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阳煤一矿掘进巷道地质构造顶板管理与技术文章简单介绍了一矿在巷道掘进时遇到地质构造后的响应机制，及采取的管理模式和有效的技术手段，该管理模式自施行以来，在遇到的各类构造期间确保了顶板的支护安全，并实现了高效快速掘进。
很有借鉴意义。
标签：巷道；地质构造；顶板；技术1 地质构造内容根据我矿实际地质构造情况，影响采掘工作面顶板管理的地质构造指：陷落柱、断层、褶曲、冲刷、顶板岩性变化段、顶板破碎段、顶板淋头水段。
2 评级标准结合地质构造评级标准和巷道顶板管理难易程度、顶板岩性探测和矿压观测结果，构造区顶板管理的综合评定分为A、B、C三个等级。
A级评定标准：含水构造区、煤巷半煤岩巷过陷落柱、落差2m以上（含2m）的断层和顶板破碎的褶曲，以及过构造前后10米范围的影响区域。
B级评定标准：岩巷过陷落柱、落差2m以下的断层、褶幅大于15°且顶板完整的褶曲、顶板岩性发生变化区域、顶板淋头水段。
C级评定标准：未揭露构造时，构造牵引区域巷道围岩节理发育、矿压显现明显、煤层松软，以及褶幅小于15°的顶板完整的褶曲、冲刷区。
3 构造区顶板管理采取的程序A级：立即停止作业，对外围10米范围内的顶板加强支护，同时汇报调度室，由调度室通知生产科、地质科、安监处等部门到现场踏勘，研究制定专项安全技术措施，矿分管领导同意后贯彻执行。
B级：立即停止作业，对外围10米范围内的顶板加强支护，同时汇报调度室，由调度室通知生产科、地质科、安监处等部门到现场踏勘，研究制定专项安全技术措施，同意后贯彻执行。
C级：立即汇报调度室，矿、井区、队组技术管理人员于当班到现场确定安全技术措施，根据围岩变化情况调整支护参数和支护方式，队组及时观察顶板围岩状况，发生变化及时提升等级标准。
4 监督检查地质构造区顶板管理评定为A级时，由矿生产科、安监处和井区组织一天一次现场检查；评定为B级时，由矿生产科、安监处每2天组织一次现场检查，工区要每天检查一次；评定为C级时，由矿生产科、安监处每5天组织一次现场检查，工区每2天到现场检查一次。
深孔预裂爆破在工作面过断层中的应用摘要：为了有效解决临涣煤矿1067工作面开采时遇到大断层构造问题，在充分分析断层空间构造的基础上，通过数值模拟，对影响深孔预裂爆破的不同炮孔直径和炮孔间距两个因素进行了分析，并在现场进行实际应用，原始裂隙弱面及爆生裂缝广泛发育，工作面两个月时间推进114m，顺利通过断层影响区域，预裂效果明显。
关键词：大断层；数值模拟；深孔预裂爆破；原始裂隙发育；效果明显1.工程概况1067工作面位于临涣煤矿六采区，工作面上部中煤组未回采，东部为1065综采工作面，南部为Ⅰ6轨道上山，西部为NDF151正断层，北部为六采区边界回风大巷。
工作面设计倾向长度230m，走向长度1159.5~1229.1m。
煤层开采深度425.5～621.1m。
受断层影响段煤层平均厚度2.77m。
工作面煤层赋存稳定，呈中厚层状，全区可采，煤层结构简单，只在局部含有1～2层夹矸，夹矸厚度为0.32～1.54m，平均为0.73m。
煤层在工作面内部发育完整，平均倾角9°。
NDF153断层与工作面斜交58°，从机巷处延伸出164.3m。
其中，断层投影到机巷长度为99.3m，投影到工作面长度为141.2m。
该断层为正断层，煤层底板抬高，落差0~28m，断层面倾角65~75°，断层走向角163°，倾向角为253°，在1067工作面初采期间，该断层对工作面回采和机巷施工存在较大影响。
2.深孔聚能爆破数值模拟（1）不同炮孔直径对岩体预裂效果的影响分析相同装药条件下，伴随炮孔直径的增加，等效炮孔不耦合装药系数的增大，借助孔内空气介质的缓冲作用，炸药爆炸瞬间的冲击波-应力波破岩过程受阻，直接用于孔壁围岩破碎的能量占比逐渐降低，进而提高了孔内爆生气体的做功占比；随着炮孔直径的增加，孔壁围岩粉碎区范围逐渐减小，孔壁围岩主裂缝扩展长度及条数均有所增加。
