突出措施：局部性防治的优化方案

局部防治突出措施主要包括三个方面，即石门和其它岩石井巷揭穿突出煤层时的防突措施，煤巷掘进工作面防治突出措施和采煤工作面防治突出措施。

一、石门和其它岩石井巷揭穿突出煤层的防治突出措施

石门揭开突出危险煤层时，具有较大的危险性，据资料分析，我国发生的煤与瓦斯千吨以上特大型突出中，约80%发生在岩石井巷揭穿煤层过程中，且突出的平均强度为煤巷突出强度的7～14倍，有的甚至40倍，往往还会造成重大伤亡事故，因此岩石井巷揭穿煤层时的防突工作尤为重要，必须慎重对待。

（一）石门揭穿突出煤层前必须遵守的有关规定

1.石门揭穿突出煤层，即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶（底）板的全部作业过程，都必须采取防突措施，并编制设计，报矿务局总工程师批准。

2.在石门工作面掘至煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探钻孔，见图4－11，并详细记录岩层资料，以便准确掌握煤层赋存情况，地质资料复杂，岩石破碎区域，要提前20m探钻。

3.在石门工作面距煤层5m（垂距）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度与坚固性系数或钻孔瓦斯解析指标，为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，在近距离煤层群中，层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层的综合瓦斯压力。

图4－11　控制突出煤层的前探钻孔布置示意图

1.2－控制煤层层位钻孔；3.4－测定煤层瓦斯压力钻孔；5－突出危险煤层

4.为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶（底）部两侧补打3个直径（42mm）超前钻孔，超前距不小于2m。

5.石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱，岩柱的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角和地应力大小等确定，采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距：急倾斜煤层2m，倾斜和缓倾斜煤层1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。

6.石门揭穿煤层的地点，必须建立安全、可靠的独立通风系统，并加强控制风流的设施，其回风侧不设调节风门，保证回风畅通，其进风侧至少设两道坚固的防突风门，严防突出时发生逆风造成事故。

（二）石门防治突出措施

石门揭穿突出煤层前，经预测有突出危险或瓦斯压力大于0.74Mpa时，必须采用水力冲孔、抽放瓦斯、排放钻孔、金属骨架或其它经试验证明有效的措施，并配以震动放炮揭穿煤层，各种措施的适用条件及具体规定见表4－7，下面我们重点叙述两种常用的措施：

表4－7　关于抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架等措施的规定

1.排放钻孔

排放钻孔也称多排钻孔，是石门揭开具有煤与瓦斯突出危险煤层的一种最为常用的措施，具有控制范围大，施工简便等优点，在各种煤层条件下均可使用。

（1）排放钻孔的主要作用是通过打一定数量呈网格排列的钻孔，钻取煤炭并排放瓦斯，通过较长时间的排放，使石门周围一定范围内的煤体发生收缩变形，应力紧张状态得以缓和，煤的变形弹性能与瓦斯潜能得到释放，地应力值与地应力梯度减少，煤的透气性增大，瓦斯压力值瓦斯梯度降低，煤的力学强度增高，从而消除石门揭穿煤层的突出危险。

（2）排放钻孔的布置与施工：

①钻孔布置取决于突出煤层的危险程度、煤层透气性能及钻孔的有效作用范围等因素。

②当石门掘进距突出煤层3～5m，停止掘进，在石门工作面周界外3～5m的煤层内布置扇形排放孔，孔经75～100mm，孔底间距根据煤层透气性和允许排放时间确定，一般为1～2m，钻孔布置可参照图4－12。

③排放钻孔要穿透煤层全厚，钻孔施工则根据设计钻孔的数量，布孔范围以及石门断面内可能打钻的空间位置分为2～3次打钻，一般首先在石门工作面打一部分靠近石门断面的孔，然后将钻机后移3～5m打第二排孔或再后退几米打第三排孔。

④排放瓦斯时间需根据煤层的透气性能结合实际条件确定，一般透气性差的要3个月，透气性好的1～2个月。

揭穿缓倾斜厚煤层时，如果钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采用分段打孔，但第一次钻孔穿煤长度不得小于15m，掘进时必须留有5m的钻孔超前距离，直到钻孔穿入顶（底）板岩石为止。

图4－12　石门排放钻布置图

p—测压孔；1～28排放钻孔

⑤经钻孔排放后，煤层在排放范围内，经措施效果检验其指标降到突出临界值以下，瓦斯压力小于1Mpa（焦作0.74MPa）或煤层残存瓦斯含量低于始突标高的煤层瓦斯含量时，方可使用震动放炮揭开煤层。

