爆破增注对煤层注水防突效果影响试验研究

宋志强

（山西汾西矿业南关煤业有限责任公司，山西灵石031304）

1 工程概况

云盖山煤矿矿井生产能力0.9Mt/a。矿井采用斜井开拓方式，本次研究对象为云盖山煤矿所属的1232 工作面，工作面地表标高+927m～+1054m 之间，井下标高在+442m～+504m 之间，平均埋深约为550m。2#煤层平均厚2.78m，煤层倾角最大5°，最小1°，平均倾角3°，可采性指数为1，为稳定煤层，属井田内主要可采煤层，结构简单-较简单，含夹矸0-3 层，夹矸岩性为炭质泥岩。井下一采区三条准备巷道均沿2 号煤层顶板布置，采煤方法采用综合机械化一次采全高采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。

云盖山煤矿CH4绝对涌出量为112.45m3/min，CH4相对涌出量为36.2m3/t，是煤与瓦斯突出矿井，1232 工作面共布置三条回采巷道，分别为进风巷、回风巷和高抽巷，进风巷和回风巷布置在2#煤层中，沿煤层顶板掘进，1228 进风巷掘进期间需要做水力造穴+气相压裂+井下瓦斯抽放等区域防突措施，施工卸压孔时喷瓦斯现象时有发生，施工工期长，效率低下。为避免1232 回风巷掘进期间出现此类问题，需采用更为高效的区域防突措施，本文以1232 回风巷掘进为背景展开相关研究。

2 爆破增注防突技术原理

目前对于瓦斯含量高、地压大、透气性差的突出煤层，急需更为经济高效的区域防突措施，参考相关的研究成果可知[1～2]，增大煤体内的含水量可以增强煤体的塑性，缓解煤层内的应力集中，有利于煤与瓦斯突出的防治。普通钻孔周围裂隙发育范围较小，采用低压注水时，水在钻孔周围煤体内扩散范围很小，导致注水效果不理想；采用高压注水时，巷道掘进期间，煤层内可能残留高压水，致使局部出现应力集中，可能诱发突出事故，针对于此类为题，为提高煤层注水效果，降低煤与瓦斯突出危险性，提出一种爆破增注防突新技术，该技术可从减少应力集中、减小瓦斯压力等多方面降低煤与瓦斯突出的危险，已在数个矿井进行了现场试验，其原理如图1 所示。

图1 爆破增注防突技术原理

根据爆破增注技术原理可以看出，通过对钻孔周围煤体进行松动爆破，扩大钻孔周围煤体内松动破碎的范围，提高煤体的渗透率，并降低煤体内的地应力，提高钻孔的抽采范围和效率，降低煤体内瓦斯的压力，降低发动煤与瓦斯突出的能力；之后通过煤层注水增强煤体的塑性，进一步缓解煤体内的应力集中，降低巷道掘进期间煤与瓦斯突出的危险性。

3 松动爆破有效半径测试

根据在云盖山煤矿1232 高抽巷底板钻孔直接对2#煤层进行注水试验发现，钻孔周围裂隙很少，直接注水量很小，通过爆破可在钻孔周围煤岩体内形成裂隙圈，裂隙圈内的煤岩体能够有效的进行注水，因此钻孔的布置间距和爆破裂隙圈的大小密切相关，因此首先设计试验测试爆破在煤体内形成的裂隙圈的范围，现场试验测试方案如图2 所示。

图2 爆破孔和测试孔布置示意图

在1232 高抽巷底板共施工9 个钻孔，中间的1#钻孔为爆破孔，其余9 个为考察孔，钻孔俯角为-52°，钻孔直径为94mm，总长度22.5m，在煤层中长度为3m，2#～10# 考察孔与爆破孔的距离分别为2～10m，在1#孔用2.64kg 乳化炸药进行爆破，在1#孔爆破前后测试周围各个考察孔内的瓦斯浓度，爆破后第一天瓦斯浓度增幅在25%以上，且第二天衰减较慢的钻孔位于松动爆破范围内。

