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钻孔的排放有效影响半径和影响半径.一般认为都随钻孔孔径的增大、随排放时间的加长而增大,看起来似乎合乎规律。
但从理论与实践都证明上述观点需要加以修正,即它们之间并不是直线关系,而是二次曲线关系。
换句话说,在某一区段内,钻孔影响半径(钻孔有效影响半径)是随钻孔直径加大或排放时间的增长呈直线关系,超出此区段则呈非直线关系,随钻孔直径增加或排放时间加长呈二次曲线关系,有效影响半径与影响半径趋向于稳定且出现的极大值。
例如:
红卫煤矿对煤道周边的瓦斯压力分布进行考查(巷道可以视为一大直径排放钻孔).其测定结果如图所示.
红卫煤矿巷道周围煤层瓦斯压力分布图
靠近煤壁的煤层中的瓦斯压力与排放时间有关,暴露的时间越短,近煤壁的瓦斯压力就越高,随着排放(或暴露)的时间加长,其排放影响半径也逐渐加大,但不成直线关系,到一定时间就会处于平衡状态.例如图4-12-2-2中,排放了50个月后距煤壁4m处的瓦斯压力为0.4Mpa,而距煤壁的距离2m仅排放了4天,煤层瓦斯压力同样也为0.4Mpa。
也就是说经过将近四年左右的排放,排放半径仅扩大了2m。
随着排放时间的延长,排放影响半径的扩展速度发展是非常缓慢的。
钻孔的排放半径与煤层的透气性有关。
突出煤层的透气性系数一般都很低,排放瓦困难,容易形成高的瓦斯压力梯度,引起煤与瓦斯突出。
这种观点,经现场实践也证明了这点.红卫煤矿煤层的透气性系数约为0.004735m2/Mpa2*d.是个煤与瓦斯突出严重的矿井。
但抚顺龙凤矿煤层的透气性系数极好,透气性系数为140~151m2/Mpa2*d,要比红卫矿的透气性几乎大3万倍,其钻孔排放影响范围也要比红卫大的多,突出也鲜有发生。
但煤层的透气性与影响半径的关系也不是呈正比关系.龙凤矿煤层瓦斯压力随排放时间变化见图
龙凤矿煤层瓦斯压力随排放时间变化图
从图中我们不难看出钻孔的排放影响范围也是有极大值的,龙凤矿最大排放影响半径为230m,要比红卫最大排放影响半径(4m)大57.5倍.从有效影响半径来看,红卫突出时的临界压力值为0.4Mpa,其最大排放有效影响半径为4m,如龙凤矿用0.74Mpa作为突出时的临界压力值,经过8个月的抽放,其最大抽放有效影响半径为130m,考虑到抽放的影响,估计其排放时的最大排放有效影响半径至少为65m。
龙凤矿钻孔最大瓦斯排放有效影响半径要比红卫大15倍。
由此看来,龙凤矿在工作面前方不会造成高瓦斯压力梯度,因而煤与瓦斯突出现象在该矿应该是极少或没有的。
事实上也是如此。
从上述分析,钻孔或巷道其排放半径或有效影响半径的大小与煤层的透气性有关。
一般突出煤层的透气性小于10m2/Mpa2*d,属于难以抽放的煤层.其钻孔的排放有效影响范围不是很大的。
钻孔的排放有效影响半径一般都要经过实测得出,但各突出矿井实测结果相差值并不很大,在孔径不大于0.3m时.约为钻孔直径的4~5倍,以松藻矿务局为例,其各种直径的排放有效影响半径实测结果见表
松藻煤电有限责任公司部分矿井钻孔排放有效影响半径考察结果表
说明:
松藻矿煤层的透气性为0.013m2/Mpa2*d.红卫煤矿测试煤层的透气性系数为.004735m2/Mpa2*d.应该说松藻大于红卫,但差值不算太大,从上表看出,随着钻孔直径的增加,而钻孔排放有效影响半径并不呈直线比例增加.因而盲目的加大钻孔直径以增强防止突出地效果将将事与愿违,不但不能增强防治突出效果,且增加了打钻时的不安全因素.我门将上述数据进行数学处理,可以发现钻孔直径与有效影响半径不呈直线比例得关系。