2.预抽煤层瓦斯

预抽煤层瓦斯措施在区域性防治煤与瓦斯突出措施中已详细讲解，这里仅对石门揭煤，采用预抽措施的条件及钻孔布置原则作简要说明。

（1）适用条件

有抽放系统的矿井且煤层透气性较好，并有足够的抽放时间（一般不小于3个月）时，在石门揭煤前，只要测的煤层瓦斯压力大于1Mpa或预测煤层有突出危险性时，都应采用预抽煤层瓦斯措施。

（2）预抽瓦斯钻孔的布置

抽放钻孔要布置到石门周界外3～5m的煤层内，钻孔直径一般为75～100mm，孔深要穿过煤层全厚，钻孔孔底间距一般为2～3m。

（3）煤层在抽放范围内，经措施效果检验，其指标降到临界值以下，瓦斯压力小于1Mpa或煤层残存瓦斯含量低于始突标高的煤层瓦斯含量时，方可采用震动放炮揭开煤层。

3.震动放炮

震动放炮是用比普通放炮多的炸药和炮眼数，一次炸出巷道全断面的一种爆破，是石门揭开突出危险煤层的一种常用措施，这种方法与排放钻孔或预抽煤层瓦斯防突措施结合进行，从这个意义上理解，震动放炮是严重突出煤层采用其它防突措施时的一种辅助措施，只有待瓦斯压力降低到1兆帕以下后，再用震动放炮揭开煤层。

（1）炮眼布置：

震动性放炮的炮眼数目，应按每平方米石门断面4～5个确定（约为正常掘进时炮眼数的2～3倍），目前确定炮眼数目的计算一般有以下几种：

式中：N—炮眼数目，个；

S—石门断面积，m2；

f—岩石硬度系数，应采用各矿井煤系岩石的实测值。

②焦作局开采缓斜煤层采用导峒揭煤炮眼布置计算

n计＝B.L／a2

式中：n计—计算炮眼数目；

B—导峒宽度m；

L—导峒长度m；

a—炮眼排间距m，一般取0.4～0.5m。

根据计算出的炮眼数目和炮眼排数及列数，经实际布置最后确定导峒实际布置炮眼数目

R＝n计／S导＞4个／m2

R—导峒断面每平方米炮眼数目，个；

S导—导峒底板面积m2。

炮眼分岩眼煤眼两种，一般岩眼与煤眼要相间布置，岩眼不得打入煤层，岩眼距煤层应保持0.2m距离，如果岩眼已见煤，必须在眼底的岩中充填0.2m的炮泥。

对倾斜的薄煤层，都必须一次全断面揭穿煤层全厚；对倾斜的中厚、厚煤层，一次全断面揭入煤层深度应不小于1.3m，对缓倾斜煤层应一次全断面揭开岩柱。

当煤层厚度小于1m时，一般采用单列三组楔形掏槽炮眼布置方式（图4－13），当煤层厚度大于1m时，一般采用双列三组楔形掏槽炮眼布置方式（图4－14），在缓倾斜厚煤层情况下，揭煤的炮眼布置方式有所改变，如焦作矿务局采取掘导峒的炮眼布置图4－15。

