一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法

摘要

本发明公开一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，施工步骤包括：切眼深孔爆破强制放顶是使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，切眼前方岩层随着煤层开采冒落；双巷上断爆破是在预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破采用双巷上断；轨道顺槽下切爆破是基于双向聚能管切缝预裂控制爆破；轨道顺槽下切爆破弱化是在S2中轨道顺槽下切爆破的切缝爆破下部实施爆破弱化孔。本发明通过深孔弱化爆破主动增加切顶短臂岩梁的厚度，使巷道顶板的悬顶能留得住，悬得稳，同时冒落顶能充分垮落、碎胀和压实，对巷道顶板起一定的支撑作用，从而实现沿空留巷。

权利要求

1.一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，所述爆破施工方法包括如下步骤：步骤一：切眼深孔爆破强制放顶

使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，保证切眼前方岩层随着煤层开采冒落；

步骤二：双巷上断爆破

预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破采用双巷上断；

步骤三：轨道顺槽下切爆破

基于双向聚能管切缝预裂控制爆破；

步骤四：轨道顺槽下切爆破弱化

在步骤二中轨道顺槽下切爆破的切缝爆破下部实施爆破弱化孔；

所述步骤二中的双巷上断爆破方案如下：

爆破方案采用双向钻孔法，在风巷与机巷同时向岩体内部钻斜深孔，煤层顶板进行深孔爆破强制放顶；

爆破采用巷道双向钻孔法炮孔布置方式，即在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内打孔，由于人工装药困难且不安全，采用钻机送药柱，炮孔口用囊袋封堵，炮孔内注浆封孔；

所述步骤四中爆破弱化孔的方案如下：

S1：在轨道顺槽下切爆破后，沿空留巷前45‑55m范围内，在预裂爆破下部实施岩石爆破破碎；

S2：增加下部采空区破碎带，增加临空面，推进采空区上覆预裂岩石顶板冒落成巷；

S3：炮孔间距2.3‑2.7m，药卷为三级煤矿许用水胶炸药，装药长度为7.2‑7.7m，每隔

2.3‑2.7m装一发同段别电雷管，一次起爆最多为5个爆破孔，且依次装入1～5段雷管起爆，封孔为1.3‑1.7m长的囊袋，封孔7.5‑8.5小时后起爆。

2.根据权利要求1所述的一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，所述步骤一中的切眼深孔爆破强制放顶是使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，保证切眼前方岩层随着煤层开采冒落。

3.根据权利要求1所述的一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，所述步骤一中切眼深孔爆破采用爆破孔径为90‑100mm，所有炸药采用内装高威力三级煤矿许用水胶炸药的三级煤矿许用瓦斯抽采水胶药柱；

当采煤工作面开采四刀以后，沿采煤工作面实施切眼深孔爆破强制放顶，从轨顺左侧

0.5～1m范围钻取第一炮孔和第二炮孔，沿平行于采煤工作面一次间隔6‑10m实施第三炮孔至第九炮孔，第十炮孔与第九炮孔同一位置实施。

4.根据权利要求3所述的一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为(62‑65):(32‑37)混合均匀后，利用

2BQ15/2.0型气动式注浆泵通过注浆管压入炮孔内，直至返浆后即可，注浆凝固20‑28h后起爆，水泥消耗量为每米7‑8.5Kg；

装药时，角度小的为低段雷管，角度大的为高段雷管，每个炮孔内装两发周段雷管正向起爆；

雷管炮头先用绝缘胶带把连接头裹紧，再用自粘胶裹紧。

5.根据权利要求1所述的一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，所述轨道顺槽下切爆破方案如下：预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，通过如下方式确定：H缝＝(H煤‑ΔH1‑ΔH2)/(k‑1)

式中：ΔH1为顶板下沉量，单位为m；ΔH2为底臌量，单位为m；k为碎胀系数，其取值为1.3～1.5；

采用爆破孔径48‑52mm，孔深16‑20m，与水平方向角度73‑78度，双向聚能管改用外径为

31‑33mm，内径为26‑28mm，管长1480‑1520mm，炸药采用普通三级煤矿许用水胶炸药，双向聚能管的管内连续装药，装药长度为13‑15m，每爆破孔装药量为10.5‑10.8Kg，封孔长度为

