深孔预裂爆破

2024-08-03

深孔预裂爆破（共8篇）

深孔预裂爆破篇1

1 概述

传统的预防煤与瓦斯突出的措施有很多, 其中开采解放层是最经济和最有效的措施。在多煤层开采中, 应首先开采突出危险性较小或没有突出危险的煤层, 使邻近的突出危险性煤层卸压, 为之后的安全开采做好准备[1,2,3]。

重庆天府矿业公司三汇三矿是全突矿井[4], 各煤层的瓦斯含量和地应力都很高, 突出危险性较大, 传统的开采解放层的措施容易造成突出事故, 现在已不能选择煤层作为解放层。为此, 选择在突出煤层底板岩层内通过爆破创造人工卸压带的方法对其进行卸压。爆破后, 在岩层内形成一定尺寸的空腔和大量裂隙, 从而有利于煤层瓦斯的排放和地应力的降低, 对突出煤层卸压。

本文运用数值模拟对重庆天府矿业公司三汇三矿突出煤层底板爆破创造人工卸压带进行有限元分析, 研究爆破底板岩层后, 解放层的应力变化规律, 考察被解放煤层的卸压范围, 这对突出煤层的安全开采具有重要意义。

2 研究内容

三汇三矿为全突矿井, 各煤层瓦斯含量都很高, 不具备直接开采解放层的条件, 而煤层中的爆破仅能形成裂隙, 卸压效果有限。为此, 对突出煤层底板进行爆破增透卸压。

本文将突出煤层的底板岩层作为解放层, 通过深孔预裂爆破, 在底板岩层中形成一定尺寸的空腔, 既达到开采解放层, 对上覆煤层卸压的目的, 又为瓦斯的平稳快速抽采提供通道。以重庆天府矿业公司三汇三矿6401工作面-60水平主石门至北石门之间的区域为试验背景。运用LS-DYNA有限元分析软件, 对爆轰应力波和反射拉伸波的传播规律及应力变化规律进行研究, 对爆破孔和控制孔的贯通条件进行模拟分析。主要研究:①不同的控制孔与爆破孔间距, 爆轰应力波和反射拉伸波的传播规律及应力变化规律;②爆破形成的粉碎区范围, 以及孔距不同时形成的裂隙区范围大小;③爆破孔与控制孔间形成贯通空腔的最大孔间距。

3 数值模拟

3.1 布孔设计

考虑到对称性, 建立仅有一个控制孔和一个爆破孔的模型, 在对称面上施加对称约束。采用耦合装药方式, 控制孔直径为200mm, 爆破孔直径为85mm。通常在煤层中的预裂爆破只需生成大量裂隙, 提高煤层的透气性, 而爆破煤层底板的目的是要在岩层中形成卸压空间, 因此布孔间距要比煤层预裂爆破小得多。本文分别对孔距为1.0m和0.7m情况下的爆破过程进行数值模拟。

3.2 爆破参数

空气与炸药采用Euler算法, 岩体采用Lagrange算法, 采用*CONSTRAINED_LAGRANGE_IN_SOLID关键字进行流固耦合[5]。通过添加MAT_ADD_EROSION关键字来定义材料的破坏。由于孔深远远大于两孔间距, 故可以简化为平面应变问题来考虑。空气材料采用MAT_NULL材料模型, 炸药和岩体的材料参数见表1, 2。

采用JWL状态方程描述爆轰产物的状态:

式中:V=v/v0无量纲, v为爆轰产物比容, v0为炸药爆轰前的初始比容;E为爆轰产物比内能;A、B、R1、R2、ω为状态方程参数。

3.3 计算模型

模型高度为8m, 宽度为9m, 该尺寸远远大于孔间距和孔直径, 计算边界条件设置为无反射边界, 因此基本可以消除应力波在人工边界产生的反射对计算结果的影响。本文共建立两个模型: (1) 孔间距为1.0m, 模型总单元数为27316个, 总节点数为55656个。其中岩体单元数为16123个, 炸药单元数为108个, 空气层单元数为11085个, 如图1所示; (2) 孔间距为0.7m, 模型总单元数为27630个, 总节点数为56292个。其中岩体单元数为16103个, 炸药单元数为108个, 空气层单元数为11419个, 如图2所示。

4 结果与分析

炸药爆炸会产生强烈的冲击波, 冲击波会压缩和冲击周围岩体, 导致爆破孔附近的局部岩体被压碎, 冲击波的能量主要消耗在粉碎区。接着, 冲击波强度减弱, 转变为压应力波继续向外发展。当压应力波传到自由面时, 形成反射拉应力波, 如果该拉应力波超过岩石的动态极限抗拉强度, 将会产生从界面向爆源方向发展的拉伸片裂破坏。卸压带主要是在反射拉伸波的作用下形成的, 本文研究控制孔与爆破孔之间的反射拉伸波的发展规律。

由文献[6]知, 岩石的动态抗压强度和动态抗拉强度可近似取为:

式中:σcd为岩石的动态抗压强度;σc为岩石的单轴静态抗压强度;σtd为岩石的动态抗拉强度;σst为岩石的单轴静态抗拉强度;ε为岩石的加载应变率, 一般为100~105[7]。

结合工程现场的实际条件, 对动态抗压强度和抗拉强度分别取加载应变率为103/2和103, 可得动态抗压和抗拉强度值分别为79MPa和6MPa。

4.1 孔距为1.

0m时, 为了确定爆破形成的粉碎区范围, 以岩体的动态抗压强度79MPa作为基准 (设定云图仅显示79MPa以下的区域) , 选取不同时刻的有效应力云图进行分析。

图3中红色区域均达到岩体的动态抗压强度, 其最大半径约为炮孔半径 (0.0425m) 的6倍, 在该范围内形成了粉碎区。为了更精确的分析应力波的这种变化规律, 确定粉碎区的半径, 在控制孔和爆破孔的连线上分别选取三个单元——A距爆破孔中心0.22m;B距爆破孔中心0.26m;C距爆破孔中心0.29m。单元选取在距离炮孔6倍炮孔半径左右处, 绘制各单元的应力时程曲线, 如图4所示。

由图4可知, 单元A、单元B和单元C应力曲线的峰值分别达到了约90MPa、81 MPa和73MPa, 其中, 单元A和B的应力峰值均超过了岩体的动态抗压强度79 MPa, 而单元C未达到岩体的动态抗压强度, 因此在距离爆破孔中心约0.26m的范围内, 形成了粉碎区, 其半径约为炮孔半径的6.1倍。

应力波传播至控制孔时, 经由控制孔提供的辅助自由面的作用, 发生反射, 生成反射拉伸波。当岩体受到的拉伸波应力强度大于其动态抗拉强度时, 发生拉伸破坏, 形成裂隙区。为了确定裂隙区的大小, 绘制反射拉伸波在不同时刻的有效应力云图, 如图5所示。

在730μS时, 应力波传至控制孔经反射后形成反射拉伸波, 其强度随传播距离的增加逐渐衰减, 739μS时消失, 未传播至粉碎区边缘, 裂隙区与粉碎区未实现贯通。

4.2 孔距为0.

