岩层控制

2024-10-12

岩层控制（精选10篇）

岩层控制篇1

0 引言

巷道底鼓是软岩巷道围岩变形和破坏的一种主要方式。大量的实测资料表明, 在底板不支护的软岩巷道中, 巷道底鼓量可占到巷道顶、底板移近量的70%以上, 巷道维护工作量中有50%是用于防治底鼓。因此, 长期以来防治巷道底鼓一直是矿井巷道维护的重大难题之一[1,2]。同时, 底板的稳定性显著影响两帮及顶板的变形和破坏。可见, 控制底鼓是软岩巷道支护中的一项关键技术。

1 概述

某矿8206为八盘区带式输送机巷, 服务年限很长。巷道布置在煤层中, 沿煤层底板掘进, 巷道平均埋深约650 m。煤层顶底板岩层情况如表1所示。由于煤层松软, 底板破碎, 地应力较大, 8206带式输送机巷底板变形严重, 底鼓量高达600 mm, 致使带式输送机无法安装, 严重影响了矿井的正常生产。

2 巷道维护特点

根据地质资料分析, 巷道维护基本特征有:

巷道埋深较大, 接近-650 m, 属于深井巷道支护问题。地压大, 且巷道断面大, 支护难度大。

巷道主体工程位于煤层当中, 且部分地段受断层群影响, 属于典型的松软破碎岩层;巷道围岩应力变化剧烈, 局部应力集中, 水平应力大, 造成帮部变形大;巷道顶底部为强拉应力区, 易造成底鼓。

掘进工作面围岩稳定性差, 施工难度大。

依据资料, 裂隙水不发育。

巷道为准备巷道, 服务年限长, 对变形控制要求高。

为此, 特针对8206带式输送机巷的问题提出有效的控制方案, 为了掌握巷道底板加固对巷道围岩应力的影响, 应用数值模拟软件FLAC对巷道围岩应力进行数值分析[3,4]。

3 数值模拟

3.1 数值模拟模型

数值计算模型如图1所示。

根据已有的地质资料, 运用FLAC2D建立相应的分析模型。采用如图1所示的平面应变计算模型来模拟巷道围岩的变形过程, 将围岩视为分层各向同性弹性介质。

计算模型尺寸长×宽=50 m×40 m, 直墙半圆拱, 巷道宽×中高=5.0 m×4.0 m。模型的左、右及下边界均为位移边界, 上边界为应力边界, 按上覆岩层厚度施加均布载荷。

3.2 数值模拟方案

根据现场地质条件, 运用数值模拟软件FLAC建立分析模型。为了对比巷道底板加固的效果, 建立了锚网喷底板未加固和锚网喷底板加固两种支护模型。

方案一:对帮与顶进行锚网喷联合支护, 底板无加固处理

锚杆采用φ20 mm, 长度2 m左旋无纵筋螺纹钢, 树脂加长锚固, 每排14～15根, 间排距800 mm, 三花布置;

锚索采用φ15.24 mm, 长度5.3 m, 树脂加长锚固, 用钢筋托梁组合;铺金属网, C20喷射混凝土, 厚度150 mm, 如图2所示。

方案二:在方案一的基础上, 对巷道底板也进行加固

6根φ20 mm, 长度2.4 mm左旋无纵筋螺纹钢, 靠近巷道底角的两根锚杆安装角度20°, 中间的4根锚杆均垂直于底板布置, 采用两支锚固剂, 一支规格为K2335, 另一支为Z2360, 锚固长度1.3 m, 如图3所示。

3.3 计算结果分析

3.3.1 底板未加固数值模拟分析

巷道底板未加固条件下的底板移近变形结果如图4所示, 由图可见巷道开挖后巷道底鼓十分强烈, 最大底鼓为500 mm。根本原因为:巷道底板自由开放, 处于无约束状态, 产生的拉应力超过底板岩石抗拉强度, 出现拉应力破坏区。该区域破坏后, 松动变形严重, 表现为底鼓严重, 围岩的塑性区迅速向巷道底板深部扩展, 同时也影响了巷道顶部和帮部的塑性区, 使其塑性区的范围均有不同程度的增大。

3.3.2 底板加固数值模拟分析

巷道底板采用加固措施后, 底板的变形情况如图5所示, 底板的变形较小, 最大为45.73 mm, 底板的拉应力破坏区完全消失。与此同时, 围岩的塑性区明显减小, 向巷道周边收缩, 抑制塑性区向巷道深部发展, 围岩的四周变形均比较小。

底板加固前后围岩变形情况如表2所示, 通过对比分析, 采用底板加固方案不但能减少巷道底板的变形, 消除拉应力破坏区, 同时还能减小巷道两帮和顶板的变形, 在巷道四周形成一个封闭的承载结构, 巷道整体稳定性得到极大的提高。

4 支护设计与矿压观测

4.1 支护设计

通过以上的数值模拟和分析比较, 综合考虑施工工艺的因素, 巷道支护设计采用以下形式:

一次支护:顶帮锚网喷, 参数同数值模拟;

二次支护:滞后巷道迎头150 m, 首先拉底300 mm, 然后采用树脂与注浆联合锚固锚杆组合支护系统加固底板, 参数同数值模拟。

4.2 支护效果

8206带式输送机巷底板采取上述加固措施后, 对巷道围岩变形情况进行了检测。底鼓量不超过50 mm, 底板变形得到了有效控制。底板铺设的混凝土保持完整, 基本没有出现开裂现象, 同时, 巷道顶板和帮部的变形也有所减小, 巷道整体的稳定性得到很大幅度的提高, 保证了巷道正常使用。

5 结论

(1) 在深部松软破碎岩层的巷道维护中, 单纯的强调顶板和两帮支护强度很难保证巷道的长期稳定, 必须对巷道底板进行治理, 在巷道四周形成一个封闭的承载的结构, 才能从根本上提高巷道整体的稳定性。

(2) 工业性试验表明, 采用顶帮锚网喷+树脂与注浆联合锚固锚杆组合方式支护, 能有效控制巷道底鼓, 提高了巷道的整体性, 使巷道在服务期间内不需要维修, 保持了巷道的长期稳定, 满足了矿井正常使用, 由此带来了显著的经济效益, 为类似条件下巷道的维护提供了一定的参考价值。

摘要：针对某矿松软破碎巷道底鼓日益突出的问题, 分析了巷道自身围岩特性, 通过FLAC2D数值计算软件对底板加固前后顶底板移近量、围岩塑性区、拉应力区发展状况进行了数值模拟和分析, 制定了科学合理的底鼓治理方案。现场工业性试验表明, 该技术方案科学合理, 取得了良好的支护效果和较大经济效益, 对类似条件下巷道维护有一定的参考作用。对于深部软岩支护问题, 必须对巷道开放的底板进行治理, 在巷道四周形成一个封闭的承载结构, 才能从根本上提高巷道整体的稳定性。

关键词：松软破碎岩层,巷道底鼓,控制技术

参考文献

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[3]谢文兵, 陈晓祥, 郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005

[4]孔一凡, 姬阳瑞.动压巷道锚注加固技术应用研究[J].煤炭科学技术, 2006, 34 (8)

岩层控制篇2

关键层下软弱岩层厚度的数值模拟分析

关键层是地表变形与控制岩层移动主要因素,本文引用了数值模拟结合压力拱理论,针对关键层下部软弱岩层厚度进行数据模拟分析,结果表明:关键层下部软弱岩层有稳定关键层的`作用.