假设排放有效影响范围从钻孔壁算起,并且排放影响范围有一个极限值时,可将表制成图并得出经验公式如下:
松藻矿务局钻孔排放有效影响半径与钻孔直径关系
采用的经验公式类型为
a=2.9,b=1.66
式中:
r-钻孔直径,m;
R-有效影响半径(从钻孔壁算起),m;
a,b为常数,
钻孔排放有效影响半径各矿的实测值相差很大,追究其原因,除煤层的透气性因素影响外,测定与操作方法不同也是主要影响因素之一。
因此各矿的钻孔排放有效影响半径应以实测为主。
现将全国部分矿井实测数据制成图
全国部分矿井钻孔排放有效影响图
突出事例
在生产实践中有些事例也间接地表明钻孔有效影响半径不是随钻孔直径加大而增大,也不随排放时间的延长而无限扩展。
下面用松藻的两次大直径钻孔突出说明此问题。
事例一
情况介绍
1998年8月21日在松藻矿务局打通二矿N2702E回风立眼8#煤层打直径42mm超前排放钻孔时,发生煤与瓦斯突出事故。
突出煤炭346t,瓦斯33530m3。
此处埋深295~525m,煤层倾角5~10度,煤层厚度0~1.4m,平均0.8m。
瓦斯压力3.25Mpa,瓦斯含量34m3/t。
该回风立眼1996年7月用天井钻机施工,直径1m,长54m。
根据生产需要,于1998年(钻孔打完两年后)决定将立眼直径刷大到2m。
8月4日开始由下向上刷大。
8月11日刷到距8#煤层底板1.5m处停止。
由于由下向上过8#突出煤层在吊盘内施工各种防突钻孔难以施工,故改为由上向下刷大。
8月20日刷到进入8#煤层时并未发生突出,但煤炭松碎,垮落严重。
8月21日夜班,在立眼周边8#煤层内打直径42mm,深4m预测孔8个,见图。
其中1#、7#、8#三个孔2m后喷孔(喷出距离为0.3-1m,此时距大直径钻孔壁2m,距钻孔中心2.5m),测得K1值为0.74-0.76,S值5.4-6.8Kg/m。
据此判断本工作面为突出危险工作面。
8月21日早班在预测超标部位布置17个直径42mm的排放钻孔,其中13个孔为2m,4个孔为4m,中班,施工人员将深2m的钻孔加深到4m,在加深42mm钻孔过程中发生煤与瓦斯突出。
详见预测、排放孔竣工图、事故现场示意图、突出空洞见图。
预测、排放孔竣工图
事故现场示意图
突出孔洞图
突出事故技术分析
2.技术分析
从预测指标可以看出,孔深4m处(距钻孔中心位置5m)的测得K1值为0.74-0.76,(将K1值0.74-0.76的均用灰分、水分加以校正后K1=0.9375),煤层的坚固性系数为f=0.2,利用经验公式计算
K1=APminB
式中:
Pmin-煤层突出时所需的最小瓦斯压力,Mpa;
A、B-系数,一般经实验室试验获得,亦可按下列公式确定:
A=3.352e-2.953f
B=1.1736e-0.864f
F-煤的最小坚固性系数
将f=0.2代入
A=1.857,B=0.987
将K1值0.9375的均值代入上式,,则P为0.5226Mpa,煤层中的瓦斯压力超过了按f=0.2计算出的最小突出压力0.44Mpa.
从实测的K1指标判断,证实了在距钻孔中心2.5m处,已是煤与瓦斯突出危险的地段.即1m大直径钻孔的有效影响半径经2年的排放后不足2.5m(由钻孔中心算起)。
另外用钻孔直径与有效排放半径的经验公式计算从公式计算得出为有效影响范围R=1.785m.距钻孔中心2.2325m.大于此值时,就进入突出危险区。
从上述两种计算方法得出的结论是一致的,即1m的大直径排放钻孔,经长时间的排放,其有效排放半径是不大的约1.7m左右(从钻孔壁算起),这红卫矿巷道煤层瓦斯压力分布的规律有相似之处.即排放半径在短时间内是随时间的延长而增大,时间稍长,则发展缓慢.
