穿层深孔爆破提高瓦斯抽放量

简要论述了深孔爆破提高瓦斯抽放的机理 ,以煤体中柱状装药爆炸后的裂隙圈半径进行了计算。进行了深孔爆破的现场试验 ,试验结果表明穿层深孔爆破可以有效地增加瓦斯抽放量。     

科技文苑

穿层深孔爆破提高瓦斯抽放量—篮成仁 .《煤矿安全》,2 0 0 3(8)文章论述了深孔爆破提高瓦斯抽放量的机理 ,以煤体中柱状装药爆破后的裂隙圈半径进行了计算。进行了深孔爆破的现场试验 ,试验结果表明穿层深孔爆破可以有效地增加瓦斯抽放量。提高综采工作面产量和效益的途径—李金海 .《煤矿安全 ) ,2 0 0 3(8)文章对综采工作面的系统分析 ,找出了综采工作面高产、高效涉及的因素 ,并对核心问题进行了分析 ,提出了提高综采工作面产量和效益的途径。双沿空掘巷高性能锚杆支护技术的应用—李必传 .《煤矿安全》,2 0 0 3(8)文章结合工程实例介绍…     

深孔预裂爆破不同孔间距下裂隙演化规律

运用LS-DYNA对控制孔距离爆破孔不同间距的煤体进行深孔预裂爆破数值模拟,研究控制孔距爆破孔的远近对裂隙演化规律的影响,结果得出:受应力波与自由面反射效应的拉应力叠加作用,距离控制孔3 m的爆破孔周围能够形成10~13条的主裂纹,且其中存在的长裂纹甚至几乎贯通煤体,对煤体尖端应力强度好于4.5 m孔间距。通过试验区内将抽采孔瓦斯浓度和瓦斯抽采纯量作为2项指标在距离爆破孔3 m和4.5 m范围内进行对比,得出孔间距3 m时比4.5 m时要明显增加,说明孔间距为3 m时增强了钻孔周围的卸压效应,证明试验区有效卸压半径为3~4.5 m,与数值模拟结果吻合。     

低透气性煤层深孔预裂控制松动爆破防突作用分析

运用岩石断裂力学和爆炸力学理论分析了在高瓦斯低透气性有突出危险的煤层中进行深孔预裂控制松动爆破时，煤与瓦斯耦合作用爆生裂隙形成机理，得出了爆破过程中煤体贯通裂隙形成的条件及爆破孔与控制孔孔间距确定的依据。最后分析了深孔预裂控制松动爆破在防止煤与瓦斯突出中的作用。     

基于穿层控制爆破技术的瓦斯抽放效果分析

为了考察穿层控制爆破技术的卸压增透强化瓦斯抽放效果,以义安煤矿12031工作面为试验点,通过考察穿层控制爆破前后瓦斯抽放体积分数和流量的变化,得出穿层控制爆破技术的卸压增透强化抽放技术的效果明显.试验结果表明:控制爆破后,瓦斯抽放体积分数和瓦斯抽放量均有较大增加,瓦斯流量平均增加了5倍,瓦斯体积分数增加3倍,最高体积分数达爆破前的23倍.通过对间距6和8 m两组抽放钻孔爆破前后流量和体积分数的考察,得出有效抽放半径为3.0～3.5 m,因此爆破孔间距取6～7 m 较合适,可提高穿层控制爆破卸压增透的效果.     

