松软高突煤巷快速掘进综合防突技术

李 辉 陈良华

（1.河南理工大学安全科学与工程学院，河南省焦作市，454000；2.义煤集团新义矿业有限公司，河南省义马市，472300）

松软高突煤巷快速掘进综合防突技术

李 辉1陈良华2

（1.河南理工大学安全科学与工程学院，河南省焦作市，454000；2.义煤集团新义矿业有限公司，河南省义马市，472300）

为了改变新义矿12041工作面运输巷道掘进时突出危险性高、巷道掘进困难、掘进速度缓慢的现状，根据工作面地质条件，结合矿井瓦斯防治理论，提出工作面区域防突及局部防突相结合的综合防突技术，并进行了现场试验。试验结果表明：综合防突技术能使运输巷道掘进面及两帮煤体的集中应力向深部转移，煤体裂隙增多，煤体内的瓦斯能量得到有效释放，消除或降低巷道掘进时煤体突出的危险性，有效降低了瓦斯超限几率，提高了巷道掘进速度。

高突煤层 巷道掘进 防突技术 大孔径钻孔

1 工作面概况

义煤集团新义矿12041工作面埋深为630～663m，工作面构造简单，褶皱宽缓，总体上呈一单斜形态。根据地面三维地震勘探资料，该工作面内无较大的断层等地质构造。煤层直接底为深灰色砂质泥岩，平均厚度约4.6m；老底为硅质泥岩，平均厚度为2.61m。煤层的伪顶为炭质泥岩，厚度为0～2m，直接顶为砂质泥岩、泥岩，平均厚度约8.2m；老顶为砂岩，平均厚度约14.2m。开采煤层为二1煤层，煤质松软，煤坚固性系数f为0.22～0.65，平均值为0.35。瓦斯放散初速度ΔP为15.0～28.0Pa，具备发生煤与瓦斯突出的煤体结构条件。

12041工作面运输巷道位于工作面东部，主要负责12041工作面回采时的通风、行人、运输。巷道设计长度为957m，采用36U型棚进行支护，棚距为500mm，掘进断面为半圆拱形，断面积为18.2m2（下宽6060mm，高3970mm），净断面16.1m2。在12041工作面运输巷道施工3个测压孔测该工作面的原始瓦斯压力，最高值为1.5MPa，超过指标规定。运输巷道揭煤施工排放钻孔过程中，测定了部分排放孔钻屑瓦斯解吸指标（△h2），对该工作面的突出危险性进行了预测，其中最大值为200Pa（解析指标临界值150Pa干煤）。

综上所述，该工作面具有煤与瓦斯突出危险性，在巷道掘进过程中必须执行区域防突与局部防突相结合的综合防突技术。

2 综合防突技术

2.1 煤巷区域防突技术

结合煤层赋存和12041工作面实际情况，采用底板穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突技术。钻孔施工好后，先用高压水冲刷煤孔段孔壁，将煤层冲出一个直径0.5～1.2m的孔洞，给煤层提供一个充足的碎涨空间，从而使煤层内压力充分释放，最后封孔预抽煤层瓦斯。12041运输巷道进入底板穿层钻孔控制区域前的巷道掘进采取顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯的区域综合防突技术。

2.1.1 区域防突技术

（1）区域防突控制范围。该巷道掘宽6m，根据《防治煤与瓦斯突出规定》近水平煤层区域措施必须控制巷道两帮各15m，总控制宽度36m；由于两钻场间距为25m，钻孔控制交叉距为5m，因此钻场左右控制长度取30m，则措施孔控制范围为36m×30m，区域防突孔布置及控制范围见图1。

图1 区域防突孔布置及控制范围

（2）孔底间排距及钻孔数量的确定。根据水力冲孔经验，钻孔水力冲孔后近3d的有效影响半径在6～8m之间。因此，在运输巷道两帮15m范围内，采用间距6m的网格式冲孔＋抽放钻孔（钻孔间距为终孔点间距）。巷道掘进期间，每个钻场内先布置7排孔，每排5个，钻孔具体施工参数见图1，孔径均取133mm，孔深在12～40m之间。

（3）钻场布置。12041运输巷道底板瓦斯抽排巷每隔25m布置1个钻场，钻场规格为宽4.5m、高3.5m、深4.5m。钻场掘进防突措施按工作面掘进局部防突措施执行。

（4）12041底板巷布置。12041工作面运输巷道底板瓦斯抽排巷与12041工作面运输巷道呈外错布置，错距20m，布置在二1煤层底板的泥岩中，掘进过程中巷道顶板距二1煤层底板保持5～9m厚的安全岩柱。

