快速渐进式石门揭煤技术方案.docx

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快速渐进式石门揭煤技术方案

快速渐进式石门揭煤

技术方案

一.研究的目的和意义

我国是世界上煤与瓦斯突出最严重的国家之一，目前约有250对突出矿井，突出总次数超过2万次左右。

在全国煤矿所发生的各类突出事故中，石门工作面所发生的平均突出强度最大，高达316t/次；在我国发生的突出吨数达到千吨以上的特大型突出事故中，其中石门揭煤工作面所发生的突出比例高达77%。

世界上最大最强的煤与瓦斯突出是发生在前苏联时期的顿巴斯矿区加加林矿，石门揭煤所发生的突出量高达14000t；在我国发生的最大一次突出是在天府矿务局三汇坝一井石门揭煤过程所发生的，突出的煤炭含量达12780t，突出的瓦斯量为140万m³。

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。

由于石门揭煤过程中所需时间最长、突出危险性最大，石门揭煤已经成为煤矿安全生产过程中的难点和采掘部署的瓶颈重点。

石门揭煤的最大特点就是在煤层揭露之前，煤体瓦斯处于原始状态，一旦揭开，暴露面处的煤体内极易形成较高的应力和瓦斯压力梯度，再加上煤体与岩体的交界面处岩性突变，因此在石门揭煤时最容易发生突出，并且容易发生大型的突出。

针对我国煤矿突出灾害，虽然国家提出了突出预测、局部防突措施、措施效果检验、人身安全防护之“四位一体”的综合防突措施，但仍然存在安全技术支撑不足，“四位一体”的石门揭煤过程如图1所示。

1）在石门距煤层10m垂直岩柱处施工测压孔和探煤孔，确定煤层原始瓦斯压力和突出危险性以及煤层所在位置及其赋存状态；2）在距离煤层7m处，采取各种防突措施，经过一定时间后，进行指标检验，如果指标不超，可以继续掘进；3）在距离煤层5m范围内，进一步检验验证，如果超标，则必须进一步采取各种防突措施，并经过一定时间后，进行进一步的指标检验，如果指标不超，可以进一步掘进；4）当掘进至距煤层法向距离2m时，准备好各种安全防护措施，并采用全矿井撤人断电，一次性放炮揭开石门。

目前的揭煤技术存在两大难题:

一个是传统揭煤技术侧重于安全角度而存在揭煤速度慢，揭煤时间长的问题，一个是防治措施不到位而致安全性不够。

由于揭煤时间长，揭煤过程复杂，平均揭煤时间达到110～257d。

总体上，在石门揭煤过程中研究一种技术可行、经济合理、生产安全的快速揭煤技术有很大的理论和应用价值，既能提高揭煤速度、减少措施工程量、缩短工期，又节约了成本，缓解了安全投入少的压力，寻求一种快速揭煤技术即为本项目的主要研究内容。

目前国内外石门揭煤防突技术主要包括：

瓦斯预抽、水力冲孔、高压注水、排放钻孔、金属骨架和震动放炮等措施，每一项措施在一定的适用条件下均取得了较好的效果。

保证揭煤安全的前提下，为了提高揭煤效率，急需立项开展有关

图1正常石门揭煤作业过程

快速渐进式石门揭煤技术的研究，该项目主要针对现场瓦斯压力和防突参数快速测定，各种防突技术综合利用及其相互有机配合，减少各种防突技术的施工及其消突周期，同时在揭煤过程中完全保证揭煤的安全可靠。

做到以下几点：

瓦斯压力及突出参数测定时间短、各种防突技术施工快、消突效果好以及一次性揭煤过程安全可靠。

针对以上问题，在对各石门揭煤突出危险性指标测定的过程中，我们对测量不确定度的来源进行了分析，分别建立了评定各突出预测指标测量结果不确定度的数学模型，对各预测指标的测定结果进行了测量不确定度评定。

