坚硬顶板预裂软化报告

山西凌志达煤业有限公司15号煤层首采工作面坚硬顶板预裂软化方案及施工工艺研究河南理工大学狂矿山开发设计研究所山西凌志达煤业有限公司15号煤层首采工作面坚硬顶板预裂软化方案及施工工艺技术研究报告山西凌志达煤业有限公司河南理工大学矿山开发设计研究所二〇一二年四月目录1.概述 11.1问题的提出 11.2国内外研究现状 11.3主要研究内容、方法、技术线路 32.矿井概况 52.1井田基本情况 52.2矿井位置与交通 62.3地层岩性 102.4地质构造 122.5煤层赋存情况 153.15号煤层围岩地质力学分析 183.1井田工程地质概况 183.215号煤层顶底板岩性组成及其物理力学特征 183.3工作面围岩稳定性评价 194.15号煤层坚硬顶板预裂软化技术理论分析 204.1预裂爆破的目的 204.2岩石爆破损伤断裂机理分析 204.3工作面坚硬顶板控制原理 204.3.1坚硬顶板初次来压分析 204.3.2坚硬顶板周期来压分析 254.3.3不同控制放顶方式分析 274.3.4顶板合理放顶长度 315.坚硬顶板预裂软化设计方案及施工安全技术措施 335.1坚硬顶板预裂软化设计方案 335.2爆破工艺 345.3施工安全技术措施 366.坚硬顶板预裂软化数值模拟分析及施工效果评价 416.1坚硬顶板预裂软化数值模拟分析 416.2预裂软化施工效果评价 441.概述1.1问题的提出采煤工作面坚硬顶板难于垮落一直是国内外顶板控制中的一个难题。有的初次垮落跨度达50m以上，冒落面积在3000m2为此，河南理工大学矿山开发设计研究所与山西凌志达煤业有限公司组建“15号煤层首采工作面坚硬顶板预裂软化方案及施工工艺技术”项目组，以15号煤层首采工作面坚硬顶板为主要研究对象，研究坚硬顶板灾害发生的原因和规律，探索矿井坚硬顶板灾害防治技术，实现矿井顶板预裂软化、矿井顶板事故的防治与采掘生产安全的有机结合，为开采15号煤层安全开采防止顶板大面积来压提供理论和技术支撑。1.2国内外研究现状1、主要研究内容的国内外发展现状与趋势在煤矿开采中，难垮落的顶板属于十分稳定的顶板，基本顶的来压强度等级很高，岩层厚度较大，有较少裂隙发育，岩石抗压（拉）强度相当高。这类顶板条件下，过去煤柱支撑法开采最为常用，这种方法直接成本低，顶板控制范围不大，但有较大煤炭损失和较大面积的来压威胁。国内外通过改进采煤方法和顶板弱化处理方法来解决这一难题。弱化处理方法有顶板高压预注水及预裂隙爆破。经弱化处理，顶板就更容易垮落，有利于应用长壁机械化开采方法，与此同时，回采面可采用强力液压支架和大流量安全阀这类特殊结构。前苏联、波兰、印度所做的研究工作如下所述：（1）俄罗斯古科夫煤炭生产联合公司开采煤层的顶板属于坚硬难冒落顶板，在其基本顶初次来压和周期来压前会形成很大的悬顶面积，对工作面安全生产构成很大的威胁。因此，为了弱化坚硬顶板，采用超前钻孔松动爆破法和水利处理法，同时，应用高阻力液压支架以保证采煤工作的安全性；（2）波兰处理难垮落坚硬顶板的方法，根据荷兰的实践，坚硬致密顶板造成的悬顶和强烈的周期来压，不仅对工作面和巷道支架带来动力冲击载荷，而且可能诱发冲击型矿压显现等动力灾害，因此采用浅孔爆破、深孔爆破、水力压裂及水利定向压裂等技术；（3）印度坚硬顶板处理方法，其煤系岩层常见的是页岩和砂岩，但大多数煤层的上覆岩层中存在较坚硬的砂岩层。因此，几乎所有的煤田均遇到难垮落顶板问题，针对坚硬顶板弱化主要考虑两种途径：a、在工作面前方巷道向顶板钻深孔和短孔进行爆破；b、对坚硬顶板进行高压注水。2、国内现有技术基础为了有效的解决坚硬顶板的控制问题，我国研究人员通过对近几十年的煤矿开采经验总结，得出了一套较为完善的可以应用于坚硬顶板处理的矿山压力控制理论，并且由最初比较简单的定性分析顶板可能出现的下沉发展到了定量的计算顶板应力及顶板会出现怎样下沉量计算的阶段，对坚硬顶板的处理开辟了新方法。关于工作面围岩力学模型的建立和理论的计算及数值模拟分析，国内学者已经做了大量有效的工作。如缪协兴和钱鸣高所建立的采场围岩整体结构与砌体梁力学模型，曹胜根所做的采场围岩整体力学模型，唐春安所编写的在考虑了煤岩体的非均匀性的PFPA数值模拟方法，魏锦平和靳钟铭所做的关于坚硬顶板控制技术研究的数值模拟以及吴洪词所建立的采场空间结构力学模型及算法。这些模型的建立和数值模拟的使用为工作面采场围岩特性的研究提供了可以借鉴的经验，对今后解决坚硬顶板的问题提供了理论参考。通过几十年的煤矿开采发展，我国在针对采场坚硬顶板控制技术的研究反面取得了卓有效的成果，如综采工作面支架--围岩关系、支护方式、强制放顶及顶板弱化处理等。以大同矿区为代表，发展了采空区深孔强制爆破放顶技术，其作用是通过强制爆破，使顶板的悬顶破断，消除或在一定程度上减弱其对工作面支架及控顶区的动压冲击及其他顶板灾害。对于长壁工作面，常采用步距式深孔爆破放顶、循环浅孔爆破放顶、端头强制放顶。目前，国内在控制坚硬顶板方面采取的措施有：（1）摸清顶板运移规律，防治结合，宏观让步，微观控制；（2）研究采前地质构造，合理确定采高；（3）提升支架初撑力并发挥支架优势，合理确定工作面支架的工作阻力；（4）摸清顶板来压规律，做好来压预报工作，推广应用支护质量的监测系统，及时发现并消除可能影响支架—围岩系统的因素使支架对顶板的支护达到最佳效能；（5）深孔放顶和岩层注水软化等措施。1.3主要研究内容、方法、技术线路1）主要研究内容（1）对与具有类似坚硬顶板情况的矿井开展调查分析；（2）进行15号煤层首采工作面围岩地质力学评估；（3）进行15号煤层坚硬顶板分类，包括直接顶板分类、老顶分类；（4）进行首采工作面的切眼初次放顶方案的理论分析；（5）制定首采工作面的切眼初次放顶方案，包括钻孔的布置、钻孔直径、钻孔的角度等（6）切眼初次放顶的放炮工艺，包括放炮所需炸药类型、炸药的量、雷管量及连接工艺；2）研究方法（1）国内外煤矿坚硬顶板事故及灾害调研；（2）矿井坚硬顶板预裂软化理论分析与技术研发；（3）坚硬顶板致灾原因及其防治技术研发；（4）山西凌志达煤业有限公司15号煤层坚硬顶板预裂软化与灾害防治现场试验。