作者：冯肇基作者单位：广宁县建筑设计室,广东,肇庆,526000 刊名：城市建设与商业网点英文刊名：CHENGSHI JIANSHE YU SHANGYE WANGDIAN 年，卷(期)： “”(16) 分类号：P5 关键词：关键层软岩压力拱数值模拟

岩层控制篇3

摘要：页岩气是储存在页岩中以游离和吸附态存在的天然气，储量大，经济价值高。地球物理测井是页岩气勘探开发的重要技术手段，利用测井资料预测和评价页岩气层是一种高效、经济的方法。本文利用声学及有限元的知识，采取二次吸收的人工边界条件，利用ANSYS软件建立起了声波在页岩层中传播的有限元模型。通过改变压力的值，得到纵波振幅随压力增加而增加，并利用Origin软件拟合出压力与纵波振幅的关系表达式。通过软件模拟得到的压力声波传导特性的关系对实际测井有重要指导意义。

关键词：有限元；页岩层；压力；声波；传播

世界页岩气资源量巨大，但储存页岩气的条件恶劣，地质构造复杂，要实现页岩气的勘探开发，测井技术显得尤为重要。但现场测井过程中，诸多因素造成的影响会导致声波信号信噪比低测井资料难解释，因而造成盲井、空井的开采，导致人力物力的浪费。本文基于有限元的方法数值模拟声波在地层中的传播，得出岩层压力与声波传导特性的关系，反演计算页岩层的弹性参数（杨氏模量、体积弹性模量、泊松比等），进行估计油气储层评价及产能评价，并给出页岩气开采的最佳完井方案。

1 声波有限元方法的理论研究

1.1 页岩层力学参数的影响

声波在页岩中传播时，由于换能器发射声波能量较小，作用在页岩上的时间短，因此在声波测井的过程中可以将页岩视为弹性体，但由于实际页岩层中存在薄层及二重和三重应力构造的微结构、天然裂缝分布的不确定性，页岩层呈不同程度的各向异性，因此在建模时要充分考虑地层模型的各向异性。饱和度对页岩的力学特性也有一定的影响。当S<0.6，页岩试样的弹性模量与剪切模量都减小；泊松比的变化不显著；S>0.6，页岩试样的弹性模量与剪切模量基本保持不变，泊松比迅速上升。由换能器发射的声波分为P波与S波，两者的传播规律均与页岩层的E、μ等力学参数及密度、压力等物理参数有关，与振源频率无关。

1.2 无限域中弹性波动方程的建立

声波在页岩层中的传播属于无限域中波传播的第一类波辐射问题。第一类波辐射问题又称为波辐射近域问题。例如采用谐波或地震波在地层中进行无损伤检测和利用超声波勘探地层的各项异性；地震波导致地表房屋等结构的强迫振动；飞机降落时在机场跑道表面造成的冲击振动问题都属于典型的波辐射近域问题。数值模拟波在无限域中传播时通常所采用适当的人工边界将无限域划分为近域和远域两个部分。近域部分通过有限元的方法进行建模处理，而远域部分则采用一些特殊边界条件进行处理。

由弹性力学中包括平衡方程，几何方程，本构方程在内的一共15个方程，即15个未知数，构成一个完整的微分方程组。

运动状态下用位移表示的位移运动方程：

2 实例分析

2.1有限元模型的建立

为了简化模型，在矩形中部建立一个小孔，并在此处加载瞬态正弦波载荷，定性的研究横纵波在页岩中的传播规律。如图2-1所示。

2.2 模型的网格划分及参数设定

为避免声波在无线域中传播时产生的反射、衍射和折射等行为的影响，在本模型中将单元的最大尺寸控制为波长的1/10，并得到了规则对称的网格分布图。

2.3 模型边界条件的设定

对声波在无限域中传播问题进行数值模拟时，采用适当的人工边界截取有限的模型，将计算模型控制在一定的范围以内。在本模型中，采用fluid29单元建立两层空气流体层，达到一级吸收的目的。由于fluid129为fluid29的伴随单元，用于建立最外层二维流体区域的边界线单元，达到fluid29单元以外无限延伸域的输出效果。

2.4 模型的加载及结果分析

本文讨论了当其他因素不变时，改变地层内部压力，声波传导特性的变化。在模型上施加垂直向下的均布力及在两侧施加对称的水平均布力来模拟地层压力，维持两侧水平压力不变，只改变上层的垂直压力。当压力为5MPa时，选取岩层中分布在径向载荷线上的两节点，两节点沿径向的位移-时间历程曲线如图2-2所示：

由两点的时间-位移历程曲线可知，节点振幅随着压力的增大而增大，且在0.1s时达到最大值。选取t=0.1s时，其中一点不同压力（5—25MPa）下的最大位移值，位移-压力关系图如图2-3所示：

由图可以看出振幅随着压力的增加大致呈线性增加的趋势，经拟合得到振幅（u）与压力（p）的关系曲线如式（4）所示：

u=0.057p （4）

3 结论

①随着压力的增大，地层刚性增加，振幅呈递减趋势是因为各点的径向振动位移为负值，即振幅随压力的增加而增大。

②不同压力工况下，距离振源越远，地层压力越大，各点的振动位移也越大，这也再次验证了振幅随着压力的增大而增大。但距离振源达到一定值时，压力的变化极其微小，振动幅值也就出现了数值不变的平滑段。

基金项目：中央高校基本科研业务费专项资金资助，项目编号：13CX02089A。

作者简介：

岩层控制篇4

郑煤集团下属某煤矿井田面积13.4 km2, 主采山西组二叠系二1煤层, 煤层平均厚5 m。长期以来, 该矿28采区变电所受开采扰动和永久煤柱支撑压力的影响, 巷道变形破坏严重, 经反复翻修, 效果并不理想。

变电所位于28采区二1煤层的底板, 距二1煤层2~20 m, 巷道围岩属黏聚力差、强度低、易风化、有时遇水膨胀、自稳能力差的松软岩层。28变电所位于28轨道下山和28胶带下山中间, 总工程量40 m。巷道顶部为灰岩或泥岩, 两帮及底部以泥岩为主。巷道顶部围岩岩块强度相对较高, f值为4~6, 但帮部围岩强度较低, f值为1~3。巷道位置见图1。

28采区变电所原支护形式为锚喷支护, 因受巷道围岩处于支撑压力引起的高应力区域影响, 变电所硐室内喷层开裂、脱落, 围岩变形剧烈, 底鼓严重, 断面收缩, 无法保证该硐室的安全使用。其后对该硐室进行了维修改造, 采用29U型钢拱型棚支护, 菱形网、椽子腰帮接顶, 架棚后采用混凝土喷浆对巷道轮廓进行全断面封闭, 并对巷道帮顶进行初步注浆。但受两翼工作面 (280031、280051工作面) 采动影响以及28轨道下山, 28胶带下山扩修影响, 该变电所不久又严重变形, 出现底鼓量大、两帮支架严重变形等情况, 已无法满足安全使用, 因此, 选择合理有效的巷道围岩控制方式至关重要。

1 数值模拟与围岩松动圈测试

1.1 数值模拟

由于巷道与煤层之间的垂直距离较小, 上部煤层开采引起的上部岩体内应力的变化将直接影响到巷道围岩的应力分布。工作面顶板的周期断裂引起的冲击力也进一步加大了巷道围岩的破坏程度。工作面停采后, 停采线距巷道水平距离最小的为30 m, 大部分停采线距巷道的水平距离为40~70 m。利用FLAC建立数值分析模型, 围岩力学参数见表1。

1) 巷道仅受上方煤柱支撑压力、不受开采扰动影响。由图2模拟结果可以看出, 巷道仅受上方煤柱支撑压力、未受采动影响时围岩中的应力分布较均匀, 巷道底板、帮部和顶板应力有集中现象, 巷道帮部应力达12 MPa。

