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超深上仰孔卸壓爆破集中煤柱工藝技術研究

2019-09-20 11:47:50邵紅旗
鉆探工程 2019年8期

邵紅旗

(中煤科工集團西安研究院有限公司,陜西 西安 710077)

0 引言

陜北侏羅紀煤田進入煤層群下組煤開采時,需采出上覆各種殘留煤柱,這時往往伴隨著強礦壓顯現問題,其中較普遍且危害性大的礦壓災害就是切頂壓架災害[1]。

關于神東礦區侏羅紀煤田薄基巖厚風積沙型淺埋近距離煤層群開采動壓壓架災害防治技術方面的研究,成果豐碩,鞠金峰等[1-2]利用關鍵層理論分析壓架機理的基礎上提出了煤柱邊界預掘空巷或預爆破、煤柱邊界未壓實采空區充填及煤柱邊界上方關鍵塊體結構預爆破強放等防治對策。屠世浩等[3]采用彈性能理論,對覆巖變形破壞、沖擊式來壓原因、壓架機理、地表移動規律和井下礦壓規律關系等進行了研究,針對性地提出了殘留煤柱爆破放頂卸壓、地面鉆孔注砂充填煤房和合理控制采高等控制和預防措施。付興玉等[4]通過分析超前支承壓力作用下小煤柱保持穩定時的臨界彈性核寬度、動載荷作用下工作面覆巖結構及支架載荷,對動載礦壓的發生機理進行研究的基礎上提出了煤柱爆破防治措施。李浩蕩等[5-6]在文獻[1]壓架機理分析的基礎上,提出了煤柱爆破的治理方案。徐敬民等[7]綜合考慮下煤層采動、超前支承壓力及關鍵塊體逆向回轉滑落失穩是造成工作面發生強烈動載礦壓的根本原因,并提出了煤柱爆破的防治措施。

可見煤柱爆破是治理壓架災害的一種普遍且有效的技術措施,但是理論分析必須與實踐相結合才能創造更大的經濟和社會效益。本文創新性地提出了一種井下超深上仰孔卸壓爆破集中煤柱防治動災技術,與國內文獻報道的煤柱爆破技術相比,突破了現行技術規范、規程,解決了3大工藝技術難題,分別是當炮孔深達110 m,仰角達30°時的安全高效裝藥難題、當裝藥段長度達16 m時的炸藥安全傳爆及炮孔堵塞難題。經工程實踐驗證,該工藝技術具有工程借鑒和推廣應用價值。

1 工程概況

神木某礦3301工作面,屬于典型薄基巖、厚風積沙型淺埋近距離煤層群開采,埋深157.07~101.50 m,傾向寬200 m,走向長2260 m,平均采高2.8 m,與上覆2-2煤層間距36~42 m。上覆2-2煤平均厚4.2 m,煤質較硬,3301面回采時從切眼開始需經歷上覆2-2煤無煤區、實煤體區、房采采空區、旺采采空區、傾向集中條帶煤柱區及長壁綜采采空區,詳見圖1所示。覆巖結構極其復雜,根據類似采礦地質條件下的生產實踐經驗,3301工作面回采經歷上覆2條集中傾向煤柱(分別是14 m和7 m寬)時,易發生動力壓架災害。

圖1工作面與上覆煤柱位置關系圖

Fig.1Layout of working face and concentrated coal pillars

2 超深孔卸壓松動爆破防災原理

2.1 超深孔松動爆破原理

現行國家標準[8]定義:炮孔直徑≤50 mm,炮孔深度≯5 m的爆破作業叫淺孔爆破;炮孔直徑>50 mm,并且深度>5 m的爆破作業叫深孔爆破。文獻[9]認為:鉆孔直徑為40~60 mm,深度8~15 m,充分利用爆破能量,使爆破對象成為裂隙發育體且不產生拋擲叫深孔松動爆破;炮孔深度在15 m以上,炮孔直徑在75 mm以上的叫超深孔松動爆破。本文涉及的工程中炮孔深度達110 m,屬于超深孔松動爆破范疇。

