穿层爆破各煤层动态应力分布与抽放效果探讨

穿层深孔爆破在石门揭煤及局部地段防止瓦斯突出有重要作用,由于爆破区域跨越多层煤、岩介质以及扇形布孔造成孔口孔底最小抵抗线不相等因素影响,穿层深孔爆破研究较为困难。在大量矿井试验基础上,利用三维数值模拟方法,研究有代表意义的穿层深孔爆破相关理论问题。建立穿层爆破计算模型,获得不同位置抽放孔有效应力随时间变化规律;探讨各抽放孔有效应力随距炮孔水平距离增加而衰减,以及不同抽放孔轴线方向两层煤中应力分布的差异。计算结果表明:复合介质孔口、孔底煤层中爆破裂隙贯通范围分别为1.4,1.8 m;孔底由于锥形波的叠加和应力波反射双重作用影响,在相同距离时孔底有效应力平均值较孔口大73%;煤–岩复合介质中煤层爆破效果优于单煤层爆破效果,同等情况下,复合介质煤层中孔口处有效应力极值较单煤层增加17%～42%,孔底增加6%～24%。现场实践表明,当作用在抽放孔轴线的平均有效应力由7.12 MPa增到12 MPa后,瓦斯抽放总量增加3倍以上。     

煤层瓦斯抽采爆破卸压的钻孔布置优化分析及应用

 为解决重庆地区低透气性松软煤层瓦斯抽采率低的难题,提出煤层底板预裂爆破卸压增透新技术,指出其增透过程分为爆破应力波与爆生气体共同作用形成裂隙贯通区和爆破空腔顶部煤岩体垮落形成卸压带2个阶段。借助数值模拟对不同孔距爆破应力波的动态演变规律进行研究,发现预裂爆破影响范围分为粉碎区和贯通区,其中粉碎区范围约为爆破孔直径的6倍,而贯通区的形成则主要受大直径控制孔反射形成的拉伸波作用,最终得到预裂爆破形成贯穿裂隙且保持与控制孔同高破坏区间的最优孔距为0.9 m,并将该技术应用于重庆–煤矿K4煤层底板巷预抽瓦斯工程。应用结果表明：瓦斯抽采纯量提高2.8倍,瓦斯抽采浓度提高3.75倍,而且在爆破完成20～30 d后瓦斯抽采效果明显提高。     

深孔爆破在综放开采坚硬顶煤预先弱化和瓦斯抽采中的应用

为解决坚硬特厚高瓦斯煤层采用综采放顶煤方法开采时,坚硬顶煤在矿山压力的作用下破坏不充分,从而造成煤炭资源的回采率低,同时使工作面呈现强烈的矿压显现和瓦斯浓度大而严重威胁工作面的安全等问题,提出深孔爆破顶煤预先弱化和瓦斯预抽技术。通过顺层钻孔煤层深孔爆破数值模拟和理论研究相结合的方法,揭示深孔爆破预裂顶煤和抽采卸压瓦斯机理。药柱在坚硬顶煤中爆破,爆破孔周边的煤体受爆轰应力波的作用产生裂隙并发生大幅度位移,使爆破孔周围的应力重新分布,厚层顶煤垮落;同时,在炮孔周围形成爆破松动破碎圈,瓦斯解吸沿着裂隙流动,提高瓦斯抽采效率。最后,在水帘洞煤矿3801工作面进行超前深孔爆破顶煤预先弱化和瓦斯抽采的现场应用,对类似条件下高瓦斯坚硬顶煤综放工作面特厚煤层开采具有很好的借鉴意义。     

深孔控制预裂爆破对煤体微观结构的影响

 在我国南方一矿井深孔控制预裂爆破试验基础上,利用ASAP–2010型表面积及微孔快速测定仪,对距离爆破孔3.0～9.7 m范围内的煤样进行微观结构分析,并结合煤层瓦斯抽放结果进行对比研究。结果表明,随着至爆破孔距离的增加,煤的Langmuir和BET比表面积近似线性减少,在9.7 m处分别减小68.8%和15.26%;煤的微孔体积比和面积比先减小后增加,小孔、中孔体积比和面积比先增加后减小;煤渗透孔体积比先略有增大而后减小,在孔距3.9 m处达到最大值,即26.88%。深孔控制预裂爆破后,最大瓦斯抽放量增加36%,最初15 d抽放总量提高93%。深孔控制预裂爆破的适宜孔间距为10～12 m。     

