石门揭煤的防突技术施工优化：防突技术在石门揭煤中的应用

多年来，国内外科研、生产单位在石门揭煤突出预测及采取防突技术措施方面都进行了较深入的研究，先后采用水力冲孔、金属骨架、扩孔钻具卸煤、煤层固化和抽排瓦斯等技术措施，收到了不同程度的防突效果。但迫切需要研究突出危险煤层的快速揭煤新技术，在保障突出矿井安全生产的基础上，尽可能缩短揭煤时间，缓解矿井接替紧张局面，大幅度提高矿井经济效益。

在突出煤层中进行掘进时，如果预测工作面有突出危险，应根据煤层的突出危险性和具体条件，选择和采取合适的防突措施。防突措施参数应根据矿井实际测定的结果或参照有关资料确定。

一、石门揭煤措施与规定

掘进工作面的揭煤防突措施可分为平巷、上山和下山工作面防突措施。目前，适用于岩石掘进工作面的防突的种类较多，主要有：

（一）石门和其他岩石井巷揭穿突出煤层的防治煤与瓦斯突出措施

石门和其他岩石井巷揭穿突出煤层时的突出是井下巷道中突出强度最大的一种。其特点是石门和井巷工作面前方的煤体因岩柱的隔离和阻挡大多处于未卸压和无瓦斯排放的状态，所以石门和岩石井巷揭煤时发生突出的危险性较大，防突工作的困难和工作量也较多。要求也更为严格。

1.石门揭煤防突措施及规定

（1）石门揭煤进行顺序

石门揭穿突出煤层时，必须制定防突措施和编制设计，报上级有权单位批准，并按下列顺序进行：

①必须探明石门工作面与煤层相对位置；

②揭煤地点要测定瓦斯压力或预测突出危险性；

③预测有突出危险性时，要采取局部防突措施；

④防突措施实施后，要进行检验；

⑤在工作面要加强支护；

⑥震动爆破揭开或穿透煤层时，尽量一次穿透煤层进入顶底板。

（2）石门揭煤专门设计

石门揭穿突出煤层的设计，必须具备下列主要内容：

①预测突出方法及预测钻孔布置，控制突出层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置及方法。

②建立安全可靠的独立通风系统及控制风流稳定措施。建井初期，矿井未形成全风压通风前，石门揭穿煤层过程中，与此石门相关的其他工作面必须停止作业；震动爆破石门揭穿煤层时，与此石门通风有关地点的人员，必须撤至地面；井下全部断电；井口附近地面20m范围内，严禁有任何火源。

③揭穿突出煤层的防治措施。

④准确确定安全岩柱厚度措施。

⑤安全保护措施。

（3）地质构造带的石门布置

在地质构造带尽量不布置石门，石门最好布置在被保护区内，有条件的应首先掘进石门揭煤地点的煤巷，然后再用石门与煤巷贯通，该煤巷要超过地点5m以上，并保持正常通风。

（4）石门揭煤的有关规定

当石门揭穿突出煤层时，必须遵守下列规定：

①石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位，测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面的突出危险性。

②石门掘进工作面距煤层10 m（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，并详细记录岩心资料，如图4－48所示。前探钻孔可作为测定钻孔，但地质构造复杂、岩石破碎的区域，要在石门工作面掘至距煤层20m（垂距）之前，在石门断面四周轮廓线外5m范围内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化及地质构造和瓦斯情况等。

图4－52　控制煤层的前探钻孔布置

1、2－控制煤层层位钻孔　3、4－测定瓦斯压力钻孔；5－煤层

③在石门工作面距煤层5m（垂距）以外时，至少打2个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定瓦斯压力、瓦斯放散初速度与坚固性系数，或瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔要布置在岩石比较完整的地方，测压孔和前探孔不能共用时，两者见煤点的距离不得小于5m。在近距离煤层群中，层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层综合瓦斯压力值。

④为防止岩巷误穿煤层，岩巷工作面距煤层5m（垂距）时，要在石门工作面顶（底）部打3个小直径（42 mm）超前孔，超前距要大于2m；在岩石工作面距煤层2～5m时，及时采取探测措施，确定煤层定位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距）。

⑤石门掘进工作面与煤层之间，根据所采取的防突措施、岩石性质、煤层倾角来确定岩柱的厚度。经验是：抽放瓦斯措施大于3m；水力冲孔大于5m；排放瓦斯大于3m；震动爆破时，倾斜煤层或缓倾斜煤层≥1.5m。如果岩石破碎、松软，垂距要适当加大。

⑥石门揭穿煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防突措施，经效果检验有效后，方可用震动爆破揭穿煤层；若检验认定措施无效，应采取补救措施后，再进行效果检验，确认措施有效后，方可时行爆破揭煤。当煤层厚度小于0.3m，可直接采用震动爆破揭穿煤层。

⑦采用何种防突措施及有关参数的选取，要经过实际考察而定。

二、石门揭煤突出概况

石门揭煤突出是指在爆破揭开煤层的瞬间，由于表层突然破碎，煤体应力状态和瓦斯赋存状态突然改变，富含瓦斯的煤层在瓦斯压力和地应力作用下，急剧向巷道空间抛出大量煤岩和瓦斯，从而造成石门揭煤突出。河南是煤与瓦斯突出（以下简称突出）威胁最严重的省份之一，到目前为止，突出矿井已达80多对，总突出次数达千次以上。在各类突出事故中，石门揭煤工作突出就占77%。由于石门揭煤突出强度大，波及范围广，造成的破坏严重，能给矿井带来毁灭性的灾难。同时，由于石门揭煤其施工工艺的特殊性，揭穿突出煤层全过程都有突出危险，并可能发生连续突出、延期突出和自行揭开突出，比一般类型突出对人身安全的威胁更大，所以个别突出矿井不惜多掘数百米煤层巷道来绕过石门直接揭煤这个拦路虎，浪费了大量的工程费用，多数矿井在严重突出煤层石门揭煤过程中，为防治突出，防突措施步步设防，执行措施占用时间长，造成生产接替十分紧张，矿井发展步履维艰，经济形势尤其困难。