7m与孔距为1.0m时的情况类似, 应力波强度达到79MPa的区域最大半径约为爆破孔半径的6倍, 在该范围内形成了粉碎区。同样在控制孔和爆破孔的连线上选取三个单元——A距爆破孔中心0.22m;B距爆破孔中心0.25m;C距爆破孔中心0.28m。

由图6可知, 单元A和单元B应力曲线的峰值分别达到了约89MPa和80MPa, 超过了岩体的动态抗压强度79MPa, 而单元C应力曲线的峰值强度约为75MPa, 未达到岩体的动态抗压强度, 因此在距离爆破孔中心约0.25m (B单元) 的范围内形成了粉碎区。

为了确定裂隙区的大小, 绘制反射拉伸波在不同时刻的有效应力云图, 如图7所示。

由图7 (a) 知, 在510μS时, 应力波传至控制孔, 并形成反射拉伸波。由图7 (b) 知, 660μS时反射拉伸波最终传至粉碎区边缘附近, 预测裂隙区与粉碎区基本实现贯通。

为了验证裂隙区与粉碎区是否贯通, 在反射拉伸波传至粉碎区边缘 (660μS) 时, 选取在其边界竖直范围内的12个单元 (如图8) , 为了反映这12个单元是否受到拉伸破坏, 现选取一条基准线, 以各单元距基准线的垂距为横坐标, 各单元受到的拉应力峰值为纵坐标绘制有效应力曲线, 如图9。

可以看出, 在竖直方向200mm范围内的这12个单元的受到的最大拉应力均大于其动态抗拉强度6MPa, 所以这12个单元在反射拉伸波的作用下都发生了破坏, 即控制孔至单元间的区域均发生拉伸破坏, 形成裂隙区, 而这12个单元位于粉碎区的边界, 所以确定裂隙区与粉碎区基本实现了贯通。

控制孔提供的辅助自由面, 使得反射拉伸波的破坏作用主要发生在控制孔与爆破孔之间的区域, 且主要集中于以控制孔直径200mm为高度的范围内, 可以近似认为在控制孔至粉碎区边缘的0.45m范围内均形成了200mm高的裂隙区。粉碎区和裂隙区的岩体对围岩的作用力十分微弱, 基本失去了对围岩的支撑能力。综合上述分析, 可近似认为在控制孔与爆破孔间形成了约200mm高的贯通空腔。

两种模型下的爆破效果如表3所示。

5 与现场情况对比

实际深孔预裂爆破的布孔方式为:控制孔与爆破孔间距0.9m。由于各种人为和自然因素的影响, 现场钻孔过程中容易出现钻塌、钻坏等情况, 所以现场布孔间距一般要比理论值大, 即数值模拟结果要比实际距离小, 本模拟的结果为0.7m, 比现场值稍小。

6 结论

结合三汇三矿煤层底板爆破的实际情况, 通过调整控制孔与爆破孔的间距, 最终确定了其极限值:

6.1 分析得出了爆轰应力波的传播规律和应力变化规律, 证明了控制孔作为辅助自由面对促进孔间裂隙生成具有积极作用。

6.2 以岩体的动态抗压强度和动态抗拉强度为破坏准则, 确定了形成贯通空腔的极限孔间距。

6.3 当孔距为0.7m时, 粉碎区半径约为0.25m, 粉碎区边缘至控制孔间均发生拉伸破坏, 高度约为200mm。在爆破孔与控制孔间形成了高度约为200mm的贯通空腔。

6.4 通过与现场布孔数据进行对比, 发现数值模拟结果与其较接近, 说明数值模拟结果为现场提供的爆破设计参数是基本可取的。

参考文献

[1]于不凡.煤和瓦斯突出机理[M].北京:煤炭工业出版社, 1985.

[2]Hargraves A J.Instantaneous outbursts of coal and gas:a review[J].The Australian Institute of Mining and Metallurgy, 1983, 285 (3) :1-37.

[3]孙文革, 李纯宝.煤与瓦斯突出机理研究现状[J].山东煤炭科技, 2009 (6) :163-165.

[4]徐智彬.天府矿务局三汇三矿矿井地质类型探讨[J].矿业安全与环保, 2001, 28 (4) :41-43.

[5]赵海鸥.LS-DYNA动力分析指南[M].北京:兵器工业出版社, 2003.

[6]夏祥, 石永强, 李海波等.岩体单孔及群孔齐发爆破爆炸荷载数值分析[J].岩石力学与工程学报, 2007, 26 (z1) :3390-3396.

[7]单仁亮.岩石冲击破坏力学模型极其随机性研究[R].北京:中国矿业大学, 1997.

深孔预裂爆破篇2

【关键词】地下厂房；高边墙；深孔预裂

0.概述

目前，已建或在建的水电站地下厂房中下层开挖施工（如鲁布革水电站、龚嘴水电站、铜头水电站、小关子水电站等），基本上都采用了先中部拉槽，后两侧保护层跟进开挖的施工方式。该种施工方式主要优点：开挖超挖小，开挖质量宜控制；利于边墙提前释放应力，洞室整体稳定性好；主要缺点：不利于快速开挖施工，工程造价相对较高。

为确保水电站地下厂房快速安全施工，一直以来，工程技术人员在不断探索地下厂房中下层开挖施工方式是否可采用直接边墙深孔预裂，再进行全断面开挖。这种施工方式如能成功，则在一定程度上提高施工速度，节约工程造价，对工程建设大有裨益。但苦于国内现有的钻孔设备不能紧贴墙边边墙造成超挖量大、地下厂房中下层开挖震动要对岩壁梁影响要小、高边墙预裂爆破对厂房稳定影响不确定等原因，未能付诸实施。

向家坝水电站地下厂房开挖最大宽度33.4m、最大高度88.2m（均为世界第一）。由于向家坝水电站地下厂房处于软硬相间的15o～20°缓倾角水平层状砂岩和泥岩中，地质构造发育，岩性变化巨大，跨度大，在顶拱层开挖支护中采取了较为安全的开挖方式（先开挖中上导洞再分两次扩挖到位），故花费了10个月的时间。顶拱层以下各层开挖（8层，含岩壁梁层）需要在23个月内完成，即：除岩壁梁层外（有岩壁梁砼浇筑），其他各层开挖均要在2～2.5个月内完成，工期紧，任务重。2007年，随着一种新型的钻孔设备KSZ-100Y型的出现，在向家坝水电站地下厂房采用先高边墙深孔预裂再全断面开挖施工成为一种可能。