可见，炮孔直径越大，爆生气体作用时间越久，裂缝扩展长度越大，孔壁围岩预裂效果越明显。
81303工作面进风超高段构顶安全技术措施根据阳煤一矿81303工作面地质说明书和81303工作面现场实际情况，81209工作面在初采期间进风巷道超前60米范围内，巷道超高超前支架和端头支架升起以后，支架不接顶板，该段范围内需要在支架上方先进行构顶，为保证施工期间的安全，特制订安全措施如下：一、工程概况施工队组：综采三队施工时间：2017年11月10日开始施工范围：81303工作面超前60米施工负责人：李冬生二、施工方式1、将进风的端头支架和超前支架先由里向外逐一降下，先用规格为φ1/2×200mm×5m板木，垂直与回风巷道并在超前支架的两个顶梁上端搭一个2m的平台，平台必须保证可靠稳定。
2、施工时，先将平行的四根五米木梁两端搭在超前支架的两个顶梁上方，木梁平行于切巷放置；五米木梁的规格：φ200mm×5m。
3、再用两根六米木梁平行于回风巷道放在五米梁的上端，两根六米梁分别的布置在顶梁上方（六米梁规格φ200mm×6m），与五米梁成“#”字型布置，然后依次在六米梁上面用四根5米板木构一层，5米板木规格：φ1/2×200mm×5m，再用φ1/2×200mm×2m板木横搭，5米板木与2米板木交错搭接。
4、超前支架的顶梁上批两米板木木垛，顶梁上构顶木梁及木垛平均高度不低于2.5米。
5、木垛的最后一层用六米板木顺回风巷布置，最后将超前支架升起，木垛要接顶严实。
构顶的示意图如下图所示。
6、构顶范围不得少于20米。
五米梁六米梁五米板木六米板木两米板木平均高度2.5m 4米坂木三、安全措施1、搭接的安全平台要保证稳定可靠，其平台的规格φ1/2×200mm×5m×2 m。
2、在平台上的施工人员要栓好防坠保险绳。
平台上的施工人员不得少于三人协同作业。
3、抬木梁或板木时要站稳、站实、站牢，必须做到号令一致、动作协调统一。
深孔预裂爆破在工作面过大落差断层中应用回采工作面过断层难易程度与开采煤层厚度、顶底板岩性、断层产状以及开采条件等相关，现阶段针对大落差断层（落差20～50m），采面一般采取跳采方式，但是这种方式需要掘进新的切眼、回采设备需要搬家，耗时费力。
采用深孔预裂爆破技术，为采面平推硬过大落差提供了一种可选方案，但是深孔爆破技術应用过程中也存在爆破孔施工精度低、爆破振动影响围岩以及封堵要求高等问题，采取合理的技术措施，可以有效降低上述问题对采面影响。
文中就对深孔预裂爆破过断层技术在回采工作面过断层应用实践进行分析，以期能为其他矿井类似情况提供一定借鉴。
1工程概况山西某矿2303回采工作面走向2360m，斜长268.4m，根据回采巷道、切眼掘机揭露地质资料显示，采面开采的3号煤层厚度在4.2～10.8m，平均7.6m，煤层倾角介于4°～11°，顶底板岩性见图1。
采面推进至2×32导线点北侧40m位置时会揭露FD6断层（H=10.3m∠70°），具体采面揭露断层见图2，根据前期地质勘探资料，断层在2303采面内延伸长度约为430m，对采面生产造成较大影响。
由于3号煤层为矿井主采煤层，且煤层厚度平均在7.6m，若直接舍弃断层影响附近煤层，势必会造成宝贵的煤炭资源浪费，且影响矿井正常生产。
通过综合分析，矿井决定采用深孔爆破技术过FD6断层。
2深孔爆破技术方案2.1爆破区域划分根据2303揭露的FD6断层参数，并依据断层对回采工作面开采影响程度差异，将采面过断层划分为A、B、C三个区域。
其中A区域位于2×32探孔北38m～12m，长度约为26m，可以具体细化成A1～A3三个区域;B区域北侧为A区域边界，南侧为探巷2号终止处，长度约53m，可以具体细化成B1～B5五个区域，A、B区域内的爆破孔均布置在2303下平巷。
C区域北侧为B区域边界，南侧为探巷1号与FD6断层交汇处，长度约73m，可以具体细化成C1～C6五个区域，其中由于C3～C6范围内断层对采面影响较小，因此不需要爆破。
