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关键词:“掏心”微差爆破;震动力;取水口结构
中图分类号:P632文献标识码: A
一、引言
1、工程概况
山东液化天然气项目取水口泵房工程场地西南侧,工程内容包括取水泵房、前池、滤网间、明渠四部分,原状地形标高为-1.0~2.0m(理论最低潮位高程),根据取水口区域的地形、地质条件,设计采用强度等级为C40F350钢筋混凝土现浇框架结构直接座落在中风化岩石上,考虑取水口基础较低 -7.6 ~ -6.9 m,需完成取水口基础所在位置的爆破作业,再在取水口施工场地四周采取止水措施,形成干地施工条件。
取水泵房基础爆破实施同时,距离取水口区域较近的液化天气储罐基础正在作业,其中底层筏板结构已浇筑完成一个月,而且取水口区域距离罐区1#罐最小距离为203m,爆破装药时要严格控制齐爆药量,确保爆破震动不会对储罐产生不利影响。
二、施工方案选定
1、方案比选和确定
1.1、浅孔分层爆破和帷幕灌浆方案
基坑内需要干地施工条件,考虑围堰安全和稳定采用在基坑外侧抛填两道石堤,内外堤间抛填两米厚粘性土进行止水,粘土芯墙完成后,再进行下部岩基帷幕灌浆施工,降低岩石裂隙间透水系数,加强基坑稳定性。帷幕灌浆孔深度根据地质情况确定,原则深入中风化层2.0米,最终根据压水试验确定最终孔深。拟进行双排帷幕灌浆施工。孔间距为1.2m,排间距为1.0m,插空进行布孔。
浅孔爆破进行钻孔时,应首先小范围试爆,确定合适的钻孔间距和装药量,然后在工作面上准确布置孔位,用水准仪测出每一孔位的顶面标高,根据设计底标高和确定的超深值,定出每一钻孔的钻孔深度,然后在钻杆上做出标记,以保证钻孔的底端在同一标高层上,防止因钻孔深度不一造成的爆破后底面不平现象,确保开挖后的底面平整度。
1.2、深孔微差爆破和预裂爆破施工方案
爆破区根据地质报告为弱风化花岗岩和微风化花岗岩。爆破地区岩体结构较质密,节理、裂隙发育一般。施工场地位于海水与陆域边缘,水位受潮汛影响较大,需根据潮水的涨落进行打孔爆破。
本工程爆破深度范围为7.0~8.5m,分为深孔爆破和预裂爆破。爆破区域地质主要为中风化岩,局部少量微风化岩,爆破边坡需要进行保护。炸药选用2号岩石乳化炸药,具有抗水性能强、爆炸性能和安全性能较好,密度0.95~1.3g/cm3。
采用塑料导爆管起爆法,毫秒微差起爆网路,由击发器引爆导爆雷管进行起爆。预裂爆破中使用塑料导爆索,爆速不小于6000 m/s,适用于水下爆破施工。
导爆管起爆网络选择:
根据现场实际情况及相关经验,深孔宜采用孔内外延期相结合的方法,即孔内采用同段高段次导爆管雷管,具体施工采用15段导爆管雷管;孔外采用2段、3段、5段、7段导爆管雷管接力传爆。为确保传爆可靠性,整个起爆线路为加强复式网络联接。为保证爆区前、后排起爆顺序时还应特别注意前后排对应炮孔的起爆时差不宜相差太大。爆破设计参数:
a.孔径:Φ=11.5cm
b.施工高度:H=5~7m
c.深孔间距:a=2.0m
d.深孔排距:b=1.5m
e.超钻:h=1.5m
f.孔深:L=6.5~8.5m
g.单位炸药消耗量:q=1.72/m3
h.单孔装药量:Q=k*q*a*b*H=36.9~48.2
k――考虑受前面各排孔的矿岩阻力作用的增加系数k=1.1
i.堵塞长度:L1=2~3m
进行石方开挖时,在主爆区爆破之前沿设计轮廓线先爆出一条具有一定宽度的贯穿裂缝,以缓冲、反射开挖爆破的振动波,控制其对保留岩体的破坏影响,使之获得较平整的开挖轮廓,此种爆破技术为预裂爆破。
预裂缝要贯通且在地表有一定开裂宽度。对于中等坚硬岩石,缝宽不宜小于1.0cm;坚硬岩石缝宽应达到0.5cm左右;但在松软岩石上缝宽达到1.0cm以上时,减振作用并未显著提高。