1.预裂爆破试验

为确保地下厂房开挖能快速连续施工，工程技术人员积极查阅有关资料，与相关机械厂家联系协商预裂爆破钻孔设备事宜，同时选定在主变洞第Ⅱ层0-27.25～0+100m（EL282.39～EL279.99，9.4m高）段进行高边墙预裂试验（6段，每段15m长），以提前获取相关爆破参数。

2007年10～11月份，在有关单位的共同参与下，预裂爆破孔（孔径80mm）孔距分别选取80cm 、70cm，炸药采用φ32乳化炸药，线装药量密度分别选取选500g/m、600g/m、700g/m三种，进行了高边墙预裂试验，取得了相应的爆破参数：Ⅱ、Ⅲ类围岩，孔距70cm，线装药量密度600g/m左右；Ⅳ、Ⅴ类围岩，孔距70cm，线装药量密度500g/m左右。爆破震动检测在主变洞爆破点10m远处进行，检测结果显示爆破震动满足有关规范要求。

图1KSZ-100Y型钻机

图2主变洞深孔预裂爆破试验

2.深孔预裂爆破施工

2.1施工方案

地下厂房采用高边墙深孔预裂爆破，KZS100Y潜孔钻机造孔，样架导向。预裂爆破与全断面开挖钻孔平行作业，互不交叉，预裂超前全断面开挖不少于20m爆破，爆破区域距离边墙支护区不少于30m。前期开挖控制结构预裂速度，便于及时调整爆破设计，提高预裂效果，保障边墙成型质量，减小拉槽对厂房边墙的爆破振动影响，提高开挖施工速度。

2.2工艺流程

爆破设计审批—测量放线—样架搭设（验收签《准钻证》）—钻孔（终孔验收签《钻孔合格证》）—装药—网络连接（验收签《准爆证》）—爆破—通风、散烟—爆破后評价、总结—优化调整爆破设计。

2.3爆破设计

主厂房预裂在边墙设计线上开孔，钻孔直接钻至各结构设计高度，孔径80mm，孔间距70cm，30m～40m一段，领先全断面开挖20m爆破。

2.3.1爆破参数

（1）爆破分层及孔深、孔向确定。鉴于底板起伏不平，高程不一致，预裂孔样架横杆同一高程，使钻杆在预裂孔孔线（由孔底高程及需向边墙超挖值确定）的延长线上，便于预裂孔在同一平面上，提高造孔质量。

（2）装药结构及起爆网络结构。结构预裂根据实际孔深进行装药：采用竹片上绑整节φ32药卷间隔装药，深孔孔底加强装药量为2kg——2节φ32药卷绑扎为一段，连续装5段，再连续装φ32药卷，间隔14cm；孔口堵塞结构为：先用编织袋堵塞10～20cm，剩余65cm采用细砂堵塞。正常装药线装药量密度550～600g/m（根据围岩情况调整）。孔内导爆索，孔外MS3延迟雷管传爆，火雷管起爆。不同孔底高程的预裂须分开爆破，每段连接处及边墙转角处需放置空孔，防止拉裂。单响药量不大于35kg，不少于4孔一响，中上部药卷间隔可适当加大。

预裂爆破必须考虑临近建筑物对振速的要求，爆破振动速度控制在相关建筑物对爆破振速要求范围之内。爆破后，需对爆破效果进行仔细分析，及时优化爆破设计。尤其对预裂缝开展情况进行检查，需满足如下要求：结构预裂缝宽度在0.1～0.3cm范围以内。

2.4各工序施工方法

2.41测量放样

测量放样分两个步骤进行：①预裂孔样架横杆高程、控制点高程、桩号及超挖值放样；②样架校核及方向点放样。

2.4.2样架搭设

样架搭设的好坏在一定程度上决定了预裂爆破的成败。

预裂孔孔位及立柱插筋孔孔位已由测量完成放样；根据测量所放首尾立柱插筋孔拉线按1.4m间距放出其余插筋孔孔位，然后由钻工按设计要求进行造孔。插筋孔完成后，插入立柱及后排插杆，并搭设横向连接杆，同时进行上层插筋孔造孔，插筋孔孔位距底步横杆1.6m高差左右，拉线控制插筋孔基本在同一水平线上。完成后插入上层插杆，同时，后排横杆搭设、底部横杆搭设，过程拉线量测控制，务必保证横杆与开口线平行且在同一高程上。上层插杆完成后，搭设上层横杆，要求与底部横杆相同，水平位置采用吊线控制。然后进行底部插筋孔造孔，同时架立斜撑，斜撑底部需紧抵岩面，斜撑与上层横杆（紧贴立柱与上层横杆连接扣件）、上层插杆以及下部横向连接杆采用扣件连接（斜撑两端均须紧抵基岩面）；斜撑完成后，样架雏形已形成。吊线进行倾角初步校核；再由测量进行检校，并按测量结果进行样架微调，调整完毕后，测量在样架上、下横杆上逐一放出方向点。样架经测量校核符合要求后，进行样架初步加固。

钻机架设时，对准测量所放方向点，钻机中心线须与方向线重合。钻机架设好后，进行倾角及方位角检校，确认无误后进行样架最终加固：主要是在入岩立柱之间再增加立柱、相应横向连接杆、腰部横杆及中层斜撑。所增加立柱、横向拉杆及斜撑均需紧抵岩面。

造孔过程中，需加强对样架的观测。有晃动时必须停钻校核，确认无偏差后采取措施进行加固。若有卡钻情况，提出钻杆时，通常会对样架产生较大扰动，需及时进行纠偏。

2.4.3钻孔

开孔作为钻孔最重要环节必须严加把关。开孔前，对孔口不平处由人工进行凿平，或使用架管辅助限位进行开孔；开孔时，钻工务必操作钻机低钻速、慢钻进，注意钻杆是否偏斜，及时调整；分别在开孔后钻进20cm、60cm、1m时进行倾角及方位角检查（倾角采用磁力线垂对钻杆进行检查，方位角通过测量在上、下层横杆上所放方向点控制，按照质量控制标准，上、下同向偏差不超过1.6cm，异向偏差不超过8mm），严格要求，及时纠偏；开孔三次校钻及调整结果需据实填写在钻孔记录表上。钻进过程中注意观察样架稳定性，晃动过大，立即采取措施加固；钻工需注意钻机钻进速度变化、根据经验判断是否遇到软弱夹层、层面、节理裂隙等地质问题，当钻杆猛然沉降或卡钻时，需及时通过调整钻进速度等措施进行控制，防止飘钻。对已钻完的孔采取周密保护措施，孔口用编织袋堵塞严实，将周边浮渣及积水清排干净，以防堵孔。

2.4.4验孔

装药前，作业队逐孔进行孔深、孔斜及间距检查并填写检查记录表，按照“深堵浅补”要求进行处理，完成后由质量部进行终检，终检合格申请验收。

2.4.5装药

对装药所用竹片进行检查，竹片宽度需在3cm～4cm之间，不符合要求的竹片进行剔除；在竹片上做好预裂孔孔深及堵塞段标记；根据装药间隔长度做好标尺；药卷及导爆索采用胶布绑扎紧密，药卷间隔距离误差不超过1cm；装药时，竹片靠近边墙一侧，药卷朝向外侧。装药过程中，因堵孔、塌孔造成无法装药的孔，及时反映，进行处理。

