衝擊地壓防治技術措施

衝擊地壓防治技術措施

煤礦衝擊地壓防治措施的主要原則是及時查明衝擊危險煤層，及時采取綜合防治措施。它包括區域性防範措施和局部性解危措施。前者旨在消除產生衝擊地壓的條件，具有時空上的長期性和區域性。後者旨在對已形成衝擊危險的區段進行解危處理和安全防護，屬於暫時的局部性措施。優先考慮使用區域性防範措施，但局部性解危措施也必不可少。常用的衝擊地壓防治措施如圖5-1所示。

圖5-1常用的衝擊地壓防治措施

衝擊地壓防範措施

由於衝擊地壓問題的複雜性和我國煤礦生產地質條件的複雜性，增加了衝擊地壓防治工作的困難。為了有效地防範衝擊地壓危害，應當根據具體條件因地製宜地優先采取防範措施。在大範圍內降低應力集中程度，控製彈性能積蓄和釋放的外部條件，以及從改變煤岩體本身結構和力學性質入手，消除和減緩其積聚和突然釋放彈性能的內部條件。

一、采用合理的開拓布置和開采方式

采用合理的開拓布置和開采方式，對防治衝擊地壓至關重要。它包括在勘探和礦井設計階段，就力圖盡早查明衝擊危險煤層和區段，可以在設計中就考慮和規定衝擊地壓防治措施，並在開拓和準備階段中實現合理的開拓開采方式和順序，以便完全消除衝擊地壓危險，或把它減小到最小程度。經驗表明，多數礦井的衝擊地壓是由於開采技術不合理造成的。不正確的開拓開采方式一經形成就難以改變。所以煤炭部頒布的《衝擊地壓煤層安全開采暫行規定》的總則中明確規定：衝擊地壓礦井有關的長遠規劃和年度計劃中必須包括防治衝擊地壓措施;開采衝擊地壓煤層的新水平，必須以衝擊傾向鑒定等資料為基礎，編製包括衝擊地壓防治措施的專門設計;已開采的煤層一經確定為衝擊地壓煤層，對正在開采的水平，必須在三個月內補充編製專門設計;開采衝擊地壓煤層必須采取防治衝擊地壓的生產技術措施和專門措施，在采掘工作前必須編製包括防治衝擊地壓內容的掘進和回采作業規程和專項防治措施的實施規程。

衝擊地壓礦井的開采設計原則，開采衝擊地壓煤層的專門設計內容和規範，掘進和回采工作的專項措施等，必須遵照執行《煤礦安全規程》和《暫行規定》的有關條文規定。

現有的評價和預測衝擊危險的手段和方法，對盡早的查明衝擊危險煤層和礦井區域，為在礦井(水平)設計和煤層開拓期間考慮和采取防範措施奠定了基礎。

井田的合理開拓是開采設計中的重大問題。開拓和準備巷道應布置在底板岩層中或沒有衝擊危險的薄煤層中。當岩體中存在遠大於重力的構造應力情況下，主要開拓或準備巷道的方向最好是與構造應力作用方向一致，以使巷道周邊應力分布趨於均勻。在煤層中盡量少布置巷道和把對煤層的切割破壞限製在最低程度，是控製因開采活動造成衝擊危險性增加的基本原則之一。對於煤層群的開拓布置應有利於保護層開采。要首先開采無衝擊危險或危險性小的煤層，並以此作為保護層，且優先開采上保護層。例如撫順、遼源等煤礦，雖為厚煤層上行水砂充填法開采，但作為解放層的第一分層的開采都盡量布置在衝擊危險性小的煤層中進行。西安礦為了發揮上保護層的作用，改變自下而上的分層開采順序，首先開采頂板層作為保護層，采完頂板層後再反過來自下而上的開采其它各分層，甚至改用下行金屬網分層假頂全部垮落法開采。

井田劃分必須保證合理的開采順序，最大限度地避免形成煤柱等應力集中區。因為煤柱承受的壓力很高，特別是島形或半島形煤柱，要承受幾個方向的疊加應力，最易產生衝擊地壓。上層遺留的煤柱還會向下傳遞集中壓力，影響深度可達百米以上，導致下部煤層開采時也易發生衝擊地壓。統計資料表明，陶莊礦在回收煤柱時發生的衝擊地區占全礦衝擊次數的29.8%;唐山礦、城子礦約占一半;龍鳳礦實際資料抽樣分析表明，兩側為采空區的工作麵在回采過程中，衝擊地區發生次數顯著增多。在開采方向和回采順序上，采區或盤區的工作麵應朝一個方向推進，避免相向或背向開采，杜絕應力疊加。因為相向采煤時上山煤柱逐漸

減小，支承壓力逐漸增大，很容易引起衝擊地壓。在地質構造等特殊部位，應采取能夠避免或減緩應力集中和疊加的開采程序。在向斜和背斜構造區，應從軸部開始開采;在構造盆地應從盆底開始開采，開采程序是由下至上;在有斷層和采空區的條件下，應從斷層或采空區開始開采。龍鳳礦的統計資料表明，采掘工作麵接近斷層或向斜軸部附近時，衝擊地壓頻度增加，強度加大。

開采有衝擊危險的煤層，不僅開拓或準備巷道應布置在底板岩層或無衝擊危險煤層中，而且回采巷道也應盡可能避開支承壓力峰值範圍，采用寬巷掘進，少用或不用雙巷或多巷同時平行掘進。對於水采區的回采槍眼應躲開高應力集中區，選在采空區附近的壓力降低區(塑性區)為好。例如唐山礦十一水平5287(北)區發生的32次衝擊地壓，有12次發生在回采前的巷道維修過程中，3次發生在高應力區新掘巷道時，7次發生在受采動影響的巷道。硯石台礦衝擊地壓大多數發生在支承壓力影響區的掘進頭，其中雙巷平行掘進時發生的次數最多，占46.2%。城子礦1971年回收八層-250水平西巷護巷煤柱時按常規布置方法，造成嚴重的衝擊地壓傷亡事故，被迫停采封閉。時隔近20年後再行回收時，采用底板集中大巷，分區小石門進入煤層，以及避峰送巷，寬巷掘進等開采方式，僅曆時11個月就安全回收該煤柱，取得了可喜的經濟效益和社會效益。

分析研究表明，不同的采煤方法，礦山壓力的大小、分布也不相同。房柱式、刀柱式等柱式采煤法由於掘進的巷道多和在采空區遺留的煤柱多，頂板不能及時充分的冒落，造成支承壓力較高。在工作麵前方掘進巷道勢必受到疊加壓力的影響，增加了危險性。水力采煤法雖然係統簡單、高效，但回收率低，遺留的煤垛在采空區形成支撐，頂板不能及時、規律地冒落，又要經常在支承壓力帶開掘水道和槍眼，加之推進速度快、開采強度大，一次暴露頂板麵積過大，產生大麵積懸頂的危害，所以不能解決衝擊地壓問題。相對而言，長壁式開采方法有利於減緩衝擊地壓的危險，但並不能避免衝擊地壓的發生。倒台階采煤法由於工作麵不成一條直線，在台階部位形成高應力集中，也易導致衝擊地壓的發生。硯石台礦在采用走向長壁式采煤法時，沒有發生過衝擊地壓事故，僅出現過煤炮和小型衝擊。而改用倒台階工作麵回采時，經常發生衝擊地壓，且大多數發生在台階上隅角，約占回采時衝擊地壓總次數的90%。不僅次數多，而且強度也大，平均每次衝擊煤炭130t以上。

