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。     

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。     

深孔爆破技术在立井井筒揭煤中的应用

针对立井井筒抽排法揭煤过程中煤层过软、抽采率过低、工期过长、成本过高等问题,首次采用深孔爆破技术对煤层进行增透爆破,从而增强煤层透气性,提高抽采效率,节约成本,通过在施工中的应用,取得了良好的施工效果和经济效益,也为今后抽排法揭煤提供了宝贵的施工经验。     

松软煤层深孔预裂爆破力学特性的数值分析

 煤层深孔预裂爆破近年来在瓦斯抽放中运用日益增多,但目前对其爆破理论研究较少。以矿井现场实际使用的爆破、炸药和煤层参数为基础,利用三维数值模拟方法进行煤层预裂爆破机制研究。建立柱状药包爆破数值计算模型,研究煤体破坏单元的范围和受爆破应力波作用的抽放影响区域。研究结果表明,爆破粉碎范围最大接近40 cm,爆破对抽放量影响的作用半径不超过10 m,其中以4 m内变化最明显。探讨不同距离抽放孔有效应力传播特点,研究中首次考虑因导爆索与乳化炸药传爆速度不同造成的煤层中应力分布差异,澄清了认识上的误区。分析松软煤介质中不同距离抽放孔的位移场变化规律,计算结果与现场爆破前后实测的瓦斯抽放数据相吻合。研究结果对促进预裂爆破技术更好地运用于煤矿瓦斯治理是有益的。     

大倾角坚硬顶板煤层回采超前预爆破围岩力学响应扰动规律

针对大倾角坚硬顶板采煤工作面中的缓倾斜煤层区段,基于有限差分和动力学模拟方法,建立了坚硬顶板非预爆破和预爆破2种方案下煤层回采的数值计算模型。对2种方案下围岩应力、位移、塑性区的演化规律进行了对比分析,获得了围岩在爆破扰动下的力学响应规律。结果表明:先顶板预爆破再回采方案可有效降低巷道围岩的应力集中程度,卸压释能,减小巷道变形量,便于支护控制,并且围岩塑性区范围增大,更有利于滞后工作面坚硬顶板及时垮落。所得结论对坚硬顶板动力灾害防治具有重要意义。     

煤层深孔聚能爆破有效致裂范围探讨

在对煤层深孔聚能爆破致裂分区研究的基础上,针对聚能爆破煤层裂隙扩展特征及范围进行了数值模拟研究.结果表明,炮孔周围可划分为爆破压碎区、爆破裂隙区和弹性变形区,根据裂隙类型及裂隙数目的差异,爆破裂隙区又可划分为裂隙密集区和主裂隙扩展区.受聚能装药结构的影响,压碎区的范围呈聚能罩开口方向小于其他方向的类椭圆状;裂隙密集区和主裂隙扩展区的范围均呈聚能罩开口方向大于其他方向的类椭圆状.煤层深孔聚能爆破致裂增透工程试验发现,随着远离炮孔,各个观察孔内瓦斯体积分数增幅受聚能爆破的影响呈"强-中-弱"阶梯状变化,与所构建的聚能爆破致裂分区模型比较一致,即聚能爆破载荷下煤层裂隙具有明显的分区特征,压碎区、裂隙密集区和主裂隙扩展区组成了煤层深孔聚能爆破的有效致裂范围.     