2.4.6堵孔

堵孔人员在炮棍上用油漆或胶布做出堵塞长度标记，严格按爆破设计所要求的堵塞材料、堵塞长度、及堵塞形式进行堵孔。

2.4.7 联网

网络连接严格按照爆破设计执行，作业队技术主管旁站把关，导爆索搭接长度在15cm以上，保证网络可靠度。合格后申请验收。

2.4.8爆破

经验收装药、联网合格并签《准爆证》后进行爆破警戒。爆破前，负责起爆的炮工需得到所有哨点警戒人员警戒工作就绪的通知后方能起爆。

2.4.9炮根处理办法

边墙揭露后，若根部存在岩坎，对炮根按设计要求进行预裂或光面爆破处理，保证根部不留错台，边墙預裂面满足质量要求。

3.爆破检测

3.1爆破振动观测

在厂房、主变洞等部位布置振动测点，采用TOPBOX 爆破振动测试系统，进行水平径向、水平切向和竖直向三个方向的监测，实测振动速度峰值一般控制在10cm/s以内。

3.2松动圈检测

检测结果显示，厂房第Ⅳ层以下高边墙的开挖影响深度值为0.2～0.7m，说明在主厂房高边墙深孔预裂所实施的一系列精细爆破技术，有效地控制了对围岩原有质量的影响。

4.围岩稳定分析

地下厂房主要布置有：围岩变形监测（多点位移计及收敛监测）、锚杆应力监测（锚杆应力计）、锚索受力状态监测（锚索测力计）。目前顶拱最大变形12.87mm，边墙变形最大6.5mm，厂区围岩变形已趋于稳定且处于安全受控状态。

5.施工质量

采用高边墙深孔预裂技术，其炮孔半孔率Ⅱ类围岩98.9%；Ⅲ类围岩94.5%；Ⅳ类围岩87.6%，；不平整度0至8cm；超挖8至10cm,炮孔半孔率在设计轮廓面上平行均匀分布，地下厂房高边墙深孔预裂爆破质量完全达到预期设计效果，并获得了样板工程。

6.结语

高边坡深孔预裂爆破施工技术篇3

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

深孔预裂爆破篇4

我国幅员辽阔, 煤层贮存情况复杂, 坚硬顶板经常出现在煤矿开采采场的上覆岩中。据统计, 我国坚硬顶板分布在超过50% 以上的矿区且约占总开采总煤层的三分之一左右。对于厚硬砂岩顶板的高瓦斯突出煤层, 由于顶板裂隙不发育, 强度高, 在开采初期顶板冒落困难, 易形成大面积悬顶并且在悬顶采空区内集聚大量瓦斯。厚硬顶板一旦突然冒落, 一方面顶板岩层折断时产生的强烈动载荷会损坏或推倒综采面支架, 造成综采面垮冒事故; 另一方面, 顶板突然垮落压出贮存在采空区的大量高浓度瓦斯气体, 造成瓦斯超限并形成破坏力很强冲击暴风, 对井下人员及设备造成严重的危害[1,2,3]。例如:安徽某矿7114 工作面与2004 年7 月7 日开始回采未进行坚硬顶板弱化控制措施, 7 月29 日初次来压, 当日工作面12 个支架被压死工作面无法推进, 至8 月30 号时共8 架后立柱大圆环被压炸, 31 架被压死, 第100 架被压穿。因此, 对坚硬顶板的弱化处理是非常必要的。为解决厚硬顶板大面积悬顶的问题, 本文采用深孔预裂爆破技术对厚硬顶板进行弱化并结合顾桥矿1123 ( 1) 工作面的具体情况进行实践应用。

1 工作面概况

顾桥煤矿位于潘谢矿区中西部, 井田面积106km, 设计产量10. 0Mt / a。该矿井属于突出矿井, 地质条件复杂, 透气性差, 瓦斯含量大。1123 ( 1) 工作面井下位于北一下山采区中上部, 北到F87 断层, 南到11 - 2 煤工工业广场保护煤柱线, 东西分别到已掘1123 ( 1) 运输顺槽和1123 ( 1) 轨道顺槽。煤层结构复杂, 厚0. 3 - 3. 2m, 平均2. 7m, 倾角0. 5o- 8o平均3o, 一般含2 - 3 层泥岩夹矸, 受断层和层滑构造影响煤层厚度和倾角变化较大。1123 ( 1) 工作面标高- 841. 83 - - 755. 77m, 走向平均长度2754. 2m, 倾向长度264. 2m, 原始瓦斯含量为4 -7m3/ t。

根据测量B11 - 2 煤层伪顶为炭质泥岩, 厚度0 - 0. 5 m, 黑色, 染手, 较破碎, 随采随落; 直接顶为泥岩、11 - 3 煤层、砂质泥岩, 厚度0 - 4. 5m, 灰色-深灰色, 滑面发育, 具滑感, 顶部为11 - 3 煤层以及煤线; 老顶: 粉细砂岩、中砂岩, 厚度8. 8 - 14. 6m, 灰白色- 乳白色, 厚层状, 细中粒结构, 钙质胶结, 层面含暗色矿物, 具平行层理和交错层理; 直接底: 泥岩、砂质泥岩、粉砂岩, 厚度0. 95 - 4. 73m, 灰色- 深灰色, 泥质胶结, 含植物化石, 夹1 - 2 层薄煤层, 局部砂质泥岩、粉砂岩较硬。

2 初次垮落步距计算

虽然厚硬顶板也经历了成岩过程和构造运动, 但宏观来看它具有硬、整、厚的特点, 而不同的岩性结构、不同的开采方式, 围岩的力学模型也不一样[4]。大多数的中厚煤层的垮落式开采采用弹性基础裂隙板 ( 梁) 力学模型[5], 当基本顶受拉切向拉应力出现裂隙, 发生断裂, 但综采面前方仍以未开采煤层为基础, 后方以支架和冒落带为基础, 形成弹性基础裂隙板 ( 梁) 力学模型。如图1 所示。

根据顾桥矿1123 ( 1) 综采面的地质条件, 煤层平均厚度2. 7m, 顶板为砂岩坚硬顶板 ( f = 7 - 9) , 采用全部垮落法开采煤层后, 坚硬顶板大面积悬空后突然断裂, 符合弹性基础裂隙板 ( 梁) 力学模型。根据同类型地质条件资料可知, 1123 ( 1) 顶板初次来压步距为40 - 100m, 即综采面坚硬顶板的长度L0小于综采面长度l的二分之一, 故根据资料选用岩梁结构模型[6,7], 如图2 所示。

当综采面前方破碎带宽度为基本可以忽略时, 基本顶断裂步距公式为[4]:

式中, α 为与采高和岩层弹性模量有关的系数;γ 为岩层密度, 一般取2. 5 × 104N / m3; h2为基本顶厚度; h3为基本顶的随动层厚度; Ds为断裂带形成的支撑力的分布宽度; Rt为基本顶的抗拉强度。

所以按式 ( 5) 计算1123 ( 1) 工作面顶板的初次跨落步距为45 - 50m。由于1123 ( 1) 工作面倾向长度超过200m, 故在工作面回采后悬顶面积可能近10000m2, 因此预先进行坚硬顶板的弱化非常必要。

3 深孔预裂爆破试验研究

由上述计算可知, 1123 ( 1) 工作面回采后会出现坚硬顶板悬露面积过大的情况, 因此必须采取手段弱化处理。目前坚硬顶板弱化方法有爆破法、注水法、联合弱化法等[8,9,10]。根据1123 ( 1) 综采面的具体情况, 综合考虑采用超前深孔松动爆破方法在综采面前方一定距离对煤层砂岩顶板制造人工裂隙带, 使顶板按预期的目标冒落, 减少采空区的悬顶面积, 减弱顶板的来压强度, 从而减轻来压对综采面支架的影响和消除瓦斯超限。

3. 1 深孔爆破原理

深孔爆破是在爆破产生的冲击波直接作用下, 在爆破孔周围形成空腔区、压碎区、裂隙区和震动区。而在压碎区和裂隙区内形成辐射状的径向裂隙和环状的裂隙对老顶进行有效的切割, 破坏其完整性, 减小老顶的悬顶长度, 降低顶板来压时对综采面的冲击。另外, 炮孔周围形成以炮孔为中心的裂隙网, 有利于瓦斯的解析和顶板走向钻孔的抽采。

3. 2 爆破技术方案

根据前面所述与顾桥矿相关地质经验选用深孔预裂爆破的方案对坚硬顶板进行弱化。由于在综采工作面内无法安设打眼设备, 故选考虑在轨顺或运顺内进行打眼。又由于轨顺中运料与设备比较方便, 根据类似地区的放顶经验最终确定在轨顺内向工作面中部及靠近轨顺侧的坚硬顶板打爆破钻孔。根据掏槽爆破原理, 选用孔径 φ75mm大孔径钻孔打眼, 在轨顺布置5 个弱化爆破孔, 每个炮眼装同段2发雷管, 炸药选用直径 φ63m的煤矿瓦斯抽采水胶药柱, 采用串联爆破网路。为减小爆破震动, 使每个炮孔设置合理的起爆时间间隔, 采用煤矿许用电雷管微差起爆。封孔采用压风装药器与抗静电阻燃塑料管进行压风喷泥封孔。封孔材料为略潮的黄土。

根据工作面和顶板岩性, 具体的炮孔参数见表1, 爆破孔布置如图3 所示。

3. 3 深孔预裂爆破顶板压力监测与分析

在1123 ( 1) 工作面深孔预裂爆破后采用KBJ -60III综采压力记录仪对回采后顶板压力进行数据记录, 根据综采支架承压情况, 对深孔预裂爆破切断顶板效果进行分析。

3. 3. 1 顶板压力检测点布置

由于两柱式支架可使支柱的纵向长度缩减, 减少对顶煤的反复支撑, 能较好的与外载荷作用位置相对应[11]。故本次综采面支架形式选用两柱式, 综采支架初撑力5MPa, 支架额定承载压力35MPa, 综采支架压力记录仪每个半小时记录一次压力数据, 数据采集仪分机与支架对应关系如表2。

注: 支架对应综采面位置: 1—上部; 2—中部; 3—下部

3. 3. 2 顶板压力监测情况分析

工作面回采后顶板压力监测情况如图4 所示。

由1 号分机矿压监测图像可知, 随工作面推进, 在工作面上部位置, 支架压力先下降, 后上升, 第一次出现压力下降是在距工作面24. 8m处, 在距切眼27. 3m处支架压力达到最小值。17. 7m之前支架压力一直比较稳定, 20. 8m后支架压力突然增大, 这是由于老顶初次来压引起的。在27. 3m处, 压力下降到最小值。30. 1m后压力又逐渐上升并趋于平稳, 顶板进入下一个垮落周期。

由2 号分机矿压监测数据可知, 支柱压力在距工作面20. 8m处开始出现波动, 在24. 8m处第一次压力峰值出现。随后在27. 3m处支架压力开始下降且维持较长时间。

由3 号分机矿压监测数据显示, 支架压力在距工作面17. 7m前是一直增大的趋势, 在20. 8m处出现第一次压力下降, 随后在24. 8m达到最低谷, 随后压力又重现出现增大趋势。

由4 号分机矿压监测图像可知, 随工作面推进支架压力一直增加, 在20. 8m处支架压力突然下降然后上升并在24. 8m左右再次出现下降。

由5 号分机矿压监测图像可知, 随工作面推进, 距切眼距离27. 3m内的支架压力整体处于较低位置且基本变化不大, 整体较为稳定。在24. 8m到27. 3m之间, 支架压力达到最小值。随着工作面继续向后推进, 支架压力又稳步上升。

根据6 号分机矿压监测数据可知, 随工作面推进, 支架压力在17. 7m处出现第一次下降, 并在27. 3m处出现波谷, 支架压力整体变化较大。

虽然每个分机监测矿压数据变化情况各异, 但基本都在17. 7 - 20. 8m处出现压力急剧下降情况, 在27. 3m左右现压力下降到最低值, 说明随工作面推进在17. 7 - 20. 8m处顶板出现开裂, 在27. 3m处顶板整体出现垮落现象, 27. 3m处可认为是深孔预裂爆破后顶板初次垮落步距。

对比工作面中部与工作面其他部位矿压监测数据可知, 随工作面推进, 工作面中部顶板不稳定程度较为剧烈, 顶板压力变化大, 且顶板垮落的位置也较工作面上部和下部的垮落距离靠前。这是由于深孔预裂爆破炮眼位置是打在工作面中部, 爆破产生大量裂隙, 裂隙使破坏了顶板的整体稳定性使顶板稳定性变差, 顶板提前垮落。这也更好说明了深孔预裂爆破在减小初次垮落步距, 对顶板大面积悬顶后突然垮落有效预防措施。

3. 4 深孔预裂爆破前后回风巷瓦斯浓度监测结果与分析

为研究深孔预裂爆破对工作面中瓦斯涌出量的影响, 对工作面回风流中瓦斯浓度与抽采瓦斯量进行监测。具体情况如图5 所示。

根据1123 (1) 工作面中瓦斯含量示意图可得知, 在实施深孔预裂爆破后, 工作面中风排瓦斯浓度与抽采瓦斯量都在20.7m左右开始增加并呈逐渐上升趋势, 风排瓦斯浓度稳定在0.4%左右, 最高不超过0.6%;抽采瓦斯量稳定在70m3/min, 无瓦斯超限与煤与瓦斯突出的情况。