長壁式開采法隻適合開采煤層塊段規整和斷層構造少的衝擊地壓煤層的采區。由於長壁式開采法工作麵成一直線，一般隻掘上下順槽和開切眼(遇斷層等原因補掘巷道是個別的)，對煤層切割少，而且勿需在工作麵前方支承壓力帶掘巷，同時頂板多能隨工作麵推進順序冒落，即使頂板難冒也可采取注水或爆破等預處理措施。因此，采用長壁式開采法相對其它采煤方法，有利於減緩或消除衝擊地壓發生的條件。但采取長壁式開采法仍有發生衝擊地壓的可能。其衝擊危險點多集中於下述部位：在采空區附近掘進順槽和開切眼時;在工作麵前方支承壓力高峰地帶，特別是上下順槽與工作麵交彙處的10～40m範圍;另外，在回采煤柱

時，斷層、褶曲地帶或構造應力異常地帶也易發生衝擊地壓。所以在《暫行規定》中，規定在衝擊危險區內掘進與回采工作，必須始終在保護帶內進行。在煤層應力高度集中時，必須進行解危處理，否則不得進行回采與掘進工作。

圖5-2開采保護層卸壓帶示意圖

l—工作麵長度;φ3—充分移動角;δ—斷裂角β—變形滑移角

1—應力升高區邊界線;2—卸壓帶邊界線;3—保護層;

4—被保護層;5—壓縮變形區;6—拉伸變形區。

頂板管理應盡量采用全部垮落法。工作麵支架要采用具有整體和防護能力的可縮性支架。統計表明，非正規采煤法的采區衝擊地壓次數多、強度大。我國衝擊地壓煤層的頂板大多又厚又硬，不易冒落。由於頂板不均衡位移和破斷，往往引起支承壓力分布的急劇改變和很大的加載速度，以及頂板和煤層接觸麵上發生很大的剪切應力，而且砂岩等致密岩層頂板都能懸垂很大麵積，積聚大量變形能。因此，為了消除或減緩衝擊地壓發生條件，必須采取有力措施，把頂板懸垂麵積盡可能減小，使工作麵和工作空間上方老頂具有最小的撓度。采用注水、爆破等方法，使頂板軟化或冒落，能夠減緩衝擊地壓。

二、開采保護層

開采保護層是防治衝擊地壓的一項有效的，帶有根本性的區域性防範措施。

由於煤層開采的結果，導致上覆岩層變形、破斷和向已采空間移動。根據岩層移動的觀測研究，采空區上覆岩層的移動情況見圖5-2所示。觀測研究表明，采空後上覆岩層雖然破斷為岩塊，但仍處於整齊排列之中，因而在岩層移動過程中仍能互相製約，形成一係列的力學結構。

圖5-3回采工作麵上方岩層移動狀態

一般情況下，可把岩層的排列情況分為冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶。緊靠采空區上方岩層劇烈移動和冒落，冒落高度多數情況下不超過采高的4～6倍。冒落帶以上為裂隙帶，岩層產生大量裂隙並使天然裂隙張開。雖然岩層在采空區已破斷，但仍然是排列整齊的岩層。裂隙帶以上至地表的岩層，由於采動後裂隙不發育，為彎曲下沉帶。如果從采煤工作麵開始分析，則采空區上岩層的移動形態如圖5-3所示。一般情況下從Ⅰ-Ⅰ線開始移動，但變形量很小，待工作麵通過時，Ⅱ-Ⅱ線產生離層和劇烈移動，而到Ⅲ-Ⅲ線後才進入穩定移動區。根據國內外實測，一般情況下，上覆岩層下沉始於工作麵前方30～40m，終止於工作麵後方100～150m，而劇烈移動在工作麵後方10～40m。

圖5-4上保護層開采後卸壓帶示意圖

處於采空區下部煤層的變形和應力變化特征，取決於地質條件和開采工藝條件。經曆著變形和應力的擴散和衰減過程，受到複雜的加載和卸載作用。升高應力區中遭到壓實，而在卸載區中受到鬆動。其作用半徑一般可達幾十米到上百米。如果層間距超過上方采空的作用半徑，則下部煤層實際上就不受什麼影響了。但是上方采空的作用是不固定的，隨著上層工作麵的推進或時間的延長而周期性變化，可以引起各種不同的變形，在升高應力區和卸載區鄰接處可使已有裂隙張開或產生新的裂隙。試驗表明，下部煤岩層中支承壓力擴展範圍，可近似地用ω=55°的角度線圈定，如圖5-4所示。在ω角度線以外應力增加相當小，近於γH。而且在一定條件下可以改變下部煤層的聚合狀態和層間岩層性質(裂隙度、透氣性等)。但是，對下部煤層開采時影響最大的是上層開采過程中遺留的煤柱，影響深度可達50～100m，影響寬度將比煤柱寬度大一倍多。

在《暫行規定》中規定的開采設計原則第一條就是首先開采保護層。所謂開采保護層是指一個煤層(或分層)先采，能使臨近煤層得到一定時間的卸載。先采的保護層必須根據煤層賦存條件選擇無衝擊傾向或弱衝擊傾向的煤層。實施時必須保證開采的時間和空間同步。不得在采空區內留煤柱，以使每一個先采煤層的卸載作用能依次地使後采煤層得到最大限度的保護。保護層開采後，在其圍岩中產生裂隙，引起圍岩向采掘空間移動，使采空區上下方的岩層卸載，形成“卸壓帶”，以及附近岩層產生破裂。剛開始時岩層破裂移動是很劇烈的，特別是離保護層較近的地方，隨著與保護層的距離增大而減弱。采空區垮落的矸石或充填料，隨著時間的延長逐漸被壓實，同時采空區和圍岩中的應力相應地逐漸增加，趨於原岩應力水平。所以保護層的作用是有時間性的，卸壓作用和效果隨時間的延長而減小。因此開采保護層的間隔時間不能太久。一般卸壓有效期為：用全部垮落法開采保護層時為三年;用全部充填法時為二年。此外，保護層上部煤層的老頂已提前折斷，使以後開采時老頂的動態顯現要緩和得多。對於下部煤層，由於受到保護層開采時的前、後支承壓力產生的加載和卸載的交替作用，在很大程度上改變了下部煤層的結構和層間岩石的性質，特別是改變了它們的裂隙度和透氣性。也就是說，處於保護層卸壓帶範圍內的被保護層，由於降低了壓力，煤岩體中產生大量的裂隙，改變了煤岩結構和屬性，釋放了潛在的彈性能，消除或減緩了衝擊地壓危險。

保護層先行開采之後，周圍煤岩層向采空區方向移動、變形，其範圍可由岩石冒落角和移動角限定。隨著層間距加大，岩層移動和變形減弱。由於岩層不斷移動變形，在采空區上方形成“壓力拱”，使岩層壓力轉移給采空區之外的岩層承受。在岩層移動直接影響的區域，應力降低，岩體卸載膨脹，在垂直煤層層麵方向呈現膨脹變形，在煤岩層內不僅產生大量新裂隙，而且原有裂隙也張開擴大，導致煤岩結構和屬性的變化，裂隙度增加，透氣性增大，從而消除或減緩了衝擊地壓和瓦斯突出的危險。

但是，在卸壓帶範圍內，卸載作用隨著向上或向下遠離保護層而衰減。所以層間距大的煤層雖然處於卸壓帶範圍，但開采時也不能絕對保證不發生衝擊地壓。隻有在卸壓帶的某些範圍內，應力降低到一定程度時，開采工作才會免遭衝擊地壓的危害。在高度上達到20～30倍采高的範圍內的岩層中，由於產生大量裂隙，基本上消除了衝擊地壓危險。但要注意岩石組成和岩層排列次序，可能對卸壓帶尺寸和卸壓作用有影響，例如存在堅硬厚層岩層就可能會起隔離作用。此外，為了不使卸壓帶煤層重複加載，必須在空間上和時間上保證合理的開采順序。相鄰煤層的回采工作線不許超出有效卸壓帶範圍，否則將造成更為不利的條件。

