防治煤与瓦斯突出的局部措施.doc

第二十一章 防治煤与瓦斯突出的局部措施 21．1概 述 我国煤矿瓦斯治理技术的发展可以分为四个阶段 1探索阶段[1，2]20世纪50～80年代。主要摸清煤与瓦斯突出规律，引进、消化和吸收国外煤与瓦斯突出防治技术和经验，研究适合中国特点的煤与瓦斯突出预测方法和突出防治工程方法。 2局部措施为主阶段。[3]20世纪80～90年代末。主要贯彻落实“四位一体”综合防突措施，以1988年防治煤与瓦斯突出细则的出版和1995年的修订为代表，研究重点是煤与瓦斯突出危险性预测方法与预测指标，同时兼顾突出防治工程方法的深化研究。 3区域性治理与局部治理并重阶段[4]自21世纪初开始。淮南矿业集团在长期瓦斯治理经验总结的基础上，提出了“可保尽保，应抽尽抽”的瓦斯治理战略，并得到全国突出危险严重矿区的积极响应。2005年3月，国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局在总结淮南、阳泉、平顶山、松藻等煤矿瓦斯治理经验的基础上，编写了煤矿瓦斯治理经验五十条，在瓦斯治理的基本思想中明确提出区域性治理与局部治理并重，实施“可保尽保，应抽尽抽”的瓦斯治理战略。并在第三十三条中明确提出“强制性开采保护层，做到可保尽保，并抽采瓦斯，降低瓦斯压力。”第三十五条中提出“顶、底板穿层钻孔掩护强突出煤层掘进。” 4区域防突措施先行，局部防突措施补充晡J。2009年，国家安全生产监督管理总局发布了防突规定，提出了“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的突出危险煤层瓦斯治理原则，明确了区域防突措施和局部防突措施的地位，即突出危险煤层首先必须采取区域防突措施，并经区域效果检验有效后才可进行采掘工作，在采掘过程中再执行局部防突措施。 局部措施是在煤与瓦斯突出煤层采掘工作面前方局部区域内采取防突措施，经效果检验确认，消除该局部区域的突出危险性、形成阻止突出的安全带后，并在留有足够超前距的条件下，方可在安全带内进行采掘作业。国内外多年生产实践证明，各种局部防突措施，尽管经过科学试验证实是有效的，但在生产中推广应用后，都无例外地发生过突出。这主要是由自然灾害的复杂性决定的，如煤层赋存条件的变化、地质构造条件的变化、开采深度的增加等都使得煤与瓦斯突出危险性增加，而局部防突措施不能完全适应上述条件的变化。在现场生产实践中经常出现，即使是在同一煤层内，在一些区域证实有效的防突措施，在有的区域内可能无效。如在浅部有效的防突措施，到深部可能失效。局部防突措施是一种长期、直接面对突出危险源的工程方法，特别是在目前开采深度大、瓦斯压力高、地质条件复杂的条件下，预测、措施和效果检验三个环节中任何一个环节出现问题，都可能产生灾难性的后果，已不能适应当今煤矿瓦斯治理的需要。如2004年8月14日，沈阳煤业集团红菱煤矿在一7．80 m中石门运输巷煤巷措施孔施工过程中发生煤与瓦斯突出，突出煤量701 t，突出 瓦斯量0．066 3 Mm3，造成5人死亡。南桐、松藻等九个突出严重矿务局1988年突出统计，共发生突出223次，其中采取措施后发生突出176次，占78．9％。当然，这其中包括一些突出矿井防突措施不到位的情况[7]。 区域性综合防突措施的实施，使得区域范围煤体的地应力和瓦斯压力都得到了一定程度的下降，突出的地应力能和瓦斯能得到了有效控制。由于煤层赋存条件复杂和预抽时间不均衡等方面原因，区域范围内可能存在抽采效果相对较差的局部煤体，采掘到此位置仍然存在突出隐患；但这个局部煤体相对已整体消突的区域范围煤体来说是孤立存在的，该点即使具有突出危险，周围的能量也不足以支持突出的发展。此时再补充局部措施，将进一步降低该局部煤体的瓦斯，彻底消除其突出危险，保障采掘工作的安全，即局部防突措施是区域防突措施的补充，起到“拾漏补缺”的作用。 21．2工作程序 局部综合防突措施包括工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验和安全防护措施四个步骤。如图211所示，突出危险煤层的突出危险区实施区域性防突措施并经区域性效果检验有效后转为无突出危险区，在此无突出危险区进行作业时要进行工作面突出危险性预测区域性效果验证。工作面预测方法按照防突规定要求执行。预测为元突出危险的工作面，采取安全防护措施并在保留一定超前距预测超前距或措施超前距的条件下进行采掘工作；预测为有突出危险的工作面，则必须采取工作面防突措施。 图21．