华蓥山隧道穿煤段施工及安全监测

华蓥山隧道穿过具有瓦斯突出威胁的煤层,施工中必须防突,防坍,防水,在施工中应用了超前钻孔探测,浅眼多循环控制爆破,层层设防,多层支护及全过程监控量测量等技术,取得了满意的施工效果,可供瓦斯突出及穿越隧道施工参考。     

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。     

瓦斯隧道快速安全施工技术

针对新二甲二号隧道具有瓦斯突出的煤层这一现状，介绍了施工过程中采用的瓦斯监测超前钻孔探测，浅眼多循环控制爆破，加强支护等技术，指出要保证安全生产，必须搞好瓦斯监测。     

深孔断顶爆破防治冲击地压的理论与实践

简要阐述我国冲击地压作用机制及控制技术研究现状,深入探讨深孔断顶爆破的作用机制,采用数值模拟方法分析深孔断顶爆破防治冲击地压的基本原理,对于爆破前后的应力场进行对比分析,从计算结果来看,深孔断顶爆破能够从根本上改变煤岩体的应力分布状态,显著降低爆破有效范围内煤岩体中的应力水平,应力峰值出现的位置明显远离煤壁,峰值的大小大幅度降低;结合急倾斜煤层开采条件和倾斜煤层开采条件,进行深孔断顶爆破防治冲击地压的实践,并通过应力监测对其卸压效果进行检验。监测结果表明,采用深孔断顶爆破技术能够有效改变煤岩体的应力状态,对具有冲击危险的区域起到较好的卸压作用;在华亭煤矿急倾斜煤岩层条件下深孔断顶爆破的实践中,在监测期间内,深孔断顶爆破后顶板岩层出现3次明显的周期性垮断现象,压力显著降低,周期来压明显,从而降低冲击危险性,有利于矿井的安全生产。     

特厚坚硬煤层分层综放开采关键技术研究

通过对特厚坚硬煤层综放开采技术的系统分析，指出提高坚硬顶煤的冒放性和瓦斯的综合治理是该条件下综放开采所面临的主要技术难题。在对特厚坚硬顶煤结构及破碎特点分析的基础上，提出了提高坚硬顶煤冒放性的主要技术途径和措施，在宁夏太西集团白芨沟矿煤层特厚、坚硬、顶板坚硬、高瓦斯和浅埋深条件下，成功地进行了分层综放开采的实践，达到了工作面年产 １５０Ｘ １０４ｔ的生产水平。在该条件下实现了综放开采技术的突破，取得了预期的效果。     

微地震波在煤矿岩层中的传播特征研究

 在塔山矿8103工作面微地震监测中,测到距离震源远的底板孔检波器比距离震源近的顶板孔检波器先接收到微地震波的异常现象。研究表明,微地震波的直达波和透射直达波两种传播模式是造成这一异常现象的主要原因。在性质相近的介质中,微地震波是按直达波模式传播,现场监测到的“顶板断裂产生震动波—顶板—顶板检波器”的路径是典型的“直达”传播模式。而在性质差异较大介质的界面处,微地震波在入射界面上的入射点将形成新的震源点,并以新震源点为起始点,再按直达波模式传播,从而形成“透射–直达”传播模式,现场监测到的“顶板断裂产生震动波—综放支架—底板—底板检波器”的路径是典型的“透射–直达”传播模式,这是造成微地震监测中“远点先达”现象的重要原因。根据微地震波在煤矿岩层中的传播特征可以确定合理的定位方法和验证震源定位的准确性。实践证明,在性质差异较大的介质中定位震源时,需将性质相近介质中的检波器信号放在一起定位,这样可以减弱“透射–直达”传播模式造成“远点先达”现象的影响,提高定位精度。     

综采面多层坚硬顶板破断特征及其安全控制研究

祁东煤矿8_2煤层覆岩存在多层厚度较大坚硬岩层,初次跨落步距大,周期断裂悬顶长,严重危害工作面的安全生产。通过分析坚硬顶板的岩梁结构、力学特性,建立了初次来压双固支梁模型,判断出关键层的位置,获得了顶板初次垮落及周期垮落步距。并建立了有矸石支撑的周期跨落悬臂梁模型,根据平衡关系计算得到给定支架载荷下的合理悬顶长度。采用超前深孔预裂爆破技术弱化坚硬顶板,设计了合理爆破参数。开采实践表明,采用的爆破技术实现了对坚硬顶板的有效控制,减小了基本顶跨落步距,降低了来压程度,保证了工作面的安全正常开采。     

