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摘 要:为了在垂深1 100 m、具有严重煤与瓦斯突出和冲击地压危险的煤层进行安全快速掘进, 消除冲击地压和煤与瓦斯突出危险,应用巷道钻孔松动爆破卸压技术。通过对冲击地压发生机理和 钻孔松动爆破卸压理论分析,研究了深井煤层卸压原理,确定了巷道钻孔松动爆破卸压技术参数和 施工工艺。试验结果表明:利用瓦斯抽排巷道对掘进煤层进行打钻和松动爆破,在一定范围使突出 煤层卸压、排放瓦斯,可使原始高地应力场发生改变,并沿巷道掘进方向向前方煤体和巷道两帮深 部转移,同时提高煤层透气性,使高压瓦斯加速排放,减少了突出势能,有效防治煤与瓦斯突出和 冲击地压。
关键词:掘进巷道;冲击地压;松动爆破
冲击地压是指在巷道掘进过程中,当承受高应的瞻I生煤体或岩体极限平衡遭到破坏时,向自由三闻突然释放能量的动力现象。它是一种严重威胁喜矿安全生产的动力灾害,具有突发性和巨大的破
E性。平煤天安十二矿目前的开采深度已达到100 m,标高一775 m,随着矿井开采深度的加大.开采条件和自然环境发生显著变化,出现了高塑应力、高瓦斯、低渗透性和低强度煤体的现象,
争击地压及瓦斯动力现象时有发生,对安全生产造 曼了严重威胁,如2005年6月29平煤天安十二矿三三水平回风下山发生一次冲击型动力现象,抛出煤量约44 t,涌出瓦斯约1 280 m。,吨煤平均涌出瓦斯约29.1 m。。前探梁有后缩现象,所用输送机机尾压柱被摧断。这种特殊动力现象给矿井安全生产带来严重的影响,并且随着掘进深度的不断增加,这种威胁将愈加严重。
为了有效防治掘进期间掘进工作面的冲击地压与瓦斯突出问题,国内外煤炭科研人员进行了较为
广泛的研究,先后试验了多项卸压、消突技术措 施,并取得了一定的消突效果。如开采保护层、区域性瓦斯预抽、超前钻孔、深孔注水、水力冲孔、水力割缝、深孔松动爆破和深孔控制爆破等。
为了保证十二矿三水平以后回采准备过程中的正常安全施工,根据平煤十二矿己,,一31010工作面地质条件,在顶板高位瓦斯抽排巷道内向有冲击地压倾向的掘进巷道布置一排俯角斜孔,终点直达掘进巷道底板内,实施钻孔松动爆破,使巷道周围在前进中卸压,从而达到防治冲击地压和防突的目的。
1 掘进巷道冲击地压发生机理分析
三水平回风下山布置在己,,煤层之中,揭露层位标高在一590~一820 m,该工作面煤层赋存较稳定。正常煤层为原生结构煤,煤的破坏类型为II~III类,局部为Ⅳ类,煤层节理比较发育,煤层瓦斯含量约18~25 m3/t,掘进过程中绝对瓦斯涌出量约1.7~4 m3/min。在巷道掘进到距开口570m位置时,由于受煤层顶板数条裂隙的影响,形成突出条带,造成瓦斯相对富积,突出危险性增大,三水平回风下山巷道掘进位置处于瓦斯突出危险区。但从突出发生前瓦斯及突出检验、突出发生过 程、突出现场(无)风流痕迹、突出发生后瓦斯涌出量的变化,以及动力现象引起的巷道围岩变形破坏特征表明,该次动力现象不是一次普通的煤与瓦斯突出。
该次动力现象位置,具备很高的原岩应力,巷道顶板为较坚硬的厚层砂质泥岩,煤层干燥呈脆