（2）炮眼装药量

震动放炮的单位炸药消耗量（kg／m3），一般为正常掘进量的1.5～2倍，目前确定炸药量的方法有以下几种方式：

①参考矿务局的经验公式计算：

q＝1.72f1.2S－0.75Km

炸药消耗总量为Q＝SLq

式中：S—巷道断面积m2

L—炸破进尺（岩柱与煤柱总和）

f—岩石坚固性系数

Km—煤层厚度影响系数，见表4－8。

表4－8　震动放炮炸药消耗量煤层厚度的影响系数

图4－13　单列三组楔形掏槽炮眼布置图

图4－14　双列三组楔形掏槽炮眼布置图

图4－15　震动放炮导峒炮眼布置及爆破图表

②根据我国矿井统计资料确定

采用毫秒雷管时，q一般取2～3kg／m3，采用瞬发雷管时，一般取3～4.5kg／m3，焦作矿务局一般为2.2～2.8kg／m3。

（3）雷管选择

①应选用毫秒电雷管。

②当爆破炮眼较多时，应选择分段毫秒电雷管，如I、II、III段或I、II、III、IV段，不能跳段使用。

③应选择电阻值相近的毫秒电雷管，误差不大于0.2欧姆为宜。

（4）连线及起爆方式

根据所选用的起爆器材和雷管数目，选择合理的连线方式，目前采用较多的为大串联连线方式。

①串联爆破网路计算

爆破网路总电阻计算

R网＝R线＋n1r1＋n2r2

式中：R网—网路总电阻，欧；

R线—放炮母线电缆电阻，R线＝ρ.L／S，欧；

n1—雷管数目，个；

n2—网路连线接点数，个；

r1—一只雷管全电阻（雷管说明书中规定的雷管全电阻平均值，欧）；

r2—网路连线接点的每点接触电阻，一般取0.5欧；

ρ—放炮母线电阻率；

L—放炮母线长度，m；

S—放炮母线截面积，mm2。

根据上述计算出的爆破网路总电阻，初选发爆器

R发＞R网

式中：R发—发爆器允许外载电阻，欧；

R网—爆破网路总电阻，欧；

通过雷管的引爆电流计算：

式中：I—通过雷管的引爆电流，A；

U—发爆器峰值电压，V；

R网—网路总电阻，欧；

I引—每个电雷管引爆电流A，一般I引＝2A

根据爆破网路总电阻和通过雷管的引爆电流计算结果，选择发爆器，并对发爆器性能进行测试，达到标准才准使用。

②揭煤矿的总工程师应组织编制模拟爆破试验措施，并在地面选择安全地点，进行爆破网路雷管模拟试验，以检查爆破网路设计的可靠性。

5.注意事项：

（1）为保证震动放炮能一次揭开缓倾斜厚煤层，当石门巷道掘至距煤层1.5m时，必须首先掘出揭煤导峒，揭煤导峒必须平行煤层顶（底）板，导峒长度必须保证震动放炮后能一次爆破开石门全断面进入煤层前的全部岩柱，基宽度一般和揭煤石门相同，高度可根据钻眼施工要求在设计中规定，导峒炮眼布置应采用岩孔与穿岩煤孔相间排列方式，岩孔底距煤层0.2m，穿岩煤孔进入煤层深度不应少于0.5m。

（2）因一次爆破的雷管数目多，雷管使用前必须认真测定雷管全电阻，爆破网路中所有雷管电阻差值不得大于0.2欧姆。

（3）放炮地点必须设在反向风门以外，且距工作面不小于300m的进风巷道内。

（4）放炮撤人停电范围应根据突出可能波及范围而定，可撤退矿井一翼或全井，在不撤退人员的地区，应该制定预防灾害措施，一般撤人范围内均应彻底停电。

（5）所有炮眼都要在炸药与封泥间装1－2个水炮泥，封泥都必须密实的装至孔口。雷管脚线之间或母线与雷管接线之间连线前必须用砂布将接头涂层打掉，并用绝缘胶带将接头包好，接头不准与任何物体接触。

（6）为减小震动放炮时诱发突出的强度，应采用挡栏设施，挡栏可用金属、矸石或木垛等构成，如果震动放炮一次未能全断面揭开岩柱，在掘进剩余部分时，仍必须按照震动放炮的安全要求进行放炮作业。

6.近年来，焦作矿务局研究了一套快速石门揭煤方法，经两次试验均取得满意效果。揭煤时间由原定的3～4个月减少至一个月以内。

据统计，煤巷发生的突出次数最多，约占突出总次数的80%以上，焦作矿务局煤巷突出次数占89.5%。煤巷突出强度虽不及石门突出强度大，但其分布面广、频率高，严重影响了突出矿井的采掘生产地区接替，也严重危害矿井安全生产。

煤巷防治突出的程序，采取预测预报，并决定是否采取措施。若有突出危险则采取防突措施并进一步进行措施效果检验，若有效就施工，若无效则再次采取补充防突措施，经验证确实无突出危险后方可掘进，有效地降低了突出次数，给生产带来了极好的经济效益。

煤巷防突措施的主要依据仍是在煤巷工作面前方和两侧的一定范围内采取措施，改善煤体受力状态和排放煤体瓦斯，预先释放突出潜能，以达到削弱和消除突出危险性，主要措施有超前排放钻孔、边掘边抽与排放钻孔相结合、松动爆破和高压注水等。

二、煤巷掘进工作面防突措施

（一）超前排放钻孔

超前排放钻孔是在工作面前方沿煤层打一定数量和长度的钻孔，用以消除工作面前方一定范围内的突出危险，该措施是使用最早、时间最长的一种防突措施，不同突出危险性和不同透气性的煤层，均可采用。目前有40%以上的突出矿井使用这种局部防突措施，焦作矿务局从1986年至今多数突出头都使用超前排放钻孔措施。

1.超前排放钻孔的作用原理

在掘进工作面前方，一般有三个应力带，即卸压带、集中应力带和原始应力带，见图4－16。在卸压带中，地应力和瓦斯压力都大大降低，是阻止突出的防护带，长度一般3～5m；集中应力比原始应力值高，煤层透气性急剧降低，阻止瓦斯排放，所以保持着较高的瓦斯压力梯度与瓦斯压力值，这一带是发生突出的策源地，超前排放钻孔的作用主要在集中应力带内进行卸压和排放瓦斯，使应力集中带前移，加宽卸压带宽度，以达到在工作面前方较长范围内消除和降低突出的危险。

