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[摘 要]我国金属非金属矿山大多地质条件较复杂，相当一部分露天金属非金属矿山存在采空区问题。由于空区分布广，加之自然条件和生产技术等相关条件的制约，在露天矿山开采中，地下采空区问题已经成为矿山生产的重要安全隐患。本文主要探讨露天开采中深孔爆破与地下采空区处理的协调配合。
[关键词]露天开采 深孔爆破 采空区
中图分类号：TD856.4 文献标识码：TD 文章编号：1009―914X（2013）22―0388―01
坚硬顶板回采工作面在回采过程中顶板容易大面积悬露不垮，一方面容易推垮采面，造成顶板事故；另一方面采空区瓦斯容易积聚，有可能引发瓦斯爆炸事故。以往，在坚硬顶板悬顶面积超过规定时，一般采用在采空区爆破放顶进行处理，但是采空区瓦斯浓度经常达到爆炸范围，在突出煤层中危险性更大，因而爆破控制顶板是一种不安全的处理方式。通过采用预裂爆破技术，安全地解决了坚硬顶板突出煤层回采工作面顶板悬露不垮的问题，避免了采空区瓦斯积聚现象和推垮型顶板事故的发生，保证了坚硬顶板突出煤层回采工作面的安全回采。
1、煤矿爆破采煤的方法
在长壁工作面用爆破方法破煤和装煤、人工装煤、输送机运煤和单体支柱支护的采煤工艺叫做爆破采煤，简称炮采。炮采工作面的工艺过程有：破煤、装煤、运煤、顶板支护、回柱放顶（采空区处理）等工序。炮采劳动强度大、产量和生产效率低，是一种较落后的回采方式。但这种回采工艺设备简单，对复杂的地质条件适应性强。因此，在积极发展机械化生产的过程中，在一些地质条件比较复杂或不适宜机械化采煤的地区，仍然要采用炮采。以下主要谈煤矿爆破器材，爆破工序问题。煤矿中使用的爆破方法有普通炮眼爆破法和深孔爆破法。普通炮眼爆破法'就是在煤（岩）层内钻眼，一般眼深为1.2—2.0m、直径38～40mm，在炮眼内装药进行爆破，这种爆破法使用最广。深孔爆破法，就是把炸药装在孔深4～12m，直径50—70mm的炮孔内进行爆破'这种爆破法通常用于强制放顶。
采用深孔预裂爆破强制放顶技术几点体会：（1）根据直接顶、老顶岩性和厚度结合矿压活动观测资料，因地制宜地确定孔深和间距，有效地降低爆破带来的危害，减少对工作面设备的破坏。（2）保证深孔爆破的效果关键是炸药的威力充分发挥，各段药卷之间彼此接严，封土封泥的质量必须得到保证，最好采用专用的炮眼封泥材料。（3）最小抵抗线的距离必须视顶板岩性给出合理的值，保证预爆破的效果，如粗砂岩等完整顶板，最小抵抗线视装药量大小确定为2～6 m，使爆破产生的能量充分作用于顶板岩石。（4）采用瞬发雷管、导爆索及高威力矿用安全型炸药，减少拒爆、残爆等现象发生。（5）设计炮眼时对中孔位置要充分考虑，以免因中孔位置位于支架正上方而造成支护设备损坏。（6）采空区积存瓦斯浓度超过规定严禁放炮。
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. 4 m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2 m，在支架前20～84号支架范围内距煤壁1 m打炮眼，与工作面垂直并向老塘倾斜仰角75b，间距3 m，孔深6 m，孔径65 mm，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15 m和20m，每组3个孔，孔径75 mm，每孔装药量分别按孔深2/3控制。第一组孔深分别为12 m、26 m、26 m，仰角分别为33b、17b、17b，与切眼水平夹角分别为27b、75b、90b。第二组孔深均为40 m，仰角均为11b，与切眼水平夹角分别为75b、83b、90b，终孔距顶板6 m。
3、综合防治措施
3.1 悬挂挡风帘
工作面不生产时，上隅角瓦斯在0.6%～018%以上。在上隅角处悬挂挡风帘（图2），将风流引入上隅角后，瓦斯浓度可下降至0.4%～0.6%。但当工作面生产时，挡风帘便无法悬挂，上隅角处瓦斯达1.5%以上。
3.2 超前回柱