线装药密度
Q线=0.367〔δ〕压0.5(d)0.86
式中:〔δ〕压―岩石极限抗压强度,MPa;
根据该地区岩石可取〔δ〕压=600kg/cm2=60MPa;
d―炮孔直径,m;此处设计的d=115mm=0.115m;
则Q线=0.367×600.5×0.1150.86=440g/m。
实际装药结构,其基本原则是:
a.填塞深度,根据经验公式L=8~15D和D=115mm,取填塞深度为0.92~1.7m,实际取值为1.5m。
b.装药减弱段,为了不使爆破时伤及孔口,因此对于装药的最上端的1m应进行减弱,大概取线性密度的一半即可;
c.装药正常段,其装药密度与计算值相当即可;
d.底部加强段,为了克服底部夹制作用,靠底部0.5m~1.5m应增加药量,孔较深时增加的大,孔浅增加的少。
e.装药时距孔口1.5m的深度内不要装药,可用粗砂填塞,不必捣实。填塞段过短,容易形成漏斗,过长则不能出现裂缝。
1.3、方案选定
浅孔爆破由于选用小药量爆破方法,可以减小爆破对基底的破坏,以保证应有的地基承载力,并可较好的控制开挖超深和开挖面的平整度,但是浅孔爆破一次爆破深度浅,需要多次分层爆破作业,钻孔同时做好止水施工提供干地施工条件,如此将加大工程费用投入和延长施工时间;深孔爆破具有一次性爆破到位,施工相对简便,爆破作业前不需要止水围堰施工,安全可靠,但是深孔爆破装药量大,要一次性爆破完成,需采取可靠技术措施进行孔内和空间微差爆破,减小爆破震动力。
2、施工工艺流程
测量控制――钻孔――清孔验孔――装药――堵塞――连线――起爆――检查处理盲炮――开挖外运土方
3、施工工艺要点及施工措施
①测量控制
根据施工图纸选定打孔施工范围,测量人员使用用全站仪测设布孔区域位置和岩面标高,计算台阶深度并考虑超钻深度确定孔深。
根据炮孔排距b=1.5m和间距a=2.0m确定钻孔平面位置,对钻孔位置进行编号,填写孔位信息卡,最终填写内容包括孔号、孔口标高、设计孔深、孔底标高、实际孔深等。布点完成后,根据合理施工顺序组织打孔施工,打孔过程中要加强已成孔的保护。
②钻孔
根据每个钻孔信息卡内容,核对孔口标高,按设计要求的孔深和顺序钻孔施工。孔位和孔深偏差不大于0.1m。钻孔完成后,要及时对孔口周边0.5m范围内的石屑和块石进行清理,防止掉落钻孔中,并用纤维袋对已合格钻孔进行封堵。
③清孔验孔及标识
在装药前进行钻孔质量检测,核对孔位信息卡,逐孔量测成孔深度并做好记录,钻孔深度符合设计要求方可装药施工。如深度超过设计要求,需采用砂或碎石填至要求的标高。
④装药
每次爆破装药前必须按爆破设计的要求在每个孔口处标识卡上记录该孔装填药量及装药结构,堵塞长度、使用导爆管段别,以便于装药人员现场作业。装药时每装一节炸药用炮杆测量孔深,确保装药避免栓塞。
按爆破设计要求的药量、密度和爆破方式进行装药。装药量偏差不大于5%(长度),装药时应将每孔雷管段别标识卡放在孔外,以便检验。
⑤堵塞
装药后必须保证堵塞质量,深孔或浅眼爆破,堵塞材料就地取用钻岩产生的岩粉,堵塞要紧密,装药后将剩余部分炮孔全部堵塞;禁止用石块和易燃材料堵塞炮孔;堵塞要认真小心,不得破坏起爆线路;禁止在深孔装入起爆药包后直接用木竹杆直接冲击起爆药包;.堵塞时应从底部开始逐渐向上慢慢用力捣实,确保堵塞质量。
⑥联线
本工程爆破网络采用非电导爆管组成的复式微差起爆网络,采用导爆雷管引爆导爆管,传爆至传爆雷管、再引爆支路导炮孔内的雷管激发爆破。其中支路传爆导爆将传爆雷管包裹至中央,用胶布缠绕扎紧。按爆破设计的最大齐爆药量要求进行网络连接。各联结点必须密封完好,爆破联线必须由有经验的爆破员进行操作,无关人员撤离联线区域。
⑦检查
