且警戒距离必须大于100 m；起爆时，井下所有人员撤离至地面方再进行井下起爆。

7) 每组炮孔爆破前，提前将工作面以及上下顺槽内的浮煤与煤尘清理干净；爆破前，确保工作面支架接顶良好，初撑力不低于额定工作阻力的80%，支架工作状态良好。

8) 严格执行“一炮三检”制度，爆破前随时检测作业区域以及炮孔内的瓦斯浓度，不得超限；爆破后加强通风，保证通风时间，不得冒失进入作业区域；作业区域可以进入时，需由专职人员认真检查爆破情况或对特殊情况处理完毕之后，其他人员方可进入。

5　结　论

根据博斯坦煤矿1131工作面大倾角坚硬顶板实际情况，综合分析了坚硬顶板处理方法，结合现场实际情况，制定了符合工作面实际情况的顶板深孔预裂技术途径。针对博斯坦煤矿1131工作面设计了大倾角硬厚岩层超前预裂爆破炮眼布置方式和超前爆破布置参数。超前预裂技术的应用在现场取得了显著效果，工作面下隅角处顶板得到了有效控制，上隅角处顶板控制在合理范围内，顶板状况相对与之前得到了很大改善。同时针对于1131工作面提出了防止爆炸冲孔、防止爆炸火焰外泄、防止爆破震动危害的措施并得到了成功实践，保证了博斯坦煤矿的安全生产。

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