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相似文献
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1.
《工程爆破》2022,(2):37-39
为解决较厚坚硬煤层的瓦斯突出和回采率低的问题,采用深孔预裂爆破的方法增加其透气性,并利用煤层松动产生的局部应力突变增加落煤量。根据爆破理论计算了爆破参数,确定了爆炸作用的裂隙范围。实践表明,煤层瓦斯含量降低,提高了回采率,试验与理论基本一致。  相似文献   

2.
煤矿深孔预裂爆破技术应用研究   总被引:2,自引:0,他引:2  
为解决较厚坚硬煤层的瓦斯突出和回采率低的问题,采用深孔预裂爆破的方法增加其透气性,并利用煤层松动产生的局部应力突变增加落煤量。根据爆破理论计算了爆破参数,确定了爆炸作用的裂隙范围。实践表明,煤层瓦斯含量降低,提高了回采率,试验与理论基本一致。  相似文献   

3.
煤层深孔预裂爆破增透技术可以有效解决低透气性煤层瓦斯难抽采问题,通过研究不同爆破方法对煤体破坏范围的影响进而确定合理的爆孔半径对提高瓦斯抽采率具有重要的意义。以潞安矿区漳村煤矿3#煤层为研究对象,采用数值模拟的研究方法研究了双孔连续爆破应力波的传播过程及对煤层影响的范围。研究结果表明:单孔爆破模型应力波的传播特性以及爆破影响范围与双孔爆破模型存在明显差异,双孔爆破应力叠加破坏煤体的范围要远于单孔爆破对煤体的影响;通过钻孔间距为5 m、8 m和10 m的两孔连续起爆模拟结果比较,确定漳村煤矿3#煤层预裂爆破两爆破孔的合理间距为8 m。  相似文献   

4.
开采煤层顶板环形裂隙圈内走向长钻孔法抽放瓦斯研究   总被引:26,自引:0,他引:26  
开采煤层工作面的瓦斯主要来源于该煤层、采空区和邻近层的卸压解吸瓦斯。由于煤层松软,顺层钻孔施工难,不便钻孔抽放瓦斯。若对采空区实施大面积抽放,工程难度大,而且抽不出高浓度瓦斯。因此,寻找瓦斯运移的裂隙通道和瓦斯富集区,实施有效的瓦斯抽放工程是实现高效瓦斯抽放的技术关键。采用实验室相似材料试验、数值模拟计算和工业性试验研究方法,研究寻找采场上覆岩层中环形裂隙圈形成机理和位置,把抽放钻孔布置在环形裂隙圈内,进行“环形裂隙圈内走向长钻孔法”瓦斯抽放。这种瓦斯抽放技术使低透气性高瓦斯煤层的开采和瓦斯抽放分层区进行  相似文献   

5.
在突出危险煤层中掘进,采取施工钻孔进行瓦斯捧放和卸压后,当进行巷道掘进时,仍然在巷道前方存在应力集中区,在该区域煤层的透气性降低.游离瓦斯减少,吸附瓦斯增加。通过掘进工作面采用钻稻瓦斯解吸指标K1值进行防治突出措施效果检验数据进行收集统计,对掘进工作面前方集中应力对钻稻瓦斯解吸指标K1值的影响进行了分析。  相似文献   

6.
宗琦  田立  汪海波 《爆破》2012,29(2):42-46
根据水中爆炸理论和爆炸应力波理论,探讨了水介质不耦合装药爆破孔壁初始冲击压力和岩石内的动态应力分布,并以强度理论求算出了炮孔周围岩石中粉碎圈和裂隙圈的范围。在某立井掘进爆破中依据炮孔周围裂隙圈半径理论计算的结果进行掏槽炮孔布置参数设计,从工程实践上进一步验证了炮孔水介质不耦合装药爆破时岩石破坏作用范围理论分析的正确性。  相似文献   

7.
煤与瓦斯突出是一种复杂的动力现象,受各种地质因素和地应力、瓦斯等因素影响。为了有效的防治煤与瓦斯突出事故,我国突出矿井应用了预抽瓦斯、超前排放钻孔、高压注水、深孔控制卸压爆破、松动爆破、水力冲孔等防突措施,其中以穿层钻孔配合水力冲孔运用最为普遍,在煤体卸压、透气性增强、地应力降低等方面取得了良好的效果。但在水力冲孔过程中,煤与瓦斯喷出的现象频发。  相似文献   

8.
在瓦斯富集煤层及受火成岩侵入、断层、褶曲、古河流冲刷等地质构造带煤、岩巷道掘进过程中,由于受掘进影响,在工作面顶板及两帮形成压力松动裂隙圈,当掘进工作面接近煤、岩层地质构造带附近瓦斯积聚区域时,呈高压状态积聚的瓦斯、水会通过工作面及两帮松动的裂隙短时间内大量涌出,造成掘进工作面瓦斯超限,严重时可能造成瓦斯爆炸事故,大隆矿根据多年的实践经验,针对预防掘进工作面掘进过程中瓦斯、水异常涌出隐患,采取在掘进工作面施工超前瓦斯、水探放钻孔;瓦斯抽放钻孔并与瓦斯抽放管路连接进行抽放等方法,有效的预防了掘进期间瓦斯异常涌出。  相似文献   