煤岩体双孔爆破应力波及裂纹扩展叠加效应分析

针对煤岩体松动爆破施工中炮孔间距和爆破方案选择的问题，根据岩石动力学及爆破理论计算了双孔爆破裂隙区贯通的炮眼间距，并采用LS-DYNA分析了双孔爆破应力波及裂纹扩展叠加效应对炮孔间距和爆破方案的影响。结果表明：双孔同时爆破，炮孔间距3.4 m（单孔爆破裂纹半径的2倍）时，炮孔间的裂隙区不能全部贯通，炮孔间距2.5 m时，炮孔间的裂隙区才能够全部贯通；微差爆破，炮孔间距3.4 m时，由于先爆炮孔周围裂隙区的裂纹在后爆炮孔应力波的叠加作用下发生明显的二次扩展，炮孔间的裂隙区能够基本贯通，而炮孔间距3.0 m时，炮孔间的裂隙区能够全部贯通并覆盖钻孔间全范围；现场采掘面进行松动爆破时，炮孔间距一般应小于单孔爆破裂纹半径的2倍（炮孔同时爆破约取单孔估算炮孔间距的70%，微差爆破约取单孔估算炮孔间距的90%），才能保证松动爆破效果；微差爆破与炮孔同时爆破相比，不但能保证爆破效果，而且还可以减少炮孔数量和爆破材料用量，是优先选择的爆破方案。     

控制预裂爆破消突技术在高突掘进工作面的应用

针对具有严重煤与瓦斯突出危险的煤层巷道掘进过程中,煤与瓦斯突出综合检测指标经常超限,掘进速度缓慢等问题,采用理论分析和现场工业性试验相结合的方法,分析了穿层深孔控制爆破技术的卸压增透和防突机理,分析了爆破前后地应力的转移、变化情况和爆破的有效影响半径,确定了巷道钻孔预裂爆破卸压技术参数和工艺,考察了穿层深孔预裂爆破的卸压增透和防突效果。研究结果表明,采用高位穿层孔深孔预裂爆破技术,增加了煤层透气性,提高了钻孔的利用率和瓦斯抽放效果;保证了煤巷的安全快速掘进。     

高家堡煤矿顶板深孔爆破致裂半径数值模拟及试验研究

冲击地压灾害是制约高家堡煤矿安全高效回采的难题之一,顶板深孔爆破作为一种有效的冲击地压灾害控制手段,已被应用于高家堡煤矿的冲击地压防治。顶板深孔爆破致裂半径是设计爆破方案的重要参数之一。为探究高家堡煤矿顶板深孔爆破的致裂半径,以高家堡煤矿二盘区205工作面地质条件为工程背景,采用数值模拟和现场试验方法进行研究。首先,基于Hoek-Brown破坏准则的应变软化模型数值模拟了岩石柱状爆破,数值结果表明该条件下顶板深孔爆破钻孔径向方向粉碎区半径为0.58 m,裂隙区半径为3.00 m。然后,在高家堡煤矿205工作面回撤通道开展顶板深孔爆破致裂半径测定现场试验,采用束管分析技术对检测孔在顶板爆破前后的气体成分进行测定。结果表明,距离爆破孔2.95 m处的3号检测孔中氧气和二氧化碳含量降低,氮气含量增加,且检测到一氧化碳气体,说明爆破试验孔产生的爆破裂隙导通了3号检测孔,可确定高家堡煤矿顶板爆破致裂半径可达到2.95 m,该结果与数值模拟基本一致。研究结果能够为类似条件下顶板深孔爆破方案设计提供指导。     

防突深孔控制爆破松动半径考察方法

为了合理确定深孔控制爆破孔的间距,从而有效消除煤层的突出危险性,通过理论分析和现场试验的方法,对瓦斯流量指标法、瓦斯涌出初速度指标法、钻屑量指标法、瓦斯压力指标法、示踪气体法及弹性波法等考察深孔控制爆破松动半径的方法的原理和不足进行了综合分析,分析结果表明:由于突出煤层的复杂性,各种方法测试得出的深孔控制爆破松动半径具有一定的相对性和偏差,应根据现场实际需要选择合适的测试方法。根据分析结果和潘三矿现场实际,采用瓦斯流量指标法考察潘三矿的深孔控制爆破松动半径为4 m。     