性;己,,煤层瓦斯压力为2.85 MPa;在高原岩应力作用下,煤岩系统积聚大量弹性能,处在掘进面处的煤体在顶底板岩层的高应力作用下,煤层中的高瓦斯压力使煤岩体三轴强度被消弱,具有高瓦斯压力的煤体,使得受压失稳极限值随之减小,另外,掘进面围岩应力状态的改变和抵抗能力的降低,使巷道围岩系统处于极限平衡状态,在爆破动载扰动力作用下,必然导致了动力现象。在这次动力现象中,可以明显看出,地应力和冲击地压因素起主导作用。与单纯的动力现象相比,复合型动力效应可能更强、更猛烈。如震动、声响、动态过程演化可能连续数次(本此发生的冲击型突出在躲避硐室的工人听到连续3次脆性声音)。因此,从条件上判断,该段巷道符合发生冲击地压和煤与瓦斯突出的充要条件。从动力现象前后的现象判断,符合冲击地压和煤与瓦斯共同作用下的复杂矿井动力现象的典型特征。如上述的发生事故前巷道顶板连续断裂、事故导致的巷道顶底板及两帮的明显变形,部分锚索失效、金属网和梯子梁严重变形,动力现蔓后煤与瓦斯的变化情况等。
根据上述分析,综合冲击地压和瓦斯两种因素,可将本次动力现象定义为:高应力作用下,以冲击地压为主导,冲击地压和煤与瓦斯共同作用的复杂矿井动力现象。也可将其称为“冲击地压主导型煤与瓦斯突出”或“冲击主导型突出”,简单的也可以称为“冲击型突出”。
2冲击地压防治技术原理
2.1 钻孔松动爆破卸压机理 [2-3]
当炸药在特定钻孔内爆破时,产生高压冲击波和爆生气体,致使炮孔周围岩石过度粉碎,扩大炮孔形成空腔,即产生压缩粉碎圈。之后,冲击波以应力波的形式向四周放射传播,当传播至控制孔时,就产生应力波的完全反射,导致在爆破孔与控制孔连心线方向产生集中拉应力,从而在连心线方向开裂。然后,高压爆生气体以静态压应力场作用于裂缝表面,使得连心线方向上又形成静态压应力集中,致使开裂缝能够继续扩展,最终在连心线方向形成贯通裂缝。因此,深孔控制卸压爆破的结果是在爆破孔周围产生一柱状的压缩粉碎圈,以及贯通爆破孔与控制孔的爆破裂缝面。
深孔控制卸压爆破后,引起工作面前方岩体应力突然重新分布,导致上覆围岩压力发生变化,在爆破裂缝面处产生煤岩体的剥落片及次生裂缝面并把岩体分成2层或多层。爆破裂缝面、压缩粉碎圈、控制孔以及岩体内一些原始裂纹连为一体,如图l所示。不仅使地应力释放,使围岩应力峰值向煤岩体深处转移,而且还可以提高工作面前方煤岩体的透气性,加速岩体内瓦斯排放,瓦斯气体得 以充分释放。爆破段形成的破碎圈带和松动圈带,使地方地应力峰值向煤体深部转移,应力场重新分布;使瓦斯加速排放,降低了瓦斯压力梯度,减少了突 势能。实现了空间和时间的超前防护作用,从而到了卸压及防止突出的作用。
由于控制孔的控制导向作用,所以深孔控制卸压爆破的结果是在介质内部的炮孔周围产生一柱状的压缩粉碎圈和一沿爆破孔与控制孔连心线方向的贯穿爆破裂缝面,如图2所示。贯穿爆破裂缝面的
产生.是深孔控制卸压爆破实现其防突作用的关键,其防突机理同其他局部措施也不完全相同。
2.2 钻孔参数的确定
钻孔的布置应遵循以下原则[4] :①有利于形变碎圈带和松动圈带;②尽可能使爆破影响范围大:③在保证卸压及防突的效果下,尽可能减少孔数,缩小孔径、增大一次爆破长度。
在爆破孔周围依次形成爆腔、破碎区、裂隙带和震动区,其中卸压作用带为破碎区和裂隙带,其破碎半径一般为装药半径的2~3倍,裂隙带半径R可由下式求得[5] :
u——泊松比,取O.26;
1-——炮孔半径,取75 mm:
d——衰减系数,d=1.649;
