爆破冲击波

爆破冲击波（共4篇）

爆破冲击波 篇1

0 引言

随着我国经济迅猛发展, 更多地向地下空间得到发展, 大量地下铁道、铁路及公路隧道、水工隧道被开挖, 所以, 研究地下工程开挖爆破冲击波的传播衰减规律, 有一定的实际意义。

迄今, 大量专家学者对此进行研究。Seinov and Chevkin[1]早期已发现应力波的衰减取决于裂隙的数量、宽度以及填充物的波阻抗等性质;Yu and Telford[2]发现单节理在受载荷情况下仍能反射频段在60Hz至1k Hz入射波96%的能量;Stephansson[3]等人在现场试验中观测到, 应力波透过一节理层传播时, 应力波的透射率会随着入射波能量的增加而增加;李夕兵[4]用摩尔库仑强度准则描述的界面模型来研究应力波在软弱结构面的传播过程;卢文波[5]得到了透反射系数, 并解释了结构面的低通滤波特性;韦晓乾[6]试验模拟了应力波在花岗岩节理岩体中的传播, 分析了节理宽度、节理层填充物的含水量以及入射波能量等因素对波传播规律的影响。石崇[7]等采用射线理论推导了SV波穿越线性节理的透反射解析解, 利用等效应变假设原理, 分别采用Goodman和Duncan模型节理面的非线性变形, 考察节理面透反射性能受方向与切向非线性位移的影响。

1 模型试验设计

1.1 试验模型

危岩破坏激振效应试验模型如图1所示, 模型尺寸200cm (长) ×200cm (高) ×100cm (厚) 。危岩体由2700多块尺寸为24cm (长) ×11.5cm (宽) ×5.3cm (厚) 的红砖叠加而成, 中间留一个20cm (长) ×20cm (宽) ×100cm (厚) 的岩腔。

1.2 试验荷载

在预留岩腔中间的上侧, 通过火药进行爆破作用

1.3 测试方法与测试内容

以岩腔为起点, 沿垂直于斜层方向布置8个测点, 每个测点之间的距离为11.5cm, 在测点中心粘贴DH311E型压电式加速度传感器 (图1和图2) ;采用DH5922型动态频谱测试仪 (采样频率为10000Hz) , 记录8个测点在爆破瞬间由传感器输入的激振信号, 即振动加速度。

1.4 试验过程

试验过程程序:建造试验模型并安装完成→安装加速度传感器并连接到动态频谱测试仪→在作用点安装火药→点燃火药并由动态频谱测试仪连续记录主控结构面扩展及危岩突发性破坏瞬间各个加速度传感器表征的激振加速度, 获得了10万多个危岩破坏激振加速度测试数据。

2 试验结果分析

2.1 危岩破坏激振加速度

火药的爆炸对试件产生巨大的冲击作用, 各测点的振动加速度记录如图3 (只列举出Y方向) 。

2.2 数据分析

试验模型各测点x方向和y方向的加速度最大值-图4, 1、2两点x方向振动加速度曲线图-图5, 可见:

第一、距离爆破作用点越近, 激振加速度峰值越大、频谱密度越大, 如1#测点x方向的最大激振加速度为-123m/s2、y方向的最大激振加速度为-116m/s2, 位于2#测点x方向的最大激振加速度为39m/s2、y方向的最大激振加速度为77m/s2。

第二、距离爆破点越远, x、y方向振动加速度的大小是先增大后减小, 后面加速度增大是因为边界问题, 开始的冲击波在遇到边界之后会发生折射和反射, 导致冲击波到了后面会产生叠加, 导致后面测点的振动加速度会有增长的效果。

第三、1、2两测点之间相距0.115m, 冲击波在固体中的传播速度为2000m/s, 即在没有裂隙的条件下, 两点之间的时间间隔为5×0.1ms, 从图5中可以得到:在有裂隙的条件下, 1、2两点之间的时间间隔为30×0.1ms三个测点中, 所以可以得出, 裂隙对冲击波的传播有延迟的作用。

3 结论

(1) 以灰岩中的隧道为例, 建立了冲击波在斜层围岩中的传播的试验模型, 拟定了详细的试验方案, 并进行了室内模型试验, 获得了10万多个激振加速度测试数据, 为冲击波在围岩中的衰减分析提供了重要试验数据。 (2) 试验结果分析表明, 离爆破作用点距离越近, 应力衰减越厉害, 离爆破作用点距离越远, 应力衰减越缓慢。 (3) 试验数据表明, 冲击波的传播存在边界效应, 在实际爆破过程中, 山顶也存在放大效应, 与实验结论相符合。 (4) 分析表明, 应力波在含裂隙的岩体传播, 由于裂隙的作用, 会造成局部的应力集中, 改变动态应力场, 后继传递能量减少, 造成裂隙岩体比均质岩体能量衰减更快, 并且伴有延迟的现象。

参考文献

[1]Seinov N P, Chevkin A I.Effect of fissure on the fragment at ion of a medium by blasting[J].Journal of Mining Science, 1968, 4 (3) :254-259.