提出比较完善的快速渐进式石门揭煤技术方案，研究快速渐进式石门揭煤技术的原理，确定煤层突出危险性多参数综合指标预测标准以及预测孔的立体化布置，建立可移动式安全屏障区，并确定其范围。

在安全屏障区的掩护下，采取浅掘浅进的方式揭开煤层，安全性大幅度提高的同时，揭煤时间也大大缩减。

采用快速渐进式石门揭煤技术，可将时间缩短至15～30天。

二.石门揭煤过程突出防治技术研究现状

现在，大多数学者和现场所接受的煤与瓦斯突出机理是综合假说。

综合假说认为突出是瓦斯、地应力和煤的物理力学性质三个因素综合作用的结果。

地应力场中的高应力区及应力梯度区使煤层或围岩既积聚了足够的弹性变形潜能，又控制了瓦斯压力场，往往能够全断面、瞬间地将煤体顶出煤层的高瓦斯压力区和低透气性区。

因此，以消除地应力和瓦斯压力为主要目的，兼顾改变煤体结构状态及其力学性质研究新的高效快速防突技术很有必要。

目前揭煤防突技术主要包括：

预抽煤层瓦斯或排放瓦斯、水力冲孔、煤层固化配合金属骨架等，每一样技术措施均有其突出的特点和特殊的使用条件，但总的原则应该是瓦斯压力和地应力下降，煤体得到充分卸压而失去突出危险性。

预抽煤层瓦斯或排放瓦斯的防突措施是非常有效的，但是也存在以下不足：

1）为了确保揭煤巷道周边的煤体得到充分的卸压，需要的瓦斯预抽和排放时间较长。

2）需要布置的钻孔数较多，打钻施工时间长。

3）由于钻孔数较多，煤体也受到钻孔的较大破坏，抵抗煤与瓦斯突出的能力大大消弱。

4）巷道成型不好。

因此，该措施要求煤层有较好的透气性，并且有大于3个月的排放瓦斯时间，否则，达不到高效快速防突的目的。

水力冲孔也是一种非常有效的防突措施，它是在进行采掘之前，以岩柱或煤柱作为安全屏障，利用钻机打孔，通过钻头的切割和高压水射流冲击煤体，激发煤层发生可控制的喷煤喷瓦斯。

当部分煤体和瓦斯从形成的孔洞中排出后，孔洞周围的煤体内发生变形，地应力降低，透气性增高，大量的瓦斯从中渗流出来，—定范围内的煤层中瓦斯压力及瓦斯含量降低，强度提高，相应的初始释放瓦斯膨胀能降低，从而使煤体失去突出能力。

由于水力冲孔是通过钻孔进行的，钻孔排瓦斯通道有限，当孔内连续发生喷煤喷瓦斯的时候，孔洞中的压力就会升高，阻碍突出的进一步发展。

当煤和瓦斯沿管路排出一些后，压力下降，又可能产生新的突出。

因此这种突出是受管路排放煤和瓦斯的能力控制，是一种人工控制的突出，适用于有自喷能力的突出危险煤层，在技术上要求较高，同时也要求具有实施这一措施的足够时间。

煤层固化配合金属骨架，该防突技术措施为：

向突出煤层压注固化剂，可提高煤体强度，同时配合金属骨架，增强煤体抵御突出的能力，阻止瓦斯潜能转化为突出动能。

该防突技术克服了常规措施的不足，它不仅减缓了煤体弹性能和瓦斯潜能的释放，并着重加强了煤体的自身承载能力和对突出的抵御作用。

三.本项目研究的技术路线

本项目采用理论分析、实验研究、数值模拟和现场跟踪考察及现场实测等手段开展研究。

图2课题研究的技术路线

四.主要技术方案

本项目采用理论分析、实验研究、数值模拟和现场跟踪考察及现场实测等手段开展研究。

提出比较完善的快速渐进式石门揭煤技术方案，从快速渐进式石门揭煤技术的原理出发，确定煤层突出危险性多参数综合指标预测标准以及预抽孔和预测孔的合理化布置，同时建立可移动式安全屏障区，在安全屏障区的掩护下，采取浅掘浅进的方式揭开煤层，在安全性大幅度提高的同时大大缩减揭煤时间。

