本文選題：深孔預(yù)裂爆破　切入點(diǎn)：瓦斯抽采　出處：《安徽理工大學(xué)》2017年碩士論文

【摘要】：鄭州煤電集團(tuán)告成煤礦25091下副巷(北段)揭煤區(qū)域主采二1煤,該區(qū)域煤層整體呈單斜構(gòu)造,煤層厚度2.5～4.5m,平均3.5m,煤層傾角11～17°,平均14°,煤層透氣性系數(shù)較差為0.0053m2/(MPa2·d),瓦斯含量17.25m3/t且原始瓦斯壓力最大10.34MPa,給瓦斯治理工作帶來(lái)極大的困難。因此,針對(duì)該煤層透氣性差、瓦斯含量高、瓦斯壓力超過(guò)防突規(guī)定、抽采困難容易誘發(fā)瓦斯災(zāi)害事故的特點(diǎn),本文以25091下副巷(北段)揭煤區(qū)域?yàn)樵囼?yàn)區(qū),采用深孔預(yù)裂爆破強(qiáng)化增透抽采技術(shù)進(jìn)行瓦斯治理。通過(guò)對(duì)國(guó)內(nèi)外爆破致裂強(qiáng)化增透技術(shù)和機(jī)理進(jìn)行總結(jié),以理論研究為基礎(chǔ),利用數(shù)值模擬與相似模擬相結(jié)合對(duì)試驗(yàn)方案進(jìn)行考察,并將優(yōu)化后的方案實(shí)踐于告成礦25091下副巷(北段)。通過(guò)將25091下副巷(北段)的可用爆破參數(shù)帶入進(jìn)行理論計(jì)算得到不耦合系數(shù)Kd=1.2533,徑向不耦合爆破的單孔爆破裂隙影響半徑是4.6m。同時(shí)利用建立Ls-Dyna數(shù)值模擬對(duì)比爆破孔中不同藥柱位置對(duì)于爆破漏斗的形成的影響,并考察過(guò)煤巖交界面裝藥進(jìn)行深孔預(yù)裂爆破情況下裂隙半徑范圍。說(shuō)明過(guò)煤巖交界面裝藥爆破相對(duì)于煤層中爆破不僅可以對(duì)煤體本身帶來(lái)拉伸損傷形成較為清晰的裂紋,而且通過(guò)對(duì)比兩組試驗(yàn)?zāi)Ｐ蚗-Z和X-Y切面剖面圖能夠看出前者爆破孔向控制孔貫通的裂隙較好,說(shuō)明進(jìn)入煤層底板深孔預(yù)裂爆破能夠保證裂隙范圍至少達(dá)到4m。相似模擬過(guò)程中,通過(guò)觀察兩組模型的表面發(fā)現(xiàn)爆破后爆破孔會(huì)因?yàn)閽仈S作用形成向四周擴(kuò)散的漏斗狀孔洞。這種現(xiàn)象在過(guò)"底板"爆破的一組尤為明顯,爆破后會(huì)產(chǎn)生密度集中的裂紋,同時(shí)爆破孔徑也會(huì)由圓心向控制孔擴(kuò)展使得爆破孔的孔洞得以變大,進(jìn)而形成的爆破漏斗更為典型,其爆破漏斗的直徑為41mm超過(guò)爆破孔直徑Φ12mm的3倍。通過(guò)對(duì)比鄭煤集團(tuán)告成煤礦25091下底抽巷(北段)的試驗(yàn)區(qū)進(jìn)行深孔預(yù)裂爆破瓦斯抽采前后的瓦斯抽采濃度和抽采純流量能夠看出:設(shè)計(jì)單孔爆破裂隙影響半徑為4.5m在徑向不耦合爆破后瓦斯抽采濃度和純量的最大值提升為之前的10.23倍和6.92倍,說(shuō)明該方案下爆破后瓦斯流量和瓦斯純量都有大幅降低,改善了抽采效果,達(dá)到了預(yù)期效果。
[Abstract]:Zhengzhou Coal and Power Group Goucheng Coal Mine 25091 Lower side roadway (North Section) main coal mining area 2 1 coal seam in this area as a whole monocline structure,The thickness of coal seam is 2.5 ~ 4.5m, the average is 3.5m. the inclined angle of coal seam is 1117 擄, the average is 14 擄, the permeability coefficient of coal seam is 0.0053m2/(MPa2 DU, the gas content is 17.25m3/t and the maximum original gas pressure is 10.34MPa, which brings great difficulties to the gas control work.Deep hole pre-splitting blasting was used to strengthen anti-penetration and drainage technology for gas treatment.Through summing up the anti-reflection technology and mechanism of blasting induced cracking at home and abroad, based on the theoretical study, the experimental scheme was investigated by combining numerical simulation with similar simulation.The optimized scheme was put into practice in 25091 sub-roadways of Gaocheng Mine (North Section).By introducing the available blasting parameters of 25091 secondary roadways (northern section) into the theoretical calculation, the uncoupling coefficient KDX 1.2533 is obtained, and the influence radius of single hole blasting crack of radial uncoupled blasting is 4.6 m.At the same time, the Ls-Dyna numerical simulation was used to compare the influence of different positions of charge column in blasting hole on the formation of blasting funnel, and the radius of fracture was investigated under the condition of deep-hole pre-splitting blasting with coal and rock interfacial charge.The results show that the interfacial blasting of coal and rock can not only cause tensile damage to the coal body but also form a clear crack in comparison with the blasting in coal seam.By comparing the X-Z and X-Y sections of the two test models, it can be seen that the former has a better fracture through the controlled hole in the direction of the blasting hole, which indicates that the pre-splitting blasting into the deep hole of the coal seam floor can ensure the crack range to be at least 4 m.In the process of similar simulation, the surface of two groups of models is observed and it is found that the blasting hole will form a funnel hole diffusing in all directions because of the throwing action.This phenomenon is especially obvious in the group of blasting through the "bottom plate". After blasting, there will be cracks with concentrated density. At the same time, the diameter of the blasting will expand from the center of the blasting to the control hole, so that the hole in the blasting hole can be enlarged.The blasting funnel formed is more typical, and the diameter of the blasting funnel is more than 3 times that of the diameter of the blasting hole 桅 12mm.By comparing the concentration of gas extraction and the pure flow rate of gas extraction before and after deep hole pre-splitting blasting in the test area of 25091 bottom drainage roadway (northern section) of Goucheng Coal Mine of Zheng Coal Group, it can be seen that the influence radius of the design of single hole blasting crack is as follows: 1.The maximum value of gas extraction concentration and scalar quantity of 4.5m after radial decoupling blasting is 10.23 times and 6.92 times higher than that before.The results show that the gas discharge and the gas scalar quantity are greatly reduced after blasting, and the drainage effect is improved and the expected effect is achieved.
【學(xué)位授予單位】：安徽理工大學(xué)
【學(xué)位級(jí)別】：碩士
【學(xué)位授予年份】：2017
【分類號(hào)】：TD712.6

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本文編號(hào)：1720935