3.5‑4.7m，采用4‑7m管长双囊袋，注浆囊袋长为1.1‑1.4m，管长双囊袋和注浆囊袋的间距为

0.6‑0.8m；

注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后，用注浆机注浆，当注浆泵压力达到1.4‑1.6MPa时停止注浆。

6.根据权利要求1所述的一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，其特征在于，所述步骤三中双聚能药管的具体装药方法如下：S1：在聚能管内全部连接无间隔放置三级煤矿许用水胶炸药卷，每一根聚能管沿切缝方向用安装定位块或防滑装置，以确保切缝方向为两孔的连线；

S2：每隔2.8‑3.1m装入一发同段别的煤矿许用电雷管，共4‑6发雷管，各发雷管的脚线保留18‑22cm长，并联于花线上；

S3：沿顺序依次每两个爆破孔装同一段别的雷管，一次起爆最多为6个爆破孔，由于装药量大，防止爆破震动对顶板的扰动。

说明书

一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种爆破施工方法，具体是一种用于切顶留巷三面上断单巷下 切爆破施工方法。

背景技术

[0002] 煤炭资源是国家的重要的基础资源，煤炭开采，尤其对于深井开采，保证 开采的安全是煤炭开采的重中之重，目前采用的机巷+风巷+开切眼回采方式， 具有较好的安全保证被普遍使用。由于煤田区域很大，需要划分很多区域，开 切眼长度不能太大，主要考虑支护压力，效率等方面，原来开采一个煤层为了 防止邻近采空区对瓦斯、防火、地压等影响，沿着采空区留设一段煤柱，再重 新巷道，造成了资源的浪费的同时，增加了施工周期。为了每次开采煤层时减少巷道的掘进的同时回收传统采矿方式中留设的保护煤柱。采用一定的技术手 段将上一区段的巷道重新支护留给下一个区段使用。这种留巷的做法是沿着采 空区边缘在原巷道位置保留就称为沿空留巷。沿空留巷可以最大限度回收资源。 避免煤体损失。减少巷道掘进量——缓解接续紧张；减少掘进队——节约大量 掘进费用；去掉区段煤柱——延长矿井寿命，提高社会效益。

[0003] 根据我国的实践经验和当前的技术水平，推行的无煤柱开采护巷分为沿空 留巷、沿空掘巷。其中沿空留巷这种无煤柱护巷方式有5种形式。各矿应该根 据具体情况选用合适合理的方案。大多数情况下对于条件适合的矿井都应当优 先采用留巷形式实施无煤柱开采。我国从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急 倾斜煤层，都已有沿空留巷的成功经验。

[0004] 其核心步骤如下：

[0005] 第一步是利用恒阻锚索对巷道顶板加强支护，以保证随后预裂顶板、切顶 时不影响自动形成的巷道质量；

[0006] 第二步是利用切缝钻机施工爆破钻孔，聚能爆破装置超前预裂顶板，在顶 板形成裂缝；

[0007] 第三步是利用矿山压力在采场周期来压时沿顶板裂缝自动实现沿空切顶， 将顶板切落下来，切落的顶板形成巷帮，同时借助岩石碎胀系数使岩石破碎后 的体积增大为原来的1.3倍，压实并隔断采空区，从而自动形成下一条回采巷 道。沿空留巷利用“五个利用”，即利用矿山压力，利用顶板岩体，利用原有支护，利用原有巷道或者利用已有的采场空间，利用岩石碎胀系数；实现了“三 个减弱”，即减弱周期来压，减弱采空区瓦斯，减弱煤层自燃；达到了两个目 标，即自动成巷，无煤柱开采。

[0008] 但是，在沿空留巷研究与应用中仍存在着不足之处，使得一些矿井尤其在 煤矿在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果，其中最主要的就是控制顶板 平整下来。为对于深部煤层，尤其是巨厚砂岩顶板，单纯的通过施工切缝孔爆 破，依靠矿山压力很难实现顶板的平整垮落为此，本发明提出了一种用于切顶 留巷三面上断单巷下切爆破施工方法。