[2]Yu T R, Telford W M.An ultrasonic system for fracture detection in rock faces[J].Canadian Mining and Metallurgical Bulletin, 1973, 66 (7) :96-106.

[3]Stephansson O, Lande G, Bodare A.A seismic study of sllallow jointed rocks[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences and Geomechanics Abstracts, 1979, 16 (5) :319-327.

[4]李夕兵.论岩土软弱结构面对应力波传播的影响[J].爆炸与冲击, 1993, 13 (4) :334-342.

[5]卢文波.应力波与可滑移岩石界面间的相互作用研究[J].岩土力学, 1996, 17 (3) :70-75.

[6]韦晓乾.应力波在节理岩体中传播模型实验研究[D].广西:广西大学, 2007.

[7]Yu J.Effects of single joint with different nonlinear normal deformational behaviors on P-wavepropagation[C]//Proceedings of the 2nd International Conference on Geotechnical Engineering for Disaster Mitigation and Rehabilitation.Berlin, 2008:458-465.

爆破冲击波 篇2

近年来,我国的煤炭事业取得了巨大的发展,在煤矿建设机械化的过程中,多种大型设备有利的支持了矿井安全建设,各类煤矿事故率显著降低。但是随着矿井开采深度的增大,矿压剧增,顶板问题突出,煤矿顶板事故层出不穷,轻则导致顶板沉降、支架回缩、巷道壁片帮,重则就会发生冒顶、底鼓、支架受损、巷道破坏等现象,严重影响了煤矿企业正常的生产经营活动。井下爆破产生的冲击波是造成顶板事故重要的原因,爆破冲击波在巷道中衰减时间长,对顶板冲击强度大,能够扩大顶板裂隙,降低围岩强度,增加顶板事故的危险系数。本文主要介绍冲击波对顶板作用下的顶板失稳破坏机理并提出防治措施。

1 冲击波简介

冲击波主要分为正向冲击波、反向冲击波。炸药发生爆炸后,在高温、高压气体的作用下,炸药附近的空气以极大的速度向四周扩散,从而在所经过的路程上形成威力巨大的冲击波,称为正向冲击波。反向冲击波是由于爆炸发生后,由于爆炸气体从爆源点高速向外冲击,加上爆炸后生成的部分水蒸气很快冷却和凝聚,因而在爆源附近就形成了气体稀薄的低压区,在巨大的压差的作用下,爆源周围的气体以极高的速度反向冲回爆源处,如此便形成反向冲击波[1]。正向冲击波的冲击气流是高温、高压气体,在高温高压气体的左右下造成人员伤亡、巷道和器材设施破坏,同时容易使煤尘飞扬,导致煤尘爆炸,引发二次事故。反向冲击波的能量与正向冲击波的能量相比较小,但反向冲击波是在正向冲击波的叠加作用下产生的,其主要传播途径是正向冲击波已经破坏的区域,因此造成的破坏效果更加严重。

2 冲击波对顶板作用的失稳机理

爆破产生的冲击波在宏观上是一种高压、高速、高密度运动的压缩波,在运动过程中会对顶板壁造成强烈的冲击破坏效应,迫使顶板的围岩应力场迅速做出调整,如果能够使应力场处于平衡状态,顶板则处于基本稳定状态,否则将诱发岩体内的弹性应变能突然释放导致顶板将失稳破坏。

煤矿巷道爆破施工中,一般认为,爆破产生的冲击波对顶板破坏是一种渐进的发展过程,在爆破冲击波的作用下顶板一般表现为出现裂缝、裂缝发育、继续开裂以及顶板被破坏导致坍塌。巷道顶板岩层在冲击波的作用下产生裂缝,裂缝,在重复拉剪作用下有局部岩体发生破碎,脱离岩层表面。同时冲击波向巷道四周传播,巷道产生向下位移,当冲击能较小时,巷道顶板和四周围岩发生变形,表现为由顶板向两帮逐渐扩展。冲击应力波在巷道传播传播时,通过不断冲击、重复作用作用于顶板,造成岩体破坏,同时冲击波破坏作用下的顶板上部岩层发生转移,主要原因在于,在高速、高压冲击波作用下顶板上部的岩层出现裂缝,并不断发育,顶板垮落后,上部岩层在自身重力作用下而整体发生塌落[2]。