圖5-5確定卸壓帶尺寸示意圖

1—保護層;2—被保護層

圖5-6保護層開采方案

a—開采上保護層;b—開采下保護層;c—開采上、下保護層;

實際上，根據保護層所在位置不同，煤層可以按下行順序開采，也可以按上行順序開采，或者是按混合順序開采。其原則是要選擇無衝擊危險或衝擊危險性最小的煤層，或能保證安全開采的煤層作為保護層。在安排保護層和被保護層中的采掘工作時，首先要確定保護層的卸壓範圍和卸壓程度，卸壓帶的結構尺寸如圖5-5所示。垂直於保護層方向上的最大卸壓距離S1和S2，取決於開采深度、采空區處理方式和圍岩種類等。在平行於保護層方向上的最大卸壓距離取決於采空區的形狀、煤層傾角α和卸壓角δ1、δ2。上述參數可以根據具體條件計算，或根據各礦井的實際情況確定。一般取S1=50～100m，S2=30～60m。卸壓角δ1～δ2取70～80°，充分移動角φ3取60°。

開采保護層的常用方案如圖5-6所示。為了有效利用保護層的作用，可以采用開采上保護層、開采下保護層或混合開采形式。煤層群開采時可以采用上行、下行或混合的開采順序。在層間距合適的情況下，應優先考慮開采下保護層，其基本原則是不能破壞上層煤的開采條件。

三、煤層預注水

煤層預注水是在采掘工作前，對煤層進行長時壓力注水。注水一般是在已掘好的回采巷道內或臨近的巷道內進行。目的是通過壓力水的物理化學作用，改變煤的物理力學性質，降低煤層衝擊傾向和應力狀態。煤層預注水是一種積極主動的區域性防範措施，不僅能消除或減緩衝擊地壓威脅，而且可起到消塵、降溫，改善勞動條件的作用。煤層預注水的施工應按照《暫行規定》中有關規定進行。

在國外煤層注水很早就已應用，目前該項技術已趨完善。歐美國家已廣泛用於降塵、防治衝擊地壓和瓦斯突出。

在煤岩層的生成過程中，由於各種地質力學和地球化學的作用，在煤岩體內部產生節理、裂隙等許多弱麵。壓力水進入煤體後沿弱麵流動，起到壓裂和衝刷作用，以及水對裂隙尖端的楔入作用(水楔作用)，使煤體擴大了原有裂隙，產生了新的裂隙，破壞了煤體的整體性，降低了強度。煤層注水過程一般都是開始階段泵壓持續上升，當上升到一定值後(10～20MPa左右)，突然下降(5～10MPa)，並相對穩定在某個泵壓上，這表明煤體被壓裂，裂隙開始擴展。泵壓最初上升達到的最高值稱破裂壓力。

(一)煤層注水防治衝擊地壓的原理

衝擊地壓的防治實踐表明，發生衝擊地壓的煤岩體，都具有某種產生衝擊式破壞的能力——衝擊傾向，它是煤岩的固有屬性。而煤岩的性質則取決於它本身的結構。如果能夠改變煤岩的結構和物化性質，那也就能夠改變煤岩的力學性質。試驗研究表明，水對煤岩的強度特性、變形特性和衝擊傾向特性都有著重要影響。

水對煤岩強度的影響，已在實驗室對煤岩進行不同浸水和不同浸泡時間的大量試驗研究所證明。煤岩試樣浸水隨煤岩含水率增加，孔隙率和泊鬆比增大，但其強度和彈性模量降低，並在一定時間內，隨浸水時間的延長而加劇。對撫順龍鳳礦本層煤(煙煤)三、四、五、六分層煤層及其頂底板岩石，采用自然浸泡水的方法進行了試驗研究，測定出不同浸泡時間直至水飽和時，煤岩試樣的物理力學性質，得到如下規律。

煤岩的含水率隨浸水時間的增加而增加，浸水15天以後即達到飽和含水量4%～5%，由於組成岩石的礦物顆粒之間聯結力減弱和摩擦力降低，煤岩強度發生不同程度降低。同時由於水及某些合陽離子溶液對煤岩表麵的化學作用，具有降低岩石破裂表麵能的效應，因而降低了煤岩的破裂強度，使煤岩中原有的裂隙擴大，並產生新的裂隙。煤岩的彈性模量與其所含裂隙的數量和長度有關，隨裂隙的增多和加長而減小。在三向應力條件下，煤岩體中儲存的彈性能W可按

估算(式中σcp為平均應力，E為彈性模量)。雖然注水後E減少，但W與σcp的平方成正比，所以從總體上來講，注水後煤岩體中所儲存的彈性能大為減少。利用彈塑性有限元法計算比較煤體注水前後儲存彈性能的情況，得出注水後煤體中儲存的彈性能僅為注水前的44.7%。

對北京局門頭溝礦二槽煤層煤樣浸水試驗結果也表明，盡管二槽煤層為無煙煤，煤質遠比龍鳳礦煙煤堅硬的多，但煤的抗壓強度隨含水率和浸水時間的增加而顯著降低。自然浸水兩周後強度降低率為19.7%，浸水四周後降低率為31%。煤樣自然浸水時間與強度的關係見表5-1。

表5-1煤樣自然浸水時間與抗壓強度的關係

含水情況 參數 自然含水 狀態 自然浸水狀態(周)

2 4 8 10

抗壓強度(MPa) 35.9 28.8 24.8 20.2 15.4

強度降低率(%) 19.7 30.9 43.9 57.2

水對煤岩變形特性的影響也被試驗所證實。煤炭科學研究總院等單位在實驗室進行了大量煤試樣的試驗研究。圖5-7為煤層注水後煤樣和未注水煤樣的應力σ與縱向應變εl、橫向應變εd和體積應變εv的關係曲線。圖5-8為煤的自然樣和浸水樣的應力—應變曲線的對比情況。可以看出，注水前後煤樣變形有顯著差異。

圖5-7煤自然樣和注水樣試驗結果

1—注水樣σ-εl關係;2—自然樣σ-εl關係;

3—注水樣σ-εv關係;4—自然樣σ-εl關係;

5—注水樣σ-εd關係;6—自然樣σ-εl關係;

圖5-8煤樣應力—應變曲線對比

1—注水前煤樣;2—幹樣;3—注水後煤樣

煤樣的應力應變曲線大致分為塑—彈型和塑—彈—塑型兩類。未注水樣的變形曲線多呈塑—彈型，初始階段是向上凹，然後進入直線段，破壞前沒有明顯的永久變形，表現為突

圖5-9含水率對全應力—應變曲線的影響

1—浸水前試樣;2—浸水後試樣

然的脆性破壞。塑—彈—塑型曲線具有明顯的彎曲部分而呈“S”型。注水區的煤樣變形曲線呈現較大的壓縮性能，比在同樣載荷下未注水區的煤樣變形明顯“塑化”，變形量增大，變形曲線呈壓縮的“S”型，且多為剪切破壞，試樣破壞時聲響小，無碎塊拋射。注水後煤樣的應力應變全曲線與未注水樣相比也發生了相應變化，如圖5-9所示。全程應力—應變曲線明顯變緩，而且大多數全曲線的前半程曲線與橫坐標所圍的麵積增大。表明煤的塑性變形變大，塑性增加，脆性減弱。