由文獻[9]可知超深孔松動爆破原理為:利用不耦合裝藥空隙的存在減小作用在孔壁上的爆壓峰值,并為炮孔間提供了聚能的臨空面。削減后的爆壓峰值不致使孔壁產生明顯的壓縮破壞,只切向拉力使炮孔四周產生徑向裂紋,加之臨空面聚能作用使孔間連線產生應力集中,孔間裂紋發展,而滯后的高壓氣體沿縫產生“氣刃”劈裂作用,使周邊孔間連線上裂紋全部貫通。

2.2 超深孔卸壓松動爆破防災原理

淺埋近距離煤層群開采時下組煤采出上覆殘留集中傾向煤柱動力壓架災害的本質是,上覆殘留煤柱頂板堅硬,物理力學性質好,殘留煤柱具有沖擊傾向性,層間巖層的綜合抗剪能力弱3個綜合因素導致災害的發生。即下組煤采出上覆殘留煤柱時,具有沖擊傾向性的殘留煤柱突然失穩破壞,使殘留煤柱的頂板具有了向下斷裂運動的巨大沖擊動能,層間巖層不足以抵抗這種強度沖擊動載時,導致工作面發生切頂壓架災害。

超深孔卸壓松動爆破防災原理是,通過對殘留煤柱的松動爆破,降低煤柱的集中應力,弱化殘留煤柱的強度,消除或減弱殘留煤柱的沖擊傾向性,同時又有控制地卸壓,使煤柱保持一定結構上的完整性,達到防止煤柱動態瞬間突變失穩破壞的目的,利用超前支承壓力緩慢壓壞煤柱,確保殘留煤柱的頂板緩慢準靜態斷裂下沉破壞,不致瞬間動載礦壓顯現,達到能量階段釋放,動壓緩慢化解的目的,防止動載切頂壓架災害發生。

2.3 動災防治方案

根據工作面的采礦地質條件,制定防災方案為從3301工作面兩側順槽施工超深上仰鉆孔,準確打中靶區為7 m寬和14 m寬的2條集中傾向煤柱,對這2條殘留煤柱進行卸壓松動爆破,防止動災發生,詳見圖2所示。

圖2煤柱爆破鉆孔平面及剖面圖

Fig.2Planar and sectional view of blasting holes

本方案的實施面臨井下超深上仰孔的準確打中煤柱靶區、超深孔裝藥、最佳鉆機間距、超長裝藥段安全傳爆、超深孔炮孔堵塞及管道效應消除等諸多難題。經過鉆探工藝試驗,利用我單位自制ZDY4000L型井下專業坑道履帶鉆機及扶正器等,順利解決了準確打中煤柱靶區的難題,在此不做詳述,其它工藝難題解決方法詳見下文所述。