多年来，在石门揭煤突出预测及采取防突技术措施方面都进行了较深入的研究，先后采用了水力冲孔、金属骨架、扩孔钻卸压、煤层固化和抽排瓦斯等技术措施，起到了不同程度的防突效果。

特别是矿井建设期间石门揭煤是经常发生的，如焦作古汉山矿井及禹县梁北矿井，井筒落底后，石门揭煤做了认真准备施工，揭煤取得成功。

（一）古汉山矿石门揭煤概况

焦作古汉山矿为一年产120万t／a新建矿井，井筒落后，井底车场及主要运输大巷位于主采煤层二1煤顶板。预计揭煤地点为第三、第四中车场和九—车场石门揭煤工作面，工作面标高分别为－336m、－393.6m和－445.5m瓦斯压力分别为0.75MPa、1.0053MPa、1.68MPa。由于这几个揭煤工作面煤层和上覆岩层分布情况基本相同，从安全角度考虑，模拟计算以地应力和瓦斯压力最大的－445.486m水平为计算对象。

揭煤巷道为直墙半圆拱，巷宽2.8m，巷高2.8m，采用锚喷网支护，混凝土喷射厚度为100 mm。揭煤导硐全长12m，见图4－53。

煤层及上覆岩层自下而上分布情况为：煤层厚5.5m，泥岩0.6m，粉砂岩1.2m，砂质泥岩0.4～0.5m，砂岩2.72m。实际测定煤层及岩石的力学参数见表4－31。

图4－53　揭煤巷道预留岩柱

表4－31　煤层及岩石物理力学参数

1.方案选定的依据

有限元数值模拟的主要目的是研究揭煤巷道在煤体瓦斯压力的作用下的稳定性和变形情况。

（1）地应力的选取。古汉山矿副井检查孔原位水压致裂应力测试，确定沿孔深地应力分布（见图4－54）。

图4－54　古汉山副井检查孔水平应力随深度变化曲线

在－420m水平以下、－500m水平以上最小主应力大小随深度的增加而增加，并符合公式：

Sh＝－0.819＋0.018H

最大水平应力随深度增加的关系见图4－50，并符合公式：

SH＝－3.855＋0.028H

从图4－50中可以看出：－450m水平，Sh＝9.0MPa，SH＝11.4MPa，在标高－420m～－500m之间岩层中存在一个高水平应力区，其最大水平应力值高达21 MPa，最小主力值高达14 MPa。

本地区最大主应力方向为N56°E至N88°E，平均为N75°E，与古汉山矿所表现出的区域构造应力方向基本相符。根据地应力的分布规律，通过深入研究该区域的岩性，参照古汉山矿地质报告中主副井检查孔的岩样力学性质，如果按一般的情况计算，－450m水平的垂直应力应为：

σz＝r·H＝13.7 MPa

垂直应力引起的水平应力为：

式中γ—上覆岩层的容重，取2.5t／m3；

H—上覆岩层的厚度，取546m；

λ—侧压力系数，取0.272；

μ—岩石的泊松比，取0.214。

根据以上的计算可以看出，实测最大水平应力与按一般规律计算的水平主应力之比为21／3.73＝5.63，与垂直应力之比为21／13.7＝1.53；回归关系式计算出的最大水平主应力与按一般规律计算出的水平应力之比为11.4／3.73＝3.06，与垂直应力之比为11.4／13.7＝0.83。在垂深420m以上的地层中，地应力的分布随深度变化呈良好的线性关系，基本上可以用自重应力场的理论来解释。

按照上述地应力的基本测试情况，计算埋深在550m左右，所以取垂直应力以自重应力为主，水平应力以构造应力为主，并取实际的测试值，为了安全起见，在选取地应力时均取上限值。具体选取的值如下：

垂直方向：13.7MPa

水平方向：21 MPa

（2）煤层瓦斯影响

①瓦斯对煤岩强度的影响。瓦斯压力的变化将引起煤岩体有效应力的改变，从而使煤岩体的力学性质如变形和强度特性发生明显变化，设瓦斯压力为P，为简化讨论取a（等效瓦斯压力系数）为1，则煤体骨架的有效应力可写为：

假设岩体破坏满足库仑—莫尔准则，则以主应力表示的库仑－莫尔准则写成有效主应力形式：

σ1＝σ＋sσ3

式中

σ—岩石的单轴抗压强度；

s—主应力系数。

经整理：　σ1－P＝σ＋s（σ3－P）

在应力σ—τ平面内画出有效应力表示的莫尔圆以及实际应力的莫尔圆，如图4－55所示，图中，A、B线为瓦斯压力等于零时的莫尔包络线，曲线I为有效应力的莫尔圆，曲线II为总应力的莫尔圆。当瓦斯压力为零时，莫尔圆在包络线AB的里边，当瓦斯压力增加时，该曲线向左移动，直到它和A、B相切，此时破坏发生。

图4－55　瓦斯压力对煤岩强度的影响

由以上分析可见，煤岩体强度将随瓦斯压力的增加而降低。另外煤体瓦斯吸附量的增加，使煤体体积膨胀，强度降低，甚至导致煤体颗粒之间的联结力完全丧失，煤体近似散粒状。

②瓦斯对煤岩体弹模的影响。一般情况下，弹模与瓦斯压力之间的变化关系不按直线规律衰减，而与围压有关，但在瓦斯压力不太高的情况下，可用直线规律来表示弹模与瓦斯压力之间的关系。图4－56是通过刚性试验机试验得到的煤试样弹性模量与其内部瓦斯压力之间的变化曲线。

图4－56　瓦斯压力作用下的E－p曲线

图中弹模E与瓦斯压力之间关系可写成下式：

E＝a0－b0P

式中　E—弹模，MPa；

P—瓦斯压力，MPa；

a0－b0—实验回归系数，且大于零。

这表明瓦斯压力越高，弹性模量越低。在煤的初始变形阶段就受瓦斯影响，瓦斯压力不同，初始弹模量也不同，这是由于煤对瓦斯具有强烈的吸附和解吸作用造成的。

（3）数值模拟

①工程问题模型化。根据大量的实际观测，巷道的影响范围一般为其断面尺寸的5倍左右，大于这个尺寸后就为原岩应力区，故选择模型范围要大于该尺寸，这里取上下计算高度为12m，其中巷道上部约为4m，下部约为5m，左右宽度为18m，两侧各为7.6m。

