预裂爆破技术

预裂爆破技术（共8篇）

预裂爆破技术 篇1

摘要：本文重点介绍了思林水电站左坝肩开挖中运用深孔预裂爆破技术, 通过选择合理的爆破参数、装药结构、起爆顺序, 较好地解决了高边坡开挖施工中如何控制坡面平整及超欠挖, 施工中达到了预期的爆破效果。

关键词：边坡,开挖,预裂,爆破,施工

1 工程概况

思林水电站坝址位于思林粮站至穿洞间的两扇岩附近。两岸山体雄厚, 为50～70°陡坡, 基本呈对称“V”型, 枯水期河面高程364m左右, 水面宽70～120m, 水深20～30m, 汛期涨幅可达25m左右。

本标边坡开挖包括左坝及通航建筑物边坡开挖, 通航建筑物边坡开挖水平厚度15～35m, 均为垂直边坡, 马道高差为15m一个台阶, 总共9层台阶;左坝肩设计开挖边坡为1:0～1:1不等, 总计6层台阶, 台阶高度15m。开挖后边坡均进行锚杆或锚喷支护处理, 左坝肩及通航建筑物边坡开挖总量为48.75万m3。

2 爆破方案选择

按照正常的爆破方法, 该处爆破方案可选择小钻浅眼爆破及深孔松动控制爆破。因该段边坡开挖高度大部分均在40～60m范围, 山高坡陡, 考虑小钻浅眼爆破虽然能有效控制飞石, 减少边坡超欠挖, 但施工时间太长且不经济, 起爆次数过多且该段山体表面覆盖土基本在60cm左右, 机械根本无法上到山坡上清理表层土, 人工清理山坡土耗工耗时。而深孔法的单位耗药量和单位爆落岩体所耗钻孔工作量较小, 深孔法多用于采料及基坑开挖, 且多采用松用爆破。预裂爆破是一种常用于大劈坡和开挖深槽控制设计边线的爆破。它的特点是在开挖区爆破前, 根据岩石特点, 沿设计开挖线先炸出一条宽1～4cm的裂缝面。这个缝面可以将爆破开挖区传来的冲击波能量削减70%, 减轻保留区的震动, 切断爆区裂缝向保留区扩展, 保证设计边坡的稳定和平整。经过认真分析并结合现场实际情况, 确定选择深孔松动及边坡预裂控制爆破, 在边坡开挖轮廊线上布置一排预裂孔以有效控制边坡坡度及超欠挖。既可加快施工速度, 又可保证爆碴粒径以作路基填料用。

3 施工机具选择

确定了采用深孔松动加预裂爆破施工方法, 根据现场实际情况, 先用YQ-100型潜孔钻机, 钻孔直径为100mm, 一旦开挖宽度达到一定宽度, 则以液压钻钻孔为主。爆破后石碴采用大型挖机进行翻碴, 河床处进行挖装出碴, 潜孔钻架用人工抬至山上。

4 爆破设计

4.1 台阶高度的确定

根据选择的钻机型式以及设计中要求的碎落台高度确定爆破时最上面的一层台阶高度为5.5～9m, 再往下的每层台阶高度均为10m。

4.2 爆破参数选择

深孔松动预裂控制爆破在边坡处采用预裂孔, 先于主炮孔起爆在边坡处形成2～3cm的预裂缝, 对于主炮孔要合理划分梯段。合同要求梯段高度为7～10m, 边坡要求平滑稳定。所以为实现一次性成型爆破采用深孔松动预裂控制爆破。合理炮孔采用梅花形布置。

4.2.1 预裂孔

钻孔倾角为1:0.5, 线装药密度q=0.4～0.6 (kg/m) , 采用不偶合装药。

(1) 最小抵抗线W取2.5m。

(2) 炮孔间距a取值时, 对于最上面一层台阶均根据实际爆深进行调整, 对爆深在5～7m的孔距取1.6m, 对爆深为7m以上的孔距取2m。

(3) 装药量Q= (0.12～2.1) L, L为预裂深度, 装药量要在现场试验。

单孔装药量, 线装药密度Qx=q·a·w

式中:q———松动爆破单耗药量, kg/m3;

a———同排相邻两孔中心距, m。

(4) 堵塞长度。由于不允许有飞石, 所以堵塞长度取h0= (0.7～1.0) W

式中:W———最小抵抗线, m。

(5) 超钻。超钻是为了克服底板阻力 (即岩层的夹制作用) , 使爆破后不留根坎。在一般情况下, 梯段高度越大, 坡面角越小, 底板抵抗线越大, 岩石越坚硬, 则需要的超钻深度越大。

超钻深度并不是一个很严格的参数, 但要保证各梯段爆破孔底应落在同一高度上。这样才能保证爆破底部岩面基本平整, 有利于下一层开挖爆破。据实际情况:

垂直深孔:超钻深h= (0.15～0.33) W1

倾斜深孔:超钻深h= (0.3～0.5) W

式中:W1———底板抵抗线, m。

W———最小抵抗线, m。

4.2.2 主炮孔

沿线路布置一列炮孔叫主炮孔, 炮孔间距为a= (1.6m或2m) 。

4.2.3 副炮孔

在距主炮孔b (1.4m或1.74m) 处再布置一列炮孔叫副炮孔。主、副炮孔孔深基本相同。

4.2.4 装药结构 (见图1、图2)

4.2.5 起爆网络 (见图3)

1排———预裂孔用5段非电导爆管;

2排———主爆深孔与辅助孔用3段非电导爆管;

3排———主爆深孔与辅助孔用5段非电导爆管;

4排———主爆深孔与辅助孔用7段非电导爆管。

采用塑料导爆管孔外内微差起爆技术, 为保证每个炮孔的准爆性, 现场施工时对实施爆破用的器材进行严格检查并进行试爆, 以确定最佳的爆破方案。

4.2.6 炮孔堵塞

堵塞长度与最小抵抗线, 钻孔直径和爆破区环境有关, 当不允许有飞石时, 堵塞长度取30～35倍的钻孔直径;容许有飞石时, 堵塞长度可以取钻孔直径的20～25倍。在干孔中堵塞物可以用细砂土、粘土或凿岩石的岩粉。防止混进石块砸断起爆网络。堵塞过程中要不断检查起爆网路, 防止因堵塞损坏起爆网路而引起拒爆。

4.2.7 爆破材料

塑料导爆管、分段非电导爆管、火雷管、导爆索、导火索、2#硝铵炸药。

5 爆破效果分析

采用深孔预裂爆破, 爆破的效果完全达到预期的目的。不仅全面改善了爆破质量, 而且还改善了爆破技术经济指标, 同时也降低了工程的总成本。爆破时降低了爆破的有害效应, 减少了后冲、后裂和侧裂、降低了爆破地震、噪声、冲击波和飞石的危害。没有出现欠挖及超挖现象, 而且增加了预留边坡的稳定性。并在上述前提下, 使钻孔、装载、运输和机械破碎等后续工序发挥高效率, 减少了二次破碎数量, 使其工程成本达到最佳。

6 深孔预裂爆破施工注意事项

(1) 施工前, 必须准确测定出设计边坡线和预裂孔的位置;施工中要切实掌握好钻孔的方向、角度和深度, 各预裂孔应相互平行, 孔底应落在同一水平面上;预裂孔的角度应与设计边坡坡度一致。

(2) 预裂孔及主、副炮孔的装药量应根据计算装药量先做试验, 以求得合理的装药量及装药集中度。

(3) 在确定的爆破危险区边界设置明显的标志, 建立警戒线、警戒信号, 在危险区入口或附近道路设置标志并派专人看守, 防止人、畜、公路及建筑设施等受到危害和损失。

(4) 在施工中加强对边坡坡度的检测, 随着开挖进度及时修整边坡, 以免因边坡坡度控制不严而造成路基断面的偏差。

(5) 在有危及建筑物安全时要进行必要的防护措施。

7 小结

采用预裂深孔控制爆破并辅助浅眼的爆破方案, 将边坡沟槽一次爆破成型, 严格控制了超欠挖, 保持边坡平顺稳定, 有效地解决了大块率问题, 同时降低了单位用药量, 提高了经济效益。采用孔内径外微差爆破, 降低了爆破地震效应, 有效地保护了周围的设施, 实现了最佳的爆破效果。

预裂爆破技术 篇2

关键词：深孔预裂爆破；低透气性煤层；卸压增透

中图分类号：TD235.33文献标志码：A文章编号：1672-1098（2016）01-0000-00

Abstract： In order to increase the coal seam permeability and the rate of gas extraction， eliminate the outburst， based on the method of theoretical study and numerical simulation， a systematic study of the long borehole pre-splitting blasting applied in the coal seams with low permeability and high gas was carried out. The different mechanical properties of coal and rock mass and the guiding role of the control borehole were obtained. By numerical simulation of stress nephogram and fracture diagram in the area between blasting borehole and control borehole， the propagation and attenuation of stress wave and crack expansion process in coal and rock mass were reconstructed. Finally， the long borehole pre-splitting blasting test was carried out in the 13-1 coal seam of Xieqiao Coal Mine， and the results showed that the permeability of coal seam is increased by using this technology. The concentration and quantity of gas extraction were increased. It is an economical and feasible scheme for the prevention and control of outburst of coal and gas in coal seams with low permeability and high gas.