深孔预裂控制爆破配合长钻孔抽放的应用

为了解决煤层透气性差、抽放效果不好的问题,提出了边抽边掘工作面深孔松动预裂爆破增透技术,并介绍了突出煤层掘进工作面瓦斯抽放方法试验,结果表明,抽放卸压瓦斯效果较为理想,大大减少了突出危险性,安全提高了煤巷单进。     

复杂地质条件大断面隧道揭煤预抽防突技术

为解决复杂地质条件下大断面隧道揭煤施工易发生煤与瓦斯突出的问题,通过FLAC3D软件模拟多种开挖面积、开挖方式下的掌子面附近围岩应力场和塑性区发展情况,根据模拟结果及现场实际资料,从合理法线距、合理控制范围及预抽防突措施参数优化三个方面展开预抽防突技术研究,并应用于现场施工。结果表明:复杂地质条件下隧道揭煤施工,煤层位置探测及瓦斯参数测定对于防治煤与瓦斯突出灾害十分必要;瓦斯隧道开挖后掌子面前方应力场以垂向应力为主,影响范围与开挖断面大小相关,开挖方式对扰动影响较小;华蓥山隧道复杂地质条件大断面施工,预抽瓦斯法线距离不应小于10 m,控制范围不应小于隧道轮廓线15 m(下帮10 m);抽放终孔间距5 m左右区域防突效果最佳。     

不同装药模式爆破载荷作用下煤层裂隙扩展特征试验研究

 为了研究炸药在不同煤岩介质中爆破所产生的裂隙扩展和力学特征,提高深孔预裂爆破对低透气性煤层进行增透的效果,在实验室搭建爆破模拟试验系统,设计穿层钻孔和顺层钻孔2种不同的装药模式,以Froude 比例法建立煤层深孔预裂爆破的试验模型,利用相似材料配比加工制备尺寸为50 cm×50 cm×50 cm的试样进行爆破模拟试验。通过超动态应变仪监测煤岩层的应变信号,利用高速摄像仪记录试样完整的裂纹萌生、扩展、贯通直至试样破坏的全过程,分析爆破载荷作用下试样的动态力学特性和裂纹扩展特性。研究发现,裂纹主要是由压缩波与卸载波共同作用形成的,裂纹扩展方向与炮孔轴线方向垂直;在煤岩介质中实施穿层钻孔爆破的爆破效果优于顺层钻孔煤层爆破效果,当爆破应力波从煤层入射到岩层后,出现反射拉伸波,反作用于煤体上,加剧煤岩不同爆破介质的破坏程度,促使爆破裂隙的扩展。研究成果可用于指导井下低透气性煤层深孔预裂爆破装药方式的选择,以提高瓦斯抽采效率。     

不耦合系数对煤层预裂爆破效果影响数值模拟研究

为研究煤层预裂爆破效果和装药量及控制孔布置之间的关系,以便设计最优爆破方案,提高瓦斯抽采率。利用数值模拟方法分别建立不同装药直径和不同孔间距下的长柱状药包爆破数值计算模型。模拟实验研究结果表明:不耦合装药系数约为1. 2(装药直径63 mm)时,此时爆破形成的裂纹从裂纹条数、裂隙区的密集程度及裂隙发育程度上都优于其他装药形式;当采用直径63 mm药卷、孔间距为3. 5 m时,会生成贯通控制孔发育良好且不会造成塌孔现象的裂隙,这将大大提高煤层通透性,有利于提高煤矿生产效率。     

应力-损伤-渗流耦合模型及在深部煤层瓦斯卸压实践中的应用

根据瓦斯渗流与煤体变形的基本理论,引入煤体变形过程中应力、损伤与透气性演化的耦合作用方程,建立了含瓦斯煤岩破裂过程固气耦合作用模型。应用该模型模拟分析了深部采动影响下瓦斯抽放过程中煤层透气性的演化和抽放孔周围瓦斯压力的变化规律,认清了开采卸压瓦斯瞬态渗流的力学机制。模拟结果表明,采动影响使得处于其上部67m的煤层卸压,透气系数增大了2000多倍,卸压范围70m左右,同现场实际观测结果比较吻合。这对于进一步深入理解开采过程远程卸压瓦斯渗透性的演化、瓦斯抽放渗流的机制具有重要的理论和实践意义。     