1 局部防突措施的工作程序框图 工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突措施，其有效作用围仅限于当前工作面周围的较小区域。工作面防突措施又可分为基本措施、增强措施和保障措施如表211所示。 基本措施是施工钻孔抽排瓦斯，进一步降低工作面周围煤体的瓦斯含量，彻底消除工作面的突出危险；增强措施是在基本措施实施过程中，采取诸如水力冲孔、水力割缝等增强抽（排）瓦斯效果的措施，提高抽（排）瓦斯的效率；保障措施是在执行过基本措施并经效果检验有效后，采取诸如煤层注水、前探支架等改善煤体力学性能的措施，进一步保障后续采掘工作的安全。可见基本措施是抽（排煤体瓦斯、进一步降低瓦斯含量、彻底消除煤早突出危险必须采取的措施，是决定性的，是必须实施的；增强措施和保障措施是辅助性的，起到提高抽排瓦斯效率和进一步保障安全的作用，可针对具体情况确定是否采用。 表2l-1 防治煤与瓦斯突出的局部措施 应用对象 防突措施 适应条件及作用 措施分类 超前钻孔 抽排瓦斯，降低瓦斯含量，彻底消除突出危险 基本措施 松动爆破 产生裂隙，提高煤体透气性 水力疏松 提高煤体透气性 煤巷掘进 水力割缝 提高煤体透气性 增强措施 前探支架 松软煤层、平巷掘进工作面，防止上部煤体坍塌 煤层注水 改善煤体力学性能、降尘 保障措施 超前钻孔 排放瓦斯，彻底消除工作面局部突出危险 基本措施 采煤工作面 松动爆破 围岩稳定性好的工作面，提高透气性 增强措旖 煤层注水 改善煤体力学性能降尘 保障措施 一，执行工作面防突措施后还需进行工作面措施效果检验。如果检验指标仍然超标，则需补充工作面防突措施，直至措施效果检验有效，方可转变为无突出危险工作面，然后采取安全防护措施并在保留足够的预测超前距和措施超前距的前提下进行采掘作业。 21．3工作面突出危险性预测 21．3．1基本要求 工作面突出危险性预测是预测工作面煤体的突出危险性，包括石门和立井、斜井揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测等。工作面预测应当在工作面推进过程中进行。 采掘工作面经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。 未进行工作面预测的采掘工作面，应当视为突出危险工作面。 按照防突规定的要求，可采用下列方法预测煤巷掘进工作面的突出危险性 ①钻屑指标法； ②复合指标法； ③R值指标法； ④其他经试验证实有效的方法。 本书第二十章详细论述了石门和立井、斜井揭煤过程的防突技术要求，因此本章的内容只涉及煤巷掘进和采煤工作面，下面分别对采掘过程的预测方法及指标进行论述。 21．3．2根据采掘过程中的现象预测 工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要有以下方面 ①煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等； ②煤层赋存条件急剧变化； ③采掘应力叠加； ④在工作面出现喷孔、顶钻等动力现象； ⑤工作面出现明显的突出预兆。 在突出煤层，当出现上述第④、⑤情况时，应判定为突出危险工作面；当有上述第①、②、③情况时，除已经实施了工作面防突措施外，应视为突出危险工作面并实施相关措施。 21．3．3钻屑指标法预测 采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面的突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个，在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42 mm、孔深810 m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量，测定钻孔布置如图21-2所示。 图21-2钻屑指标法钻孔布置示意图 钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m处。 钻孔每钻进1m 测定该1 m段的全部钻屑量s，每钻进2 m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1或△2值。 各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，其指标临界值应根据试验考察确定；在确定前可暂按表21-2中的临界值预测工作面的突出危险性。