S——抗拉强度,取1 MPa:
P——应力初始峰值,MPa;
ro——装药半径,取炮孔半径;
g——炸药密度,1.04∥cm。;
n——增大倍数;
D——爆速,m/s。
当D取2 200 m/s时,p=629.2 MPa.R:=1.979 6 m;当D取2 400 m/s时,p=748.8 MPa. R=2.2 m。根据理论计算,当炮孔半径r取75 mm爆破后裂隙区半径可达到2 m左右。炮孔间距a应小于两相邻炮孔产生的裂隙区半径之和,即a=2R由于爆破后炮孔之间引起应力集中,有利于坚硬煤层破碎。根据以上原则,为达到充分的卸压,产生足够厚的卸压带的目的,设计采用爆破孔和控制孔问隔布置,如图3所示。爆破孔直径75mm;控制孔直径75 mm;孔深:根据具体情况而定,以穿透己。;煤层至己15煤层至己16~己17煤层底板为准;爆破孔问距根据计算及实测影响半径而定,定为5m;钻孔俯角应根据地质情况而定,以保证相邻钻孔交错穿至下方巷道上、下帮与顶板的交接处。
2。3钻孔施工
平煤十二矿己。,一31010工作面高位巷深孔控制爆破剖面示意如图4所示。爆破孔在岩石中采用水力排粉,在煤层中采用风力排粉。孔口捕尘器除尘或使用水幕,水管洒水降尘,控制孔亦采用上述方法。采用以下方法解决塌孔问题:①在布孔时尽可能增大空问距,避免打孔中因震动等原因导致塌孔;②尽可能缩短打爆破孔与装药工序间隔时间,打完爆破孔后立即装药;③打钻过程中要用稳定的风压尽量将孔内煤粉排净,避免成孔后再用高压风吹孔;④适当缩小装药管外径。
2.4装药与封孔工艺
深孔控制爆破由于爆破孔都比较长,为了安全起爆,其装药结构要与普通浅孔爆破不同,采用
PVC套管辅助装药,孔内敷设导爆索、双炮头,孔深30~50 m,装药长度分别为2,4,6,8,10m,每个炮头安装2个雷管,每5卷药为一组。距离孔口的1~1.5 m处使用水泥混合黄土封孔,布 置为正向起爆结构,如图5所示。
3效果分析
1)排放瓦斯情况。深孔控制卸压爆破后,从 瓦斯涌出情况来看,爆破孔及临近孔瓦斯涌出量增 加明显,说明工作面横断面上产生了明显的破碎圈 带,增加了煤体的裂隙,使爆破段煤体中的高压瓦斯得以充分排放。
2)爆破前后实测参数对比。爆破孔内外两侧的观测孔在爆破前后瓦斯参数由图6看出,深孔控制卸压爆破起到了良好的卸压、防突作用。
3)松动爆破影响半径。通过深孔松动爆破实验浓度变化记录表和散点图可知,松动爆破的影响 范围在6 m左右,为达到更好的松动爆破效果.每隔10 m进行一次深孔松动爆破。
4)运输巷掘进情况。掘进面夹钻,喷孔等问题得到缓解,少数钻孔局部钻进时只有微量煤屑喷出,运输巷平均掘进速度由2006年3--5月份的32 m/月提高到78 m/月,施工安全得到保障.巷道变形程度明显减弱,顶板和周边矿压减小。
在突出煤层具有冲击地压危险的掘进工作面 实施深孔松动爆破卸压技术后,煤、岩体中爆破段形成了破碎圈带和松动圈带,使原始高地应力场发生改变,沿巷道向煤体前方和运输巷两帮深孳尊
移;同时提高了煤层透气性,使高压瓦斯加速排放,降低了瓦斯压力,减少了突出势能;可有效防治煤与瓦斯突出和冲击地压,达到安全、快速掘进目的。
参考文献:
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