有关防突技术方案制定的原则:

①部分卸除煤体的应力，将集中应力区推移至煤体深部。

②部分排除煤体中的瓦斯，降低瓦斯压力，减小工作面前方的瓦斯压力梯度。

③增大煤体的承载能力和稳定性。

④改变煤体物理力学性质，使其不易于发生突出，如煤层注水后，煤体湿润，弹性减小，塑性增大，使突出不易发生。

⑤改变采掘工艺条件，使采掘工作面前方煤体应力和瓦斯动力学状态平缓变化，达到工作面本身自我卸压。

如渐进渐掘，间歇作业等，皆属此类。

防突技术方案主要包括：

1）原始瓦斯参数、突出危险性分析以及突出指标确定；2）瓦斯抽放半径的考察及钻孔布置与瓦斯抽放消突时间的确定；3）抽放孔加注固化剂；5）巷道周边增加金属骨架；6）一次性放炮揭煤。

4.1原始瓦斯参数、突出危险性分析以及突出指标确定

石门揭煤的突出预测指标种类较多，其表现形式也各种各样，但是这些预测指标中，往往又具有一些共同的特征。

初始释放瓦斯膨胀能、K1和Δh2能够直接反映煤层突出的各种影响因素，现将突出预测指标分为如下三类：

1）单项指标

进行预测时，只能够反映对象某一方面影响的指标。

由于它不能全面反映影响对象的各因素，因此很少单独使用。

一般是由多个单项指标组合在一起形成组合指标，进而对对象进行预测。

如赋存深度H、瓦斯压力P、瓦斯放散初速度ΔP、煤体的坚固性系数f等。

（1）地应力

突出与地应力、瓦斯压力和煤体强度这三项因素有关，但地应力这一因素现场很难直接测定，尤其是软煤层内的地应力目前还没有办法测定。

因此，在煤与瓦斯突出预测中一般使用其它指标来反映地应力的作用，其中比较有代表性的就是煤层的赋存深度H指标。

H指的是煤层的埋藏深度。

随着煤的埋藏深度的增加，上覆岩层的重量逐渐增加，此时煤体所受的自重应力也相应的增大。

它反映的是仅仅是上覆岩层引起的地应力。

地应力包括煤层的自重应力和构造应力，尤其是对煤与瓦斯突出过程起作用的地应力，它还包括煤矿井下由于采掘等各种人工影响而所产生的应力集中和叠加。

在这种情况下，单纯的用埋藏深度来反映地应力在突出中的作用是不全面的。

大量的煤与瓦斯突出的统计资料表明，煤与瓦斯突出往往发生在地应力异常的区域，这些地方的自重应力的大小相对于构造应力往往相差一个数量级。

这时，使用埋藏深度H这个指标来反映地应力在突出中的作用，其实是不准确的。

（2）瓦斯压力

根据煤体质点在突出中的能量耗散规律，在地应力完成了对煤体的破坏后，煤体能否抛出并形成突出就只取决于其释放出的瓦斯能的大小。

而我们知道，煤层的瓦斯压力是决定瓦斯能大小的主要因素。

瓦斯压力越大，煤层暴露后释放的瓦斯能越大，相应的突出危险性也就越高。

因此，使用煤层瓦斯压力来作为评定突出危险性大小的一个指标是有一定的理论依据的。

（3）煤体强度

在煤与瓦斯突出的发生、发展过程中，就煤质自身而言，人们公认的观点只有两个因素：

一是煤放散瓦斯的能力。

在突出的最初一段时间内煤中所含的瓦斯放散出的越多，在突出过程中就越容易形成携带煤体运动的瓦斯流，其突出危险性也就越大；相反，如煤中含有大量瓦斯，但在短时间内放出的量很小，那么这种煤虽含有大量瓦斯，但不易形成瓦斯流，其突出危险性也就较小。