3 防治措施

防止冲击做作用下导致顶板失稳的方法主要有按照操作规程装药爆破、及时充填采空区、构造排泄通道及时疏导冲击波。

3.1 按照操作规程装药爆破

为降低冲击波的强度,应控制单次最大起爆炸药量,采用延时起爆技术,将爆区总药量均匀分布到各个需要爆破的部位,使爆炸能量最大限度地得到有效利用,将产生爆炸冲击波的无效能量减至最低限度[3]。改进装药结构,确保填塞质量,严禁无填塞装药。尽量避免在清晨、傍晚等有利于爆破冲击波传播的条件下实施爆破。

3.2 及时充填采空区

及时充填采空区能够最大限度降低围岩移动和变形的空间,有效控制地压活动。对于采空区,及时充填是解决爆破冲击波问题的最直接、最有效的措施。随着矿井开采深度的增加,地压日益增大,矿井中小规模顶板冒落事件不断,而填充采空区是控制顶板冒落得最有效的途径,同时也能够有效控制地表沉陷,保护地面建筑物的安全[4]。

3.3 构造排泄通道及时疏导冲击波

通过人为的构筑疏导、排泄通道,对爆破产生的空气冲击波合理分流,最大限度地降低冲击波压力强度,减小冲击波对周围作业人员、井下设备及构筑物的损坏程度。一般的疏导构筑物的常见做法是开凿天窗,使冲击波传播通道与地表相贯通,形成高压气流的排泄通道,最快限度的降低冲击波压力,减少对顶板的作用时间,有效防止顶板失稳[5]。

4 结论

顶板失稳事故对煤矿的安全影响巨大,井下爆破产生的冲击波对顶板失稳有重要影响,本文通过介绍冲击波的自身特点、冲击波对顶板失稳的作用机理以及针对冲击波对顶板作用的特点,提出相应的防治措施,对于预防爆破冲击波作用下的顶板事故具有一定的指导意义。

摘要：顶板事故是我国煤矿生产中的常见事故灾害,诱发顶板事故的原因比较复杂,井下爆破作业是导致顶板稳定性发生变化的重要原因之一。本文通过阐述冲击波的特点,分析冲击波作用下的顶板稳定性的失稳机理,并提出了不同的防治措施。

关键词：煤矿,爆破冲击波,顶板稳定性,防治措施

参考文献

[1]刘畅,覃敏,彭云.大面积顶板失稳诱发空气冲击波灾害时程特性研究[J].中国安全生产科学技术,2014(05):49-55.

[2]王剑.控制和防护爆破冲击波的方法探讨[J].科技促进发展,2010(S1):2.

[3]于根旺.对巷道顶板事故防治的思考[J].科技致富向导,2012(26):284+314.

[4]刘文岗.浅埋大采高综采工作面矿压显现特征及顶板灾害机理分析[J].煤矿开采,2011(05):73-75+80.

爆破冲击波 篇3

1 工作面概况

本区位于三水平北17层三、四区一段;煤层赋存稳定以块状亮煤为主, 含少量暗煤, 走向185°~195°, 倾角27°~32°。煤层厚8.21m-12.94m, 煤层直接顶为4.0~7.0m的灰色细砂岩, 以石英长石为主, 含少量黑色矿物, 老顶为30~40m的浅灰、灰白色中、细砂岩, 以石英、长石为主, 底板为4.0~7.0m的凝灰质粉砂岩, 与上覆11层间距140~170m, 与下伏21层间距60~70m。北部回风巷设计长度为985米, 与上段 (二水平北17层三四区三段机道) 煤柱倾斜最小距7—8米, 最大25米, 北部回风巷施工245米至265米时过二水平北17层三、四区分区煤柱, 两侧均为上段停采放顶线, 属高应力集中区域, 为冲击地压重点防预区域和危险区域。

2 采用煤层卸压爆破方式及参数

2.1 三水平北17层一段北部回风巷施工采用边卸压边掘进

煤层卸压爆破孔布置:在场子头距巷道底板0.8米、距下帮1米、3米, 间距2米、按施工中心方向坡度0度向前施工2个煤层卸压爆破孔, 长度不小8米, 距巷道底板0.3米、距下帮1米、2.5米, 间距1.5米、按-25度向下施工2个, 长度6米;下帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米沿煤层倾角向施工1个卸压爆破孔, 长度6米;场子头每次卸压距离8米, 场子允许向前施工4米, 场子必须在卸压范围内施工。