3）研究目标针对矿井防治坚硬顶板灾害经验的不足和技术理论的缺乏，矿井坚硬顶板隐患大的问题，以15号煤层坚硬顶板为研究对象，结合山西凌志达煤业有限公司实际情况，研究坚硬顶板灾害发生的原因和规律，探索矿井坚硬顶板灾害防治技术，实现矿井顶板预裂软化、矿井顶板事故的防治与采掘生产安全的有机结合，为开采15号煤层安全开采防止顶板大面积来压提供理论和技术支撑。4）技术线路我国煤矿坚硬顶板事故及灾害调研→问题的提出→矿井坚硬顶板构造特征及灾害形成原因分析→矿井坚硬顶板预裂软化技术研发→山西凌志达煤业有限公司15号煤层坚硬顶板隐患调研→15号煤层首采工作面坚硬顶板预裂软化灾害防治井下现场试验→编制坚硬顶板预裂软化施工安全技术措施→撰写报告与项目验收。2.矿井概况2.1井田基本情况山西凌志达煤业有限公司前身为山西省长子县色头煤矿，成立于1953年。1955年冬投产出煤，至1957年达到6000t/a的生产能力，后经多次扩（改）建后，2004年矿山生产能力达到120万t/a。山西省国土资源厅2005年5月30日为其换发的采矿许可证，证号为1400000520445，载明准采3号、10号、15号煤层，生产规模为120万吨/年，井田面积为14.0489km2。2009年，依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室“关于长治市长子县煤矿企业兼并重组整合方案的批复”（晋煤重组办发〔2009〕65号）文件精神，同意山西凌志达煤业有限公司、长子县色头镇王家庄煤矿、长子县色头镇赵家庄村煤矿和长子新兴煤业有限公司兼并重组为山西凌志达煤业有限公司，主体企业为山西煤炭进出口集团有限公司。山西省国土资源厅2009年12月7日给其发放的《采矿许可证》，证号为C1400002009011220003658，有效期为2009年12月7日至2011年12月7日，井田面积为17.6874km2，批准开采3山西凌志达煤业有限公司自建矿以来一直开采3号煤层，经过五十多年的开采，井田内上部3号煤炭资源现已开采完毕，下阶段已开拓准备开采下部15号煤层。山西凌志达煤业有限公司开采的15号煤层：斜井开拓，直接延深原有主斜井至二水平，在现有工业场地新建副斜井、在风井场地新建回风立井直达二水平。主井为斜井，坡度为22°，斜长为569m。副井为斜井，坡度为23°40′，斜长为502m。风井为立井，直径为5.50m，垂深285m。采煤方法为采用长壁采煤法，综采一次采全高采煤工艺，采用单钩串车提升。具有独立的通风系统、排水系统和照明系统主井：X=3980567.705Y=19673463.807H=1061.058m副井：X=3980685.000Y=19673565.000H=1046.480m风井：X=3979165.586Y=19673519.780H=1115.111m15号煤层开采系统主井、副井和风井均已建成，通风系统、排水系统和照明系统均能正常运行，15101首采工作面已掘进完成，液压支架等综采设备也已装备完成。2.2矿井位置与交通山西凌志达煤业有限公司位于长子县境内，矿井北距长子县城约20km，行政区划隶属于长子县色头镇管辖，矿区地理坐标为东经112°53′29″～112°57′00″，北纬35°54′40″～35°56′51″。依据晋煤重组办发[2009]66号文件和山西省国土资源厅2009年12月7日颁发的采矿许可证，证号为C1400002009011220003658，兼并重组后井田范围由19个拐点坐标顺次圈定，详见表2－1，井田边界及四邻关系如图2－1。井田南北长约4.3km，东西宽约5.7km，整合后井田面积为17.6874km表2－1山西凌志达煤业有限公司矿区范围坐标北京54坐标（6度带）西安80坐标（6度带）X坐标Y坐标X坐标Y坐标13980032.00019671334.0001397998375423981740.00019671857.00023981691.16919671788.75433981711.00019670305.00033981662.16419670236.74243978162.00019670372.5064397811325853978162.00019670768.00053978113.21219670699.33563978081.00019670744.00063978032.21119670675.33473978084.50019671158.30573978035.71219671089.64583978000.00019671159.61183977951.21119671090.95293978000.00019671249.60093977951.21119671180.942103978008.00019671249.730103977959.21119671181.072113978008.00019672882.450113977959.21519672831.817123977478.85019673114.245123977430.05719673045.616133977500.00019676000.000133977451.21419675931.414143978900.00019676000.000143978851793153978900.00019675550.000153978851.20819675481.703163981000.00019675550.000163980951.22119675481.698173981500.00019674075.000173981451771183981000.00019673000.000183980951.16619672931.764193980035.00019672951.0001939799867663#开采深度：由1040米至770米标高3#由1039.97米至769.97米标高15#开采深度：由940米至670米标高15#由939.97米至669.97米标高

