《堅硬頂板災(zāi)害防治 》培訓(xùn)課件2024

2024.4堅硬難冒頂板大面積垮落防治我國煤礦頂板事故概況

1.煤礦頂板事故人員傷亡統(tǒng)計

煤礦生產(chǎn)多是地下作業(yè)，這一生產(chǎn)環(huán)境使頂板事故不論是次數(shù)還是死亡人數(shù)均居各類事故之首。

目前我國煤礦總體技術(shù)裝備水平還不高，特別是地方煤礦、鄉(xiāng)鎮(zhèn)煤礦和個體小煤礦，有的開采方式還很原始，生產(chǎn)技術(shù)管理工作相當(dāng)落后，頂板事故的頻率仍然居高不下。據(jù)統(tǒng)計，全國煤礦1953-2004年各類事故的總死亡人數(shù)為186134人，其中頂板事故死亡48845人，占事故死亡總?cè)藬?shù)的37.11%。

近年來，我國煤礦特別是國有重點煤礦采取了許多新技術(shù)、新方法，不斷加強頂板管理，尤其是綜采技術(shù)的推廣應(yīng)用，使頂板事故大幅度地下降。但頂板事故仍未杜絕，重特大事故時有發(fā)生。如2016年3月23日22時07分，山西大同安平煤業(yè)發(fā)生頂板大面積垮落導(dǎo)致瓦斯爆炸重大事故，造成20人死亡，1人受傷，直接經(jīng)濟損失2804.37萬元。事故直接原因是8117工作面違規(guī)實施頂板預(yù)裂爆破誘發(fā)工作面采空區(qū)頂板大面積垮落，采空區(qū)瓦斯瞬間涌出形成沖擊波造成人員傷亡和設(shè)備毀損;該采空區(qū)瓦斯處于爆炸濃度，逆流到工作面皮帶進風(fēng)巷，沖擊波造成10千伏電纜受損產(chǎn)生火花引爆瓦斯導(dǎo)致事故擴大。2.我國頂板事故多發(fā)的原因

1）認識不足，抓得不力

一些煤礦的領(lǐng)導(dǎo)對加強頂板管理的重要性缺乏應(yīng)有的認識，沒有針對本單位采掘工作進展情況采取得力措施。特別是實行經(jīng)營承包之后，有些領(lǐng)導(dǎo)只注重出煤、掙錢，放松了安全教育和安全管理，這是頂板事故頻頻發(fā)生的根本原因

2）干部違章指揮，工人違章作業(yè)從全國歷年發(fā)生的頂板事故看，80%以上是由于違章指揮，違章作業(yè)造成的。干部為什么要違章指揮？主要是重產(chǎn)量、輕安全的思想所驅(qū)使.。

工人為什么要違章作業(yè)，大多數(shù)是圖省事，僥幸心理作怪，認為違章不一定死人，質(zhì)量差一點未必出事故.。

因此，對空頂作業(yè)、缺梁少柱、迎山不夠及進老塘扒煤等違章現(xiàn)象司空見慣，不以為然，以致釀成事故。

3）現(xiàn)場管理不嚴，工程質(zhì)量低劣從對頂板事故的分析看，將近一半是由于工程質(zhì)量低劣造成的。有人認為“煤礦是粗活，采場支護是臨時的，支得再好一回柱也什么都看不見了，費那么大勁沒用”。

因此，習(xí)慣于

“眼睛當(dāng)線，鎬把當(dāng)尺”的老一套，對待工程質(zhì)量“馬乎、湊合、不在乎”。

有的單體支架長期不檢修，不試驗，承載力達不到設(shè)計要求；有的支柱規(guī)格小，間距大，該

“穿鞋”的不“穿鞋”，該“戴帽”,不“戴帽”，達不到應(yīng)有的支護效果；有的工作面質(zhì)量檢查驗收制度執(zhí)行不嚴，致使工程質(zhì)量放任自流。

4）技術(shù)管理工作薄弱；

作業(yè)規(guī)程公式化、通用化，缺乏針對性，不能根據(jù)地質(zhì)條件的變化和事故多發(fā)地點的施工特點拿出有針對性的控制事故的具體措施。有的作業(yè)規(guī)程編制完了就束之高閣，不及時向工人傳達貫徹，工人在井下盲目干活。

從大量頂板事故看，技術(shù)管理往往在以下2個關(guān)鍵環(huán)節(jié)上被忽略或出現(xiàn)漏洞：

(1)對初次放頂缺乏研究，直接頂與老頂之間動壓、靜壓關(guān)系掌握不清，作業(yè)規(guī)程考慮不周，內(nèi)容不全，甚至有錯誤。

(2)防止頂板事故的重點不突出。

5）礦井采深加大，巷道服務(wù)年限長

近年來，我國煤炭市場看好，煤炭工業(yè)快速發(fā)展，但同時帶來了超能力生產(chǎn)的現(xiàn)象，煤礦能改造。

為了滿足大井型生產(chǎn)系統(tǒng)需要，巷道斷面大，服務(wù)年限長；每年以12-15m的延深。

6)頂板堅硬難冒

工作面推進速度快,煤層頂板堅硬難冒，容易形成大面積懸頂突然垮落成災(zāi)。

堅硬難冒頂板大面積垮落規(guī)律

1.堅硬難冒頂板大面積垮落概述

1.1.堅硬難冒頂板性質(zhì)堅硬難冒頂板具有整、厚、硬的性質(zhì)。

整：頂板完整，裂隙節(jié)理間距>1m；

厚：巖層單層厚度大，≥2～5m；

硬：巖層抗壓強度大，巖石單向抗壓強度σ>60～80MPa,直接頂初次垮落步距>25m，老頂初次垮落步距>50m。1.2.堅硬難冒頂板垮落特點

（1）一次冒落的面積大據(jù)大同礦區(qū)23次大面積垮落統(tǒng)計，其中20次的冒落超過1萬m2，最大達12.8萬m2

，一般為2-4萬m2。

（2）頂板突然垮落超過極限面積后，頂板就會突然冒落，造成劇烈的動力現(xiàn)象。

（3）產(chǎn)生巨大的暴風(fēng)

對附近巷道甚至礦井造成極大破壞。

。

1.3.堅硬難冒頂板垮落實例

(1)大同挖金灣煤礦堅硬頂板災(zāi)害

1957-1961年5月采完，開采面積達16.3萬m2；

回收房間煤柱至1961年12月22日11時，頂板響動遍及整個盤區(qū)，將工人撤出盤區(qū)，半小時后大面積頂板突然冒落。

采高4.0～4.3m，構(gòu)造簡單，煤層穩(wěn)定；直接頂為細砂巖，厚度3m；老頂為厚層狀中粗砂巖，厚度84～104m；開采方法：房柱式。

造成：

地陷12.8萬m2，深達1m，

地表對應(yīng)出現(xiàn)7條0.2～0.5m，長102～360m大裂縫，

頂板冒落產(chǎn)生巨大暴風(fēng)，造成另外盤區(qū)多人傷亡，損毀密閉9座，風(fēng)橋2座，支架90多架，巷道由4m降為2m，巷寬增大為6～7m，全井通風(fēng)運輸系統(tǒng)破壞。

(2)新疆夏闊坦煤礦堅硬頂板災(zāi)害新疆庫車縣夏闊坦煤礦首采下10煤層，工作面長72m,采煤方法為走向長壁式懸移支架放頂煤，全部陷落法管理頂板，采高2.0m,放頂煤4.0m。因開采后頂板不冒，改為分倉開采。工作面推過38m之后，頂板不垮落，為此對頂板進行了人工強制爆破放頂，但頂板垮落未達到預(yù)期效果。因此礦井從2號采倉開始采用留保護煤柱的開采方法對堅硬難冒頂板進行控制。將已經(jīng)形成的8101走向長壁工作面劃分寬度為30～38m的采倉，倉間留10～12m煤柱，利用倉間煤柱控制頂板。工作面推到4號采倉時，2號采倉發(fā)生頂板大面積垮落，造成人員傷亡。采掘工程平面采倉采倉寬度（m）采倉面積(m2)倉間煤柱寬度(m)煤柱面積(m2)1#3424482014402#382736107203#382736107204#302160128645#302160128646#302160128647#302160128648#12864礦井首采工作面分采倉開采情況

(3)淮南孔集煤礦直立堅硬頂板災(zāi)害淮南孔集煤礦是在含水層下開采急傾斜煤層群的礦井，煤層頂板堅硬難冒，含水層下留設(shè)90m煤柱，由于煤層傾角大，煤層開采后煤柱發(fā)生抽冒，導(dǎo)致礦井潰水潰砂。