如果实测得到的钻屑量5、钻屑瓦斯解吸指标K。或Ah。的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。 表21-2 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值 钻屑量S 钻屑瓦斯解吸指标Ah2／Pa 钻屑瓦斯解吸指标Kt／。L．9．。i。一l k9Ill一1 L．mI 200 0.5 6 5.4 采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应当向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42 mm、孔深8～10 m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。 钻孔应当尽量布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向；其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4 m处，其钻孔布置方法也可用图21-2表示。 钻孔每钻进1。测定该l m段的全部钻屑量s，并在暂停钻进后2 rain内测定钻孑L瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1．0 m。 各煤层采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表21-3的临界值进行预测。如果实测得到的指标9、S的所有测定值均小于临界值，并 且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。 21．3．4 R值指标法预测 ．采用R值指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42 mm、孔深8一10 m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。 钻孔应当尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向；其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4 m处，其钻孔布置方法也可用图2l-2表示。 钻孔每钻进1 m收集并测定该l m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2 rain内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1．0 m。 根据每个钻孔的最大钻屑量s一和最大钻孔瓦斯涌出初速度g按式211计算各预测孔的R值 ’ RSmax一1．8qmax一4 211 式中Smax每个钻孔沿孔长的最大钻屑量，L／m； qmax每个钻孔的最大钻孔瓦斯涌出初速度，L／min。 判定各煤层煤巷掘进工作面突出危险性的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按以下指标进行预测当所有钻孔的R值都小于6，且未发现其他异常情况时，该工作面可预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。 21．3．5采煤工作面预测 对采煤工作面的突出危险性预测，可参照以上所述的煤巷掘进工作面预测方法进行。但应沿采煤工作面每隔l0一15 m布置一个预测钻孔，深度510 m，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。 判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。 21．4基本措施 21．4．1超前钻孔 超前钻孔是在工作面前方一定范围煤体内打一定数量的钻孔，抽排煤体瓦斯，彻底消除煤层突出危险性的一种方法。有突出危险的煤巷掘进工作面应优先选用超前钻孔包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔防突措施。 21．4．1．