网络联结必须严格按自检、专检和复检三道程序进行。自检、专检结合在联线过程中进行,由爆破员边联接边检查,同时设专人监督联线工作是否符合爆破设计和技术规范要求。联线完毕后,由本次爆破现场指挥和技术负责人进行复检,合格后方可进入下道工序作业。对不合格的联线必须严格按程序文件要求进行纠正,直至合格方可进行下道工序。
⑧起爆
爆破作业现场设立爆破领导小组,由领导小组协调各工序、各班组之间作业。在规定时间内完成爆破前的准备工作。在确认条件成熟的情况下(所有人员、设备疏散至安全距离外、炸药车开至指定停放区),复查起爆网路由爆破总指挥通知连线员联线,爆破信号一致通过,爆破总指挥命起爆命令。
三、实施效果
爆破区域岩石破碎充分,未发生盲炮现象,施工机械开挖容易;预裂面开挖后的不平整度不大于15cm,预裂面上的炮孔痕迹保留率不低于80%,表面清晰整齐且炮孔附近岩石不出现严重的爆破裂隙;通过在储罐基础区域设置的震动检测仪器,对爆破过程进行全过程监测,震动速度和震动加速度均符合设计要求,震动速度为0.9 v/cm2。
结语
“掏心”爆破作业采用合理的起爆顺序,充分利用爆轰波产生能量,岩石破碎效果理想,同时通过采用孔内和孔间微差爆破技术,降低一次齐爆药量,减小对周边建筑震动能量,缩短施工工期合理保证施工进度要求,提高施工整体效益。
参考文献:
1、中华人民共和国国家标准《爆破安全规程》(GB6722-2003)
【关键词】爆破技术;工程;城市建设;应用
中图分类号:K826文献标识码: A
一、当前工程爆破领域技术进步所呈现的主要技术特点
爆破技术的发展不仅取决于机械设备、工业炸药、测量技术、工程地质领域的发展;而且依托爆炸力学、爆轰理论、岩石力学等基础学科的研究成果。随着岩石爆破理论、断裂力学、爆炸力学研究的深人,以及先进测试技术、电子计算机技术的发展及其在爆破中的广泛应用,现代爆破技术的发展朝着机械化、自动化、精细化、数字化方向发展。技术上呈现以下几个特点:
(1)钻爆工艺逐步由其技术性能与所要求的工艺过程相适应的机械设备完成,爆破施工的综合机械化水平快速提高。
(2)将钻、爆、铲、装、运作为一个系统工程考虑,将爆破技术、工艺和地质地形条件、机械装备综合考虑进行爆破优化设计。
(3)广泛应用全息扫描技术、图像分析处理技术、钻孔指数分析技术,根据岩石性质和可爆性特点选择合理的爆参数以及性能匹配的炸药。
(4)爆破规模不断扩大,深孔和台阶爆破广泛采用顺序起爆和孔内分段微差爆破技术,又代替铜室爆破的趋势。
(5)关注环境及生态保护,广泛采用各种控制爆破技术,降低工程爆破作业的有害效应。
二、工程爆破技术的应用
1、高等级公路石方路基工程
为满足高等级公路所需克服的高差较大、波浪起伏、沟谷相见等不利地形,以及高等级公路中所需的各种技术标准,进行深挖高填土石方工程成了高等级公路施工中的最常见的困难之一。同时深挖高填工程一般具有传统上施工速度慢、工程数量大、施工效率低等不足,成了决定工程进度的前提和关键。另外路基石方具有以下特点:石方工程相对集中,给大爆破和机械化施工营造了良好的施工条件;工程数量大,同时占路基土石方工程的数量比例也相对比较大,因此很有必要进行机械化和爆破施工;地形地质复杂,地质迂回曲折、地形缓坡连续等复杂地质条件,也需要各种爆破技术配合使用。通过采用新的爆破技术,可在确保施工质量的前提下,有效加快高等级公路石方路基工程的施工进度。
目前运用到高等级多边界条件下公路石方路基工程中的爆破技术有以下几种:
(1)预裂爆破和光面破波;
该爆破技术主要针对开挖界面设计的有效控制爆破方法。该方法沿爆破开挖区边坡或设计轮廓,合理布置一排有较小间距的平衡钻孔,并在其孔内进行不耦合或间歇式的装药,同时在开挖区主爆破之前或之后起爆,以此来获得稳定性好、光滑平整、符合设计轮廓的边坡面。
(2)多边界条件爆破;