图2－1井田边界及四邻关系图山西凌志达煤业有限公司位于长子县城南东南约20km处，行政区划属长子县色头镇管辖，井田东部与长治县县界相邻，南部跨越高平市境内，北距长治市直线距离17km，南距高平市直线距离约9km，东距长（治）——晋（城）二级路直线距离3km，距长（治）——晋（城）高速公路直线距离4.5km，西侧约8km处有太（原）——焦（作）铁路通过，该矿铁路专用线在井田北侧的东田良站与太焦线接轨，该铁路线南段为电气化双线铁路，可达河南、太原、北京等地，也是本地能源向华东、华中的必经之路。乡级公路可通达煤矿驻地，交通较为方便，详见图2－2交通位置图。业业图2－2井田交通位置图业业2.3地层岩性井田出露地层主要有二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组及第四系松散沉积物。地层总体走向为北东或北东东，倾向北西、北西西的单斜，产状较为平缓，但又因受局部南北向挤压应力作用，形成一些波状起伏方向多变的大致近北东东或近东西向的小型褶皱构造，即井田南北两侧发育着比较大的近东西向许家向斜和鲍寨向斜；而井田中部为相对隆起的宽缓的近东西向小南沟背斜构造。区内地层分布特征受上述构造因素的控制，总体表现为由东向西由老至新依次展布。即色头村东、王家庄村、西沙院一带出露比较老的山西组（P1s），西部庄里村一带及高山梁上分布着较新的上石盒子组第二段（P2s2）、第三段（P2s3）。下石盒子组（P1x）及顶部的“桃花泥岩”标志层则分布在山梁南北两侧的半山坡，露头好，标志层清楚。第四系黄土层主要分布在平地，少部分布在半山坡的平缓地带。现根据地质填图及钻孔资料，将本区地层由老至新分述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f仅见于钻孔中，岩性为深灰色厚层块状石灰岩，质地较纯，顶部具角砾状构造，并含方解石细脉和浸染状黄铁矿，钻孔最大揭露厚度292、石炭系中统本溪组（C2b）厚0～22.00m，平均9.133、石炭系上统太原组（C3t）厚99.25～139.11m。井田东南部外围局部出露，是本区主要含煤地层之一。根据沉积旋廻、岩性组合特征及含煤性，自下而上可划分为为C3t1、C3t2、C3t3（1）第一岩段（C3t1）K1砂岩底至K2灰岩底，由石英砂岩、泥岩、砂质泥岩及煤层组成，顶部含15号、14号煤层，是一套稳定的海进等程序沉积，本段厚10.17～34.96m，平均18.68m（2）第二岩段（C3t2）K2灰岩底至K4灰岩顶，由砂质泥岩、薄层砂岩、3～4层石灰岩及数层薄煤层组成，是一套多旋廻结构的海陆交替相含煤地层。厚28.31～64.81m，平均33.88m（3）第三岩段（C3t3）K4灰岩顶至K7砂岩底。由厚层砂岩、泥岩、灰岩及薄煤层组成。厚38.50～77.36m，平均4、二叠系下统山西组（P1s）本组与太原组形成环境不同，是一套陆相含煤岩系，厚41.52～60.70m，平均51.145、二叠系下统下石盒子组（P1x）厚56.28～85.27m，一般厚6、二叠系上统上石盒子组（P2s）广泛分布于井田内各个山梁，出露厚300余米。上石盒子组地层按岩性组合特征可划分为三个岩性段（P2s1、P2s2、P2s3）。（1）第一岩段（P2s1）厚117.60～180.00m，平均125.61m，下部为黄绿色、杏黄色夹紫红色砂质泥岩、泥岩及砂岩；底部常为一层不太稳定的黄绿色中粒砂岩，碎屑成分以长石、石英为主，含岩屑成分高，有时见铁质鲕粒和泥砾，可做辅助标志层；中部为黄绿色砂岩夹砂质泥岩；砂质泥岩中见锰铁矿透镜体或结核；上部为杏黄色砂质泥岩夹紫色泥岩，并见数层不稳定的砂岩。本段地层以下石盒子组“桃花泥岩”（2）第二岩段（P2s2）岩性为杏黄色、暗紫色砂质泥岩夹砂岩，底部以一层中——粗粒长石石英砂岩与第一岩性段分界。厚148.45～182.30，平均厚168.80m。（3）第三岩段（P2s3），岩性为杏黄色泥岩、砂岩夹略暗紫色砂质泥岩、泥岩，底部为一层中粗粒长石英砂岩与第二岩性段分界，该段出露不全，仅出露于北部及中部山包上，残留厚约40m。7、第四系中更新统离石组（Q2l厚0～55m，一般厚27.008、第四系上更新统马兰组（Q3m厚0～20m，一般厚9、第四系全新统汾河组（Q4f厚0～10m，一般厚3.00m2.4地质构造1、区域地质构造基本特征及井田所处的构造位置本区位于沁水块坳东翼与太行山块隆西翼的过渡地带，晋获褶断纵贯本区。构造线方向以北北东向为主，地层产状平缓，倾角仅2～12°；东部以褶断作用为主，形成了一系列的断裂和褶皱，诸如长治大断层、韩店断层、西八太义掌背斜、赵村向斜、八义向斜等。西部以褶皱作用为主，仅发育一些平缓开阔的波状褶皱。2、井田基本构造形态井田位于沁水块坳的东翼与太行山块隆西翼的过渡带中，井田内地层总体构造为走向北东—北，倾向北西—西的单斜构造，倾角一般在2～5°之间。其总体构造线方向与区域构造方向基本一致，由于受局部构造的影响，尚发育有轴向北东东或近东西向宽缓的波状褶皱构造，这些构造在局部地段方向发生偏转与区域构造不太协调。井田内发育的次级褶皱构造有：许家向斜、鲍寨向斜、小南沟背斜、庄里向斜及地河村背斜，本井田西界以庄头大断层为界，井田内仅发育有小的断层和陷落柱构造，现将区内主要构造叙述如下：1）褶皱构造（1）许家向斜位于井田南西部，于许家村中部通过，向斜中部由第四系黄土覆盖，南北两翼出露地层有上石盒子组和下石盒子组地层，向斜两翼基本对称，向斜两翼地层倾角在7～9°之间，ZK4-1和ZK4-2孔位于向斜的槽部，该向斜向南西倾伏，轴迹延深方向为50～80°，区内延长约1500m，向南西延出图外。（2）小南沟背斜位于井田中西部，于小南沟村北约50m处通过，背斜轴向为北东80°左右，轴部由ZK2-5和ZK2-1孔控制，该背斜东起ZK2-1孔，西至庄头断层，长约1800m，该背斜向西倾伏，背斜两翼基本对称，两翼地层倾角一般为2～3°，在背斜西端两翼地层产状略陡，倾角为3～5°，出露地层主要为P2s1，在ZK2-1孔东出露有P2s2地层，小南沟村附近被黄土覆盖。（3）鲍寨向斜位于井田外北西边缘，南距矿界50～300m，该向斜轴部及北翼被第四系黄土覆盖，南翼仅见有上石盒子组及下石盒子组地层，资料反映该向斜两翼基本对称，地层产状平缓，倾角小于5°，向斜轴向为北东70～80°，该向斜东起ZK1-2东，西至庄头断层，长约1800m。（4）庄里向斜位于井田西部，于庄里村南部通过，向斜中部及北东部由第四系黄土覆盖，南西部两翼出露地层有上石盒子组地层（P2s2、P2s3），向斜两翼基本对称，向斜的西翼地层倾角稍缓，在7～9°之间，南东翼略陡倾角可达15°以上，ZK17-3和ZK16-1孔位于向斜的槽部，该向斜向南西倾伏，轴迹延伸方向为北东，区内延长约1500m，向南西延出图外，向东过庄头断层延出区外，断层向北东倾角变缓。