Key words：long borehole pre-splitting blasting； low permeability coal seam， pressure relief and permeability improvement

近些年我国的瓦斯抽采技术有较快的发展，但是总体水平仍然较低。其中一个重要原因就是绝大多数的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属低透气性煤层，另外随着我国煤炭工业的发展，大多数煤矿已经进入深部开采，煤层瓦斯含量和压力不断增加，煤层透气性不断降低，瓦斯抽采愈加困难。因此，在抽采瓦斯过程中，如何增加煤层透气性已成为亟待解决的技术难题。

近几年来，随着爆破技术，特别是深孔预裂爆破技术的不断完善和发展，使得这项技术在增加煤层透气性、提高瓦斯抽采率、防治煤与瓦斯突出等方面得到了广泛的应用，并取得了良好效果。国内许多学者也对深孔预裂爆破技术进行大量的研究。文献[1]从理论和模型实验两方面对深孔预裂爆破的控制孔作用进行了研究分析；文献[2]在岩石三向受力及其强度效应和Misses强度准则的基础上，推导出了在岩石中爆破后的压碎圈和裂隙圈半径公式；文献[3]利用岩石爆破理论和损伤力学理论，分析了爆破后爆炸应力波的作用机理及其作用下煤体的损失断裂准则；文献[4]在柱状空腔膨胀理论的基础上，分析研究了爆炸荷载作用下煤体的力学特性；文献[5]采用通用动力分析程序DYAN3D，模拟研究了爆破对煤体破坏的范围和瓦斯抽采的影响区域。

本文在前人研究成果基础上，分析了煤岩体爆破和深孔预裂爆破强化增透的机理，结合谢桥矿瓦斯抽采技术经验及该矿实际情况，在中央风井揭13-1煤层前，开展深孔预裂爆破强化瓦斯抽采技术的应用研究，解决了揭煤过程中回风流瓦斯浓度超限的问题，大大缩短揭煤时间，对类似情况的井筒揭煤有重要意义。

1深孔预裂爆破数值模拟分析

11深孔预裂爆破强化增透机理

利用深孔预裂爆破在煤体中新裂隙的产生和应力的降低打破了煤体中瓦斯吸附与解吸的动态平衡，使大部分吸附在煤体中的瓦斯转化成游离瓦斯，而游离瓦斯则通过裂隙运移并通过抽采钻孔进行抽采，在很大程度地释放了煤体的弹性潜能和瓦斯膨胀能，煤体的塑性增加，脆性减小，降低煤体中残存瓦斯的解吸速度。因此在煤体中形成一定范围的卸压区，在这个区域内，破坏了突出发生的基础条件，进而起到了防治煤与瓦斯突出的效果[6-8]。

12数值模型和参数设置

为了研究爆生应力波在煤岩体中的传播与衰减规律以及控制孔对爆破效果的影响， 采用三维动力有限元程序LS-DYNA3D， 以谢桥矿井筒揭13-1煤实测数据为基础，建立深孔预裂爆破几何模型（见图1），其中两边为爆破孔，中间为控制孔，爆破孔与控制孔间距20 m，模型边界距各孔边界距离为15 m，爆破孔孔径为75 mm，控制孔孔径为94 mm，沿爆破孔轴线方向依次为1 m的岩层、45 m的煤层和1 m的岩层。

本次数值模拟通过建立流固耦合模型进行爆炸模拟，数值模型中的煤、岩、炸药和空气单元均采用Solid164单元，其中煤、岩体介质采用拉格朗日网格建模，炸药、空气介质采用欧拉网格建模。建模过程中分别对煤、岩、炸药和空气材料模型进行不同的网格划分，为防止计算过程中负体积和节点速度无穷大现象的产生，使煤、岩、炸药和空气的单元尺寸比接近3∶3∶2∶2，为保证计算精度，各孔及周围进行网格加密，其它部分用sweep法进行网格划分[9-12]。炸药的相关参数根据LS-DYNA3D中的JWL状态方程确定，其参数结果如表1所示。

从图2可以看出，炸药爆炸后，A、B、C三单元的有效应力曲线变化趋势相同，都经历了先增大、然后减小、最后稳定的过程。爆破孔附近处A单元的有效应力峰值为15 MPa，稳定后的有效应力为13 MPa，均大于煤体的抗压强度，在爆破孔05 m范围内煤体被强烈压缩粉碎，形成爆炸空腔区；B单元的有效应力峰值为75 MPa，稳定后的有效应力为27 MPa；C单元的有效应力峰值为9 MPa，稳定后的有效应力为38MPa。B、C单元的有效应力值均大于煤体的抗拉强度，可促使煤体裂隙的产生。由于控制孔的导向作用，控制孔附近C单元的有效应力峰值和稳定后的有效应力均大于B单元，进一步地促进了裂隙的发育。在爆破后期，爆生气体与煤层中的瓦斯压力共同作用于已张开的裂隙中，并在其尖端产生应力集中，促使了裂隙的进一步扩展，大大增加了裂隙区的范围，显著提高了煤层的透气性（见图3）。（a） 孔口处0 m （b） 距离孔口处15 m（c） 距离孔口处3 m （d） 距离孔口处45 m

图3X-Y切面上距爆破孔孔口不同距离处的裂隙（煤层段）从图3中可以看出，炸药爆炸后，对于两个爆破孔与控制孔模型，由于应力波的叠加和反射拉伸作用，在整个煤体内部形成了错综复杂的贯穿裂隙，显著提高了煤体的透气性。

2深孔预裂爆破卸压增透试验

21谢桥矿井筒揭13-1煤层概况

谢桥矿中央风井井口永久锁口设计标高为+262 m，井筒设计净直径为75 m，设计深度为9862 m，壁厚500 mm。中央风井井筒已掘砌720 m，距13-1煤顶板法距11m。 13-1煤为突出煤层， 煤层厚45 m， 煤层产状为186°～196°、 倾角∠12°～14°。煤层特征以黑色块状和暗煤为主，兼有少许粉末状和亮煤，并夹有一层厚约03 m的炭质泥岩。

揭煤区域煤层瓦斯压力为21 MPa，瓦斯含量为497 m3/t，煤层的瓦斯放散初速度ΔP为13，为突出煤层；煤层透气性系数为0004 m2/（MPa2·d），钻孔自然瓦斯涌出量衰减系数为0083 d-1，为难以抽采煤层。

22爆破孔设计和爆破工艺

1） 布孔方式。根据谢桥矿中央风井井筒揭13-1煤层防突设计，在待揭13煤层布置8圈共163个瓦斯抽采钻孔，其中对抽采钻孔中的第1圈、第3圈和第5圈采用深孔爆破增透试验，爆破孔为36个，所有抽采钻孔合茬抽采，钻孔布置如图4所示。图4井筒揭13-1煤层爆破孔与抽采孔的布置（单位：m）

2） 爆破工艺。先用一段深孔预裂爆破专用药管、两发一段毫秒电雷管和放炮用的胶质线做炮头，为了防止短路和断路用绝缘胶带将其裹紧，在爆破孔见煤至终孔段装药，装药时采用正向装药方式。装药完毕，采用粒度5mm以下的略潮黄土进行压风喷泥封孔，当压风不足04MPa时禁止封孔，封孔长度大于12 m。

23试验效果分析

分别对爆破前后抽采钻孔的瓦斯浓度和纯量进行系统性的数据处理，绘制出深孔预裂爆破前后的对比如图5～图6所示。

t/h

爆破后瓦斯抽采浓度和纯量明显上升，抽采浓度从爆破前最低189%提高到爆破后最高79%，平均抽采浓度比爆破前提高约24倍，抽采纯量从最低02 m3/min提高到最高223 m3/min，平均抽采流量比爆破前提高约4倍；经测定煤层透气性比爆破前提高了10倍以上，瓦斯抽采效果显著提高。

揭13-1煤过程中回风流瓦斯浓度为015%，没有发生回风流瓦斯浓度超限现象，且13-1煤层控制区域内瓦斯抽采率达到了75%。

4结论

1） 分析了深孔预裂爆破的卸压增透防突机理，炸药在煤层中爆破后，形成了一定范围的卸压圈和错综复杂的裂隙圈，同时，爆破孔周围岩体发生大幅度位移，显著提高了煤体透气性和瓦斯抽采率，降低了煤层中的瓦斯压力和含量，进而达到了消弱或防止煤与瓦斯突出的目的。

2） 通过两个爆破孔与控制孔的数值计算模型，分析了在控制孔的影响下，炸药在煤层中爆炸应力和裂隙发展的变化规律，爆破孔周边的煤体在爆轰应力波作用下产生大量裂隙，完全处于破碎状态。

3） 通过在谢桥矿13-1煤层实施深孔预裂爆破试验，结果显示：深孔预裂爆破增透效果显著提高了煤体透气性，表明在低透气性高瓦斯煤层实施深孔预裂爆破卸压增透技术是一种积极可行的方案。

参考文献：

[1]罗勇，沈兆武.深孔控制卸压爆破机理和防突试验研究[J].力学季刊，2006，27（3）：469-475.