图4－16　压力集中带和卸压带的分布

2.对实施超前排放钻孔的要求

实施超前排放钻孔时，应符合下列要求：

（1）超前钻孔的孔径一般应为75～200mm，孔深应打穿工作面前方煤体内的应力集中带，一般不小于10m，超前距不小于5m，对于严重突出煤层、打钻喷孔、卡钻严重时，宜采用小直径组合钻头（孔径42～75mm）打孔；

（2）超前钻孔的控制范围应包括巷道断面及其上方和两侧距巷道轮廓线不小于2m的范围；

（3）煤层能明显分出软硬分层时，应在软分层中打孔或钻孔由硬分层打进软分层；

（4）钻孔孔数应根据需要控制的范围和钻孔的有效半径确定，当煤层赋存条件变化时，超前钻孔孔数应随之增加或减少。

3.钻孔有效影响半径

钻孔有效影响半径是钻孔径向防突有效的最远距离。它是超前钻孔布孔的重要依据，钻孔有效影响半径用钻孔流量法进行测定，测定步骤如下：

（1）沿工作面软分层打3～5个相互平行的流量检测孔，孔径42mm，孔长5～7m。检测孔应距预定超前钻孔有不同距离；

（2）对各检测孔进行封孔，测定室长度为1m；

（3）检测孔封孔后，应每隔10min测定一次瓦斯涌出量，每一测量孔的流量测定次数不应小于5次；

（4）打超前钻孔，孔向与检测孔平行；

（5）测定打超前钻孔后各检测孔的瓦斯流量，每隔10min测定一次；

（6）超前钻孔有效影响半径根据检测孔瓦斯流量变化特征确定。如打超前钻孔后，某1检测孔的流量连续3次皆较打超前钻孔前增加10%以上，则该检测孔处于有效半径之内；否则，则在有效影响半径之外。

焦作九里山矿大煤Φ150mm超前钻孔有效影响半径的测定结果，如图4－17所示。由图4－17看出，距超前钻孔为0.3、0.7和0.45m的1、2和3号检测孔的瓦斯流量，在打超前钻孔后，皆有显著增大，表明均处在有效影响半径之内。而与超前钻孔相距0.8m的4号孔的瓦斯流量，在打超前钻孔后，继续衰减，说明4号孔不在有效影响半径之内。根据这次测定，可确定Φ150mm超前钻孔的有效影响半径为0.7m。

图4－17　1、2、3、4—检测孔号；q—检测孔的2的涌出量

九里山矿实测不同直径超前钻孔的有效影响半径见表4－9。

表4－9　实测钻孔有效影响半径

4.超前排放钻孔参数

（1）钻孔孔径

钻孔孔径应根据所用钻机能力和打钻时煤体喷孔程度等因素确定，若打钻时煤层喷孔严重，为保证安全，可先采用小直径钻孔或组合式（42～75mm）钻头施工，待喷孔减弱或不再有喷孔现象时，再采用中等直径或＞120mm钻孔直径打孔。(https://www.xing528.com)

突出危险煤层通常透气性系数低，打钻时容易发生喷孔现象，所以一般采用直径75～150mm的孔径。

通常孔径＜75mm的钻孔称为小直径钻孔；孔径75～120mm的钻孔称为中等直径的钻孔；孔径＞120mm的称为大直径钻孔。

（2）钻孔孔深

钻孔深度应打破工作面前方应力集中带，使前方煤体部分卸压，瓦斯得到排放，集中应力带往煤体深部推移，工作面前方留有足够长度的卸压带——安全保护屏障，并留有不小于5m的措施超前距。一般，钻孔深度应不小于10m，也有钻孔深度不小于8m的情况。

（3）钻孔数目应根据超前钻孔应控制在范围和一定孔径的有效影响半径来确定，各个钻孔的有效影响范围应当重叠，为了避免出现施工空白带，通常用作图法确定超前钻孔数目。

焦作矿务局根据煤层赋存条件和钻机机具能力等因素，一般按照超前钻孔总面积S孔与掘进毛断面积S掘二者之比为2.5～3.0%的原则确定，见式2－7。取得了明显的防突效果。

