CN106285609B - 一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法 - Google Patents
一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法 Download PDFInfo
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Abstract
本发明公开了一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，包括以下步骤：1)超前地质钻探；2)液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔施工；3)液态二氧化碳相变致裂增透瓦斯抽采；4)瓦斯抽采效果检验；5)液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤；6)装岩、清理，进入煤层。本发明通过液态二氧化碳相变致裂技术，对揭煤区域煤层瓦斯进行致裂增透，提高煤层瓦斯透气性系数，在现场试验确定的致裂半径基础上，可适当增大抽采钻孔间距，可以有效减小钻孔工程量，实现煤层瓦斯的高浓度抽采及揭煤区域低渗高瓦斯煤层的快速消突，达到防止石门揭煤诱发煤与瓦斯突出的目的，而且投入成本低、瓦斯抽采效果好。
Description
技术领域
本发明涉及一种石门揭煤的方法。
背景技术
石门是与地面不直接相通的水平巷道，其长轴线与煤层直交或斜交的岩石平巷，为开采水平服务的石门称为主要石门，为采取服务的石门称为采区石门，是由岩层进入煤层的主要巷道。石门揭煤是指煤矿井下穿层掘进由岩石巷道进入煤巷的过程,石门掘进工作面从距突出煤层底(顶)板的最小法向距离10m开始直到穿过煤层进入顶(底)板2m(最小法向距离)的过程均属于揭煤作业。由于揭露煤层前，煤体受顶、底板围岩的封闭，且处于应力集中区，煤层中的弹性潜能和瓦斯内能得不到释放，在揭煤爆破作用下极易发生煤与瓦斯突出。石门揭煤突出的特点是突出强度大，破坏性强，在整个揭煤过程中都有可能存在突出危险性，因此石门揭煤的危险性极大。
在具体揭煤操作过程中由于单一的防突措施消突效果有限，造成石门揭煤工程进展缓慢，影响煤矿的正常生产；而且不合理的揭煤方法有可能会造成揭煤过程中的人工诱导突出等，对煤矿安全生产极为不利。
现有技术中，出现了采用水力压裂的方法进行石门揭煤，但水力压裂方法存在以下不足之处：1、由于煤层赋存地质条件复杂，水力压裂增透方法不能保证在压裂区域产生均匀裂隙，因此在现场应用过程中，往往会存在部分区域压裂不到位，煤层瓦斯抽采效果不佳的情况，在一定程度上影响了揭煤工作。2、水力压裂致裂增透需要在煤层内部注入大量的高压水，一方面，煤层裂隙含水率增大会影响煤层内吸附瓦斯的解析，另一方面，注入煤体的水由煤层渗出会造成巷道掘进工作面积水，恶化工作条件；3、水力压裂增透需要具备煤矿井下大型柱塞高压水泵，经济成本高。4、煤体内水的冻结体积膨胀有限，所产生的膨胀应力有限，只有在封闭空间内液态水相变膨胀，才能产生致裂效果。5、采用煤层注水进行冻结膨胀，由于水仅会沿煤层裂隙流动，因此致裂效果不均匀，会造成煤层部分区域增透效果不佳。
因此本领域技术人员致力于开发一种针对高瓦斯低渗煤层石门快速揭煤的方法。
发明内容
有鉴于现有技术的上述缺陷，本发明所要解决的技术问题是提供一种针对高瓦斯低渗煤层石门快速揭煤的方法。
为实现上述目的，本发明提供了一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：包括以下步骤：
1)超前地质钻探
在揭煤的掘进工作面掘进至距煤层最小法向距离为20m-10m时，采用直径75mm或94mm在掘进工作面两侧向揭煤区域煤体内施工两个穿透煤层全厚，且进入顶板或底板不小于0.5m的前探取芯钻孔，钻孔进入煤层位置位于揭煤巷道上下帮的距离为12m范围以外；详细记录有无喷孔现象、煤层倾角、煤层厚度、地质构造、岩芯资料、底板和顶板岩石致密性，对揭煤工作面前方岩石试件及煤体试件进行力学强度测试；
2)液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔施工