1基本要求 煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求 ①巷道两侧轮廓线外钻孑L的最小控制范围近水平、缓倾斜煤层5 m，倾斜、急倾斜煤层上帮7 m、下帮3m当煤层厚度大予巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道士部煤层控制范围不小于3m。 ②钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻 排放钻孔的孑L数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定；随着煤层钻进技术 发展，钻孔施工效率已大幅度提高，也可缩小钻孔间距以缩短瓦斯抽排时间。 ③钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75～120 mill， 变化剧烈地带也可采用直径42～75 mm的钻孔。若钻孔直径超过120 mm时，必须采用专 设备和制定专门的施工安全措施 ④煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。 ⑤钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。 采煤工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求 钻孔直径一般为75～120 mm，钻孔在控制范围内均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数；超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放或抽放半径确定；同样，为了缩短瓦斯抽排时间可缩小钻孔间距。 21．4．1．2防突原理 超前钻孔是在突出危险工作面采掘时，向工作面前方沿煤层布置一定数量的超前钻孑L，抽排煤体瓦斯，使工作面前方煤体附近的应力集中和高瓦斯压力带向远处推移，减小应力和瓦斯压力梯度，在工作面前方形成一个较长的卸压和瓦斯排放带，阻止突出的发生。其作用原理如图21-3所示。 图21．3超前抽排钻孔消突作用原理框图 21．4．1．3工艺方法 采用超前钻孔局部防突措施，如果煤层能明显分出软硬分层时，应在软分层中布置钻孔。超前钻孔数量及布置方式随煤层赋存条件的变化而变化。 21．4．1．3．1煤巷掘进工作面 超前钻孔直径一般为75～120 mm，孔长一般为l2．16 m。钻孔间距要求根据钻孔抽排有效半径确定，但在已实施区域防突措施的煤体内进行采掘工作，具有突出危险的工作面毕竟只占很小一部分，超前钻孑L的总工程量不大；另外，目前钻机的施工能力、效警都有了很大的提高，钻孔施工变得简单、容易。因此，为了缩短超前钻孔的抽排时间，提高采掘的进度，可以缩小钻孔的间距，超前钻孔孔底间距以1．0 m左右为宜。 根据孔径及煤层厚度不同，一个工作面可布置十几个或几十个超前钻孔，并保证钻孔控制的范围能满足相关要求，如图21-4所示，当超前钻孔数量较少或孔深较大，难以按要求均匀控制巷道轮廓线以外的煤体范围时，工作面前方煤体两侧将留下未卸压的三角空白带。为此，可采用长短钻孔相结合的布置方式。 图214超前钻孔布置示意图 21．4．1．3．2采煤工作面 超前钻孔应用于采煤工作面时，沿工作面倾斜方向每隔l．0～2．0 m布置一个钻孑L，钻孔直径75～120 mm，钻孔深度6～10 m；当煤层厚度大于l．6 m时，布置双排钻孔；钻孑L间距以不超过2 m为宜。在距工作面上下平巷风巷、机巷10 m的范围内，可不布置超前钻孑L。钻孔布置如图21_5a所示。 图2l-5工作面超前钻iL布置示意图 实践证明，在采煤工作面内直接施工超前钻孑L，在时间和空间上有很大的困难。为此，目前采煤工作面超前钻孔通常从工作面的上、下平巷风巷、机巷施工，钻孔平行或斜交于采煤工作面，如图21．5b所示；钻孔深度通常在50。以上，钻孔间距2。3 m左右，当钻孔无法控制工作面倾斜中部时，再补充少量的短孔排放。平行或斜交于工作面的顺层钻孔可充分利用工作面开采形成的卸压增透效应，提高瓦斯抽采效果，降低回采过程中的瓦斯涌出。 21．4．2边掘边抽 边掘边抽是在工作面掘进过程中，通过工作面和巷帮钻场向前方一定范围煤体施工一定数量的钻孔，抽采煤体瓦斯，彻底肖除煤体突出危险性的一种方法。可见，边掘边抽和超前钻孔都是向工作面前方煤体施工钻孔抽排煤体瓦斯，不同之处是边掘边抽的一些钻孔是在巷道两帮的钻场内施工的，在工作面掘进过程中，这部分钻孔仍可以抽排、拦截巷道两侧媒体的瓦斯。 