2.1.2 水力冲孔

（1）施工顺序。打钻→判别煤层位置→冲整个煤段→返水变清→钻孔透视仪观测孔洞形状。

（2）孔径。为便于排渣，孔径取133mm。

（3）孔深。实际孔深为穿透煤层进入煤层顶板0.5m位置设计孔深。

（4）冲孔压力。第一遍冲孔压力为10～15MPa，第二遍压力为15～25MPa。

（5）冲孔煤量。每个钻孔冲出煤量不得小于每米1t，且每米冲出煤量不得小于5m。

（6）技术要求。冲孔前安装防喷装置，将喷嘴送到煤层预定位置，设定泵压在15MPa，开泵进行水力冲孔，然后从外向里逐渐冲孔，同时转动钻杆，并抽拉钻杆，以利于排渣，冲孔后可从里向外再冲孔，采用边进边退的方法，直至出清水为止。为防止埋钻和憋孔，可控制冲孔速度或间歇式冲孔，但大量出煤期间，不能停钻，加钻杆可在出煤量较小且返水量正常时进行。发生憋孔时可停止供水，但不能停钻，以利于排粉。

（7）水、煤和气分离。冲出的煤、水和瓦斯主要通过防喷装置分离，分离出的瓦斯直接通过抽放系统抽走，煤和水进入沉淀箱，煤沉淀在沉淀箱里，水从沉淀箱流入水沟，再进入沉淀池二次沉淀。剩余的瓦斯气体在沉淀箱内被抽走。煤粉通过矿车直接运走，或先装袋再通过矿车集中运输。

2.1.3 瓦斯抽放

（1）每个钻孔冲孔结束后必须立即连管抽放，每个钻孔必须安设孔板，以便于测瓦斯参数。

（2）根据冲孔原理和邻近矿井冲孔经验，在冲孔结束后的抽放过程中，瓦斯浓度会由小到大，再由大到小衰减。当钻场冲孔结束后，待每个钻孔瓦斯浓度降至0.5%以下时，方可进行区域防突措施效果检验。

（3）效果检验指标超临界值后，拆除抽放管进行二次冲孔。

2.2 掘进面局部防突技术

为保证工作面掘进过程中的施工安全，在巷道掘进过程中，若区域验证为有突出危险时，必须采取局部防突措施，经过效果检验判定为无突出危险时，采取安全防护措施后进行掘进作业。

2.2.1 煤巷掘进局部防突技术

根据巷道煤层的实际厚度，采取不同的局部防突措施孔设计参数。

（1）抽放孔布置及数量的确定。

①布置方式。根据钻机情况，为提高打钻效率，抽放孔按矩形布置，开孔位置根据巷道断面煤层位置确定。

②数量。措施孔控制到巷道两帮5m，按照影响半径，当煤厚小于等于8m时按3排、9列，共布置27个孔，最大孔底间距为2008mm×3000 mm，当煤厚大于8m时按4排、9列，共布置36个孔，最大孔底间距为2008mm×3000mm，孔口间排距为600mm×400mm，符合《防治煤与瓦斯突出规定》及有关规定。

③孔深。根据孔深与抽放效果关系，抽放孔投影深度取15m，孔径ø89mm，超前距10m。

④煤层厚度变化较大时局部防突措施孔。煤层厚度小于2m时，只施工1排钻孔，俯（仰）角同煤层倾角；煤层厚度在2～6m时，施工2排钻孔；煤厚大于等于6m，小于等于8m时，施工3排钻孔；煤厚大于8m时，施工7排钻孔。

（2）技术要求。每施工1个抽放钻孔，都要及时采用简易封孔器或聚氨酯进行封孔（必须保证封孔严密不漏气），连管抽放，当最后一个抽放钻孔施工结束抽放2h，全部钻孔停抽1h后方可效检。

2.2.2 全岩掘进防突技术

12041工作面运输巷道掘进过程中，由于煤层赋存变化较大，可能出现全岩掘进，为保证巷道全岩段掘进时的安全，采用超前探测防突措施。在掘进前，必须在掘进工作面沿巷道掘进方向，施工1～3个探测孔，探测孔孔深15m，掘进必须在探测范围内进行，并留不小于5m的超前距，同时每个掘进循环（1m）施工3个短探孔，孔径为42mm，孔深4～5.6m，超前距不小于3m，不见煤可掘进1m；探测到煤时，根据煤层情况按揭煤要求制定专项措施。