A2、施工二氧化碳相变致裂孔
当掘进工作面法向距离为10m-5m时，在掘进巷道掌子面向揭煤区域煤层内施工液态二氧化碳相变致裂孔三组，每组三个钻孔，钻孔直径94mm，通过三组钻孔对待开挖煤巷上帮与下帮12m范围以内煤层区域瓦斯进行致裂增透，根据现场试验结果确定液态二氧化碳相变致裂影响半径；
第一组液态二氧化碳相变致裂孔包括第一致裂孔、第二致裂孔和第三致裂孔；所述第二致裂孔的终孔位于揭煤巷道上帮14.4m处，第一致裂孔和第三致裂孔的终孔位置分别位于所述第二致裂孔煤层走向左、右16m处；
第二组液态二氧化碳相变致裂孔包括第四致裂孔、第五致裂孔和第六致裂孔；所述第五致裂孔的终孔位于揭煤巷道中心位置，与所述第二致裂孔的距离为16m；第四致裂孔和第六致裂孔的终孔位置分别位于第五致裂孔煤层走向方向左、右16m处；
第三组液态二氧化碳相变致裂孔包括第七致裂孔、第八致裂孔和第九致裂孔；所述第八致裂孔的终孔位于揭煤巷道下帮14.4m处，所述第七致裂孔和第九致裂孔的终孔位置分别位于所述第八致裂孔煤层走向左、右16m处；
其中，第一致裂孔、第四致裂孔和第七致裂孔的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第二致裂孔、第五致裂孔和第八致裂孔的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第三致裂孔、第六致裂孔和第九致裂孔的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；
B2、施工瓦斯抽采孔
完成液态二氧化碳相变致裂孔施工后，进行瓦斯抽采孔的钻孔施工；
瓦斯抽采孔分为五组，钻孔孔径为94mm；
第一组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第一致裂孔和第二致裂孔沿走向的距离中心，以及所述第二致裂孔和第三致裂孔沿走向的距离中心；
第二组抽采孔位于第一组液态二氧化碳相变致裂孔与第二组液态二氧化碳相变致裂孔沿倾向的中心，具有5个瓦斯抽采孔，5个孔在走向方向等距布置；并与第一组抽采孔及致裂孔相对应；
第三组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第四致裂孔和第五致裂孔沿走向的距离中心，以及所述第五致裂孔和第六致裂孔沿走向的距离中心；
第四组抽采孔包括5个瓦斯抽采孔，沿倾向方向以所述第三组抽采孔为中心与所述第二组抽采孔对称布置；
第五组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第七致裂孔和第八致裂孔沿走向的距离中心，以及所述第八致裂孔和第九致裂孔沿走向的距离中心；
依次完成瓦斯抽采孔的施工；
3)液态二氧化碳相变致裂增透瓦斯抽采
A3、准备工作：在地面将纯度为99％的二氧化碳液体灌入液态二氧化碳储液罐，检查井下二氧化碳致裂器灌装系统是否正常工作；矿井下二氧化碳致裂孔施工完毕后，将二氧化碳致裂器灌装系统牵引至作业工作区域；
检查井下压风管路，由高压管道将压风输送至工作区域；
B3、液态二氧化碳灌装：将液体的二氧化碳从储液罐灌装至多个二氧化碳储液管内；
C3、携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统安装：
根据钻孔施工期间地质编录情况确定所需释放管、储液管、推进杆的数量，将装有塑料颗粒支撑剂的纸质囊袋装进释放管内部，将释放管由钻机送入液态二氧化碳相变致裂孔内，接着由钻机夹持器及动力头将液态二氧化碳储液管与释放管通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机向前推送，紧接着将储液管与推进杆通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机向前推送，之后循环完成连接推进杆、检测引爆线连接、推进直至将释放管、储液管推送至设计煤层位置，钻机停止工作，由钻机固定推进杆以防止瓦斯抽采孔内设备滑移，连接引爆线，并将引爆线牵引至工作区域风门外，检测连线是否正常，检测连接正常后，致裂区域人员撤离至风门外，完成二氧化碳致裂系统安装；