。 21．4．2．1基本要求 边掘边抽方法在钻孔控制范围、钻孔直径及参数等可参照超前钻孔的要求，即 ①巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围近水平、缓倾斜煤层5 m，倾斜、急倾斜煤层上帮7 m、下帮3 m0当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7 m，巷道下部煤层控制范围不小于3 m。 ②钻孔在控制范围内应当均匀布置，钻孔间距1～2 m，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。 ③钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120 mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42～75 mill的钻孔。若钻孔直径超过120 Inm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。 ④煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定钻孔参数。 ⑤钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。 ⑥封孔深度为5 m，封孔后与抽采系统相连立即进行抽采，并进行抽放效果检验。 21．4．2．2工艺方法 边掘边抽的巷帮钻孔和掘进工作面前方的顺层钻孔同时施工，巷帮钻孔的长度依据煤层的赋存条件和钻孔施工能力而定，通常为50～60 m，如图21-6所示。巷道两帮每45 m布置一个钻场，在钻场内施工长钻孔控制前方55 m的煤体，消突后进尺45 m，保持10 m的钻孔压茬距。每个钻场的钻孔数量依据钻孔间距和煤层厚度而定，图21-6是在煤层中部布置钻孔，每侧8个，其中6个钻孔打到控制区域的前缘，钻孔孔底间距1m，2个短孔打到两茬钻孔控制的空白带。 图21-6煤巷掘进边掘边抽钻孔布置示意图 21．5增强措施 增强措施是在保障有钻孔抽排瓦斯的前提下，采用一定的工艺技术手段，提高抽排瓦斯的效果这些措施主要有松动爆破、水力疏松、水力割缝等。 21．5．1松动爆破 松动爆破是在工作面前方卸压煤体的防护下，在较长的钻孔中采用药壶装药，在前方5．56 m以外爆破，松动工作面前方的煤体，产生大量的裂隙，增加煤体的渗透性能，提高煤体的抽排瓦斯效率。适用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。 21．5．1．1作用原理 爆破作用原理如图21-7所示。药壶装药的爆破作用只发生在煤体内部，除在装药孔段四周形成扩大的空腔外，还形成破碎圈、裂隙圈和震动圈，这些构成了松动爆破的影响范围，其中能起到卸压增透和排放瓦斯作用的是破碎圈和裂隙圈所包括的范围。破碎圈主要是由爆破产生的冲击波产生的，消耗的能量很大，但作用的范围较小；裂隙圈则是由应力波和爆炸气体共同作用的结果，煤体内既有径向的裂隙，也有环形的裂隙，裂隙圈的大小决定了深孔松动爆破影响范围的大小。通常深孔松动爆破单位长度上的装药量越大，爆破孔的径向作用范围越大。当钻孔孔径和药卷直径一定时，爆破孔影响半径与孔深和装药长度无关。 图21-7装药内部爆破作用原理 1炸药2径向裂隙；3环向裂隙；rJ破碎区；／2裂隙区；d0炮孔直径 炮眼周围处于破碎圈和裂隙圈内的煤体裂隙发育。经测定，炮眼爆破后，在其周围形成直径为50～200 mm的破碎圈与1．5～2．5 m裂隙圈，处于其间的煤体渗透系数倍增，从而能够提高预抽排瓦斯的效率。 21-5．1．2基本要求 煤巷掘进工作面采用松动爆破防突措施时，应当符合下列要求 ①松动爆破钻孔的孑L径一般为42 mm，孔深不得小于8 m。松动爆破应至少控制到巷道轮廓线 外3 m的范围。孔数根据松动爆破的有效影响半径确定。松动爆破的有效影响半径通过实测确定。 ②松动爆破孔的装药长度为孑L长减去5．56 m。 ③松动爆破按远距离爆破的要求执行。 采煤工作面采用松动爆破防突措施时，应当符合下列要求 采煤工作面的松动爆破防突措施适应于煤质较硬、围岩稳定性较好的突出煤层。松动爆破孔间距根据实际情况确定，一般2。3。，孔深不小于5。，炮泥封孔长度不得小于l m。应当适当控制装药量，以免孔口煤壁垮塌。 松动爆破时，应当按远距离爆破的要求执仃。 