[2]戴俊.柱状装药爆破的岩石压碎圈与裂隙圈计算[J].辽宁工程技术大学学报，2001，20（2）：144-147.

[3]褚怀保，杨小林，侯爱军，等.煤体中爆炸应力波传播与衰减规律模拟实验研究[J].爆炸与冲击，2012，32（2）：185-189.

[4]穆朝民，齐娟.含瓦斯煤在爆炸荷载作用下的力学特性[J].煤炭学报，2012，37（2）：268-273.

[5]龚敏，黄毅华，王德胜，等.松软煤层深孔预裂爆破力学特性的数值分析[J].岩石力学与工程学报，2008，27（8）：1 674-1 681.

[6]褚怀保，杨小林，梁为民，等.煤体爆破作用机理模拟试验研究[J.煤炭学报，2011，36（9）：1 451-1 456.

[7]刘健.低透气煤层深孔预裂爆破增透技术研究及应用[D].淮南：安徽理工大学，2008.

[8]蔡峰.高瓦斯低透气性煤层深孔预裂爆破强化增透效应研究[D].淮南：安徽理工大学，2009.

[9]黄文尧，穆朝民，宗琦，等.水胶药柱深孔预裂爆破弱化综采面硬岩断层分析[J].重庆大学学报，2013，36（7）：102-106.

[10]龚敏，王德胜，黄毅华，等.突出煤层控制爆破时的控制孔的作用[J].爆炸与冲击，2008，28（4）：310-315.

[11]龚敏，王楚涵，王华，等.多层煤——岩介质中扇形深孔爆破应力场特性[J].北京科技大学学报，2012，34（6）：614-619.

预裂爆破技术 篇3

1 深孔控制预裂爆破的作用机理

深孔预裂爆破的目的, 是为了增加煤体原有裂隙的长度和范围, 提高煤层的透气性, 减少抽放瓦斯的阻力, 从而在较短的时间内提高瓦斯抽放率。深孔预裂爆破不同于普通的松动爆破。它的特点是在爆破孔周围增加辅助自由面——控制孔, 它不仅要求在相邻孔间连线方向形成贯通裂缝, 而且要求其它方向产生尽可能多的裂隙, 使煤体内形成以炮孔为中心相互连通的裂隙网。

深孔预裂爆破是在工作面前方交替布置一定深度的爆破孔和控制孔, 在一定卸压煤体的防护下, 在前方引爆几个深孔炮眼形成煤体预裂爆破, 其中控制孔 (不装药) 在爆破过程中起到控制爆破方向与补偿爆破裂缝空间作用, 形成卸压槽。爆破后, 炮眼周围煤体的破裂与松动形成卸压圈, 其煤层透气性系数大大增加, 使煤体瓦斯得以提前缓慢排放、瓦斯压力下降、瓦斯含量减少, 从而提高了煤体的坚固性, 结果使煤体原集中应力带及高压瓦斯带移向煤体深部, 同时有利于消除由于煤质因软硬不均而引起的应力集中及由于地质构造引起的应力集中, 降低煤体瓦斯压力梯度和应力梯度, 有利于防止煤与瓦斯突出的发生和发展, 为工作面回采创造了较长的安全区和防护区。另一方面, 由于深孔预裂爆破使工作面前方煤体裂隙增大, 即煤体透气性系数增大, 使工作面前方煤体瓦斯得以缓慢排放, 这样既可以提高长钻孔瓦斯抽采率, 又可以减少瓦斯抽采时间, 从而提高工作面回采速度。

2 深孔控制预裂爆破技术在孟庄矿IV315机巷中的试验

2.1 实验区概况

皖北煤电孟庄矿Ⅳ315工作面位于Ⅳ-1采区南翼第三区段, 上部为Ⅳ313采空区, 下界标高-600m。北部以Ⅳ-1皮带下山保护煤柱为界, 走向长约800m, 倾向宽约125m。与本工作面对应的地表有村庄、铁路、公路、果园等。地面标高+34.2~+34.5m。该区域3-1煤层结构简单, 为单一结构, 属稳定煤层。据邻近钻孔及巷道揭露, 本工作面内煤层最大厚度为3.0m, 最小厚度1.8m, 平均厚度2.2m, 3-2煤层厚0.5~1.0m, 与3-1煤层之间有0.4~0.8m泥岩夹矸, 倾向80°~120°, 倾角30°~17°, 平均20°, 煤层倾角北部较小, 南部较大。煤层原始瓦斯压力1.7MPa, 煤层瓦斯含量10.4m3/t, 煤层透气性0.1236m2/MPa2.d, 为低透气性煤层。

2.2 深孔控制预裂爆破工艺

(1) 钻孔

采用重庆煤科分院生产的防突钻机, 或软岩钻机。要求在f<0.3条件下, 使成孔率达80%以上, 为了防止在软煤钻孔过程中长孔跑偏, 打钻过程中应保持推进压力恒定, 控制钻孔速度, 最好有导向装置, 保证钻孔方向满足设计要求。

(2) 装药结构和装药工艺

钻孔完孔后, 装药前对爆破孔用压气仔细吹净钻孔内钻粉。为了提高炮孔利用率、爆破效果和装药速度, 克服深孔爆破中存在的管道效应和爆燃现象, 采用乳胶炸药卷 (Φ30) , 正向起爆的装药结构。每个爆破孔中放雷管2个, 采用并联起爆, 雷管脚线用塑料电线加长, 每孔装药量4kg (13节) , 用活节木炮棍送入孔底。

(3) 封孔工艺

对爆破孔, 装药后应装入不少于0.5m的水炮泥, 水炮泥外应充填长度不小于4m略潮的黄泥, 并封严实。

对控制孔, 用适量的水炮泥和黄泥封孔, 放炮后最好能及时处理掉, 以利于排放煤层瓦斯。

2.3 深孔预裂爆破参数选择 (1) 爆破孔和控制孔间距选择

当煤层条件一定时, 孔间距的大小应与爆破孔和控制孔的直径相匹配, 在一个较合理的范围内, 才有利于裂隙的形成和发展, 有利于提高煤层的透气性。结合现场实际条件, 合理的孔间距应不大于1m。

(2) 爆破孔和控制孔个数的确定

根据实验区域煤层地质、采矿条件及巷道断面布置, 结合煤层的瓦斯赋存情况, 考虑到控制孔增加了爆裂面, 可增大裂区的范围, 布置爆破孔2~3个, 控制孔3~6个。

(3) 钻孔布置

掘进工作面钻孔布置如图1所示。松动控制爆破孔参数见表1。

2.4 效果考察

预裂爆破试验后, 抽采钻孔瓦斯抽采量成倍增加, 抽采钻孔一天抽采量2.345m3/min;掘进前预测突出指标值正常, 在掘进过程中能清晰看到煤层新增裂隙, 其有效影响半径为3.5m, 并且掘进中没有发生煤与瓦斯突出、瓦斯超限等事故, 大大提高了掘进速度。

3 结论

3.1 理论分析和实践都充分证明, 采取深孔控制预裂爆破措施, 煤体内裂隙大幅度增加, 原生裂隙得到扩展, 形成了较大范围的连通裂隙网, 提高了煤层透气性, 从而提高了抽采量。

3.2 由于煤体瓦斯压力下降、瓦斯含量减少, 煤体的坚固性提高, 原集中应力带及高压瓦斯带移向煤体深部, 煤体瓦斯压力梯度和应力梯度降低, 有效地防止煤与瓦斯突出的发生。

3.3 通过在孟庄矿的这次试验, 证明运用深孔控制预裂爆破技术治理掘进工作面瓦斯问题效果显著, 对于高瓦斯、低透气性煤层条件下的其它矿井具有一定的推广和借鉴意义。

参考文献

[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

[2]石必明.低透气性煤层深孔预裂控制松动爆破防突作用分析[J].建井技术, 2002 (5) .