②计算结果及分析。在综合研究瓦斯对煤岩体变形基础上，为了能确定并优化揭煤最小的预留岩柱的厚度，对预留岩柱分别为2.5、2.0、1.5、1.3、1.0m五种计算方案分别进行计算，确定出合理的预留岩柱厚度。

有限元计算采用的是SAP95有限元分析程度，能够计算最大应力分量、最小应力分量、Von Mises应力和Tresca应力等多种应力参数。岩石力学中一般用Von Mises应力和Tresca应力两种应力作为分析数据，计算结果发现用两种应力画出的等值线十分相似，所以在这里仅以Von Mises应力作为分析依据。

从上述计算方案的结果可以发现，巷道最大应力区发生在巷道底角和半圆拱的顶部，为37.94～44.42 Mpa，所受到的最大Von Mises应力为44.42 Mpa。不同厚度预留岩柱情况下，应力和巷道底板位移量见表4－32。

表4－32　导硐底板应力计算参数表

由于瓦斯压力在巷道底板围岩中产生了拉应力，当保护岩柱大于1.5m时，可以发现，煤体瓦斯压力在巷道的底板产生的拉应力随岩柱厚度的减小而缓慢增加；保护岩柱小于1.5m时，拉应力急剧增加，当保护岩柱厚度减少到1m时，拉应力高达10.898MPa。上述情况说明当保护岩柱厚度小于1.5m时，其抵抗能力急剧下降，属于不稳定区，因此预留岩柱厚度不宜低于1.5m。根据大量的工程经验和爆破实验结果，力学参数测定是岩块的实验结果，岩体强度一般较岩块的强度要小，同时揭煤巷道的爆破作业对预留岩柱产生损伤作用，结合古汉山矿的实际情况，预留岩柱厚度取2m。

2.石门揭煤工作面瓦斯抽放方式

自20世纪60年代以来，石门揭煤防突措施先后采用了水力冲孔措施、金属骨架结合扩孔钻具卸煤措施、煤层固化措施和钻孔抽排瓦斯措施相比之下，钻孔抽放瓦斯措施能有效地排放煤层瓦斯，使煤体充分卸压，增强煤体的强度，近年来的揭煤防突实践证明该措施能可靠地消除石门工作面的突出危险性，是积极主动的防突措施。因此应作为石门揭煤的首选防突措施。

（1）抽放钻孔的布置方式

石门揭煤工作面采取抽放瓦斯的防突措施，其抽放钻孔的布置形式可以有以下几种：

（1）平行钻孔抽放。在石门揭煤工作面巷道两侧各掘进一个钻场，在钻场及石门正前平行布置钻孔，如图4－57所示。平行钻孔布置方式的优点在于设计、施工简便，但钻孔工程量大，增加辅助岩巷工程，抽放与导硐掘进不能平行作业，抽放时间长。

图4－57　平行钻孔布置抽放

（2）扇形钻孔抽放。在石门揭煤工作面正前布置钻孔，钻孔排布呈扇形分开，如图4－58所示。扇形钻孔布置方式的优点在于施工简便、无辅助岩巷工程，但钻孔工程量大且抽放不均匀，抽放与导硐不能平行作业，抽放时间长。

图4－58　扇形钻孔布置抽放

（3）巷旁截流、巷内交叉钻孔抽放。在石门揭煤工作面巷道两侧各掘进一个钻场，在钻场布置空间交叉钻孔，一方面截流巷道两帮瓦斯，另一方面抽排导硐下部煤层瓦斯，如图4－59所示。交叉钻孔布置方式的优点在于瓦斯抽放均匀不留空白带，抽放与导硐掘进可以平行作业，巷旁截流钻孔能截流抽放巷道两帮煤体的瓦斯，并且在揭煤全过程可以连续抽放，但增加了辅助岩巷工程。

图4－59　巷旁截流、巷内交叉钻孔布置抽放

（2）抽放钻孔布置方式确定

从石门揭煤突出机理研究及以上抽放形式对比可以看出，巷旁截流、巷内交叉钻孔抽放的钻孔布置方式，尽管开挖钻场增加了岩巷工程，但瓦斯抽放强度大、效果好，不仅可以强化石门工作面正前范围的抽放效果，而且能截流抽放巷道两帮煤体的瓦斯，在揭煤全过程可以连续抽放，可有效控制揭煤时的大强度突出、延期突出和过煤门连续突出；抽放与导硐掘进、煤门掘进平行作业，缩短了抽放时间，综合研究技术、经济、安全三方面因素，抽放钻孔布置方式确定巷旁截流、巷内交叉钻孔抽放。

3.瓦斯抽放参数的确定

焦作矿区煤层突出危险性严重，瓦斯含量高，煤层透气性低，属勉强要抽放煤层，优化选择瓦斯抽放参数，可以提高抽放效果。1994年以来，广泛开展了大直径钻孔抽放、交叉钻孔抽放瓦斯试验和瓦斯抽放参数优化研究，研究成果表明，钻孔瓦斯抽放流量随抽放时间呈负指数函数规律衰减；与平行钻孔相比，交叉钻孔抽放能显著提高抽放瓦斯效果；同等条件下，钻孔直径越大，瓦斯抽放量越大；焦作矿区合理的钻孔抽放负压为0.038～0.04 MPa。因此，石门揭煤工作面瓦斯抽放钻孔采用大直径Φ150 mm交叉钻孔抽放方式，钻孔孔口抽放负压控制在0.04 MPa左右。