（5）地河村背斜位于井田北西部，于小地河村北约50m处通过，背斜轴向为北东，轴部由ZK1401和ZK15-2孔控制，区内延伸长约1500m，该背斜向南西倾伏，背斜西北翼相对平缓，倾角在7～10°，南东翼稍陡，倾角为8～13°，中部出露地层主要为P2s2和P2s3，向北东及南西两端被第四系黄土覆盖。2）断裂构造（庄头断层）位于井田的西部。断层走向为北东15～25°，断层面倾向北西，倾角为70～75°，断距约200m左右，由ZK1-4和ZK1-9孔控制，ZK1-9孔在465.45～468.40m处见断层角砾岩，断层角砾岩由泥岩、灰岩等组成，泥质胶结，胶结程度较高，岩心呈短柱状或块状，ZK1-4孔施工在断层东盘（下盘），两孔间距约为150m，3号煤标高分别为679.76m和882.82m，考虑到地层产状，该断层落差约为200m另外，井田内还发育有26个（推测）正断层，其编号为F1-F26，其中F3断层断距为10m，长150m，倾角为60º；F4断层断距为4m，长70m，倾角为65º；F23断层断距为14m，倾角为65º。3）柱状陷落根据采掘及以往勘查资料，区内发现有18个椭圆形或圆柱形陷落柱，编号为X1—X18，陷落柱多数分布于井田西北部，仅X9、X13分布于井田中部，X14、X15分布于井田东南部边缘，陷落柱内为“桃花泥岩”及上石盒子组地层，倾角陡达50～80°，陷落柱周围地层产状平缓，为下石盒子组地层，落差约50～80m。井田内陷落柱特征详见表2―2。表2―2.井田内陷落柱特征表陷落柱编号短轴(m)长轴（m）直径（m）陷落柱编号短轴(m)长轴（m）直径（m）X12540X102535X243X113565X34388X124080X44060X1360105X545X14140215X63065X15243325X7105220X1650200X890300X1790100X950X1855953、构造效益分析区内发育的褶曲、断层及陷落柱等构造对煤层有一定影响，煤层局部变薄或甚至无煤（无炭柱），同时煤层多呈凸凹状变化，煤层的倾角在断层附近变得较陡些。受构造的影响，在褶曲较低的地方易形成汇水区，水量一般相对要大一些。断层不同地段其破碎程度不同，其导水性有一定差异，局部地段具有导水性、富水性。总之，本井田构造复杂程度属简单类型。2.5煤层赋存情况1、含煤性井田内主要含煤地层为二叠系的山西组及石炭系太原组。含煤地层总厚为168.19m，共含煤12～15层，煤层总厚度为10.31m，含煤系数为6.13%，含可采煤层2层，总厚7.88m，可采含煤系数4.69山西组含煤地层平均厚度为51.14m，共含煤1～3层，煤层总厚4.11m，含煤系数为8.04%，其中3号煤层为全区较稳定的大部可采煤层，厚0.20～5.12m，平均3.66m，可采含煤系数为7.16%，1号煤为极不稳定不可采煤层，煤厚0～0.75m，平均0.26m，2号煤为极不稳定的有零星可采点的不可采煤层，厚0～0.80m，平均0.32m。太原组含煤地层平均厚度为117.05m，共含煤9～12层，煤层总厚6.20m，含煤系数为5.30%，其中15号煤层为全区稳定的可采煤层，厚2.56～6.00m，平均4.22m，可采含煤系数为3.61%；8号、9号、14号煤层为不稳定的有零星可采点的不可采煤层；其余煤层为极不稳定不可采煤层。各可采煤层主要特征见表2—3。表2—3可采煤层特征表含煤地层煤层号厚度(m)EQ\F(最小~最大,平均)煤层间距（m）夹石层数结构变异系数（%）可采系数稳定性可采性3EQ\F(0.20~5.12,3.66)EQ\F(91.18~133.84,104.85)0~3中等36.50.90较稳定大部可采15EQ\F(2.56~6.00,4.22)0~4复杂22.21.0稳定全井田可采2、可采煤层井田内稳定可采煤层为3号和15号煤层。（1）3号煤层3号煤层位于山西组下部，上距下石盒子组底K8砂岩一般35～45m下距山西组底K7砂岩3～8m，下距太原组K6灰岩7～14m。煤层底板标高在+810～+1040m之间。煤层最厚0.20～5.12m，平均3.66m，煤层稳定，厚度变异系数为44.78%，可采系数为92%。该煤层厚度不稳定，在井田西南部存在较大范围的厚度变薄区。煤层直接顶板为砂质泥岩，老顶为中粒、细粒砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂质泥岩，煤层结构中等，含夹矸0～3层，偶见有5层，煤层上部2层矸厚0.02～0.06m，一般小于夹矸剔除厚度，煤层下部1层夹矸厚0.02～0.20m，平均含矸率0.91%。3号煤层为本井田主要开采对象，但该煤层已大范围开采，井田内3号煤资源已枯竭。（2）15号煤层15号煤层位于太原组下部，上距3号煤层底91.18～133.84m，平均104.85m，上距K2灰岩底0～3m，下距O2灰岩顶14.50～32.0m，平均22.23m。煤层底板标高在+750～+930之间。煤层厚2.56～6.00m，平均4.22m，煤层稳定，厚度变异系数为22.24%，可采系数为100%。煤层直接顶板为泥岩或K2石灰岩，老顶为K2灰岩，底板为泥岩或含黄铁矿泥岩，局部为粉砂质泥岩。煤层结构复杂，一般含0～4层夹矸，夹矸成分为泥岩或炭质泥岩，厚0.05～0.93m。厚夹矸多位于煤层下部，平均含矸率为11.96%。15号煤层厚度等值线见图2－3、可采煤层储量山西凌志达煤业有限公司已开采完毕的3号煤层，为贫煤（PM）和无烟煤（WY），煤层厚0.20～5.12m，平均厚3.66m；准备开采的15号煤层，为单一的无烟煤（WY），厚2.56～6.00m，平均4.22m。井田3+15号煤层累计查明煤炭资源储量15959万吨，现保有11525万吨，其中3号煤层保有2439万吨，15号煤层保有9086万吨；井田贫煤（PM）保有资源储量3205万吨，无烟煤（WY）保有资源储量8320万吨。截止2011年6月底，该矿井资源保有储量为15号煤层，保有储量为9086万吨。图2－315号煤层厚度等值线图4、煤质3号煤和15号煤物理性质相似，呈黑色，具金刚——半金属光泽，阶梯状、贝壳状断口，内生裂隙发育，硬度大，性脆易碎。