式中S1—单个钻孔的面积，m2。

5.超前排放钻孔布置

超前钻孔布置一般有均匀布孔和集中布孔二种形式：

（1）均匀布孔

均匀布孔就是按设计的钻孔数目，在巷道断面内等间距并且等排距均匀布置，孔口到孔底按一定的水平偏角和倾角打到孔底位置。

这种布孔方式需要频繁地升高或降落钻机，并且钻孔与钻孔之间的煤柱，不容易破裂，卸压不充分，瓦斯排放不均匀，不能消除工作面前方突出危险性。

（2）集中布孔

有效的集中布孔方式是采用密集平行钻孔布孔，即在巷道工作面中部沿工作面推进方向，打若干排同等直径（75～90mm）的钻孔，深度在8m以上，钻孔位于同一水平面上，孔间距150～250mm。实践证明，在矿压作用下孔间煤柱能产生破坏，相当于利用密集平行钻孔在巷道中部开一道深孔卸压槽，卸压槽的上方和下方煤体失去联体，均受到弯曲应力作用，从而提高了超前钻孔的防突效果。测定表明，深孔卸压槽的有效影响距离上方为2.7m，下方为0.9m。河南许昌新龙矿业公司梁北矿分别在两条不同煤巷，用煤电钻，采用42mm钻孔，孔深8m，孔间距和排间距为150～200mm，钻孔数为60个，打三排～四排钻孔和用煤科总院重庆分院生产的QFZ－22钻机，采用90mm钻孔，孔深11m，孔间距和排间距200～250mm，钻孔数为23个打二排钻孔，安全掘进300m，未发生一次突出。

6.注意事项

不少矿井采用超前排放钻孔措施仍发生突出。其原因多数是超前钻孔控制范围和所留措施超前距不够，故必须有足够的超前距和钻孔数，以取得有效的防止突出的效果。

（二）边掘边抽与排放钻孔相结合措施

边掘边抽与排放钻孔相结合措施是焦作矿务局根据焦作矿区煤与瓦斯突出日趋严重的实际情况提出的，1984年由李封矿首先在天官区23041工作面掘进送巷中试用，防突效果良好，每月单头掘进达60m左右，后来又把这一措施在九里山矿和小马村矿等矿推广使用，现全局单头掘进距离远，瓦斯涌出量大的掘进头全部使用这一措施，由于边掘边抽截流了巷邦瓦斯，预抽了掘进工作面前方煤体瓦斯，使掘进工作面及回风流瓦斯浓度降低了60%左右。适用于瓦斯涌出量大，单巷掘进距离远，突出危险性严重的地区。

1.作用原理

该项防突措施的实质是抽放瓦斯与超前排放瓦斯措施的联合应用，是一种双重防突措施，通过巷道两侧钻孔预抽瓦斯，降低了巷道两邦及工作面前方煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起一定程度的煤层收缩变形，地应力下降，煤层透气性系数增加和煤强度增高等效应，再通过向工作面前方煤体中打钻，更加速了钻孔控制范围内煤体的排放瓦斯和卸压，使应力集中带移向煤体深处，使在沿巷道一定宽度范围内的煤体消除和降低突出危险性。

2.工艺及参数

（1）抽放孔钻场

一般是在掘进巷道两帮错口或对口各开一个钻场，钻场规格要根据抽放钻孔布置要求，选用钻机外形和钻杆长度确定，目前在焦作局一帮布置3～5个边抽瓦斯钻孔，使用MYZ－150型液压瓦斯钻机情况下，选用钻场规格一般为2.4m×2.4m梯形断面，钻场深度4～5m，掘进钻场也要采取防突措施，一般采用超前排放瓦斯钻孔，孔深9～10m。每个钻场掘成后，要及时按设计打抽放瓦斯孔，打成一个，用膨胀水泥砂浆或聚酯化学材料进行封孔一个，并尽快与抽放瓦斯系统连接抽放瓦斯，封孔长度不浅于5m。

（2）巷帮抽放瓦斯钻孔

每个钻场内抽放钻孔应不少于4个，孔径不小于75mm，呈五花眼或双排布置，抽放孔距巷帮不小于2m，平行于巷道方向，孔深为钻场间距减5m（钻场间距50m左右）。

（3）超前排放钻孔

排放钻孔控制范围应在巷道轮廓线以内，孔数仍按前边已讲的计算公式确定，孔深以10～20m为宜，钻孔方向选择于巷道掘进方向，边掘边抽钻孔布置见图4－18。

图4－18　边掘边抽钻孔布置示意图

3.应注意事项

（1）严格掌握超前距离，边掘边抽孔和超前排放孔都应保持5m以上的超前距离，并以最浅孔计算。

（2）抽放瓦斯钻孔投入抽放后，钻场应密闭或用煤充满填实，但要在钻场口外安设抽放参数测量装置。

（三）松动爆破

松动爆破是通过深炮孔爆破，松动工作面前方煤体，使煤体卸压和排放瓦斯，达到消除和减弱突出的一种措施。松动爆破措施适用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。