4.严重突出煤层石门快速揭煤方案优化

焦作矿区主采煤层为缓倾斜、具有严重突出危险性的二煤层，现普遍采用扇形钻孔抽、排瓦斯，顶板石门导硐震动爆破一次揭开煤层的揭煤方式，具体揭煤工艺是：石门揭煤工作面打小直径（75 mm）钻孔→抽放瓦斯→防突效果检验→石门掘进→平行煤层顶板掘导硐→震动爆破→一次揭开煤层→清理、支护→防突效果检验→煤门掘进，完成揭煤工作。由于小直径钻孔抽放瓦斯效果差，抽放占用时间很长，揭开煤层一般要5至7个月时间，最长甚至要16个月。为尽可能缩短揭煤时间，在总结成功的揭煤经验和认真研究古汉山矿——采区揭煤工作面瓦斯地质条件的基础上，经过对石门揭煤预留岩柱厚度、瓦斯抽放方式和揭煤爆破方式的深入研究，以古汉山矿石门揭煤工作面实测瓦斯参数为依据，以安全、快速、措施简单为原则，以大直径钻孔强化抽排瓦斯效果为具体措施，初步提出三个技术方案：

（1）正前抽放、导硐一次揭煤法

采用大直径钻孔（150 mm）抽放瓦斯措施，以瓦斯抽出率和残存瓦斯含量为指标，以防突效果检验结果为依据，采取导硐震动爆破法一次揭开煤层。

作业工序：石门揭煤工作面打大直径钻孔→抽放瓦斯→防突效果检验→石门掘进→平行煤层顶板防掘导硐→震动爆破一次揭开煤层→清理、支护→防突效果检验→煤门掘进，完成揭煤工作。

该方案需掘导硐20.1m，打抽放钻孔422m，揭煤工期至少100天。

（2）钻场一次揭煤法

预留2m岩柱，采用倾斜钻场近距离密集钻孔抽排瓦斯措施，以防突效果检验结果为依据，倾斜钻场代替导硐，震动爆破法一次揭开煤层。

作业工序：探煤层→平行煤层顶板做钻场→打密集钻孔→短期抽排瓦斯→防突效果检验→震动放炮一次揭开煤层→清理、支护→防突效果检验→煤门掘进，完成揭煤工作。

该方案需掘倾斜钻场16m，打钻孔425m，揭煤工期至少61d。钻孔布置示意图见图4－60。

图4－60　钻场一次揭煤法钻孔布置示意图

（3）石门短导硐揭煤法

预留2m岩柱巷旁掘进钻场，钻场内打大直径钻孔，部分钻孔交叉布置抽放工作面正前瓦斯，其它钻孔截流抽放石门工作面周围煤体的瓦斯；同时，为了减少岩巷工作量，也便于揭煤后的巷道支护，采用短导硐震动爆破揭开煤层；以防突效果检验结果为依据，进行煤门掘进，完成揭煤工作。

作业工序：掘进巷旁钻场→钻场内打抽放钻孔→平行煤层顶板做导硐→防突效果检验→震动爆破揭开煤层→清理、支护→防突效果检验→煤门掘进，完成揭煤工作。

该方案需掘钻场4.8m，沿倾斜掘导硐12m，打钻孔469.2m揭煤工期预计47d。钻孔布置示意图如图4－61

图4－61　煤层勘探及测压钻孔布置

1＃孔34.95m见煤，51.3m见煤层底板；2＃孔16.48m见煤，24.48m见煤层底板；3＃孔10.4m见煤，15.9m见煤层底板（测压孔）

表4－33　揭煤方案工程对比

表4－34　揭煤方案技术比较

三个揭煤方案工程、技术对比见表4－33和4－34。

按照安全、快速、措施简便的原则，经技术经济对比，认真研究，反复论证，拟采用方案III，即巷旁抽放截流、巷内大直径交叉钻孔抽放，尔后震动放炮一次揭开煤层的石门短导硐揭煤法。

5.现场工业试验

（1）煤层瓦斯基础参数的测试

为探明石门工作面和煤层的相对位置及准确测定瓦斯压力，施工了三个勘探钻孔。经探明，煤层走向方向为N37°－42°E，煤层倾角10°，煤厚平均5.5m。煤层顶板老顶为中粒砂岩，直接顶为砂质泥岩，厚度2.66m，底板为砂质泥岩（见图4－62）。

利用勘探钻孔的3号钻孔作为测压钻孔，倾角－76°，与中线夹角0°，钻孔直径为63 mm。岩孔段长10.6m，钻孔穿过煤层至底板岩层1.5m，穿煤长度5.5m。钻孔施工至煤层时有严重的煤与瓦斯喷出现象，喷孔时间达150min，喷出瓦斯量500m3煤0.5t。

煤层瓦斯压力测试仪器采用AVW－1型煤层瓦斯压力测定仪，其封孔原理是膨胀胶圈封高压粘液，高压粘液封瓦斯，保持粘液压力略大于瓦斯压力以杜绝瓦斯外漏，从测压导气管端头上的压力表测定瓦斯压力。在测定过程中，通过向孔内补注氮气，使得测定地点瓦斯吸附快速平衡，缩短测压时间。测定曲线如图4－63所示。测定地点见煤标高－403.7m，气象参数：大气压力0.1053MPa，温度23°，空气密度1.181kg／m3。校正后煤层瓦斯压力为1.0053MPa。

图4－62　煤层柱状图

图4－63　瓦斯压力测定曲线图

（2）瓦斯突出危险性预测

在测压钻孔钻进过程中，每钻进一米采取一个煤样，分别测定煤的坚固性系数f值，最小为f＝0.25，测定该煤样的瓦斯放散出速度△P值8.4，突出危险性综合指标D、K值分别为：

式中　D、K—煤层的突出危险性综合指标；

H—开采深度，m；

P—煤层瓦斯压力，MPa；

ΔP—瓦斯放散初速指标；

f—煤的坚固性系数。

焦作矿区有多年的突出煤层开采经验，在古汉山矿井范围以上浅部开采的生产矿井皆为突出矿井，其突出情况见表4－35；揭煤点煤层埋深500.2m，已经超过始突标高246m；突出预测综合指标D＝3.19＞0.25K＝33.620＞20，瓦斯压力p＝1.0053MPa＞0.74MPa。因此按照《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规定，四车场石门揭煤工作面为突出危险工作面。