预裂爆破技术 篇4

平宝公司首山一矿己15-12010工作面位于己二采区上部, 标高为-660～-680m, 埋藏深度为790～810m。其上部为戊9-10煤层未开采, 下部间隔1～6m为己16-17煤层。该工作面所采煤层为己15煤层, 煤层结构单一, 厚度一般在2.91～4.71m, 平均3.50m。该工作面紧邻白石山背斜, 煤层倾角变化较大, 机巷到白石山背斜轴部坡度一般为11°左右变为平缓。采面断层裂隙发育, 顶板岩石破碎, 岩体完整性差, 大部为Ⅲ～Ⅳ类, 局部为Ⅱ类。

己15煤层瓦斯压力大为2.1MPa、煤层瓦斯含量为17.5m3/t。矿井建井期间, 分别于2006年3月1日、2006年8月1日在己16-17和戊9-10煤层发生两次瓦斯动力现象。

2 预裂爆破原理

2.1 单孔的卸压增透机理分析

在爆炸冲击波和应力波的直接作用下, 装药周围的煤体中将形成空腔区, 压碎区, 裂隙区和震动区 (如图1) 。在压碎区和裂隙区内形成了辐射状的径向裂隙和圆环状的切向裂隙, 一方面中断或减弱了围岩中径向和切向应力的传递, 降低了围岩的应力, 有利于瓦斯的解吸, 另一方面增加了炮孔附近煤体的透气性, 为游离瓦斯的抽放创造了条件。在震动区内, 虽然没有形成可见的宏观裂缝, 但爆生气体产生的准静态应力场使煤体中原有的微观孔隙 (裂纹) 发生了损伤, 煤体储存的弹性变形能部分得以恢复, 应力水平趋于下降, 瓦斯变得易于抽放。

2.2 控制孔的作用分析

当压缩粉碎圈形成以后, 冲击波衰减成为应力波, 并以弹性波的形式向介质周围传播, 虽然其强度已经低于煤岩体的极限抗压强度, 不足以产生压坏, 但是由于煤岩体的抗拉强度远远小于其抗压强度, 所以当应力波产生的伴生切向拉应力大于煤岩体的抗拉强度时, 则岩石即被拉断, 形成与岩石破碎区贯通的径向裂隙, 随着应力波的继续传播, 其强度也继续衰减, 因为应力波的传播速度大于裂隙的传播速度, 所以当应力波的峰值衰减到小于岩石的强度时, 已经形成的裂隙仍然继续扩展着, 当应力波传播到控制孔孔壁时, 立即发生应力波的反射;由于控制孔反射产生的拉应力波以及强间断波阵面后方的弱间断波造成的拉应力的共同作用, 使得在沿着爆破孔与控制孔连心线方向上的控制孔边缘也产生了裂隙, 并沿着连心线方向上与爆破孔产生的径向裂隙相贯通。因为发生在控制孔方向的裂隙要比其他方向的裂隙要早, 所以沿着连心线方向的裂隙限制了其他方向裂隙的产生和扩展;结果沿着爆破孔与控制孔的连心线处产生一贯通裂隙面。所以在这个意义上说, 控制孔是径向裂隙的向导。

2.3 穿层控制爆破卸压裂隙带的形成

穿层控制爆破就是炸药在穿过岩层后在煤体内爆破, 产生的应力波和爆生气体在爆破近区产生压缩粉碎区, 形成爆破空腔, 煤体固体骨架发生变形破坏, 在爆炸空腔壁上产生长度约为炮孔半径数倍的初始裂隙 (不同于原生裂隙) , 空腔壁上部分原生裂隙将会扩展、张开。应力波过后, 爆生气体产生准静应力场, 并楔入空腔壁上已张开的裂隙中, 与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面上, 在裂隙尖端产生应力集中, 使裂隙进一步扩展, 进而在爆破孔周围形成径向“之”字形交叉裂隙网。再加上控制孔的作用, 形成反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加, 促使径向和环向裂隙进一步扩展, 大大增加了裂隙区的范围, 由于爆炸应力场的扰动, 原生裂隙的瓦斯将作用于己产生的裂隙内, 使裂隙进一步扩展。最后, 在爆破孔的周围形成包括压缩圈、径向和环向裂隙交错的裂隙及次生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网。

根据预裂爆破原理, 在机巷高抽巷道内每8m向己15-12010机巷打穿层钻孔进行预裂爆破。爆破孔超前己15-12010机巷掌子头60m。

己15-12010机巷高抽巷位于机巷上方岩层中, 距离机巷:设计垂距10m, 平距20m。巷道中心高度2.8m, 宽度3.6m, 工作面采用锚杆支护。钻孔开孔高度为0.7m。钻孔参数具体布置见图3, 钻孔参数俯角27°, 见煤点孔深21.6m, 过煤段长度11m, 孔深32.6m。

3 爆破钻孔布置

(1) 钻机采用Φ50mm钻杆, Φ89mm的钻头。

(2) 爆破钻孔布置参数可根据现场煤层赋存情况及时调整施工

4 实验

(1) 预先打好观测孔后, 按测试要求测定孔中瓦斯流量和瓦斯浓度。

(2) 打好爆破孔, 并将孔内钻屑吹干净, 保证装药不受阻碍。

(3) 装药工艺见图4。

(4) 退出实验钻孔中的钻杆。

(5) 立即将装好炸药及雷管的药管装入钻孔中见图5。

(6) 封孔:套管中灌沙子进行封孔, 在距孔口1至1.5m处, 用黄土进行封孔, 同时将炮线引至炮孔外并留有足够的长度。

(7) 放炮。

(8) 观测并记录观测孔孔内瓦斯的流量变化情况。具体观测及记录方法见表。

5爆破前后效果分析

在高抽巷具有代表性的爆破孔两边相临处打观察孔, 测定观察孔在爆破前和后的瓦斯浓度和流量, 并结合己15-12010机巷煤层强度、巷道外口瓦斯变化、效检指标及工作面进度等参数进行分析比较。

(1) 掘进工作面放炮前后的瓦斯浓度变化是在未进入穿层控制爆破区放炮前0.14%～0.21%, 放炮后0.3%～0.40%;在进入穿层控制爆破区, 放炮前0.05%～0.08%, 放炮后0.15%～0.26%。

(2) 煤层、顶板及打钻、预兆及打钻情况比较, 未进入穿层控制爆破区的煤层顶板完整, 煤层整体破碎, 硬度低;工作面在施工过程中煤炮声频繁, 打钻时夹钻、喷孔现象严重。打钻速度两个小班打完工作面措施孔;进入穿层控制爆破区的煤层顶板有裂隙, 工作面上部煤层软 (1.1m) , 下部煤层变硬, 工作面在施工过程中煤炮声减少, 打钻时夹钻次数减少。一个小班打完工作面措施孔。

(3) 穿层控制爆破区域前后效检参数分析统, 进入穿层控制爆破区之前, q=0.4～6.0L/min, S=2.0～8.0 kg/m;进入穿层控制爆破区, q=0.2～2.4 L/min, S=1.8～3.4 kg/m (注:q≥4 L/min有突出危险, S≥6 kg/m有突出危险) 。

(4) 控制爆破区域前后工作面进尺情况, 未进入穿层控制爆破区每月进40～50m;进入穿层控制爆破区每月进尺70～80m。

6 结论

己15-12010机、风巷高抽巷实施深孔松动爆破后, 两条高抽巷穿层钻孔的抽放瓦斯浓度、流量明显提高, 机、风巷掘进工作面地应力降低, 顶板裂隙增大, 煤层瓦斯含量和压力降低, 煤层变硬, 打钻速度加快, 突出预兆减少, 加快了掘进速度, 为公司缓解采掘接替, 瓦斯区域治理提前做好准备。

摘要：由于平宝公司首山一矿煤层埋藏深, 瓦斯含量、压力大, 煤层赋存不稳定, 地质构造复杂, 地应力大, 出现煤与瓦斯突出危险性很大, 严重制约着矿井安全生产, 直接危及职工的生命安全。钻孔预裂爆破控制卸压防突技术的应用, 为首山一矿解决防突缓解采掘接替紧发挥重要作用。

预裂爆破技术 篇5

1 静态膨胀预裂爆破机理

1.1 力学机理

静态膨胀破碎剂通常呈粉末状散粒体, 使用前按适当的比例加水拌和, 然后装填在岩石中, 经过一定时间的水化反应, 产生膨胀压力, 如图1所示。

将岩石模拟为厚壁圆筒弹性体, 填充静态膨胀破碎剂的半径为r1, r2, 其内部作用的压力为P, 任意半径处的切向拉伸应力为s, 则:

岩石为脆性材料, 抗拉强度远小于抗压应力。一般岩石的抗拉强度为5~10 MPa, 静态膨胀破碎剂可产生30~50 MPa的膨胀力。当切向膨胀力s大于岩石抗拉强度时, 岩石便产生裂缝而破坏。图2为膨胀破碎剂预裂示意图。

2.2化学机理

静态膨胀破碎剂主要以、无机盐化合物和有机复合剂组成, 加水后产生膨胀性的结晶水化物, 其中氧化钙 (Ca O) 的化学反应如下式:

由于氧化钙的密度为3.35 kg/cm3, 氢氧化钙的密度为2.24 kg/cm3, 在总质量不变的条件下, 体积膨胀了49.6%, 这就是静态膨胀破碎剂的化学原因。

2 静态膨胀破碎剂施工技术参数

根据现场岩石的材质、裂隙尺寸和破碎的要求, 设计计算出破碎参数, 并选用对应钻孔设备和钻孔工具。破碎参数包括孔径、孔距、孔深、排距、最小抵抗线、破碎体剂的用量和炮孔排列。

2.1 孔径

孔径是影响破碎效果的重要因素。孔径越大, 破碎剂的装入量就越多, 产生的膨胀压力也越大, 破碎效果也就越好, 同时产生的热量也越多, 温度上升也越高, 最后导致破碎剂浆体的喷出, 所以孔径不宜过大。另外孔径由钻孔设备的性能确定, 孔径越大, 钻孔速度下降越显著。因此, 视岩石的图2膨胀破碎剂预裂示意图坚硬程度孔径选择为30~50 mm。