基于LS-DYNA的预裂爆破硬夹矸弱化技术研究

基于预裂爆破对含硬夹矸特厚煤层综放开采顶煤冒放性的重要作用,建立了夹矸破断的非均布载荷悬臂梁力学模型,得出了夹矸层位、厚度对悬臂梁破断的力学作用机理。同时,结合金庄矿含硬夹矸特厚煤层实际条件,采用柱状空腔膨胀理论对爆破产生的破碎区、裂隙区及弹性震动区分别进行了计算分析。在此基础上,采用ANSYS/LS-DYNA动力有限元分析软件,对柱状炸药与孔壁间是否耦合的装药方式、炮孔与硬夹矸的不同相对位置及四种炮孔布置与起爆方式条件下的爆炸应力波传播规律和爆破能量的衰减特性等进行了数值模拟研究,得到顶煤深孔预裂爆破硬夹矸弱化技术的最优爆破方案。结果表明:该矿夹矸平均悬臂距l为6.5 m,硬夹矸内单孔有效破坏直径为6.2 m,不耦合装药、炮孔布置于夹矸层内、按排布孔延时起爆是深孔预裂爆破硬夹矸弱化技术的最优方案。     

薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究

 以南屯煤矿1610工作面为工程背景,对薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数进行研究。通过对薄煤层工作面回采过程中顶板受力状态分析,确定影响薄煤层切顶卸压沿空留巷的关键参数为顶板预裂切顶高度、预裂切顶角度以及预裂爆破钻孔间距。数值模拟分析结果表明,当直接顶岩层厚度远大于采空区高度时,应在预裂切顶高度满足岩层下沉弯矩产生的拉应力使直接顶整体拉断的同时,预裂切顶面应向采空区偏转一定角度,从而有效切断采空区顶板与留巷顶板间的应力传递,实现顶板的顺利切落成巷。在此基础上,通过现场预裂爆破试验,确定最佳预裂爆破钻孔间距。研究成果在现场实际工程中成功实施,对于切顶卸压沿空留巷技术在薄煤层开采中的推广应用具有重要的借鉴意义。     

聚能药卷的爆炸裂纹定向扩展过程试验研究

应用透射动焦散线试验研究爆炸裂纹定向断裂超动态破坏力学特征。试验结果表明,爆炸主裂纹断口特征为典型的拉伸断裂,爆炸裂纹尖端的动态应力强度因子、裂纹扩展速度、扩展长度的变化趋势几乎相同,爆炸主裂纹主要在60～200μs完成,极限动态应力强度因子很少超过1.5MN/m3/2,爆炸裂纹止裂韧性约为0.3MN/m3/2。聚能药卷具有明显的爆轰波卸载效应和聚能方向爆生气体射流效应,高压爆生气体射流的"气楔效应"是聚能方向压缩径向裂纹进一步扩展的主要驱动力,同时抑制了非聚能方向压缩径向裂纹的发展。双孔点射流聚能药卷、双缝线射流聚能药卷都能实现岩石定向断裂爆破,形成良好的爆破断裂面,多缝线射流聚能药卷适用于高瓦斯煤层增透防突的深孔预裂爆破。     

溪洛渡电站地下厂房爆破损伤范围及判据研究

通过现场爆破振动测试和数值模拟方法研究地下厂房爆破损伤范围及判据;在应用FLAC3D数值模拟软件中,损伤变量D被引入弹塑性本构模型,同时将简化的三角形荷载作为爆破冲击荷载施加在炮孔孔壁上,并根据岩石中有效应力确定爆破损伤范围。调整同时起爆炮孔数目,改变单段起爆药量,研究爆破损伤范围与单段药量的关系,结果表明:损伤深度和损伤水平半径均随单段药量的增加而增大,损伤范围随着炮孔深度增加而减小,爆破损伤最大水平半径出现在炮孔顶部面上。根据爆破近区质点速度衰减规律,并通过数据拟合得到对应于不同单段起爆药量的最大损伤水平半径和相应部位爆破质点临界损伤振动速度的关系,临界损伤振动速度可作为爆破损伤安全判据。研究成果有效地应用到实践中,对类似开挖爆破工程具有一定指导意义。     