由以上分析,不难看出,在靠近大直径钻孔附近的高瓦斯地带,在打小直径钻孔时由于没有足够的安全屏障(不小于5m),以及打排放钻孔未能一次到位,在加深钻孔时,对高瓦斯地区进行了人为的扰动,在没有安全屏障的保护下,而诱发出煤与瓦斯突出.
事例二
2004年4月14日在石壕煤矿E1625机巷溜煤立眼采用天井钻机扩孔至43.5米,进入8#煤层2.5米时,发生煤与瓦斯突出事故。
突出煤粉堆积长度为40米,涌出瓦斯约1.8万m3,突出煤量约170吨。
机巷溜煤立眼施工前,在立眼下口的南二皮带巷,于2004年2月27日~3月22日打了13个预排孔,控制Φ1200mm的立眼周壁5.0米范围,其中预测7个孔,取样测定8#煤层K1值最大为0.478(用孔长44m效验,K1值最大为0.615,已处于突出危险地带)打孔正常。
机巷溜煤立眼由上向下施工Φ250mm导向孔与南二皮带巷贯穿,孔深61米。
在施工导向孔过8#煤层时,无喷煤、喷瓦斯、卡钻等异常现象。
导向孔打穿后,采用Φ1200mm米刀盘由下向上刷扩,当扩孔至43.5米时已进8#煤层2.5米时,发生煤与瓦斯突出事故。
技术分析
该区域位于羊叉滩背斜轴附近,地应力集中,煤层透气性系数低。
且穿层预排钻孔控制立眼周边外只有5米,预排时间只有1.5个月,预排时间短并未采取预抽措施,因而排放效果差,突出后的情况见图用公式计算出当钻孔直径为0.25m时,其影响范围为R=0.84m,当使用大钻头进行扩孔时,一次扩大到1。
2m,在没有比较充分的排放情况下,钻孔直接进入高瓦斯地区,(钻头半径为0.6m,0.25m的排放钻孔的有效影响范围的计算值为0.84按钻孔中心计算为0.965m,与钻孔切削半径紧相差0.36m,在没有安全屏障的条件下,1.2m钻头打钻时所产生剧烈震动,会造成的垮孔,势必会诱发突出的产生.
石壕煤矿E1625机巷溜煤立眼突出情况图
钻孔影响半径的规律
1.钻孔影响半径不会因排放时间的延长而无限制的扩大影响范围.一般有个极限值,并与煤层的透气性有关,容易抽放的煤层可达220m,可透气性较小的突出煤层,则非常小,排放了解50个月的煤壁巷道排放有效影响范围仅有4m,(红卫煤矿在这种情况下,4m处的瓦斯压力已具备突出危险).