“三硬”条件煤层压变区域失衡冲击理论及应用

冲击地压是一种矿山动力灾害,是煤矿井工开采领域的难题之一,“三硬”条件下的冲击现象更为复杂,是开采此条件煤层亟待解决的问题。本文利用相似模拟试验揭示了“三硬”条件煤层应力集中和分布规律,结合数值模拟分析了工作面前方能量积聚情况,总结了“三硬”条件冲击地压的特征及发生过程,提出压变区域失衡冲击理论。理论认为:采、掘活动引起采煤工作面周围应力重新分布和集中,继而煤层出现软化破坏区、硬化弹塑区和裂隙压密区。软化破坏区吸收硬化弹塑性区煤体破坏释放的能量。当硬化弹塑区单位时间内释放能量大于软化破坏区吸收能量时,压变转化动平衡遭到破坏继而发生冲击地压。在此理论的指导下提出以煤层卸压孔为主、顶底板卸压槽、爆破为辅的“三硬”条件冲击地压防治措施,在实际应用中取得显著效果。     

采动效应微震特征及其变化规律

依据采动应力是煤与瓦斯突出的外在动力,构建煤巷采动微震监测系统,分析煤壁崩落过程及其诱因,研究顶板、煤壁破裂微震动态响应特征,了解采动应力显现、调整变化规律。优选小波基函数,按照频率顺序将半小时内396次采动效应触发的微震事件进行小波包4层分解、重构;根据采动顺序和信号优势频带,将采动微震响应信号划分为爆破、煤壁崩落、顶板和煤壁破裂4类信号,采用归一化频带能量分析顶板、煤壁破裂事件的变化趋势。爆破冲击和顶板压力导致煤壁崩落,顶板压力还会导致煤壁破裂,顶板和煤壁破裂是煤巷采动应力的具体显现。顶板压力初期显现剧烈,爆破结束1.6 s内煤壁发生5次崩落,1.933 s时达到峰值、24.89 min趋于稳定;顶板破裂事件主要集中在初期2 min内,相应的事件率为76.2%。煤壁压力滞后顶板压力5.8 s后显现,3.71 min后达到峰值、29.217 min稳定;煤壁破裂事件主要集中在初期5 min内,相应的事件率为45.9%。顶板、煤壁破裂事件及其优势频带能量变化趋势揭示采动应力转移、调整过程,采动效应稳定与否可用于煤与瓦斯突出预警,并值得进一步深入研究。     

深孔爆破在深井坚硬复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用

 为防止深井坚硬顶板沿空留巷的充填墙体在顶板垮落时被压坏,特采取深孔爆破强制放顶来释放顶板压力以提高沿空留巷的护巷效果。通过数值模拟和理论分析的方法,阐述深孔爆破强制放顶的卸压机制。炸药在坚硬岩体中爆破,爆破孔周边的岩体受爆轰应力波作用产生大量裂隙并发生大幅度位移,使爆破孔周围的应力重新分布,厚层顶板垮落,降低了巷旁充填墙体的附加载荷,从而起到护巷作用。最后,在潘一矿东区1252(1)工作面进行超前深孔爆破强制放顶的现场应用,在经历工作面回采和充填留巷稳定阶段后,墙体整体维护效果良好,对类似条件下沿空留巷强制放顶具有很好的借鉴意义。     