发明内容

[0009] 本发明的目的在于提供一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方 法，通过深孔弱化爆破主动增加切顶短臂岩梁的厚度，使巷道顶板的悬顶能留 得住，悬得稳，同时又使冒落顶能充分垮落、碎胀和压实，对巷道顶板起一定 的支撑作用，从而实现沿空留巷；在深井煤矿上断下切沿空留巷，即通过四步 走上断下切爆破破岩，实现了沿空留巷顶板平整冒落。

[0010] 本发明的目的可以通过以下技术方案实现：

[0011] 一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法，所述爆破施工方法包 括如下步骤：

[0012] 步骤一：切眼深孔爆破强制放顶

[0013] 使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开 采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，保证切眼前方岩层随着煤层开采冒落。

[0014] 步骤二：双巷上断爆破

[0015] 预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破采用双巷上断。

[0016] 步骤三：轨道顺槽下切爆破

[0017] 基于双向聚能管切缝预裂控制爆破。

[0018] 步骤四：轨道顺槽下切爆破弱化

[0019] 在步骤二中轨道顺槽下切爆破的切缝爆破下部实施爆破弱化孔。

[0020] 进一步的，所述步骤一中的切眼深孔爆破强制放顶是使切眼煤层上覆岩层 与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开采，使切眼前后上覆岩层 产生断裂，保证切眼前方岩层随着煤层开采冒落。

[0021] 进一步的，所述步骤一中切眼深孔爆破采用爆破孔径为90‑100mm，所有炸 药采用内装高威力三级煤矿许用水胶炸药的三级煤矿许用瓦斯抽采水胶药柱。

[0022] 当采煤工作面开采四刀以后，沿采煤工作面实施切眼深孔爆破强制放顶， 从轨顺左侧0.5～1m范围钻取第一炮孔和第二炮孔，沿平行于采煤工作面一次间 隔6‑10m实施第三炮孔至第九炮孔，第十炮孔与第九炮孔同一位置实施。

[0023] 进一步的，所述步骤二中的双巷上断爆破方案如下：

[0024] 爆破方案采用双向钻孔法，在风巷与机巷同时向岩体内部钻斜深孔，煤层 顶板进行深孔爆破强制放顶。

[0025] 爆破采用巷道双向钻孔法炮孔布置方式，即在工作面风巷与机巷同时向顶 板岩体内打孔由于人工装药困难且不安全，采用钻机送药柱，炮孔口用囊袋封 堵，炮孔内注浆封孔。

[0026] 进一步的，所述注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为 (62‑65):(32‑37)混合均匀后，利用2BQ15/2.0型气动式注浆泵通过注浆管压 入炮孔内，直至返浆后即可，注浆凝固20‑28h后起爆，水泥消耗量为每米 7‑8.5Kg。

[0027] 装药时，角度小的为低段雷管，角度大的为高段雷管，每个炮孔内装两发 周段雷管正向起爆。

[0028] 雷管炮头先用绝缘胶带把连接头裹紧，再用自粘胶裹紧。

[0029] 进一步的，所述S3中的轨道顺槽下切爆破方案如下：

[0030] 预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，通过如下方式确定：

[0031] H缝＝(H煤‑ΔH1‑ΔH2)/(k‑1)

[0032] 式中：ΔH1为顶板下沉量，单位为m；ΔH2为底臌量，单位为m；k为碎胀 系数，其取值为1.3～1.5。

[0033] 采用爆破孔径48‑52mm，孔深16‑20m，与水平方向角度73‑78度，双向聚 能管改用外径为31‑33mm，内径为26‑28mm，管长1480‑1520mm，炸药采用普通 三级煤矿许用水胶炸药，双向聚能管的管内连续装药，装药长度为13‑15m，每 爆破孔装药量为10.5‑10.8Kg，封孔长度为3.5‑4.7m，采用4‑7m管长双囊袋， 注浆囊袋长为1.1‑1.4m，管长双囊袋和注浆囊袋的间距为0.6‑0.8m。

[0034] 注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后，用注浆 机注浆，当注浆泵压力达到1.4‑1.6MPa时停止注浆。