2.堅硬難冒頂板來壓規(guī)律

2.1長壁工作面來壓規(guī)律

（1)初次來壓與周期來壓步距大

一般大于30m，大的達50m，甚至可達100m以上。

(2)工作面切頂線后方頂板懸露面積大

切頂線后形成3～6m寬的懸頂。

懸頂大造成垛式支架前后受力不均，后柱壓力常常為前柱壓力的1.5倍，同時工作面頂板有時沿煤壁折斷。

⑶頂板來壓猛度大液壓支架工作面來壓比單體支架工作面猛度還要大，支架載荷增高1～2倍。由于安全閥來不及開啟或卸載速度慢，使支架損，支柱活柱變形、彎曲開裂、缸體漲裂，最嚴重的使高噸位液壓支架缸體爆炸。

2.2.刀柱法工作面來壓規(guī)律（1）突然一次性的由煤層頂板直達地表。垮落下來的巖塊與未垮落巖體之間的裂隙形如刀切，稱為切冒型破壞；（2）垮落巖體呈反漏斗形狀，即上小下大，四周斷裂面積與水平面的夾角為65～85度。

（3）單次垮落的面積大，可達2～4萬m3，最大達到12.5萬m3；

（4）垮落范圍小于開采范圍，中心區(qū)下陷深度為0.5～2m，最大可達3～4m，地表下沉均勻，周邊裂隙寬度達0.5m，深不見底。

3.頂板大面積來壓和垮落預(yù)兆

（1）煤壁片幫或刀柱煤柱炸裂，并伴有明顯的響聲；

（2）炮眼變形，裝不進藥，打眼后鉆桿拔不出來；

（3）頂板折斷發(fā)出悶雷聲；

（4）頂板下沉急劇增加；

（5）頂板有時出現(xiàn)裂隙與淋水，局部底板底鼓。

（6）支架壓力突增，動載系數(shù)可達3.0以上；

（7）微震儀觀測發(fā)現(xiàn)有許多巖體破裂與滑移的波形出現(xiàn)。

堅硬難冒頂板大面積垮落的防治技術(shù)

工作面堅硬頂板人工強制初次放頂方法《煤礦安全規(guī)程第105條》

采煤工作面用垮落法管理頂板時，必須及時放頂。頂板不垮落、懸頂距離超過作業(yè)規(guī)程規(guī)定的，必須停止采煤，采取人工強制放頂或者其他措施進行處理。放頂?shù)姆椒ê桶踩胧?，放頂與爆破、機械落煤等工序平行作業(yè)的安全距離，放頂區(qū)內(nèi)支架、支柱等的回收方法，必須在作業(yè)規(guī)程中明確規(guī)定。放頂人員必須站在支架完整，無崩繩、崩柱、甩鉤、斷繩抽人等危險的安全地點工作?；刂彭斍埃仨殞Ψ彭?shù)陌踩ぷ鬟M行全面檢查，清理好退路。回柱放頂時，必須指定有經(jīng)驗的人員觀察頂板。采煤工作面初次放頂及收尾時，必須制定安全措施。

1.工作面爆破初次放頂1.1.爆破放頂?shù)脑砟车V8103工作面初次來壓步距大，為35m左右，為了避免接續(xù)的8102工作面初次來壓對支架造成巨大的沖擊載荷。

采取人工爆破破壞頂板完整性，使其盡早垮落以減小初次來壓步距，以此減緩初次來壓對液壓支架的破壞作用，決定在8102工作面切眼中部108m的范圍內(nèi)（全長117m，兩側(cè)各減4.5m），布置炮眼進行深孔預(yù)裂爆破放頂。

1.2.爆破放頂?shù)呐谘鄄贾眉笆┕っ簩硬筛?.8m

，放頂高度設(shè)計為采高的3倍。炮眼呈“一”字形排列，與切眼中心線平行，距離1.0m。炮眼間距為6.0m，共布置12孔眼。炮眼角度49°，眼深12.3m，，垂深9.3m，水平距為9.0m。開切眼掘成后，支架安裝前采用MYZ-150型全液壓坑道鉆機施工，鉆頭直徑為85mm，合金鋼鉆頭。1,3.裝藥聯(lián)線在采煤設(shè)備安裝完畢，正式生產(chǎn)推進2.0m后裝藥，由于藥券直徑與炮孔直徑相差很大，將3券藥捆綁后裝入。采用銨銻高威炸藥，藥卷為35×200mm，雷管采用煤礦許用毫秒延期電雷管，聯(lián)線方式為并聯(lián)，裝藥系數(shù)為0.6，炮泥裝填系數(shù)為0.4，采用黃泥制作。炮眼裝藥量為15kg×12=180kg。

炮眼采用連續(xù)耦合方式裝藥，并且雙雷管、雙導(dǎo)爆索引爆，其中一根導(dǎo)爆索延伸至炮眼底部，另一根導(dǎo)爆索與炮眼外側(cè)第一個藥卷連接，每一根導(dǎo)爆索均采用電雷管起爆，兩個雷管在孔內(nèi)采用并聯(lián)連接，并用木塞固定，放炮母線必須絕緣良好，要懸空吊掛。裝藥前必須清凈眼孔內(nèi)的粉末，用60×1500mm的木制炮棍將藥卷裝入炮孔內(nèi)，根據(jù)炮孔深度確定導(dǎo)爆索長度，導(dǎo)爆索要用快刀切割，嚴禁沖擊擠壓，藥卷要推至孔底，裝緊頂實，黃泥要充填密實。1.4.放炮為避免崩壞支架，待工作面推進6.0m后才進行放炮，起爆方式采用毫秒延期(兩段)電雷管導(dǎo)爆索，起爆器型號MFB-100型。

2.工作面水力壓裂初次放頂

內(nèi)蒙準格爾旗酸刺溝礦曾采用切眼和兩巷深孔預(yù)裂爆破方法進行工作面頂板強制初次放頂。爆破鉆孔在工作面設(shè)備安裝前施工，爆破作業(yè)在工作面支架推出切眼后實施。鉆孔長度約18m，仰角330，直徑85mm，采用高威力乳化炸藥，裝藥量50.8kg／孔。傾向300m長工作面炸藥量約2t。消耗性火工品包括導(dǎo)爆索、雷管、PVc管等，爆破過程中產(chǎn)生的大量有毒有害氣體，強烈震動影響支架安全。因此,在4煤和6煤工作面采用水力壓裂方法初次放頂。2.1.煤4203工作面頂板壓裂

1)工作面條件

4203工作面煤層平均厚度3.6m，煤層傾角20，工作面傾向?qū)挾?40m。工作面直接頂為4m深灰色泥巖，基本頂為7m粗粒含礫砂巖，灰白色，局部為粉砂巖、細砂巖。

初次垮落前頂板類似為固支梁，其初次來壓步距Lf，由下式確定．式中，h為基本頂厚度，取9m；

R1為基本頂抗拉強度，取2.5～

3.8MPa；

q為基本頂巖層承受載荷，根據(jù)組合梁原理，取205kPa?？傻霉ぷ髅娉醮蝸韷翰骄嗉s為：

Lf

=44～54m。根據(jù)頂板巖層結(jié)構(gòu)確定壓裂位置和壓裂次數(shù)(圖1)。選擇完整段實施壓裂，避免在裂隙或巖層交互位置壓裂。采用倒退式壓裂法，由鉆孔深部向孔口位置逐次壓裂。最后一次壓裂位置選擇在距離孔口4m以上，避免工作面回采到該位置時支架前方漏頂。

2)壓裂設(shè)計水力壓裂初次放頂作業(yè)是在工作面切眼支護完成之后，在支架及采煤設(shè)備安裝之前，對工作面煤體上覆頂板巖層進行水力預(yù)裂，提前在頂板中形成人為裂縫，弱化頂板的完整性及其整體強度，工作面初采時頂板能夠及時垮落。根據(jù)工作面頂板巖層結(jié)構(gòu)、層厚、采高(影響高度為其4～6倍)等參數(shù)，確定4203工作面水力壓裂設(shè)計見圖2。鉆孔參數(shù)為：

(1)壓裂鉆孔S的長度為26m，傾角為450。

(2)壓裂鉆孔L的長度為37m，傾角為300。

(3)備用鉆孔長度50m，傾角300，與煤壁夾角750。

3).頂板壓裂與頂板垮落采用單孔多次壓裂方式，從鉆孔底部逐步向孔口處逐次壓裂，L孔壓裂次數(shù)約為10次，S孔壓裂次數(shù)約為7次。備用孔不實施壓裂，用于頂板無法及時垮落時使用。壓裂時間根據(jù)鉆孔周圍鉆孔以及錨索出水情況確定，當(dāng)出水量與進水量(80L／min)相當(dāng)時，停止壓裂作業(yè)。壓裂過程中，監(jiān)測水壓變化，水壓大小為10～29MPa，典型壓裂曲線見圖3。通過監(jiān)測水壓分析裂縫擴展情況。壓裂開始時，水壓上升較快，裂縫通常以較高水壓起裂，隨后壓力小幅下降，以穩(wěn)定水壓開始擴展，表明頂板巖層較為致密完整，天然裂縫不發(fā)育，水力裂縫可在頂板巖層中大范圍擴展，一段時間后臨近鉆孔有壓裂水流出并逐漸增大，表明裂縫擴展范圍可達lOm。4203工作面頂板經(jīng)水力預(yù)裂后安裝采煤設(shè)備并進行初采，工作面推進13m時直接頂全部垮落，推進約40m時基本頂垮落。頂板垮落過程呈現(xiàn)出分層、分次、及時逐步垮落的特點，垮落過程中未形成颶風(fēng)，未對工作面產(chǎn)生沖擊，工作面實現(xiàn)了安全初采，表明水力壓裂初次放頂技術(shù)在酸刺溝4號煤層是可行性的。