表4－10　松动爆破参数及效果

河南部分矿井应用松动爆破措施的参数及效果见表4－10。

1.对松动爆破的要求

（1）松动爆破的孔径为42mm，孔长不应小于8m。除中心孔沿巷道掘进方向布孔外，其他孔的终孔位置应位于巷道轮廓线外1.5～2m。

（2）松动爆破孔数应根据实测有效影响半径确定，有效影响半径的测定方法与超前钻孔同。

（3）松动爆破的装药长度为孔长减去5.5～6m，每个药卷长度为1～1.5m，每个药卷装入一个雷管。

（4）药卷必须装到孔底，装药后，应装入长度不小于0.4m的水炮泥，水炮泥外充填长度不小于2m的炮泥。

（5）第一次采用松动爆破的掘进工作面，在执行该措施前，必须用超前钻孔或其它措施处理工作面前方5m的煤体，以免留下未被松动“门槛”，工作面过“门槛”时，曾多次发生突出事故。

（6）放松动炮时必须采取远距离放炮，并在炮后30min始能进入工作面。

（7）执行松动爆破后，必须进行效果检验。

焦作矿务局工作面的浅孔松动爆破，一般做法是：孔径42毫米，孔距1.5～3米，孔深不少于3.5米，每眼装药量以煤体松动而不崩出为原则，相临两循环松动爆破孔炮眼应相间布置。孔距顶板不小于0.8米。措施超前距离不得小于2米。爆破在检修班放顶后进行，松动爆破后要进行措施效果检验，证实措施有效后方可进行回采。

2.应注意事项

（1）松动爆破适用于顶板完整，煤质较硬的回采工作面，发现工作面顶板裂缝，压力增大，应及时停止使用。

（2）在有抽放系统的矿井，应优先选择预抽和边采边抽回采工作面瓦斯的防突措施。当预抽瓦斯后工作面仍有突出危险时，再结合松动爆破防突措施。松动爆破不宜在突出严重的回采工作面直接使用。

（3）松动爆破后，工作面瓦斯会集中涌出，回风流瓦斯很容易超限，所以放炮时回风流一定要撤人停电。

（4）松动爆破人员要严格执行爆破设计及有关规定，炮眼封泥长度不得小于1米。

（5）为防止延时突出，松动爆破1小时后，人员方可进人工作面。

3.松动爆破措施工艺过程

在掘进工作面用普通电煤钻和麻花钻杆打钻，钻杆用细螺纹连接，每根长1.5～10m。钻杆应保持平直，以免因钻孔弯曲影响装药。钻孔打完后，在装药前，必须用压风将孔内积存钻屑吹干净，然后用堵棍将孔壁返复拉平，堵棍用直径18mm的钢管，每根长3～3.5m，堵棍前端装Φ30mm的木棒。

装药时，将每7～10个药卷装1个雷管，用竹片夹住捆扎在一起，整体送人孔内。装到预定的装药量时，充填水炮泥和炮泥。

放松动炮前，应加固工作面支护，以免震倒棚子或发生局部冒落。各雷管串联起爆，放炮地点应在距工作面不小于200m的新鲜风流地点。

松动爆破孔布置应根据煤层赋存条件（厚度、倾角）和巷道在煤层中的位置确定，一般采用三花眼布孔，相邻松动爆破循环布孔应均匀错开。

4.松动爆破孔的有效影响半径

试验表明，由于松动爆破孔的深度较大，孔爆破后，一般不会有煤的抛出，而是在孔周围形成破碎圈和松动圈。根据在台吉矿的试验，破碎圈直径为50～200mm；松动圈的半径为0.8m。松动半径即为防突的有效影响半径。

（四）煤层高压注水

高压注水是在足以使煤层破裂的水压下，通过钻孔向工作面前方煤体注水，使煤体破坏、压出；或达到疏松煤体和湿润煤体，引起卸压、排放瓦斯、改变煤体力学性质，达到防突目的的一种措施。

高压注水按其注水工艺和作用；可分为水力疏松煤体和水力压出煤体两种，在作用上其共同点都是引起煤体破坏，差异是后者煤体有显著的压出量；在注水工艺上，二者在布孔方式和水压方面基本相同，差异是水力压出注水孔较短，孔长2.3～5.8m，封孔长2～5.5m，并且渗水段的长度也短，一般0.3m左右，其目的在于提高注水压力，以利于煤的压出；水力疏松时，孔长6～9m，封孔深度3～6m。

1.水力压出措施

水力压出措施是向煤壁内部打浅孔，注入高压水，使煤体破裂挤出，以预防突出的发生。但六十年代后，应用水力压出措施：曾发生过多次突出，说明在高压水作用下，煤体的突然破裂能引起煤体应力的突然变化，则有可能诱导突出的发生。根据上述，水力压出措施的主要缺点在于，挤出的深度太浅，不能引起充分延长卸压带的目的。

2.水力疏松措施

（1）水力疏松预防突出的机理

在掘进工作面前方的煤体内，存在着卸压带、集中应力带和原始应力带。在突出之前，由于顶底板相互接近速度的不均衡性，有时发生接近的“停滞”，使工作面附近卸压带变得很短，高压瓦斯出现在煤壁附近，因而在采掘过程中容易发生突出。采用高压注水—水力疏松措施，就是向煤体内部打钻孔，孔深穿过集中应力带，注入高压水，使煤体部分少量压出并沿孔长得到水力疏松。