D3、起爆
待以上工作完成后，采用矿用起爆器，进行起爆，起爆后采用万用表进行监测，若电阻较之前骤增，表明正常起爆，否则起爆失败；在起爆成功后5分钟之后，即可进入致裂工作区域，进行推杆拆卸；
E3、重复以上步骤C3和D3，对所有液态二氧化碳相变致裂孔进行致裂施工；
F3、连接抽采系统
液态二氧化碳相变致裂孔起爆施工完毕后，对致裂孔进行封孔及瓦斯抽采孔，将液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔连接到抽采系统，进行负压瓦斯抽采；
4)瓦斯抽采效果检验
抽采0.5年至1年时间后，进行抽采效果检验；
采用钻屑瓦斯解析临界指标进行预测，施工三个效果检验孔，其中巷道中间一个、并位于瓦斯抽采孔之间，其它2个孔位于巷道上部的两侧，终孔位置位于抽采控制范围控制的边缘线上；
效果检验孔采用钻机破岩进入煤层，采用直径为94mm的钻头钻进；效果检验孔必须布置在瓦斯抽采孔之间；钻进速度均匀，速度控制在2m/min以内；钻进过程每2米测定一次K1值，钻屑瓦斯解析临界指标满足以下要求时，说明瓦斯抽采效果有效，可以进行掘进工作；否则抽采措施无效，则需采取补打瓦斯抽采孔、延长抽采时间，直至防突措施有效；
干煤样的钻屑瓦斯解析指标△h2临界值为200Pa，钻屑瓦斯解析指标K1临界值为0.5mL/g.min-1/2；湿煤样的钻屑瓦斯解析指标△h2临界值为160Pa，钻屑瓦斯解析指标K1临界值为0.4mL/g.min-1/2；
参考临界值可整体参看《防治煤与瓦斯突出规定》第七十三条和《AQ/T1065-2008钻屑瓦斯解析指标测定方法》，钻屑瓦斯解析指标K1综合反映煤层瓦斯含量及卸压初期瓦斯解析速度大的大小，用测定钻屑试样在卸压初期一段时间(5min)瓦斯解析曲线的斜率表示；钻屑瓦斯解析指标△h2综合反映煤层的瓦斯含量及卸压初期瓦斯解析速度的大小，用测定钻屑试样在卸压初期一段时间(2min)瓦斯解析而产生的压力差表示。
5)液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤
当巷道掘进距离煤层法线距离为1.5米时，停止掘进，采用液态二氧化碳相变致裂方法进行爆破破岩揭煤；
按常规爆破方法，在掌子面上设置周边眼、辅助眼、掏槽眼爆破揭煤孔，各个爆破孔之间以并联方式连接，撤出揭煤区域人员，采用远距离放炮同时起爆揭穿煤层，一次全断面揭开煤层；放炮后，根据工作面瓦斯传感器监测得到的瓦斯浓度情况，判断有无瓦斯突出或突出预兆，确认安全后；进入揭煤工作面，进行初期支护，工作过程中设专人观察瓦斯和观察突出预兆，发现有突出预兆，工作人员立即撤离到安全地点，完成岩柱揭煤工作；
6)装岩、清理，进入煤层
采用液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤后，采用掘进工作面装岩机将爆破后破碎岩块、煤块装入矿车，运出掘进工作面，对巷道及时支护，完成石门揭煤工作。
较佳的，步骤1)中，前探取芯钻孔的直径为75mm或94mm。
较佳的，步骤1)中，利用前探取芯钻孔作为测定钻孔测定瓦斯压力。
较佳的，瓦斯抽采孔分为五组，钻孔孔径为94mm。
较佳的，所述第一致裂孔和第二致裂孔的夹角为45°。
较佳的，所述第二组抽采孔的中心与掌子面底面之间的距离为3.3m；所述第二组抽采孔与第三组抽采孔的中心之间的距离为1.1mm；所述第三组抽采孔与第四组抽采孔的中心之间的距离为0.55mm；所述第四组抽采孔与第五组抽采孔的中心之间的距离为0.55mm。
本发明的有益效果是：
(1)通过液态二氧化碳相变致裂技术，对揭煤区域煤层瓦斯进行致裂增透，提高煤层瓦斯透气性系数，在现场试验确定的致裂半径基础上，适当增大抽采钻孔间距，可以有效减小钻孔工程量。
(2)液态CO2相变致裂后，含裂隙煤层内瓦斯CO2浓度增大，通过CO2与CH4的竞争吸附作用，煤层裂隙内游离瓦斯含量增大，通过网格式瓦斯抽采系统可以实现煤层瓦斯的高浓度抽采。
(3)通过液态CO2相变致裂技术，增加煤层抽采率，降低煤体内瓦斯压力、实现煤层卸压，从而减少煤层内能，防止煤与瓦斯突出。
(4)该方法通过岩巷前方岩柱为保护屏障，进行液态CO2相变致裂，防止因相变致裂造成煤层气体压力增大、煤体强度降低，导致产生煤与瓦斯突出事故。