2.2 孔距

当其他条件不变时, 孔距越小, 开裂越容易, 破碎所需时间也越短。但孔距越小, 孔数增多, 必然后增加钻孔工作量和破碎剂的消耗量。因此, 对于不同的破碎对象, 确定出可行的最大孔距, 以达到最好的技术经济效果。

影响孔距的因素主要有:被破碎体的抗拉强度、破碎剂的膨胀压力和钻孔孔径, 当其它条件不变时, 抗拉强度越高, 孔距应越小;反之, 则可增大。另外, 膨胀压力和孔径越大, 孔距应越大;反之, 则应减小。孔距的大小可用下式来求得:

式中:a为孔距, cm;

d为孔径, cm;

k为破碎系数, 若使用普通型破碎剂时, k值可从表1中选取。

2.3 孔深

炮孔深度与被破碎体的高度 (或宽度) 有关。当被破碎体的高度和其它条件相同时, 炮孔深度大的比炮孔深度小的更容易开裂, 破碎效果也更好, 它们之间的关系可用式4表示:

式中:L为孔深, m;

H为被破碎体的高度或破碎高度, m;

a为孔深系数, 与约束条件有关。对于硬质岩石或孤石对于软质岩石。

2.4 排距和最小抵抗线

炮孔排距的大小与破碎剂膨胀压力的大小、被破碎体的强度和自由面的多少有关。膨胀压力大、被破碎的强度小和自由面多, 可取大值, 反之, 则取小值。在静态破碎中, 最小抵抗线的大小因根据介质的强度、形状大小、孔径、节理以及要求破碎的块度等因素由图3和表2来确定。

2.5 破碎剂的选型和用量

普通型破碎剂, 它们共同特点是呈粉末状, 水反应速度较慢, 膨胀压力上升也较慢, 破碎能力小和介质的破裂时间长, 新型速效静态胀裂剂, 呈颗粒状结构, 可以加速水反应和有利于膨胀压力的迅速上升, 30 min后出现30~50 MPa的膨胀压力, 工艺比较简单。

破碎剂的用量是影响破碎效果的主要因素。当炮孔布置方式和有关的破裂参数确定好以后, 用药量可按下面两种方式确定。

2.5.1 按每米炮孔装药量计算

式中:Q为个炮孔的用药量或一次破碎的总用药量, kg;

?为损耗率, 采用0.05~0.1;

SL为一个炮孔的延米数或一个破碎体全部炮孔的总延米数, m;

q1为单位孔长的用药量, kg/m, 按表3选取。

3.5.2按单位体剂耗药量计算

式中:Q为用药量, kg;

V为被破碎碎体体积, m3;

q2为破碎单位体积介质用药量, kg/m3。按表4选取。

3 施工工艺流程及操作要点

3.1 工艺流程

岩石膨胀破碎预裂机械开挖施工工艺流程如图4所示。

3.2 操作要点

3.2.1 施工准备

根据岩石强度及节理发育情况选择合适的机械和所需的膨胀破碎剂的类型及型号;根据开挖岩体工程量确定配备机械及人员;放样定位及清理松土软石, 并修筑施工便道。

3.2.2 布孔 (眼)

(1) 在布孔 (眼) 前, 设置临空面, 临空面可根据岩石开挖难易情况结合路基开挖方案随机设置, 并尽可能多创造临空面。

(2) 根据被破碎物体的不同材质和硬度沿平行于临空面布置孔 (眼) , 约为孔径的8~10倍, 具体由试验确定。根据边坡岩石的具体情况, 可采用单排孔或多排孔布置。多排布孔一般采用梅花型排列, 如图5所示。

3.2.3 钻孔 (眼)

(1) 钻孔 (眼) 工程。

(1) 首先检查风动凿岩钻机, 保证性能良好。开孔前, 把钻机操纵阀开到轻转位置, 待孔 (眼) 位固定并钻进20~30mm以后, 掌钎工两手松开, 退到机身后侧监护;打眼工把操纵阀板到中转位置钻进, 当钻进50mm左右, 钻头不易脱离眼口时, 全速钻进。

(2) 钻孔 (眼) 时, 用手柄阀门及时调节气腿高度, 使钻机、钻杆和钻孔 (眼) 方向一致, 推力均匀, 不要用力过大, 防止断钎、夹钎。钻杆不要上下、左右摆, 以保持钻进方向。

(3) 掌握好钻孔 (眼) 的深度和角度, 达到要求深度时, 减速撤钻。钻深孔 (眼) 时, 必须采用不同长度的钻杆, 开始时使用短钻杆。

(4) 撤钻时, 小开阀门, 停止向前推力, 使钻杆缓慢旋转, 缓慢向怀中拉钻机, 同时缩气腿, 使钻杆在旋转中退出炮眼;此时掌钎工待钻杆钻速减慢时, 站在钻杆一侧, 协助钻孔 (眼) 工把钻杆退出灌浆孔 (眼) 。

(5) 两台或多台钻机作业时, 应按作业规程规定的区域, 做到定钻具, 定人定孔 (眼) , 顺序钻孔 (眼) , 防止相互干扰。

(6) 突然停风, 应取下钻机, 拨出钻杆。

(7) 孔 (眼) 深度应小于等于临空面高度或开挖深度, 一般不宜小于0.8 m, 且不大于4 m, 一般在2 m较好。

(8) 退钻时, 不得用力猛拉钻机, 孔 (眼) 口前方禁止站人。

3.2.4 清孔 (眼)

(1) 压风管接到L型吹孔 (眼) 钢管上。把钢管长端插入孔 (眼) 内, 人员站在侧面, 先警示相关人员然后打开风门, 用手来回拖动, 直到把孔 (眼) 内岩粉吹净, 依次把各孔 (眼) 吹完。

(2) 吹孔 (眼) 人员要戴好手套, 防止伤手。吹孔 (眼) 人员两眼不得正对眼口位置。风管与L型钢管连接牢固可靠。

3.2.5 灌入膨胀破碎剂预裂

(1) 在正式膨胀预裂施工前, 应在现场进行膨胀破碎剂试配, 已确定最佳配合比。

(2) 搅拌及装孔:将配比好的破碎剂缓慢加入水中, 边加入边搅拌, 直到搅拌成糊状浆体 (一次搅拌最好不超过10 kg) , 然后将搅拌好的浆体在3 min内倒入孔中, 混合搅拌和装孔的整个过程不得超过8 min, 如果孔数较多, 最好多人同时装孔。

(3) 膨胀破碎剂浆体灌入时, 从破碎预裂方向后退顺序装填, 边填边退, 不得再次进入已经灌入膨胀破碎剂的孔洞范围, 防止膨胀破碎剂冲孔伤人。

(4) 根据使用时作业环境的不同, 选择不同产品型号, 工作效率和操作性可大幅度提高。

(5) 填充破碎剂后, 一般情况下, 预裂在1 h内完成, 再经过1 h后, 即可采用机械进行开挖。也可根据工程需要, 通过控制添加剂, 自由掌握裂开速度, 随着时间的增长, 裂缝会越来越大。

3.3 机械开挖

(1) 机械凿岩采用挖掘机配破碎锤进行开挖。

(2) 对于不发育或欠发育坚硬岩体, 挖掘机功率不宜小于110 k W (挖掘力不小于127 k N) 如型号厦工XG 820 (或功率等效的其他类型的挖机) 。

(3) 机械凿岩应按照路基开挖方案进行开挖, 全断面开挖时先中间后两侧, 每次开挖深度不宜超过3 m。

(4) 对于适合采用机械开挖的岩体先进行开挖;对于采用机械开挖困难或效率低下的岩体, 采用膨胀破碎剂预裂开挖。

(5) 挖方边坡应从开挖面往往下分段整修, 每下挖2~3 m, 宜对新开挖边坡刷坡, 同时清除危石及松动块石。

4 质量控制

4.1 质量控制标准

(1) 孔位、孔深允许偏差±5 cm。

(2) 膨胀破碎剂应符合《无声破碎剂》 (JC506-2008) 中技术要求。

凝结时间:初凝不得早于8 min, 终凝不得迟于150 min。膨胀破碎剂膨胀压技术指标见表5。

(3) 边坡坡面平顺, 无松石、危石。

4.2 质量控制措施

(1) 掌握膨胀破碎剂的特性:膨胀压力随水灰比的增大而减小;它的膨胀压力与环境温度和反应时间成正比, 物体开裂所需时间与环境温度成反比;膨胀压力随孔径的增大而增加。