测定煤层瓦斯压力的同时，测得煤层瓦斯含量W＝22.94m3／t·r，瓦斯吸附常数a＝42.7661，b＝1.140，其灰分Ad＝10.36%，挥发分Vdaf＝5.93%。

表4－35　古汉山浅部生产矿井部分煤与瓦斯突出统计表

（3）煤层透气性测试

在测定瓦斯压力后，利用测压管测定瓦斯流量，同时记录时间，测定结果见表4－36，采用径向不稳定流动理论计算出煤层透气性系数。为避免大量数值计算的繁琐，用C语言编制了透气性系数计算程序LMD.EXE。

表4－36　古汉山11采区第四中车场区域煤层透气性测定表

经解算：煤层透气性系数λ＝2.3095m2MPa－2.d－1；百米钻孔瓦斯流量衰减系数β＝0.1938d－1；流量准数Y＝0.3790；时间准数F0＝84.2966；A＝0.87520；B＝36.4990。

6.预留岩柱厚度的控制

按照《防治煤与瓦斯突出细则》规定，石门揭煤工作面实施抽、排放瓦斯措施时，岩柱厚度不小于3m。对于古汉山矿缓倾斜煤层条件，每个钻孔的岩孔长度达20.1m，无效钻孔工程量大，作业时间长，而且增加了打钻难度。

如图4－60所示，布置3个探煤钻孔，采用TUX－150型液压钻机、PDC金刚石合金钻头钻进，钻进速度岩孔段0.75m／min、煤孔段达1m／min。根据钻孔所控制的各点，煤层产状为：倾角10°，煤层走向N40°E。这样从测压钻孔开孔位置至保留2m的预留岩柱地点共有48m。为防止石门进入预留岩柱，当岩柱垂距3m再向前掘进时，每掘进循环在石门工作面底部和两侧打3个超前钻孔，方向垂直煤层顶板，其超前距为2.5m，保证预留岩柱不小于2m。石门走向和煤层垂直相交，支护方式为锚网喷支护，采用光面爆破、机械装矸。

图4－64　抽放钻孔布置图

7.防治煤与瓦斯突出措施及效果考察

为解除石门揭煤工作面的突出危险性，在距煤层垂距2m处，采取针对性的防突措施，即大直径钻孔交叉抽放措施，并对防突措施进行效果检验。

（1）抽放钻孔布置

利用地面瓦斯站直接对钻孔抽放，石门工作面距煤层垂距2m处左右两帮各掘一个钻场，钻场规格为：深×宽×高＝3.02（2.4）m×2.8m×2.4m的半圆拱形巷道。两个钻场均布置14个抽放钻孔，并且空间交叉，1～10、1′、1′～10′孔交叉布置斜穿石门，终孔间距倾斜方向为4m，走向方向为0.8～1m，终孔点落在石门周边1m，在该范围内进行大强度密集均匀抽放；12～14、12′－12′－14′孔布置在石门周边3.2m，终孔间距在倾斜方向为4m，走向方向为2.2m，进行截流抽放，详见钻孔布置图4－64。岩孔直径Φ89 mm，采用PDC钻头施工；煤孔段直径为Φ150 mm，采用BZ—II型自动变径钻头施工；钻孔封孔段采用聚氨酯封固。共28个钻孔，其中钻孔穿岩总长132.62m；煤孔段总长210.1m。各钻孔参数见表4－37。(www.xing528.com)

（2）抽放参数的测试

钻孔施工结束后，立即封孔并尽快抽放，在孔口安设孔板流量计，连续测试钻孔排放瓦斯量或抽放流量，考察瓦斯抽放效果，共抽放14d，累计抽出瓦斯纯量5516.27m3。测试结果详见表4－38。

表4－37　抽放钻孔参数表

（3）抽放效果评价

①抽、排瓦斯量。石门工作面抽放范围内，打钻期间喷出瓦斯量：

Q1＝ΣQ1i＝1176（m3）

开始抽放前钻孔自排瓦斯量：

Q2＝0.2×200×101440／100＝5760（m3）

抽出瓦斯量：

Q3＝ΣQ3i＝5516.27（m3）

累计抽、排瓦斯总量：

Q＝ΣQi＝12452.27（m3）

表4－38　抽放瓦斯纯量一览表

②瓦斯抽放率。抽放范围内瓦斯储量：

Q储＝AW＝12.8×16×5.5×1.45×19.89＝34502.31（m3）

因此，瓦斯抽放率：η＝Q／Q储＝36.09%。

③残存瓦斯含量及压力。第四中车场石门揭煤工作面吨煤瓦斯含量为19.89m3／t，抽放后残存瓦斯含量为12.55 m3／t，残存瓦斯压力近似计算为0.364MPa。

④评价。根据瓦斯突出经验统计，焦作矿区瓦斯突出的最小瓦斯压力为0.6MPa，最小瓦斯含量为13m3／t，因此，从抽放后残存瓦斯含量及压力看，经过14d抽放，该石门揭煤工作面解除了突出危险性。

焦作矿区的研究试验表明，采用BZ－II150型变径钻头打钻，抽放瓦斯量较Φ75 mm普通钻孔提高1.56倍，交叉钻孔平行钻孔的瓦斯抽放量提高0.56倍。同时，随着导硐的推进，导硐巷帮的卸压范围渐向煤体内推移，有利于提高煤层瓦斯抽放效果，可见，巷旁截流交叉抽放的方式，掘进导硐和抽放瓦斯既可以平行作业，又提高了抽放效果，有效缩短了作业和抽放时间。

8.导硐施工控制

石门为净宽2.8m、净直墙高1.4m的半圆拱巷道，掘至距煤层垂距2m时，按10°角度起坡掘导硐，在顶板水平高度不变的条件下，上行掘进4.5m，导硐直墙高度1.4m，半圆拱逐渐变为圆弧拱，然后保持该规格上行掘进7.5m导硐。为保证导硐底板距煤层垂距2m，采取每掘进循环进行一次探测煤层，探孔钻进采用大功率煤电钻，确保预留岩柱的厚度。