3 裝藥工藝研究

超深上仰孔卸壓松動爆破面臨的首要難題就是安全高效裝藥,也是長鉆孔深度不能達到110 m的主要技術“瓶頸”,據資料顯示,深孔爆破裝藥形式,有通過壓風向孔內吹入粉末炸藥的,該方法能夠實現一定裝藥長度,但孔內炸藥粉末分布不均勻,易出現殉爆現象同時在裝藥過程中,藥粉受摩擦易發生燃燒甚至爆炸,安全無保障,且不利于在井下實施。固體藥卷裝藥,有利于竹簡片固定藥卷,再使竹簡相互連接,但由于竹簡連接處不穩定,裝藥容易卡住,因此無法推廣應用。也有利用混凝土噴射原理用噴射設備往炮孔內噴射漿狀炸藥以實現鉆孔裝藥的,但是在鉆孔內的噴射深度有限。陳蘇社[10]使用 PVC 管裝藥工藝及木楔封口技術成功解決了50 m超深孔的裝藥難題,但是不能應用于本工程所面臨的110 m的超深炮孔。為了實現炮孔安全高效裝藥,自主研制了特殊裝藥裝置[11],其結構如圖3所示。裝藥方法為:把加工好的裝藥裝置用鉆機緩慢送至孔內,裝藥裝置內裝有設計量的炸藥,裝藥裝置送至距離孔底約1 m時,孔口鉆桿接水泵,用水泵水力通過鉆桿內的空心把炸藥管從裝置內推出,炸藥管與頂部的鉤爪體通過螺紋連接,水力把炸藥管推出裝置后,鉤爪體自動彈開掛在孔底的孔壁上,防止炸藥下滑,同時緩慢退出裝藥銅管裝置,整個過程中最為重要的就是要防治炮線被扯斷,同時把握好裝置距離孔底的距離,讓炸藥管剛好掛在需要爆破的煤柱內,經過對88個超深上仰鉆孔的安全高效裝藥實踐驗證,該裝置可實現徑向不耦合柱狀連續裝藥,成功解決了井下超深上仰炮孔裝藥難題。

圖3裝藥裝置結構圖

Fig.3Structure of explosive charging device

4 最佳炮孔間距確定

最佳炮孔間距主要依據2個方面來確定:一是鉆孔柱狀不耦合裝藥時裂隙圈半徑的2倍要大于炮孔間距,即爆破作業形成的裂隙圈要互相交圈才能保證對煤柱的有效松動卸壓作用;二是爆破形成的裂隙交圈只需覆蓋煤柱的彈性核部分,不需浪費鉆孔和炸藥去松動爆破煤柱的塑性區。

4.1 鉆孔爆破裂隙圈半徑計算

按照巖石的破壞特征,爆破作用在巖石中一般形成3個區:擴大空腔、壓碎區及裂隙區。巖石的爆破主要依靠的就是破裂區,依據本爆破工程的實際工況,當采用柱狀不耦合裝藥時,本文按爆生氣體準靜壓作用來計算裂隙圈半徑[12]:

Rp=(P0/σt)1/2rb

P0=ρ0D2(rc/rb)6/8

式中:Rp——裂隙圈半徑,m;P0——作用于炮孔壁的準靜態壓力,Pa;ρ0——炸藥密度,1200 kg/m3;D——炸藥爆速,取3200 m/s;rc——裝藥半徑,取0.035 m;rb——炮孔半徑,取0.043 m;σt——煤體的抗拉強度,取1.5 MPa。

計算得:P0=4466.72 MPa;Rp=2.35 m。

4.2 殘留煤柱塑性區寬度計算

由極限平衡理論[13],靠近工作面側集中煤柱屈服區寬度為:

式中:K——應力集中系數,取2.06;m0——上煤層平均采厚,取4.2 m;ξ——三軸應力系數,ξ=(1+sinψ)/(1-sinψ)=2.37;ψ——煤體內摩擦角,取24°;f——上煤層與其頂底板接觸面間摩擦因數,取0.2;γ——上煤層覆巖容重,取21.3 kN/m3;H——上煤層埋深,取90 m;c——煤體粘聚力,取0.64 MPa。