2) 巷道受支撑压力及一侧受开采扰动影响。由图3可以看出, 当巷道受支撑压力及一侧受开采扰动作用影响时, 28采区变电所巷道围岩应力明显增加, 巷道帮部围岩应力达30 MPa。

3) 巷道受支撑压力及两侧均受采动影响。如图4所示, 当受两侧支撑压力影响时, 轨道上山、胶带上山和变电所都处在集中应力作用的范围, 两侧支撑压力在三巷道上叠加, 形成应力增高区。尤其是轨道巷和变电所之间的小岩柱, 模拟结果表明, 应力由原来的12 MPa增加到40 MPa, 应力集中系数为4左右, 高应力将严重影响巷道围岩的稳定性。

1.2 松动圈测试

为实现对该矿变电所围岩松动圈的测试[1], 采用国际上最先进的地质雷达系统, 针对28采区变电所硐室的实际情况, 选择3个断面进行围岩松动圈的测试。根据支护形式、破坏特征及是否受采动影响等因素, 共设3个测站, 28个测点, 测试数据见表2。

变电所经多次修复, 围岩松散破碎, 围岩松动圈范围较大, 主要是受局部采动影响造成的。从围岩松动圈的分布范围来看, 底板处松动圈范围较小, 底板围岩松动圈范围在1.5~3.5 m, 两帮及顶板围岩破坏范围达2.0~5.0 m。

2 支护方案

根据28变电所巷道围岩变形状况, 结合松动圈测试及数值模拟, 拟定U型钢封闭支架+注浆+锚索+钢丝网联合支护方案, 见图5。

1) 使用U型钢封闭支架, 提高支护强度, 发挥支架的整体承载能力。28采区变电所巷道围岩受全方位压力的作用[2], 巷道底鼓严重。U型钢封闭支架不仅提高了支架的整体承载性能和棚腿的抗侧压能力, 而且底反拱技术使巷道底鼓得到了有效控制。

2) 采用锚索支护进行结构补偿, 保证支架结构的稳定性。通过锚索固定U型钢封闭支架, 将被动支护和主动支护连成一个整体, 可以较好地解决支架的结构稳定性难题[3,4], 变不稳定支架结构为稳定支架结构, 提高支架结构本身的稳定性, 发挥U型钢封闭支架的承载能力。

3) 采用U型钢支架壁后充填注浆, 提高支架的整体承载性能和围岩的可锚性。针对U型钢支架壁后不均匀空隙, 同时考虑到轨道巷围岩裂隙十分发育的实际情况, 采用U型钢壁后充填注浆技术, 实现利用围岩本身作为支护承载结构的一部分, 充分调动围岩自承能力的目的。同时提高了围岩的可锚性, 为运用锚索结构补偿提供条件。

4) 采用钢丝网和拉条, 提高支架的护表性能。采用U36型钢支架, 主要加工要求为:采用双槽形夹板上、下限位卡缆, 支架的连接处用3副卡缆, 2副双槽夹板限位卡缆, 1副普通夹板卡缆, 拱形支架的棚距为600 mm, 扎角5°。U型钢壁后充填注浆, 帮部通过锚索固定U型钢支架;采用钢丝网和拉条, 每隔300~500 mm用1根拉条。锚索为Φ15.24 mm×5 000 mm, 材质为1860钢绞线。

3 效果检验

在变电所进行加固后, 进行矿压监测。通过3个多月的观测, 其结果见图6, 可以看出, 顶板下沉量被控制在20 mm以内, 而两帮移近量也减少到80 mm以内, 70 d后趋于稳定, 巷道支护效果良好。

4 结语

1) 采、掘活动及上方的支撑煤柱所引起的高应力将严重影响巷道围岩的稳定性;

2) 造成松软岩层巷道围岩失稳的关键因素在于岩石本身的强度、结构、胶结程度等内部因素, 以及开采扰动、不合理的支护方式;

3) 采用U型钢封闭支架+注浆+锚索+钢丝网联合支护, 使被动支护及主动支护结合为一体, 提高了支护强度, 发挥了支架的整体承载能力。

参考文献

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岩层控制篇5

关键词煤岩层；对比方法；问题；解决方法

中图分类号 P618 文献标识码 A 文章编号 1673-9671-（2013）011-0173-01

1 常用煤岩层对比方法分析

1.1 标志层对比法

利用标志层对煤岩层进行对比分析被广泛使用。一般情况下在一个较大的区域内会存在好几个可以作为标志的煤岩层。这种方法的关键就是需要寻找到标志层，这里的标志层需要在较大的范围内具有一定的较为明显的代表性，能够显著区别于其他岩层和煤岩层，而且需要对所选择的标志层进行特定性质的重点分析，其中需要研究标志层的岩性组成与结构、层位是否稳定及其稳定度、标志层的分布范围、标志层岩石的微观成分构成等。这种方法的优点在于，只要标志层确定顺利，那么煤岩层的对比工作就会顺理成章，且精度较高。其缺点是，在缺点标志层时需要耗费大量的人力、物力，而且目前由于条件所限，对标志层的研究还不是很成熟。

1.2 测井曲线对比法

应用测井曲线开展地层对比研究，其原理是基于沉积岩层有着周期性区域性变化的特性，而且在一定区域内有一定的等时性和侧向连续性的特性。因为相同区域的煤岩层及标志层等有着几乎类似或相同的煤岩特征和构造，在岩性、岩相的垂向组合方面有着较好的相同性，测井响应曲线也有一定的特殊性，是煤岩层对比的较好的标志。使用测井曲线进行煤岩层对比其关键根据是测井曲线的形态和异常峰值的方向和幅度等特征与层段、层组或层位间的对应关系。其优点是能够获得较多的测井材料，各个测井参数，能够获得较为翔实的地层状况，对比精确度较高，所获得的测井参数也能作为其他对比办法的基础数据。

1.3 岩相旋回结构对比法

含煤岩系的特点主要体现为岩相旋回，岩相旋回具体指岩相的规律性变化呈现出的一种回旋结构。不同的旋回在厚度、煤岩层的物理特性、岩性组合等方面存在不同，这些现象主要是由于成煤时期植物聚积时的环境不同、构成物质不同，发生的化学及物理作用不同所造成的，同时也与地质不同存在关系。旋回对比是确定煤层的基本方法，通过这种方式可以对煤区做到大致的了解与掌控。不同的煤岩层存在着不一样的特征，这些都是进行岩相旋回对比的基本根据。一般而言，将地质沉积特征与物理测井相结合会取得不错的成果。探究煤岩层的沉积特征并归纳出相关规律会大大提升运用岩相旋回结构对煤岩层做对比的效率。这种方式在精确度上非常高，是其一大优势，但是美中不足的是这种方式操作起来复杂，难度大，而且业务量十分繁复，需要注意的细节十分多。

1.4 煤质煤岩特征对比法

具体的成煤物质与形成环境对煤质煤岩有很大的影响。从煤质煤岩的指标中可以探测出，处于相同煤岩层的成煤物质与环境存在一定的同一性与稳定性。对煤岩层对比可以应用有机地化参数，煤质指标，煤岩显微组分指标，实践证明这种方法不但可行而且效果很好。微量元素是构成煤的含量要素，这一特征对于标志煤岩层对比有重要的作用，这种方法已经为相关研究人员所应用，而且证实其结果十分有效。