中宽条带状结构，块状、层状构造。3号煤平均视密度为1.42t/m3，15号煤平均视密度为1.45t/m3。宏观煤岩组分以亮煤为主，夹有镜煤条带及少量的暗煤。镜煤为强玻璃——金刚光泽，结构均一，内生裂隙发育，多充填石膏、方解石、黄铁矿，呈小碎块状。亮煤为玻璃光泽，呈条带状分布。暗煤光泽暗淡，比重、硬度均较大，具韧性。宏观煤岩类型以半亮型煤为主，少量的光亮型煤和半暗型煤。15号煤局部含有斑点状黄铁矿。3.15号煤层围岩地质力学分析3.1井田工程地质概况井田内第四系由松散堆积物组成。二叠系上统上石盒子组及下统下石盒子组主要为泥岩、粉砂质泥岩及砂岩地层组合。山西组为一套由泥岩、粉砂质泥岩夹砂岩及煤层组成的煤系地层。石炭系太原组及本溪组为一套由泥岩、粉砂质泥岩、铝土质泥岩夹砂岩、灰岩及煤层构成的煤系地层组合。第四系地层易产生变形破坏，工程地质性能差。浅部基岩风化带及3号煤采空区上方冒裂带裂隙发育,岩体破碎，易坍塌。深部砂岩、灰岩一般完整性较好，裂隙不发育，工程地质性能较好。泥岩、粉砂质泥岩均为软弱——半坚硬岩石且常见闭合裂隙发育，易破碎，力学强度较低。煤层软弱性脆，工程地质性能较差。3.215号煤层顶底板岩性组成及其物理力学特征据井田内钻孔资料，区内15号煤层上部常因相变出现厚度0～2.36m，平均0.93m，从较大范围看呈透镜体状以泥岩为主的夹层，从而分叉产出所谓的14号煤层。14（或15）号煤层直接顶板（也为老顶）为K2灰岩，厚度5.75～8.39m，平均6.78m，岩石多呈厚层状，紧硬，工程地质性能优良。K2灰岩之下常有厚度几厘米，一般不足20cm的炭质泥岩伪顶，开采时随采随落。上述常在煤层上部出现的泥岩夹层，为14号煤层底板，也是部分地段15号煤层顶板，该泥岩层属软弱岩石，力学强度较低，工程地质性能差。15号煤层底板以泥岩或黄铁矿泥岩为主，时夹细砂岩薄层及灰岩透镜体等。据钻孔岩心采取物理力学试样的测试资料，煤层顶底板等岩石的物理力学性质指标如下：15号煤之上太原组粉砂质泥岩的密度为2.66g/cm3，含水率为1.66～1.73%，饱和极限抗压强度为22.61～25.33MPa，为软弱岩石。泥质条带细砂岩的密度2.68g/cm3，含水率为0.83%，饱和极限坑压强度为42.61MPa，为半坚硬岩石。15号（或14号）煤老顶及直接顶板K2灰岩的密度为2.59～2.71g/cm3，含水率为0.1～0.2%，饱和极限抗压强度为147.5～152.5MPa，为坚硬岩石，其抗拉强度为4.2～4.8MPa，岩石的抗剪强度指标内摩擦角为41°27′～41°50′，凝聚力13.2～15.0MPa。弹性模量的切线模量为0.35～0.43，变形参数为0.34～0.44，泊松比为0.20～0.22。底板泥岩密度为2.57g/cm3，含水率为1.68%，饱和极限抗压强度23.92MPa，为软弱岩石。井田内煤层顶底板岩石裂隙以NE50°～70°和NW320°～330°两组裂隙为主，砂岩的线裂隙率为1.23～6.47条/m，裂隙宽度0.5～20cm，常被土质等所充填。3.3工作面围岩稳定性评价井田内部分施工钻孔中对15号煤井巷围岩进行了工程地质编录并采样，岩石质量为中等的，岩体完整性为中等完整，等级为Ⅲ级。岩体质量指标M为0.12，岩体质量为差―中等，等级为Ⅳ―Ⅲ级；顶板K2灰岩的岩石质量指标RQD为76～86%，岩石质量为好的，岩体完整性为较完整，等级为Ⅲ级。岩体质量指标M为0.39～0.42，岩体质量为中等的，等级为Ⅲ级；底板泥岩的岩石质量指标RQD为32%，岩石质量为劣的，岩体完整性为完整性差，等级为Ⅳ级。岩体质量指标M为0.026，岩体质量为差，等级为Ⅳ级。综合以上煤层顶、底板岩石、岩体质量情况，不难看出15号煤井巷围岩中的底板泥岩稳固性较差，顶板K2灰岩的稳定性较好，该灰岩之上的太原组二段粉砂质泥岩的稳定性也较差。4.15号煤层坚硬顶板预裂软化技术理论分析4.1预裂爆破的目的在煤矿生产过程中，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的初采，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，当采空区顶板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。要有效防治工作面坚硬顶板灾害事故，现设计对15号煤层上覆坚硬顶板进行爆破预处理，顶板爆破可以提前预裂煤层上方厚层坚硬顶板，破坏顶板的整体性，人为控制局部老顶跨落步距，减小老顶悬臂梁跃度和悬顶面积，破坏顶板储能条件，防止或减少冲击地压的发生；顶板爆破可以利用炸药爆炸时的爆轰波破裂顶板，提前释放老顶岩层蓄积的部分弹性能，降低应力集中程度；顶板爆破可以提前对采空区顶板进行松动预裂，释放沿空侧顶板压力，能有效地降低侧向压力对实体煤侧的应力集中程度。4.2岩石爆破损伤断裂机理分析在岩石爆破机理研究中，一般认为造成岩石破坏的原因是冲击波和爆生气体膨胀压力共同作用的结果。冲击波的作用只表现在对形成初始径向裂纹起先导作用，而大量破碎岩石则是依靠爆生气体膨胀压力作用。对均质岩体以应力波为主；而对于整体性不好、节理裂隙发育的岩体，以爆生气体作用为主。岩石爆破过程在炮孔周围的空间上可分为三个区域：爆破近区（强烈冲击区，不大于2～3倍的炮孔直径）；爆破中区（非线性过渡区，不大于2～6倍的炮孔直径）；爆破远区（线弹性区）。爆破作用下岩石破坏、断裂过程可分为以下2个阶段：⑴爆炸应力波使压碎区产生宏观裂纹，并激活、扩展破裂区的原始裂纹。⑵爆生气体的准静态作用使爆炸应力波形成的裂纹产生二次扩展。4.3工作面坚硬顶板控制原理4.3.1坚硬顶板初次来压分析坚硬顶板虽然经历了成岩过程和构造变动，但宏观来看它具有硬、整、厚的特征，因此我们可宏观的把在同一层的顶板看作是连续介质，由此可对其建立计算模型，也就是说可近似的把它认为是支承在煤层或薄层直接顶上的岩“梁”或岩“板”，这样可简化其计算模式。这种“梁”是指在工作面中部，垂直煤壁作两个相距单位长度的平行垂直剖面这两个平行剖面所截取的顶板岩条，称“梁”。这种“梁”一端支承在工作面的煤壁上，而另一端悬空在采空区的悬臂岩梁。