2。
钻孔孔径的加大,其影响范围也不是无限制的扩大,1m以上的大直径钻孔最大影响范围距孔壁3~4m.因此大直径钻孔扩孔,在煤层段扩孔时,要分阶段将钻孔扩大到所需要的直径.或在大直径钻孔影响范围外的5m的范围内,按使用排放钻孔的有效影响半径,布置抽放钻孔,形成安全屏障后再打大直径钻孔,以防打大直径钻孔时诱发的突出事故。
3。
瓦斯有效影响半径大于应力有效影响半径。
超前钻孔有效影响半径(范围)的测定方法
超前大直径排放钻孔的有效影响半径的测定,通常采用下述方法:
(一)瓦斯压力判定法
本法以煤层瓦斯压力的下降趋势来判断超前大直径钻孔的有效影响半径,其测定步骤如下:
1.在工作面打直径42毫米、深8~10m米的测定煤层瓦斯压力的钻孔不少于2个,钻孔开口于硬煤中,而终孔于软分层中。
孔底留0.3-0.5m作为测压室,用直径为6mm、壁厚为1mm的紫铜管与测压室联接.除测压室外,其余全部用特制的黄泥(含水分较少的炮泥)充堵夯实,并用压力表测定煤层中的瓦斯压力。
2.待煤层钻孔中的瓦斯压力基本趋于稳定后,在测压孔周围平行或不平行于测压钻孔,打大直径排放钻孔。
应该着指出的是当打完测压孔进行测压时,必须详尽制定大直径钻孔测定其有效影响半径的钻孔布置方案。
在打大直径钻孔时,必须详细记载大直径钻孔的位置、方位,钻孔深度与相应的测压孔中瓦斯压力的变化。
这些都作为判断有效排放半径的依据。
3.在规定时间内(通常为24h),煤层中的瓦斯压力须下降到0.74Mpa以下,如达不到上述指标,必须缩小有效排放半径,或增加排放时间。
因钻孔瓦斯压力上升到稳定值需要较长的时间,除此之外,测试又较繁琐,技术要求又较高,因此突出矿井多不进行测试,当孔径为75~120mm时多采用0.5-0.75m作为设计超前排放钻孔的有效影响半径。
(二)用工作面预测方法来测定大直径超前钻孔的有效影响半径
随着工作面预测手段的不断完善,各国也都先后采用工作面预测手段来检查防突措施的有效性或考察各种防突措施的有效影响范围。
其使用指标有钻孔瓦斯涌出初速度、钻粉解析特征(K1)和钻屑量等,其测定步骤如下:
1、在煤巷工作面,沿软分层打长度为8~10m、孔径为42mm的钻孔,分段测定其钻屑量、钻孔涌出初速度或K1值及指标的最大值;
2、打完考察孔后,在特定的时间内(通常为24h),在距考察钻孔周边为0.4、0.7、1.1、1.4m处,先远后近打4个直径为42mm的钻孔,同样利用预测预报方法求出其最大钻粉量和最大钻孔瓦斯涌出初速度或K1值。
1、使用钻孔瓦斯涌出初速度指标,当测定的钻孔瓦斯涌出初速度增大时,表明此距离已受影响,但仍有危险,必须增加排放时间或缩小影响半径,其他指标只有指标下降到符合规程要求时,此考察孔距大直径钻孔的最小距离,就是超前大直径钻孔的有效影响半径。
超前大直径排放钻孔的有效影响范围,通常上小下大,呈卵形、且沿倾斜向上延伸,用这种方法测出的超前大直径钻孔(孔径250mm)不同方向的有效影响范围见图所示
钻孔有效影响半径形状图
超前钻孔的钻孔布置
超前钻孔是否效果明显,取决于钻孔布置,钻孔孔数又取决于钻孔有效影响半径.钻孔的有效影响半径是随着排放时间增长而呈二次曲线而变化.所谓钻孔有效影响半径是指在规定的时间内,能使煤层中的突出三大因素下降到安全范围内
当钻孔直径为60~75mm时,有效影响半径,多采用0.5~0.75m(排放时间为10个小时),钻孔直径越小,其有效影响半径越小,例如:
当直径为42mm时,有效影响半径仅为0.2m.通常钻孔有效影响半径为钻孔直径的4~5倍(钻孔直径小于0.3m)
通常超前钻孔直径多采用60~120mm,最佳的钻孔施工长度(水平投影)为10m,其钻孔布置见图。
超前钻孔布孔示意图之一
超前钻孔布孔示意图之二
当突出严重也可采用长短钻孔相结合的布孔方式,但应当指出的是突出煤层大深孔时难度较大,不容易达到预期的孔深。
深孔松动爆破
松动爆破分浅孔与深孔两种,孔深小于6m的称浅孔松动,大于6m的称深孔松动。
过去对松动爆破的看法不一致,认为它是起诱导突出的作用,而不能防治突出。