(2) 膨胀破碎剂水灰比需经试验确定最佳配合比, 供实际施工使用。

(3) 孔位、孔深、膨胀破碎剂水灰比、装药、机械挖掘操作是本工法的关键技术, 相关操作人员须按照操作规程操作, 确保收到良好的效果。

(4) 要妥善保管, 防止受潮和暴晒。使用时膨胀破碎剂要随用随提, 拆封数量与使用数量要控制好, 以免多提多拆使成品受潮或失效。

(5) 靠近边坡时, 孔眼方向应平行坡面设置, 避免坡面超挖。

(6) 坡面整修完成后, 由质检员对坡坡面进行验收, 验收合格后方可进行下一级边坡开挖。

5 安全和环保措施

(1) 建立健全安全生产保证体系和环保制度, 制定膨胀破碎剂预裂专项安全管理制度, 落实安全生产责任制, 分工明确, 责任到人, 加强施工安全检查, 消灭发生安全生产事故的苗头, 保护自然环境。

(2) 设置安全环保标志醒目, 安排专人管理标识的警戒区域, 非操作人员不得进入施工现场;膨胀破碎剂和拌和水存放阴凉干燥处, 避免暴晒;严防膨胀破碎剂成品或外包装流失, 污染环境;机械开挖区域和民房之间设置临时声屏障, 不得夜间作业;遇大风时, 停止钻孔或开挖作业, 防止粉尘污染;完善周边排水设施, 设置沉淀池、过滤池, 防止施工区域废水直接排放入河流或池塘。

(3) 膨胀破碎剂是一种对人体眼角膜有伤害的化学制剂, 操作人员不得将手在眼睛擦拭;施工现场必须预备足够数量的清洁水, 防止操作人员万一接触膨胀破碎剂作清洗使;如操作人员眼部接触了膨胀破碎剂浆体, 就立即用清水冲洗, 再送医院急救治疗;钻孔操作员应佩戴防护眼镜、防尘口罩, 灌装操作人员须佩戴防腐橡胶手套;灌入膨胀破碎剂浆体时, 需待孔内温度降到常温, 操作人员面部距离孔面50 cm以外, 且不得正面相对;装灌完成后, 应及时覆盖预裂孔, 不得在装灌地点逗留。

6 结语

6.1 静态膨胀预裂爆破技术施工工艺质量高、安全可靠

通过膨胀破碎剂预裂, 有效的降低了岩石开挖的难度, 同时极大地提高了机械开挖的效率;采用膨胀破碎剂预裂, 无噪音、无粉尘、无毒气, 不产生震动、飞石, 无冲击波, 不影响周边的建筑物, 不扰民, 具有良好的安全和环保特性;采用膨胀破碎剂预裂和机械开挖, 容易控制岩石被破碎体的形状, 避免了采用爆破开挖引起的亏坡现象, 减少了爆破对岩体及坡面的影响同时采用机械开挖保证了开挖坡面的平顺, 有利于坡面的稳定和美观。

6.2 态膨胀预裂爆破技术施工工艺具有较高的经济效益和社会效益

采用机械开挖1台挖掘机配破碎锤每天能够开挖不发育或欠发育坚岩约10 m3采用岩石膨胀破碎预裂机械开挖施工每天开挖约30 m3, 采用本施工工艺虽然增加了膨胀剂预裂相关费用, 但大大降低了机械破碎锤的报废率, 明显地提高了开挖效率降低了机械开挖油耗, 整体上节约了成本较单独采用机械开挖具有显著的经济效益。

态膨胀预裂爆破技术施工工艺将静态爆破与机械开挖有机地结合起来, 发挥了静态爆破和机械开挖的优势, 成功的解决了路基开挖中无法采用爆破、同时采用机械开挖又效率低下的石方开挖难题, 与传统的爆破相比较具有明显的安全性, 无飞石、无噪音、无震动、无冲击波、无有毒烟雾。本施工工艺是一种因受条件限制无法采用爆破工艺的区域路基开挖的十分有效的施工方法, 节能减排, 保证了工程进度按期完成;有利于协调工程施工与周围群众的关系, 施工文明, 不扰民, 深得周边群众的好评。

摘要：静态膨胀破碎预裂公路路基岩石是一项科学、经济、适用的技术, 具有十分良好的应用价值。通过实际工程的应用, 分析了提出静态膨胀预裂爆破机理, 介绍了静态膨胀破碎剂施工技术参数的选取方法、施工工艺流程及操作要点和安全和环保措施, 为进一步在工程总推广应用提供了有益的经验。

关键词：静态膨胀破碎,公路工程,石方爆破

参考文献

[1]干均奎.静力破碎剂膨胀压力的测定[J].河北煤炭, 1990 (4) :41-44.

[2]谢东.静态膨胀破碎工艺在大亚湾核电站出水口北堤拆除中的应用[J].华南港工, 1999 (2) :29-34.

预裂爆破技术 篇6

关键词：深孔预裂爆破,强制放顶,炮孔

新疆大黄山豫新煤业公司一号井原采用仓储式采煤, 技术工艺落后, 资源浪费严重。近几年, 该矿通过与义煤集团公司合作, 进行60万t矿井技术改造, 采用先进的综采放顶煤采煤工艺, 取得显著成效。E1102综放面为该矿技改后布置的第2个综采工作面, 所采煤层为侏罗系下统八道湾组, 共含煤11层, 其中可采煤层2层, 自下而上为:八尺槽、中大槽, 现主要回采中大煤层。中大煤层产状稳定, 走向近东西, 倾向SW, 煤层倾角25°。煤层可采厚度23 m, 结构简单, 距顶板2.7 m有一层0.15 m厚的炭质泥岩夹矸, 距底板3.2 m有一层0.20 m厚的炭质泥岩夹矸。煤硬度f=1.35~1.40, 节理发育。

一号井原采用的仓储式采煤为采仓采后封闭, 不需要强制放顶等工序。2006年, 在第1个综放面回采过程中, 出现顶板大面积不垮落、顶煤放不下来的现象, 给回采工作带来诸多影响。针对该情况, 组织技术人员对深孔预裂爆破技术进行研究, 并吸取第1个综放工作面的教训, 对设计方案进行优化。

1 工作面特征

E1102工作面总长1 600 m, 倾斜长69~86 m, 可采煤量170万t;地质构造简单, 无断层, 水文地质条件较简单。工作面顶板由细砂岩、砂砾岩、粉砂岩等组成, 直接顶为粉砂岩, 厚约8 m;直接顶之上的低位 (8~22 m) 和高位 (22~52 m) 基本顶岩性以砂砾岩、粉砂岩、细砂岩互层为主。顶板岩石抗压强度43.97~179.36 MPa, 多为60~90 MPa, 属坚硬顶板。

该矿为高瓦斯矿井, 绝对瓦斯涌出量37.08 m3/min, 相对瓦斯涌出量29.6 m3/t。

采用走向长壁斜切分层综采放顶煤采煤法, 采放比1∶3, 两巷超前预裂爆破弱化顶板, 全部垮落法控制顶板, 注氮和黄泥浆处理采空区。

2 顶板处理方案

超前工作面一定距离, 预先向工作面范围内的顶板岩体钻进深孔, 实施切断预裂爆破, 在顶板岩体中造成人工爆破裂隙带, 同时扩展和扰动顶板岩体的原生节理裂隙。这些裂隙在回采过程中受采动应力场作用继续延伸扩展, 降低了岩体的稳定性, 达到顶板弱化易冒的目的。

3 炮孔布置

根据基本顶高度和厚度、节理裂隙特征、煤层倾角、工作面几何参数、支护方式和材料、采煤方法和工艺, 以及打眼设备性能等条件, 初步确定在工作面回采巷道内分别布置低位基本顶控制孔、高位基本顶控制孔及端头切断孔。

(1) 炮孔顶端高度。

根据顶板岩层组合特征和动态岩体力学结构原理, 确定炮孔顶端高度h。h=0.5RN (1-sinθ) 。其中, h为基本顶控制炮孔顶端装药高度, m;R为工作面倾斜长度, m;N为顶板岩体特征系数;θ为煤层倾角。

(2) 炮孔下端装药高度。

炮孔下端装药高度应保障炮孔爆破不影响直接顶相对稳定层, 保障工作面不漏顶、不片帮, 保障炮孔有足够的充填堵塞长度, 保障炮孔中炸药爆炸时产生的高压气体不冲出孔口, 从而保障爆破安全。

(3) 堵孔结构和材料 (图1) 。

①炮孔充填堵塞结构与长度。炮孔充填堵塞采用刚—塑—刚结构。上端刚性材料堵塞, 充分发挥炸药对岩体的爆破能量;中部塑性材料充填, 对爆炸高温高压气体让位缓冲;下端刚性材料堵塞, 保持爆炸气体一定压力继续对岩体作用, 同时不冲出孔口, 充分利用炸药能量, 提高爆破效果。②堵孔材料。炮孔中部堵塞的塑性材料为按一定配比混合的黄土细沙。上下端堵塞的刚性材料为超前预爆破处理难冒顶板专用堵孔水泥。③初次放顶。为提高难冒顶板的超前预爆破处理效果, 在工作面回采前需进行初次放顶, 将开切眼前方35 m范围内的基本顶进行预爆破断裂, 其炮孔设计参数为:处理高度20~40 m, 炮孔倾角45~50°, 方向垂直工作面开切眼, 炮孔间距15~20 m。④两巷道内炮眼布置。各布置2组炮眼, 呈上下2层分布。2组炮眼分别距切眼为30, 16 m, 每组3个孔, 孔径90 mm。第1组孔深分别为45, 42, 35 m;仰角分别为32, 40, 50°, 与切眼水平夹角分别为27, 75, 90°。第2组孔深均为40 m, 仰角均为11°, 与切眼水平夹角分别为75, 83, 90°, 终孔距顶板12 m。⑤钻孔设备及爆破器材选择。根据煤层顶板岩性及钻孔长度, 选择SKZ-120A型钻机;适用岩石类f=8~16, 钻孔∅95 mm;选择2台80F-100型压风封孔器, 风压0.7 MPa。工作面风压0.25~0.45 MPa, 采用2#煤矿安全炸药弱化处理顶板。⑥起爆方式选择。炸药用导爆索起爆, 导爆索用雷管引爆, 每个炮孔有主、副2根导爆索, 导爆索采用矿用安全导爆索, 药量为12 g/m;采用矿用毫秒雷管, 同一炮孔雷管段发必须一致。