所谓“板”是指煤层采出后，坚硬顶板悬空不冒，支承在四周煤壁或薄直接顶上，初次来压之前，其中的两对边煤壁是护巷煤柱和实体煤壁，另外两个对边分别为工作面和开切眼的煤壁。但在出现初次来压之后，这层悬空的坚硬顶板就变成三边被煤壁支承、一边悬空的悬臂板。综上所述，坚硬顶板初次来压的力学模型可由此分为两类：一是双支点的岩梁；二是四边支承的岩板。图4―1梁的支点与载荷分布1、双支点岩梁力学模型岩梁力学模型的区分主要在于支点的属性和载荷分布。通常把煤体变形很小的实体煤壁的支承点，近似看作固支点，而把变形显著的小煤柱的支承点，近似看作简支点，如图4―1所示。所以有固支梁(图4―1a)和简支梁（图4―1b）之分。大多数情况下载荷分布可近似看作均布载荷，也就是说岩梁自身重量及其上部软岩层的重量均匀的作用在梁上，但由于支承压力分布是非均匀的，还有岩梁各点变形也是非均匀的，故而载荷本身也具有非均匀性。但相对坚硬顶板来说，因为在受力过程中，应力集中程度低，支承压力分布范围很广，而且岩梁在破断前总体上变形很小，故各点差异更小，所以看作均布载荷是可以满足工程计算要求的。图4―1中两种初次断裂岩梁力学模型可以对具体L=h2L=2h2式中：L—初次来压步距，m；h—一次跨落的岩梁厚度，m；σt—岩梁的岩体抗拉强度，MPa；岩梁及其上的均布载荷，kN/m2。2、岩板力学模型所谓“板”的计算方法，是指长壁工作面采过后，将悬露采空区上方的硬岩层视作一块矩形的“薄板”。按照不同的边界条件，计算板在发生破断时，板的平面尺寸可看作板发生破断时工作面当前推进的距离即为初次断裂步距。依据“薄板”理论的假设条件，须满足板的厚度h与板的短边长度a或b之比在(180图4―2弹性薄板受力模型弹性薄板可建立如图4―2所示受力模型。钱鸣高教授采用马科斯(Marcus)简算式，以求解弯矩为主，将坚硬难冒顶板所见的五种边界支承条件的弯矩分布推导如下：图4―3五种边界条件的弯矩分布图不同边界条件下板的弯矩分布如图4―3所示（1）四边固支，其弯矩分布如图4―3aqx=ql4L04+lqy=qL04L（2）三边固支，一边简支，其弯矩分布如图4―3b，弯矩简算式为qx=q2l4L04qy=qL04L（3）两邻边固支，两邻边简支，其弯矩分布如图4―3cqx=ql4L04+qy=qL04L（4）三边简支，一边固支，其弯矩分布如图4―3d，弯矩简算式为qx=q5l42L04qy=q2L0（5）四边固支，即岩板沿四周煤壁己出现裂缝的情形，其弯矩分布如图4―3e，弯矩简算式为qx=ql4L04+l4qy=qL04L04+按照固支板Marcus解析修正解，可知四边固支板将在长固支边中点处出现最大负弯距，且最大负弯矩为：Ma=1-μ2(1+μλ由于在最大弯矩断面有：Ma=h将（4―1）式代入（4―2）式，令初次断裂步距为Lf=amax，则L式中：μ—泊松比：λ—采空区几何形状系数，a/b；a—工作面推进距离，m；b—工作面长度，m；h—第一层顶板平均厚度，m；σt—抗拉强度，MPa；q—第一段顶板岩层自重及随动层载荷，kN/m2。3、两类模型的选择通过分析可知，梁与板均是从最大弯矩处开始断裂，他们之间的主要差别在于弯矩的计算。以双固支梁和四边固支板为例，根据材料力学解可知，梁的最大弯矩为M板的最大近似弯矩为M式中：a＝L0／l，L0为初次来压步距，l为工作面长度。钱鸣高教授以板的弯矩理论为基准，采用分段附件低次函数的方法对马科斯简算式加以修正，给出了岩梁力学模型的适用范围，见表4—1。表4—1岩梁、岩板模型选择岩板模型岩梁模型边界条件适用范围支承条件适用范围四边固支a>0.6双固支a≤0.6三固一简a>0.66简支a≤0.66邻固邻简a>0.49简支a≤0.49一固三简a>0.55简支a≤0.55考虑到实际岩体的参数的不均匀性差异，国内多数学者认为坚硬顶板工作面的预测模型的选择可以按照以下原则选取，当工作面长度大于初次来压步距两倍，即a≤0.5时，就可选用岩梁模型计算；当a>0.5时，需要用岩板模型进行计算。4.3.2坚硬顶板周期来压分析坚硬顶板破断后实现岩块间的铰接平衡是比较困难的，因此在初次来压之后，大多致情况下顶板呈悬臂状态。周期来压时岩板的破断基本上为较长的圆角矩形，沿工作面全长习部约有2/3～3/4的部分是平行工作面煤壁断裂，只有工作面两端10～15m成弧形环状行裂，它与现场实际观测的情形完全一致。因此周期来压模型在中部取单位工作面长度的岩条建立力学模型是有代表性的，即是悬臂岩梁模型。坚硬顶板周期来压力学模型按载荷分布可分为均布载荷、非均布载荷和集中载荷三；中悬臂梁模型。均布载荷悬臂梁力学模型是指当坚硬顶板之上覆盖有较厚的软岩层时，可看作均匀载荷作用在坚硬难冒顶板上，此时用图4―3所示力学模型，图中式出了该模型的剪力Q、弯矩M图，可见最大弯矩发生在煤壁固支端，则Mσ悬梁破断时的最大水平拉应力应等于或大于悬梁的极限抗拉强度，故σmaxL=H其中L作为这种悬臂岩梁的极限跨距，近似为周期来压步距。图4―4均布载荷悬臂梁力学模型当坚硬顶板上部仍为较坚硬难冒的岩层时，其上载荷随顶板挠曲变形的程度而逐渐减小，此时悬臂岩梁上受非均布载荷，可近视看作如图4―5所示的三角形载荷，其剪力、弯矩如图中所示，最大弯矩仍发生在煤壁固支处，为M同理，令σmaxL=H图4―5非均布载荷悬臂梁力学模型当近距煤层群开采时，上层煤柱集中载荷传递到下层的轻硬顶板上，则可视作集中载荷作用于悬臂岩梁上，其力学模型如图4―6所示，其最大弯矩仍发生在煤壁固支处，为Mσ同理，令σmaxL=图4―6集中载荷悬臂梁力学模型4.3.3不同控制放顶方式分析如果初次来压步距较大时，那么所用支架很难承受初次来压顶板断裂时所带来的载荷，故必须对顶板进行处理，以缩短工作面初次来压步距，确保工作面安全生产。通过对两端固支岩梁下力学模型的建立，在对循环浅孔拉槽、中部拉槽及端部拉槽三种爆破控制放顶方式进行拉槽深度与爆破工程量的分析基础上，最终达到缩短工作面基本顶初次来压步距，以确定工作面顶板在初次断裂前应选择怎样的控制放顶方式。4.3.3.1循环浅孔拉槽控制放顶循环浅孔拉槽放顶是指在工作面推进过程中每隔几个循环沿工作面切顶线全长打一排钻孔进行爆破放顶，以减小顶板岩梁的厚度，从而缩短极限垮落步距的控制放顶方法。据此，对于循环浅孔拉槽岩梁可建立如图4―7所示力学模型。图4―7循环浅孔拉槽岩梁力学模型在循环浅孔拉槽放顶后，随着顶板岩梁厚度减小，其岩梁抗弯截面模量将会下降，此时顶板的完整性遭到破坏，岩梁受拉断裂先从前后两个端部开始。岩梁的弯矩和截面模量如下所示MW=其中，L0‘式中：L0—拉槽后顶板的极限垮落步距；a—采用浅孔循环控制放顶后导致的坚硬岩梁本身及其上覆岩层传递载荷的改变系数；Hc—浅孔拉槽放顶后剩余岩梁厚度。若要求非强制放顶前的极限垮落步距是拉槽后的n倍，那所求的拉槽深度Hl可按下式计算：令L则有2HH4.3.3.2中部拉槽控制放顶通过缩小岩梁中部抗弯截面模量以达到中部先拉开，目的是缩短极限垮落步距，即为中部拉槽放顶。设中部拉槽后的极限跨距为L0”，当工作面推进到拉槽后极限垮落步距的1/2时，开始打眼爆破拉槽。据此，对于中部拉槽岩梁可建立如图4―8图4―8中部拉槽岩梁力学模型开槽处的岩梁弯距为M=其中，L若要求非强制放顶前的极限垮落步距是拉槽后的n倍，那所求的拉槽深度Hl，可按下式计算：令