[0035] 进一步的，所述步骤三中双聚能药管的具体装药方法如下：

[0036] S1：在聚能管内全部连接无间隔放置三级煤矿许用水胶炸药卷，每一根聚 能管沿切缝方向用安装定位块或防滑装置，以确保切缝方向为两孔的连线。

[0037] S2：每隔2.8‑3.1m装入一发同段别的煤矿许用电雷管，共4‑6发雷管，各 发雷管的脚线保留18‑22cm长，并联于花线上。

[0038] S3：沿顺序依次每两个爆破孔装同一段别的雷管，一次起爆最多为6个爆 破孔，由于装药量大，防止爆破震动对顶板的扰动。

[0039] 进一步的，所述步骤四中爆破弱化孔的方案如下：

[0040] S1：在轨道顺槽下切爆破后，沿空留巷前45‑55m范围内，在预裂爆破下部 实施岩石爆破破碎。

[0041] S2：增加下部采空区破碎带，增加临空面，推进采空区上覆预裂岩石顶板 冒落成巷。

[0042] S3：炮孔间距2.3‑2.7m，药卷为三级煤矿许用水胶炸药，装药长度为 7.2‑7.7m，每隔2.3‑2.7m装一发同段别电雷管，一次起爆最多为5个爆破孔， 且依次装入1～5段雷管起爆，封孔为1.3‑1.7m长的囊袋，封孔7.5‑8.5小时 后起爆。

[0043] 本发明的有益效果：

[0044] 1、本发明爆破施工方法通过深孔弱化爆破主动增加切顶短臂岩梁的厚度， 使巷道顶板的悬顶能留得住，悬得稳，同时又使冒落顶能充分垮落、碎胀和压 实，对巷道顶板起一定的支撑作用，从而实现沿空留巷；

[0045] 2、本发明爆破施工方法在深井煤矿上断下切沿空留巷，即通过四步走上断 下切爆破破岩，实现了沿空留巷顶板平整冒落。

附图说明

[0046] 下面结合附图对本发明作进一步的说明。

[0047] 图1是本发明切顶留巷三面上断单巷下切爆破炮孔布置示意图；

[0048] 图2是本发明断裂孔与切缝孔剖面布置示意图；

[0049] 图3是本发明切眼爆破孔F沿切眼巷道布置图；

[0050] 图4是本发明切缝炮孔D与破碎炮孔E相对位置平面图；

[0051] 图5是本发明本发明轨道顺槽与运输顺槽断裂孔爆破煤层开采后原炮孔相 对位置剖面图；

[0052] 图6是本发明煤层未采时爆破流程图。

具体实施方式

[0053] 下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清 楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是 全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造 性劳动前提下所获得的所有其它实施例，都属于本发明保护的范围。

[0054] 在本发明的描述中，需要理解的是，术语“开孔”、“上”、“下”、“厚 度”、“顶”、“中”、“长度”、“内”、“四周”等指示方位或位置关系， 仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的组件或元件必 须具有特定的方位，以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限 制。

[0055] 结合图1‑图6所示，一种用于切顶留巷三面上断单巷下切爆破施工方法， 爆破施工方法包括如下步骤：

[0056] 首先针对轨道顺槽、运输顺槽和切眼进行调研采场布置，勘探待采煤层顶 板岩性、确定保留巷道，从而判断是否是厚硬顶板，确定非厚硬顶板采用常规 110功法进行爆破，如是厚硬顶板进行判断顶板关键层岩石延性，延性差采用常 规110功法进行爆破，延性好则沿煤层切眼巷道按照一定距离实施沿切眼向煤 层上方顶板施工超深孔爆破，损伤采煤面前后顶板，接着判断未保留巷道顶板 压力及变形情况，变形小不作处理，变形程度大分别沿保留巷道、未保留巷道按照一定距离实施上断超深孔爆破和沿保留巷道按照一定距离实施下切双向聚 能爆破，最后煤层开采顶板切眼位置、上断位置与下切位置破断垮塌，形成较 完成光滑岩墙，成为巷道帮部，配合巷道支护，留巷成功，具体爆破施工方法 如下：

[0057] 步骤一：切眼深孔爆破强制放顶

[0058] 使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产生爆破损伤，随着煤层开 采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，保证切眼前方岩层随着煤层开采冒落。