二是煤的强度。

强度越大越不容易破坏，对突出发展的阻力就越大，突出的危险性就越小；相反，煤的强度越小越易破坏，其阻力就越小，破碎所需的能量就越小，突出危险性也就越大。

在反映煤体强度的指标中比较有代表性的是Δp指标和f指标。

Δp是煤的瓦斯放散初速度。

它是指在1个大气压下吸附瓦斯后第45～60s期间向真空环境释放的瓦斯放散量P2与第0～10s内放散量P1的差值，反映了煤放散瓦斯的能力。

煤体对瓦斯的解吸和吸附是互为可逆的过程，因此煤体释放瓦斯的能力与吸附性能也是成正比的。

煤对瓦斯的吸附能力越强，它在1个大气压下吸附后的瓦斯含量就越大，相应的Δp指标就越大。

即瓦斯放散初速度随煤的变质程度增高而增大，这一点也已经由大量的实验证明。

从这方面来看，Δp指标是能够反映煤的上述因素对突出的影响的。

f是煤的坚固性系数，是反映煤体这种颗粒状固体力学性质的一种相对指标。

其值越大，表示这种煤体越稳定，在外力的作用下越不容易破碎，在同样的地应力和瓦斯压力下越不容易发生突出。

f指标所反映的是上述两因素中的第二个。

突出是在地应力、瓦斯压力作用下，发生在软煤中的一种动力现象。

也就是说，大量强度较低软煤的存在是突出发生的前提。

因此，煤的坚固性系数是预测煤层有没有突出危险的重要参数。

2）综合指标

能够综合反映各个单项因素在突出过程中作用的指标，如解吸指标K1和Δh2。

首先对单项指标进行研究，并在此基础上分析各组合指标理论上的合理性；对于综合指标，则可直接对其进行分析

K1和Δh2同属钻屑瓦斯解吸指标，其理论基础都是煤屑瓦斯涌出规律。

它可以反映煤与瓦斯突出危险性及用于确定煤层的瓦斯含量。

国内外研究者先后在实验室对煤屑瓦斯涌出规律进行了比较深入的研究，同时结合试验结果建立了形式各样的描述煤屑瓦斯涌出参数随时间变化的经验公式，这些经验公式为进一步研究煤屑瓦斯涌出规律及其应用奠定了基础。