Stress evolution with time and space during mining of a coal seam

Mining of the upper protective coal seam is widely practiced in China for coal mine safety, but relief gas may present a new risk of blasting. To control the relief gas effectively, a strain-soften model was built by FLAC^3D software to investigate the stress evolution during the process of mining the upper protective coal seam. The results show that the abutment stress changes rapidly within 10 m in front of the coal face, and the maximum abutment stress is approximately twice the original when the coal seam is mined 20–30 m. The abutment stress should break the rock mass and cause the gas to flow easily. In the stable mining period, the change trends of the x-stress and z-stress are different, and these should also pre-break the rock mass. The stress distributions of the rock mass at different distances under the protective coal seam are different, especially near the coal face, which should greatly affect the gas flow when the space of the protective and protected coal seams change over a large range. The relief angle also changes over a large range, increasing to a maximum approximately 30 m behind the coal face, and it decreases gradually when it is far away from the protective coal seam. The results are helpful for designing the coal face of protected coal seams and borehole layouts to control the relief gas.     

边坡爆破开挖对邻近已有洞室影响研究

边坡爆破施工振动对邻近已有洞室的影响及其控制是工程中的关键技术问题。新建边坡在与已有洞室间距比较小的情况下进行爆破开挖,爆破开挖产生的爆破波会危及已有洞室围岩和衬砌结构的安全与稳定性。结合锦屏一级水电站左岸坝肩边坡施工爆破对洞室影响的分析课题,应用动力有限元数值模拟,研究不同的边坡与已有洞室间距、岩体阻尼比、最大单响药量情况下边坡爆破振动对洞室围岩和衬砌结构的影响问题。根据洞壁质点振动速度允许值与洞室衬砌在边坡爆破振动波作用下的动拉应力值,考虑不同阻尼比,得出不同围岩级别下,不同边坡与洞室间距的最大单响药量控制：III类岩体边坡,坡面距已有洞室20,50 m时,边坡开挖爆破最大单响药量分别控制在100和300 kg以内;IV类岩体边坡,坡面距已有洞室20,50 m时,边坡开挖爆破最大单响药量分别控制在150和450 kg以内,研究结果为实际工程的施工和设计提供参考和依据。     

水耦合装药爆破破岩机理的数值模拟研究

根据爆轰动力学和弹性波理论,分析了推算出水耦合装药爆破炮孔周围岩石中粉碎区和裂隙区半径,并用工程计算实例和ANSYS／LS—DANA数值模拟方法分析了装药不耦合系数对岩石破坏范围的影响。提出了炮孔水耦合炸药爆破在岩石中形成粉碎区时不耦合系数的计算方法,为光面爆破、预裂爆破装药结构参数的确定提供理论依据。     

液态CO2爆破煤层增透最优钻孔参数研究

 爆破钻孔参数的选取是消除爆破空白区域、提高爆破增透和瓦斯抽采效果的关键。监测液态CO2爆破过程中爆破器主管内高压气体压力时程曲线,研究液态CO2爆破煤层增透机制,并建立FLAC3D数值模型,研究结果表明：在水平层理上,单孔液态CO2爆破有效影响半径为出气孔方向6 m和出气孔法向4 m;控制孔明显增加多孔连续爆破裂隙区范围。采用数学计算和数值模拟2种方法确定多孔连续爆破最优钻孔参数为：爆破器间距5 m和爆破孔间距7.5 m。进行井下液态CO2爆破试验,爆破后煤层透气性系数提高17.49～22.76倍,瓦斯抽采浓度提高3.16倍,瓦斯抽采混量提高1.71倍。合理选取液态CO2爆破钻孔参数,为井下节约爆破成本和达到最佳爆破效果提供参考。     

深孔松动爆破防治煤与瓦斯突出的技术研究

为增加煤体的裂隙长度和范围,提高煤体的透气性,对煤体中进行的深孔松动控制爆破的成缝和防突机理以及爆破参数选择进行了分析研究,研究结果表明：深孔松动控制爆破能有效地增加围岩的松动区范围,增强岩体的透气性,对工作面前方煤体的泄压和瓦斯逸出具有良好的效果。