图3 各个考察孔内瓦斯浓度的变化

各个考察孔内瓦斯浓度在爆破前后的变化如图3 所示，由图可知，爆破前各个钻孔内瓦斯浓度基本均在5%左右，瓦斯浓度无明显差异，爆破后距离爆破孔7m 内的考察孔内瓦斯浓度明显增大，爆破后第二天钻孔内瓦斯仍维持在较高的水平，距离爆破孔愈近的考察孔瓦斯浓度增幅愈大，距爆破孔8m 及以外考察孔内瓦斯浓度增幅相对较小，且爆破后第二天瓦斯浓度基本恢复到爆破前，综上可确定钻孔松动爆破的有效半径为7m，为保证对于煤层的爆破效果，确定现场应用实践阶段爆破孔间距为7m。

4 爆破增注及效果考察

4.1 现场应用试验方案

为验证云盖山煤矿1232 回风巷采用爆破增注技术进行区域防突的可行性，在1232 高抽巷开口附近的底板施工了5 个爆破注水孔和2 个直接注水孔，1’#和2’#钻孔为直接注水孔，2#～6#钻孔为爆破注水孔，2#钻孔距#钻孔12m，2#～6#钻孔间距为7m，钻孔由1232 高抽巷中部向1232 回风巷掘进巷道中部施工，所有钻孔轨迹平行，钻孔参数与上文的考察孔相同，爆破后注水，封孔长度15m，首先对1’#和2’#钻孔进行注水，然后依次对1#～6#钻孔进行爆破、注水，注水压力在3.5～6.5MPa 之间，爆破钻孔装入2.64kg（5 卷）的乳化炸药。

图4 1232 高抽巷底板爆破钻孔布置图

4.2 应用效果

4.2.1 注水量及煤层内含水率的变化。

对各个钻孔注水直至无法再次注入为止，统计各个钻孔的注水量如表1 所示。由表1 可以看出，直接注水钻孔的注水量在0.1m3左右，注水量非常小，而松动爆破后的2#～6# 注水孔注水量最低为4.325m3（5#注水孔），相对于爆破前注水量最大的2’#注水孔，其注水量也增大了34.9 倍，爆破后注水量显著的增加，说明松动爆破可在钻孔周围煤体内形成裂隙发育圈，增大了注水的范围和注水量。

表1 各个钻孔的注水量

云盖山煤矿1232 回风巷掘进期间，需要在迎头处施工探测孔来预测瓦斯突出的危险性，采集探测孔内的钻屑，测试钻屑的含水率，得到表2 所示的结果。由表2 可以看出，注水前后煤层内含水率存在明显差异，注水后各处煤体内含水率平均增长约67.4%，表明通过爆破后注水能够有效的提高煤体内的含水率，注水效果明显。

表2 煤层内含水率变化

4.2.2 突出危险性分析

1232 回风巷掘进期间，通过测定探测钻孔内瓦斯放散初速度（q 值）和每米钻屑量（s 值）来判断瓦斯突出的危险性[3～5]，s 值愈大，表明煤层内应力集中程度愈高，q 值愈大，表明煤层内瓦斯压力愈大，q 值和S 值越大，瓦斯突出危险性越大。探测钻孔长度为10m，直径42mm，钻孔施工完毕后两分钟内进行q 值的测试，测量室的长度为1.0m，单位：L/min。每个测试钻孔测得5 组q 和s 值，取最大值进行统计，得到巷道掘进期间s 值和q 值的变化规律如图5 所示。

根据图5 所示结果可以看出，爆破注水区域q 值相对于未注水区域明显的减小，未注水区域瓦斯放散初速度q 均值约为1.74L/min，爆破注水区域q 值均值为1.33L/min，减小23.6%。爆破注水区域s 值相对于未注水区域明显的减小，未注水区域s 值均值为3.29kg，爆破注水区域s 值均值为3.03kg，降幅为8%，综上可知，通过松动爆破钻孔注水，可以掘进工作面瓦斯突出的可能性和危险性降低。

图5 q 值和s 值的变化规律

5 结论和建议

云盖山煤矿为煤与瓦斯突出矿井，通过分析爆破增注防突的原理，预计可采用该技术进行1232 进风巷掘进期间的区域瓦斯消突，通过在现场施工爆破孔和测试孔确定松动爆破的有效半径为7m，设计现场应用试验阶段爆破注水钻孔间距为7m，现场应用试验结果表明，松动爆破后使钻孔注水量显著的增大，煤体内含水率明显的升高，1232 回风巷掘进期间，煤体内的瓦斯放散初速度（q 值）和钻屑量（s 值）明显减小，证实了爆破增注技术对防治瓦斯突出事故有显著效果，可在云盖山煤矿采用煤层注水爆破增注技术进行区域瓦斯消突。