这两个指标反映了一定条件下煤体释放瓦斯速度的快慢，其大小主要取决于瓦斯解吸速度衰减快慢以及煤样瓦斯含量的多少。

显然，它综合反映了突出过程中瓦斯压力和煤体强度两个因素的影响。

4.2瓦斯抽放半径考察及预抽钻孔布置与抽放消突时间的确定

煤层瓦斯的抽放半径实际上是普遍认为它是一个随抽放时间变化的幂函数关系式，X坐标是时间（d），Y坐标是半径（m），但是通常说抽放半径是指3个月的预抽期。

本方案则只有10天左右预抽期。

目前，瓦斯抽放钻孔有效半径的测定方法主要有钻孔瓦斯压力测试法。

下面对此做一个简单的介绍：

首先在煤层打一排测压孔，如图一所示（2、3、4···n均为测压孔，d2、d3、d4····dn为相邻测压孔之间的距离）；

在测压孔上装入压力表，再将测压孔密封，当压力稳定后在2号孔一侧打抽放钻孔，为1号孔，并在1号孔进行抽放。

定期观察各测压孔的压力值，如果a（a=2、3··n）号测压孔与a+1号孔压力值均小于预抽瓦斯有效性指标P0，那么有效抽放半径d=d1+d2+····+da-1。

图1测试钻孔布置示意图

抽放半径计算方法的确定需要根据煤矿具体情况，具体确定。

抽放钻孔布置的确定主要取决于抽放半径大小及抽放时间长短，以及抽放的有效控制范围。

预抽煤层瓦斯的有效控制范围如下：

取相邻有效边缘孔的见煤点之间的连线所圈定的范围。

预抽煤层瓦斯的抽采钻孔施工完毕后，应当对预抽钻孔在有效控制范围内均匀程度进行评价，预抽钻孔间距不得大于设计间距。

石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：

石门和斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m。

钻孔的孔底间距应根据抽放半径的实际考察情况确定。

一般来说，预抽瓦斯钻孔的孔径为75-100mm，孔间距应根据在允许排放时间实测的排放半径确定，一般取l～2m。

预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持抽采或自然排放状态。

抽放消突时间，需要以抽采达标体系为基准，根据现场实测的数据进行分析，预测抽放至煤层瓦斯压力及含量达到相应要求所用时间即为消突时间，也就是所需要的抽放时间，主要与抽放半径和煤层的透气性有关，在煤层透气性不改变的情况下，抽放半径越大，需要的抽放时间越长；相反抽放半径越小，需要的抽放时间越短，因此，抽放半径的确定也决定了石门揭煤的时间。

4.3判定突出临界值指标的考察.

根据上面所述，综合比较其优缺点，石门揭煤一般选取DK综合指标和初始瓦斯膨胀能作为判定指标。

（1）瓦斯压力

根据煤体质点在突出中的能量耗散规律，煤体能否抛出并形成突出主要取决于其释放出的瓦斯能的大小。

而瓦斯压力是决定瓦斯能大小的主要因素。

瓦斯压力越大，煤层暴露后释放的瓦斯能越大，相应的突出危险性也就越高。

因此，使用煤层瓦斯压力来作为评定突出危险性大小的一个指标是有一定的理论依据的。

（2）K1和Δh2综合指标

K1和Δh2同属钻屑瓦斯解吸指标，其理论基础都是煤屑瓦斯涌出规律。

它可以反映煤与瓦斯突出危险性及用于确定煤层的瓦斯含量大小。

这两个指标反映了一定条件下煤体释放瓦斯速度的快慢，其大小主要取决于瓦斯解吸速度衰减快慢以及煤样瓦斯含量的多少。

显然，它综合反映了突出过程中瓦斯压力和煤体强度两个因素的影响。

（3）DK综合指标

采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，应由工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层瓦斯压力P。

近距离煤层群的层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层的综合瓦斯压力。

测压钻孔在每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f，把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度P，则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。

综合指标D、K的计算公式为：

（1）

（2）

式中D—工作面突出危险性的D综合指标；

K—工作面突出危险性的K综合指标；

H—煤层埋藏深度，m；

P—煤层瓦斯压力，取各个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；

△p—软分层煤的瓦斯放散初速度；

f—软分层煤的坚固性系数。

各煤层石门揭煤工作面突出预测综合指标D、K的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表所列的临界值进行预测。

当测定的综合指标D、K都小于临界值，或者指标K小于临界值且式（1-1）中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其它异常情况，该工作面即为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。

表1石门揭煤工作面突出危险性预测综合指标DK参考临界值

综合指标D

综合指标K

无烟煤

其它煤种

0.25

20

15

（4）辅助判定指标——初始瓦斯膨胀能

初始释放瓦斯膨胀能测定仪是初始释放瓦斯膨胀能测定实验系统的主体，原有测定方法中，实验罐只有一个，测完煤样后再测铁块中间要经历几天时间，此时环境的压力、温度等条件定会发生变化，无疑影响实验的准确性.同时按原有实验方案，做完煤样以后再放入同体积的铁块，理论上要求充入同样压力的气体，但原有的实验条件在实际操作过程中这一要求很难实现，因为使用指针式压力表，人眼的目视及读数误差必定造成两次充入的压力存在一定差异，这种差异将直接带入到实验结果中。