厚硬顶板硬顶煤压缩性分析与综放开采方案选择

顶煤的运移与垮落，尤其是内部微观裂隙的扩展，与其直接项和老项岩层的活动规律密切相关。张双楼煤矿主采煤层为7煤和9煤，两层煤之间赋存唯一一层厚硬岩层，即9煤层的直接项也是7煤层的直接底。9煤较硬，其项煤的可放性和开采方案的选择是其成功应用综放开采技术的关键。采用实验室物理模拟，分析厚硬岩层的破断特征，并根据开采不同布置方式与厚硬岩层的不同断距提出9种上层煤与下层煤不同开采方案，系统分析下层煤项煤压缩量的变化及其可放性。计算机数值模拟与现场实践表明，7煤与9煤的工作面成交错布置方式，先采7煤后采9煤，一次采全高，最有利于9煤工作面的顶煤冒放，保证9煤综放开采的成功。研究结果可为类似条件下的厚硬煤层推广综放开采工艺提供设计指导。     

坚硬顶板水压致裂控制理论与成套技术

煤矿坚硬顶板具有硬度大、整体性好、分层厚度大等特点,导致诸多围岩控制与安全难题。水压致裂可改造顶板岩体结构,控制工作面顶板的冒落;提出坚硬顶板水压致裂控制的理论与成套技术框架。采用真三轴实验系统等研究揭示水压裂缝的扁椭球体典型形态和空间转向扩展形态,给出围压主应力差、排量、层面与原生裂隙等对水压裂缝扩展的影响规律,考虑围岩的应力应变状态与控顶效果,阐明定向压裂临空坚硬悬顶的断顶线位置适当内错煤柱的原理。给出采动岩体水压致裂的时空关系及确定方法。针对裂缝形态的控制要求,提出定向水力割缝致裂等系统的控制致裂方法,在此基础上研制煤矿井下高压(60 MPa)水压致裂的成套装备。针对不同类型工程特点,控制水压主裂缝扩展、翼型裂纹扩展和吸水湿润作用,使顶板及时充分冒落,实现围岩弱化、应力转移、诱导矿压破煤等功能。研发了工作面端头悬顶、切眼及中部坚硬顶板、坚硬顶煤弱化、综放面初采瓦斯、临空巷道冲击地压和大变形等控制成套工艺技术。成套技术与装备已在大同矿区、神东矿区等推广应用。与传统爆破弱化顶板相比,水压致裂弱化顶板管理简单、扰动小、安全性高、工程量少、作用范围大、控制距离远,且经济成本不到其1/10,在深部开采中更具有优势。     

Staggered development of a thick coal seam for full height working in a single lift by the blasting gallery method

In line with the Coal Mines Regulations (CMR) of India, superimposed development was made along the floor for full height extraction of a thick coal seam (which had already been developed leaving pillars along the roof) in a single lift by the blasting gallery (BG) method. Depillaring of the seam induced roof failure at roadway junctions in the bottom section near the goaf edge during a major roof fall. Dilution by paring between the two close developments caused a considerable drop in width/height (w/h) ratio of the pillars, resulting in poor strength and stiffness of the natural support at the goaf edge. The presence of strong and massive overlying roof strata caused high values of the mining induced stress over the pillars facing the goaf line during the depillaring. Ultimately, the pillar extraction caused collapse ahead of the face.Based on simple ideas and the results of laboratory investigations on simulated models, conventional superimposed development of the thick seam was replaced by a staggered one for the depillaring and underwinning of the roof coal by the BG method. The field performance of this was monitored during a field trial. Extraction of a 10.5 m thick seam in a single lift by the BG method with staggered bottom section development did not cause any strata control problem, even during the major roof fall.Thus, this paper describes the philosophy of staggered development of a thick coal seam, which has already been developed along the roof horizon, for single lift working, together with the results of the laboratory and field investigations.     

水力掏槽防突中槽硐围岩应力应变分析

在分析试验区水力掏槽措施参数的基础上,从槽硐径向半径与地应力关系、槽硐径向半径与瓦斯内力关系、掏槽深度与应力变化关系、槽硐轴向深度与瓦斯内力关系等角度,深入分析其在突出厚煤层中快速掘进的防突机理,并通过数据统计验证了水力掏槽快速掘进防突技术在突出厚煤层应用的优越性,为突出厚煤层矿区应用该措施提供理论基础和实践经验。