21．5．1．3钻孔布置方法 21．5.1.3.1煤巷掘进工作面 掘进工作面采用深孔松动爆破措施时，其钻孔布置方式应根据工作面煤层赋存条件和断面大小而定，通常可布置35个钻孔，孔长一般为8-10m控制范围应包括巷道断面内和距巷道轮廓线3 m以上的煤体范围，如图 21-8所示。深孔松动爆破的有效影响半径应进行实测，孔间距由有效影响半径确定。 图21。8深孔松动爆破钻孔布置 1，2，3，4本次循环爆破孔；l’．2’，3’，4’下次循环爆破孔 为了提高深孔松动爆破的防突效果，还可以在爆破孔的两侧和中间打_些不装药的排放钻孔，以扩大爆破自由面和增加瓦斯排放通道。例如，林东南山矿在采用深孔松动爆破措施时，打3～5个孔深4。5 In、孔径42 mm的排放钻孔，以加速深部煤体卸压瓦斯排放。六枝矿务局木岗矿在掘进工作面采取深孔松动爆破与排放钻孔相结合的综合防突措施，其做法是先往巷道两帮打2排超前排放钻孔，孔径7580 Inm，然后再打深孔松动爆破钻孔，如图21-9所示。 图21-9深孔松动爆破与超前钻孔措施联合布置 1～4深孔松动爆破孔；5～10超前钻孔；I～Ⅲ措施效果检验孔 21．5．1．3．2采燥工作面 采煤工作面松动爆破措施的钻孔较掘进工作面短，一般为58 in，又称为浅孔松动爆破。值得注意的是，因采煤工作面煤壁自由面大，爆破孔较短，封孔长度相应减小，若遇到煤层软分层厚度较大时，容易造成抵抗线不足，形成爆破漏斗。不仅不能起到松动煤体的作用，反而可能诱导突出和造成瓦斯燃烧事故。 林东南山矿在采煤工作面使用松动爆破措施时，沿煤层单排布置爆破孔，孔间距4 nl，孔深5 m，工作面两端距运输和回风平巷2～3 m范围内不布置措施孔，每茬措施孔要与上一茬措施孔错开1 m。 21．5．1．4应用实例 图21-10所示为六枝矿务局大用与化处两矿七号煤层深孔松动爆破布孔图。该煤层瓦斯压力为1.07～1．8 MPa，坚固性系数0．13-0．30，瓦斯含量18.8～21.9 m3／t，煤层厚度3～4 m，测得单孔菘动半径l．1-2．5 m，松动炮孔深8 m，每孔装药3～45 kg，装雷管3～4个，采用大串联方式引爆。经测定，在上述条件下，松动爆破后使松动范围内的瓦斯压力降至05 MPa以下8 h后；煤层透气系数由5．3～6．4 m2／MPa2.d提高到27．6 m2／MPa2.d；吨煤瓦斯排放率达35％爆破后7 h累计。 图21．10大用煤矿、化处煤矿深孔松动爆破布孔示意图 a平巷布iL图；b上山布孔图 图21．11所示为松动爆破前后钻粉量的变化曲线。可以看到，卸压带内的钻粉量一般为2～3kg／m（￠42 mm钻孔，集中应力带的钻粉量多数大于4 kg／m。松动爆破使5～9 m区段的煤体卸压，卸压带由松动爆破前的5 m长增加到9 m，即将集中应力带的深度向前推进了4 m。 21．5．1．5注意事项 为了提高松动爆破的效果，一是要做到布孔均匀。钻孔可以成单排或双排布置，但每一循环的布孔位置要与上一循环错开，避免在同孔位重复布孔爆破，以保证控制范围内的煤体充分卸压和排放瓦斯。是应特别注意孔深、装药长度和封孔起始位置之间的关系。既不要在已松动范围内重复爆破，以免破坏安全煤柱和影响爆破效果，也不要因装药长度不够而留下未松动带，形成所谓的“门坎”或“隔墙”。这种“门坎”或“隔墙”不仅会阻碍瓦斯的排放，而且也会阻碍集中应力向深部转移。 ． 21．5．2水力疏松水力挤出 水力疏松水力挤出是在掘进工作面前方打钻孔。封孔后利用注水泵对钻孔进行中高压注水，注水速度超过煤的渗透速度时，煤体破裂，并向掘进空间移动，进而增加注水钻孔控制范围煤体的渗 图2111大用矿1376切眼深孔松动爆破后钻粉量与钻孔深度的关系 11～9松动爆破前Il一9孔的钻粉量；A松动爆破前的卸压带；8松动爆破前的集中应力带． 12～2松动爆破后12～2孔的钻粉量；A’松动爆破后的卸压带；B’松动爆破后的集中应力带 s每米钻粉量；L钻孔深度；E松动爆破范围 透性能，提高煤体的预抽排瓦斯效率。 21．5．2．1增透原理 煤层是孔隙裂隙双重介质，高压注水过程中，高压水进入裂隙内部并沿裂隙尖端扩展，裂隙扩展、贯通，在注水区域内形成相互连通的裂隙网络；煤巷掘进工作面可作为水力疏松的自由面，注水过程中煤体向掘进空间移动，煤体体积膨胀，煤质变的疏松，裂隙系统进一步扩张，从而增加煤体的透气性，提高瓦斯抽排的效果。 、 21．5．2．2基本要求 煤巷掘进工作面水力疏松措施应当符合下列要求 ①沿工作面间隔一定距离打浅孔，钻孔与工作面推进方向一致，然后利用封孔器封孑L，向钻孔内注高压水。