9.
该文介绍了冲击地压煤层的回采,通过工作面采取煤层注水、钻孔卸压、工作面卸压爆破、防范措施、预测预报等措施,实现了安全回采。  相似文献   

10.
瓦斯与煤突出矿井以及突出煤层数量随着煤矿开采深度的增加而不断增加,如何实现瓦斯与煤资源的高效安全共采已成为矿井作业的重点,而通过保护层开采时的被保护层卸压作用强化抽取卸压瓦斯,可以将高瓦斯突出危险煤层的被保护层有效变成低瓦斯无突出危险的煤层。本文探讨了强化抽采保护层开采与卸压瓦斯技术,并在分源原理基础上对回采工作面瓦斯涌出预测方法进行分析。  相似文献   

11.
In view of the three-dimensional dynamic abutment pressure, the influence of the far-field hard stratum (FHS) in deep, thick coal seams is indeterminant. Based on elastic foundation theory, a three-dimensional dynamic prediction model of the abutment pressure was established. Using this model, the dynamic change in the coal seam abutment pressure caused by the movement of the FHS was studied, and a method for determining the dynamic change range of the abutment pressure was developed. The results of the new prediction model of the abutment pressure are slightly higher than the measured values, with an error of 0.51%, which avoids the shortcomings of the results because the Winkler foundation model results are lower than the measured values and have an error of 9.98%. As time progresses, the abutment pressure and its distribution range are affected by the FHS movement, which has the characteristics of gradually increasing dynamic change until the FHS fractures. The peak value of the abutment pressure increases linearly with time, and the influence range increases with time following a power function with an exponent of less than 1. The influence range of the FHS movement on the abutment pressure ahead of the working face, behind the working face, and along the working face is 10 times, 25 times, and 17 times the mining thickness, respectively. According to the actual geological parameters, the dynamic change range of the coal seam abutment pressure was determined by drawing an additional stress curve and by determining the threshold value. These research results are of great significance to the partition optimization of the roadway support design of deep, thick coal seams.  相似文献   

12.
随着浅部煤炭资源逐渐枯竭,我国煤矿相继进入深部开采阶段。针对平顶山十矿深部煤层处在高地应力和高孔隙压力下,对水力割缝技术应用于深部本煤层抽采煤层气进行了数值模拟研究。分析了水力割缝破煤机理,建立了水力割缝卸压抽采深部煤层气平面应变有限元模型,得到了钻孔后和不同方向割缝后的应力场变化规律及其影响范围。钻孔后近孔地带应力平均下降66.6%,但在孔周区域产生应力集中区,应力降影响范围250—300mm。不同方向水力割缝后应力平均降低程度不同,与水平成40°割缝方向能达到卸压的理想效果,应力平均下降75.7%,应力降影响范围达3500mm。分析结果表明,水力割缝技术可达到使煤层钻孔地带卸压的目的,并且能够对煤与瓦斯突出的发生起到一定防治作用,可为深部本煤层卸压抽采煤层气选择最佳割缝方向提供理论指导。  相似文献   

13.
为确定爆破载荷作用下岩体的裂隙范围,应用摩尔-库伦强度准则确定岩石在冲击波作用下的粉碎区;在考虑粉碎区范围、应力波衰减指数改变和岩石三向受力状态的情况下,用Mises强度准则计算裂隙区范围;在不考虑爆生气体在应力波形成的裂隙区损失的前提下,用岩石的断裂韧性来计算爆生气体充满粉碎区后岩石裂隙的二次扩展范围。通过理论计算与现场声波实测值对比,理论计算值比实测值小8.45%。分析表明,该裂隙范围计算方法合理,并可以对类似工况的裂隙范围进行估算。  相似文献   

14.
In underground coal extraction of fully mechanized caving, the overlying hard–thick sandstone main roof could control the failure extent and the movement evolution of the entire overburden strata. The instantaneous failure of the hard–thick sandstone main roof possibly causes strata pressure behaviors, rock-bursts and abnormal gas emissions, which may result in equipment damages and casualties. Tashan coalmine was chosen as a field case study base because of its super great mining height (SGMH) and the overlying hard–thick sandstone roof (HTSR). This mine has experienced a great deal of damaging hydraulic support and abnormal gas emission accidents caused by strata pressure behavior. The fracture failure analysis was analyzed based on “Key Strata Theory” and numerical simulation results. The hard–thick sandstone main roof could perform as a very large double-sided embedded rock beam in the primary fracture and as a cantilever-articulated rock beam in periodic fracture, simultaneously generates a huge hanging space in the gob. The fracture failure of the hard–thick sandstone main roof causes a permeability enhancement in the adjacent rock-coal strata and near face coal seam. The substantial amounts of gas stored in the remaining coal, surrounding rock strata and adjacent coal seams rush out and aggregate in the caved and fissure zone of the gob, thereby forming a huge gas cloud. The disasters due to coupled strata pressure behavior and abnormal gas emissions, which primarily occurred after primary and periodic fracture failure, are predominantly caused by the instantly fracture of main roof. When the main roof reached the ultimate broken span and underwent, rotation and collapse, substantial amounts of gas accumulating in the gob escaped to the working face under the extrusion and impaction of the caving rock strata, which easily produced abnormal gas emissions, some of which exceeded the statutory limit. Shortening the length of the HTSR failure span using hydraulic presplitting and decreasing the gas content of the coal seam using gas drainage technology are recognized as two effective approaches to solve this issue.  相似文献   