水對煤的衝擊傾向有著顯著的降低作用。國內外試驗結果都證明，注水煤樣或是浸水煤樣的衝擊傾向都比未注水的煤樣低。現場實測也證明了這點。對撫順龍鳳礦本層煤三、四、五、六分層煤層的衝擊傾向指標，包括彈性能指數WET、衝擊能指數KE、彈性變形指數Kε(彈性變形與總變形之比)、剛度指數KcF(全曲線峰值前剛度與峰值後剛度之比)進行了對比試驗。

試驗結果表明，注水後由於煤的結構發生改變，導致強度下降，變形特性明顯“塑化”。煤體積蓄彈性能的能力下降，以塑性變形方式消耗彈性能的能力增加。煤的衝擊傾向大為減弱，甚至完全失去衝擊能力。

圖5-12煤層注水前後鑽屑量平均變化情況

a—天池煤礦;b—龍鳳煤礦

圖5-13注水前後支承壓力分布變化

1—注水前;2—注水後

圖5-11不同含水狀態的莫爾包絡線

—風幹狀態包絡線;--------飽水狀態包絡線

圖5-10衝擊傾向指標與浸水時間關係

煤炭科學研究總院北京開采所等對門頭溝等衝擊地壓礦井的煤樣進行了更為廣泛的試驗，試驗結果進一步證明，水對煤的弱化作用，能使強烈衝擊傾向煤層變成無衝擊傾向或弱衝擊傾向煤層(見圖5-10)。試驗還表明，飽和水煤樣和風幹煤樣的莫爾破壞包絡線也存在明顯差異，如圖5-11所示。煤的強度降低，摩擦角變小。龍鳳礦、天池礦的注水實踐也證明，煤層注水後含水量平均增加0.9%～1.5%以上。鑽屑量平均下降20%左右，鑽進過程中的動力現象消失，鑽屑量峰值位置向煤壁深處轉移2m以上，如圖5-12所示。對龍鳳礦煤層注水進行的有限元分析結果如圖5-13所示。注水前支承壓力峰值為30MPa，峰值點距煤壁7m，注水後支承壓力分布曲線大為平緩，壓力峰值降至約21MPa，峰值位置距煤壁增至10m左右。天池煤礦的觀測表明，注水期間頂板下沉速度明顯增加。注水前下沉速度緩慢而均勻，平均為0.167mm/d，而注水期間平均達4.16mm/d，約為注水前的25倍，說明注水降低了煤層硬度，增加了塑性。注水前測定的煤層普氏係數f=2.05，注水後降至1.04，降低40%。根據有限元分析的隨工作麵推進，沿煤層走向的能量積聚和釋放的分布情況說明，未注水煤層能量釋放極不均勻，而注水煤層能量釋放的空間範圍增大，也相對較均勻。

綜上所述，煤層壓力預注水後，經過水力壓裂和長時間的濕潤作用，煤體性質發生了變化，不僅從根本上消除或減緩了衝擊地壓危險，而且起到消塵、降溫和改善勞動條件的作用。

(二)煤層注水的工藝參數

圖5-14注水孔布置方式

a—沿傾向布置的下行鑽孔;b—沿傾向布置的上、下行鑽孔;

c—沿走向布置的水平鑽孔;d—特厚煤層綜合布孔方式

煤層壓力預注水是在煤層采掘前，向有衝擊傾向的煤體進行壓力注水，以減緩或消除其衝擊能力的一種防範措施。但是，要達到改變煤體特性(增加塑性)的目的，隻有煤體達到飽和水量後才有可能。而煤體濕潤程度和水分增加量主要取決於孔隙率和透水性。孔隙率表征煤體蓄水能力，透水性表示水在煤體縫隙中的流動能力，而且受到煤層地質開采條件的影響。例如不同的煤種有不同的裂縫和節理;煤層傾角不同或存在斷層就能造成水分的不均勻分布;在工作麵前方支承壓力帶中，煤層孔隙可能閉合，造成煤層透氣性和透水性降低等。研究表明，煤層注水效果明顯受到回采邊界、殘留煤柱和支承壓力帶的影響。試驗表明，煤體孔隙率小於4%時難以注水，一般要在5%～6%以上才能順利注水。水壓是通過導水性能好的張性裂縫和裂隙傳到煤體內部而發生作用，並使流動通道擴大，含水率增加。因此，為了保證注水效果，應該按照《暫行規定》注水技術規範選擇合理的注水工藝參數，正確地進行煤層預注水。一般煤層預注水都是采用長鑽孔施工工藝。

1.注水孔布置和參數

注水孔根據具體條件可以沿走向布置，也可以沿傾斜布置，對特厚煤層還可以穿層布置。常用的注水孔布置方式如圖5-14所示。但是注水孔必須遠離斷層帶。對於頂底起伏較大的煤層，應采用相對布孔，使孔長減小。孔口應布置在煤層中較堅硬的分層中，以利於封孔和防止漏水。

圖5-15長壁工作麵上下鑽孔注水方式

1—注水管道;2—注水泵;3—工作麵;4—鑽孔

注水孔直徑一般為45～90mm。長度一般為20～100m，一般按待注水煤體尺寸減15m計算，或者按待注水煤體尺寸2/3來確定。對於長度較大的長壁工作麵，注水鑽孔由工作麵上下巷平行於工作麵線鑽進，注水孔長度取決於工作麵斜長，應使相對孔底之間的距離不大於有效注水半徑的2倍，如圖5-15所示。

注水孔布置位置要考慮煤層傾角，在傾角小於15°的情況下，在工作麵上下順槽皆可布孔。鑽孔傾角應考慮鑽杆下沉的影響，使成孔傾角與煤層傾角一致，不致穿入頂底板。注水孔間距取決於濕潤半徑，應根據具體條件確定。一般情況下注水孔濕潤半徑平均為10m左右，因此孔距20m為宜。實測證明，在注水孔的濕潤範圍內，煤體濕潤程度和水分增加量，以鑽孔中心附近為最高，隨著遠離鑽孔而逐漸減少。因此，對透水性差的煤層，注水孔間距要小些，以使注水煤層能得到均勻濕潤，保證注水效果。

2.注水量

注水量應根據煤層性質通過試驗確定，並以煤層衝擊傾向消失為原則，確定合理的含水率增值或總含水率。例如龍鳳礦煤層總含水量達4%(增值1.5%)就可基本上消除衝擊地任危險。門頭溝礦二槽煤層則需達到4.5%(增值1.5%)以上才能減緩或消除衝擊地壓危險。在試驗確定合理的含水率增值後，根據鑽孔承擔的濕潤煤量計算注水量。一般按下式計算：

Q=KTW(5-1)

式中Q——每個注水孔的注水量，t

T——一個注水孔承擔的濕潤煤量，t

W——合理的含水率增值，%;

K——富餘係數或水量不均衡係數。根據調查，注水流失率有時較大，平均為50%左右。K值不少於1.5為宜。

一個注水孔承擔的濕潤煤量可按下式計算：

T=LSMγ(5-2)

式中L——待注煤體沿鑽孔軸向方向的尺寸，m;

S——注水孔間距，m;

M——煤層平均厚度，m;

γ——煤的容重，t/m3。

為了提高注水效果，還可以采取間歇注水，以利於消除裂隙表麵的汽泡，提高毛細作用，改善濕潤效果。

3.注水壓力和流量

注水壓力和流量應按實際條件試驗確定。試驗時可逐級增加注水壓力，測定實際的注水流量，作出壓力—流量曲線。

一般情況下，煤層的注水流量隨注水壓力升高而增加，流量與壓力成拋物線關係，即：

q=Kp2(5-3)

式中q——每m鑽孔的注水流量;

p——注水壓力;

k——係數。

對於孔隙率大、透水性好的煤層，注水壓力不大即開始進水。而孔隙率小、透水性差的煤層，注水壓力必須超過一定值後(臨界壓力)才開始進水。注水流量隨壓力升高而增大。注水臨界壓力值隨煤層的條件不同而有一定差異，一般為4～10MPa。而有的煤層孔隙率低，透水性極差，雖然開始進水壓力不高，但注水流量並不隨壓力升高而明顯增加。