2.2 当防冲大队采用KBD5便携式电磁辐

射仪、钻屑法监测到场子头有冲击危险时, 对该区域上帮、底板及下帮采取煤层卸压爆破方法进行处理。

迎头:距巷道底板0.3米、距下帮1米、间距0.9米、按-25度向下施工4个卸压爆破孔, 长度6米。

距巷道底板0.8米、距下帮1米、间距0.9米、按施工中心方向坡度0度向前施工4个卸压爆破孔, 长度不小8米。

上帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米按-10度施工1个卸压爆破孔, 长度8米。

下帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米沿煤层倾角向下帮施工1个卸压爆破孔, 长度6米。

2.3 煤层卸压爆破孔用10米煤套钎子打,

套钎子每套10根, 每根1米。钎子头直径42mm, 卸压孔直径42mm。

2.4 卸压爆破孔每孔装药量为3kg (长度6

米的为2kg) , 每5管火药用一个引药、正向装药、孔内并联。

2.5 装药时用六棱钎子杆作炮棍, 但前端接一根0.7米长的6分胶管用以绝缘。

2.6 封孔使用3个水炮泥, 水炮泥以外用粘土或黄土炮泥封实不得小于1.0米。

2.7 放炮前, 工作面所有人员必须全部撤

出, 并设专人警戒, 警戒距离距放炮地点半径不小于150米, 躲炮时间不少于40分钟。

3 煤层卸压爆破的形式

煤层卸压爆破是在已确认具有冲击危险的区域或有冲击地压倾向的煤层, 通过对煤体实施爆破, 以达到解除冲击危险的一种冲击地压防治措施和手段。

煤层卸压爆破按施工作用可分为煤层松动爆破、煤层卸压爆破和煤层诱发爆破三种形式。

3.1 煤层松动爆破是指在煤层尚未形成高

应力集中或不具有冲击危险但预测掘进过程可能有冲击危险的煤层实施爆破, 以改变煤体的物体力学性质, 从而使得煤层冲击危险性降低, 避免煤体中弹性能的过于积聚, 以防止冲击地压的发生。

3.2 煤层卸压爆破是对已形成冲击危险的

区域煤层进行爆破, 使煤体中的应力集中程度下降, 煤体中支承压力峰值位置向煤体深部转移, 从而降低冲击危险性。

3.3 煤层诱发爆破是对具有较高冲击危险

性的煤层实施爆破, 通过爆破形成的应力波与高应力煤体的应力迭加, 进一步增加煤体中的应力集中程度并诱发冲击地压, 即通过选择合理的爆破参数、爆破时间和地点, 在爆破动应力的作用下, 诱发强度可控、较小的冲击地压的发生, 从而避免, 灾害性、较大的冲击地压的发生。

4 煤层卸压爆破作用机理

4.1 动力作用及效果

4.1.1 爆破的动态过程。爆破是一个极其复

杂的动态过程。由钻孔爆破学可知, 钻孔中的药卷起爆后, 爆轰波就以一定的速度向各个方向传播, 爆轰后的瞬间, 爆炸气体就已经充满整个钻孔, 爆炸气体的超压开始同时作用在孔壁上, 压力将达几千到上万Mpa。由于爆破过程是在瞬间完成的, 爆炸气体的压力是以冲击荷载的形式作用在孔壁周围的, 因此, 在煤岩体内必将产生冲击波。随着波阵面离开药包距离的增加, 其能量扩散到越来越大的区域中, 直到某一区域 (约2~5r0、r0为药卷半径) 冲击波衰减为应力波。随着传播距离的增加, 应力波的能量降低, 最后衰减为爆炸地震波。

4.1.2 裂隙形成原理。炸药在煤层钻孔中爆

炸后, 爆源附近的煤体因受高温高压的作用而压实, 强大的压力作用, 使爆破孔周围形成压应力场。压应力作用的结果必然引起压缩变形 (压应变) , 使压应力场内煤岩体产生径向位移;在切向方向上将受到拉应力作用, 产生拉伸变形 (拉应变) 。由于煤岩体的抗拉伸能力远低于抗压能力, 故当拉应变超过破坏应变值时, 就会在径向上产生裂隙。