第一章：概况第一节工作面位置及井上下关系表1—1：工作面位置及井上下关系表第二节煤层表1—2：煤层情况表第三节煤层顶底板第四节地质构造一、断层情况以及对回采的影响：本工作面煤层总体为一向斜构造，局部地段发育有次一级的向、背斜构造。
煤层倾角最大13°，最小1°，平均倾角5°。
本工作面在掘进过程中共揭露挠曲构造13条，断裂构造6条，具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》，其产状、褶幅及对回采的影响程度详见表1-4。
本工作面坑透后，圈定两处异常区，编号分别为E1和E2异常区。
分析认定E1异常区由坑透预测陷落柱KTX1影响所致，E2异常区由掘进过程中揭露断层的F1、F2,陷落柱X1，挠曲N1、N2、N3、N4影响所致。
此外据坑透分析工作面内隐伏四条逆断层，编号为KTF1、KTF2、KTF3和KTF4,KTF1落差接近1/2煤厚，不排除煤层破碎的可能，对回采有一定影响；KTF2和KTF4的落差小于1/2煤厚，对回采影响不大。
KTF3的落差大于1/2煤厚，对回采有一定影响；具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》。
岩层节理产状：304°∠70°二、陷落柱及冲刷带对回采的影响：本工作面在掘进过程中共揭露4个陷落柱，其编号分别为X1、X2、X3、X4，其中X1、X2均已切割在回采工作面以外，X3、X4对回采影响较小，具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》。
工作面坑透后，异常区E1内隐伏一编号为KTX1的陷落柱，预计长轴为40m左右，对回采有影响；另外预测陷落柱KTX2预计长轴为23m左右，对回采有影响。
具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》。
本工作面在掘进过程中未揭露冲刷构造。
第五节水文地质一、工作面主要充水因素为：本工作面主要充水因素为：1、地表河流：本工作面地表有老坟沟河、东梁沟河、大石板沟河，均属季节性河流，雨季时补给水量充沛。
阳煤一矿井下全煤流皮带集控研究与应用高胜【摘要】为实现矿井皮带机的有效监控和保护系统的稳定性,针对阳煤一矿皮带机进行集中控制改造,阐述了皮带机运输现状及改造必要性,分别对改造目标、改造内容、关键技术以及改造效果展开分析.该研究实现了井下多部皮带机的同一集中管控,体现了运行高效、安全可靠、自动化程度高、减人提效等优点,为矿井的安全高效运输提供了条件.【期刊名称】《机械管理开发》【年(卷),期】2018(033)009【总页数】2页(P190-191)【关键词】皮带机;集中控制;在线监测【作者】高胜【作者单位】阳泉煤业(集团)有限责任公司一矿, 山西阳泉045008【正文语种】中文【中图分类】TD634引言阳煤一矿始建于1953年，1956年7月21日正式建成投产，设计生产能力为2.40 Mt/年，自投产以来，经过不断扩建改造，生产能力逐渐提高。
2015年5月山西省煤炭工业厅以〔2015〕第430号公告文件对阳煤一矿生产能力等相关生产要素信息进行变更登记和建档，核定阳煤一矿生产能力为7.5 Mt/年。
按照2016年5月国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会、国家能源局联合发布公告（2016年第1号），阳煤一矿公告生产能力为6.30 Mt/年。
该矿采用主斜井强力皮带机进行煤炭运输，井下全部实现皮带机连续运输，北翼安装七部皮带输送机实现井下煤炭运输至地面。
由于皮带机数量多、用电设备功率大、电压高、对电网冲击大、对电控系统的电磁干扰大，因此设计运行高效率、安全可靠、高技术水平的皮带机控制系统是皮带机控制设计的一项重要工程。