2.2.6煤115工作面頂板壓裂

酸刺溝煤礦6號煤層厚度約為10m，直接頂為粗砂巖(白色，成分以石英、巖屑為主)，厚度32m，上方為中粒砂巖(白色，厚層狀，半堅硬)，厚度4.9m。根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果可知，頂板巖層厚度較大、致密完整、整體性和穩(wěn)定性較好，巖石抗壓強度約為30MPa。6號煤層采用綜采放頂煤采煤法，頂板垮落時采空區(qū)空間較大，根據(jù)頂板柱狀、巖層厚度、采高與頂煤厚度、4203工作面壓裂經(jīng)驗，確定115工作面水力壓裂參數(shù)。鉆孔參數(shù)為：壓裂鉆孔s的長度為37m，傾角為450，鉆孔間距16～20m；壓裂鉆孔L的長度為42m，傾角為200，鉆孔間距16～20m；備用鉆孔長度46m，傾角300。L孔與s孔交替布置。典型壓裂曲線見圖4。

從圖4看出，水壓急劇增大到約20MPa時起裂，產(chǎn)生較小裂縫或使天然裂縫張開，緊接著水壓短暫下降后再次迅速上升，達到30.8MPa后裂縫再次起裂，隨后水壓逐步下降，裂縫開始大范圍擴展，擴展過程中水壓出現(xiàn)小幅波動，說明頂板巖層中存在少量天然裂縫。此外，6煤頂板壓裂水壓大于4煤壓裂所需水壓，是由6煤埋深大于4煤所致。工作面2個端頭頂板有錨桿、錨索以及煤柱支撐，滯后工作面中部頂板垮落，由于其懸頂面積較小，并且垮落時有煤柱支撐的作用，不會出現(xiàn)大面積一次性垮落的情況。

頂板垮落過程：工作面推進約9.5m后：切眼中部直接頂分層、分次逐步垮落，且垮落緊跟支架，工作面2個端頭未垮。工作面推進約15.3m后：切眼中部直接頂緊跟支架垮落，下端頭滯后支架2m處直接頂垮落,上端頭滯后支架2.5m處直接頂垮落,

工作面推進約15.3～38m后：切眼中部直接頂緊跟支架垮落，下端頭滯后支架2m處直接頂垮落,上端頭滯后支架3m處直接頂垮落,工作面推進約38m后：切眼中部基本頂來壓，支架工作阻力升高，煤壁有煤炮聲,下端頭直接頂全部垮落,上端頭滯后支架2m處直接頂垮落。來壓和垮落過程中，未產(chǎn)生強烈沖擊，未在機頭和機尾處形成颶風(fēng)，表明水力壓裂初次放頂技術(shù)能夠弱化頂板巖層，達到了預(yù)期目標并保證初采安全。

二氧化碳致裂器強制放頂密封墊定壓剪切片釋放管1.1結(jié)構(gòu)1.2原理T≤31℃、P≥7.2MPa時，CO2以液態(tài)存在20ms汽化、體積膨脹近600倍，壓力可達80～270MPa發(fā)熱裝置通電后，使儲液管中液態(tài)CO2瞬間汽化產(chǎn)生高壓，達到定壓剪切片控制的壓力后，高壓氣體向外噴出，瞬間產(chǎn)生強大的推力，CO2氣體沿自然或被引發(fā)的裂面松開物料，從而達到松動、預(yù)裂及增透的目的。泄放壓力/MPa80120160200240TNT當(dāng)量/kg0.060.090.120.150.18儲液管長度/mm8001000120014001600CO2充灌量/g60070080010001200剪切片1#2#3#4#5#關(guān)鍵技術(shù)充灌承壓與泄放致裂連接與起爆已發(fā)展出外徑51mm、63mm、76mm等多種規(guī)格，配套不同長度的儲液管，通過使用不同規(guī)格型號的剪切片，能滿足80MPa~250MPa不同爆破壓力和各種工況條件下的應(yīng)用。1.3系列產(chǎn)品設(shè)計方案和工藝實施方案成套裝備成套裝備BECDA致裂器地面拆裝、充灌系統(tǒng)和裝置煤礦用起爆裝置輔助裝置安全監(jiān)測工具止飛器連接管封孔器1.4成套裝備致裂器成套裝備拆裝工作臺自動充灌系統(tǒng)二氧化碳致裂器

2016年2月18日致裂器的新產(chǎn)品安全標志證書。1.5安標申辦2.1爆破落煤工藝過程：鉆眼成孔安裝起爆落煤2.2致裂增透

12345地面致裂器組裝、充灌、檢驗井下鉆孔施工致裂器安裝（鉆孔）封孔器止飛器接長桿釋放管單一鉆進法復(fù)合鉆進法連線起爆及撤離連接起爆器和專業(yè)防爆接線頭；人員撤離、起爆、致裂或剝落。清場成孔→送入致裂器→

固定→撤人起爆→取出致裂器人員入場回收致裂器及其他器件。2.2致裂增透具體實施方式順層鉆孔致裂穿層鉆孔致裂2.2致裂增透致裂器煤層強化抽采應(yīng)用技術(shù)形式順層條帶強化抽采工作面順層區(qū)段強化抽采穿層區(qū)段強化抽采石門強化抽采2.2致裂增透在多個煤礦進行了瓦斯抽采CO2預(yù)裂爆破高效增透技術(shù)工業(yè)試驗和應(yīng)用：貴州省納雍縣貝勒煤礦1603工作面；貴州省林東煤業(yè)有限公司龍鳳煤礦5917工作面；山西潞安集團司馬煤業(yè)有限公司1211工作面（已抽采煤層和未抽采煤層100m深孔預(yù)裂增透試驗及應(yīng)用）；貴州省習(xí)水縣富泓煤礦（1804運巷掘進工作面）；川煤集團芙蓉公司白皎煤礦穿層鉆孔致裂增透技術(shù)試驗；貴州大西南礦業(yè)公司貴源二號井10903工作面；貴州大西南礦業(yè)公司安能煤礦10918采煤工作面。2.2致裂增透應(yīng)用效果：鉆孔瓦斯自然涌出量CO2預(yù)裂增透2.2致裂增透應(yīng)用效果：煤體內(nèi)瓦斯含量致裂前5天：18.4m3/t致裂后2天：11.7m3/t致裂后22天：6.2m3/t27天減幅達66%2.2致裂增透應(yīng)用效果：序號對比參數(shù)致裂前致裂后效果備注1初始流量q自/L.min-10.710028.867540.66實測2衰減系數(shù)α自/d-10.69110.05280.08實測3透氣性系數(shù)λ/m2.MPa-2·d-10.479312.964327.05實測+計算4抽放量Q抽/L.min-13.2017.905.59實測5抽放半徑r/m0.809.8012.25實測（示蹤法）致裂前后參數(shù)對比表2.3致裂切頂切頂泄壓（成巷）原理圖致裂器切頂布置圖2.3致裂切頂井下施工情況鉆孔窺視效果2.4煤倉掘進b致裂后效果a致裂后效果b致裂前a致裂前紅慶梁煤礦井下煤礦掘進現(xiàn)場2.5地鐵隧道開挖致裂后的矸石致裂后致裂后致裂器布置新疆地鐵隧道1號線掘進現(xiàn)場2.6采石場采石場現(xiàn)場照片2.7其他應(yīng)用沖擊地壓治理巷道底鼓治理消突頂煤弱化石門揭煤增透注漿堵水煤倉及溜井清堵3.1優(yōu)點操作簡單，運輸、回收安全方便CO2不可燃燒，阻燃、抑爆；易吸附于煤體，驅(qū)替吸附態(tài)的瓦斯；氣體性質(zhì)起爆方式作用方式高滲透率，減小瓦斯的吸附分壓；低壓起爆，無火花；振動小，不會誘發(fā)突出事故；高壓氣體作用，能量釋放持續(xù)、緩和；塊煤率大，粉塵危害?。粺o需驗炮，啞炮無危害；3.2前景煤礦瓦斯（煤層氣）抽采技術(shù)創(chuàng)新，促進安全生產(chǎn)行業(yè)領(lǐng)域煤礦（突出礦井）非煤礦山石料開采水泥、電力、冶金等強化增透，消除瓦斯災(zāi)害；資源的高效利用；替代傳統(tǒng)火藥爆破，無火花產(chǎn)生，避免事故引爆源；避免引燃瓦斯或誘導(dǎo)瓦斯突出；無殘爆、拒爆的安全隱患；產(chǎn)生的震蕩、震波，不誘發(fā)頂板事故；不產(chǎn)生大量的煤塵、粉塵，利于職業(yè)病防治；爆破后現(xiàn)場環(huán)境易于清理；增加成塊率，提高了煤炭質(zhì)量和經(jīng)濟效益。謝謝各位！THANKYOU天地科技建井研究院MineShafting&TunnelingEquipmentDivisionInstitute堅硬難冒頂板爆破強制放頂技術(shù)