L则有4HH4.3.3.3端部拉槽控制放顶端部拉槽控制放顶是指沿工作面开切眼煤壁全长向顶板打眼爆破拉槽，通过减小岩梁端部抗弯截面模量达到端部先拉开，从而缩短极限垮落步距的方法。拉槽后的极限跨距为L0”，据此，对于端部拉槽岩梁可建立如图4―9图4―9端部拉槽岩梁力学模型开槽处岩梁弯距为：M=其中，L若要求非强制放顶前的极限垮落步距是拉槽后的n倍，那所求的拉槽深度Hl可按下式计算：令L则有2HH若要求分别采用循环浅孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3种方式强制放顶后的极限垮落步距均为非强制放顶前的1/2，可得到3种控制放顶方式所要求的拉槽深度和爆破工程量分别为：（1）循环浅孔拉槽将n=2代入式子，得到循环浅孔拉槽深度为H式中：取a=0.3～0.8。设循环浅孔拉槽后顶板初次垮落时的循环数为m，则其爆破工程量G1为G（2）中部拉槽将n=2代入式子，得到中部拉槽深度和爆破工程量为H（3）端部拉槽将n=2代入式子，得到端部拉槽深度和爆破工程量为H通过以上分析，对上述3种不同控制放顶方式的研究，由其拉槽深度和爆破工程量对比结果可知：端部拉槽深度和爆破工程量最小，中部拉槽次之，浅孔循环拉槽最大。因此，可知在大采高综采工作面坚硬顶板条件下，从初次来压时控制放顶的3种方法中，根据拉槽深度和爆破工程量的大小，应优先选用端部拉槽控制放顶方法。4.3.4顶板合理放顶长度通过对不同控制放顶方式的分析可知应优先选用端部拉槽放顶，之后，随着工作面的不断向前推进，岩梁会出现一端固支在工作面前方煤壁上，而另一端则悬在采空区之上的现象，就会形成悬臂岩梁结构。此时如果工作面继续向前推进，则悬臂岩梁会出现周期性地断裂。如果把坚硬顶板悬臂岩梁上载荷近似看为均布载荷，那么由此可建立如图4―9所示悬臂岩梁力学模型。图4―10悬臂岩梁力学模型根据图4―10示力学模型，设工作面支架对顶板的设计支护强度为[P]，支架所能承受的悬臂岩梁的极限长度为L，且L=Lk+Ls。考虑悬臂岩梁在最危险的情况下断裂，即从煤壁上方切断，则有1P式中：[P]—工作面支架对顶板的设计支护强度；LK—支架控顶距；Ls—支架后岩梁悬顶长度；L—支架所承受的悬臂岩梁长度。我们研究周期来压的最终目的是使顶板周期断裂时对支架的最大冲击载荷p不大于工作面所用支架的设计支护强度[P]，计算式如下：P=L由此得到基于在工作面所用支架的设计支护强度[P]条件下，所确定的坚硬顶板合理悬顶长度L计算式为L≤在综采工作面峰硬顶板的周期来压阶段，由上式可计算出在一定支护条件下的最大悬顶长度，当L达到一定的长度时，我们就需要采用强制放顶，这样方可保证回采工作面支架的安全、稳定、可靠。5.坚硬顶板预裂软化设计方案及施工安全技术措施5.1坚硬顶板预裂软化设计方案坚硬顶板强度高，节理、裂隙不发育，具有整体性好和自稳能力强等特点，在开采过程中容易形成大面积悬顶，给工作面安全生产带来隐患。因此，为了达到工作面安全、高效生产，必须对顶板进行处理，改变顶板岩体的物理力学性质，以减小顶板悬露面积，防止或减弱这种大面积顶板来压。爆破弱化是用爆破的方法人为将顶板切断，使一定厚度的顶板冒落形成矸石垫层。切断顶板可以减小顶板垮落面积，减弱顶板垮落时产生的冲击力；形成的矸石垫层则可以缓解顶板冒落时产生的冲击波及风暴。目前爆破弱化的方法有浅孔放顶、步距深孔爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔放顶等。根据15#煤具体情况，结合临近矿井开采15#煤层的经验，确定15101首采工作面初采采用超前深孔预裂爆破的方式处理顶板。超前深孔预裂爆破主要作用是：切断坚硬顶板，减小顶板垮落面积。具体做法是在工作面顺槽和切眼内向顶板打深孔，预先破坏顶板的完整性。通过超前深孔预裂爆破的方式弱化顶板，减少初次来压步距和周期来压步距。工作面切眼预裂爆破技术设计方案如下：（1）工作面设备安装后，在切眼内距老塘侧巷帮1m处顶板打双排眼，排距1.5m，并在工作面两端头向外侧打一组扇形炮眼。175m长的切眼共布置32组炮眼,每组2个放炮孔（如A1、A1’）,共64个炮眼。其中工作面内布置30组炮眼（分别为a2～a8、a2’～a8’、b1～b8、b1’～b8’、c1～c8、c1’～c8’、d1～d7、d1’～d7’），共60个炮眼；工作面两端头各布置一组炮眼(分别为a1、a1’、d8、d8’)共4个炮眼。炮眼布置图见图5―1、炮眼布置表5―1.工作面超前预裂爆破具体参数炮眼类型数量/个炮眼长度/m仰角/°孔径/mm装药长度/m装药量/kg封泥长度/m工作面超前6013.5455584.85.5工作面两端头4164555105.766图5―1炮眼布置平面图图5―2炮眼布置剖面图（2）切眼爆破时间：在工作面从切眼处开始推进3—4刀后，即2.4—3.2m时在切眼液压支架后进行装药、连线（3）切眼炮孔爆破：放炮使用BF-200型起爆器1台，在15101工作面轨道巷使用。起爆顺序是从运输顺槽端头开始向回风顺槽侧端头分依次起爆。每次起爆2个炮孔，为分组装药，分次爆破。一茬炮连线采用“局部并联，总体串联”的方式进行（即2个炮孔串联，1个炮孔内并联）。起爆顺序：d8、d8’→d7、d7’→……→d2、d2’→d1、d1’→……→c2、c2’→c1、c1’→……→b2、b2’→b1、b1’5.2爆破工艺（1）钻具及钻孔工艺：工作面选用ZDY-3200型煤矿用全液压坑道钻机，三翼复合片钻头及天然金刚石表镶钻头，成钻孔直径为55mm。