多边界条件也即是爆破的地形变化条件,通常将其分为如下4种:平坦地形、山包地形、倾斜地形以及垭口地形。该爆破技术遵循的是“最小抵抗线”的基本原理。通常按照如下计算公式计算多边界药量:
Q=(0.4+0.6n3)KW3
上述公式中,Q代表药包装药量;n代表爆破任用指数;n=r/W(其中r为爆破的基本作用半径);K在式中表示形成标准抛掷漏斗时的线耗药量;而W在式中表示为最小抵抗线。
(3)微差爆破;
(4)深孔爆破;
该爆破方法也即为深度在5m以上且炮孔径大于75mm时所采用的长药包爆破法。该爆破方法具有劳动生产率高的特点,另外好久有爆破时对路基边坡影响比大炮小等特点。若同时配合光面或预烈爆破,则爆破效果及安全问题将更容易控制。但同时该技术由于需要运用大型机械,因此在开辟场地、转移工地等准备工作中均比较复杂,且往往在爆破以后还会存在20%左右的大石块需要再行二次爆破。
(5)松动爆破和定向爆破等。
2、钢筋混凝土路面爆破拆除
钢筋混凝土路面是当前构筑各种道路的主要形式之一,是用来承受静态或准静态荷载。对于此类构筑路面,根据其承受荷载不同,混凝土和钢筋率的厚度也会不同。对于此类路面进行爆破,如在路面或路面一定距离处放置一定炸药,很容易造成路面成坑或开裂的事故。可喜的是,随着电子计算机技术的发展,有限元法等现代数值计算方法在工程分析中得到了深入应用。对于钢筋混凝土有限元进行分析,可清晰的给出结构内力及其变形发展的过程;可清楚的描述裂缝的形成及开展;同时对结构极限承载能力做出科学可靠的评估;以此来揭示出结构薄弱的环节及薄弱部位,从而更利于结构的优化设计。通过有限元分析程序,对所提供的材料进行分析,可科学计算出爆破冲击荷载下钢筋混凝土路面的相应情况,以此来更好的将爆破技术利用到钢筋混凝土路面拆除中。
3、桥梁工程
随着经济高速发展,许多桥梁无法保障正常的安全通行,需要维修、改造,也有一些桥梁亟待拆除重建。目前常用的桥梁爆破拆除技术有以下几种:
(1)膨胀爆破
膨胀爆破属于一种静态破碎方式,与常规火药爆破相比,其膨胀压发生的时间较长,常温下10-26h工作体发生裂纹,其产生的压力较低仅有30.8-50Mpa,属于低压慢加载过程。它的爆破可以在无音量、
无振动、无烟气、无飞石的条件下安全破碎,因此对人的正常工作生活以及交通等均不造成影响。
(2)静态爆破
静态爆破采用无声破碎剂(简称SCA)的静态爆破方式,相关实践证明显示,该爆破方式,属于一种施工简单、安全可靠的岩石、混凝土破碎方法。
4、隧道施工
通常会在丘陵山区开展一些小间距平行隧道或浅埋隧道的钻爆施工,但在复杂环境下浅埋隧道钻爆施工中,还存在较为敏感的爆破振动控制问题,因此要想更加有效的实现平衡隧道或浅埋隧道的钻爆施工,就必须做好爆破振动控制。要想降低爆破振动,从笔者近几年的工作实践认为,必须从多方面综合考虑,同时采取综合措施来使爆破效果达到最佳状态。可从以下几方面进行控制:
(1)爆破振动跟踪监测
首先通过振动监测,来总结爆破振动规律,并结合其规律调整爆破方案,并针对监测结果确定最终的控制爆破技术措施。
(2)减小爆破单响药量
利用电子雷管或短延时、高精度雷管爆破,电子雷管具有可任意设置延时时间的特点,并且不受段别数量限制,以此来发挥精确延时错峰减震的效果优势。进而降低爆破振动。
(3)减小爆破夹制作用
改善起爆顺序、调整掏槽方案、减轻爆破夹制作用,以此来降低爆破振动。
除此之外还有其它许多减振技术措施,如与预裂隔振法、周边开槽等都可以有效实现降低爆破振动的作用。
三、结束语
综上所述,爆破技术是当前城市建设工程施工中必不可少的应用技术,具有无可替代的重要作用,希望通过对其技术的不断研究和应用,让爆破技术在城市建设中发挥更大的作用,为城市建设做出更大的贡献。
参考文献:
[1]赵艳飞. 工程爆破安全监控技术与安全管理政策研究与应用[D].西南交通大学,2011.