利用该套初始释放瓦斯膨胀能测定技术，从现场取来煤样通过实验室测定并分析计算后可以得到煤样中初始释放瓦斯膨胀能Wp与瓦斯压力P的关系，再通过与Wp的临界值比较即可推导出瓦斯压力P的突出临界值。

根据大量的实验基础得到的结论，煤样的初始释放瓦斯膨胀能小于42.98mJ/g的煤层在石门揭开时不会发生突出，大于103.8mJ/g的会发生动力现象很大的突出，而介于两者之间时会发生动力现象相对较小的弱突出.由此可以得到测定的两个煤样所在煤层在石门揭煤时发生弱突出和突出时所要达到的瓦斯压力临界值。

表2石门揭煤工作面突出危险性预测初始释放瓦斯膨胀能参考临界值

初始释放瓦斯

膨胀能Wp

小于42.98mJ/g

42.98～103.8mJ/g

大于103.8mJ/g

突出情况

无

弱突

突出

4.4高压水压裂

石门和其它岩石巷道揭穿煤层时发生的突出是各类井下巷道中突出强度最大的一种。

其特点是石门和岩石巷道工作面前方的煤体因岩柱的隔离和阻挡，一般处于未卸压和无瓦斯排放的状态；而且揭开煤的断面要远远大于通常的煤巷。

因此，石门和岩石巷道工作面防突工作的难度较大，所需要的时间和工作量通常也较多。

石门揭煤工作面水力压裂、强化抽放综合防突措施是通过向揭煤工作面前方穿岩煤体内打钻孔注入高压水，注水压裂煤体后再采取强化抽放，以有效解除揭煤工作面瓦斯突出危险性的一项综合防突技术。

根据石门揭煤工作面瓦斯突出机理[1]，该项措施在以下几方面产生综合防突作用：

4.4.1揭煤工作面卸压

向预抽后的揭煤断面煤体内打注水孔，注水孔从下部岩体进入，穿透整个煤层见上部岩体为止。

向注水孔内注入高压水，挤压孔底及钻孔壁，使从下部岩体到孔底这段煤层逐渐被破坏，由于高压水横向压裂前期预抽孔，使预抽孔和高压注水孔之间流变扩容，形成通道，煤体横向破裂使之充分卸压，弹性潜能释放，下部岩体到孔底段煤体的应力和瓦斯压力也明显降低，消除揭煤断面煤体的突出危险性，为安全快速揭煤提供保障。

4.4.2提高煤层透气性

煤是裂隙-孔隙介质，流体可以在其中流动。

高压水猛然注入煤层后在裂隙和大孔中运动，引起煤体应力的急剧变化，水楔作用使煤体破坏，特别是压力水在通过软煤分层时携带煤泥在煤层中运动，并可顺着煤层的裂缝向巷道空间或钻孔排出，使煤体结构破坏和疏松，起到了在煤层中造成裂隙、排出煤粉、疏松煤体的作用，相应提高了煤层透气性能，从而加速游离瓦斯释放，瓦斯压力降低。