工作面前方煤体在注水过程中，当注水速度大于煤层吸收水分的速度时，水楔能使煤体破裂、扩大原有裂隙，并形成新的裂隙，煤层卸压，透气性增大，煤层瓦斯得到排放，卸压带向深部延长，集中应力带变得平缓并向深部推移。水进入了煤体的裂缝和裂隙，湿润了煤体，煤的力学性质得到改变，增加了煤的塑性，降低了煤的弹性潜能和瓦斯潜能，并降低了瓦斯

放散速度，从而消除了掘进工作面突出危险，同时降低了工作面的瓦斯涌出量和煤尘。

（2）注水压力和注水量确定

①注水压力

注水孔长一般6～9m，打到掘进工作面前方集中应力带内，在该情况下，煤体受到自重力的作用和采动支承应力的作用和采动支承应力的方向是一种切向破坏煤体的应力，因此，注水压力根据煤层软硬情况，按自重应力所引起的侧向水平应力的大小计算：

式中P注—选择的注水压力　　MPa

σ2—为侧向水平应力　　MPa

μ—泊松比，岩石μ＝0.2～0.3　　塑性μ＝0.5

H—注水煤巷埋深　　m

选择注水泵的额定压力应高于煤体自重应力，一般应高于自重应力的10%～20%。

②注水量　注水泵的额定排水量不小于30L／min。

（3）注水工艺

①钻孔

一般使用普通煤电钻打眼，注水孔孔径为42mm，孔长应打穿工作面前方应力集中带，孔数一般3个，按倒三角形布置较好，中孔沿巷道中线布置，距顶板1.5～1.7m左右；两侧孔控制到巷道两侧轮廓线外1.5～2.0m；距顶板0.8～1.0m左右。

②封孔

为缩短注水工艺时间和降低封孔成本，一般采用胶皮膨胀式封孔器，封孔所需时间短，能反复多次使用。封孔器的位置和深度可以调节。焦作矿务局科研所研制生产的ZF型水力自动封孔注水器，封孔长度1.0m，封孔深度3m。在多个矿区试用，均有明显效果。

封孔深度决定于煤层软硬情况，若为软分层，封孔深度不小于3m，若为硬煤，封孔深度可2.5～3.0m。

③注水

注水设备主要是高压注水泵，生产注水泵的厂家较多，可根据注水压力和流量选择。

注水系统是由井下水管径Φ32mm胶管进入水泵，再经泵体出口和高压阀门进入输水主管，高压软管和钻孔阀门注入钻孔中。在泵的出口装设压力表和流量表。

注水可以单孔注水，也可以多孔同时注水，注水的过程一般是间歇式的。

（4）注水效果

①高压注水过程中的动力现象

在注水开始阶段，水象楔子一样进入煤体，泵压上升，而流量很小。泵压上升到一定数值后煤体开裂，流量增加，泵压突然下降，然后又逐渐升压煤体再次开裂，所以水进入煤体的过程是逐渐进入的。水在煤体中运移，是沿着阻力最小的途径。煤体的开裂，造成煤炮声响，或煤壁出现微量位移。在高压水作用下，容易形成裂隙，使水流漏失。故发现煤壁微量位移或煤壁渗水、应停止注水。实践表明，一般应控制煤壁位移量在100～200mm左右。

②煤体湿润的效果

煤体湿润效果决定于煤层的透水性和注水量，一般高压注水的水流沿节理、裂隙流动，可以远离钻孔，使煤层湿润的范围形成树枝状的不均匀分布。实践表明，注水时间不应低于40～50分钟，注入煤层水量不少于20L／t，根据焦作矿务局各矿高压注水的实践和许昌新龙公司梁北矿高压注水试验表明，一般在注水孔的径向方向和孔底以远方向2m范围内的煤体得到湿润。注水后，煤体绝对水分不少于4%即能消除工作面前方突出危险。

③注水对瓦斯涌出的影响

注水初始阶段，瓦斯涌出量呈略有上升趋势，高压水注入煤层后，湿润了煤体，则瓦斯涌出量又有下降趋势。在掘进过程，煤体湿润程度越高，降低瓦斯涌出的效果越好，工作面的煤尘也大大降低。工作面爆破后，瓦斯涌出的高峰值和延续时间都有所降低，这说明煤体湿润后，改变了煤的力学性质，增加了媒体的塑性，减缓了采掘过程中应力的不均匀分布，所以降低了瓦斯涌出的峰值和不均匀性，这对防止工作面煤与瓦斯突出都是有利的。