[0059] 切眼深孔爆破强制放顶是使切眼煤层上覆岩层与切眼后方上覆岩层中间产 生爆破损伤，随着煤层开采，使切眼前后上覆岩层产生断裂，保证切眼前方岩 层随着煤层开采冒落。

[0060] 本发明采用爆破孔径94mm(最好用孔径为75mm或79mm的钻头钻孔)， 由于丁集煤矿高地应力加之砂岩顶板具有以一定延塑性，低威力的炸药破裂半 径小，所有炸药采用内装高威力三级煤矿许用水胶炸药的三级煤矿许用瓦斯抽 采水胶药柱，规格为Φ63×1000mm×3300g/根。

[0061] 当采煤工作面开采四刀以后，沿采煤工作面实施切眼深孔爆破强制放顶， 从轨顺左侧0.5～1m范围钻取第一炮孔和第二炮孔，沿平行于采煤工作面一次间 隔8m实施第三炮孔至第九炮孔，第十炮孔与第九炮孔同一位置实施。

[0062] 炮孔沿平行于采煤工作面总长度64m，预计损伤范围为85m，具体炮孔参数 示意图如表1所示：

[0063] 表1切眼深孔爆破强制放顶工作面切顶留巷上断炮孔爆破参数表

[0064]

[0065]

[0066] 步骤二：双巷上断爆破

[0067] 预留巷道支护后，施工厚硬顶板超深孔预裂爆破采用双巷上断，损伤上覆 厚硬岩层，实现采空区上覆岩层强制冒落，有效提高垮落岩石的膨胀系数，进 而增大冒落系数，切断上覆岩层给预留巷道的顶板压力传递。

[0068] 双巷上断爆破方案如下：

[0069] 采用双向钻孔法，即在风巷(运输顺槽)与机巷(轨道顺槽)同时向岩体 内部钻斜深孔，煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，加大垮落带高度，使采空区 充填满实。

[0070] 本发明爆破采用巷道双向钻孔法炮孔布置方式，即在工作面风巷与机巷同 时向顶板岩体内打孔，双巷上断工作面切顶留巷上断炮孔爆破参数如表2所示：

[0071] 表2双巷上断工作面切顶留巷上断炮孔爆破参数表

[0072]

[0073] 由于人工装药困难且不安全，采用钻机送药柱，即钻一、装一、封一方式。

[0074] 由于人工用黄泥封孔不可靠，为保证封堵效果，炮孔口用囊袋封堵，炮孔 内注浆封孔，注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后， 利用2BQ15/2.0型气动式注浆泵通过注浆管压入炮孔内，直至返浆后即可，注 浆凝固24h后即可起爆，水泥消耗量约为每米8Kg左右。

[0075] 为了减少爆破对顶板的震动，装药时，角度小的为低段雷管，角度大的为 高段雷管，每个炮孔内装两发周段雷管正向起爆，装了雷管的炸药炮头先用绝 缘胶带把连接头裹紧，再用自粘胶裹紧。

[0076] 步骤三：轨道顺槽下切爆破

[0077] 基于双向聚能管切缝预裂控制爆破，保证预裂切缝质量的同时减少对预留 巷道顶板岩体的损伤。

[0078] 轨道顺槽下切爆破方案如下：

[0079] 根据两巷(运输顺槽与轨道顺槽)掘进地质资料，该工作面回采期间分为 第一工作面与和第二工作面两层煤合采和第一工作面煤顶回采，两层煤合采共 计475m、煤顶回采共计310m，具体见表3和表4。

[0080] 表3第一工作面与和第二工作面两层煤合采

[0081]

[0082] 表4主采第一工作面煤层

[0083]

[0084]

[0085] 预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，一般通过如下方式 确定：

[0086] H缝＝(H煤‑ΔH1‑ΔH2)/(k‑1)