在上副巷盲巷处（即上隅角）超前回柱，使上隅角由直角变为钝角（图3），若有空隙，可用编织袋装煤等物进行填堵。使风流经过该处时，不能在此处形成涡流，这样就有效防止了上隅角瓦斯大量聚集。返修巷道围岩变形一般经历两个时期：变形增长期和变形稳定期。其中在围岩变形增长期中，围岩变形增长幅度小，增长期短。因此，要求在返修巷道支護中，必须及时支护，并保证锚杆有足够的预紧力。装药前用接杆管测量钻孔剩余深度，把电爆网路绑牢在细绳上，放入钻孔。每次爆破后用接杆管疏通钻孔，清除卡在钻孔中的矸子，接竿管清除不掉的，可用钻机疏通。
3.3 钻孔抽放
在全部垮落法管理顶板的采煤工作面，煤层随工作面回采，在工作面周围将形成一个采动压力场，采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成3个带，即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在水平方向上形成3个区，即煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。空孔为掏槽孔的爆破创造有利条件；采用分段装药法，在不降低装药密度的情况下，使炮孔药包的爆炸作用均匀地分布开来，取得较好效果。
由于瓦斯密度较小，随着采面的向前推进，瓦斯将沿离层区的冒落带向上飘移，从而在冒落裂隙带内大量积存。这些瓦斯一部分永久滞留在采空区内，一部分通过采空区漏风及在通风负压的作用下，从老塘和隅角涌出进入回风流[2]。利用采空区瓦斯的冒落带、裂隙带的特征，在工作面风巷一定位置施工瓦斯抽放钻场，在钻场超前向顶板裂隙带施工一定数量的瓦斯抽放钻孔，借助外在动力在钻孔裂隙周边形成相对低负压区，打破裂隙带内瓦斯分布平衡，进而改变整个采空区内瓦斯分布。使绝大部分高浓度瓦斯定向流向抽放钻孔。采空区及上隅角出口瓦斯涌出量降低到一定数值时，采面风流系统瓦斯用通风方法即可解决。
结论
当工作面推进8 m后，顶板开始大面积冒落，冒落范围达到了工作面的1/3；工作面推进20 m，顶板全部冒落，支架后部空间被冒落的矸石充填密实。实现了顶板预裂的目的，在初采放顶推进过程中未出现切顶、压架和瓦斯瞬间涌出现象。
参考文献
[1] 陈亚军，吴志潮. 露天矿大区爆破安全起爆网路分析[J]. 中国煤炭，2011（04）
[2] 王磊. 关于矿山爆破安全知识研究[J]. 商业文化（上半月），2011（05）
[3] 时贵祥. 控制爆破在卡布梁采区中的应用[J]. 露天采矿技术，2012（S2）
[4] 唐晓骞，王平亮. 黑岱沟露天煤矿抛掷爆破引入数码雷管的探讨[J]. 露天采矿技术，2012（S2）
[关键词]露天开采 深孔爆破 采空区
中图分类号：TD856.4 文献标识码：TD 文章编号：1009―914X（2013）22―0388―01
坚硬顶板回采工作面在回采过程中顶板容易大面积悬露不垮，一方面容易推垮采面，造成顶板事故；另一方面采空区瓦斯容易积聚，有可能引发瓦斯爆炸事故。以往，在坚硬顶板悬顶面积超过规定时，一般采用在采空区爆破放顶进行处理，但是采空区瓦斯浓度经常达到爆炸范围，在突出煤层中危险性更大，因而爆破控制顶板是一种不安全的处理方式。通过采用预裂爆破技术，安全地解决了坚硬顶板突出煤层回采工作面顶板悬露不垮的问题，避免了采空区瓦斯积聚现象和推垮型顶板事故的发生，保证了坚硬顶板突出煤层回采工作面的安全回采。
1、煤矿爆破采煤的方法
在长壁工作面用爆破方法破煤和装煤、人工装煤、输送机运煤和单体支柱支护的采煤工艺叫做爆破采煤，简称炮采。炮采工作面的工艺过程有：破煤、装煤、运煤、顶板支护、回柱放顶（采空区处理）等工序。炮采劳动强度大、产量和生产效率低，是一种较落后的回采方式。但这种回采工艺设备简单，对复杂的地质条件适应性强。因此，在积极发展机械化生产的过程中，在一些地质条件比较复杂或不适宜机械化采煤的地区，仍然要采用炮采。以下主要谈煤矿爆破器材，爆破工序问题。煤矿中使用的爆破方法有普通炮眼爆破法和深孔爆破法。普通炮眼爆破法'就是在煤（岩）层内钻眼，一般眼深为1.2—2.0m、直径38～40mm，在炮眼内装药进行爆破，这种爆破法使用最广。深孔爆破法，就是把炸药装在孔深4～12m，直径50—70mm的炮孔内进行爆破'这种爆破法通常用于强制放顶。