1 皮带机运输现状及改造必要性阳煤一矿井下原煤运输方式为皮带运输机，2015年新安装北冀第四、五、六条皮带机，这3条皮带机已实现集中控制方式，但第六部皮带机的给煤机及后续的第七部皮带机仍由工人井下就地操作，各皮带机的运行数据只作为就地控制系统自身用，形成信息孤岛，无法将参数进行上传与现有的监控检测系统并网，达到集中控制和显示的目的。
8113综采工作面过地质构造带安全技术措施 5#层8113工作面面长150米，顺槽长度1680米，从2013年11月开采，在工作面头巷推进到720米（尾巷推进到715米）时，在工作面揭露出一疑似陷落柱，且岩壁裂隙出水较大（防治水措施见专项措施），具体影响范围目前不详，建议地测部门尽快弄清该段地质构造，以指导生产。
现在影响范围为21#-41#架，这种境况随工作面推进会进一步扩大。
该疑似陷落柱的出现，给工作面的正常回采造成很大影响。
为安全顺利通过该地质构造带，如遇岩石较硬的地方，则采用放震动炮疏松岩体，然后机组扫矸通过的方式。
为保证施工期间安全作业，特制定如下安全技术措施。
一、过地质构造带期间成立了跟班领导组：组长：李平副组长：李平黄中文成员：张洪军、张成金、徐凤勇、刘慎干、危鹏、刘德银领导组成员每天早晨召开碰头会，对现场情况进行交流，研究确定下一步的工作方案。
必须执行井下现场交接班，当班人员要将现场的顶板情况及注意事项向下一班交接清楚。
出井后，跟班队长要将本班工作情况、顶板状况、设备运行状态以及支护材料的数量进行详细汇报。
每天将井下工作进展情况向矿领导或矿调度室汇报。
严格按照本措施制定方案进行施工。
二、具体要求及步骤1、回采该段时，将采高控制在2.8~3.0m左右，确保机组正常通行。
2、地质构造段处顶板塌矸、煤壁片帮严重时，采用机组单向割煤。
3、施工作业程序及主要工序检查：人员进入煤帮检查时，首先要停机闭锁查处隐患，进行敲帮问顶，专人观帮观顶，专人看管支架操作阀，并检查瓦斯浓度，只有在确保安全的情况下方可作业。
打眼：由于地质条件具体不详，如遇岩石较硬处需进行打眼放炮眼深、眼距根据现场情况而定。
装药：使用矿用安梯煤2—84号炸药，毫秒延期电雷管引爆。
装药必须采用正向装药，炮眼封泥采用水炮泥，水炮泥外剩余部分采用粘土炮泥填充，用炮棍捣实，并充满炮眼。
严禁用煤粉或其它可燃性材料作炮眼封泥。
装药与打眼不得平行作业。
深孔预裂弱化顶板技术在101工作面的应用杨超【摘要】为解决101首采工作面坚硬基本顶不易垮落,悬顶面积过大而造成安全隐患,通过对基本顶物理力学特征及岩层破断规律进行分析,针对性地制定了深孔预裂爆破方案,矿压观测表明,采用深孔预裂爆破,基本顶悬露面积及来压步距得到减小,有效保证了回采安全.【期刊名称】《煤矿现代化》【年(卷),期】2018(000)005【总页数】4页(P133-135,137)【关键词】基本顶;破断规律;深孔预裂;回采安全【作者】杨超【作者单位】汾西矿业集团中兴煤业公司,山西交城 030500【正文语种】中文【中图分类】TD235.331 工作面工程地质情况101综采工作面为某矿首采工作面，该工作面位于井田东北部，主要开采1号煤层，煤层厚度为5.82～0.7m，平均厚度2.46m，呈条带状结构，坚硬且具有韧性，平均倾角3°，为井田内大部分可采煤层，101工作开切眼宽度为6.5m，工作面采高为2.3m，采用一次采全高工艺采煤。
工作面运输平巷宽3.5m、高2.4m，回风平巷宽3.0m、高2.4m，1号煤层上方直接顶为0.5m厚的泥岩，基本顶为68m厚的沙砾岩，且没有明显的分层。
由于该基本顶岩层厚度大且垮落难，在破碎前无明显变形，工作面非来压期间，工作面顶板压力一般较小；当顶板悬露面积较大时，会发生突然垮落的脆性破坏，对工作人员及机械设备产生安全威胁。
通过岩石力学实验可知，厚硬砂砾岩单轴抗拉强度为2.38MPa，内聚力为3.25MPa，抗拉强度及内聚力较大，岩层厚且无明显分层，节理裂隙不发育。
基本顶可通过基本顶初次来压当量Pe来进行分类，如式1所示。
式中：Lf为基本顶初次来压步距，取54.5m；N为直接顶充填系数，取0；hm为煤层采高，取2.3m。