该方法的优点在于能获取特征方面丰富的数据，不仅可以作为定性研究，也可以进行半定量或定量研究，结果可信度高。多用于生产阶段，在对比较为困难的少量煤岩层地区利用该方法与数学地址方法相结合，可以取得良好的效果。但同时该方法需要借助地球化学等测试手段，以及与一些数学方法相结合进行数据处理，需要大量的取样，多次的测试，计算复杂，需要花费的成本较高。

1.5 煤岩层间距对比法

这种方法主要适用于地质构造简单，煤岩层稳定，层间距变化较小的地区，具有较好的效果。其优点就是容易理解和操作。但在实际中地壳运动的复杂性是普遍存在的，这种理想地区分布不多，如果在地质条件复杂地区应用该方法，会导致对比精度下降，所以该方法应用较少，一般作为地质条件稳定地区煤岩层对比的辅助方法。

2 提高煤岩层对比精确度的方法

煤岩层在进行对比研究时首先需要综合剖析影响其准确度的相关因素，包括主观和客观要素，需要从多个方面进行综合考虑，以降低结论中的误差，尤其需求将多个证据进行对比分析，相关论证，从而提高煤岩层对比分析的准确程度。不同的煤岩层对比方法各有优缺点，因而需要综合使用，扬长避短，互为补充，并结合分析地质构造与地层等方面。关于影响煤矿开采程度较大的普遍可采、厚度较大的煤岩层应综合使用多种分析办法，综合多个证据，通过利用多种分析结果，获得较为准确、全面的煤岩层对比分析结果；对开采影响不大的部分可采或者薄煤岩层，可视情况选择较为简易的对比分析法。坚持灵活使用，先整体后局部、先简后繁等地质研究原则。

2.1 使用地层综合柱状图

一个地域的地层构造是十分稳定的，并且这个地域内部的变化也很有规律可循，经过创建完好的地层综合柱状图，可以为煤岩层的对比分析打下良好的数据支持，即使在存在很大分歧的状况下，经过与综合柱状图的比照也可以大致挑选出更为准确的结果。

2.2 使用组合标志法，增强精确性

通常煤岩层的地质状况并不是单一的结构，地质状况很复杂，沉积的差异性很大，将单个标志对整个区域的煤岩层进行下结论有些不太符合逻辑，甚至有可能出现完全相反的结果，质量很难保障。因此，可言将多种标志进行综合运用进行分析，通过多次反复论证，寻找最佳的判断结果，通过对多种数据的分析提高煤岩层对比分析的准确性和正确性。

当然要拓展勘查的工作广度和深度还需要根据各个不同煤岩层的具体状况，结合各个矿井的生产条件和水平。确定是否是开拓水平，即所谓的勘探的第一水平，还是最近不是作为开拓水平使用，仅仅是为了扩大生产力的资源储量，则将其可以定义为勘探的第二、三水平，主要以估算资源量为主。

2.3 使用多元统计分析方法对煤岩层定量分析

在煤岩层对比分析中，很多情况下大都基于工作人员的知识储备和经验，因而具有较大的主观性，结果存在较大的误差，使用范围因而受到较大的限制，且存在较大的争议。这使得煤岩层编号较为混乱，很难对现有的煤炭资源开展高效开发和使用。在这种情况下可以使用多元统计分析方法，在获得全面的地质信息的基础上，综合分析和研究相关的各种因素的数据，从而构建多元统计分析模型，通过使用统计学的相关科学分析方法开展定量分析，对煤岩层不但进行定性分析而且进行定量分析，提高数据分析的精确度和准确度，消除争议现象，提高数据分析的可

靠度。

3 结束语

在煤矿勘探中煤岩层的对比分析占有什么重要的地位，当然由于各种条件的限制以及工作技术人员的知识、经验结构的差异，在实际工作中会存在较多的问题。因而需要综合对比各種方法，综合协调使用，在验证后择优使用，将地质定性方法与地化定量方法相互配合综合使用，或将宏观判识与微观鉴定进行结合使用，以及将区域地质规律与局域特征、传统方法与交叉学科方法等有效结合起来，综合使用，坚持经济最适宜原则，以取得最佳的经济效果。

参考文献

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[4]郭臣业，鲜学福，姚伟静，姜永东.煤岩层断裂破坏区与煤和瓦斯突出孔洞关系研究[J].中国矿业大学学报，2010，6.

岩层控制篇6

新建渝利铁路都亭山隧道起讫里程为DK236+211～DK245+950, 全长9 739 m, 是渝利铁路全线的重点控制工程之一。隧道按旅客列车行车速度200 km/h客货共线 (开行双层集装箱) 双线隧道设计, 单面上坡, 进出口均位于曲线上。隧道位于湖北省利川市西约30 km的齐跃山背斜中南段, 隧址区属重庆市石柱县沙子镇、冷水乡。高程1 300 m～1 600 m, 高差20 m～300 m, 隧道最大埋深约280 m。隧址区属低中山地貌, 隧道从区域性齐耀山背斜NW翼上通过, 其走向基本与背斜轴向一致, 距离背斜核部较远, 隧道区宏观上为单斜构造, 地层产状为N5～55°E/8～12°N。隧道区总体上为单斜构造, 岩性主要为砂岩、泥岩、页岩互层, 其含水层的富水性、导水性一般, 地下水以基岩裂隙水为主, 预计隧道开挖时以滴水或小股状出水为主, 局部呈片状、股状涌出, 在降雨后浅埋段渗、滴水较严重。该隧道通过区域以Ⅲ级围岩为主, 其中:Ⅲ级围岩6 950 m, 占隧道总长71.4%;Ⅳ级围岩2 250 m, 占隧道总长23.1%;Ⅴ级围岩539 m, 占隧道总长5.5%。全隧岩层缓倾, 以薄层～中厚层水平缓倾围岩为主, 拱部易掉块形成塌方。

2 缓倾岩层对隧道开挖的影响

隧道施工中, 断层、节理、层理、片理等围岩结构面和开挖临空面把隧道通过区的岩石切割成不同形状岩体, 这些岩块发生运动, 会导致岩体局部失稳, 形成塌方。对层状岩石而言, 缓倾岩层层间结合力差, 由于节理和开挖临空面的切割, 易形成不稳定的块体, 不利于隧道开挖围岩的稳定。隧道开挖前, 围岩一般处于三轴受力平衡的应力状态, 由于隧道埋深的影响, 地层存在较高的应力, 结构面一般紧密闭合, 隧道开挖后, 随着应力的重新分布, 隧道周围的岩体将向隧道临空面运动, 由于水平缓倾岩层特殊的层理构造, 围岩体将会被挤出, 从而向隧道临空面产生位移, 出现破裂、折断而脱落。由于双线隧道跨度较大 (Ⅲ级开挖跨径为13.82 m) , 缓倾层理对其影响更大, 岩层在拱顶的梁式效应将受到减弱, 在节理的影响下容易断裂, 使隧道拱部开挖轮廓多成矩形, 严重影响了施工质量和施工安全及进度。尤其在地下水或其他地质构造作用下, 易和开挖轮廓线共同切割围岩, 形成掉块、坍塌。

3 缓倾岩层隧道施工

根据缓倾岩层在隧道开挖中极易失稳破坏, 造成掉块、坍塌等安全隐患等特点, 施工中主要采用台阶法开挖, 短进尺掘进、合理控制台阶长度, 光面爆破减弱振动技术、加强初期支护特别是拱部的初期支护、超前地质预测预报、监控量测技术、加大安全质量技术措施等进行施工控制, 确保围岩的稳定性和隧道施工的安全性。