采用深孔预裂爆破强制放顶技术几点体会：（1）根据直接顶、老顶岩性和厚度结合矿压活动观测资料，因地制宜地确定孔深和间距，有效地降低爆破带来的危害，减少对工作面设备的破坏。（2）保证深孔爆破的效果关键是炸药的威力充分发挥，各段药卷之间彼此接严，封土封泥的质量必须得到保证，最好采用专用的炮眼封泥材料。（3）最小抵抗线的距离必须视顶板岩性给出合理的值，保证预爆破的效果，如粗砂岩等完整顶板，最小抵抗线视装药量大小确定为2～6 m，使爆破产生的能量充分作用于顶板岩石。（4）采用瞬发雷管、导爆索及高威力矿用安全型炸药，减少拒爆、残爆等现象发生。（5）设计炮眼时对中孔位置要充分考虑，以免因中孔位置位于支架正上方而造成支护设备损坏。（6）采空区积存瓦斯浓度超过规定严禁放炮。
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. 4 m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2 m，在支架前20～84号支架范围内距煤壁1 m打炮眼，与工作面垂直并向老塘倾斜仰角75b，间距3 m，孔深6 m，孔径65 mm，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15 m和20m，每组3个孔，孔径75 mm，每孔装药量分别按孔深2/3控制。第一组孔深分别为12 m、26 m、26 m，仰角分别为33b、17b、17b，与切眼水平夹角分别为27b、75b、90b。第二组孔深均为40 m，仰角均为11b，与切眼水平夹角分别为75b、83b、90b，终孔距顶板6 m。
3、综合防治措施
3.1 悬挂挡风帘
工作面不生产时，上隅角瓦斯在0.6%～018%以上。在上隅角处悬挂挡风帘（图2），将风流引入上隅角后，瓦斯浓度可下降至0.4%～0.6%。但当工作面生产时，挡风帘便无法悬挂，上隅角处瓦斯达1.5%以上。
3.2 超前回柱
在上副巷盲巷处（即上隅角）超前回柱，使上隅角由直角变为钝角（图3），若有空隙，可用编织袋装煤等物进行填堵。使风流经过该处时，不能在此处形成涡流，这样就有效防止了上隅角瓦斯大量聚集。返修巷道围岩变形一般经历两个时期：变形增长期和变形稳定期。其中在围岩变形增长期中，围岩变形增长幅度小，增长期短。因此，要求在返修巷道支護中，必须及时支护，并保证锚杆有足够的预紧力。装药前用接杆管测量钻孔剩余深度，把电爆网路绑牢在细绳上，放入钻孔。每次爆破后用接杆管疏通钻孔，清除卡在钻孔中的矸子，接竿管清除不掉的，可用钻机疏通。
3.3 钻孔抽放
在全部垮落法管理顶板的采煤工作面，煤层随工作面回采，在工作面周围将形成一个采动压力场，采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成3个带，即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在水平方向上形成3个区，即煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。空孔为掏槽孔的爆破创造有利条件；采用分段装药法，在不降低装药密度的情况下，使炮孔药包的爆炸作用均匀地分布开来，取得较好效果。
由于瓦斯密度较小，随着采面的向前推进，瓦斯将沿离层区的冒落带向上飘移，从而在冒落裂隙带内大量积存。这些瓦斯一部分永久滞留在采空区内，一部分通过采空区漏风及在通风负压的作用下，从老塘和隅角涌出进入回风流[2]。利用采空区瓦斯的冒落带、裂隙带的特征，在工作面风巷一定位置施工瓦斯抽放钻场，在钻场超前向顶板裂隙带施工一定数量的瓦斯抽放钻孔，借助外在动力在钻孔裂隙周边形成相对低负压区，打破裂隙带内瓦斯分布平衡，进而改变整个采空区内瓦斯分布。使绝大部分高浓度瓦斯定向流向抽放钻孔。采空区及上隅角出口瓦斯涌出量降低到一定数值时，采面风流系统瓦斯用通风方法即可解决。
结论
当工作面推进8 m后，顶板开始大面积冒落，冒落范围达到了工作面的1/3；工作面推进20 m，顶板全部冒落，支架后部空间被冒落的矸石充填密实。实现了顶板预裂的目的，在初采放顶推进过程中未出现切顶、压架和瓦斯瞬间涌出现象。
参考文献
[1] 陈亚军，吴志潮. 露天矿大区爆破安全起爆网路分析[J]. 中国煤炭，2011（04）
[2] 王磊. 关于矿山爆破安全知识研究[J]. 商业文化（上半月），2011（05）
[3] 时贵祥. 控制爆破在卡布梁采区中的应用[J]. 露天采矿技术，2012（S2）
[4] 唐晓骞，王平亮. 黑岱沟露天煤矿抛掷爆破引入数码雷管的探讨[J]. 露天采矿技术，2012（S2）