打钻工艺：钻机的搬迁和安装→作业准备→定位→启动钻孔→加钻杆→钻进→退钻杆→钻探记录。打钻程序严格执行打钻工的操作规程及并另行制定安全技术措施。（2）使用的炸药和雷管种类：炸药使用2号煤矿许用乳化炸药，药卷直径，0.24kg/卷，雷管使用煤矿许用8号普通瞬发、毫秒延期、秒延期电雷管。（3）装药与封孔：装药采用内径为42mm的PVC管作为炸药的载体，为了能使炸药完全起爆，使用两导爆索进行起爆，准备一药卷，把两根导爆索插入到药卷里，并用胶带缠好，起爆药卷如图5―3所示，装药机构如图5―4所示。再把此药卷放入到PVC管（防静电）里，并用胶带缠好。在把起爆药卷做好后放入到PVC管后，再根据要装药的长度来确定PVC管的长度，把炸药放入到PVC管内，为了方便装药把PVC管在地面上要开一个1/4的口，在装到要求的长度后，用炮棍把PVC管推入到孔底。图5―3起爆药卷示意图1-导爆索；2-炸药卷；3-炮泥；4-砂子；5-雷管；6-脚线图5―4装药机构示意图为了确保炮眼内药包的完全引爆，炮眼采用连续耦合方式装药，采用双雷管，双导爆索引爆，2个雷管在孔外采用并联连接，并在炮眼口用刻有浅槽的木塞固定，放炮母线必须绝缘良好，并且悬空吊挂。推到孔底后，根据炮孔长度和封泥长度确定导爆索长度，导爆索只能用快刀切割，严禁冲击挤压。确定导爆索长度后再用炮棍把准备好的炮泥装入炮孔，装实但不得过紧，一次只能推炮泥不能大于4节。黄泥要充填密实，但封堵炮泥时不得损伤导爆索。放炮人员必须在距放炮地点300m安全距离以外的进风巷道联巷内进行放炮工作，炮烟回风系统内的所有人员必须撤出。5.3施工安全技术措施1、钻机施工时的安全注意事项（1）严格执行现场交接班制度，特别要交代好安全情况及钻机运转情况。（2）钻进过程中，必须注意观察岩性变化情况、进尺情况及钻孔出水情况，并做好原始记录。（3）参加打钻人员，必须熟知钻机性能及操作规程，并在钻进时注意观察钻机各部位安全运转情况，看清上下钻杆的合适位置。（4）打钻时，施工人员必须随时注意观察钻机固定变化情况，如有不安全因素必须立即停钻进行处理，处理好后方可继续施工。（5）钻机在架设前，在钻机周围2.0m范围内支设四根单体柱，用于掩护工人及钻机。钻机操作人员必须在顶板及两帮完好的地方进行操作，并在施工过程中经常进行敲帮问顶工作，发现不安全因素，只有在处理好后，方可继续施工。（6）施工人员必须着装整齐，并扎紧袖口，严防被钻机旋转部位缠住衣袖。2、顶板管理（1）施工前，在整个开切眼支架后方的空顶范围内打一排单体支柱，柱距为2m。在顶板较破碎的区域要加强支护；在第一轮放炮后（2）钻孔施工应选择在顶板支护完好地点，如施工地点支护不完好必须首先加强支护（打点柱），否则不得施工。施工期间，施工单位必须指派专人进行全过程的顶板安全监护。（3）施工钻孔需剪网时，以不影响钻孔施工为宜，尽量缩小剪网范围，并必须将钻孔周围的悬矸危岩全部找掉。（4）放炮后必须由外向内进行顶板检查，执行由外向内、由上而下的敲帮问顶制度，并由一人进行，一人监护。（5）爆破现场100米范围内备用10架以上工字钢棚及其附件，发现顶板下沉、掉渣等冒落迹象时，必须立即由外向内进行架棚加固。3、瓦斯、煤尘管理：（1）整个施工过程中，必须加强瓦斯检查，施工单位负责人必须携带便携式瓦斯检查仪，并悬挂在施工地点的回风侧，当瓦斯浓度达到1％时必须停掉一切电源并汇报矿调度室及通风工区进行处理。（2）在钻眼施工过程中，钻杆钻进异常或卡钻、透采空区时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆。钻机队现场负责人利用便携式瓦斯检查仪检查附近20米范围内回风流中的瓦斯浓度及钻孔漏风情况。如发现回风流中瓦斯浓度达到1%时，必须立即汇报矿调度室和通风工区，钻机队现场负责人必须立即停掉一切电源，组织人员在进风侧设立警戒，并撤出回风流所有人员；如发现钻孔向采空区漏风，钻机队现场负责人必须立即采取措施封闭漏风钻孔，处理漏风并对漏风钻孔做好醒目标志。情况危急时，必须先撤除受威胁的所有人员，然后采取措施进行处理。（3）装药前，必须检查装药地点及装药机附近20米范围内瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1%，严禁使用装药机并严禁装药，必须等处理到1％以下时方可继续装药。（4）爆破前，必须检查装药地点及装药机附近20米范围内瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1%，严禁起爆。（5）每次爆破前后必须对爆破地点30米范围内巷道全断面洒水降尘，消除煤尘，否则不得起爆。4、爆破安全注意事项：（1）放炮、火工品管理、通风、瓦斯要严格按《煤矿安全规程》和《煤矿工人安全操作规程》中有关规定执行，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。爆破工、班组长、瓦斯检查员现场必须严格执行“三人连锁爆破制”：“三人联锁爆破制”执行“四牌制”：爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦斯检查员持放炮牌。爆破工在装药作业时，由班组长在周围5米范围内设置警戒，严禁瓦检工、安检工、班组长、爆破工及配合装药的有经验熟练工人以外的人员进入警戒区内，有经验熟练工人不得超过两人。安检工监督整个“三人连锁放炮制”的执行过程。起爆时班组长、爆破工和瓦斯检查员（安检员）三人必须同时在场，否则严禁起爆，严禁约时爆破。注意事项：爆破工、班组长、瓦检工、安检工不属于警戒人，放炮时必须站在措施规定的安全地点（起爆地点必须有专职警戒人）。（2）爆破工必须由责任心强，爆破经验丰富，熟悉通风、瓦斯和爆破材料管理及爆破技术，经过培训并经考试合格，持有爆破工合格证的专职人员担任。（3）在打眼放炮作业时，必须配备专职瓦检员，并经常检测两巷的瓦斯情况，当瓦斯浓度超过1%或风量不足时，必须停止作业，撤出人员。（4）装药前必须停电，且用皮带把放炮地点附近20m范围内的各种电缆、管线、支架活柱进行遮盖保护，防止崩坏、崩伤电缆、管线和支