都亭山隧道缓倾岩层 DK238+450～DK244+100段Ⅲ级围岩主要采用台阶法施工。由于缓倾岩层隧道开挖中存在边墙部围岩稳定性较好、拱部稳定性较差的特征, 上台阶一次开挖高度可适当加大, 一方面有利于减小开挖跨度和拱墙高度, 降低空间效应, 提高围岩自稳承载能力, 另一方面也有利于机械化施工, 上台阶开挖高度7.11 m, 下台阶开挖高度4.56 m;上台阶超前30 m后, 上下台阶同时并进循环进尺3.0 m, 其施工流程见图1。开挖施工通过合理设计掏槽眼、周边眼、辅助眼的布局、炮眼深度、控制药量、采用楔形掏槽、间隔装药等技术措施进行减弱震动爆破, 炮眼布置见图2, 爆破参数见表1, 施工中应根据实际开挖围岩硬度进行调整开挖爆破参数, 钻眼按设计指定的位置进行。钻眼时掘进眼保持与隧道轴线平行, 除底眼外, 其他炮眼口比眼底低5cm, 以便钻孔时的岩粉自然流出, 周边眼外插角控制在2°～3°以内。掏槽眼严禁互相打穿相交, 眼底比其他炮眼深20cm, 每眼装好药后用炮泥堵塞, 起爆网采用复式网络, 联接时每组控制在12根以内;联接雷管使用相同的段别, 且使用低段别的雷管。雷管联接好后由专人负责检查, 检查雷管的连接质量及是否有漏联的雷管, 检查无误后起爆。针对缓倾岩层在开挖中存在极易失稳坍塌, 边墙稳定性好于拱部的特点, 在进行初期支护中采用系统锚杆、钢带等增强了拱部的刚度和稳定性, DK 238+250～DK 244+100段按1/3段落拱部180°设置三肢格栅, 间距1.5m/榀, 取消边墙系统锚杆用于拱部超前支护 (拱部90°范围设置) , 每环18根, 纵向间距3m, 环向间距0.6m, 单根长3.5m;1/3段落拱部180°设置W钢带加强支护;1/3段落采用拱墙早强喷射混凝土。

4结语

缓倾岩层隧道施工应坚持“支护超前、快速封闭、加强量测、及时调整”的原则, 将超前地质预报和监控量测纳入施工工序, 及时进行信息反馈, 实现动态控制、信息化施工, 严格控制台阶长度, 采用光面爆破技术进行弱震动控制爆破减小对围岩的扰动, 及时调整爆破设计参数, 优化每循环进尺, 合理确定炮眼深度, 根据现场围岩实际, 选定正确的支护参数, 每循环开挖后及时进行初期支护施作。都亭山隧道缓倾岩层施工, 采用上述方法, 顺利地完成了都亭山隧道缓倾岩层段隧道施工, 施工过程中未发生一起塌方事故, 表明采用的施工控制技术是成功的, 能有效控制围岩稳定, 可供同类隧道工程施工参考。

摘要：分析了渝利铁路都亭山隧道缓倾岩层对隧道开挖的影响, 具体阐述了缓倾岩层等不良地质条件下进行隧道开挖掘进的开挖方法和技术措施, 经实践取得了良好效果, 为类似隧道工程开挖积累了宝贵经验。

关键词：隧道,缓倾岩层,施工控制技术

参考文献

[1]易丽萍.现代隧道设计与施工[M].北京:中国铁道出版社, 1997.

[2]王军辉.鹰嘴岩隧道软弱破碎岩体的开挖与施工[J].水力发电, 2008 (5) :67-68.

松软岩层巷道支护问题探讨篇7

1区域概况

鹤煤八矿井田属隐伏井田, 多为第三、四系地层覆盖, 井田含煤地层主要有石炭系太原群和二叠系山西组, 其中二1煤层为该矿唯一可采煤层, 该煤层位于山西组底部, 煤层平均厚6.33 m, 井田内断裂构造发育, 尤其以矿井中部地质构造复杂。八矿岩巷均布置在二1煤层底板岩层中, 距二1煤层底板一般都在10～35 m之间, 围岩一般为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩和砂岩, 其中软岩占有相当大的比例。八矿30采区位于矿井三水平中央, 地面标高150～170 m, 井下巷道深部设计标高-650 m, 分3个区段:第1区段 (3001中巷) 标高-460 m, 第2区段 (-520 m辅助水平大巷) 标高-520 m, 第3区段 (-650 m大巷) 标高-650 m。

八矿30采区第1区段3001中巷于2005年施工结束, 施工期间由于围岩结构疏松、孔隙率大, 岩石强度低、硬度小且容易产生塑性变形, 吸水后发生体积扩容和胀大, 造成巷道支护困难, 全部采用29U型可缩性支架支护, 架棚后喷浆封闭。由于受工作面采动影响, 巷道变形严重, 变形破坏形式主要有顶板下沉、两帮收敛和底鼓3种形式, 巷道无法正常使用。自2005年施工结束至今, 已全部扩修3遍, 扩修支护形式仍为29U型可缩性支架支护。

2松软岩层巷道特点和支护原则

一般情况下, 巷道发生严重变形和破坏主要是由于地应力与构造应力、岩性、围岩裂隙发育、地下水、支护结构等方面综合作用的结果。而松软岩石巷道更是由于其自身的一些特点更容易发生变形和破坏, 这就需要采取特殊的支护方式对松软岩巷进行支护。

(1) 松软岩层巷道的特点。

①悬露围岩的自稳时间短, 爆破后不及时采取措施, 巷道围岩随时会发生垮落。②松软围岩的流变性显著, 围岩的移动范围大, 区域稳定的时间较短。③围岩应力通过弱面传递到巷道底部, 造成巷道底鼓变形量大。

(2) 松软岩层施工巷道支护的原则。

①提高光面爆破效果或预留岩层后用风镐修挖等掘进方法, 尽量减少对围岩的破坏, 以避免围岩和支架出现拉应力或应力集中。在围岩十分破碎、有淋水等情况下, 可采用爆破前提前打超前临时锚杆护顶方法, 防止围岩破坏。②及时支护, 防止冒顶事故的发生。③预留足够的巷道变形量, 提供围岩应力释放空间。④加打底脚锚杆, 控制巷道底鼓变形量。

3巷道支护实践

鹤煤八矿-520 m辅助水平大巷位于3001中巷下一个区段, 围岩条件与3001中巷极为相似, 巷道埋深比3001中巷深60 m。在认真分析总结3001中巷失修原因后, 在-520 m辅助水平大巷施工期间采取了以下支护技术:

(1) 加强巷道光爆成型, 降低爆破对围岩的破坏程度。八矿-520 m辅助水平大巷围岩条件比3001中巷差, 为保证巷道光爆成型质量, 需要采取措施:①严格控制巷道爆破装药量;②加密掏槽眼、周边眼数量, 周边眼全部不装药, 以切断爆破岩石与顶部围岩的联系, 减小爆破对顶部围岩的破坏;③爆破前在巷道顶部加打1排超前控顶锚杆, 以防止爆破后顶部围岩垮落。

(2) 及时进行临时支护, 减少围岩悬露时间。由于管缝式锚杆安装速度要快于树脂锚杆, 为减少围岩悬露时间, 在爆破后及时对围岩进行喷护顶浆封闭, 然后打管缝锚杆挂网进行临时支护, 减少围岩悬露时间。