由此可見，對透水性不同的煤層，應采用不同的注水壓力。對透水性好的煤層可以采取低壓注水或靜壓注水。對透水性一般的煤層，注水壓力應超過注水臨界壓力。當注水時間緊迫時，可提高注水壓力，以便在短時間內注入更多的水量。對於透水性差的煤層，可相應提高注水壓力，但要根據實際情況試驗確定。

4.注水時間

浸水試驗表明，煤的衝擊傾向的降低，不僅與含水率有關，而且與浸泡時間長短有關。煤層注水效果還受到支承壓力帶的影響。因此煤層注水應盡可能地安排在采掘之前進行。通常注水的超前時間需要10～15天，一般不少於15～20天。

煤層的純注水時間可以根據所需的注水量和實際的注水流量進行計算：

t=Q/qL×1000(5-4)

式中Q——鑽孔需要的注水量，t;

t——純注水時間，h;

q——每米鑽孔的注水流量，一般可取20L/h;

L——注水孔長度，m。

5.注水工藝

煤層注水工藝包括鑽孔、封孔和注水等三個工序。鑽孔一般用輕型液壓鑽機。有的礦采用YZ-2S型架式自動推進鑽機或YDX40B型和YDX80A型自動推進鑽機。也可采用天津、洛陽、撫順等地生產的2kw岩石電鑽。注水泵常用3DS-1.8/200型等煤層注水泵。也可以利用高差進行靜壓注水或聯合注水等形式。具體應根據煤層條件選定。

注水係統一般由水源泵站和管路組成。水泵出口裝有壓力表和高壓閥門。壓力水經高壓軟管和鑽孔閥門注入鑽孔。高壓流量表串聯在水泵出口處，也可以使用普通水表統計流量，但要安裝在水泵的入口處。一般采用單孔注水，在多孔同時注水時應安裝流量分配調節裝置。

封孔方式有水泥封孔和封孔器封孔兩種方式。封孔質量是保證注水效果的關鍵之一。封孔長度視煤的硬度、煤層層理和節理、煤的致密程度、注水壓力大小等條件而定。一般要求封孔長度至少應超過巷道破碎帶寬度。一般情況下破碎帶寬度為巷道寬度的1～2倍。考慮到水的滲透，封孔長度至少應在4～6m以上。並隨注水壓力的提高而相應加大。由於在煤層中鑽孔，有時孔壁難以保持光滑，采用封孔器有困難，所以多采用水泥封孔方式。

(三)煤層注水的效果檢查和適用條件

煤層注水後應通過煤層含水率測定和礦壓觀測進行效果檢查。一般作法是，在注水前進行取樣測定煤層自然含水率，注水後在回采過程中利用鑽屑法檢測並取樣測定含水率，並進行礦壓觀測。根據測定結果判定注水效果。對注水不充分或注水“盲區”應及時采取補救措施。

為了提高注水效果，可以采取間歇注水法、孔內鬆動爆破法、添加增濕劑法等措施。

煤層注水是防治衝擊地壓行之有效的方法，隻要條件允許就應該積極采用。因為煤層注水工藝比較簡單，所需設備資金和材料較少，比較適合我國現有條件。但是，煤層注水必須在一定的條件下才能進行，主要有：

(1)煤層要具有一定的孔隙率和親水性。可采取孔內鬆動爆破的辦法提高孔隙率;采取在水中添加增濕劑的方法增加煤的親水性。

(2)煤層賦存較穩定，能夠保證鑽孔施工和成孔後的鑽孔孔壁穩定。

(3)煤層頂、底板較完整，無斷層等較大的漏水通道。必須根據煤層地質條件變化布置鑽孔和確定參數。

(4)要有一定的注水超前時間和鑽孔作業場地。

衝擊地壓解危措施

合理的開采順序，超前開采解放層等防範措施，是防治衝擊地壓最有效的、長期性的措施。但是，在煤層開采中，生產地質條件極為複雜。往往由於人們對衝擊地壓發生條件不能完全掌握，造成開拓布置和開采方式不合理，沒有預先采取防範措施或防範措施不完善，不可避免地形成局部煤層地段的高應力集中和衝擊地壓危險。因此，在煤層開采過程中必須對這些地段進行及時處理，以保證安全生產。這種對已形成衝擊危險或具有潛在衝擊危險地段的處理措施稱解危措施。它屬於暫時的局部性措施，包括煤層卸壓爆破、卸壓鑽孔和誘發爆破等。

按照衝擊地壓發生的強度條件和能量條件，工作麵附近煤層被頂底板緊緊地夾持著，承受極高的載荷，雖然並未破碎，卻積聚大量的變形能。這時煤體和圍岩形成的三軸壓縮應力與礦山壓力處於臨界平衡狀態。采取的各種卸壓解危措施正是為了減緩這種臨界狀態，把夾持狀態下煤層的側向約束解除掉，使已形成的局部高壓力分散轉移到較廣區域。由於卸壓措施造成煤體局部破裂，降低了強度，應力重新分布，從而釋放或降低了煤體(岩體)中的彈性能，使工作麵前方一定範圍內成為安全區。

一、卸壓爆破

卸壓爆破是對已形成衝擊危險的煤體，用爆破方法減緩其應力集中程度的一種解危措施。實施卸壓爆破應采取深孔爆破方法，孔深應達到支承壓力峰值區。裝藥位置越靠近峰值區，炸藥威力越大，爆破解除煤層應力的效果越好。

圖5-16卸壓爆破示意圖

圖5-17實驗室裝置和裂隙分布

a—爆破試驗裝置;b—裂隙分布

卸壓爆破能同時局部解除衝擊地壓發生的強度條件和能量條件。即在有衝擊危險的工作麵卸壓和在近煤壁一定寬度的條帶內破壞煤的結構(但不落煤)，使它不能積聚彈性能或達不到威脅安全的程度。這樣在工作麵前方形成一條卸壓保護帶，如圖5-16所示，隔絕了工作空間與處於煤層深處的高應力區。顯然，從防治衝擊地壓的角度看，用適量的炸藥，爆破出盡量寬的保護帶為好。根據多年的觀測實踐證明，如果能保證在工作麵前方和巷道兩幫始終保持一個寬為5～10m的保護帶，就能防止衝擊地壓的危害。

卸壓爆破屬於內部爆破，主要物理作用是使煤層產生大量裂隙。試驗表明，爆破使炮孔周圍形成破碎區和裂隙區，破碎區遠小於裂隙區。徑向裂隙穿過切向裂隙，說明徑向裂隙擴展在前，切向裂隙形成在後，如圖5-17所示。爆破後，衝擊波首先使煤體破裂，繼之爆生氣體進一步使煤體破裂，在氣體壓力作用下，煤體沿徑向移動，形成切向拉應力，產生徑向拉破裂。隨著裂隙的擴展，氣體通過裂隙擴散到煤體中，與煤體產生熱交換，同時氣體的體積增大，而溫度和壓力下降。當裂隙前端的應力強度因子小於斷裂韌性時，裂隙停止擴展。當壓力小於臨界值時，因原先受壓貯存在煤體中的彈性能釋放，使煤體向炮孔中心移動，在煤體中產生徑向拉伸作用，導致切向破裂。但徑向裂隙的擴展遠大於切向裂隙。造成煤層性質變化的主要因素是徑向裂隙。