4结论

在深埋, 多煤层含有坚硬顶板的煤层开采中只要选择合理的弱化方法, 坚硬顶板大面积悬顶后突然垮落引起的煤矿灾害会得到有效的控制。

顾桥矿1123 (1) 工作面在采用深孔预裂爆破弱化坚硬顶板的方法后, 消除顶板大面积悬顶, 顶板的初次垮落步距从45-50m减小到27.3m左右, 支柱承受压力在可以接受范围内, 未出现综采面突然强烈来压压倒支架的情况。

在深孔预裂爆破放顶后, 回采工作面回风流中瓦斯浓度控制在0.6%以下, 抽采瓦斯量稳定在70m3/min, 未出现瓦斯超限和煤与瓦斯突出的情况。故深孔预裂爆破坚硬顶板技术可以在相似矿井活地区使用。

摘要：针对顾桥矿坚厚硬顶板会出现大面积悬顶的情况, 且大面积悬露的顶板突然断裂后有压倒支架、产生强冲击瓦斯风暴的可能性, 故在顾桥矿1123 (1) 工作面实施深孔预裂爆破弱化坚硬顶板技术的研究。通过试验表明:顾桥矿1123 (1) 工作面在实施深孔预裂爆破弱化坚硬顶板后, 顶板的初次垮落步距从预测的45-50m减小到27.3m左右, 支柱承受压力在可以接受范围内, 未出现顶板强烈来压压倒支架的情况;回风巷中瓦斯浓度控制在0.6%以下, 抽采瓦斯量稳定在70m3/min, 未出现瓦斯超限和煤与瓦斯突出的情况。

关键词：深孔,爆破,放顶,瓦斯,坚硬顶板,浓度

参考文献

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深孔预裂爆破篇5

随着采煤工作面的推进, 采场上覆岩层会发生变形、移动和垮落, 最终形成冒落带、裂隙带、弯曲下沉带[1]。采场上覆岩层的运移主要受关键层控制, 而采场第一关键层 (老顶) 的运移可以通过液压支架综采压力监测仪有效表现出来。以赵庄煤矿5301、5302工作面为研究对象, 通过对比采取深孔预裂爆破的工作面和未采取深孔预裂爆破的工作面老顶初次来压步距、周期来压步距, 研究老顶的活动规律。

1 采场顶板活动规律研究方法

1.1 综采压力监测仪观测方法

在5301、5302工作面上部、中部和下部布置三条测线。从机头位置到机尾位置依次为30号液压支架、60号液压支架和90号液压支架, 在此液压支架上安装综采压力监测仪, 对整个工作面进行压力监测。为及时掌握支架的工作状况, 每5 min记录数据1次。而后收集数据分析顶板活动规律, 确定5301、5302工作面直接顶初次跨落步距、老顶初次来压及周期来压的来压步距。

1.2 顶板来压判据准则的确定

以观测循环 (N) 至开切眼距离 (L) 为横坐标, 以各循环实测工作阻力P为纵坐标, 绘出支护阻力沿工作面推进方向的分布曲线[2]。

基本顶来压的判别准则, 即式 (1) :

式 (1) 中, p'为判定顶板来压的工作阻力, k N;为观测期间全部支架支护阻力时间加权平均值, k N;σp为支护阻力均方差。以实测阻力平均值 (p軈) 加其1倍~2倍均方差 (σp) 作为顶板来压的判据 (p') , 并以实测曲线中支架阻力大于p'为主, 确定顶板的来压性质、位置和顺序。判据1:;判据2:。

2 采场顶板活动规律

2.1 5301工作面未采取强制放顶处理

实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图1~图3所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表1。

米

2.1.1 老顶初次来压

从图1~图3可见, 老顶初次来压步距为49.7 m~51.5 m, 平均50.8 m左右。老顶初次来压呈分段局部来压, 从工作面中部向机头机尾方向扩展。

2.1.2 老顶周期来压

从图1~图3可见, 周期来压步距一般在19.3 m~27 m左右, 平均23.5 m。

由综采液压支架压力监测仪记录数据分析可知, 老顶的初次垮落步距较大, 对工作面回采和采空区顶板控制存在不利影响。使工作面漏风严重, 对于高瓦斯矿井来说, 存在一定的安全隐患。另外, 老顶突然大面积垮落对支架的冲击力较大, 支架立柱下缩量在短时间内急剧增大, 可能压坏支架[2]。因此有必要采取强制放顶方式处理顶板。

2.2 5302工作面采取强制放顶处理顶板活动规律

实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图4~图6所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表2。

米

2.2.1 老顶初次来压

从图4~图6可见, 老顶初次来压步距为18.4 m~25.1 m, 平均22.7 m左右。

2.2.2 老顶周期来压

从图4~图6可见, 周期来压步距一般在14 m~23.5 m左右, 平均18.2 m。

可见在赵庄煤矿5302工作面实施深孔预裂爆破后, 老顶初次来压步距明显缩短, 周期来压步距也略有缩短。至于5302工作面初次来压步距的不规律特征, 即未按照老顶初次来压呈分段局部来压的情况, 考虑可能是开切眼深孔预裂爆破装药量不同所致[3]。

3 对比分析

经过统计5301、5302工作面液压支架压力监测仪数据, 分析工作阻力分布曲线图, 反映出采场上方顶板的活动规律。通过对比5301工作面 (未采取强制放顶处理顶板) 和5302工作面 (采取强制放顶处理顶板) 的初次来压步距、周期来压步距见表3, 确定在赵庄煤矿生产条件下可否进行开切眼顶板预裂爆破技术。

米

由表3可见实施开切眼预裂爆破试验后老顶平均初次来压步距由50.8 m缩减为22.7 m。而周期来压变化不明显, 两工作面周期来压的不同可能因5301、5302工作面地质条件的差异所致。

a) 通过对比分析可见, 5302工作面实施深孔预裂爆破技术有效地减小了老顶的初次来压步距, 可有效控制初采期间大面积悬顶的问题[4];

b) 采场顶板的活动规律客观地反应在液压支架工作阻力分布曲线上面, 这对于研究顶板的活动规律, 掌握老顶的初次来压、周期来压有着重要意义。

4 结语

通过对比分析5301、5302工作面采取深孔预裂与否进行顶板活动规律的研究, 可见在深孔爆破预裂的前提下, 可以有效地缩短老顶的初次来压步距, 对坚硬顶板起到弱化作用。在今后类似地质条件下, 可以通过采取深孔爆破预裂的方法来控制坚硬顶板[5]。通过综采压力监测仪对顶板活规律的研究, 可以直观地反映出老顶的运移状态, 对采煤工作面顶板的控制有着重要的意义。

参考文献

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深孔预裂爆破篇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。