采空區(qū)堅硬難冒頂板爆破強制放頂技術(shù)是通過爆破崩落采空區(qū)上方圍巖，使巖石充滿采空區(qū)或形成緩沖墊層，達到有效控制冒落范圍與沖擊強度的目的，消除頂板發(fā)生大面積塌陷的風(fēng)險。

1.地面深孔爆破放頂

該方法主要是用在人員無法進入的老采空區(qū)懸頂區(qū)。

在懸頂區(qū)上方相應(yīng)的地面打鉆至采空區(qū)頂板，然后進行擴孔和大藥量爆破崩落頂板。地面鉆孔爆破，對施工場地有要求，且爆破費用較高。地面深孔爆破頂板

1）鉆探施工

深孔爆破中使用的鉆機大部分是孔徑大于200mm的潛孔鉆機或牙輪鉆機，中小型礦山中使用的鉆機多是孔徑小于200mm的輕型潛孔鉆機或液壓鉆機。鉆孔施工前，應(yīng)先施工試驗孔，試驗孔要鉆進至采空區(qū)底板以下3m，確定區(qū)域采空區(qū)埋深。鉆孔終孔位置原則上為采空區(qū)頂板約0.5m處。由于采空區(qū)內(nèi)采、留位置不準確，加之采空區(qū)部分頂板可能發(fā)生了冒落，因此，應(yīng)繪制每個鉆孔的預(yù)想柱狀圖，在接近終孔位置時，放慢鉆進速度，做好停鉆準備，發(fā)現(xiàn)確實接近采空區(qū)時，應(yīng)立即停止鉆進。

2）裝藥結(jié)構(gòu)深孔爆破采用的裝藥結(jié)構(gòu)主要有連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)、間隔裝藥結(jié)構(gòu)和混合裝藥結(jié)構(gòu)（圖13-2）。

（1）連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)炸藥從孔底裝起，裝完設(shè)計藥量之后再進行堵塞（圖13-2a）。這種方法施工簡單，但由于設(shè)計裝藥量一般不足以填滿炮孔的較大部分，易出現(xiàn)炮孔上部不裝藥段（即堵塞段）較長的現(xiàn)象，使巖體上部出現(xiàn)大塊的比例增加。連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)是最為普遍的裝藥形式。

（2）間隔裝藥結(jié)構(gòu)在鉆孔中把炸藥分成數(shù)段（圖13-2b）。使炸藥能量在巖石中比較均勻的分布。間隔裝藥結(jié)構(gòu)適合于特殊地質(zhì)條件下的深孔爆破，如所爆破的巖層中含有軟弱夾層或溶洞時，通過堵塞物將炸藥布置到堅硬巖層中，可以有效地降低大塊率。（3）混合裝藥結(jié)構(gòu)所謂混合裝藥結(jié)構(gòu)就是在同一炮孔內(nèi)裝入不同種類的炸藥（圖13-2c）。即在炮孔底部裝入高密度、高威力炸藥，而在炮孔上部裝入威力較低的炸藥。采用混合裝藥結(jié)構(gòu)的目的是充分發(fā)揮高密度、高威力炸藥的作用，解決深孔爆破中底部巖體阻力大、炸不開及易留巖坎的問題。（a）連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)

（b）間隔裝藥結(jié)構(gòu)

（c）間隔裝藥結(jié)構(gòu)1-堵塞，2-炸藥1，3-炸藥2圖13-2裝藥結(jié)構(gòu)示意圖

3）堵塞

堵塞工作在完成裝藥工作后進行，堵塞長度與最小抵抗線、鉆孔直徑和爆破區(qū)環(huán)境有關(guān)。因此，可以根據(jù)情況作一定范圍的調(diào)整。堵塞材料可用泥土或鉆孔施工時排出的巖粉，但其中不得混有大于30mm的巖塊和土塊。堵塞時，不得將雷管的腳線、導(dǎo)爆索或?qū)П芾眠^緊，以防被堵塞材料損壞。堵塞過程要不斷檢查起爆線路，防止因堵塞損壞起爆線路而引起瞎炮。4）起爆網(wǎng)絡(luò)與起爆方式

爆破的起爆方案與炮孔布置方式和起爆順序緊密結(jié)合，需根據(jù)巖石性質(zhì)、裂隙發(fā)育程度、構(gòu)造特點、爆堆要求和破碎程序等因素進行選擇。起爆器材采用塑料導(dǎo)爆管非電起爆系統(tǒng)，實現(xiàn)逐孔微差起爆。為降低爆破飛石、震動和爆破沖擊波等危害，建議采取毫秒延期起爆方式。對于深孔爆破，為確保孔內(nèi)炸藥能有效起爆，單孔起爆網(wǎng)絡(luò)為導(dǎo)爆索加導(dǎo)爆雷管起爆方式。5）爆破檢驗與封孔起爆以后，按《爆破作業(yè)規(guī)程》規(guī)定時間進行爆破效果檢查，發(fā)現(xiàn)瞎炮（盲炮）和其它安全隱患必須按要求進行處理并做好原始記錄。對于采空區(qū)地面爆破治理工程，結(jié)束爆破施工的鉆孔必須在規(guī)定時間內(nèi)封孔，以免雨季雨水通過鉆孔進入礦井，給礦井造成安全事故。封孔材料為水泥砂漿，人工將水泥砂漿灌入鉆孔直至地表，爆破后溝通采空區(qū)的鉆孔需首先投放一定量的骨料，然后再灌入水泥砂漿，同時做好原始記錄。榆家梁礦采空區(qū)地面爆破治理實踐

1.概況榆家梁煤礦為神東煤炭分公司所屬千萬噸礦井，煤礦共存在48處4-2煤和5-2煤房采（旺采）采空區(qū)，一般采3.3m，留0.5/1/2m左右的煤柱，房采采空區(qū)面積共423.3萬m2，其中52108房采采空區(qū)懸頂面積達102.02萬m2。為消除房采采空區(qū)安全隱患，開展了采空區(qū)地面爆破治理試驗。2.爆破參數(shù)設(shè)計

（1）炸藥單耗：根據(jù)榆家梁煤礦的巖層特性，該礦區(qū)頂板為中粒砂巖，屬于中硬巖，結(jié)合以往礦區(qū)的放頂實踐，炸藥單耗取為0.5kg/m3。

（2）最小抵抗線：頂板是平均厚度為6.5m的中砂巖，根據(jù)破碎后的巖體由于碎脹性將整個采空區(qū)與頂板垮落去填滿的計算方式，最小抵抗線按式（13-1）計算，最小抵抗線Wd為9m。（3）單孔裝藥量單孔藥量按式（4-2）計算，單孔裝藥量為227kg，考慮10%的富裕系數(shù)，單孔裝藥量取250kg。本炸藥量為理論計算炸藥使用量，實際炸藥使用量受炸藥品種、實際裝藥質(zhì)量、鉆孔成孔質(zhì)量及地質(zhì)條件等因素的影響可能會有15%～25%的誤差。（4）孔網(wǎng)參數(shù)的選擇依據(jù)工程經(jīng)驗結(jié)合治理試驗區(qū)情況，確定采用倒置漏斗爆破法，正方形布置，按孔深及工程地質(zhì)條件，鉆孔直徑采用190mm的水鉆鉆孔。190mm炮孔粉狀炸藥單耗見表13-1。孔徑孔距排距老頂厚度巖石厚度裝藥密度裝藥長度裝藥量單耗mmmmmmkg/mmkgkg/m31909.09.06.570.02012.5250.00.5表13-1190mm炮孔乳化炸藥單耗表（5）裝藥結(jié)構(gòu)本次爆破試驗共布置22個爆破鉆孔（圖13-3~圖13-5），總裝藥量為5500kg。爆破主要采用連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)，這種方法的主要特點是直炮孔的兩端是敞開的，要求采用特殊裝置，將藥包停留在預(yù)定位置上。充填高度不小于10m，填充材料選擇合格炮泥，確保填塞質(zhì)量。（6）起爆方式采取毫秒延期起爆方式，單孔起爆為導(dǎo)爆索加導(dǎo)爆雷管起爆方式。圖13-3榆家梁煤礦采空區(qū)地面爆破治理工程鉆孔布置圖13-4鉆孔施工