注水参数应根据煤层性质合理选择。如未实测确定，可参考如下参数钻孔间距4．0。．孔径42～50 mm，孔长6．0～10 m，封孔2-4 Iffl，注水压力13～15 MPa，注水时以煤壁已出水或注水压力下降30％后方可停止注水。 ②水力疏松后的允许推进度，一般不宜超过封孔深度，其孔间距不超过注水有效半径的2倍。 ③单孔注水时间不低于9 min。若提前漏水，则在邻近钻孔2．0 m左右处补打注水钻孔。 21．5．2．3工艺方法 水力疏松用的钻孔应打在可保证封孑L质量完好的煤分层中，钻孔布置方法如图21。12所示。 图2l-12掘进工作面水力 疏松注水钻孔布置示意图 水力疏松时瓦斯涌出量明显增大，因此要注意水力疏松过程的瓦斯涌出监测，配备自动检测系统，自动记录水力疏松过程及与之相关的巷道中的瓦斯涌出，当巷道中瓦斯浓度达到预定的临界值前，系统能预先使水泵的电动机断电，以防事故的发生。 21．5．2．4应用实例 对水力挤出时瓦斯动力状态和煤层应力状态的考察表明，在水力挤出之后，不仅在注水钻孔的长度上，而且在工作面前方lo m长度上，瓦斯压力都有降低，在巷道侧帮同样出现瓦斯压力的明显降低。而直接毗邻注水钻孔的部分煤体，瓦斯压力降低得最大，几乎减少了90％以上。 在注水发生煤体明显移动的同时，工作面瓦斯涌出也明显增加，有时达到原始值的200％。当注水只引起煤体的水力破裂，而没有向巷道方向很大移动时，瓦斯涌出的幅度要稍小些，为原始值的160％。当注水时煤层靠近工作面部分既不发生水力破裂，也不发生水力挤出，而只发生煤的湿润时，瓦斯涌出反而会降低。 对煤体移动量所做的研究表明，不同的深度移动量的大小不同，离工作面越近，移动强度大；往深部就减少。如在开始3 nl范围内，移动强度为33～50 mill，在7 m处不超过3 mE。另外，在水力挤出处理带煤具有较大的残余变形78％或更大，而未处理带的煤则有很大的弹性变形68％或更大和很小的残余变形【8】。 水力挤出时的应力状态变化与瓦斯压力的变化是相适应的，如图21．13和图2114所示。 图21-13中，l号液压传感器安装在工作面前方4．5m处，2号液压传感器安装在工作面前方6．5m处。在水力挤出过程中，2个传感器显示的压力急剧降低，l号下降速度为2．5 MPa／h，2号下降速度为081 MPa／h，压力分别降低了53％和ll％。以后随着巷道的推进，压力继续下降，不同深处的传感器压力下降速度和幅度表明卸压带向深部延伸。 图21_14中，水力挤出前1号及2号孑L瓦斯压力分别为1．2 MPa和1．55 MPa。水力挤出过程结束后，煤的位移值为12 mm，3号孔和4号孔的压力值分别下降为0．06 MPa及0．44 MPa。 21．5．3水力割缝 水力割缝是在煤层中先打一个钻孔，然后在钻孔内利用高压水射流对钻孔两侧的煤体进行切割，在钻孔两侧形成具有一定深度的扁平缝槽，利用水流将切割下来的煤体带出孔外。为了提高水力割缝效果，后来又发展了高压磨料射流割缝技术，即通过一定的技术手段，将具有一定粒度的磨料粒子加入到高压水管路系统中，使磨料粒子与高压水进行充分混合后再经喷嘴喷出，从而形成具有极高速度的磨料粒子流磨料射流例。磨料粒子本身有一定的质量和硬度，因此高压磨料水射流具有良好的磨削、穿透、冲蚀的能力，提高割缝的效果【10】。 21．5．3．1增透原理 采用水力割缝措施后，首先增加了煤体的暴露面积，且扁平缝槽相当于局部范围内开采了一层极薄的保护层，达到了层内自我保护，为煤层内部卸压、瓦斯解吸流动创造了良好的条件，其结果是造成了缝槽上下煤体在一定范围内充分卸压，增大了煤层的透气性能；其次，在地压作用下，缝槽周围的煤体向缝槽空间膨胀、移动，扩大了缝槽卸压、排瓦斯范围。因此，水力割缝的切割、冲击作用，使钻孔周围一部分煤体被高压水击落冲走，形成扁平缝槽空间，这一缝槽可以使周围煤体发生激烈的位移和膨胀，增加煤体中的裂隙，大大改善煤层中的瓦斯流动状态，为瓦斯排放提供有利条件；改变煤体的原始应力和裂隙状况，提高煤体的透气性【11】“。 21．5．3．2高压磨料水力割缝工艺 图21．15为磨料射流切割装置连接图。切割头连接在钻头后面，其径向只有一个直径为2 mm的喷嘴，旋转速度60 r／rain，磨料浓度5％，系统压力25～30 MPa，额定流量120 L／rain。实验中磨料采用70-110目的石英砂【12】。 图21．15高压水射流割缝系统示意图 1水箱；2高压水泵；3溢流阀；4，6，8，9，l0高压球阀；5，7，11三通；12高压旋转输水器；l3钻杆；l4多功能钻头；l5磨料罐；l6压力表 李子垭南二井3102北机巷掘进碛头巷道内主采煤层为K，煤层，煤层瓦斯压力为3．