以上径向裂隙、切向裂隙、剪切裂隙相互交叉、贯通并在爆炸气体的膨胀压力作用, 向爆炸孔周围扩展, 形成一定的裂隙区域。

4.1.3 动态扰动作用。从以上分析可以看

出, 炸药爆炸后, 爆破孔周围一定区域内必将产生冲击波和弹性应力波。在裂隙区域以内, 由于冲击波和应力波的结果使煤岩体产生大量各种裂隙, 使煤岩体结构受到破坏。因此, 在此区域内可以忽略动态扰动作用。对距离爆破孔较远的区域, 即裂缝区以外区域, 尽管煤岩体结构没有受到破坏, 但由于爆炸引起的应力波的传播, 使这部分的煤岩体获得一定的动能, 产生一定的动应力。如果该部分的煤岩体在爆破前已处于严重的冲击危险状态下, 那么爆破的结果就有可能引起冲击地压的产生, 通常称之为诱发爆破, 实质上这也是卸压爆破的一种形式或效果。由此可以看出, 爆破的动态扰动作用是煤层卸压爆破防治冲击地压的作用之一。

4.2 静态后果

爆破的动态过程是极其短暂的, 当爆破的动态过程结束后, 爆破孔周围煤岩体将形成三个区域:破碎区 (压碎区) 、裂隙区 (破裂区) 以及非破坏扰动区 (弹性区) , 它们依次远离爆腔。煤层卸压爆破后, 由于上述各区的出现, 必将使煤岩体的承载能力降低, 煤岩体的应力重新分布, 煤岩体中能量积聚与转移规律发生改变, 形成一定的卸压区域, 减弱或消除煤体的冲击危险性。

煤层卸压爆破的结果就是改变煤体的静载大小, 使之在一定范围内降低到较低水平, 不足以引起冲击地压。

5 煤层卸压爆破的优、缺点

优点:对各种生产地质因素均有良好的适应性, 施工机具简单, 操作方便、实施时间和地点灵活机动, 对地质条件和生产条件的要求不高, 适合冲击倾向煤层的广泛应用。

缺点:是卸压延续时间较短, 很短时间裂隙沉实, 应力还原, 卸压有效期短, 在高应力区域应加强日常监测和及时采用其它的卸压方法 (顶板预裂爆破、大孔径煤层卸压孔、煤层注水等) 配合。

摘要：本文论述了煤层卸压爆破的形式及煤层卸压爆破作用机理, 煤层卸压爆破的参数和煤层卸压爆破的优、缺点分析。

关键词：冲击地压,煤层松动爆破,煤层卸压爆破,煤层诱发爆破

参考文献

爆破冲击波 篇4

桃山煤矿位于七台河矿区西部, 东部以桃山断层为界, 西部以F11、F6和F3号断层为界, 走向倾斜约5km, 矿区面积25km2。矿井区域以F6断层分成南北两个区域, 南部区域地质条件复杂, 开采深度-400米以上, 以中厚煤层为主;北部区域地质构造相对简单, 薄煤层为主, 北部开采较早, 目前开采-400以下, (矿井地面标高+190米, ) 进入-400以后, 一、三采区位于北部区域, 目前我矿冲击地压全部发生在北部区域。

1 桃山煤矿一采区冲击地压及瓦斯概况

1.1 冲击地压历史。

桃山煤矿最早一次发生冲击地压是在2001年, 一采区42017采煤队回采93#左四片, 其标高-388米, 发生在回风上巷, 标高-282米, 工作面回风上巷留垛掘送超前出口, 煤垛4×3米, 掘送超前眼时, 发生冲击地压, 煤体抛出, 击伤人员2人, 出货量2吨左右。

2002年6月, 42017采煤队回采93#右四片降段, 上巷标高-362米, 先后发生三次冲击地压, 均发生在上出口, 工作面20米范围, 上巷40米范围, 最严重一次, 上巷超前支护37米内巷道煤岩抛出, 封闭断面五分之四。受伤人员3人。2005年42017回采93#右一片, 先后发生11次小型冲击地压。2007年6月42017回采85#右二片, 先后发生多次冲击地压, 伤及3人。2007年10月42035回采79#左四片 (标高-363米) 发生多次冲击地压, (工作面上头, 伤3人) 。2010年3月42035回采79左六片, (标高-425米) 发生多次冲击地压, (工作面机组牵引部被弹出煤体切断, 未造成人员伤亡) 。