圖13-5頂板爆破崩落治理

3治理效果分析

為監(jiān)測本次采空區(qū)地面爆破治理效果，進行了巖層內(nèi)部位移監(jiān)測，巖層內(nèi)部位移監(jiān)測共布置了2個鉆孔，每個鉆孔監(jiān)測5個層位的位移（圖13-6）。自爆破施工后的5個月內(nèi)，1號鉆孔1號測點（位于采空區(qū)上方10m）下沉927.2mm（圖13-7），2號測點（位于采空區(qū)上方30m）已下沉17.1mm（圖13-8），3號測點（位于采空區(qū)上方50m）已下沉1.25mm（圖13-9），說明本次頂板爆破破壞了老頂?shù)耐暾?，使上覆巖層逐層垮落，但巖層的移動與變形仍未波及地表。在一定程度上，崩落形成了條狀隔離帶，可以減弱頂板垮落的沖擊強度，能夠有效避免大面積采空區(qū)突然塌陷誘發(fā)礦震。圖13-6巖層內(nèi)部位移監(jiān)測儀圖13-7測點1-1巖層內(nèi)部沉降曲線

2.井下爆破強制放頂

井下爆破強制放頂主要有兩種方法。一種

是在本煤層工作面前方未采動區(qū)往頂板打平行工作面的長鉆孔，并在煤層開采前對頂板進行預(yù)裂松動爆破，促使工作面開采后頂板及時垮落。另一種是通過鄰近層對采空區(qū)懸頂進行爆破強制放頂。

平行工作面深孔爆破頂板

新疆夏闊坦煤礦工作面堅硬頂板超前預(yù)裂爆破

1.工作面頂板概況

1009綜放工作面，下10煤層平均厚度5.5m，傾角13°，走向長830m，傾向長150m。煤層基本沒有偽頂和直接頂（局部存少量偽頂），均為基本頂，巖石為比較堅硬的砂巖、細砂巖、石英砂巖，且單層厚度均超過6m，最厚14m，總厚度達21m。雖然細砂巖單向抗壓強度為37.6MPa，但從整體上看，該層頂板為堅硬巖層類型。（見附圖一）。

2堅硬頂板超前預(yù)裂方案2.1循環(huán)爆破炮孔布置

當(dāng)工作面實施初次放頂后，按照圖3.1所示，布置循環(huán)爆破炮孔。參照上區(qū)段1007工作面頂板運動規(guī)律，從確保頂板有效截斷角度出發(fā)，將循環(huán)爆破歩距控制在12m范圍。將炮孔向工作面推進方向傾斜，使炮孔孔底裂隙帶分布大致符合頂板周期斷裂分布，以提高爆破效果。鉆孔布置平面圖鉆孔剖面圖2.2順槽深孔爆破參數(shù)

裝藥長度及裝藥量應(yīng)考慮綜采放頂煤采煤方法，預(yù)裂爆破必須要保證頂煤的完整性。因此，在頂煤上方預(yù)留了3m的保護層，炮孔裝藥段必須控制在保護層上方，并且保證封孔段長度以避免沖孔，既達到預(yù)裂效果，又盡量避免沖孔對巷道壁及頂煤的破壞。裝藥系數(shù)按0.6，封孔系數(shù)0.4，裝藥不耦合系數(shù)1.25。各孔爆破參數(shù)見表4.1和表4.2。炮孔參數(shù)計算示意見對應(yīng)炮孔剖面圖。圖3.2炮孔參數(shù)示意圖位置編號斜長/m仰角/°與煤壁夾角/°裝藥長度/m裝藥量/kg封孔長度/m雷管段號及數(shù)量運輸平巷1#2368-6154788段（16發(fā)）2#23.5681515478.58段（16發(fā)）3#256442165098段（16發(fā)）4#2954642063910段（20發(fā)）5#473777341071317段（34發(fā)）6#633290461451323段（46發(fā)）合計210.545960.5148材料道7#23670

142297段（14發(fā)）8#236616

142297段（14發(fā)）9#23.5613914229.57段（14發(fā)）10#274562185799段（18發(fā)）11#43.62078309513.615段（30發(fā)）12#521390381201419段（38發(fā)）合計192.133664.1128總計402.6795124.6276

2.3放頂循環(huán)步距初次放頂爆破開孔位置距老塘距離2m，炮孔控制范圍10m，放頂循環(huán)步距定為12m。每循環(huán)爆破任務(wù)結(jié)束后，隨工作面的推采及時觀察采空區(qū)內(nèi)頂板垮落情況，結(jié)合礦山壓力監(jiān)控系統(tǒng)實施監(jiān)測分析頂板運動狀況與頂板運動規(guī)律，評價爆破效果。2.4爆破網(wǎng)路設(shè)計爆破網(wǎng)路采用電雷管毫秒微差起爆，每個炮孔內(nèi)裝入同一段別的電雷管4發(fā)。聯(lián)線方式為串聯(lián)，起爆方式采用毫秒延期電雷管強力導(dǎo)爆索起爆。圖3.3炮孔起爆順序及聯(lián)結(jié)方式示意圖

爆破網(wǎng)絡(luò)電阻值：每組起爆電雷管20發(fā)，電雷管單發(fā)電阻值在4.5~5.5Ω之間，，則電雷管總體電阻值在90~110Ω之間。放炮時人員至少應(yīng)撤退至下山區(qū)域，放炮母線長度按1000m計算，以0.75mm2銅線作為放炮母線，其總電阻值應(yīng)在100Ω左右，因此，爆破網(wǎng)路總電阻值應(yīng)該在190~210Ω之間。2.5爆破工藝參數(shù)（1）炮孔直徑孔徑受現(xiàn)場條件和施工鉆具的限制，首先受到鉆機能力的限制。對于功率一定的鉆機，孔徑增大，鉆進速度會明顯降低，鉆同樣深的孔徑就要增加鉆進時間，經(jīng)濟上是不合理的。其次，受頂板巖體條件的限制，對于完整性較差的堅硬頂板，容易出現(xiàn)鉆孔變形和塌孔現(xiàn)象。

另外，孔徑過大會給封孔造成困難。因為封泥的橫截面隨孔徑增大而增大，封泥強度與小孔徑相比相對降低，而爆生氣體作用在封泥上的總壓力相應(yīng)增大。根據(jù)頂板巖石的硬度和對爆破質(zhì)量的要求確定，一般應(yīng)選用較小的炮孔直徑。當(dāng)爆破頂板厚度大于8m時，一般應(yīng)選用直徑為60-100mm的鉆孔，根據(jù)礦井使用藥筒的直徑，鉆孔直徑選擇為75mm。鉆孔用的鉆機應(yīng)根據(jù)頂板條件和鉆孔指標選擇，結(jié)合現(xiàn)場現(xiàn)有鉆機，針對目前頂板的特征、工作面布置方式等具體條件，確定采用ZDY-3200巖石鉆機。

（2）裝藥不耦合系數(shù)瑞典蘭格弗爾斯的試驗表明，若藥包直徑不變而加大炮孔直徑，則高壓氣體的壓力急劇下降，炮孔孔壁的破壞現(xiàn)象隨之改變。在爆破界把炮孔直徑d與藥包直徑d1的比值d/d1稱為不耦合系數(shù)。不耦合系數(shù)較大時，爆破后裂隙區(qū)煤體產(chǎn)生的裂隙寬度和長度較大，但過分增大不耦合系數(shù)，則裂隙區(qū)半徑反而減小。根據(jù)實驗結(jié)果和現(xiàn)場爆破效果分析，不耦合系數(shù)K=1.15～1.5比較合理。

1009綜放工作面超前預(yù)裂爆破由于使用藥卷直徑為60mm，考慮到盡量減小裝藥不耦合系數(shù)及裝藥以及標準鉆頭直徑，選擇75mm直徑鉆頭成孔，不耦合裝藥系數(shù)為1.25，符合不耦合系數(shù)1.15～1.5范圍。（3）線裝藥密度和炮孔裝藥量爆破的每米炮孔裝藥量稱為裝藥密度。合理線裝藥密度通過現(xiàn)場試驗及巖樣實驗結(jié)果，線裝藥密度取1.5～2kg/m比較合理。該工作面頂板較硬、有夾石層，厚度較大且有一定強度，采用2號煤礦乳化炸藥、藥卷直徑60mm、藥卷長500mm、線裝藥密度為3kg/m。