经过近几年的研究与实践,浅孔起诱导突出的作用,而深孔则起防突作用。
深孔松动爆破因其工艺较其它措施简便,适用于突出强度不大煤质较硬的中小型突出矿井。
浅孔松动爆破一般留有超前距2m,因此卸压范围很小,当火药在巷道的压力集中带爆破,产生剧烈震动促使集中应力带突然前移,煤层突然卸压后所产生的自由瓦斯作用在2m的安全煤柱上,而这安全煤柱承受不住瓦斯的强大推力,因而导至突,.因此浅孔松动爆破引起的诱导突出现象也会经常出现.深孔松动爆破虽然克服上述的缺陷,但是也有其致命的弱点,即打长孔不易,不采取特殊措施装药更难,往往由于装药达不到规定的位置而起不到防突作用,或者由于装药不好形成拒爆现象,同时当火药质量欠佳,容易引起的爆燃,容易引起煤尘瓦斯爆炸.由于这些因素的存在,所以必须加强该措施在执行过程中的管理工作。
①深孔松动爆破的作用机理
深孔松动爆破的主要作用是,在巷道的压力集中区中,使用火药的爆炸威力,人为地改变煤的力学性能,增加煤的裂隙,促使应力前移,原有的集中压力区部分转变为卸压区.瓦斯压力降低,煤层瓦斯得以排放,工作面前方卸压区域扩大,为煤巷的掘进创造较好的安全条件。
一些矿井中测试结果表明,上述设想在现实中是存在的。
例如使用钻粉量间接测定地应力的方法,测得深孔松动爆破前后钻粉量变化曲线见图由图可知,松动爆破前,巷道前方的压力集中带位于巷道工作面前方4-6m处,而执行深孔松动爆破后,巷道前方的压力集中带已移至12-14m处,将卸压带的宽度由4米增至9-10m.当采用5m的超前距时,在卸压带中掘进煤巷就有较好的安全
松动爆破效果图
②深孔松动爆破的布孔原则
深孔松动爆破使用时,必须有专门的施工设计,钻孔应布置在工作面的上方与中部,能使巷道周边2m以内处于深孔松动爆破的影响范围内。
钻孔的数量视煤层厚度与巷道断面而定,通常钻孔数不少于2个。
如留有5m的超前距离,从第6m开始装药直到孔底,即两次爆破之间要留有1m的完好煤体,防止由于受到上次爆破的作用,使煤体产生的裂隙导致火药爆破效果不佳。
在完好煤体中的钻孔,必须用炮泥堵严,其余的也必须用炮泥或河砂充填。
起爆采用串并联方式。
由于孔长,火药不易装入孔内,为了防止拒爆和装药不到设计位置,通常除要求钻孔要打直、孔壁要光滑外,并用竹片或其它不燃物质,将火药捆接成1m长的特殊药包,以利装药。
放炮应在反向风门之外,采取远距离放炮,以确保人身安全。
钻孔布置见图
松动爆破钻孔布置图
深孔松动爆破的改进
深孔松动爆破虽有不足之处,但根据我国中小型突出矿出井具多、防突能力差的特点,在一定的历史时期中,仍是我国煤巷中防突的一种主要措施。
为了提高松动效果,有些矿井采用长钻孔的松动爆破,用特制的爆速较低的炸药,药包长度药包加长到1m,两个药包之间用特制的螺纹连接,便于装药.其目的是想利用火药的爆炸力,促使在钻孔周围的煤层中产生长裂隙,以增加煤层的透气性,排放瓦斯和降低煤层中应力.,这种爆破方式想在煤层中不产生药壶,与松动爆破有明显的区别,称之为致裂爆破.1990年中国科学院武汉岩土力学研究所在南桐矿务局鱼田堡煤矿6#煤层进行了致裂爆破现场实验研究,钻孔布置如下:
该试验场地位于鱼田堡煤矿3602采区东一段风巷西二石门。
煤层分为二层,其中5号煤层较薄,0.51m厚,6号煤层厚1.15m.试验是选在6号煤层,煤层倾角3l0,共有5个分层,一分层为暗煤,厚度0。
1m;
二分层为亮煤,厚度0.3m;
四分层为矸石,厚度0。
05m;
五分层为暗煤,厚0.15m。
煤层瓦斯压力3.22MPa,瓦斯含量14m3/t,煤的孔隙率为3.47%,煤层透气性系数入=7×
10-2m2/Mpa2*d。
煤层上部的覆盖层厚度为420~450m,地应力垂直分量约为8MPa。
巷道宽约2m。
在巷道底部,顺煤层方向钻了三个爆破致裂大孔,1号孔,2号孔和3号孔。
孔直径均为150mm,孔深分别为4.8m,6。
2m和6,8m,。
在致裂大孔周围共打了6个检验孔,孔直径为75mm,深度均为8.1m、孔轴线都平行于致裂孔.见图.