瓦斯是我国煤矿的主要灾害因素之一,瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出等灾害严重威胁着我国煤矿的安全生产。由于灾害因素多、治理难度大,矿井瓦斯一直是我国煤矿安全工作的重点和难点。目前,我国所有煤矿均为瓦斯矿井,据统计,在100个国有重点煤炭生产企业的609处矿井中,高瓦斯矿井占26.8%,煤与瓦斯突出矿井占17.6%,低瓦斯矿井占55.6%。国有地方和乡镇煤矿中,高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井占15%左右。部分局矿的情况更为严重,如淮南矿业集团所属11对矿井均为突出矿井,平顶山煤业集团所属的13对矿井也全部为高瓦斯或突出矿井。
瓦斯灾害已成为制约煤矿安全生产和煤炭工业发展的重要因素,为此,国家煤矿安全监察局实施了“科技兴安”战略,并提出了“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理“十二字方针”,与此同时,我国的各类科技计划也逐步加强了瓦斯灾害治理技术研究开发的支持力度。“十五”以来,科研院所、高等院校及企业以产学研结合方式开展了攻关研究,在瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出预测、保护层开采、顺煤层瓦斯抽放及矿井通风系统监测、评价与决策控制等方面取得了重大进展,并获得了一批重要的科技成果。
2瓦斯治理技术研究的新成果
2.1瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术
瓦斯煤尘爆炸一直是困扰煤矿安全生产的重大灾害之一。近年来,我国在煤尘着火机理及瓦斯煤尘爆炸机理研究方面,建立了粉尘云着火及燃烧过程简化模型,得出了粉尘空气混合物点火过程中慢速导热燃料模式到快速辐射燃烧模式的转变具有爆炸特征,试验系统中点火诱导期与高温固体颗粒燃料产物的质量分数和燃烧阵面中的热辐射有关,在爆炸极限范围内颗粒相浓度与颗粒点立温度越低火焰加速效果越明显,辐射热损失可能导致燃烧区域的重构,粉尘空气混合物火焰稳态结构发生明显变化等重要结论;通过研究得出了瓦斯煤尘共存条件下煤尘云着火特征参数计算方法,揭示了瓦斯爆炸过程中爆炸波和火焰的变化特征。
在取得上述成果的基础上,建立了矿井瓦斯煤尘爆炸危险性评价模型,用事故树方法分析了掘进、采煤工作面瓦斯煤尘爆炸发生的影响因素扩权重、可能发生事故的模式和避免爆炸事故发生所要采取的途径。确立了矿井采煤工作面、掘进工作面瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价指标体系,并将指标分为爆炸易发性指标和爆炸后果严重性指标。前者包括自然因素、技术因素、管理因素和经济因素四方面指标,后者包括煤尘爆炸指数、沉积煤状况、隔抑爆方式、隔抑爆用水量、井下作业人员、以往事故损失及矿山救护能力等。开发出了瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术和专家系统软件,并建立了瓦斯煤尘爆炸的危险性评价和防治专家系统。
2.2煤与瓦斯突出区域预测技术
采用瓦斯地质理论与物探技术相结合的方法进行突出区域预测,一直是国内外的研究方向。“十五”计划以来,我国煤与瓦斯突出区域预测技术取得重要成果:
(1)我国采用瓦斯地质方法,建立了瓦斯地质理论与物探技术相结合的多技术(数字地震勘探、无线电波透视和构造软煤测井曲线识别)集成的多尺度(矿井突出区和工作面突出带)瓦斯突出区域预测瓦斯地质新方法;提出了以瓦斯地质单元基础的由构造软煤厚度(H)和煤层瓦斯压力(P)相配套的突出区域预测瓦斯地质指标,初步确定构造软煤厚度的突出临界值为0.90m;
(2)开发了具有信息输入、动态管理和空间分析功能的瓦斯突出区域预测WebGIS信息平台,实现了瓦斯突出区域瓦斯地质方法的自动化和可视化;
采用地球物理探测技术,形成了一套矿井瓦斯富集部位地震探测技术与方法,建立了由3D3C地震技术、AVO技术、地震反演技术、地震属性分析技术、地震波形分类技术、瓦斯地质技术等构成的瓦斯富集部位地质—地震预测模式,形成了瓦斯富集部位探测的核心技术;
(3)采用地质动力区划的方法,确定了活动构造和岩体应力状态对突出的影响,并划分出应力升高区、应力降低区和应力梯度。为此开发了突出多因素模式识别概率预测计算机软件,确定了活动断裂、最大主应力、应力梯度等8个主要影响因素,并可方便地划分突出的危险区、威胁区和安全区,开发出了突出区域预测决策分析系统软件,实现了图、文、声和像的可视化;
(4)采用电磁波透视技术,成功研制出了探测煤层瓦斯灾害易发区的技术和装备,建立了电磁波反射和吸收特征数据库和地质异常体的识别系统,得出了瓦斯灾害易发区分布规律,提出了判定瓦斯灾害易发区的敏感指标和临界值,形成一套适于瓦斯灾害易发区的判识方法。
这些技术成果的研究和应用,完善并发展了我国煤矿瓦斯突出区域预测技术体系,提高了突出预测的准确性,非突出危险区预测准确性达到100%,突出危险区预测准确性超过70%,最大限度地降低了掘进和回采过程中的瓦斯影响,显著提高掘进速度和提高回采工作面产量。
2.3煤与瓦斯突出动态预测技术
煤与瓦斯突出的非接触式预测是通过对瓦斯或煤体本身的信号的实时监测而进行的连续动态预测技术。这种方法具有测试简单、不与生产发生冲突、实时连续监测等优点。因此,非接触式连续预测是目前突出预测的主要研究方向。在“九五”攻关成果的基础上,针对掘进工作面煤与瓦斯突出非接触动态预测预报的需要,分别研究出了基于动态瓦斯涌出规律原理、AE声发射原理和电磁辐射原理的工作面突出危险性连续监测技术与装备。
通过分析瓦斯涌出动态变化规律与突出危险性的关系、实时监测瓦斯动态涌出特征波形、提取与突出危险性相关的特征指标,建立了煤巷掘进炮后30分钟的吨煤瓦斯动态涌出量指标、瓦斯涌出变异系数指标、炮后瓦斯涌出最大速率指标等连续预测指标,研究确定了这几种指标与炮掘工作面突出危险性的关系及指标临界值,以此综合判断工作面所处地点的安全状况以及前方的潜在危险性,实现了炮掘工作面瓦斯动态涌出预测,为我国煤矿提供了一种新的瓦斯涌出量预测方法和煤与瓦斯突出预测工艺技术;
开发出了一套AE声发射监测煤与瓦斯突出的技术装备,提出了AE声发射滤噪综合处理技术和方法,通过阻噪、隔噪、抑噪、滤噪和有效AE信号提取等途径,实现了有效滤噪的目的,取得了历年来滤噪研究中最有突破性进展的研究成果,研究出了包括传感器在内的AE声发射预测工艺技术,分析和总结了煤岩破坏AE声发射规律、AE声发射与瓦斯动力灾害的关系;
