冲击地压培训考试题库范文第1篇
平煤十二矿目前的开采深度已达到1100m, 标高-775m。随着开采深度的加大, 开采条件和自然环境发生显著变化, 出现了高地应力、高瓦斯、低渗透性和低强度煤体的现象, 冲击地压及瓦斯动力现象时有发生, 对安全生产造成了严重威胁, 如:2005年6月29日十二矿己三水平回风下山发生一次冲击型动力现象, 抛出煤量约44t, 涌出瓦斯约1280m3, 吨煤平均涌出瓦斯约29.1m3。前探梁有后缩现象, 运输机机尾压柱被摧断, 给矿井安全生产带来严重的影响。
国内外对冲击地压与瓦斯突出问题进行了广泛研究, 先后试验了多项卸压、消突技术措施, 并取得了一定的效果。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。十二矿己15-31010工作面根据地质条件, 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, 终点位置达掘进巷道底板内, 实施钻孔松动爆破, 使巷道周围在前进中卸压, 达到了防治冲击地压和防突之目的。
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15煤层中, 揭露层位标高在-590~-820m之间, 该工作面的煤层较稳定, 节理比较发育。煤的破坏类型为II~III类, 局部为Ⅳ类, 瓦斯含量约18~25m3/t, 掘进过程中绝对瓦斯涌出量约1.7~4m3/min。在巷道掘进到距开口570m位置时, 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。根据突出发生前瓦斯及突出检验、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, 不是一次普通的煤与瓦斯突出。
本次动力现象处巷道顶板为坚硬厚层状砂质泥岩, 己15煤层干燥、性脆, 瓦斯压力为2.85MPa;煤岩系统在高原岩应力作用下, 积聚大量弹性能, 掘进头处的煤体受顶底板岩层的夹持作用, 煤层内的高瓦斯压力消弱了煤岩体三轴强度, 使夹持失稳极限值随之减小, 另外, 掘进头处, 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, 导致本次动力现象发生。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即听到连续三次脆性声音) 。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、钢网和梯子梁严重变形, 动力现象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:“冲击地压主导型煤与瓦斯突出”或“冲击主导型突出”, 简称为“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
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, 使连心线方向上又形成静态压应力集中, 导致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, 并形成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, 并把岩体分成两层或多层。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, 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, 瓦斯气体可以充分释放。
爆破段形成的破碎圈带和松动圈带, 使地应力峰值向煤体深部转移, 应力场重新分布;使高瓦斯加速排放, 降低了瓦斯压力梯度, 减少了突出势能, 实现了空间上和时间上的超前防护作用, 从而达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。成为卸压防突的关键, 与其它局部防突措施的机理也不相同。
2.2 钻孔参数的确定
钻孔的布置应遵循以下原则:
(1) 有利于形成破碎圈带和松动圈带;
(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, 其破碎区半径一般为装药半径的2~3倍, 裂隙带半径可由下式求得:
式 (1) 中
μ-为泊松比, 取0.26;
r-为炮孔半径, 取75mm;
α-为衰减系数, α=2-b=2-0.351=1.649;
s-抗拉强度, 取1MPa;
p-应力初始峰值, MPa。
式 (2) 中
r0-装药半径, 取炮孔半径;
g-炸药密度, 1.04g/cm3=1040kg/m3;
D-爆速, m/s;
n-增大倍数;
当D取2200m/s时, p=629.2MPa, r=1.9796m;
当D取2400m/s时, p=748.8MPa, r=2.2000m。
根据理论计算, 当炮孔半径r取75mm时, 爆破后裂隙区半径可达到2m左右。炮孔间距α应小于两相邻炮孔产生的裂隙区半径之和, 即α=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间隔布置, 如图3所示,
钻孔参数:
爆破孔直径Φ75mm;控制孔直径Φ75mm;孔深根据具体情况而定, 以穿透己15煤层至己16-17煤层底板为准;爆破孔间距根据计算及实测影响半径确定为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
十二矿已15-31010机、风高位巷深孔控制爆破剖面示意图如图2所示:
岩石中爆破孔施工采用水力排粉, 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。处理塌孔措施:一是在布孔时尽可能增大孔距, 避免打孔中因震动等原因导致塌孔;二是尽可能缩短打爆破孔与装药工序间隔时间, 完孔后立即装药;三是打钻的风压稳定尽量将孔内煤粉排净, 避免成孔后再用高压风吹孔;四是适当缩小装药管外径。
2.4 装药与封孔工艺
由于控制爆破孔深度比较大, 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30~50m, 装药长度分别为2m、4m、6m、8m、10m, 每个炮头安装2个雷管, 每5卷药为1组, 在距孔口1~1.5m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, 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破碎圈带, 煤体的裂隙增加, 爆破段煤体中的高压瓦斯充分排放。
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如图6所示, 可以看出, 深孔控制卸压爆破起到了良好的卸压、防突作用。
图中的负值为爆破后浓度变小了, 这种点非常少, 可忽略不计。M型线为图的轮廓线, 表示浓度变化的趋势。
3) 松动爆破影响半径。根据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6m左右, 为达到更好的松动爆破效果, 每隔10m进行一次深孔松动爆破。
4) 机巷掘进情况。松爆前后进尺见表1
松爆后迎头夹钻, 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, 机巷掘进速度由之前的32m/月提高到平均78m/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。
4 结论
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后, 煤、岩体中爆破段形成了破碎圈带和松动圈带, 原始高地应力场发生改变, 沿巷道向煤体前方和机巷两帮深部转移。同时, 提高了煤层透气性, 高压瓦斯加速排放, 降低了瓦斯压力, 突出势能减少, 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。
摘要：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。实验结果表明: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, 有效防治煤与瓦斯的突出和冲击地压。