钻孔布置图
图中1号孔、2号孔、3号孔均为致裂孔,其余为检验孔。
0-1检验孔与最近的3号致裂孔相距2.5m。
可以认为在爆破致裂影响区之外,作为非致裂孔考察。
使用了改进的3#煤矿安全炸药爆破。
装药密度为3Kg/m。
每孔的总装药量均为1.8Kg。
药筒直径为1100mm,长为60cm。
为了防止爆破后生成的裂纹重新闭合,在炸药周围充填了一薄层粗砂,作为支撑剂。
每孔均装三只同段毫秒雷管,沿药筒轴线等间距排列,大串联,同时起爆。
井下直接测得爆炸压力脉冲波形,见图。
图中l号炮孔的压力脉冲波形是使用了3#煤矿安全炸药,并在药卷周围充填了一薄层砂子作为支撑剂的爆炸结果。
该压力脉冲的上升时间很短,仅为46μS,(一般炸药引起的钻孔中压力脉冲上升时间是在几微秒到十几微秒范围内),由于砂垫层的缓冲作用使该压力脉冲上升时间已延长了一些.从脉冲波形上可以看出,压力脉冲衰减时间很短。
第二和第三次试验,使用了改药性的的3号煤矿安全炸药并调整了装药结构。
从图所显示的第2号和第3号炮孔压力与时间关系可以看出,波形中生成了二个宽广的平台.压力脉冲上升时间和持续时间比1号孔的显著增大,压力峰值也显著降低。
实测的爆炸压力脉冲荷载的上升时间,峰值压力和持续时间均列在下表中。
致裂钻孔脉冲载荷上升时间表
实测致裂孔内爆炸压力波形图
效果分析
由表可知,3号炮孔的脉冲持续时间至少比1号孔高一个数量级。
这也可由所测的3号孔的爆炸压力波形图所出现的一个宽阔的平台可以直接看出来。
压力脉冲持续时间,他反映了爆炸压力的作用时间,所以在3号孔形成的裂纹时,爆炸气体压力的作用时间要比1号孔大一个数量级,爆破后由于3号孔的孔壁比较完整,炮孔与孔边生成的裂纹之间连通性也较好,可以推知,3号炮孔生成的裂纹长度要大大超过1号孔。
现场考察1号孔深仅为4。
8m,但爆破后孔口周围未出现裂纹。
而3号其孔深为6.8m,要比1号孔深度大2m,但爆破致裂后,孔口周围煤层和回填水泥砂浆均出现了裂纹,并可听到瓦斯溢出的声音。
一般高能炸药爆炸所产生的爆炸压力可高达20GPa以上。
它远远超过了驱动裂纹扩展和反抗铅直地应力作用所需的压力值,这势必造成钻孔孔壁的严重压碎和由于煤体产生塑性变形而在孔周围形成残余压应力区(应力笼)。
压碎的细煤粉将会把已生成的裂纹充填,生成的“应力笼”阻止裂纹进一步扩展。
在这种情况下只能生成过多和非常短的孔边裂纹。
当然压力过低也是不行的,例如:
荷载仅稍高于地应力值时,要同时维持钻孔周围十几至几十条裂纹传播到很远也是不可能的。
由现场实测的第2号和第3号炮孔的压力与时间关系可知,两炮孔内峰值压力分别是126.9MPa和141.8MPa。
它们远低于一般高能炸药所产生的压力,因此能保障孔壁不会被严重压碎。
同时它们又适