深孔预裂爆破篇7

煤与瓦斯突出是一种及其复杂的动力现象[1],它在短时间内向采掘空间抛出大量煤(岩)并涌出大量的瓦斯,造成巨大的人员伤亡和财产损失,给矿井的安全生产造成严重威胁[2]。

我国煤与瓦斯突出矿井中绝大部分所开采的煤层属于低透气性煤层,煤层的难抽采性成为绝大部分矿井的煤层特征。截至目前,强度超过千吨的突出80%发生在低透气性突出煤层中,并且大多数发生在采掘工作面[3]。目前在低透气性煤层中防治煤与瓦斯突出的主要增透措施有大直径钻孔卸压、水力割缝和水力压裂等,这些措施有效降低了突出强度和突出次数,取得了较好的防突效果[4]。但这些措施都有一定的局限性,如大直径钻孔卸压对卸压钻机要求较高,钻孔时易出现夹钻、煤粉量异常增加、不能钻进等现象,并且钻孔施工时间长,容易造成矿井正常生产接替紧张[5]。水力割缝、水力压裂操作工艺较为复杂、设备昂贵,且在操作过程中存在高压危险等[6]。特别是近年来随着矿井开采规模的扩大和开采深度的增加,煤层原始瓦斯含量和地应力不断增高,煤层透气性越来越低,煤与瓦斯突出的危险程度日益严重,这些措施的局限性就更加明显[7]。然而在低透气性回采工作面中应用深孔预裂爆破技术,可以有效的提高煤层透气性,扩大煤层瓦斯抽采范围,提高瓦斯抽采率,进而防治煤与瓦斯突出,使矿井安全、高效生产。

1 试验区概况

淮南某矿某回采工作面主采煤层为32煤,其中32煤厚2.1-4.5m,平均3.5m,煤层瓦斯压力为1.73 MPa,煤层瓦斯含量约为10m3/t,煤层透气性较差,属较难抽采煤层。煤层老顶以粉砂岩为主,灰色,块状,胶结致密,含大量的石英和云母片,厚约4.0-6.8m。直接顶以泥岩为主,灰黑色,块状,泥岩,含有云母和植物化石碎片,厚约0.2-6.8m,平均2.7m,该层厚度变化较大,其顶部常见一层厚0.2-1.0m的薄煤。直接底以泥岩为主,灰色,致密,块状,厚约0.5-1.8m。老底以砂岩为主,灰白色,中细砂岩,具水平层理,厚约1.0-2.8m。

2 深孔预裂爆破技术作用机理[8,9,10]

对于炸药在无限介质内的爆炸作用过程,目前普遍认可的是三区划分理论,即炸药在炮孔内爆炸后,将产生冲击波和大量高温高压爆生气体。冲击波的强度比介质的极限抗压强度高出许多倍,导致炮孔周围的介质过度粉碎,形成压缩粉碎区。当冲击波投射到介质内部时,以应力波形式在煤体内传播,并在介质中产生径向压缩应力和切向拉伸应力,当切向拉伸应力高于介质的动态抗拉强度时会产生径向裂隙。另外爆生气体紧随应力波向前传播并进入裂隙中,在气体的尖劈作用下,使裂隙继续扩展。后来随着气体压力的降低,在炮孔中心方向产生较少的环向裂隙。最后形成由径向裂隙和环向裂隙互相交叉的裂隙区。当应力波衰减到只能使介质质点产生振动时,便以地震波的形式传播,直至消失,故把裂隙区以外的区域称为震动区。

在爆破远区,由于控制孔和原生裂隙中瓦斯的作用,使裂隙进一步扩展,大大增加裂隙区的范围。最后,在爆破孔周围形成包括压缩粉碎圈、裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网,从而有利于提高煤层的透气性,充分释放地应力,达到消突增透提高瓦斯抽采率的目的。

3 深孔预裂爆破技术工业试验研究

3.1 深孔预裂爆破松动半径试验研究

深孔预裂爆破后,会在煤体中产生裂隙圈,如果抽采钻孔处于裂隙圈内,钻孔的瓦斯抽采浓度和抽采量会大幅度提高,因此通过对比爆破前后钻孔的瓦斯抽采浓度和抽采量,可以确定爆破后的松动半径,进而优化深孔预裂爆破钻孔的布置。松动半径测试方案:在回采工作面的回风巷内施工4个平行于工作面的顺层抽采钻孔1、2、3、4,它们与爆破孔的距离分别为2、3、4、5m,钻孔长度为60m,爆破孔直径为91mm。钻孔布置如图1所示。待抽采钻孔的抽采量稳定后,再施工爆破孔进行爆破。爆破后连续观测各抽采钻孔的瓦斯抽采浓度和抽采量,其结果见表1所示。

从表1可以看出,在距离爆破孔3m,4m的2、3抽采钻孔在爆破后瓦斯平均抽采浓度和抽采量明显增大,比爆破前提高2-3倍;距离爆破孔2m,5m的1、2抽采钻孔的瓦斯平均抽采浓度和抽采量略有增大,因此此次深孔预裂爆破的松动半径为3-4m。

3.2 深孔预裂爆破钻孔参数设计

根据现场实际情况,本次深孔预裂爆破试验的松动半径选定为3.5m;钻孔布置方案:分别在回采工作面的回风巷和运输巷布置平行于工作面的顺层长钻孔抽采瓦斯,共布置抽采钻孔120个,孔径91mm;爆破孔与抽采孔交替布置,布孔间距为3.5m。一次爆破8个爆破孔,其爆破孔参数见表2所示。

3.3 深孔预裂爆破工艺

(1)钻孔施工:

根据现场实际情况,钻孔施工采用ZY—300 型液压钻机,压风排渣,干式打钻方式施工钻孔。在钻孔钻进过程中,需保证风压在0.5MPa并保持稳定。完孔后,边旋转边拆卸钻杆,并开适量压风吹向孔底,将孔内煤渣吹净。

(2)装药方法:

为确保井下爆破的安全性,炸药选用三级煤矿许用水胶炸药,装药时用专用药管进行装药,并采用连续不耦合装药方式,起爆时采用正向起爆方式。专用药管技术性能指标见表3所示。

(3)封孔方式:

装药完毕,立即采用压风装药器与抗静电阻燃塑料管进行压风喷泥封孔。封孔材料为粒度5mm以下的略潮黄土。压风不足时(<0.4MPa),不得封孔,封孔长度12m以上。封孔时应注意,孔内煤泥砂由压风冲出伤人,需要用麻袋片护住孔口。

4 深孔预裂爆破技术增透效果考察

为了考察深孔预裂爆破技术的增透效果,在工作面的回风巷内一次爆破8个爆破孔,并对爆破前后爆破孔附近抽采孔内的瓦斯参数进行连续观测,将所获得的数据进行系统性的整理,最后将爆破前后的部分数据以图表的形式进行对比分析。

(1) 深孔预裂爆破前后瓦斯抽采量的考察:

爆破前15天和爆破后15天瓦斯抽采量见图2所示。

从图2可以看出深孔预裂爆破后瓦斯抽采量有较大增加,爆破前瓦斯抽采量约为16.2-22.1m3,爆破后瓦斯抽采量约为35.6-54.5m3,是爆破前的2.19-2.47倍,平均抽采量比爆破前提高约2.32倍。在爆破后前7天内瓦斯抽采量增加较快,以后随着时间的推移逐渐衰减,但始终高于爆破前的瓦斯抽采量,瓦斯预抽时间得到了明显的缩短。

(2)煤层透气性系数的考察:

煤层透气性系数是衡量煤层瓦斯抽采难易程度的重要指标,通过考察爆破前后煤层透气性系数的变化能够很好的考察爆破后的增透效果,煤层透气性系数可通过径向不稳定流动理论来计算,爆破前后的煤层透气性系数见图3所示。

从图3可以看出,普通顺层钻孔抽采时,煤层透气性系数平均为0.024745 m2/(MPa2·d),深孔预裂爆破后煤层透气性系数平均为0.138573m2/(MPa2·d),比爆破前提高了5.6倍,最大提高了11.5倍。爆破后10天内煤层透气性系数变化梯度非常大,这说明应力波与爆生气体产生的裂隙存在闭合问题,一个月后煤层透气系数变化基本趋于稳定,三个月后煤层透气性系数仍比原始煤层透气性系数高2.28倍左右。

通过以上分析可知,煤体在深孔预裂爆破作用下,原生裂隙得到扩展的同时,产生了大量新裂隙。在爆破初期,煤层透气性提高的幅度相对较大,在地应力作用下裂隙随着时间的推移有闭合的过程,但由于控制孔的作用,产生了不可恢复的裂隙,在以后的试验研究中可以考虑用固体爆破介质进行辅助爆破,从而有效的利用爆破初期产生的裂隙或减小裂隙的闭合程度。

5 结论

根据深孔预裂爆破技术的现场应用效果,得出如下结论:

(1)深孔预裂爆破技术在本次试验中得到了成功的运用,爆破后瓦斯抽采量比爆破前提高了约2.32倍,爆破后煤层透气性系数比原始煤层透气性系数提高了2.28倍左右,瓦斯抽采效果十分显著。

(2)本次试验选用了爆速、爆热、爆力比较低,且传爆效果和安全性能好的三级煤矿许用水胶炸药;封孔时采用了压风喷泥封孔新技术,一般情况下,封 12m 深孔大约只需要 10min,不仅提高了封孔质量,而且强度高,大大缩短了封孔工艺时间。

(3)实施深孔预裂爆破后,瓦斯抽采率得到了明显的提高,与传统的方法相比,减少了钻孔工程量,大大缩短了工作面回采时间,矿井的正常生产接替得到了保证,创造了良好的社会和经济效益。

摘要：为解决低透气性回采工作面采煤过程中,瓦斯抽采困难、施工周期长等问题,提出了利用深孔预裂爆破技术,增加煤层裂隙,提高煤层透气性的方法,并研究了深孔预裂爆破技术的作用机理,阐述了深孔预裂爆破技术的工艺流程,对增透效果进行了现场考察。研究表明:深孔预裂爆破后与爆破前相比,平均瓦斯抽采量提高了2.32倍,平均煤层透气性系数提高了5.6倍,最大提高了11.5倍,有效提高了瓦斯抽采率;工作面回采周期大幅度缩短,为安全、快速回采提供了保障。

关键词：低透气性煤层,深孔预裂爆破,增透,瓦斯抽采

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深孔预裂爆破篇8

关键词：循环式,浅孔,矸石垫层,工艺简单

潘一矿自1983年建矿以来,共发生过两次压架事故:1402(3)工作面和1602(3)工作面。两次事故均发生在工作面初采期间,直接顶难以垮落,采空区得不到充填,以至于老顶初次垮落时,老顶和直接顶同时切断,压力直接作用在支架顶梁上,顶板压力超过支架的工作阻力,最终导致压架。

为防止此类事故的发生,起初采用了深孔超前预裂爆破,避免了老顶大面积悬顶,但对直接顶的破坏作用不明显,坚硬直接顶的突然大面积垮落,仍是不可忽略的问题,深孔爆破打眼时间长,严重制约了生产。经过不断总结实践,潘一矿在11槽工作面成功使用了循环式浅孔预裂爆破处理煤层顶板,人为地将直接顶切断,使之能够及时冒落,形成矸石垫层,可以控制冒落面积,减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载荷,缓和冒落时产生的风暴,避免了老塘瓦斯的突然涌出。本文以1541(1)工作面为例,介绍顶板循环式浅孔预裂爆破在现场的应用。

1 1541(1)工作面概况

1.1地质概况和采煤方法

1541(1)工作面位于东三采区四阶段,F5逆断层下盘与F35逆断层上盘之间,东部为F35逆断层,西部为F5逆断层,南部和北部为采空区;为13槽实体煤。工作面走向长1261m,倾斜长198.3m,煤层倾角3°~10°,煤厚0.4m~2.1m。工作面直接顶由下向上依次为0m~7.2m砂质泥岩,平均厚度为3.1m,0~0.5m的11~3煤;老顶为0~10.8m中细砂岩,平均厚度5.8m。

工作面走向长壁区内后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤法。安装135架ZZ7000/1326液压支架,支架中心距1.5m,初采期间工作面采高在2.2m。

1.2顶板动态监测仪器的安设

工作面机头机尾支架压力表分别安装在3架、133架,其他每10架安装一组支架压力表;两巷从切眼开始向外,每50m布置一个测站,每个测站上帮下帮锚杆各安设一块压力表,顶板锚杆锚索各安设一块压力表,顶板安装离层仪。

2顶板预裂爆破设计

2.1炮眼布置

炮眼采用单排眼布置,由工作面煤壁侧顶板每隔1.5m(一架液压支架)施工一个炮眼,炮眼深度2m,岩体炮眼距自由面的最小抵抗线不小于0.3m,每个炮眼装药量为2卷。炮眼角度为向下顺槽方向75°,炮眼布置图如图1所示。

2.2爆破工艺

炸药选用煤矿许用三号水胶炸药,雷管选用毫秒延期电雷管,其最后一段的延期时间不超过130ms,起爆器使用FD-200X型放炮器,联炮方式为串联。每次起爆4组,每组5个眼。工作面每推进4m,进行一次浅孔预裂爆破。爆破参数见表1。

3现场效果观测

3.1直接顶冒落情况观测工作面推进度和直接顶冒落情况见表2。

3.2工作面支架压力观测

支架支撑力的观测选在每个圆班割煤结束后6小时,直接顶活动趋于稳定,此时支架压力处于恒阻阶段。工作面每20架选取一个点测定,每个点取前后立柱的平均支撑力,连续观测,工作面支架压力观测记录如图2所示。