将上述值带入公式（1）计算可得Pe=1114.12，由表1中基本顶分级指标可知，该砂砾岩顶板为IVa级，顶板来压显现非常强烈。
表1 基本顶分级指标顶板分级Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ非常强烈Ⅳa Ⅳb分级指标Pe≤895895＜Pe≤975顶板来压不明显明显强烈975＜Pe≤1075 1075＜Pe≤1145 Pe＞11452 基本顶岩层回采期间运动力学及对策分析2.1 基本顶初次来压步距计算通过材料力学的方法，对工作面基本顶初次来压进行步距进行力学求解，将基本顶岩层看作是两端固支梁，随着工作面向前推进，顶板悬露面积增大，固支梁两端的弯矩增大，当固支端表面拉应力超过岩层的抗拉强度极限时，岩层会发生破断，则固支梁变为两端简支梁，如图1所示，简支梁中部弯矩会变大，当岩梁中间表面的拉应力超过岩层的的抗拉强强度极限时，岩梁发生断裂，形成铰接结构，如图2所示。
336工作面端头坚硬顶板的大面积悬顶，超过一定的极限范围时，将会发生大面积垮落，造成剧烈的动压现象，破坏力极强。
阳煤一矿位于山西省阳泉市西北部，井田位于山西省沁水煤田的北部，井田东西走向长14.5km，南北倾斜宽9.8km，井田面积83.6126km 2。
矿井为削弱81303工作面进风巷顶板上覆岩层储存的高应力，缓解采动对顺槽稳定性的影响，解决81303工作面进风巷悬顶问题（有时悬顶长度超过10m，不能及时垮落），保证81303工作面顺利回采；同时减小、转移邻近工作面回采巷道的围岩应力，减小煤柱应力集中效应，改善邻近工作面巷道掘进条件；提出81303工作面进风巷开展水力压裂切顶卸压工程技术实践[1] 。
1 工程地质条件1.1 煤层赋存特征81303工作面进风巷沿15#煤层顶板随层掘进；煤层厚度7.88～6.35m，平均厚度7.49m。
煤层倾角在1°～13°，平均倾角3°；工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤一次采全高采煤方法；工作面进风巷为矩形断面，巷宽5.2m，巷高3.7m，净面积19.24m 2；工作面正常涌水量为2.0 m 3/h，最大涌水量为20 m 3/h；分析煤岩层覆存情况，15#煤层上方有一层灰黑色砂质泥岩，平均厚度1.7m；上部是灰色的石灰岩，平均厚度达到2.5m，致密/坚硬，含动物化石；上部是灰黑色的泥岩，含黄铁矿结核。
1.2 地质力学测试1.2.1 钻孔结构观测通过测点的钻孔观测、钻孔水样记录及相关地质资料分析可得：（1）顶板上0～2.5m为泥质砂岩，岩层呈灰黑色，泥质胶结（其中0.2～0.6m裂隙发育，0.9m破碎明显，1.5～1.7m有明显横向裂隙）；（2）2.5～6.2m为石灰岩，岩层呈灰白色，致密坚硬（其中2.5-3.0m有明显的方解石岩脉，3.6～4.6m有少量的微裂隙，4.6～6.0m岩层完好）；（3）6.2～9.2m 为砂质泥岩，泥质胶结，岩层呈深黑色，有少量的泥岩夹层（其中7.9-9.2m裂隙发育，完整性差）；（4）9.2～15.9m为细砂岩，岩层呈深灰色，钙质胶结（9.4～10.7m为纵向裂隙，12.5m处为明显的横向裂隙，12.6～13.5m岩层完好，13.6～15.9m裂隙发育完整性差）；（5）15.9～20.1m为砂质泥岩，岩层呈灰黑色，泥质胶结。
*****煤矿1W402掘进工作面过煤层破碎带专项安全技术措施生产技术科2018.1.211W301措施上巷过地质构造带安全技术措施根据1W301措施上巷掘进现场实际情况，目前掘进工作面出现底板凸起抬升，从已揭露出底板测量，煤层底板抬升角度6-16°之间，煤层层理紊乱，煤体变软，巷道下帮侧碎裂成型较差，为了确保掘进期间的作业安全，加强工程质量管理，根据工作面顶板探查实际厚度，现特制订以下安全技术措施：一、掘进作业危险源辨识及评估二、加强工作面现场安全管理1、严格执行敲帮问顶制度，敲帮问顶由当班跟班队长执行，班长现场监护。
敲帮问顶使用的工具必须符合相关规定。