4.4.3封闭瓦斯作用

水分侵入煤体的微小孔隙使煤体湿润。

受压裂煤体，瓦斯由吸附状态转变为游离状态，逸散出来。

在压裂煤体周围区域，高压水封闭了瓦斯流动和扩散的通道，使瓦斯由吸附状态转为游离状态更加困难，起到封闭瓦斯的作用。

实验室测定结果表明：

湿润煤的瓦斯解吸量仅有常压煤的瓦斯解吸量的1.7%～27%，这说明煤体吸水湿润后能降低吸附瓦斯能力。

同时，测定结果还表明，湿煤的瓦斯放散速度要比干煤小，煤体湿润越充分，瓦斯放散速度越小。

4.4.4增强煤体塑性

理论和实践表明：

湿润岩体会对突出危险程度产生影响，改变岩体的强度和弹性特性以及煤的贮气性能。

水注入煤体，使煤体充分湿润，力学性质发生改变，弹性模数降低，应力分布变得均匀，增强了煤体的塑性，煤层湿润区段的塑性带大致比非湿润区段扩大三倍。

4.4.5抽放瓦斯作用

未卸压煤层的瓦斯抽放效果，取决于从煤体向钻孔涌出瓦斯的延续时间和强度，而这两者又取决于煤层透气性和瓦斯压力。

高压水注入煤体，使煤体结构破坏和疏松，能提高煤层透气性能，加速了游离瓦斯的释放；同时，注水后的强化抽放加速了游离瓦斯的运移，使吸附瓦斯逐渐转变为游离瓦斯被抽放，抽放率得到很大的提高，扩大了措施控制范围，能有效防止瓦斯突出。

4.4.6注水孔参数

（1）注水孔间距、控制范围和孔深：

根据钻孔见顶板的实际孔深而定。

（2）封孔深度：

根据钻孔外段的岩石厚度确定，大约5m左右为佳，本次试验建议选择封孔深度为5m。

在石门揭煤巷道的停掘地点打3排、每排7个，计21个注水孔。

根据前方煤体的赋存状况确定钻孔的坡度，钻孔方位与巷道中心线的夹角分别为：

0°，左侧：

10°、20°、30°，右侧：

10°、20°、30°。

钻孔直径50~76mm。

（见图1、2和表1）

图1注水孔设计断面

（3）注水压力：

注水压力是所有水力化措施中的重要参数。

注水压力过低，不能有效挤压煤体，使煤体变形破坏，煤层结构不会发生明显的变化，相当于低压注水湿润措施，短时间内注水起不到卸压防突的作用；注水压力过高，导致煤体在地应力和水压综合作用下迅速变形，容易形成突出。

因此，合理的注水压力应该能够快速、有效破裂松动煤体，进而改变煤体孔隙和裂隙的容积及煤体结构，削弱工作面前方的煤体的应力集中程度，排放煤体瓦斯，达到消突的目的。

根据研究结果，水力压裂措施最高注水压力和最终注水压力应在式1-1、1-2的基础上进行选择。

最高注水压力：

Pm≥0.009γH+Pc

（1）

最终注水压力：

Pk＝0.006γH+Pc

（2）

式中Pm--最高注水压力，MPa；

γ--上覆岩层的平均容重，t/m3；

H--煤层埋深，m；

Pc--注水管路的压力损失，MPa；

Pk--最终注水压力，MPa。

根据试验工作面钻孔柱状图的统计资料，用加权平均法计算出煤体上覆岩层的平均容重γ，计算时一般取2.5t/m3；根据煤层埋深代入式中，取管路损失压力Pc为泵站压力的10%，结合矿井注水系统，注水压力可计算出来，一般可以取为16.0MPa。

我们选择注水压力16MPa进行试验。

原则上，压力最高值不能超过工作面前方煤体应力集中带内的峰值应力（γH的2～3倍）。

为安全起见，最高注水压力应该小于18MPa。

（4）注水时间：

注水时间与注水压力、注水量等参数密切相关。

注水压力、流速不同，相同条件下达到同样效果的注水时间也不同。

注水过程中，煤体被逐渐压裂破坏，各种孔裂隙不断沟通，高压水在已沟通的裂隙间流动，注水压力及注水流量等参数不断发生着变化；当煤体内部裂隙与掘进巷道沟通，水流从工作面煤壁或压裂钻孔涌出时，其流速达到最大值，注水压力会急剧下降。

因此，注水时间可根据注水过程中压力及流速的变化来确定。

根据以往的水力压裂试