导硐施工采用光面爆破，炸药采用乳化炸药，毫秒电雷管引爆。考虑到爆破对保留岩体的损伤作用，导硐施工爆破参数按设计要求（见表4－39、表4－40）。炮孔直径38 mm，药卷直径25～28 mm，不耦合填塞装药，不耦合系数1.62。导硐采用锚喷支护方式，锚杆为Φ16 mm×1800 mm树脂锚杆，间排距600 mm×600 mm，喷射混凝土厚度100 mm。

9.突出危险性效果检验

掘进导硐和抽放瓦斯平行作业，掘完导硐后即进行突出危险性效果检验。

（1）效检指标的选取。效果检验采用焦作矿区常用的钻屑解吸指标（△h2）钻屑量指标（Smax）和钻孔瓦斯涌出初速度指标（q），由于校检钻孔为负角度钻孔，钻屑量的采取难度大、准确率低，因此这次校检钻屑量指标仅作为参考指标。

表4－39　石门掘进爆破参数表

表4－40　导硐掘进爆破参数表

表4－41　突出效果检验一览表

（2）效果检验结果。如图4－65所示，检验孔孔数为3个，其中一号孔位于导硐中间、措施孔之间，其它两个钻孔位于导硐的两侧，终孔位置位于措施控制范围的边缘线上。效果检验结果见表4－41。

图4－65　措施效果检验孔布置图

根据《防治煤与瓦斯突出细则》及焦作矿区的实测指标，△h2，q和s值均低于相应的突出危险临界值，表明防突措施有效，采取防突措施后该石门揭煤工作面解除了突出危险性。

10.震动爆破参数及有关器材选择

（1）爆破参数及有关器材选择

①炮眼布置。震动爆破炮眼全部采用穿岩煤眼布置，炮眼进入煤层0.7m，每平方米爆破断面的炮眼数目按4～5个确定，根据导硐爆破面积布置炮眼108个，为提高爆破效果，炮眼共分为四区，第一区作为掏槽眼均垂直于导硐底板布置，其它炮眼均朝向端头方向与水平夹角54°倾斜布置（见图4－66），行列间距均为0.5m。

②雷管及炸药。雷管使用镍铬桥丝6号毫秒延期雷管，全电阻4.1±0.1Ω。第一区采用V段管首先起爆，第二区III段管其次起爆，第三区IV段管起爆，第四区V段管最后起爆。

炸药选取SMIII—3水胶炸药，药卷直径38 mm。根据焦作矿区在f＝4～6的岩巷掘进经验，水胶炸药单位消耗q岩取1.8kg／m3，q煤取0.365kg／m3，石门揭煤单位炸药消耗量按照正常掘进量的1.5～2倍确定。

爆破炸开岩柱段体积V岩＝48.72 m3；煤柱段V煤＝17.052 m3

炸药消耗量Q＝ΣViqi×（1.5～2）＝140.88～187.84kg

图4－66　震动爆破炮眼布置图

③发爆器。整个爆破网络采用大串联方式。分别计算放炮电缆、雷管和连线接触电阻，则爆破网络总电阻R＝506.132Ω。

按照雷管及计算的爆破网络电阻，初选FOF－500型多功能发爆器。性能参数为：外接网络电阻500Ω时，放电时间3.8ms，峰值电压2100V，发火冲能19.8A2·ms。

镍铬桥丝6号毫秒雷管引燃发火冲能不大于8.7A2·ms，20发串联准爆电流1.2A，考虑环境因素，按发爆器供电时间3.6ms欲达8.7A2·ms冲能，每个雷管的引爆电流为：

则发爆器最低峰值电压必须满足：

U≥2I引·R＝2×1.56×506.132＝1579.132＜2100（V）

实际达到的电流I＝U／R＝2100／506.132＝4.149＞2I引＝3.12（A）

经校核计算符合要求，确定先用FOF－500型多功能发爆器。

（2）震动放炮揭煤过程

①爆破施工工艺。震动放炮炮眼采用穿岩煤眼V字形阶梯状布置，岩石段打眼采用风1水钻，煤层段采用煤电钻，炮眼直径42 mm，共108个炮眼，炮眼成孔率100%。由于有4个炮眼排粉不净，实际爆破煤岩共装雷管104个，其中II段管16个，III段管29个，IV段管30个，V段管29个；消耗水胶乳化炸药934卷，计214.82kg；炮眼有效率96.3%。

②爆破。为提高爆破成功率，选取两组相同性能的雷管和炸药，雷管电阻选取4.1±0.1Ω，仿照井下作业条件进行地面模拟爆破，测定爆破网络电阻398.9Ω，一次引爆成功。另一组用于实际爆破，揭煤引爆地点设在一采区临时变电所。爆破网络采用大串联方式，雷管脚线之间采用并线扭接连接方式，并剪除超长部分以减小网络电阻，母线采用两根独立铜芯电缆，单根电阻1.65Ω。实际测量爆破网络总电阻为363Ω。起爆后，安全地揭开煤层。

③爆破揭煤效果。揭开煤层后，沿—5°坡度清理爆破炸开的煤岩，共清理煤岩224车。清理后可见揭煤巷道断面揭露煤层高度1.1m。

由于剪短了雷管脚线，降低了网络电阻，保证了爆破网络的正常起爆；同时，除掏槽眼外，其它炮眼均朝端头方向倾斜布置，取得了良好的爆破效果。

11.过煤门掘进

石门揭煤后的煤门巷道长度为12m。为防止煤。门掘进瓦斯突出，清矸完毕后，在保留巷旁截流钻孔继续抽放的同时，采取“四位一体”综合防突技术措施进行煤门掘进，防突措施采用排放钻孔措施，钻孔直径65 mm，孔长12m，孔数24个，检测掘进循环进度为6m。经两个防突措施加效果检验、掘进作业循环，测得此两个检测循环的瓦斯突出效检指标最大值分别为△h2max＝196Pa，Smax＝3.6kg／m，qmax＝4.661／min·m，小于突出临界值，防突措施有效，实现煤门安全掘进。