圖5-18支承壓力分布曲線

說明：實線為爆破前，虛線為爆破後。

根據彈塑性理論，把采煤工作麵簡化為平麵應變的力學模型。以龍鳳礦為例的計算結果表明，卸壓爆破使煤壁前方的支承壓力重新分布，應力梯度變小，峰值壓力移往煤體深部7m以遠，如圖5-18所示。屈服區比爆破前增加近一倍，能量密度明顯減小。

綜上所述，卸壓爆破在煤體中產生大量裂隙，使煤體的力學性質發生變化，彈性模量減小，強度降低，彈性能減少，破壞了衝擊地壓發生的強度條件和能量條件。由於煤體內裂隙的長度和密度增加，按照失穩理論，還具有致穩作用和止裂作用，防止了衝擊地壓的發生。

圖5-19卸載爆破鑽孔示意圖

彎曲的炮泥卷;2—鑽孔(直徑50mm);3—帶滑動保護罩的側翼炮泥;4—藥卷軟管;5一導爆索;6一引爆線;7—20卷直徑為30mm的炸藥

實施卸壓爆破前必須先進行鑽屑法檢測，確認有衝擊危險時才進行卸壓爆破，爆破後還要用鑽屑法檢查卸壓效果。如果在實施範圍內仍有高應力存在，則應進行第二次爆破，直至解除衝擊危險為止。

為了安全生產，通過卸壓爆破在工作麵前方和巷道兩幫形成一個有足夠寬度(大於3倍采高)的卸壓保護帶。所以卸壓爆破的深度，對巷道兩幫應等於保護帶寬度，對采煤工作麵應等於保護帶寬度加上工作麵進度。

爆破孔的孔深取決於卸壓深度，一般要求等於或大於整個應力集中區的寬度。由於孔深藥量多，為保證殉爆可用導爆索連接加強引爆。為使藥卷能裝到孔底，可先把藥卷裝在軟管裏或用非金屬材料綁紮後進行裝藥，如圖5-19所示。爆破孔布置方式應根據具體條件確定。通常用煤電鑽打眼，孔徑50～55mm，孔間距4～10m，每孔裝藥量按不超過孔深一半計算，一般為1.5～3.0kg。鑽孔不裝藥部分必須填滿水炮泥或粘土炮泥。躲炮距離150m，躲炮時間30～40min以上。

門頭溝礦、龍鳳礦、唐山礦、天池礦等都成功地使用卸壓爆破方法，取得良好的效果。

門頭溝礦在二槽煤條件下進行了卸壓爆破試驗，並逐步推廣應用。二槽煤開采時采用刀柱式采煤法。采深420～500m，煤層厚度1.82～3.2m，傾角10～15°，煤層有較大起伏。試驗區是衝擊地壓嚴重區，采掘過程中曾發生7次2級以上的衝擊地壓。為了選擇確定合理的爆破參數和測定爆破效果，首先進行了有限元分析，在試驗過程中進行了相對應力測試、地音監測和鑽屑法檢測。試驗結果表明，在相同的炸藥和相同的煤岩性質條件下，不同孔深和孔距、不同爆破工藝其爆破效果是不同的。孔深合適，封孔質量好，則爆破效果也好。爆破孔附近煤體的爆破效果最佳，應力明顯降低(約降低20%)。隨著離爆破孔距離的增大，爆破作用逐步衰減。一般卸壓範圍8～16m。鑽屑法檢測表明，卸壓爆破後鑽屑量明顯降低，應力峰值移向煤體深部，如圖5-20所示。

圖5-20煤層卸壓爆破對煤粉的影響

在門頭溝二槽煤層條件下，卸壓爆破的參數為：孔徑45mm，孔深5~8m，孔距4～8m，裝藥量每孔1～1.5kg。裝藥方式為偶合裝藥，反向爆破，用黃泥封孔，封孔長度不小於1m。

天池煤礦的卸壓爆破參數為：孔深4～8m，孔間距3～6m，孔徑50～55mm(用φ42mm鑽頭)，每孔裝藥量1.0～3.5kg，用瞬發雷管引爆(6m以上深孔裝兩發雷管)，炮泥封孔。

龍鳳礦進行卸壓爆破時，用普通煤電鑽打眼，用φ42mm鑽頭，按垂直煤壁方式布孔，鑽孔傾向與工作麵頂板線一致。孔深4～6m，孔間距3～5m。每孔裝藥量1～1.4kg，黃泥封孔，填滿填實。瞬發雷管起爆，在孔底藥卷中加一段煤礦安全型導爆索，每次起爆二孔(也可多孔起爆)。

城子礦的-250水平八層西大巷煤柱，由於采取卸壓爆破等措施得當，安全回收全部煤炭，沒有發生衝擊地壓事故。該煤柱在1971年曾回收過，由於衝擊地壓嚴重，並造成人員傷亡事故，而被迫停采封閉。時隔近20年後煤柱已是四麵采空的孤立煤柱，再行回收存在著衝擊地壓和培頂的嚴重威脅，在回收過程中嚴格執行每循環都進行超前卸壓爆破的措施。開切眼掘進時，就開始進行超前卸壓爆破，孔數3～4個，孔深4～5m。回采工作麵沿傾向方向每5m布置一個卸壓爆破孔，孔深為循環進度的3倍。每孔裝藥量3～5個藥卷(0.5～1.0kg)。卸壓炮眼與工作麵落煤炮眼同時起爆，取得較好效果。

唐山礦在5287(北)工作麵中部二西大巷，采用卸壓爆破方法防治衝擊地壓取得成效。使用1.2kw煤電鑽和普通麻花鑽杆，φ42mm鑽頭，炮眼沿巷道壁中部走向布孔。每幫布置2～3孔，孔距2～4m，孔深5～8m，鑽孔角度斜向工作麵，與煤壁夾角呈50～60°，上仰10°。使用礦用安全炸藥，平均每米裝藥量100g～300g。水炮泥封孔，全部封滿。為不影響生產，在準備班放炮，一次起爆4～6個孔。用鑽屑法檢測爆破前後的鑽屑參數和統計“板炮”(微衝擊)次數以驗證卸壓爆破的效果。檢測表明，卸壓爆破後支承壓力峰值往煤壁深部轉移，應力降低，中型“板炮”次數減少44%～67%，大型“板炮”減少64%，但小型“板炮”次數卻增加62%。說明卸壓爆破使煤體內微破裂增強，裂隙增多，脆性減弱，塑性增加。反映了原有的集中應力轉化為連續的低能量釋放，大大減少了彈性能的大量積聚和集中釋放。從而減緩或消除了衝擊地壓及其危害。

陶莊礦開采270下山煤柱交彙區煤柱時，在工作麵前方巷道中采用卸壓爆破法卸壓。該區地質構造簡單，工作麵長度90～140m，煤層厚度4～6m，傾角5.6～11.5°，頂板為堅硬中粒石英砂岩。煤層屬強烈衝擊傾向(WET=7.02)煤層，沿工作麵前方10～50m內的各巷道交替連續進行卸壓爆破，並用鑽屑法檢驗爆破效果，檢測曲線見圖5-21。檢驗結果表明，在開采交彙區期間，前方巷道沒有發生衝擊地壓。卸壓爆破參數為孔深6～8m，孔間距5～10m，裝藥量每孔3～4kg，使用φ45mm鑽頭打眼，瞬發雷管起爆，2～3孔為一組，由掘進頭10～15m開始，依次向外施工。

圖5-21卸壓爆破效果檢驗曲線

波蘭在上西裏西亞煤田各礦也廣泛采用卸壓爆破方法鬆動煤體，以減少衝擊地壓危險性。根據多年的經驗，幾米寬的安全帶對減緩和消除衝擊地壓對工作麵的威脅是足夠的。該安全帶寬度的形成所需的炸藥量應根據不同條件試驗確定。按A.克拉維茨建議，炸藥量：單孔中為3kg;炮眼長度：全部垮落長壁工作麵為6m，水砂充填長壁工作麵，按頂板暴露長度選取。頂板暴露4m以下，最有利的炮眼長度為6m，5m以下為7m，6m以下為7m，7m以下為8m，8m以下為9m。