2、掘进司机割煤时，严格控制截割头摆动速度，缓慢割煤，减轻割煤时对煤体的扰动，不得出现超挖和欠挖。
3、巷道帮部支护必须及时跟进，对帮部存在垮帮预兆点要及时补充支护，对因帮部破碎导致支护失效的地点，必须及时补充支护。
4、在掘进割煤时，严禁靠近迎头的帮部有人员进行其它作业，防止炸裂煤块砸伤人员。
5、巷帮破碎带凸出煤体使用“十字镐”刷帮找平，并及时支护，对下帮破碎严重段，增加锚杆支护间距，即在原有支护中间增加一排锚杆，使锚杆呈五花眼布置。
6、加强地质预测预报工作，地测部门及时做好断层、破碎带的地质预测预报工作，便于及时采取相关技术措施指导生产。
三、加强支护安全措施针对巷道底板凸起抬升地质构造变化段，因巷道掘进坡度小于底板抬升坡度，导致巷道护顶煤增厚，根据工作面探查孔数据，孔深6.8m穿透煤层顶板至上部采空区，其中护顶煤厚1.9m、伪顶1.5m、直接顶3.4m，现有3m长锚杆锚固点位于伪顶层内，按现有支护方式，支护强度存在降低可能性，为了巷道施工安全和支护有效，制定以下强化支护措施：1、增加锚索支护密度和强度，将现有5.3m长锚索更改为6.3m 长锚索，支护间距由 1.6*2.7m变更为 1.6*1.8m，托盘规格为300*300*15mm。
阳煤一矿81303工作面深孔预裂爆破过地质构造带技术试验方案天地科技股份有限公司编制人：潘黎明2018年4月1试验背景与意义地质构造严重影响工作面正常生产，其主要表现为以下几个方面：（1）影响工作面产量和推进速度。
阳煤集团现有浅孔爆破方法一次处理的进尺小，不能与工作面生产平行作业，影响工作面的推进速度。
（2）增加了工作面安全生产隐患。
由于部分陷落柱或者断层褶曲岩石硬度较大，如采煤机进行强性截割，容易产生大量的火化，引爆工作面的瓦斯。
（3）增加了工作设备的损害。
对于坚硬岩层，对采煤机、破碎机、大溜等机电设备损害较大。
因此，为了实现构造区煤矿安全高产高效回采，需要研究切实可行的快速、硬过冲刷带方法。
281303工作面超深孔预裂爆破试验方案2.1试验工作面地质构造分布81303工作面采掘工程平面图如图1所示。
拟处理陷落柱为X6陷落柱，位于工作面中部靠近回风巷侧。
图1 81303工作面试验地质构造分布图81303工作面拟试验陷落柱分布情况如图2所示，陷落柱距离回风巷最近距离0m，最远距离17.5m，陷落柱尺寸为“倾向42.3m×走向52.3m”，陷落柱距离切眼264m~316m。
拟弱化区域为距离切眼283m~303m的20m区域范围内的陷落柱，弱化区域的前后区域均采用浅孔爆破方法通过，进而可以对比验证深孔爆破弱化效果。
弱化区域距回风切眼264m图2 81303工作面试验陷落柱分布图表1 巷道断面形状及规格表2.2 深孔预裂爆破试验方案2.2.1 钻孔本次爆破试验钻孔深度最深为17.5m，钻孔难度不大，但有必要对深孔及超深孔钻孔问题进行一些基本的介绍。
（一）深孔的钻凿与定位超深钻孔高质量的钻凿和准确定位是实现超深孔爆破关键和基础，因此，正确认识超深钻孔的偏斜机理和影响偏斜的因素，然后针对性这些因素进行改进才是解决问题的正确方法。
1、超深钻孔产生偏斜原因分析钻进过程中钻孔偏斜是主、客观因素共同作用的结果。
地质因素是钻进时的客观因素，技术和钻进工艺因素是钻进时的主观因素。
在不同的条件下，两类因素对钻孔偏斜的影响程度是不同的，有时地质因素是主导因素，有时技术和工艺因素是主导因素。
（1）地质因素影响钻孔偏斜的地质因素主要是钻进岩体的产状、硬度、研磨性、密度、矿物成分、变质程度及结构构造等。
地质因素影响的基础是岩体的非均质性，它对钻孔方向及钻孔特征有着多种作用。
岩石的层理、裂隙、断层、软硬互层、溶洞、卵砾石等结构构造使岩层具有非均质性，造成钻头在孔底受力不均衡，形成倾倒力矩，引起钻孔偏斜，其中层理和软硬互层对钻孔的偏斜最具影响。