(3) 预留巷道变形量, 进行让压支护, 躲避应力峰值点。通过观察发现, 该巷道在锚网支护后10～15 d出现剧烈变形, 巷道两帮移近量最大达1 000 mm, 之后巷道趋于稳定。由于巷道初期变形强度大, 现有支护材料难以抗拒巷道变形应力, 因此在掘进期间采取了躲避应力高峰值的办法, 并增大掘进断面, 预留出巷道变形量。而后待压力稳定后, 再将超出预留变形量部分, 按巷道设计断面进行开挖, 并重新全断面打树脂锚杆进行锚网喷永久支护;同时为控制巷道底鼓变形量, 在巷道两帮距巷道底板300 mm处加打1排底脚锚杆, 锚杆间距700 mm, 垂直巷道轮廓线按30°～45°俯角布置, 加碟形托板固定在巷道两帮。在采用树脂锚杆进行锚网喷永久支护后, 巷道仍有少量变形, 为此, 采取了在后路补打锚索强化巷道支护的措施, 满足了支护强度要求。

-520 m辅助水平大巷北段通过采用上述支护技术后, 自2008年施工结束至今, 巷道两帮移近量一般在200 mm以下, 底鼓变形量明显得到控制, 满足了巷道正常使用要求。另外, 通过3001中巷维修情况来看, 即使受采动影响巷道出现底鼓变形需要维修处理, 最好保留原有顶部支护层, 只需要对底鼓段进行简单的拉底处理。因为开帮挑顶后易出现一些问题:①巷道周围应力会重新分布, 不利于巷道稳定;②开帮挑顶后重新支护, 造成大量支护材料浪费;③投入人工工资远远超出拉底维修人工工资。因此, 无论从安全生产方面还是经济效益方面来说, 使用开帮挑顶维修方式均不太合理。

4结语

(1) 在大埋深松软岩层巷道施工中, 要确保巷道光爆成型的质量, 减小爆破对围岩破坏程度, 并及时进行巷道临时支护, 以减少围岩悬露时间。

(2) 巷道在锚网支护后10～15 d出现剧烈变形, 因此在此期间不宜采用高强度支护材料。在确保安全情况下, 采取躲避应力高峰值的办法, 尽可能提供围岩应力释放空间, 待围岩基本稳定后, 再进行高强度永久支护, 可起到事半功倍的效果。

暴雨山井田煤岩层对比分析篇8

暴雨山井田位于河南省汝州市境内, 西距洛阳市40公里, 南东距汝州市23公里。行政上隶属汝州市临汝镇管辖。井田内主要地层从老到新分别为寒武系、石炭系上统、二叠系、三叠系下统、新近系和第四系。井田构造受区域构造的制约, 主要构造形迹为燕山运动的产物。断裂为主, 且主要为断裂的派生构造。

2 井田主要含煤地层特征

本井田含煤地层属石炭、二叠系。依次为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组, 总厚度为624.11m。含煤九组, 计41层。煤层总厚11.33m, 含煤系数1.82%。二1煤层为本井田的主要勘探对象, 基本全区可采。四3、五3煤层局部可采。其他煤层均不可采。

3 井田煤岩层对比分析

根据本井田含煤地层的沉积规律, 本次对比主要采用了标志层层间距、煤岩层组合特征、煤质及测井曲线等方法。各种方法相互配合、相互补充、彼此验证取得了好的效果。

3.1 标志层及层间距的对比

对比中利用的主要标志层有L7灰岩 (L7) , 北岔沟砂岩 (Sb) , 大占砂岩 (Sd) , 香炭砂岩 (Sx) , 砂锅窑砂岩 (Ssh) , 田家沟砂岩 (St) 和平顶山砂岩 (Sp) 。以上各标志层, 岩性特征明显、层位稳定、测井曲线异常突出, 是划分地层和煤层的主要依据之一。

L7灰岩:深灰色隐晶质石灰岩, 致密坚硬, 含大量燧石, 产蜓科、腕足、瓣鳃类化石。全井田发育, 层位稳定。为一7煤顶板, 上距二1煤平均18.82m。

北岔沟砂岩 (Sb) :灰色, 中细粒石英砂岩, 局部为粗粒, 自上而下为泥岩, 粉~中粒砂岩, 沉积韵律明显, 石英具多轮回特征, 常含黄铁矿散晶。二1煤间接底板。

大占砂岩 (Sd) :灰~深灰色, 中~细粒石英砂岩, 层面含炭质, 并有大片白云母富集, 泥硅质胶结, 含黄铁矿菱铁矿结核。

香炭砂岩 (Sx) :浅~灰色, 中细粒石英砂岩, 硅质胶结。常见菱铁矿, 微粒状堆集体, 大致成条带状分布。下距二1煤平均28.09m, 距Sd平均16.45m。

砂锅窑砂岩 (Ssh) :灰白色, 细~中粒石英砂岩, 底部常含砾岩。含大量黑色岩屑, 其中炭质板岩较多, 黑芝麻点状, 分布均匀, 泥硅质胶结。下距二1煤平均60.28m, 距Sx平均23.89m。

田家沟砂岩 (St) :浅灰~绿灰, 粗中至细粒, 中厚层状石英砂岩, 硅质胶结。具斜层理, 韵律构造明显, 底部长为细粒岩。下距五3煤平均112.62m。

平顶山砂岩 (Sp) :灰白、黄灰色, 中~粗粒, 厚~巨厚层状长石石英砂岩, 硅质胶结为主, 底部含石英砾石。石英碎屑和钾长石都具次生加大现象。下距七2煤平均164.88m, 下距田家沟平均199.75m。

3.2 煤层及岩性组合特征对比

由于古地理条件和沉积环境的差异, 煤系地层中各煤组段的煤层间距、岩性组合各不相同, 为煤层对比提供了依据。现将煤层组合特征明显的煤组简述如下:

3.2.1 一煤组

含煤8层。为一套由灰岩、砂泥岩组成的海陆交互相沉积。可分为三个岩性阶段:即下部灰岩段 (一1底~L4顶) ;中部砂岩泥岩段 (L4顶~一6底) ;上部灰岩段 (一6底~P1sh底) 。下段一1、一2煤层相对稳定。顶板L1、L2灰岩亦较稳定。一3、一4煤层稳定性较差。一5煤层位于中段中西部胡石砂岩 (辅助标志层) 之下。上段中一6、一7煤层相对较稳定, 其中一7煤层顶板L7灰岩系重要对比标志。一8煤层稳定性差, 顶板为泥灰岩或菱铁矿岩。以上述煤层的组合特征, 对比一煤组煤层, 效果良好, 结果可靠。

3.2.2 二煤组

含煤7层 (其中包括二1煤层的分岔煤层二12和二13) 。为一套砂岩、泥岩夹煤层组合。依标志层控制为基础, 可将煤层划分为三个岩性含煤旋。第一旋:北岔沟砂岩 (Sb) ~大占砂岩 (Sd) , 旋结构明显, 发育完全, 含二1煤层及分岔煤层二12和二13, 二1煤层厚度大, 层位稳定;第二旋:大占砂岩~香炭砂岩 (Sx) , 旋发育完整性较差, 含二2和二3煤层, 以二2煤层层位较为明显, 二3煤层仅有少数点见煤;第三旋:香炭砂岩~砂锅窑砂岩, 旋中次级旋较发育, 两个小旋中分别含二4、二5煤层, 但煤层发育极差, 多钻孔仅为层位。

3.3 测井曲线对比

测井曲线是煤、岩层物性变化的客观反映。由于其具有系统性和形象性, 因而在煤层对比中起着较为重要的作用。

本井田煤层属中或中高组煤层, 物性条件较好, 异常反映明显, 定性、定厚可靠。因为煤层本身也是对比的良好标志。

仅将煤层发育较好的一、二、四、五煤组的对比情况分别简述如下:

3.3.1 一煤组煤层对比

由于灰岩相对煤层为高阻反映, 因此, 当灰岩直接压煤时 (如一1、一6、一7煤层直接顶板常为灰岩) , 视电阻率曲线则呈现高山峡谷状。一5煤层赋存于煤组中部的砂泥岩段中, 因而视电阻率则呈孤立小尖峰状。而人工伽马曲线对各煤层均呈长尖锥状反映, 特征明显。利用这些规律, 对比一煤组煤层, 效果良好。

3.3.2 二煤组煤层对比

二1煤层层位稳定厚度大, 视点阻率曲线反映异常起伏圆滑, 一般呈不对称的“鼓包状”和“马鞍形”。人工伽马曲线对煤层有明显的异常反映, 且其幅值一般较其它煤层高, 曲线两翼陡峻, 界面清晰。因此自身标志良好。

3.4 煤质对比

3.4.1 物理性质对比

本井田各煤组的煤层之间在物理性质上存在着显著的差异, 在一般情况下, 用肉眼即可进行判别。

一煤组煤层:深黑色, 强玻璃-弱金属光泽, 半亮~光亮型, 块状, 燃烧有臭味。

二1煤:黑色, 金属光泽, 半亮型为主, 片状粉状, 强度低有硫化铁结核。

四3煤:黑色条痕褐色, 玻璃光泽, 半暗型为主, 小块状少许粉状, 比重大含丝炭, 具条带状结构。

五3煤:黑色条痕褐色, 弱金属光泽~玻璃光泽, 半暗型为主, 小块状碎粒状, 比重大, 具条带状结构。

3.4.2 化学特征对比

本井田煤层在垂直层序上有如下规律:煤的变质程度随着煤层埋藏深度的增加而加深, 如石盒子组五1煤层属主焦煤至二1煤渐变为贫煤。精煤可燃基挥发分由19.14%下降至13.47%。原煤全硫含量由下而上逐渐降低, 如一煤组为富至高硫煤, 二煤组为中硫, 四、五煤组属特低硫。

4 结论

小断面岩层爆破参数优化设计篇9

在各类矿山开采作业中多数面临着小断面巷道问题, 在小断面巷道掘进过程中容易遇到硬岩层, 导致掘进效率较低。为提高小断面硬岩巷道掘进爆破效率, 结合工程实例, 在分析影响小断面硬岩巷道掘进爆破效率因素的基础上, 进行小断面硬岩巷道爆破参数优化设计与实践探析。

1 岩石爆破的基本机理

埋入岩石的炸药在爆炸之后, 炸药产生的爆生气流和爆轰波会对附近的岩石产生很大冲击, 使岩石产生粉碎性的破碎, 形成粉碎区。压缩应力波在爆炸后的传播中产生拉应力, 并形成裂缝区, 拉应力产生的裂缝主要有径向裂隙和环向裂隙, 爆生气体使裂隙扩大破坏。在传播过程中, 应力波逐渐衰减, 距离爆炸区域较远的岩石仅仅产生震动现象, 并不会产生震动区。

最小抵抗线大小决定了炸药的爆破作用范围, 当最小抵抗线减小时, 炸药的破坏范围会增大;当最小抵抗线比较小时, 应力波就会在自由面处发生反射现象, 达到自由面时衰减程度较小, 其作用与方向相反拉伸波和入射应力波大小相当, 使岩石一层层从自由面向炸药附近拉伸破坏, 形成拉断区。最小抵抗线更小时, 裂隙区和拉断区会连接在一起, 爆生气体会沿着裂隙冲出来, 导致裂隙不断扩大, 岩石移动。自由面一侧岩石会完全破坏形成一种漏斗状的坑。通常用爆破作用指数表达爆破效果, 爆破作用指数为漏斗坑半径与最小抵抗线的比值表示[1]。当爆破作用指数为1时, 漏斗坑的体积最大。当自由面多于1个时, 应力波会在各个面产生反射, 反射波会向炸药的中心向多个自由面产生拉伸破坏, 炸落单位体积岩石的炸药消耗量随着自由面的增加会减少。在小断面硬岩巷道爆破施工过程中, 由于自由面较少并且面积比较小, 爆破作用指数取小值, 在实际施工过程中, 常常使用掏槽法增加自由面, 具体的掏槽形式会产生不同的爆破效果。

2 小影响断面岩层爆破效率的主要因素

小断面硬岩巷道掘进施工资料表明, 在装药量和炮眼数量相同的前提下, 掏槽方式对爆破效率的影响比较大。直眼掏槽比斜眼掏槽效果要好, 直眼掏槽具有空孔直径大、空孔数组多等优点, 并且直眼掏槽的爆破效率比斜眼掏槽的效率要高, 掏槽效果与空孔数目和直径大小呈正比。巷道横断面积对直眼掏槽方式的影响较小, 在炸药的装药结构方面, 反向起爆后, 爆轰波会沿着自由面的方向运动, 并且由内向外传播, 对爆破效率基本没有影响。

由于起爆卷距离自由面比较远, 气体在爆炸之后不会立即从眼口泄露, 对爆炸产生的能量利用得比较充分, 同时药卷起爆后抛离和压实附近未爆炸的炮孔, 提高了炮眼的利用率, 减少了残孔的出现概率。孔口是否堵塞在炮孔装药后对爆破效果影响严重, 良好的堵塞效果能避免爆生气体从孔内冲出, 提高爆破速度和爆破效果, 并能延长炸药爆炸后产生的气体膨胀做功时间, 能增加有效爆破的能量并提高爆破效果[2]。

3 小断面岩层爆破参数优化设计

在对小断面岩层巷道进行爆破时, 想要获得好的巷道质量和掘进爆破效果, 就必须根据围岩条件, 对掘进爆破参数进行合理选择和参数优化。小断面岩层爆破参数优化设计主要包括炮眼参数设计、炸药参数设计、封孔与装药结构、起爆设计四个方面。

3.1 炮眼参数设计

根据实际装备及技术水平, 炮眼直径定为40 mm, 炮眼深度为1 500 mm。掏槽眼作用是在工作面上把某部分岩石先破碎抛出, 在一个自由面基础上, 裂出第二个自由面, 为炮眼爆破产生附加自由面。由于小断面巷道纵断面面积较小, 岩石比较坚硬, 进行综合施工的难度比较大, 并且非常不方便。因此, 炮眼选用直眼菱形掏槽, 两条边长度分别为160 mm和250 mm, 掏槽眼深度比一般炮眼要深一些, 取1 700 mm。

小断面岩层爆破时, 由于巷道横断面积比较小, 可以根据设计要求的炮眼数目, 均匀布置在巷道的横断面上, 掏槽眼应在辅助眼和周边眼布置之前布置, 在施工过程中, 根据实际爆破效果, 不断调整炮眼之间距离。周边眼布置一般在设计的轮廓线上, 为了打眼方便, 一般布置时可以根据需要向外或向内偏移一定角度。

3.2 炸药参数设计

炸药参数设计主要是炸药消耗量的设计, 炸药消耗量是炸药参数设计中非常重要的参数, 会影响工程质量和掘金爆破效果, 并且对掘金成本和生成效率有重要影响。由于炸药性能、岩石力学物理性质、自由面数目和大小等都会影响炸药消耗量。在实际操作过程中, 应根据这些基本情况加以调整[3]。

3.3 封孔与装药结构

使用反向连续装药方式小断面巷道爆破中的效果尤为明显, 能大大提高炮眼利用率。炸药爆破效果会受到药卷方向的影响, 一般在装药过程中要注意所有药卷的末端朝向应该保持一致。在炮孔装入炸药之后, 对炮孔进行严密封堵, 以提高爆破过程中有效破岩的能量, 一般采用3∶1的泥沙作为封堵材料。根据掏槽眼装药的洗漱, 确定每个孔装药量:根据实际工程效果和参数设计, 炮眼装药量分配方案为:掏槽眼系数为0.7时, 每孔药卷7个;装药系数为0.6时, 每孔药卷6个;装药系数为0.5时, 每孔药卷5个。