相鄰炮眼的間距為2.5～3m，炮眼布置在工作麵高度的一半處，炮眼方向應垂直於煤壁

線並平行於層理。炮眼的炮泥必須填滿填實。在使用導爆索引爆時，應采用電動瞬時起爆器。

卸壓爆破的優越之處在於：一是簡便易行，尤其對於炮采工作麵，卸壓爆破可以作為采掘的一道工序，而且爆破時人員遠離危險地點，比較安全。與其它解危措施相比，工時消耗也較低。二是卸壓爆破效果可以用鑽屑法等方法檢查，裝藥量也可適當控製，因此也比較可靠。其不足之處是卸載範圍不易掌握，卸載效果不能持久，爆破技術尚需改進。目前世界上幾乎所有煤礦有衝擊地壓的國家，都把卸壓爆破作為衝擊地壓的主要解危措施。

圖5-22在煤層中鑽孔的卸壓作用

二、鑽孔卸壓

鑽孔卸壓是利用鑽孔方法消除或減緩衝擊地壓危險的解危措施。此法基於施工鑽屑法鑽孔時產生的鑽孔衝擊現象。鑽進愈接近高應力帶，由於煤體積聚能量愈多，鑽孔衝擊頻度越高，強度也越大。盡管鑽孔直徑不大，但鑽孔衝擊時煤粉量顯著增多。因此每一個鑽孔周圍形成一定的破碎區，當這些破碎區互相接近後，便能使煤層破裂卸壓。煤層支承壓力峰值部位鑽孔的破裂和卸壓作用如圖5-22所示。鑽孔卸壓的實質是利用高應力條件下，煤層中積聚的彈性能來破壞鑽孔周圍的煤體，使煤層卸壓、釋放能量，消除衝擊危險。

向煤體鑽孔時，排出的煤粉量由兩部分組成，一部分是鑽孔過程中與孔徑相同的圓柱煤體破碎而成的煤粉;另一部分是成孔後孔周圍應力重新分布，孔內壁發生收縮變形，在鑽進過程中形成的煤粉。前者與鑽頭直徑有關，後者與煤的力學性質和孔周圍應力狀態有關。采用通常的假設，視其為均質、各向同性、具有圓孔的無限大平麵應變彈塑性問題，采用庫侖一摩爾準則為鑽孔後出現非彈性變形的屈服條件，把載荷視為靜水壓力狀態的軸對稱問題並考慮出現非彈性區後煤的應變軟化性質和擴容，建立煤體應力和鑽屑量之間的關係。煤的本構關係如圖5-23所示，鑽孔周圍彈塑性分析如第四章圖4-4所示。

根據公式4-4～4-10的分析，鑽屑量G與其正常值Gc=γπa2的比值為：

圖5-23煤的本構關係

(5-5)

圖5-24卸壓鑽孔布置方式

a—巷道內布置方式;b—采煤工作麵布置方式

1—鑽孔;2—巷道;3—工作麵

以上公式中參數的選擇很重要。例如鑽孔半徑a，由於鑽孔時出現非彈性變形區，煤體強度降低，在應力作用下孔壁破裂塌落，孔徑擴大，非彈性區也隨之擴大。非彈性變形增加，又可能產生新的塌落，孔徑繼續擴大。但另一方麵由於非彈性變形區擴大，最大主應力降低，最小主應力增加，使鑽孔穩定性增加，孔壁停止塌落，最終達到平衡。所以式中孔徑a不是鑽頭的半徑，而是實際成孔的半徑。理論和實踐證明，成孔後的孔徑隨煤體應力的增加而增大。在特殊情況下，可能出現孔壁塌落失穩現象，鑽屑量呈數十倍增加。而式中的塑性性質係數m理應根據實驗室測得的σ—ε全程曲線擬合求取，但很難辦到。但可以利用專門圍壓裝置進行試驗求取(參見鑽屑法部分)，一般m值變動在0.2～0.4之間。

鑽孔卸壓作為防治衝擊地壓的積極措施，正逐漸得到普遍應用。卸壓鑽孔的布置方式如圖5-24所示。鑽孔直徑76～500mm。在前蘇聯和聯邦德國等國家，采用了能打直徑250～300mm鑽孔的遙控鑽機，鑽孔卸壓得到廣泛應用。經驗表明，在多數情況下煤層鑽孔是防治衝擊地壓的有效方法。

鑽孔卸壓在德國等國家被認為是最為實用有效的方法。作為安全措施，該法是德國唯一得到國家監察局批準的標準措施。德國科研人員還為此研製出幾種新型鑽機和鑽杆，研究了最佳鑽頭直徑。通過對直徑95、145、200mm鑽頭的試驗認為，由於在高應力帶鑽孔時卡鑽的趨勢隨鑽頭直徑增大而趨於嚴重，以及考慮到減輕重量、便於操作等原因，一般選用95mm直徑鑽頭。在施工卸壓孔時，德國在《預防衝擊地壓規程》中規定：打卸壓孔前一定要用鑽屑法查明壓力帶的範圍和程度。隻允許在低應力區開始施工卸壓孔，且要由低應力區向高應力區鑽進，並同時記錄每米鑽孔的鑽屑量、高壓特征和特殊情況。卸壓孔必須使用遠距離操縱的鑽機進行施工。鑽孔的最小直徑為95mm，孔間距不得超過10m。鑽孔深度對於采掘工作麵為煤層厚度(采高)的3倍，對於巷道側幫為采高的4倍。鑽孔要求盡可能打在高壓區。卸壓孔的布置方式和參數應根據具體情況確定。圖5-25所示的卸壓孔布置，在平巷超前40m掘進，在掘進工作麵扇形布置卸壓孔，孔深12～15m，在後方巷道兩幫每隔15～20m布置卸壓孔，孔深5～6m，如圖5-25a所示。在采煤工作麵每隔15m打一個12m深的卸壓孔，然後隨工作麵每推進3～4m再打一排卸壓孔，並要求這些孔與第一排孔錯開5m左右，如圖5-25b所示。鑽機和運輸車一起架在輸送機上行走，利用一條鏈子和自移支架撐緊。打完一個卸壓孔後，由運輸車下麵的絞車將鑽機拉到下一個鑽孔位置上。另外，利用自移支架把鑽架和鑽機吊起，以不妨礙回采工作。

前蘇聯也對鑽孔卸壓進行了大量研究，試驗表明，當鑽孔孔徑為300mm，孔間距為1.5～2m時，煤層卸壓效果好。孔間距3m時，卸壓效果降低。並提出單一鑽孔周圍破裂區半徑R按下式確定(式中β按圖5-26所示的諾謨圖確定)：

圖5-25卸壓鑽孔布置方式

a—順槽中卸壓鑽孔的布置方式;

b—采煤工作麵卸壓鑽孔的布置方式

R=βa(5-6)

式中a——鑽孔半徑;

圖5-26確定β的諾謨圖

β——破裂範圍係數，

k——孔壁的鬆散係數;

S——鑽孔實際鑽屑量與正常鑽屑量之比。

求出R值後就可以確定合理的孔間距。不過孔徑大於250mm時，鑽進過程中易發生鑽孔衝擊等強烈而危險的卸壓現象，鑽屑量達到1～5t/m，造成鑽進操縱困難等。解決辦法是對鑽機進行遙控，對鑽孔注水進行排粉。