地质因素是客观因素，一旦选定地层和钻孔的开孔参数，专业技术人员一般不会去改变地质情况，而主要利用钻孔在地层中的偏斜规律合理地设计钻孔轨迹。
（2）技术因素技术因素影响具体表现在以下几点：1）在开孔钻进中，因钻孔方位、倾角校放的不是很准确。
造成钻机立轴与钻孔不在同一条中心线上造成钻孔的偏斜。
2）开孔时立轴内的钻杆过长，立轴筒磨损间隙较大，容易使立轴产生较大的摆动，直接影响钻头在孔底钻进时的稳定性。
3）使用了弯曲的接首、钻杆等，都会使钻具连接后不正，导致钻孔歪斜。
4）在扩孔钻进中，因孔内各处的硬度、孔径大小不一致，钻头可在钻孔内左右移动，靠向孔内一侧，使受压弯曲的钻杆挠度加大，钻头轴线与钻孔的轴线不重合，不能和钻进方向保持一致。
（3）钻进工艺参数钻进工艺参数是指钻压、转速和钻井液等，钻进工艺参数的选取与所用钻进方法、地层情况、组合钻具所要达到的目的以及钻头的技术参数都有关系。
适当的调整钻进工艺参数决定着组合钻具能否很好地发挥作用。
例如钻压的大小直接决定钻具挠曲变形的大小，转速的大小决定回转产生离心力的大小，而离心力的大小决定挠曲变形和钻具自重对钻孔轨迹作用的程度。
所以为使组合钻具充分发挥调整钻孔轨迹的作用，应根据实际钻进情况，合理选用钻进工艺参数。
工艺因素影响具体表现在以下几点：1）钻机、钻具的组合使用不当。
不能根据钻孔岩性和使用钻机的特点合理配置钻机和组合钻具。
2）钻进施工时，误操作或钻机加压过大，导致钻杆产生严重的弯曲。
3）在松散或较破碎的煤层或岩层中钻进，使用的冲洗液量过大，会较严重地破坏孔壁，造成孔内局部的塌孔，至使孔径无故扩大。
加压钻进时，钻杆有弯曲空间，钻孔易产生偏斜。
2、预防钻孔偏斜措施从上述对钻孔偏斜的原因分析可知，为了保证钻孔质量，在钻孔施工过程中，贯彻“防斜为主，纠斜为辅；一旦偏斜坚决纠”的原则，因此加强对钻孔弯曲的预防工作是十分必要的。
预防钻孔偏斜，要看准主要问题，根据实际经验，应从引起钻孔偏斜的三个基本因素的分析，及时抓好以下几条原则：（1）正确开孔，保证开孔角度（方位角与倾角）符合设计要求；（2）在保证顺利钻进的前提下，采取一切措施，尽量缩小孔壁间隙；（3）粗径钻具长度适当，接起来不弯曲；（4）根据岩层的具体情况和施工的特殊需要，适当减小钻进压力；具体的实施方法，应当从以下几点出发：（1）保征安装质量。
地基要修平、要坚固，支架要安平、安正，机器要装平、装正和装稳。
（2）开孔前准确的找好主轴。
可靠地把钻机基脚和主轴变角装置固定牢固。
（3）钻机的有关部件，磨损过大的要换新的。
（4）适当地加粗径钻具。
（5）根据岩层情况，适当地减轻钻进压力。
遇到开孔、换径、换层、扩孔、溶洞、裂隙等情况，更应当把压力控制在最低限度。
3、钻孔防跑偏装置井下打钻过程中钻头所需推力由钻机推进系统提供，钻杆处两端受压状态，如图2所示。
图2 钻机钻进过程中“跑偏”示意图由于排屑的需要，钻杆的直径小于钻头的直径，即孔壁与钻杆外壁之间存在一个排屑间隙，而钻进过程中钻头与钻杆整个钻具处于两端受压状态，造成钻杆有一个微量的弯曲，进而引起钻孔的“跑偏”。
为了解决这一问题，在钻头的后方加装一个定向装置，如图3~图5所示。
定向装置有三部分组成：外筒、内管和辐射状支撑筋，其中内管直径和钻杆直径相同，用于和钻杆相连；外筒直径比钻孔直径略小，这样可以保证钻头后方的钻杆不会产生弯曲，进而防止钻进过程中的“跑偏”；外筒和内管之间以辐射状的支撑筋连接，支撑筋间留有空隙，用于排渣。
图3 钻杆加装定向装置图4 定向装置剖面图图5 定向装置实物图（二）钻孔设备工作面爆破打孔采用山东祥德机电有限公司ZDY4200L煤矿用履带式全液压坑道钻机，属于自行式、低转速、大转矩类型，适于采用复合片钻头施工深度约500m的大直径钻孔。
钻机特点：ZDY4200L型钻机及配套钻杆、钻头分别如图6，设备技术参数如表2。
炮孔孔径为Φ75mm，钻杆直径为Φ63mm，每根钻杆长度为1.5m。
本次爆破采用较大的钻杆，对于钻孔防跑偏具有重要意义。