由上可知, 桃山煤矿冲击地压多发生在回采工作面的上端头 (工作米倾向20米, 上巷走向30米) 区域和回采工作面的中下部区域。

1.2 一采区瓦斯情况。

桃山煤矿一采区可采煤层为85#、90#、93#, 采高分别是1m、0.7m、0.9m, 其中85#、93#层均有冲击倾向, 且都为高瓦斯煤层, 一采区历年瓦斯涌出情况见表1。

2 冲击地压及瓦斯管理措施

2.1 监测系统。

由于冲击地压是一种瞬时性破坏动力灾害, 灾害从发生到结束往往在几秒钟之内, 破坏力巨大, 因此, 提前的预测、预报就成为了治理灾害的重要工作, 为了有效的对冲击地进行预测从而给治理工作赢得时间。桃山煤矿先后采用KBD-7在线式电磁辐射监测仪24小时监控分析能量释放趋势, 采用KBD-5便携式电磁辐射监测仪每小班对工作面上巷50米--工作面-工作面下巷50米范围进行监测, 后期引进波兰SOS微震监测系统对全矿整体经行监测, 一旦发现能量波动异常时, 及时通知井区经行治理。

通过对比深孔爆破前后的电磁辐射波形图, 从而凸显出深孔爆破在冲击地压管理中的重要所用。

2.2 高位抽放巷的应用。

由于93#煤层为高瓦斯煤层, 瓦斯很容易积聚, 造成瓦斯超限, 影响安全生产, 通过在93#煤层顶板老顶处超前掘送高位抽放巷 (见图1) , 一方面, 回采期间对上隅角瓦斯的回路增加了回风通路, 防止了瓦斯积聚, 避免了安全隐患, 同时使高浓度瓦斯分流, 降低了回风瓦斯浓度;另一方面通过在煤层顶板送出的巷道 (包括后期的联络横川) , 在掘进期间的爆破产生的震动效应, 使岩体松动, 形成松动圈, 切断了煤层上部区域的老顶, 能够缓解煤层顶板的应力集中, 为后期回采期间的深孔爆破创造了前提条件。

2.3 深孔断顶爆破。

回采期间, 由于煤层顶板坚硬, 不易垮落, 在高位抽放巷联络横川内, 沿工作面推进方向, 在横川两侧布置钻孔, 钻孔最终打到距煤层8米范围的老顶, 当工作面推进至距钻孔终孔位置5米左右, 布置好警戒, 一次性起爆, 人工断顶, 促使顶板断裂, 随着回采进刀, 避免了采后悬顶造成应力集中导致能量积聚, 突发冲击地压的危险性。顶板爆破卸压钻孔设计参数见表2。

其中单号钻孔用于爆破卸压, 双号钻不装药, 只用于卸压。

顶板爆破卸压钻孔装药及爆破方法:采用煤矿用乳化炸药放炮卸压, 全部采用瞬发电雷管放炮。爆破方式采用单回路双母线瞬发串并联深孔爆破, 钻孔炸药孔隙比为1:1。放卸压炮时, 每个钻孔内装药为Ф25乳化炸药, 药卷总长度为6米, 34卷, 单孔装药量为4.25Kg (按乳化炸药计算) , 联络巷最内侧钻孔用于装药, 爆破卸压, 每孔封泥长度不得小于3米。

3 结论

在42017采煤队回采93#右三片期间, 通过高位抽放巷的利用, 以及联络横川内深孔爆破技术的实施, 降低了工作面上隅角瓦斯管理的难度以及回风瓦斯浓度, 对煤层顶板压力起到了有效地控制作用, 对今后回采有冲击地压倾向的高瓦斯煤层治理工作积累了经验。

摘要：冲击地压是在矿山生产中发生的一种煤岩动力灾害, 在高瓦斯矿井会造成瓦斯异常涌出, 对井下生产系统具有严重的破坏作用, 会造成重大的人员伤亡和经济损失。通过桃山煤矿在回采一采区93#右三片过程中采取超前掘送高位抽放巷、深孔爆破等防治措施, 有效地释放了采煤上巷顶板压力, 避免了应力集中, 减少了冲击地压的发生频率, 同时避免了上隅角瓦斯积聚, 降低了回风瓦斯的浓度, 保证了安全, 减少了人员伤亡及经济损失。

关键词：冲击地压,高位抽放,深孔爆破,高位切顶

参考文献

[1]窦林名, 何学秋.冲击矿压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001:1-17.

[2]窦林名, 赵从国, 杨思光, 等.煤矿开采冲击矿压灾害防治.徐州:中国矿业大学出版社, 2006.4.