（五）浅孔中压注水

1.作用原理

用普通电钻向回采工作面前方煤体打钻眼，并注入压力水，注水速度超过煤的渗透速度，直到煤壁破裂，水从中涌出。由于煤体被压破，并潮湿，增加了煤体塑性，降低了煤层靠近工作面部分的承压能力，把应力集中推向煤体深处，卸压带也相应地往深部转移；同时卸压带煤体裂隙增多，煤层透气性系数增大，促进了煤体瓦斯解吸和排放，从而起到了防止煤与瓦斯突出的作用。

2.工艺及参数

（1）适用条件：有抽放系统的矿井，经预抽和边采边抽仍有突出危险，顶板破碎的回采工作面；没有抽放系统的回采工作面也可直接使用。

（2）注水孔布置：注水孔间距以各矿井实际考察其注水及湿润煤体半径来确定，在未取得实际考察资料前，可沿工作面每隔2～3米布置一个孔，孔径42毫米，孔深3.5米，注水孔距顶板不小于0.8米，相邻两循环的注水孔位置应相间布置，在一排孔注水效果不显著时，可采用双排孔布置。

（3）注水压力：注水时孔口压力应控制在5～8Mpa之间，封孔深度不小于1.5米，孔口要同时安设压力表、水表等观测仪器，随时观测注水情况。

（4）注水时发现煤壁或相邻注水孔出水，该孔即可停止注水。注水超前回采工作面煤壁的距离不得小于2米。

3.应用

焦作矿务局在突出工作面推广应用，效果明显。中马村矿19041工作面风量1200～1400m3／分，预抽煤层瓦斯后仍有瓦斯突出危险，又增加了浅孔煤壁注水的防突措施。孔径42毫米，孔深3.5米，孔间距2米，注水压力5～8Mpa，据统计工作面注水时瓦斯涌出量为12.78m3／分，工作面采煤时瓦斯涌出量为9.15m3／分，回采工作面瓦斯涌出量注水班高出采煤班的39.6%；凡煤壁注水好的地点，钻孔瓦斯涌出初速度均低于规定的措施效果检验指标。否则措施效果检验就超指标频繁。

4.应注意的事项

（1）回采工作面浅孔煤壁注水工作应安装专门的压力注水系统。焦作矿务局一些矿井利用单体液压支柱的乳化液泵兼作注水使用，往往出现支架、注水工作相互干扰的问题，不仅影响注水，而且影响回采工作面工作顺利进行。

（2）打注水孔时，钻应保持平稳，均匀推进以避免钻孔外段孔径过大，孔型长园，造成封孔不严，影响注水效果。

三、采煤工作面防治突出措施

在煤与瓦斯突出中，回采工作面突出占有一定比重，据统计，全国回采工作面突出约占总突出次数的10%左右，平均突出强度60t／次左右。焦作矿务局的情况与全国类似，自1976年朱村矿23031工作面发生第一次突出以来，已发生回采工作面突出40余次，占突出总次数11%，由于回采工作面空间小，工作人员集中，设备复杂，人员撤退困难，因此一旦突出，对人身安全威胁极大。所以，回采工作面的防突工作尤为重要。目前对突出危险的采煤工作面采用的主要防突措施有：预抽与边采边抽相结合、浅孔松动爆破、浅孔中压注水等。

（一）浅孔松动爆破

1.作用原理：是利用炸药爆破产生的能量，使工作面附近煤体产生裂隙，松动卸压。煤体瓦斯解吸排放，同时使工作面前方的应力集中带推向煤体深处。而在工作面前方形成一定宽度的卸压带，从而起到了防止煤与瓦斯突出作用。

2.应用

焦作矿务局工作面的浅孔松动爆破，一般作法是：孔径42毫米，孔距1.5～3米，孔深不少于3.5米，每眼装药量以煤体松动而不崩出为原则，相临两循环松动爆破孔的炮眼应相间布置。孔距顶板不小于是0.8米。措施超前距离不得小于2米。爆破在检修班放顶后进行，松动爆破后要进行措施效果检验，证实措施有效后方可进行回采。

3.应注意事项

（1）松动爆破适用于顶板完整，煤质较硬的回采工作面，发现工作面顶板裂缝，压力增大，应及时停止使用。

（2）在有抽放系统的矿井，应优先选择预抽和边采边抽回采工作面瓦斯的防突措施。当预抽瓦斯后工作面仍有突出危险时，再结合松动爆破防突措施。松动爆破不宜在突出严重的回采工作面直接使用。

（3）松动爆破后，工作面瓦斯会集中涌出，回风流瓦斯很容易超限，所以放炮时回风流一定要撤人停电。

（4）松动爆破人员要严格执行爆破设计及有关规定，炮眼封泥长度不得小于1米。

（5）为防止延时突出，松动爆破1小时后，人员方可进人工作面。