基于多参数协同的高低位爆破防治瓦斯动力灾害技术

针对平煤集团十二矿己15煤层高瓦斯、高应力、低透气性的现状,利用多参数协同原理,建立了局部卸压与区域卸压相结合的瓦斯治理协同控制模型,采用有限元分析软件模拟分析了爆破后爆轰波传播、地应力变化分布规律,开发了高位爆破(穿层深孔水压控制爆破)+低位爆破(专用卸压巷道深孔控制爆破)的高低位爆破"两位一体"技术。研究表明:控制孔与爆破孔间距为0.6 m时,控制孔周围产生最大拉裂破坏,起到定向控制爆破的作用;爆破力和水力优势叠加,使卸压增透效果较普通爆破明显提高;高位和低位措施配合使影响半径相互重叠,消除了存在瓦斯动力灾害危险的"空白带"。     

房式采空区集中煤柱诱发动载矿压机理及防治

针对神东矿区石圪台煤矿31201工作面出上覆房式采空区集中煤柱回采动载矿压问题,利用现场实测和理论分析方法,通过分析超前支承压力作用下小煤柱保持稳定时的临界弹性核宽度、动载荷作用下工作面覆岩结构及支架载荷,对动载矿压的发生机理及防治措施进行了研究。结果表明：出集中煤柱期间,下煤层工作面覆岩的回转运动使上覆集中煤柱支撑宽度减小,若超前支承压力导致该部分集中煤柱及前方大面积小煤柱失稳,超前失稳煤柱覆岩的运动将使工作面覆岩受到动载荷作用,破坏工作面覆岩承载结构的稳定性,从而诱发动载矿压;提出了提前爆破集中煤柱的防治措施,并确定了爆破时工作面与集中煤柱间应满足的安全距离,在现场应用效果显著。     

再论采场“三带”的划分方法及工程应用

为解决现有导水裂隙带发育高度确定方法存在的不足展开了研究,研究基于采场覆岩“三带”的划分展开。采用相似模拟实验、理论分析及现场验证等方法和手段,通过理论分析并结合相似模拟实验发现,一次采出煤层厚度、工作面开采范围、覆岩残余碎胀系数、关键层与煤层之间的距离以及关键层自身的运动特点均是影响采场覆岩“三带”分布的影响因素。在此基础上,提出了基于关键层稳定及断裂后运动特点的采场覆岩“三带”划分的新方法及其适用条件。应用所提方法对祁东煤矿7₁30工作面、6₁30工作面、7₁21工作面、补连塔煤矿41301工作面、潞安煤矿6206工作面实际地质与开采情况进行划分结果的验证,结果表明,新方法更接近实测数据。     

深孔聚能爆破坚硬顶板弱化试验研究

针对坚硬难垮落顶板控制问题,以通化矿业（集团）有限责任公司松树镇煤矿为例,根据聚能流侵彻、应力波拉伸和爆生气体气楔作用定向切割使顶板弱化的原理,在分析聚能爆破裂隙起裂扩展条件基础上,设计了深孔聚能爆破顶板弱化方案,并结合现场条件对爆破孔参数进行优化。试验结果表明,聚能爆破弱化了坚硬顶板,缩小了回采工作面初次来压步距,使顶板冒落面积减少近30%,为解决采空区顶板大面积悬顶提供了技术途径。     

定向爆破技术在沿空留巷中的应用

为解决平煤二矿煤层顶板坚硬而导致回采巷道围岩较难控制的问题，采用D型聚能管定向断裂爆破技术，通过理论分析定向断裂爆破技术原理、现场试验、钻孔窥视等手段，研究了D型聚能管定向断裂爆破技术对控制沿空留巷围岩变形中的积极作用，确定了平煤二矿沿空留巷中合理的爆破、装药等工艺参数，并进行了现场工业性试验。结果表明：采用D型聚能管定向断裂爆破技术可以达到定向爆破的目的，切顶预裂成缝效果良好，能够有效切断沿空留巷中的基本顶，提高巷道自身的承载力，保障动压影响期间留巷围岩稳定，提高沿空留巷支护的可靠性和安全程度，有利于安全生产，对于同类条件下矿井聚能预裂爆破参数的选择有一定的工程参考价值。     

煤层群开采矿压显现的时空关系及相互影响研究

结合平煤集团八矿条件，从矿压显现的时空关系及其相互作用规律出发，采用现场观测、相似模拟等实验方法，研究了煤层群开采产生的复杂应力场和位移场对巷道稳定性的影响，探讨了采准巷道与工作面开采之间合理的时空关系及其巷道的合理布置方式。     