（4）封孔

炮孔充填堵塞采用剛-塑-剛結(jié)構(gòu)。上端剛性材料堵塞，充分發(fā)揮炸藥對巖體的爆破能量；中部塑性材料充填，對爆炸高溫高壓氣體讓位緩沖；下端剛性材料堵塞，保持爆炸氣體壓力繼續(xù)對巖體作用，同時不沖出孔口，充分利用炸藥能量，提高爆破效果。炮孔中部堵塞的塑性材料一般為按一定配比混合的黃土、細沙。上下端堵塞的剛性材料一般為深孔爆破處理難冒頂板專用堵孔水泥。（5）裝藥結(jié)構(gòu)裝藥結(jié)構(gòu)一般采用連續(xù)不耦合裝藥，輔以煤礦導(dǎo)爆索正向起爆。采用不耦合裝藥時，通過炮孔與藥卷間隙中的不耦合介質(zhì)（空氣和水）間接地沖擊炮孔孔壁，在炮孔周圍巖石中激起沿徑向傳播的沖擊波，造成巖石的動態(tài)沖擊壓縮破碎。（a）連續(xù)正向?qū)П鞔b藥結(jié)構(gòu)炮泥雷管導(dǎo)爆索藥包裝藥段長度封孔段長度不小于孔深1/3雷管腳線圖3.4炮孔裝藥結(jié)構(gòu)圖

不耦合裝藥與耦合裝藥相比，主要不同有以下3方面：降低了爆炸時的初始壓力，延長了爆炸產(chǎn)物在介質(zhì)內(nèi)部的作用時間；減少了消耗在使周圍介質(zhì)發(fā)生過于破碎和產(chǎn)生塑性變形的能量；增加了爆生氣體形成的“氣楔”作用時間，能產(chǎn)生較長的裂紋。裝藥結(jié)構(gòu)見圖3.4。（b）間隔正向?qū)П鞔b藥結(jié)構(gòu)炮泥藥包導(dǎo)爆索雷管裝藥段長度封孔段長度水炮泥

考慮到降低爆破過程中消滅火焰及降塵，裝藥過程中每隔4個藥卷裝填一個水泡泥。即炮孔采用圖3.4（b）間隔正向?qū)П鞔b藥結(jié)構(gòu)。（6)起爆方式起爆使用MFB-100型發(fā)爆器，一次裝藥，一次起爆的爆破方法，一次聯(lián)放炮個數(shù)為當(dāng)班完成裝藥的全部炮孔，聯(lián)線方式為串聯(lián)。新疆克孜庫坦礦工作面上下端頭超前預(yù)裂爆破

1.工作面頂板概況41001綜采工作面，下10煤層平均厚度2.9m，傾角5°，走向長150m，傾向長820m，。

下10煤層在東翼大巷向南800m左右，基本沒有偽頂和直接頂（局部存少量偽頂），均為基本頂，巖石為比較堅硬的砂巖、細砂巖、石英砂巖。單層厚度均超過6m，最厚20m，總厚度達26m。基本頂中粗砂巖單向抗壓強度為44.5MPa，從整體上看，頂板為堅硬巖層類型。（見附圖一）。2.堅硬頂板超前預(yù)裂技術(shù)方案2.1循環(huán)爆破炮孔布置當(dāng)工作面實施初次放頂后，按照圖3.1所示，布置循環(huán)爆破炮孔布置。參照上區(qū)段1007工作面頂板運動規(guī)律，從確保頂板有效截斷角度出發(fā)，將循環(huán)爆破歩距控制在12m范圍。將炮孔向工作面推進方向傾斜，。鉆孔布置平圖

圖3.1循環(huán)爆破炮孔布置平剖示意圖2.2順槽深孔爆破參數(shù)裝藥系數(shù)0.6，封孔系數(shù)0.4，裝藥不耦合系數(shù)1.25。爆破參數(shù)見表3.1和表3.2。炮孔參數(shù)計算示意見對應(yīng)炮孔剖面圖。在計算炮孔裝藥長度及裝藥量時，考慮到礦井采用綜采放頂煤采煤方法，預(yù)裂爆破必須要保證頂煤的完整性。因此，在頂煤上方預(yù)留了5m的保護層。炮孔裝藥段必須控制在保護層上方，并且保證封孔段長度，盡量避免沖孔，既保證預(yù)裂的效果，亦盡量避免沖孔對巷道壁及頂煤的破壞。圖3.2炮孔參數(shù)示意圖序號名稱單位數(shù)量序號名稱單位數(shù)量1巖石堅固系數(shù)f4-86工作面瓦斯情況02炮眼深度m17.5-21.57水膠炸藥3炮眼個數(shù)個48導(dǎo)爆索m884炮眼直徑m0.0759電雷管個85炮眼傾角60?45°10總裝藥量Kg141.0

表一爆破原始條件序號名稱單位數(shù)量序號名稱單位數(shù)量1巖石堅固系數(shù)f4-86工作面瓦斯情況02炮眼深度m17.5-21.57水膠炸藥3炮眼個數(shù)個48導(dǎo)爆索m884炮眼直徑m0.0759電雷管個85炮眼傾角60?45°10總裝藥量Kg141.0表二放炮說明表

2.3放頂循環(huán)步距初次爆破開孔位置距老塘距離2m，炮孔控制范圍7.5m。放頂循環(huán)步距初步定為10.5m，每循環(huán)爆破任務(wù)結(jié)束后，隨工作面的推采及時觀察采空區(qū)內(nèi)下頂情況，結(jié)合礦山壓力監(jiān)控系統(tǒng)實施監(jiān)測分析頂板運動狀況與頂板運動規(guī)律，評價爆破效果，在實際操作中及時調(diào)整鉆孔布置參數(shù)。2.4爆破工藝參數(shù)（1）炮孔直徑當(dāng)爆破頂板厚度大于8m時，一般應(yīng)選用直徑為60-100mm的鉆孔，根據(jù)礦井使用藥筒的直徑，鉆孔直徑選擇為75mm。確定采用MK-3坑道鉆機。

（2）裝藥不耦合系數(shù)由于藥卷直徑為60mm，選擇75mm直徑鉆頭成孔，不耦合裝藥系數(shù)為1.25。圖3.4炮孔裝藥結(jié)構(gòu)圖

考慮到降低爆破過程中消滅火焰及降塵，裝藥過程中每隔四個藥卷裝填一個水泡泥。即炮孔采用圖3.4（b）間隔正向?qū)П鞔b藥結(jié)構(gòu)。（3）線裝藥密度和炮孔裝藥量線裝藥密度取1.5～2kg/m。采用2號煤礦乳化炸藥、藥卷直徑60mm、藥卷長500mm、單位重量為3kg/m。（4）封孔可采用剛-塑-剛結(jié)構(gòu)。

（5）裝藥結(jié)構(gòu)裝藥結(jié)構(gòu)見圖3.4。石圪臺礦采空區(qū)井下爆破治理實踐圖131201工作面區(qū)域劃分示意圖1.概況

石圪臺礦3-1煤二盤區(qū)回采區(qū)域內(nèi)上覆有本礦綜采采空區(qū)、房采區(qū)和實體煤。31201工作面上方采空區(qū)為原天隆四盤區(qū)形成的2-2煤房采采空區(qū)（圖1）。該工作面與2-2煤層間距34.5～39m，平均38m。據(jù)現(xiàn)有資料分析，上覆2-2煤房采區(qū)集中煤柱共有三段，其余地段均為房采采空區(qū)。第一組在距切眼330m處，寬61m；第二組集中煤柱在距切眼770m處，寬61m；第三組集中煤柱在距切眼1100m處，寬14m。

2013年12月16日夜班，31201綜采工作面在推過上覆采空區(qū)集中煤柱15.5m時，突然發(fā)生切頂，在二十幾秒時間內(nèi)22-142#支架被壓死，活柱行程由原來1.3-1.5m下沉到0-0.2m（工作面壓架前后對比圖）。工作面回風(fēng)隅角氧氣濃度最低為9%，回風(fēng)順槽中氧氣濃度最低為14%，待風(fēng)流穩(wěn)定后，工作面及回風(fēng)順槽中氧氣濃度都超過18%。壓力穩(wěn)定后觀察支架壓力表，壓力表顯示瞬間壓力值在450-800bar。地表塌陷滯后工作面位置約30m，塌陷帶長度約300m，深度達0.7m。（a）壓架前工作面情況（b）壓架后工作面情況

（c）立柱損壞情況

為了避免3-1煤二盤區(qū)開采時再次出現(xiàn)上述災(zāi)害事故，保障礦井的安全生產(chǎn)，在對該礦31201工作面的一般礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、動載礦壓規(guī)律、覆巖破壞規(guī)律進行研究，特別是對工作面通過房采采空區(qū)集中煤柱處的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究基礎(chǔ)上，對綜采工作面上覆房柱式采空區(qū)提出合理的控制技術(shù)。2.采空區(qū)治理方案比選1）縮短工作面31201工作面斜長311m，屬于超長工作面。根據(jù)相關(guān)研究可知，工作面長度大，頂板來壓顯現(xiàn)的位置和增載幅度表現(xiàn)為較大的隨機性，同時沿工作面礦壓分布特征是中部區(qū)域礦壓顯現(xiàn)最劇烈，支架載荷最大；距離中部近的下部和上部區(qū)域礦壓顯現(xiàn)比較大，支架載荷比中部稍?。欢鴻C頭和機尾區(qū)域，礦壓顯現(xiàn)相對緩和支架載荷最低。因此，可以考慮將311m工作面分為兩個工作面（圖3）。