4 存在问题及注意事项

(1) 根据工作面岩层变化, 实时变更深孔预裂炮眼数量及各项参数。曾因没有及时随岩性变化变更参数而导致顶板破碎及放顶效果不好的现象发生。

(2) 在实施深孔爆破的过程中, 曾出现由于装药时深部孔眼被堵, 致使有效药量装得靠下, 结果崩塌运输巷导致冒顶事故发生。因此在装药前, 必须对钻孔进行检查, 待各项工作符合要求后, 方可实施爆破。

(3) 至少超前工作面100 m, 实施切断预裂爆破。曾在施工过程中, 因距工作面较近, 预裂孔打完后, 在装药时, 因工作面动压影响出现预裂孔装不进药而报废的情况。

(4) 引爆导爆索, 应事先将切好的200~300 m的导爆索连接好, 并装好填药后, 再与孔内导爆索连接, 雷管与导爆索的传爆方向必须一致。

(5) 每孔装2个起爆药卷, 一个装在孔底, 另一个装在离孔底装药全长20%的位置。每次放炮只能起爆1组。

5 结语

(1) 通过实施该方案, E1102综采工作面深孔预裂爆破取得了较好的效果。当工作面推进12 m后, 顶板开始大面积垮落, 垮落范围达工作面的1/3;工作面推进20 m, 顶板全部垮落, 支架后部空间被垮落的矸石充填密实, 实现了顶板预裂的目的。在初采放顶推进过程中, 未出现切顶、压架和瓦斯瞬间涌出现象。在工作面正常推进过程中, 遇到上一工作面斜切分层开采段, 工作面上部顶板已在上一工作面进行了垮落, 因而对斜切分层段, 只对工作面运输巷顶板实施深孔预裂爆破, 并达到了预期的顶板预裂目的。

(2) 根据直接顶、基本顶岩性和厚度, 结合矿压活动观测资料, 因地制宜地确定孔深和间距, 有效降低爆破带来的危害, 减少对工作面设备的破坏。

(3) 保证深孔爆破效果的关键是, 充分发挥炸药的威力, 各段药卷之间彼此接严, 封土封泥的质量必须得到保证, 最好采用专用的炮眼封泥材料。

预裂爆破技术 篇7

1 CO2预裂爆破抽采瓦斯机理

传统的煤层钻孔增透技术都是采用在钻孔中安装炸药,通过炸药爆炸产生的冲击波和高温高压气体来使煤层中产生大量的裂隙。但是在煤和瓦斯突出矿井,由于煤矿井下的特殊环境,传统的炸药在爆破过程中所产生的高温和火焰对煤矿的安全存在一定的危险性,特别是如果钻孔中的炸药未能起爆形成瞎炮、哑炮,处理起来相当危险。为了避免采用传统炸药增透的危险性,寺家庄矿引进了CO2预裂爆破技术。CO2预裂爆破技术是一种无炸药爆破,它具有无火花、威力大、安全高效的优点。最初是为了减小高瓦斯矿井采煤工作面的危险性,采用CO2预裂爆破来代替传统的火药爆破,使工作面的危险性大大降低

CO2预裂爆破作为强化抽采低透气性煤层瓦斯的措施,就是在掘进工作面前方钻场煤体中布置爆破孔和瓦斯抽采钻孔,在爆破孔中安装传用的高压CO2爆破管,爆破管里端释放头设有径向的喷气孔。爆破前,将液态CO2注入到爆破管中,并将其爆破管外端的起爆头和低压起爆器相连。起爆时,起爆头连通电源后,爆破管内的低压保险丝被加热,当温度超过31℃时,管内CO2在40 ms内迅速转化为气态,CO2体积迅速膨胀达到常温下体积的600多倍,管内管内压力最高可增至270 MPa。当压力达到预设压力时,CO2气体通过喷气孔迅速向外爆发,瞬间产生强大的冲击波和高压气体将钻孔孔壁撑裂,使钻孔周围的煤体沿着径向形成环形分布的破碎圈、松动圈和裂隙圈,增大钻孔周围煤体的透气性,提高钻孔的流量。另外,由于CO2的吸附能力高于CH4的吸附能力,气化产生的CO2通过竞争吸附,还能驱替出更多的游离态瓦斯,从而提高掘进工作面前方钻场瓦斯抽采效率,减少抽采时间

2 实验区概况

实验区选择在寺家庄矿15203工作面回风顺槽掘进工作面,15203工作面所采煤层为15号煤层。煤层平均厚度为5.63 m,层理发育完好,煤层透气性系数为0.175 m2/(MPa2·d),钻孔百米流量衰减系数为0.0417d-1。在15203工作面回风顺槽实测的煤层瓦斯含量为12.20m3/t,工作面抽采系统瓦斯抽采浓度为7.8%～8.4%,主管负压为15.62 kPa,混合流量为36.11～40.28m3/min。

3 CO2预裂爆破强化抽采瓦斯试验

3.1 钻孔设计、施工

根据15203回风顺槽煤层赋存和巷道断面等条件,在15203回风顺槽掘进工作面前方钻场设计布置钻孔11个,其中钻场正中间布置1个预裂孔,四周共布置10个瓦斯抽采钻孔,钻孔设计长度为90 m。钻孔施工后马上进行封孔接抽。钻孔布置如图1所示,钻孔施工情况见表1.

3.2 封孔方式及深度

待钻场内所有钻孔施工完成后,对预裂钻孔进行装药封孔,封孔深度为17.5 m,共进行了2次预裂试验,预裂深度为分别为29 m和44.5 m。

4 CO2预裂爆破强化抽采效果考察

本次试验从2013-05-18开始施工钻孔,由于打钻过程中出现喷孔等动力现象的影响,到2013-05-22所有钻孔施工完毕,2013-05-25进行了CO2预裂爆破试验。在试验过程中对15203回风顺槽掘进工作面瓦斯含量、瓦斯抽采量、浓度等参数进行了测定,现从以下几个方面来考察CO2深孔预裂爆破的抽采效果。

4.1 提高瓦斯抽采量的效果

在试验过程中对预裂爆破前后钻孔瓦斯抽采流量和抽采浓度进行了跟踪测试,并进行了对比分析。图2、图3为钻场内部分钻孔瓦斯抽采量和瓦斯浓度变化曲线图。

由图2、图3可以看出:①1#、2#钻孔的瓦斯抽采增量和浓度增长率均大于9#钻孔。这说明CO2预裂爆破措施有一定的有效范围,在有效范围内的钻孔透气性增加明显,在范围外的钻孔则受影响较小。②1#钻孔2013-05-21—24所测瓦斯抽采量为0.082～0.092 m3/min,平均值为0.087 m3/min,质量分数为21%～23%,平均质量分数22%.虽然钻孔已经经过了长时间的抽采,但是CO2深孔预裂爆破后,2013-05-25—29所测瓦斯抽采量为0.091～0.156 m3/min,平均值为0.144 m3/min,较预裂前平均增加65.5%;质量分数为18%～43%,平均质量分数30%,较预裂前平均提高浓度为8%.在实施了CO2预裂爆破措施后,由于强大的冲击波的致裂效应,煤层透气性增强了,爆破孔周围的钻孔瓦斯抽采量和瓦斯浓度都有明显的提升。

4.2 降低瓦斯含量的效果

图4为1#钻孔预抽前后所测煤层瓦斯含量对比图,预抽后瓦斯含量测定为施工区域消突效果检验孔所测得。

由图4可以看出,在实施了CO2预裂爆破增透措施后,钻孔瓦斯抽采量得以提高,大大降低了煤层的残余瓦斯含量,相应的煤层瓦斯压力也得以降低,煤层应力集中向前方转移,使钻孔控制区域的突出危险性得以消突,为安全掘进提供了安全保障。

4.3 缩短工期的效果

采用CO2预裂爆破强化抽采技术后,与之前采用的普通瓦斯抽采区域消突措施相比,能够大大减少瓦斯抽采钻孔施工个数,缩短瓦斯抽采时间,实现快速掘进。普通抽采和采用CO2预裂强化抽采试验情况对比见表2所示。