3 工作面防突效果检验

3.1 验证指标及临界值

综合防突验证指标及临界值见表1，有一项超标即为有突出危险。

表1 防突验证指标及临界值表

3.2 防突技术效果验证要求

（1）工作面进入无突出危险区时，进行连续区域验证。

（2）掘进工作面每推进5m进行一次区域验证。

（3）每3个验证循环必须在工作面施工一个深25m（超前距10m）的超前钻孔或采用超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。

（4）当区域验证为无突出危险时，必须采取安全防护措施后才能进行掘进，首次进行验证时，掘进前保留10m的预测超前距。

（5）只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发生了突出预兆，则该区域以后的掘进过程必须执行局部综合防突措施。

3.3 工作面防突措施效果检验孔布置及规定

主巷效检孔控制巷帮4m，效检孔孔径42mm，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，其他钻孔的终孔点必须位于巷道断面两侧轮廓线外4m处。校检孔按照煤厚分为：煤厚0～4m时按照3个校检孔布置；4m以上按照五花孔（即在巷道正中间上、下各增加一个校检孔）布置，钻孔布置见图2。

图2 主巷效果检验孔布置图

进行效检必须符合如下规定：

（1）在掘进工作面施工ø42mm、深15m的钻孔，中孔沿掘进方向，两个边孔的终孔应位于巷道轮廓线以外4m。

（2）检验孔应尽可能布置在最软的软煤分层中，并应布置在措施孔之间，距措施孔不得小于0.3m。

（3）中孔在2m、4m、6m处，边孔在3m、5m、7m处分别依次测定△h2。

（4）校检孔全部测定q值。钻孔深2m后，每米测定一个q值。

（5）校检孔全部测定钻屑量。钻孔深2m后，每1m测定一次钻屑量。

（6）测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度1m，并做到封严不漏气，封孔气压不低于0.2MPa，测定工作在2min内完成。

4 结论

区域防突技术给运输巷道两帮煤体提供一个充足的碎涨空间，从而使煤层内压力充分释放，使煤体集中应力向深部转移，防突孔控制范围内应力减弱，煤体裂隙扩张、增多，工作面前方煤体透气性系数增大，瓦斯抽放效果显著。

综合防突技术使煤体内的瓦斯能量得到有效释放，消除或降低巷道施工掘进时煤与瓦斯突出的危险性，有效降低了瓦斯超限几率，提高了巷道掘进速度，在巷道施工掘进过程中，取得了较为理想效果。

［1］ 国家安全生产监督管理总局.煤与瓦斯突出矿井鉴定规范［M］.北京：煤炭工业出版社，2007

［2］ 国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定［M］.北京：煤炭工业出版社，2009

［3］ 孔留安，郝富昌，刘明举等.水力冲孔快速掘进技术［J］.煤矿安全，2005（12）

［4］ 俞启香.矿井瓦斯防治［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1992

［5］ 林柏泉，张建国.矿井瓦斯抽放理论与技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2007

［6］ 谢文强，李焕.煤层钻孔瓦斯抽放参数模拟与应用［J］.中国煤炭，2012（4）

Integrated outburst－prevention technology in quick tunneling in soft high－outburst coal roadway

Li Hui1，Chen Lianghua2
（1.College of Safety Science and Engineering，Henan Polytechnic University，
Jiaozuo，Henan 454000，China；2.Xinyi Mining Co.，Ltd.，Yima Coal Industry Group，Yima，Henan 472300，China）

In order to change the status quo of high outburst danger，difficult and slow driving in haulage roadway tunneling in 12041face in Xinyi Mine，the paper puts forward the integrated outburst－prevention technology which combines the working face regional outburst－prevention with the partial outburst－prevention，basing on the working face geological condition and mine gas prevention theory，and does a in－situ test.The test results show that the integrated outburst－prevention technology makes the concentrated stress of the haulage roadway tunneling face and the two sides？coal move to the deep area，and increase the fissures in coal body，which will make gas energy release effectively，and eliminate or reduce the coal outburst danger in tunneling，so the gas overrun rate is effectively reduced，and tunneling speed is improved.

high－outburst coal seam，tunneling，outburst－prevention technology，large－diameter borehole

TD713.3

A

李辉（1978－），男，河南开封人，硕士研究生，讲师，毕业于河南理工大学安全技术及工程专业，从事矿井瓦斯防治、矿井降温与除尘方面的研究。

（责任编辑 张艳华）