采用PDC内凹三翼加强型钻头，钻头直径为Φ75mm，在硬度系数80~100MPa的复杂岩层中钻进适应力强，具有较好的稳定性，排屑利，进尺迅猛，是完成一般钻孔的首选工具。
可用于钻进瓦斯抽放孔、探放水孔、注浆孔、有色金属和水文地质勘探孔，及石油、天然气孔的钻进。
（a）ZDY4200L钻机（b）ZDY4200L钻机配套钻杆（c）配套钻杆钻头图6 ZDY4200L钻机及配套钻具表2 山东祥德ZDY4200L钻机技术参数（三）钻孔设计爆破打孔采用履带钻机施工，挪移固定方便，钻机扭矩4200，巷道内能摆放、退钻杆空间足够。
根据炮孔设计参数进行打孔，孔径为Φ75mm。
采用三翼金刚钻头打孔，钻头直径为Φ75mm，钻杆直径为Φ63mm，每根钻杆长度为1.5m。
钻头与钻杆之间的间隙较小，可减少钻杆摆动的幅度，利于成孔效果，且能够满足排渣需要。
本次深孔爆破孔原设计为五花眼布置，由于本钻机施工高度为1.2~1.6m，故改用三花眼布置方式，上排眼高度为1.6m，下排眼高度为1.2m见图7。
钻孔参数及施工要求见表3。
图7 钻孔设计图（3）施工要求2.2.2装药（一）装药被筒设计必须采用炸药被筒装药。
装药前要先将炸药装进被筒，制成被筒炸药，并保证合理装药密度。
装药时要将每节被筒炸药逐一可靠连接，推送到设计的装药位置。
为了使超深孔爆破的装药更为顺利、更为方便，根据爆破模拟实验和柱状药包爆破破裂区范围，特设计了适用于煤矿爆破壳体结构。
该壳体结构为PVC管材质，其外径为50mm、内径2mm；有效装药长度为2000mm，并且各壳体之间可以通过专用接头连接。
因此，采用这种壳体的装药结构，可以为装药和爆破带来如下好处：（1）具有抵抗爆炸冲击波或爆炸应力波的压缩作用，减小炸药动压减敏作用；（2）药包具有一定的刚度，使药包与炮孔之间更具有适应性，装药更为顺利和通畅；（3）各药包之间可以紧密连接起来形成药柱，并且它们的连接均具有一定的强度，在装药时可以使整个药柱自由进出，可以避免装药还没有装到位而卡在孔中而没有办法处理的情况，有利于爆破安全。
（二）装药量确定根据深孔预裂爆破的装药特点，即炮孔内采用连续装药结构，因此，装药量可以根据炮孔长度，计算出装药的药包个数，再乘以每个药包的药量即可。
根据上述装药壳体的设计，每个壳体大概能装药1.5kg左右。
因此，根据试验确定的炮孔长度计算试验爆破的总药量。
根据煤炭行业标准规定，多孔同时起爆时，各孔药量总和不超过500kg。
考虑到本次试验性质，初步定为工作面一次起爆1个钻孔，为了保证安全，一次爆破总药量不大于150kg为好，爆破图表如图8、表4。
后续试验成熟后，一次性起爆孔数量可以适度增大，一次起爆药量不超过200kg，起爆孔数不超过6个孔。
图8 超深孔预裂爆破设计方案俯视及正视图（三）装药工艺深孔扩裂爆破的装药是一个关键技术之一，装药好坏或顺利与否，关系到爆破效果的好坏和爆破的安全，因此，在进行装药时要按如下步骤进行。
1、装药前探孔装药前必须用PVC管先探孔，PVC管直径为50mm，如果PVC管能够顺利全部深入全长孔内，则炸药方可顺利装入。
探孔时，第一节PVC管采用用铁丝绑紧，推进靠后续PVC管顶住前面PVC管一节一节进入，退出时依靠拉铁丝全部退出。
探孔时如果遇到卡阻现象，说明孔内有打钻残渣、将高压水管接到炮棍上、使用高压水进行冲洗炮孔，然后再装药。
2、药包准备与加工本次试验由于没有现成的药包，试验时必须现场进行加工，可将PVC管加工成2m/节，加工时先将药包壳体清理干净，再将直径35mm的乳化炸药药卷装入已准备好的壳体内。
可在现场进行装药，边装药边推进药包。
3、装药装药时应有四人配合作业，孔口两人，一人抓住已装入的药包，另一个连接新药包，开始时可以两人用手直接将药包送入。
当药包加长到一定长度后，由于药包重量的增加，孔口的两人不能将药包送入孔中时，另外一人则用装药器辅助他们将药柱送入炮孔中，还有一人记录装入的药包个数。
当接入的药包全部连接好后，一次将所有药柱送入孔中。