3.4 起爆设计

起爆顺序为先爆掏槽眼, 再爆辅助眼、最后爆周边眼。为了确保起爆安全性、可靠性, 采用先串联后并联方式进行连接, 即分别将周边眼雷管、辅助眼雷管串联, 再与掏槽眼雷管并联。

4 小断面岩层爆破参数优化设计

经分析表面, 空眼越多, 采用直眼掏槽方法时的表面效果越明显, 在爆炸后应力波叠加后的强度会超过岩石强度, 致使岩石碎裂, 由于小断面范围较小, 巷道掏槽时需要布置的孔较少, 因此尝试预留空眼、增加装药密度, 优化掏槽眼布置的方法、装药量、装药方式及起爆方式等, 能提高爆破效果。将原有方案中留空掏槽眼中心孔, 并在辅助孔中装药, 改变成辅助孔留空、中心孔装药的方式, 这种方法能避免辅助孔起爆后挤压相邻的空孔, 增加中心孔附加的自由面数量, 使应力波在爆炸后产生叠加, 增加中心孔周边辅助孔和周边孔的自由面数量。为了将中心孔中的炸药能够起爆充分, 提高炸药在中心孔的抛渣能力, 可以在中心孔中间采用炮泥阻隔, 采用分段起爆。

5 结语

小断面巷道爆破由于巷道断面小、岩石坚硬等特点, 取决于炸药爆炸的附加自由面和应力波的形成。在爆破参数设计时, 除了要根据围岩条件确定炮眼数目和炸药量等, 还要确定掏槽方式, 实践表明, 采用直眼掏槽方式, 中心孔装药辅助孔留空, 能取得很好的爆破效果。巷道爆破工作是一个动态过程, 必须根据各种条件, 及时调整爆破参数, 才能获得更好的经济效益。最后, 小断面巷道爆破参数的选择也要考虑当地的法律法规及企业技术装备水平, 只有这样才能确保方案的安全性和可靠性。

参考文献

[1]朱永民, 郭景秋, 郭爱清.提高硬岩巷道爆破效率的研究与实践[J].煤矿开采, 2002, 7 (3) :47-49.

[2]袁文华, 马芹永.煤矿深部岩巷快速掘进炮眼深度和直径选择[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (12) :12-14.

浅谈基槽岩层非爆破法处理篇10

关键词：原油外输,强风化岩,静力爆破,冲击钻钻孔

本工程采用沉箱重力式码头结构, 设计对码头基槽采取了标高和土质双控的要求, 土质要求为强风化岩层。在工程施工期间, 初期采用13方50t重斗式抓斗船施工, 但是施工效率极低, 挖至风化岩层后无法继续开挖, 经取样分析, 部分基础已达到中风化层, 抓斗船很难施工, 但此时码头基床厚度无法满足沉箱安装需要。根据目前行业内普遍采取的基岩处理方式, 建议采取爆破方式处理基岩;但是考虑到施工现场在绥中36-1原油处理厂内, 厂内原油外输作业繁忙, 施工现场距离原油外输管线直线距离为不超过30米, 为不影响处理厂安全生产, 不能采取爆破方式处理。

通过对基槽水深测量数据和潜水人员探摸取样结果分析, 现场存在两种情况:一、基槽前80米范围内风化岩层经抓斗船施工后, 高出设计标高的部分多为凸起的岩石, 较为分散, 需处理的方量小, 经测算约为15m3;二、基槽后30米底部风化岩成片状凸起、面积大, 需处理的量大。针对上述两种情况, 为提高施工效率和质量, 主要采取了以下两种处理工艺。

一、静力爆破法

针对基槽前80米范围内的基岩主要采用静力爆破法进行处理, 即应用膨胀水泥的特性, 膨胀水泥配制的混凝土在水中自由膨胀率为8~10×10-4, 可在有裂隙的风岩层中产生0.2~0.6MPa的自应力。利用此原理, 在对风化岩层造成松动破坏后, 安排潜水人员进行水下作业施工。

施工方式如下:

1装载潜水设备和潜水作业人员的驳船沿码头基槽方向驻位, 测量人员采用GPS配合确定码头基槽前后沿位置, 施工人员在驳船舷边悬挂导轨至设计标高, 岸上有专职人员按时通报水位, 每半小时根据水位变化调整导轨标高。

2水下潜水作业人员根据导轨位置, 由基槽前沿向后沿进行水下岩石清理。作业人员在清理前, 先用风泵将基槽表面淤泥和浮渣吹出基槽外侧, 直至露出风化岩层;然后作业人员使用风镐在岩层表面打孔, 打孔间距根据岩石形状确定, 一般间距20~40cm一个孔, 同时布置竖向孔及横向孔。孔打好后, 潜水人员在孔内塞上已配制好的膨胀水泥, 膨胀水泥遇水后硬化, 利用膨胀压力对风化岩层进行预裂。24小时后, 潜水作业人员采用水下风镐对灌入膨胀水泥的岩石进行破碎凿除。

3基槽内破碎的岩石处理采用高压风泵抽吸的方法, 吹至码头基槽外侧。由于膨胀力使风化岩层破裂产生的较大块石, 潜水员人工搬运至水下铁筐内, 由驳船上的履带吊机吊出水面。

静力爆破法施工的设备及人员清单见表一。

本方法主要是利用了膨胀水泥的硬化过程中体积膨胀的特性, 以潜水人员水下作业为主。由于本方法主要是潜水人员水下施工, 因此施工效率较低, 安全难度大。因此本方法适用于经抓斗船施工后, 基槽内有少量高出设计标高的风化岩石需要处理;同时由于本方法主要是潜水人员水下施工, 因此对水域条件要求高, 需在有掩护水域进行。本方法施工效果好, 施工质量满足设计和规范要求。

二、冲击钻机冲孔

通过对码头基槽后30米有大片风化岩层的情况分析, 需处理的面积广, 工作量大, 风化岩成片状凸出, 不适宜采用静力爆破法施工, 因本次施工水域水深较浅, 平均水深为6米, 经多方分析论证后决定采用灌注桩冲击钻施工。

本方法利用了钻机挂载梅花形冲击锤, 利用冲击钻的动能对海底岩层进行破碎冲击, 利用真空泵将破碎的石渣清楚出基槽, 以降低风化岩层标高, 提高基槽水深。

施工方法如下:

1将轮式冲击钻固定在500T的方驳上。

2采用GPS配合确定基槽前后沿位置。

3钻机进行冲击施工时, 每冲击一小时, 需要清渣一次, 清渣采用直径10cm的钢管, 用空压机从钢管底部吹气, 利用高压空气带起的水流吸走钻机施工产生的泥浆和沉渣。

4为了保证冲击钻破碎基岩的施工效果, 反复施工待破碎基岩至要求深度, 满足要求后GPS定位移至下一冲击点位进行施工。

冲击钻冲击法配备的设备及人员清单见表2。

本方法因采用机械为主, 人员为辅的施工方式, 因此施工效率较高, 在施工设备无故障的条件下可24小时连续作业, 适合在对基槽大面积风化岩的处理。

通过对以上两种的方法的分析比较, 两种方法都能满足设计和规范质量要求, 与传统的爆破法施工效果相当, 避免了因爆破法施工带来的不利因素影响。

参考文献