大采高厚坚硬顶板巷道定向爆破切顶卸压技术研究

针对马道头煤矿5209工作面回风巷在高强支护情况下,伴随着上临5210工作面回采产生的巷道大变形问题,采用理论分析、数值模拟、现场试验等方法,对大采高厚坚硬顶板巷道定向爆破切顶卸压技术进行了研究。研究结果显示：巷道爆破切顶卸压的工作机理是通过对煤柱侧未垮落基本顶岩层进行爆破切顶,使其及时垮落,进而减小煤柱载荷和基本顶岩层因为旋转下沉而对煤柱造成的挤压变形|基本顶岩层在爆破切顶卸压后初次垮落步距与周期垮落步距均减小,进而减轻了矿压显现程度|爆破切顶卸压的最佳切顶角度为60°,在爆破切顶卸压后,煤层垂直应力峰值由21.1MPa降低至16.3MPa|爆破后钻孔窥视结果显示,爆破孔与导向孔均沿着孔内聚能管聚能槽方向产生了与走向切缝方向一致裂纹|在5209回风巷进行了巷道表面位移观测发现总体变形量较小,巷道完整性较好,定向爆破切顶卸压效果显著。     

切顶卸压沿空留巷巷旁挡矸支护技术研究与应用

为解决无煤柱沿空留巷巷旁窜矸、难于维护及巷帮变形量大等问题,针对顺和煤矿综采工作面上覆岩层地质特性,并结合矿井以往的施工经验,提出了切顶卸压沿空留巷巷旁挡矸支护技术,主要通过掘进过程中恒阻锚索主动支护、回采前切顶爆破、回采过程中36U型钢棚配合菱形网挡矸支护协同作用,建立顶板主动被动联合支护、巷旁刚性柔性联合支护体系,实现了沿空留巷巷旁支护不蹿矸、巷道变形量小的效果,避免了回采过程中帮部二次扩帮返修的问题。在顺和煤矿2108轨道巷回采过程中的成功实践,为同等地质条件下沿空留巷的支护提供参考。     

突出煤层首采面矿压分布与瓦斯涌出关系研究

在研究首山一矿已15-12010首采工作面矿压分布规律的基础上,进一步分析了矿压显现与瓦斯涌出之间的关系,并根据研究成果,强化顶板控制,对工作面采取前探孔卸压及瓦斯抽放、深孔松动预裂爆破等措施,提高了工作面推进速度,达到安全高效生产的目的.     

综放工作面顶板预裂实践研究

 由于老顶岩层厚度大,致密坚硬,回采过程中不易垮落,易形成大面积悬顶。为减小顶板悬露面积,缩小顶板初次垮落步距,防止或减弱工作面上隅角瓦斯超限以及防止初采期间顶板和顶煤大面积垮落时导致的工作面瓦斯超限有必要对顶板进行弱化处理。根据1311工作面地质开采条件和覆岩结构特征,确定了顶板预裂爆破的方案及相关技术参数。实践结果表明：利用切眼内施工炮孔时以组为单位进行,通过优化爆破方案使炮孔底部均匀分布在一条直线上,经过现场观察和分析来压指标,证明顶板预裂爆破能有效减弱初次来压强度和实现安全开采。     

顶板岩层动力事件发生机理与防治方法

在长壁开采过程中不可避免地会对顶板岩层产生强烈扰动,这种扰动可能扩展到开采区域以外的地方,并且岩石变形破坏的形式也不相同。当岩层坚硬时,储存的能量可能频繁地以高能量微震形式释放出来。当岩层本身所储存的能量无法缓慢释放时,矿震现象常常会发生。研究表明,岩层本身所储存的能量与岩层本身的尺寸有密切的关系。因此,可以采用一些方法或措施来减少采矿诱发的矿震。该措施基于人为的方法破坏储存弹性能的岩层结构,其中最有效的方法之一就是采用定向水压致裂技术。