通过连续监测含瓦斯煤岩流变破坏过程中产生的电磁辐射信号强度和脉冲数及其变化的研究,实现了对煤与瓦斯突出等煤岩动力灾害现象的预测预报,研究并揭示了电磁辐射与煤与瓦斯突出影响因素间的关系,提出了临界值法与动态趋势法相结合的煤岩动力灾害预警方法,开发成功了煤岩动力灾害非接触电磁辐射连续监测仪,实现了煤岩动力灾害的非接触、连续动态监测及煤与瓦斯突出预警。
2.4高产高效矿井瓦斯灾害综合治理技术
加强瓦斯灾害的治理是防止煤矿重特大事故发生的重要保证。高瓦斯煤层群保护层开采、低透气性煤层瓦斯强化抽放、巷道边掘边抽等技术是瓦斯治理的有效措施,也一直都是煤矿瓦斯治理的重点和难点。在煤层群保护层开采方面,通过开展了保护层作用机理的研究,利用三维离散单元法对淮南矿区保护层开采后,采空区顶、底板煤岩体应力重新分布的规律、顶底板变形和破坏特征进行了数值模拟研究,从理论上计算了保护层开采后卸压范围向顶、底板方向发展的深度,为确定被保护层的保护效果和卸压范围提供了可靠的理论依据。
针对首采保护层开采时,上下高瓦斯突出煤层的瓦斯集中向首采工作面涌出的特点,并考虑到确保和提高防突效果的要求,试验成功了多种首采层瓦斯综合治理技术措施:
保护层底板巷道+上向穿层钻孔抽放瓦斯技术、被保护层顶板煤(岩)巷道+下向穿层钻孔抽放技术、首采层(保护层)顶板巷道抽放技术、首采层(保护层)顶板走向钻孔抽放技术、首采层(保护层)工作面采空区埋管抽放技术、首采层(保护层)掘进工作面边掘边抽技术。在试验研究中还在实际层间距70m(相对层间距35倍)近水平煤层群的下保护层开采和80-90~急倾斜近距离煤层群的下保护层开采上取得了重大进展;
在顺煤层强化抽放方面上,通过试验和理论研究,形成了一套在顺煤层钻孔中运用高压水射流扩孔和钻扩一体化技术提高瓦斯抽放效果的成套技术和装备,以及对石门揭煤抽、排瓦斯钻孔扩孔的工艺技术和方法。扩孔后钻孔直径达到200-300mm,为扩孔前的4.5倍,最大扩孔直径达619.9mm。扩一个钻孔的时间相当于施工一个钻孔时间的1/6,而一个扩孔钻孔的抽排放瓦斯及防突效果相当于2个以上的钻孔,明显提高了瓦斯抽放的效果;
在瓦斯抽放效果评价方面,研究了根据煤层的最小突出瓦斯压力、瓦斯含量为依据,合理确定评价预抽防突措施有效性的预抽率指标和临界值的方法。下向钻孔及深孔预裂爆破是提高瓦斯抽放效果的另一重要技术途径。通过试验研究,解决了下向钻孔施工中的排渣、排水等技术难题,取得了下向孔钻探长度达到70.1m的良好效果。研究中完善了适合于高瓦斯低透气性、有突出危险煤层深孔控制预裂爆破强化抽放瓦斯技术和石门快速揭煤技术;
对于单一低透气性突出煤层巷道掘进的瓦斯抽放技术难题,通过理论分析和试验研究,发现煤层巷道掘进工作面和巷道两帮的煤体在松动和原始煤体之间存在的随巷道向前掘进而向前移动的蠕变“u”形圈,在“u”形圈内煤层的透气系数成百倍地增加;
分析了煤层赋存参数、瓦斯抽放参数对抽放钻孔抽放瓦斯效果的影响,确定了有效抽放半径与抽放时间的关系、抽放负压和抽放量的关系,并据此合理布置边抽边掘钻孔,其截流抽放瓦斯率可达到30%以上,并且煤体的强度有较大增加。
2.5矿井通风系统安全可靠性评价与决策技术
矿井通风是保障煤矿安全生产的关键性环节,合理的通风是防止瓦斯积聚、抑制煤炭自燃和火灾蔓延扩大的重要手段,通风系统布置不合理或管理不当,则是导致瓦斯积聚和自然发火及造成瓦斯、火灾事故进一步扩大的主要原因。集约化生产的大型矿井实行一矿一面已成趋势,要求通风系统具有更强的稳定性、可靠性和合理性,具有较强的抗灾能力。