15.
为研究顶板、底板和煤层相对较硬的"三硬"煤层工作面微震活动规律,以忻州窑煤矿微震监测系统为工程背景,针对震源分布特征、微震能量及频次与采动的关系、典型冲击矿压微震信号特性分析等方面进行研究,揭示工作面微震活动总体规律,特别是冲击矿压前兆的微震效应,为建立"三硬"冲击矿压微震预测技术、评价矿井冲击矿压提供依据,具有一定理论意义与实用价值。  相似文献   

16.
谢烽  曹攀  郝永亮 《爆破》2016,33(1):73-77
通过定义煤体爆破损伤本构模型,利用fish语言编写计算代码,选择高斯脉冲函数作为爆炸波输入动力荷载,设置静态边界条件和对称边界条件,划分有限差分网格,建立了UDEC煤体深孔预裂控制爆破损伤模型,分析了煤体中距炮孔不同距离处爆炸应力波传播规律以及煤体爆破损伤区的扩展过程。研究结果表明:煤体中爆炸应力波随径向裂隙的扩展呈非线性指数衰减;煤体爆破损伤的最大损伤半径为3 m,且炸药起爆至煤体损伤破坏时间很短,大约为5.11 ms;煤体深孔预裂控制爆破最优炮孔间距为6 m。  相似文献   

17.
为了控制黑岱沟露天矿煤层爆破中1.8m以上大块的产出率和10mm粒度以下煤的产率,提高优质煤的块煤率和产量,在分析煤岩爆破破碎机理及减少爆破药柱粉碎区途径的过程中,对爆破参数进行了优化,提出了将低密度铵油炸药应用于黑岱沟露天煤矿煤层爆破的方案。同时,对低密度铵油炸药和铵油炸药不同孔网参数、装药结构、填塞长度进行煤层爆破对比实验,分析了二者对块煤率、采掘效率及安全性的影响。结果表明:低密度铵油炸药能够实现炮孔内连续装药,其线装药密度低,有利于降低炸药单耗,爆炸能量传递更均匀,能有效减少末煤量,块煤率较铵油炸药提高了13.78%。确定了露天煤矿厚煤层爆破炸药单耗的最佳范围是0.1760.23kg/m3,可为露天煤矿煤层爆破设计提供依据。  相似文献   

18.
随着安太堡露天矿南部端帮原煤提运口自西向东的移设,释放了旧口位置9号煤层和11号煤层的采掘空间,为了安全回收所释放的煤层原煤,需要对9号煤层顶板位置的岩石层实施深孔松动爆破。但因释放空间距离正在使用的原煤输运巷道较近、爆破施工难度较大,故提出了安太堡矿赋存巷道端帮岩石松动爆破方案。通过优化爆破起爆网路、调整装药结构、采用预裂爆破等综合爆破施工工艺,整体达到了岩石松动的目的,并将巷道垂直振动速度控制到了15cm/s以内,有效保护了正在使用的巷道。爆破实践表明:该方案直接为安太堡矿增加了15.2万m3原煤采出量,将巷道旧口位置的原煤采出率提高到了60.8%以上,具有较高的经济推广价值。本次爆破是巷道近距离爆破施工的一次实践,对巷道周边岩石松动爆破的设计和研究具有一定的参考价值。  相似文献   

19.
随着安太堡露天矿南部端帮原煤提运口自西向东的移设,释放了旧口位置9号煤层和11号煤层的采掘空间,为了安全回收所释放的煤层原煤,需要对9号煤层顶板位置的岩石层实施深孔松动爆破。但因释放空间距离正在使用的原煤输运巷道较近、爆破施工难度较大,故提出了安太堡矿赋存巷道端帮岩石松动爆破方案。通过优化爆破起爆网路、调整装药结构、采用预裂爆破等综合爆破施工工艺,整体达到了岩石松动的目的,并将巷道垂直振动速度控制到了15cm/s以内,有效保护了正在使用的巷道。爆破实践表明:该方案直接为安太堡矿增加了15.2万m3原煤采出量,将巷道旧口位置的原煤采出率提高到了60.8%以上,具有较高的经济推广价值。本次爆破是巷道近距离爆破施工的一次实践,对巷道周边岩石松动爆破的设计和研究具有一定的参考价值。  相似文献   

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