計算得:Y=2.0 m。

依據鉆孔爆破裂隙圈半徑及殘留煤柱塑性區寬度計算結果,結合煤礦寬度條件,可確定最佳炮孔間距為4 m。

5 安全傳爆及炮孔堵塞

5.1 地面傳爆試驗

試驗目的是為了解決超長裝藥段(最長達16 m)炸藥的安全傳爆難題。因為研制的鉆孔裝藥裝置本身的結構使炸藥藥卷和PVC塑料管之間有一環狀空氣間隙,PVC塑料管與鉆孔孔壁之間又存在一環狀空氣間隙,這就導致了炸藥爆炸時的雙重管道效應,本來裝藥段長度就長達16 m,同時又面臨著雙重管道效應,就更增加了炸藥的安全傳爆難度。為此專門在地面露天礦坑中設計并模擬井下鉆孔真實起爆條件的炸藥傳爆試驗,?=70 mm的水膠炸藥裝在內徑為75 mm、壁厚3 mm的塑料管內,再用一個內徑為90 mm的塑料管來模擬鉆孔(如圖4所示)。由傳爆試驗得知,一個電雷管最大只能安全傳爆水膠炸藥約3 m,就是說16 m長的裝藥段大概約需要5發電雷管、連接10根腳線才能保證炸藥安全傳爆,進而達到松動卸壓爆破煤柱的效果,施工工序極其復雜,無疑是給井下施工帶來了極大的不安全因素,既不安全又費工費時。為此借鑒煤炭行業標準[14]中導爆索的起爆性能試驗方法,對整個裝藥段鋪設直徑為6.5 mm、爆速≮6000 m/s的煤礦許用導爆索,裝藥段外端只需綁扎1發電雷管,連接2根腳線再次進行了傳爆試驗,傳爆效果很好,這種“導爆索+電子雷管”的混合起爆方法不僅解決了超長裝藥段炸藥的安全傳爆難題,而且消除了炸藥爆炸時的管道效應。

圖4 露天礦坑傳爆試驗

5.2 C-S漿液凝結特性試驗

眾所周知良好的炮孔堵塞質量能夠提高爆破松動效果,但為了解決超深上仰炮孔堵塞工藝難題,選用P.O 42.5硅酸鹽水泥,模數M=3.2、波美度為40的水玻璃作為原材料進行了不同水灰比和不同體積比,在靜水和動水條件下的水泥-水玻璃雙液漿凝膠特性試驗,配比參數及試驗數據結果詳見表1所示。

表1 靜動水條件下漿液凝膠時間對比

根據試驗結果,認為水灰比為1∶1,水泥漿與水玻璃的體積為1∶1時,為最佳漿液配比參數,原因是凝膠時間不是太短,利于現場雙液注漿泵注漿施工,凝膠時間又不是太長,方便提高施工效率,同時漿液結實率為100%,無收縮。經井下現場注漿試驗及工程實際檢驗,這種水泥-水玻璃雙液注漿堵塞炮孔工藝技術能實現井下超深上仰炮孔的安全堵塞,同時又達到了快速封孔和消除炸藥爆炸的管道效應的目的。

5.3 振動安全允許距離核算

依據國標[9]中的公式計算單段最大起爆藥量:

Q=R3/(K/V)3/ψ

式中:R——爆破振動安全允許距離,取71.6 m;V——保護對象所在地安全允許質點振速,依據文獻[8],取10 cm/s;K、ψ——與爆破點至保護對象間的地形、地質條件有關的系數和衰減指數,K取220、ψ取1.7。

計算得:Q=1569.5 kg。即如果齊發藥量≯1596.5 kg,則R肯定大于71.6 m,能夠確保巷道頂板的安全穩定。

6 結語

(1)本文成功解決的3大工藝技術難題能使超深上仰孔卸壓爆破集中煤柱技術更好地應用于淺埋近距煤層下組煤采出上覆集中煤柱時動災防治工程中。

(2)能使這種技術的應用范圍更寬廣,如強制放頂、煤層增透、沖擊礦壓防治、提高塊煤率等。

(3)該技術的成功應用表明其具有工程借鑒和推廣應用價值。

(4)為了完善該技術,應該形成一套行之有效的爆破效果評價方法,不能是某種單一的監測手段來間接評價爆破效果,建議利用礦壓監測、巖層及地表移動監測、槽波CT透視掃描、微震監測、煤柱集中應力監測等多手段,形成一整套井上下綜合立體爆破效果評價方法,也是作者繼續研究的方向。

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