在煤矿生产过程中,顶板事故占有较大比率,尤其是煤层顶板坚硬、完整、不易冒落综采工作面初采,由于一般采取自然垮落法,随着工作面的推进,造成采空区悬顶面积不断扩大,当采空区大面积瞬间垮落时极易形成飓风和冲击压,造成人员伤亡和设备损坏。而且容易造成瓦斯瞬间涌出,诱发瓦斯重特大事故。因此,如何缩短综采工作面初次来压的步距,减少采空区悬顶面积,尽快充填采空区,是解决综采工作面初次垮落的焦点问题。
1 地质条件
铁法煤田煤系地层为中生界晚侏罗系地层,属陆相沉积。岩相为湖泊相及河床相沉积,煤层顶板岩相和岩性变化较大。伪顶一般发育不完全,多为泥岩;直接顶发育较好,多为粗砂岩、中砂岩、粉砂岩、细砂岩。部分煤层及顶板有冲刷现象,局部为辉绿岩;煤层老顶类多为粗砂岩、中砂岩,坚硬、致密。煤田内地质构造以断层为主,褶皱次之。煤系地层倾角平缓,一般在5°左右。首次采用深孔预裂爆破强制放顶技术的矿井为大隆煤矿,属于多煤层群开采,煤层埋深350~600m,瓦斯等级为高瓦斯矿井。采用深孔预裂爆破强制放顶技术的工作面为E3402,该工作面位于东三采区的南侧,为东三采区的首采面。工作面长167m,走向长508m。切眼与东二采空区毗邻,最小距离10m,最大距离32m。工作面沿走向方向布置,沿倾向方向坡度小于5°,赋存条件相对简单。切眼附近煤层厚度2.85m,无伪顶;直接顶板岩性为粗砂、中砂和细砂岩,岩性变化大,部分受河床冲刷,平均厚度5m,硬度系数f=5;老顶岩性为含砾粗砂岩,胶结松散,平均厚度24m。由于工作面以高硬度岩性为主,且胶结程度较高,初次来压步距较长,因此,如不采取人工强制放顶的办法,很难实现随工作面推进而垮落。而大面积悬顶形成大的采空区空间,产生大量瓦斯积存,同时也增加了自然发火的因素,给安全生产带来重大隐患。
2 放顶基本原则及方案设计
2.1 放顶基本原则
以破坏顶板的完整性为前提,根据直接顶、老顶的厚度及岩性特点设计放顶方案。在工作面两顺和切眼施工钻孔,采用深孔预裂爆破技术,对初次来压期间的顶板实施有效控制,尽可能使冒落的矸石充满或基本充满采空区,对上履岩层起支撑或垫层作用,达到使其随采随落的目的;同时破坏顶板的完整性,使上履岩层较易垮落,从而减弱了顶板垮落的冲击强度,大大减少老塘有害气体积存空间,从而降低因顶板垮落而造成瓦斯的瞬间涌出及顶板大面积垮落而形成冲击压力的可能性。
2.2 E3402工作面放顶方案设计
E3402工作面两顺、切眼为锚杆和锚索联合支护,在安装支架的同时,将切眼内锚杆、锚索的托盘全部卸下,以去除锚杆、锚索对顶板的支护作用。
(1)切眼内炮眼布置。工作面推进2.4m后,在支架后側采取临时支护的情况下,施工两排炮眼,呈三角形垂直顶板布置。孔深为2m,在支架前20~84号支架范围内距煤壁1m打炮眼,与工作面垂直并向老塘倾斜仰角75°,间距3m,孔深6m,孔径65mm,装药系数为0.6。
(2)两顺内炮眼布置。各布置两组炮眼,呈上下两层分布。两组炮眼分别距切眼为15m和20m,每组3个孔,孔径75mm,每孔装药量分别按孔，第一组孔深分别为12m、26m、26m,仰角分别为33°、17°、17°,与切眼水平夹角分别为27°、75°、90°。第二组孔深均为40m,仰角均为11°,与切眼水平夹角分别为75°、83°、90°,终孔距顶板6m。
3 施工方法
工作面切眼内炮眼采用3kW岩石电钻施工,两顺炮眼采用ASZ-3A型抽放钻机施工。采用高威力震源水胶药柱,规格为Φ60mm×345mm。采用矿用瞬发雷管,矿用导爆索,联线方式为串联,配备QL-2000型强力起爆器起爆。在未起爆前留1m孔深作捆绑雷管与导爆索用。采用封土和封泥充填,炮眼充填系数为0.4。切眼内炮眼每次起爆5个孔,两顺每组6个孔同时起爆。两顺炮眼施工、装配药、装配封土等工作需提前准备,炮眼施工完毕逐孔检验,编号记录深度和药包、封土、炮泥长度。工作面推进4.2~4.8m后开始装药,每孔装药和封土用导爆索或装填木棍等参照物作好记录,以保证各药柱之间彼此密接,并对药柱和封土作防滑处理。装药、封土至距孔口3m时,开始封泥2m,然后联接雷管与导爆索,连线后一次起爆。