12.现场应用及经济效益分析

现场应用单位是焦作矿务局古汉山矿，该矿为基建矿井，1991年12月开工，设计生产能力120万t／a，1998年矿井计划投资1.2亿元。目前，11采区主要巷道已全部贯通，局、矿决定首先在第三、四中车场揭开煤层，尽快准备出采煤工作面进行试生产，但突出煤层揭煤采用传统防突工艺势必延长揭煤工期，因此，石门快速揭煤成为矿井早日投产需要解决的首要技术难题。

（1）石门揭煤工作面突出危险性评价

第三、四中车场揭煤点埋深分别为452.5m和500.2m，在矿井范围以浅部开采的位村矿、白庄矿和吴村矿等生产矿井皆为突出矿井，参照邻近矿井，石门揭煤工作面具有煤与瓦斯突出危险性。揭煤前进行瓦斯压力测定，第三中车场实测煤层瓦斯含量W＝21.1m3／t·r，瓦斯压力P＝0.75MPa，煤的最小坚固性系数f＝0.81，△P＝17；第四中车场实测煤层瓦斯含量W＝22.94 m3／t·r，瓦斯压力P＝1.0053MPa，煤的最小坚固系数f＝0.25，△P＝8.4；按照《防治煤与面瓦斯突出细则》规定方法预测，两个石门揭煤工作面均为突出危险工作面。在测压钻孔和石门揭煤抽放钻孔共58个钻孔的施工过程中，共有24个钻孔发生了严重的喷孔动力现象，揭开煤层后采用排放钻孔措施并进行效果检验的综合防突措施掘进，统计刚开始进入煤层的60m煤巷，共进行12次防突措施效果检验，检测超标5次，qmax＝16.48L／min，△h2max＝588Pa，Smax＝5.2kg／m，效检超标率达42%，进一步证明了两个石门揭煤工作面具有严重的突出危险性。

（2）石门短导硐揭煤工艺

在深入探讨石门揭煤突出机理的基础上，详细考察本煤层瓦斯涌出规律，研究了石门揭煤的方式、导硐布置、瓦斯抽放方式和预留岩柱抵抗突出作用，创造性地提出石门短导硐揭煤新工艺，即巷旁抽放截流、巷内大直径交叉钻孔抽放，尔后短导硐震动放炮揭开煤层。研究的揭煤新工艺为：掘进钻场→施工抽放钻孔→抽放瓦斯→导硐掘进→效果检验→震动放炮揭开煤层→清理、支护→煤门掘进，完成揭煤工作。

新的揭煤工艺以科学方法确定石门揭煤最小预留岩柱厚度为2m，使抽放瓦斯钻孔的无效岩孔长度减少167.2m，降低了打钻难度，每个石门揭煤工作面缩短打钻时间20d，虽然两个揭煤地点多做4个钻场共增加10.2m岩巷，但采用12m长的短导硐揭煤，导硐总长度减少16.2m，共少掘进岩巷6m，岩巷施工工期节省4d。特别是采用巷旁截流抽放、巷内大直径交叉钻孔抽放瓦斯防突措施，强化了瓦斯抽放效果，卸压防突作用显著，同时，巷内大直径交叉钻孔抽放瓦斯和掘进导硐平行作业，掘进导硐、震动放炮和煤门掘进时巷旁截流钻孔可以连续抽放，可积极预防石门揭煤时的延期突出和过煤门连续突出，大大缩短瓦斯抽放时间。第三、四中车场石门揭煤工作面分别仅用26d和28d即安全完成揭煤工作，解决了缓倾斜严重突出煤层石门快速揭煤技术难题。

（二）梁北矿总石门揭二1煤排放钻孔施工

梁北矿位于禹州市区以南6公里，设计能力90万t／a，主采二1煤层，单水平上下山开采大巷标高－550m。地质精查报告指出主采二1煤层属高瓦斯煤层，煤层松散易碎，其测压孔柱状如图4－67和图4－68所示。

图4－67　3＃测压孔地质柱状图

按原煤炭部1995年《防治煤与瓦斯突出细则》第27条规定：“新井建设时期，应由施工单位测定煤层瓦斯压力（p）瓦斯放散初速度（△p），煤的坚固系数（f）等基本参数，并根据揭穿各煤层的实际情况，重新验证煤层的突出危险性。”该矿在总石门钻1，3号孔对二1煤产状探测及瓦斯地质参数进行测试。其情况：

图4－68　1＃测压孔地质柱状图

1.现场地质和巷道条件

根据附近1518勘探孔资料，施工地点地层倾向196°倾角10°二1煤层厚5.8m，二3煤层厚0.36m，碎块状，两煤层间为泥岩，砂质泥岩和粉砂岩层厚9.8m，二3煤顶板为中粒砂岩（大砂岩）厚13.7m，本工程探煤钻孔，在砂岩中开孔。

总石门巷道为半圆拱形，宽4.8m，高4.5m，墙高1.5m。工作面为局扇供风供风量，应满足钻孔揭煤期间对风量的要求。

2.钻探工作

前探布置两个钻孔，1＃孔与地层垂直，3＃孔与地层斜交，两孔见煤点距离为10.6m，钻孔参数如表4－42所示。

表4－42　探煤孔布置参数

两孔结构相同，均用ф110 mm开孔管开孔至1.0m，孔口管用水泥固定后，换用ф75 mm金刚石钻头钻进砂岩和砂质泥岩地层。进入煤层后加装ф75 mm取煤器取煤，钻进至二1煤层底板后仍用ф75 mm金刚石钻头钻进1.0m结束。梁北矿总石门揭煤剖面如图4－69。