圖5-27寬巷掘進時卸壓鑽孔布置圖

北京礦務局城子礦在回收孤島煤柱時也采用鑽孔卸壓措施。盡管是小直徑鑽孔(φ42mm鑽頭)，但效果還是顯著的。在回收過程中采用寬巷掘進，在掘進工作麵布置三個卸壓鑽孔，孔深為循環進度的3倍，如圖5-27所示。在回采時也嚴格執行打卸壓鑽孔措施，例如在回收-250水平八層西巷煤柱時，距西石門7m處，用鑽屑法測得危險煤粉量，並有卡鑽現象，確定有衝擊危險後打卸壓鑽孔，當鑽進到5m深時排粉量迅速增多，顆粒變粗，鑽到7m時共排出煤粉量560kg，在排粉過程中微衝擊不斷，發生7次較大煤炮。最後經過打卸壓鑽孔處理後，解除了衝擊危險。

鑽孔卸壓作為解危措施是可行的，其優點在於能把鑽孔深入到高壓帶，卸壓效果好，靈活可靠，而且壓力愈高，卸壓效果越好。能在惡劣的煤層條件下應用。此外鑽孔排出的煤粉量還可作為評價危險程度和卸壓效果的指標。但卸壓孔施工耗費工時大，幹擾工作麵生產。有時出現煤粉量異常增加，卡死鑽杆，不能鑽進等問題。特別是在高壓帶鑽孔時，有引起衝擊地壓的危險，盡管采取遙控鑽進，但接長鑽杆和更換鑽頭仍需靠近鑽孔孔口。我國目前急待解決專用鑽機問題，以便進一步開展試驗研究。

三、誘發爆破

誘發爆破是在檢測到有衝擊危險的情況下，利用較多藥量進爆破，人為地誘發衝擊地壓，使衝擊地壓發生在一定的時間和地點，從而避免更大損害的一種解危措施。

實行誘發爆破必須慎重行事，作為輔助手段，隻有在存在嚴重衝擊危險的情況下，其它方法無效或無法實施時應用。一般情況下多用於煤柱回收時，並與鑽屑法檢測孔配合互用。孔距2～5m，孔深按衝擊危險區範圍確定。可平行走向或傾斜布置，也可法混合布置。每孔裝藥量按1/2～1/3孔深計算，一般采用深孔爆破法，打大量較長的鑽孔直達高應力帶。采用大藥量、集中裝藥和同時引爆的方法，以使煤岩體強烈震動，誘發衝擊地壓，或造成煤體強烈卸壓、釋放能量，把高應力帶移向煤體深部。集中爆破的藥量越多，誘發衝擊地壓的可能性越大。

實施誘發爆破應按《煤礦安全規程》的有關規定施工。實施前必須采用鑽屑法確定衝擊危險地點，加固支架，掩護或撤出機械設備及電纜工具等。爆破時所有通往爆破地點的通道必須設專人警戒。躲炮半徑不得小於150m，躲炮時間30min以上。

圖5-28誘發爆破鑽孔布置方式

傾斜布置;b—上下山同時布置;c—走向布置;d—聯合布置1—鑽孔;2—刀柱上山;3—工作麵;4—順槽

天池礦、門頭溝礦等都應用過誘發爆破。天池礦在采掘過程中，特別是回收煤柱時，始終堅持實行以卸壓爆破為主，誘發爆破為輔的措施。誘發爆破參數視具體情況而定。一般孔徑為50～60mm，孔深6～8m以上，每孔裝藥量2～3kg以上，孔間距2～3m。炮泥封孔，填滿填實，瞬發雷管，同時引爆。門頭溝礦1980年開始試驗應用誘發爆破，其鑽孔布置方式如圖5-28所示。在正規工作麵為平行煤層走向或傾向布置，孔深為煤柱寬度的3/4。在非正規工作麵，如殘柱式采煤工作麵，視煤柱尺寸進行布置，但孔深均不得超過煤柱寬度的3/4。在長壁刀柱開采法走向尺寸變化的條件下，沿傾斜每個刀柱間布置2～3個炮孔(刀柱間距40～50m)，孔深為工作麵長度的4/5(圖5-28a)，如工作麵過長可上下同時打眼，孔深為工作麵長度的1/2左右(圖5-28b)。沿走向布置方式是在工作麵前方刀柱上山每10～15m打一個鑽孔，孔深為刀柱間距的3/4，其優點是炮孔較淺，不影響工作麵運輸(圖5-28c)。在地質條件比較複雜的區段還可以沿走向和傾斜聯合布置鑽孔(圖5-28d)。實際中有時也用淺孔或小直徑炮眼進行誘發爆破(或叫落煤誘發爆破)。一般是在采煤或掘進過程中出現嚴重衝擊危險情況下，當時又無條件進行深孔誘發爆破時，進行淺孔落煤誘發爆破。利用普通煤電鑽打眼，其孔數和深度比落煤炮眼深而多，多孔同時起爆。例如在門頭溝礦辛房8槽開采篩選廠殘柱時，采用落煤誘發爆破，同時起爆45個孔，誘發出2.5級衝擊地壓。

一般深孔誘發爆破使用液壓鑽機，鑽頭直徑50～53mm，成孔直徑53～56mm。采用礦用硝銨炸藥(特製大直徑)。裝藥時把導爆索綁在第一個藥卷上，用特製炮棍把藥卷推入眼底。裝藥長度為孔深的1/3，最多不超過1/2。放炮時將外露的導爆索綁上一個帶雷管的小藥卷，然後裝入眼內用藥紙填上即可。放炮電壓127V或380V(專用放炮閘箱)。

必須指出，誘發爆破的效果是有限的，不能保證按時誘發，有時lh後才發生衝擊地壓。另外，大藥量同時引爆，必然造成一定程度的破壞作用，所以要慎重行事，有限度地使用。在實施誘發爆破時，還應該注意，誘發孔孔口位置應盡量布置在應力集中區附近或地質構造變化帶邊緣，以防打眼時觸發衝擊地壓。在頂板比較破碎或煤層較厚區段，誘發孔應布置在煤層中下部，裝藥長度不超過孔深的1/3，以避免崩壞頂板和大量片幫。誘發出衝擊地壓後，應再次施行誘發爆破，把殘存應變能全部釋放掉，以保證安全生產。施行誘發爆破後還要及時回采，不要停留過長時間(以不超過一個月為好)，避免應變能重新積聚。

國外一些衝擊地壓礦井采用誘發爆破方法也取得了明顯成效。例如前蘇聯基澤洛夫礦區某礦，有一個斜井保護煤柱，用誘發爆破方法解除了衝擊地壓威脅。共打4～10m深的鑽孔1048個，孔間距3m，共裝藥2330kg。爆破後7h發生了一次衝擊地壓，解除了威脅。用鑽屑法檢查效果證明，煤壁附近一定範圍內煤已疏鬆，失去了彈性承載能力，高支承壓力帶移向深處。

波蘭采用的震動切割爆破法，能同時滿足誘發和落煤兩個需要。該法的實質是，同時起爆裝有相應炸藥量(幾十到幾百公斤)和相應數量炮眼(成組，由幾十到幾百)，使整個工作麵或既定部分的切割深度上的煤全部垮落。爆破的目的除切割煤外，還可在受威脅的工作麵無人時誘發衝擊地壓或卸壓。但這種爆破法在厚煤層上行分層開采第一分層時不能用，在鬆軟頂板條件下不能用，而且容易造成頂板“抽條”或冒頂。必須慎重行事。

根據爆破後地音強度的觀測結果，可以評價煤層的卸壓程度和可能誘發的衝擊地壓，以及根據岩體中動力現象的逐步減弱或消失情況，確定爆破後必要的等待時間。波蘭采礦研