在工作面的中部，開掘一條與工作面平行的兩條巷道，將工作面劃分為155m的兩個工作面。巷道長1100m，兩條巷道共2200m。煤柱留設(shè)為15m，損失煤量共計6900噸。圖3工作面布置2）地面鉆孔爆破治理在2-2煤房采空區(qū)集中煤柱附近施工4個鉆孔（圖13-31），鉆孔全部打在2-2煤采空區(qū)，實際孔深為316.57m（表13-21）。通過鉆孔電視觀測，2-2煤頂板完整性很好（圖13-32）。因此，可采用爆破治理方法來破壞煤柱的穩(wěn)定性，同時破壞2-2煤老頂?shù)耐暾?，使得老頂盡快垮落并將采空區(qū)充填，減小動載的強度。圖13-31鉆孔布設(shè)示意圖

（a）1號孔觀測成果（b）3號孔觀測成果

孔號坐標鉆探情況X（43-）Y（374-）Z煤層漏水深度(m)實際進尺（m）鉆桿入采空區(qū)長度（m）松散層厚（m）S164302.4126326.681207.002-280.7782.773.802.50S264328.3926311.681204.502-279.0080.573.415.33S364354.3726296.681202.502-276.0078.200.002.70S464380.3526281.681200.502-275.0375.030.005.20

在通過集中煤柱時，可進行兩次爆破，每排17個孔（圖13-33），采用平行布置，共布置34個孔，共需炸藥6600kg，鉆孔深度約2720m。圖13-33地面爆破鉆孔布置圖

3）井下深孔爆破治理在通過集中煤柱時，進行一次爆破，共布置20個孔。炮孔一字形布置，沿工作面推進方向進行爆破，待工作面推進距離集中煤柱30m時進行鉆孔施工，鉆孔角度由工作面水平向頂板仰角45°。炮孔垂深47.4m，孔深67m，孔徑94mm，孔間距為12m，布置20個鉆孔，每m裝藥量為10kg，裝藥長度26m，每孔裝藥量260kg。爆破共需炸藥量5200kg，鉆孔深度1340m（圖13-34、圖13-35）。圖13-34設(shè)計炮孔剖面示意圖圖13-35井下爆破炮眼設(shè)計布置圖

4）方案對比與選擇從技術(shù)上考慮，將工作面劃分為兩個短工作面，是否能夠消除雙頂板垮落的沖擊效果，且減弱效果如何，需進一步論證；地面爆破與井下爆破治理技術(shù)均進行過試驗，方案與技術(shù)均是可行的。從經(jīng)濟角度來考慮，縮短工作面法有煤柱損失，同時搬家倒面導(dǎo)致經(jīng)濟成本和時間成本增加；地面爆破從技術(shù)角度雖然可行，但是工期較長，村企協(xié)調(diào)及征地將導(dǎo)致成本增加。因此，井下鉆孔爆破治理方案在技術(shù)和經(jīng)濟上具有絕對的優(yōu)勢。3.井下深孔爆破治理1）爆破參數(shù)設(shè)計（1）爆破位置根據(jù)探水鉆揭露情況，3-1煤頂板的厚度約為36m，為了安全考慮，爆破位置從工作面距煤柱42m處開始爆破。（2）炸藥單耗根據(jù)石圪臺礦的巖層特性可知，雖然煤的抗壓強度小于粉砂巖，但是考慮到2-2煤頂板與3-1煤頂板的巖性，炸藥單耗k取值為0.35kg/m3。（3）最小抵抗線依據(jù)2-2煤的頂板巖性，根據(jù)破碎后的巖體由于碎脹性將整個采空區(qū)與頂板垮落去填滿的計算方式，最小抵抗線按式（13-1）計算，采高取3.8m，經(jīng)計算，最小抵抗線Wd為8m。

（4）單孔裝藥量本次爆破目的是將集中煤柱破壞，同時使老頂產(chǎn)生裂隙，破壞老頂?shù)耐暾?，使得老頂從裂隙處開始斷裂并盡快垮落，屬于松動爆破，單孔藥量按式（13-2）計算，并考慮10%的富裕系數(shù)，經(jīng)計算可得單孔裝藥量為200kg。（5）炮孔深度為了保證同時爆破2-2煤頂板（5m）、集中煤柱（4m）、3-1煤頂板（5m），鉆孔角度設(shè)計為36°，孔深設(shè)計為45m。

（6）炮孔間距由于是松動爆破，根據(jù)最小抵抗線為8m，為保證兩孔之間存在共同區(qū)域，孔間距取14m。2）實際爆破參數(shù)一覽表在進行井下鉆孔爆破施工過程中，部分爆破參數(shù)進行了調(diào)整，實際爆破參數(shù)見表13-22，實際爆破示意圖見圖13-36。序號施工地點（支架號）鉆孔情況

備注仰角（°）終孔（m）裝藥長度裝藥量封孔長度121-223268202001532°，68m炮孔226-2732682020015332-3332682020015438-3933682020015544-4533651616015

650-513673.52020015

754-553268202001532°、68m858-5933651616015

964-6536651717015

1070-714074.52222016

1177-783268202001532°，68m炮孔1283-84326820200151389-90326820200151494-953251.5101008

15101-1023251101008

16110-11132682020015

17107-108407616.41641518114-1153268202001532°、68m19120-1213673.620.120115

20126-1273970.420.420415

21132-1334281.61919013

22137-1383268202001532°、68m圖13-36實際煤柱爆破示意圖4爆破治理效果評價

1）微震監(jiān)測

3月28日1：00實施了爆破集中煤柱，爆破前后微震實際分布情況如圖13-37所示。由圖13-37可知，在爆破后8-32個小時內(nèi)，為上覆巖層破壞過程中的能量集中釋放期，3月29日的微震事件數(shù)量和能量有顯著增加，微震事件數(shù)量和能量指標發(fā)生突變，主要原因是此次爆破誘發(fā)了3-1煤頂板和2-2煤煤柱的破壞，進而導(dǎo)致2-2煤基本頂?shù)钠茐乃?。圖13-38為爆破后出煤柱期間的微震事件分布情況，在工作面即將出集中煤柱期間，微震事件指標出現(xiàn)連續(xù)下降，微震事件分布表現(xiàn)為超前工作面正常分布。由此可知，在工作面推過集中煤柱后，上覆巖層呈現(xiàn)出了正常破壞，與房式采空區(qū)下工作面微震事件超前分布的特征相符，工作面正常推過了集中煤柱區(qū)，說明了采區(qū)的上方集中煤柱爆破措施是有效的。（a）微震事件數(shù)量（b）微震事件總能量圖13-37爆破前后微震事件指標變化情況圖13-383月30日至4月7日的2-2煤頂板微震事件分布

2）覆巖運動監(jiān)測（1）多點位移計安裝

為研究31201工作面采動影響下2-2煤頂板上覆巖層內(nèi)部的下沉規(guī)律及深孔爆破實施效果，在2-2煤上覆巖層通過布設(shè)多點位移傳感器建立巖層內(nèi)部觀測站。該傳感器系統(tǒng)主要由位移傳感裝置模塊（圖13-39）、數(shù)據(jù)采集發(fā)射模塊及數(shù)據(jù)接收處理模塊三大部分組成（圖13-40）。多點位移傳感器利用滑輪式角度傳感器計算出測點的相對位移，觀測頻度可根據(jù)需求自動設(shè)定，一般每1天觀測1次，最小觀測時間間隔為15min。圖13-39多點位移計傳感器模塊

圖13-40多點位移計采集模塊

圖13-41內(nèi)部測點布置圖在集中煤柱區(qū)域，沿工作面推進方向間隔30m在集中煤柱兩側(cè)，從地面向巖層內(nèi)部打4個鉆孔（鉆孔布置見圖13-31），開孔孔徑為215mm，終孔為113mm，在鉆孔內(nèi)不同深度上設(shè)置8個觀測點（見圖13-41）。各測點應(yīng)設(shè)在各巖層的接觸面附近，對不同層位巖層位移情況進行實時動態(tài)監(jiān)測，并采用自動監(jiān)測系統(tǒng)，監(jiān)測數(shù)據(jù)通過無線傳輸網(wǎng)絡(luò)每隔15min采集一次數(shù)據(jù)并傳回監(jiān)測中心，通過網(wǎng)頁登陸即可在線查看各個測點的數(shù)據(jù)。（2）多點位移計觀測結(jié)果通過分析多點位移傳感器數(shù)據(jù)，可以給出31201工作面推進過程中2-2煤頂板運動情況以及強制爆破放頂后2-2煤頂板冒落情況，對爆破效果做出評價。根據(jù)監(jiān)測數(shù)據(jù)分別作出S1~S4多點位移計中每個點隨時間下沉量的大小（圖13-42），從而獲取過煤柱前后2-2煤頂板的變化規(guī)律。