由表2可以看出,采用CO2预裂爆破强化抽采技术后,瓦斯抽采钻孔施工数量(11个)和普通抽采方式施工钻孔数量(45个)相比,施工钻孔数是原抽采方式钻孔数量的1/4;区域消突时间也大大缩短,普通瓦斯抽采消突共需耗时(打钻、抽采)约131d;采用CO2预裂爆破强化抽采技术后,需耗时(打钻、抽放)约33d,节约了大量的区域消突时间,为掘进工作面快速掘进创造了条件。

5 小结

通过对此项技术的研究可知:①采用CO2深孔预裂强化瓦斯抽采技术能够使瓦斯抽采钻孔周围煤体裂隙大幅度增加,煤体原生裂隙得到扩散,使抽采钻孔周围的煤体形成较大范围相互贯通的裂隙网,提高煤体的透气性。②由试验可以看出,虽然CO2预裂爆破前已经经过了较长时间的抽采,但CO2预裂爆破后钻孔瓦斯抽采量仍增加了65.5%,瓦斯抽采浓度也提高8%.通过强化抽采后,钻孔控制范围内的煤层瓦斯含量大幅度降低,煤层消突了突出危险性。③采用CO2深孔预裂强化瓦斯抽采技术能够减少区域消突钻孔工程量,缩短瓦斯抽采时间,实现高突出煤层掘进工作面安全快速掘进,具有较好的经济效益和社会效益。

摘要：通过CO2预裂爆破使钻孔壁产生径向环形的破裂圈,这在增加了煤层透气性的同时,煤层中CO2置换解吸CH4,还促进了瓦斯抽采效果,依据寺家庄矿的实际突出特点,在寺家庄矿掘进工作面进行CO2预裂爆破强化抽采技术试验。结果表明,爆破后钻孔瓦斯抽采量增加了65.5%,瓦斯抽采浓度也提高8%,经过强化抽采后,钻孔控制范围内的煤层瓦斯含量大幅度降低,掘进效率极大提高。

关键词：CO2,预裂爆破,透气性,强化抽采

参考文献

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预裂爆破技术 篇8

皖北煤电集团公司祁东煤矿是设计生产能力1.5 Mt/a的大型矿井,于1996-12-26开工兴建,2002-05-22正式投产。2004年矿井生产能力核定为2.4 Mt/a,开采煤层为二叠系上、下石盒子组。区内新生界松散层厚度变化受古地形控制,厚度189.25~453.00 m,其底部发育厚达50 m左右砾石含水层———“四含”,是一层富水性中等的含水层,静水压高达3.7 MPa,直接覆盖在煤系地层之上。由于受古地貌形态的制约,矿内中部偏西为一近南北向谷口冲洪积,其东西两侧为残坡积-漫滩沉坡积。新地层一、二、三含含水层由于有隔水性能良好的三隔存在而与“四含”无水力联系。投产以来,在回采浅部煤层时,工作面发生了17次压架突水事故,其中3222工作面“四含”突水量达到了1 520 m3/h,致使矿井被淹。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》计算的防水煤岩柱厚度远远满足不了防水要求,必须采取其他的防治措施。祁东煤矿历年出水压架情况统计如表1所示。

2 顶板预裂爆破技术原理

顶板预裂爆破技术原理是,针对松散承压含水层下具有压架突水危险的顶板结构类型,通过弱化煤层顶板一定范围内的主关键层,使其强度弱化,破断距减小,改变覆岩的破断特征,使顶板不会随采动发生整体破断,同时降低裂隙带发育高度,避免采动裂隙导水的可能性[1,2,3]。

3 顶板预裂爆破技术在7131、8222工作面的应用

3.1 防水煤岩柱留设

根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的规定,结合三采区7131工作面的具体条件,按照最大采高3.40 m,开采时所需要的最小防水安全煤岩柱垂高为65.6 m,而上风巷上方的基岩柱垂高为66~71 m,满足要求。8222工作面按照最大采高2.90 m,开采时所需要的最小防水煤岩柱垂度为65.3 m,而实际留设的安全防水煤岩柱最小为74 m,根据祁东煤矿以往回采情况,若工作面不采取其他措施,而是按原有采煤方法进行开采,工作面必定会压架出水。

3.2 所选取的预裂爆破参数

3.2.1 7131工作面

根据7131工作面的开采技术条件,分别在机巷、行人巷及风巷施工顶板预裂爆破孔,终孔层位在工作面顶板15 m左右。一组3个孔,组内各孔间距为1.5 m,每组间距15 m。放顶步距依据工作面顶板条件及所采用的支架阻力综合确定,一般情况下,以支架阻力可以控制顶板4~8倍采高范围的悬顶长度为限。7131工作面预裂孔布置如图1所示。

该措施的应用,使得7131工作面实际导水裂隙带高度为41.95 m,远小于相邻7130工作面发生突水时导水裂隙带高度。

3.2.2 8222工作面

8222工作面位于井田西翼一水平二采区,倾向宽234 m,走向长668 m。煤层平均厚度2.6 m,平均倾角11°。82煤层距离上部81煤法向间距9 m,距71煤法向间距平均32 m。工作面已掘进段风巷基岩厚度最小74 m。8222面基岩顶部受“四含”水威胁,承压含水层厚度38~51 m,平均45 m,水压3.8~4.6 MPa。

机巷上40 m、顶板上35 m为7121采空区,没有条件布置预裂爆破孔,仅在风巷位置每组布置3个孔。该组3个孔开孔在同一个剖面上,每组孔间距与7131相同,也为15 m,如图2所示。

3.3 工作面回采方案

3.3.1 采煤方法与工艺

7131、8222工作面采用综合机械化采煤方法,顶板管理为全部垮落法。统计祁东煤矿历年出水压架工作面支架工作面阻力,大部分在4 000~6 000 k N之间。为保证工作面出水时支架不被压死,7131工作面支架阻力为10 000 k N,选用ZY10000/23.5/42型液压支架,支撑高度为2 350~4 200 mm;8222工作面支架阻力为8 800 k N,选用ZY8800/14/32型液压支架,支撑高度为1 400~3 200 mm。

3.3.2 合理有效的开采方法和支护方式

7131、8222工作面在推进速度和支护方式两方面进行了合理优化。

(1)在非来压阶段,保持工作面匀速均衡地慢速推进;在来压阶段,顶板条件不好且支架阻力不足的工作面需要快速地推过来压影响段,以避免压架事故发生。

(2)工作面选用的是大阻力的支架,保证了工作面开采和来压过程中不会发生压架事故。

4 使用后的实际效果

为验证预裂爆破的实际效果,在地面向7131工作面采空区施工1个采后“两带”观测钻孔。钻孔开孔位置在风巷向工作面内15 m,实测导水裂隙带高度为41.95 m,裂采比为12.1,远小于相邻7130工作面发生突水时导水裂隙带高度。

8222工作面与相邻7121工作面条件相似,7121工作面在留设104 m防水煤柱时发生突水,而8222工作面仅留设74 m防水煤柱,回采期间未发生“四含”突水事故,说明工作面预裂爆破措施是有效果的。

5 结论

(1)顶板预裂爆破关键层技术是解决松散含水层条件下覆岩整体破断及突水致灾的重要途径,通过将覆岩破断特征由整体破断改变为逐层破断,预裂爆破后有效降低了裂隙带发育高度,人为缩小防水煤岩柱高度,使含水层到工作面之间的有效保护层厚度加大,从而保证了工作面安全生产;同时防止了坚硬老顶突然破断产生压架。

(2)在使用顶板预裂爆破情况下,辅以高阻力液压支架、合理地调控工作面采高与推进速度等相关措施,祁东煤矿开采浅部煤层工作面以来,已有的2个工作面成为上覆承压含水层下安全开采的工作面,说明采取的措施是得当的,是有效果的。

(3)以上2个工作面成功回采,不仅为其他相似条件工作面的安全回采提供了参考,而且实现了水害防治由被动防御向主动治理的重大转变,对类似条件工作面的水害防治具有重大的指导意义。

摘要：祁东煤矿是一水文类型复杂的矿井,区内新生界松散层厚度变化受古地形控制,厚度189.25~453.00 m,其底部发育厚达50 m砾石含水层——“四含”,静水压高达3.7 MPa,直接覆盖在煤系地层之上。投产以来,回采浅部煤层工作面时发生了17次压架突水事故,其中3_222工作面“四含”突水量达到了1 520 m3/h,致使矿井被淹。在回采7_131、8_222工作面时,采取了顶板预裂爆破、增大工作面阻力及调整采高和推进速度等措施,有效地保证了工作面的安全开采,实现了水害防治由被动防御向主动治理的重大转变,对类似条件工作面的水害防治具有重大的指导意义。

关键词：回采工作面,压架突水,顶板预裂爆破,安全开采

参考文献

[1]许家林,陈稼轩,蒋坤.松散承压含水层的载荷传递作用对关键层复合破断的影响[J].岩石力学与工程学报,2007,26(4):699-704.

[2]王晓振,许家林,朱卫兵.主关键层结构稳定性对导水裂隙演化的影响研究[J].煤炭学报,2012,37(4):606-612.