2 MPa，瓦斯含量为18．22 m3／t。煤层倾角44。～48。，中间夹石为黑色泥岩、褐灰色黏土岩以及碳质泥岩，夹矸厚60～80 rtlril。矸石上部煤层松软，呈粉末状及片状，下部煤层坚硬易碎，多呈块状。 北机巷掘进碛头煤层位于突出危险区，在掘进工作面硬煤层中钻超前抽采钻孔，然后利用高压磨料射流对抽采孔进行径向割缝，切穿中间夹石后在上部软分层中形成切槽，达到对软分层的卸压增透的目的，割缝孔布置如图21-16所示，抽采钻孔控制范围为巷道上帮10m，下帮5m。实际割缝工况压力为25-28MPa，煤层割缝半径约为1.5m每个圆盘形缝槽的切割时间为15-20min。其结果表明，利用磨料射流割缝后，首月瓦斯单孔抽放量提高了2.83倍，提高了瓦斯抽采效果。 图2116割缝钻孔布置图 a端面图；b剖面图 21．6保障措施 保障措施是在消除了突出危险性后，在采掘过程中采取的安全措施，以进一步保障采掘过程的安全。主要措施有前探支架和煤层注水。 21．6．1前探支架 前探支架是在掘进工作面前方顶部事先打上一排超前支撑悬露煤体的支架，以防止工作面顶部松软的悬煤垮落引起的煤与瓦斯突出倾出。前探支架主要用于松软煤层的平巷掘进。 21．6。1．1布置方法 在工作面前方打一排直径为5080 mm钻孔，钻孔仰角8。一l0。，钻孔间距为0．2～0．3 m；然后在钻孔中插入钢管或钢轨，尾端用支架支撑牢固；钢管或钢轨长度可按两次掘进循环的长度再加0．5m，每掘进一次打一排钻孔，形成两排钻孔交替前进，如图21一17所示。 在煤层特别松软、打钻困难时可以采用金属撞楔打入前方煤体，然后在撞楔的掩护下进行掘进。 21．6．1．2基本要求 ①支架最小超前距应保持l。I．5 m，确保掘进工作始终在一排超前钢杆掩护下进行； ②每掘进一次打一排钻孔，形成两排超前支架交替前进，以有效控制顶部煤体，防止垮落引起突出倾出； 图2I-17超前支架 ③在新的支架安设后，可回收不起作用的支架，反复使用。 21．6．2煤层注水 煤层注水是在工作面基本措施执行之后，通过钻孔向工 图21一18红卫煤矿煤样湿润前后 力学性能的变化曲线 1，2干煤样；l’湿煤样，水分5 4％ 2’湿煤样．水分5．7％ 作面前方煤体进行注水，以改变煤的力学性质，促使集中应力带向深处移动，减少回采过程中的瓦斯涌出，从而达到进一步保障采掘过程安全的目的。 21．6．2．1作用原理 如图21．18所示，被水湿润的煤体，其力学性能发生明显的变化”。在煤体注水以前，煤体的抗压强度达到2lPa左右，注水以后煤体的抗压强度小于0．5 MPa；但注水后煤体的应变可以达到4％～5％，远大于注水前的1％。研究和实验考查表明，煤体湿润后，煤弹性和强度减小，塑性增大，从而使采掘工作面前方的应力分布发生根本变化，即高应力区向煤体深部转移，地应力分布均匀化，应力集中系数减小。煤体湿润后，透气性的降低，水对瓦斯流动起到明显的阻碍效应，煤中的瓦斯涌出量和速度都大幅度下降。另外，注水后的煤体在采掘过程中的煤尘量大幅度降低，又改善了作业环境。 可见，煤层注水可促使采掘工作面周围应力分布均匀、降低瓦斯涌出量、改善作业地点的环境，进一步保障了采掘作业的安全。 21．6．2．2基本要求 采煤工作面浅孔注水湿润煤体的措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔间距根据实际情况确定，孔深一般不大于6 m，向煤体注水压力不得低于8 MPa。当发现水由煤壁或相邻钻孔中流出时，即可停止注水。 21．7措施效果检验 21．7．1基本要求 在实施钻孑L法防突措施效果检验日寸，分布在工作面各部位的检验钻孑L应当布置于所在部．位703工作面防突措施效果检验必须包括以下两部分内容 ①检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等包括喷孔、卡钻等，作为措施效果检验报告的内容之一．用于综合分析、判断； ②各检验指标的测定情况及主要数据。 21．7．2效果检验方法 21．7．2．I煤巷掘进效果检验 煤巷掘进工作面执行防突措施后，应当进行措施效果检验，效果检验方法有 ①钻屑指标法； ②复合指标法； ③月值指标法； ④其他经试验证实有效的方法。 检验孔应不少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔。 如果煤巷掘进工作