監(jiān)測結(jié)果顯示，S1號鉆孔8個測點于2014年3月6日1：04開始監(jiān)測到巖層位移，最大位移點為A8測點，位移量達172.6mm，具體監(jiān)測成果見圖13-42（a）。此時工作面距離S1點還有50m左右的距離，根據(jù)鉆孔位移計觀測成果可知，工作面中部前方50m附近2-2煤煤柱已發(fā)生破壞，且2-2煤頂板巖層已發(fā)生斷裂、下沉；S2號鉆孔8個測點尚未監(jiān)測到位移，說明2-2煤頂板破壞尚未波及到超前80m的范圍。2014年3月14日23：41，超前工作面30m的S2測站中的8個測點開始運動，23：56停止運動，最大下沉155.6mm，說明在房柱式采空區(qū)下開采時，2-2煤頂板會超前工作面30m左右開始運動（圖13-42（b））。

2014年3月28日1：00左右爆破集中煤柱后，S3測站當(dāng)天并未出現(xiàn)變化。2014年3月29日18：00當(dāng)工作面繼續(xù)推進到距離集中煤柱30m左右的范圍時，2-2煤頂板開始出現(xiàn)超前垮落（圖13-42（c））。

同時超前30m也是超前應(yīng)力影響明顯區(qū)的范圍，在這個區(qū)間內(nèi)頂板開始變化說明集中煤柱在爆破后并未出現(xiàn)垮落，需要在超前應(yīng)力和原始地應(yīng)力的共同作用下才出現(xiàn)擠壓破碎，并最終斷裂垮塌。從S4鉆孔的下沉情況可以看出這個過程是一個能量均勻釋放的過程（圖13-42（d）），并未出現(xiàn)2-2煤頂板突然垮落的現(xiàn)象，消除了工作面過集中煤柱的大面積強動壓風(fēng)險并驗證了本次爆破治理的有效性。（a）S1鉆孔多點位移計觀測結(jié)果圖（b）S2鉆孔多點位移計觀測結(jié)果圖（c）S3鉆孔多點位移計觀測結(jié)果圖（d）S4鉆孔多點位移計觀測結(jié)果圖圖13-42多點位移計觀測結(jié)果圖3）礦壓監(jiān)測

煤柱在3月28日1：00實施爆破后，3月29日~4月2日的微震事件數(shù)量和能量指標發(fā)生突變，主要原因是此次爆破誘發(fā)了3-1煤頂板和2-2煤煤柱的破壞，進而導(dǎo)致2-2煤基本頂?shù)钠茐乃?。工作面推過爆破治理過的集中煤柱后，在4月9日4：00左右發(fā)生一次較大來壓，此次來壓為工作面整體來壓，靠近機頭區(qū)域顯現(xiàn)較為強烈，來壓步距約18.84m，來壓持續(xù)長度持續(xù)約5.4m。從微震事件來看，來壓時微震事件能量為1.93E+05J，事件個數(shù)為6個，遠小于以往過煤柱期間的微震事件能量值和能量個數(shù)（表13-23）。說明此次爆破大大降低了過煤柱期間的礦壓顯現(xiàn)強度，達到了“頂板運動可控、頂板壓力分次化解”的目的。來壓日期據(jù)主回撤通道距離/m來壓范圍/架來壓步距/m持續(xù)長度/m微震事件/J微震事件數(shù)量3.29上部來壓2.77E+0684中部來壓792.5465-10516.714.10下部來壓792.54105-14516.711.643.30上部來壓785.3145-7023.942.341.20E+0636中部來壓784.5685-1007.986.72下部來壓780.08110-13512.462.244.1上部來壓761.9830-5023.332.131.57E+0639中部來壓767.9250-10516.646.89下部來壓761.98100-13518.105.314.2上部來壓9.24E+0533中部來壓756.6670-11511.265.77下部來壓4.5上部來壓5.60E+0510中部來壓下部來壓744.85110-14017.134.614.6上部來壓740.2425-5021.744.24中部來壓740.7770-9515.899.22下部來壓4.7上部來壓721.9830-6518.264.931.93E+056中部來壓722.6975-10518.084.77下部來壓720.55110-13524.302.634）地表監(jiān)測由于爆破時工作面距離集中煤柱較遠，在3月28日凌晨1點，集中煤柱爆破后，地表并未及時出現(xiàn)超前垮塌。如圖13-43所示，2014年3月29日下午，31201工作面上部地表在超前應(yīng)力和原始地應(yīng)力的共同作用下才出現(xiàn)垮塌并出現(xiàn)新增裂隙，裂隙最遠超前工作面76m，裂隙寬度1-20cm；30日上午工作面上方及超前地表進一步發(fā)育裂隙，超前工作面65m范圍內(nèi)裂隙較為發(fā)育。工作面過煤柱期間裂隙每天都在向前新增，直到4月9日過煤柱20m左右停止向前新增。綜合微震監(jiān)測、礦壓監(jiān)測、覆巖內(nèi)部運動監(jiān)測及地表監(jiān)測結(jié)果，說明此次爆破效果十分明顯，煤柱上方的地表均有超前破壞，治理效果顯著，大大降低了工作面過房柱式采空區(qū)集中煤柱的動壓顯現(xiàn)強度，解除了過集中煤柱所造成的壓架風(fēng)險。圖13-43工作面距離集中煤柱30m和過集中煤柱20m左右時地表塌陷情況工作面超前預(yù)裂爆破安全技術(shù)措施

1.防止爆炸沖孔措施靠近炸藥串上端的專用堵孔水泥及靠近下端孔口的專用堵孔水泥長度均不得小于0.5m；中部充填的黃土細砂按一定配比由封孔器輸送至孔內(nèi)；專用堵孔水泥由人工頂推至孔內(nèi)并搗實。2.防止爆炸火焰外泄措施每一個炮孔在充填堵孔的主要工作結(jié)束后，孔口處應(yīng)預(yù)留不小于0.2m的空段，用于放置連接好的導(dǎo)爆索及毫秒延期電雷管，最后用黃土將孔口預(yù)留段封堵密實，防止毫秒延期電雷管及出露在堵孔水泥外的少量導(dǎo)爆索起爆時產(chǎn)生的火焰。穿過堵孔水泥的導(dǎo)爆索在起爆時會產(chǎn)生約Ф15mm孔徑的空洞，但由于炸藥爆炸的瞬間會使中部充填的黃土細砂迅速被壓縮密實，裝藥段產(chǎn)生的爆炸氣體通道被切斷，因而消除了空洞的影響。

3.防止拒爆、早爆、遲爆等措施（1）為防止拒爆的產(chǎn)生，每一個炮孔內(nèi)放置兩根導(dǎo)爆索，每根導(dǎo)爆索采用雙雷管起爆，保證炸藥的充分起爆。雷管的聚能穴朝向與導(dǎo)爆索傳爆方向必須一致；（2）導(dǎo)爆索與炸藥串每間隔1m用電工膠布捆綁固定，以防止傳爆不良而造成炸藥卷拒爆；（3）炸藥卷采用絲扣連接方式，向孔內(nèi)裝藥時必須擰緊，用炮棒采用人工頂推的方式將炸藥送入孔內(nèi)，嚴禁錘打沖擊炮棒，嚴禁利用鉆孔設(shè)備裝藥；（4）導(dǎo)爆索應(yīng)按需要長度在裝藥前用電工刀加工切好，嚴禁在裝入炸藥串后再切斷導(dǎo)爆索，嚴禁用剪刀或鋼鋸條去剪斷或鋸斷導(dǎo)爆索；（5）保證起爆器材性能，禁止使用過期的炸藥、導(dǎo)爆索以及非毫秒延期電雷管，同一孔內(nèi)的雷管段發(fā)必須一致；（6）使用防爆性能可靠的發(fā)爆器；（7）每組炮孔雷管連線方式為串聯(lián)。

4.防止摩擦靜電引爆炸藥的措施（1）為便于裝藥，炸藥采用圓筒包裝，炸藥筒之間采用絲扣連接方式。為避免出現(xiàn)裝藥過程中由于炸藥卷與孔壁發(fā)生摩擦所產(chǎn)生的靜電引爆炸藥，采用抗靜電塑料筒包裝炸藥；（2）采取濕式鑿巖作業(yè)，裝藥前用水沖洗炮孔，以減低靜電的危害。（3）在向孔內(nèi)輸送炸藥過程中，其推送速度不得大于0.5m/s。

5.防止爆破震動危害的措施（1）炮孔內(nèi)裝藥末端與巷道煤壁的距離不得小于10m；（2）超前預(yù)爆破地點必須超前回采工作面的距離不得小于15m；（3）由于礦井為高瓦斯礦井并且一次起爆藥量較大，起爆時，井下所有人員可考慮撤離至地面方再進行井下起爆。（4）各進入井下通道處必須設(shè)警戒人員。

6.防止有毒有害氣體的措施