我国开展了矿井通风系统安全可靠性评价和决策技术的研究,建立了基于评价指标体系和网络仿真技术的两种矿井通风系统可靠性评价理论体系、评价方法和数学模型,开发了智能化、可视化通风系统可靠性评价和决策支持系统软件。
在灾变风流动态模拟及虚拟现实技术方面,研究并完善了一维动态模拟技术,开发了矿井灾害风流流动模拟的GIS显示系统,实现矿井灾变动态模拟结果在矿井通风系统图各巷道通风参数的动态显示,提高模拟结果与各巷道的对应性,减少矿井灾害防治及救灾决策中应用灾变状态各参数的失误率,提高决策效率。研究出了矿井火灾区域内烟流流动的三维数值模拟研究和矿井巷道中火灾烟流流动的虚拟现实技术。
在通风系统自动调控方面,研究成功了井下自动控制风门及远程控制技术,研制出了带有卸压窗和撞杆自动开启装置的远程自控风门,实现了井下人、车信号分离,采用控制命令分级管理的方法,彻底贯彻了“生产服从救灾,行人服从行车”的风门管理理念,有效地提高了通风系统的稳定性和安全可靠性。
作为配套技术研究,将矿井通风系统安全可靠性评价和决策技术、矿井灾变风流动态模拟及虚拟现实技术和井下风门远程控制技术等有机整合成一体,开发了软件平台,初步实现了矿井通风系统从监测、分析、决策到控制等各环节的闭环运行。
3存在的问题和急需开展的研究
煤炭是我国国民经济发展的基础能源,煤矿安全是煤炭工业走新型工业化道路、可持续发展的前提和保证。瓦斯灾害治理是煤矿安全工作的重点。对煤矿瓦斯灾害进行监测监控、预警防治等瓦斯综合治理技术措施,是减少煤矿伤亡事故,提高安全生产水平的重要手段。目前,煤矿安全工作面临两大的挑战:
一是产业结构的调整,生产高效集约化程度的提高,瓦斯涌出量倍增,产尘强度大幅度上升,通风压力增大,瓦斯煤尘爆炸、煤与瓦斯突出等灾害事故的预防难度增大;
二是矿井生产水平的逐年延伸,地应力增大,瓦斯涌出量也增大、煤与瓦斯突出和冲击地压危险性增加,恶化了煤矿生产条件,增大了生产中的不安全性。为此,煤矿安全技术也需从两个方面开展攻关研究:
(1)根据矿区煤层条件不同、瓦斯赋特征不同、生产条件的变化,采用新的科技手段进一步完善提高现有瓦斯灾害治理技术体系并进行适应性研究,如采用现代通讯技术、自控技术、计算机技术和传感技术,解决我国现有煤矿安全监测系统相互不兼容、无法互联互通的技术难题;
(2)不断解决瓦斯治理技术研究中出现的新问题,如伴随我国东部深井开采带来了“三高”和深部矿井的延期突出问题,松软低透气性煤层长钻孔瓦斯抽放技术难题。这些问题急需开展科技攻关加以解决。
4结论
瓦斯灾害治理新技术在淮南矿区进行了试验和应用,取得了经济、社会、安全环境的多重效益。这些研究成果对我国煤矿生产条件和瓦斯灾害特点具有很强的针对性和适应性,具体成果表现为:
(1)瓦斯煤尘爆炸危险性预测评价技术在淮南潘三矿、张集矿应用表明,评价结果准确可靠,具有很强的操作性和实用性,为预防煤矿瓦斯煤尘爆炸提供了重要技术支撑。
(2)瓦斯地质、动力区划和地球物理探测方法的煤与瓦斯突出预测技术是经实践证明是有效的,是减小防突工程量、提高防突效果的保障技术措施。
(3)AE声发射、电磁辐射等非接触连续监测技术取得了突破性进展,并进入实用化和产业化阶段。
(4)保护开采、顾煤层瓦斯强化抽放技术在联合攻关,取得了理论、技术和试验研究的重大进展,是淮南矿区治理瓦斯的有效技术途径。
(5)通风系统的监测、可靠性评价技术随着矿井集约化水平的提高会越来越突现其基础作用,而虚拟现实技术要达到应用阶段仍需开展大量工作。