3.二1煤瓦斯压力参数测试

（1）钻探期间瓦斯动力现象

图4－69　梁北矿总石门揭煤剖面图

在钻进期间，两个测试孔瓦斯动力现象明显。

其中3＃孔在2月15日至22日8天内，在煤层内钻进共5.43m，喷孔4次，基本上每钻进1米就发生1次喷孔。喷孔时每间隔10～30秒喷出1次，喷后孔内水回流，造成吼声不断。每次喷孔后孔口相继向外冒黄烟、红烟和青烟，高度达0.3m，孔口瓦斯浓度达到9%以上。由于钻孔倾角为43°，利于向远处喷出。喷出最远18m，最高3m。喷出煤屑直径一般在0.5～3 mm，最大可达50 mm，共喷煤1.5吨。

1＃孔于2月28日至3月2日在煤层内钻进，持续48小时喷孔。由于煤层敞开时间较短，喷孔较3＃孔更加强烈。由于钻孔倾角77°，利于向高处喷出，最高喷至巷道顶板。喷孔现象与3＃孔相同。喷出煤量超过5吨。

两个孔瓦斯喷孔的共同特点是喷孔强烈，喷煤量多。钻孔由顶板刚进入煤层时不喷孔或喷孔微弱，当进入煤层2.0m即煤层中部时，喷孔十分强烈。存在“滞后”喷出现象，在今后防突工作中要注意防范。喷孔时孔口瓦斯浓度一般超过8%，巷道内瓦斯浓度一般低于0.4%。

经对喷出煤观察发现，二1煤总体上比较破碎。3＃孔揭露煤层中部有一层夹矸。夹矸上部煤层光亮，下部暗淡而破碎。

（2）钻孔瓦斯压力测试结果

钻孔现场瓦斯压力测试采用MD－1型瓦斯压力测定仪。

3＃孔测压时间为2月26日至3月11日共13天，1＃孔测压时间为3月4日至3月11日共7天。测压期间仪器胶囊封孔压力2.5～4.0MPa。

3＃孔由于钻进时煤层敞开时间过长，测压初期压力上升过缓，后期最大压力值上升并稳定至0.8MPa。

1＃孔测压经过采取补气等有效措施。7天内最大压力也上升至0.8 MPa。

4.室内瓦斯地质参数测试

两孔各取煤样2Kg以上，由平煤集团瓦斯研究所在室内测试煤的坚固性系数（f）和煤的瓦斯放散初速度指标（△P）。

测试结果见表4－43。

表4－43　室内瓦斯地质参数测试结果表

5.本区二1煤突出危险性计算

按照原煤炭部颁发的《防治煤与瓦斯突出细则》第30条规定，将本次室内测试结果代入公式计算综合指标D、K值如下：

D＝（0.0075H／f－3）（P－0.74）＝（0.0075×700／0.33－3）（0.8－0.74）

＝0.77

K＝△P／f＝10／0.33＝30.3

D、K值均远远超过0.25和15的临界值。瓦斯压力测试结果，本区二1煤最大瓦斯压力已达0.8MPa，超出《防治煤与瓦斯突出细则》规定的临界值0.74MPa，应按突出煤层处理。

6.石门揭煤排放瓦斯钻孔施工

通过1＃、3＃前探钻孔瓦斯测试结果，认定本煤层为瓦斯突出煤层揭煤时必须采取防突措施。在总石门掘进距二1煤剩3m岩柱时，停止掘进，在工作面和底板共布置5排瓦斯排孔35个和两排效果检查孔4个，钻孔总进尺946.9m，其平剖面位置如图4－70和图4－71所示。

在石门穿过二1煤层时，仍需采取防突措施，在巷道顶板见二1煤顶板时，停止掘进，在工作面布置3排瓦斯排放钻孔15个和1排效果检验孔二个，钻孔进尺168.9m，各孔平剖面位置如图4－72所示。施工钻孔总进尺1128.8m。

图4－70　梁北矿总石门揭煤排放孔布置平面图

图4－71　梁北矿总石门揭煤排放孔布置剖面图

石门揭煤前瓦斯排放孔，采用杭州产SGI－JA150型液压全方位钻机和西安产MK－50型液压全方位钻机，前者打最上一排水平孔，后者打剩余钻孔。

为加快钻孔速度，在岩石段采用潜孔锤钻进，锤头直径95 mm，要求风压大于5kg／cm2，风量6m3／min钻至接近煤层顶板后，石门过煤门段瓦斯排放孔用风煤钻钻进，开孔至终孔直径均为75 mm，钻孔见煤层底板1m后停钻。在整个钻进过程中，要注意设计孔深，不要把夹矸误认为底板而提前终孔。

7.施工安全技术措施

施工期间除严格执行防突安全技术措施有关要求外，还需执行以下措施：

（1）钻孔的开孔位置，倾角和方位角必须严格按设计参数落实，不得随意更改。

（2）钻孔施工按编号顺序进行，即由一边到另一边，打岩一排后再打另一排，防止形成集中应力。

（3）施工地点必须保证双风筒供风风量大于300m3／min，不能间断。

（4）施工地点必须设自动警报器一台和10%瓦斯鉴定器一台，每班至少观测十次并做好记录。当孔内出现异常时，要加密观测。

（5）现场施工人员必须按规定佩戴安全帽，隔离式自救器等，钻孔揭煤期间不得穿化纤衣服，不得佩戴电子表，石英表等不防炸电器。

（6）钻进中每班记录进尺煤岩长度和孔内安全情况以及巷道内瓦斯浓度。

（7）当总石门回风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%，都必须停止工作，撤出人员。

（8）钻进揭煤时，如发生喷孔等异常现象，要及时停钻停电，用10%瓦斯鉴定器检查巷道内瓦斯浓度超过1%时马上撤人，直到瓦斯浓度低于0.5%方可继续钻进。

（9）在煤层中钻进要严格控制进尺速度，保证孔内瓦斯喷出时，巷道瓦斯不超限。

（10）避灾路线：钻孔施工现场→总石门→井底车场→主井→地面

总之，该石门揭煤工程于1999年2月开始到1999年5月结束，历时三个月顺利、安全通过探煤，揭煤施工任务，未发生煤与瓦斯突出灾害。

图4－72　过煤门段钻孔布置平剖面图