[0087] 式中：ΔH1为顶板下沉量，单位为m；ΔH2为底臌量，单位为m；k为碎胀 系数，其取值为1.3～1.5。

[0088] 第一工作面与第二工作面煤层合采段采集方法如下：

[0089] 顶板主要为厚层细砂岩，顶板坚硬，顶板下沉量和底鼓量合计取值0.1m， 采空区顶板冒落煤矸石碎胀系数k取1.3，工作面采高H煤为4.0m时(切眼向 外475m段)，计算得H缝＝13m，结合顶板岩性情况及巷道的宽度为5.5m，切缝 高度为13m显然难以支撑这么宽巷道的顶板压力，综合考虑上述计算结果，切 缝孔深度初步设计为H缝＝18m。

[0090] 本发明类比张集矿1613A工作面工程实践，结果表明切缝角度在10‑20°区 间时有利于巷道稳定，较小的切缝角度可以减少顶板悬臂梁长度，最终设计轨 道顺槽下切爆破方案工作面轨顺留巷竖直方向切缝角度为15°。

[0091] 采用双向聚能爆破预裂技术，切缝孔间距设计为550±50mm。装药参数通过 现场试验确定。

[0092] 首先根据方案设计进行单孔试验，确定合理的装药量和封堵长度，再进行 间隔爆破，观察两相邻装药孔间空孔内裂纹情况，如两相邻装药孔间空孔裂纹 未达到裂缝率要求标准，再进行一次连续爆破试验，最终确定一次爆破孔数以 及爆破方式等。

[0093] 本发明采用爆破孔径50mm，孔深18m，与水平方向角度75度，双向聚能管 改用外径为32mm，内径为28mm，管长1500mm。炸药采用普通三级煤矿许用水胶 炸药，规格为Φ27×430mm×330g/卷，参数如表5所示，双向聚能管的管内连 续装药，装药长度为14m，每爆破孔装药量为10.7Kg，封孔长度为4m，采用5m 管长双囊袋，注浆囊袋长为1.3m，两囊袋间距为
0.7m。

[0094] 注浆采用PC42.5R或PC42.5水泥与水的配比为65:35混合均匀后，用注浆 机注浆，当注浆泵压力达到1.5MPa时停止注浆。

[0095] 表5轨道顺槽下切工作面切顶爆破参数表

[0096]

[0097] 双聚能药管的具体装药方法包括如下：

[0098] 先在聚能管内全部连接无间隔放置Φ27mm×430mm×330g的三级煤矿许用 水胶炸药卷，每一根聚能管沿切缝方向用安装定位块或1根防滑装置，以确保 切缝方向为两孔的连线。

[0099] 每隔3m装入一发同段别的煤矿许用电雷管，共5发雷管，这5发雷管的脚 线只保留20cm长，并联于花线上。

[0100] 由于装药量大，防止爆破震动对顶板的扰动，沿顺序依次每两个爆破孔装 同一段别的雷管，一次起爆不得超过6个爆破孔。

[0101] 具体雷管段别见表6，且要求钻孔爆破后才钻下一组爆破孔，目的防止上一 组爆破后把下一组的爆破孔炸塌无法装药。

[0102] 表6切顶爆破孔雷管段别

[0103]

[0104] 步骤四：轨道顺槽下切爆破弱化

[0105] 在切缝爆破下部实施爆破弱化孔，确保切缝下部岩石有效垮落，保证采空 区顶板落的实，防止瓦斯堆积和防止采空区火灾发生。

[0106] 爆破弱化孔的方案如下：

[0107] 在轨道顺槽下切爆破爆破后，沿空留巷前50m范围内，其切缝下部的岩石 为完整岩层，无法破碎，要求在预裂爆破下部实施岩石爆破破碎，增加下部采 空区破碎带，增加临空面，推进采空区上覆预裂岩石顶板冒落成巷，爆破孔设 计见表7所示，炮孔间距2.5m，药卷为Φ35mm×330mm×330g三级煤矿许用水胶炸药，装药长度为7.5m，每隔2.5m装一发同段别电雷管，一次起爆不超过5 个爆破孔，且依次装入1～5段雷管起爆，封孔为1.5m长的囊袋，封孔8小时 后起爆。

[0108] 表7爆破弱化孔工作面切顶留巷下碎孔爆破参数表

[0109]

[0110] 在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“示例”、“具体示例” 等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含 于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表 述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或 者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。

[0111] 以上显示和描述了本发明的基本原理、主要特征和本发明的优点。本行业 的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中 描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明 还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。