(5)该方法采用液态CO2相变致裂技术对抽采后垂直煤层1.5m处岩柱进行松动爆破，可以实现定向致裂破岩，能量释放集中，无火花，无热量释放。
(6)该方法在煤层内产生的裂隙均匀，不会造成巷道积水；不会受炸药管制影响，使用方便，不存在盲炮、残炮等现象，相变致裂温度低，不会产生火花。
(7)该方法工艺流程严格遵守《防治煤与瓦斯突出规定》石门揭煤相关要求，可以应用于煤矿井下高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤，投入成本低、瓦斯抽采效果好。
附图说明
图1是本发明一具体实施方式的流程框图。
图2是本发明一具体实施方式中超前钻孔超前地质钻探钻孔的俯视结构示意图。
图3是本发明一具体实施方式中掘进工作面掌子面布置前探取芯钻孔的位置示意图。
图4是本发明一具体实施方式中液态二氧化碳相变致裂孔终孔位置分布示意图。
图5是本发明一具体实施方式中掌子面液态二氧化碳相变致裂孔开孔位置示意图。
图6是本发明一具体实施方式中瓦斯抽采孔终孔位置示意图。
图7是本发明一具体实施方式中掌子面瓦斯抽采孔的开孔位置示意图。
图8是本发明一具体实施方式中液态二氧化碳相变致裂灌装系统的结构示意图。
图9是本发明一具体实施方式中携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统的结构示意图。
图10是本发明一具体实施方式中携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统的安装过程示意图。
图11是本发明一具体实施方式中效果检验孔终孔位置分布示意图。
图12是本发明一具体实施方式中效果检验孔在巷道掌子面开孔位置示意图。
图13是本发明一具体实施方式中液体二氧化碳相变致裂爆破揭煤钻孔的布置结构示意图。
具体实施方式
下面结合附图和实施例对本发明作进一步说明：
如图1所示，一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，包括以下步骤：
1)超前地质钻探，如图2和图3所示：
在揭煤的掘进工作面掘进至距煤层最小法向距离L1为20m-10m时，采用直径75mm或94mm在掘进工作面301两侧向揭煤区域煤体内施工两个穿透煤层全厚，且进入顶板或底板不小于0.5m的前探取芯钻孔305，钻孔进入煤层位置位于揭煤巷道上下帮的距离L2为12m范围以外；详细记录有无喷孔现象、煤层倾角、煤层厚度、地质构造、岩芯资料、底板和顶板岩石致密性，对揭煤工作面前方岩石试件及煤体试件进行力学强度测试。
2)液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔施工
A2、施工二氧化碳相变致裂孔，如图4和图5所示：
当掘进工作面法向距离L1为10m-5m时，在掘进巷道掌子面向揭煤区域煤层内施工液态二氧化碳相变致裂孔三组，每组三个钻孔，钻孔直径94mm，通过三组钻孔对待开挖煤巷上帮和下帮距离L2为12m范围以内的煤层区域瓦斯进行致裂增透，本实施例中，根据现场试验结果确定液态二氧化碳相变致裂影响半径约为8.2m，如图4所示，图中ABCD所示的区域为二氧化碳相变致裂控制区域。
第一组液态二氧化碳相变致裂孔包括第一致裂孔101、第二致裂孔102和第三致裂孔103；第二致裂孔102的终孔位于揭煤巷道上帮的距离L3为14.4m，第一致裂孔101和第三致裂孔103的终孔位置与第二致裂孔102的终孔位置的中心距L5和L6均为沿煤层走向的左、右16m处；
第二组液态二氧化碳相变致裂孔包括第四致裂孔104、第五致裂孔105和第六致裂孔106；第五致裂孔105的终孔位于揭煤巷道中心位置，与第二致裂孔102沿煤层倾向的中心距离L4为16m；第四致裂孔104和第六致裂孔106的终孔位置与第五致裂孔105终孔沿煤层走向方向的中心距L7和L8均为16m处；
第三组液态二氧化碳相变致裂孔包括第七致裂孔107、第八致裂孔108和第九致裂孔109；第八致裂孔108的终孔位于揭煤巷道下帮14.4m处，第七致裂孔107和第九致裂孔109的终孔位置分别位于第八致裂孔108煤层走向左、右16m处；
其中，第一致裂孔101、第四致裂孔104和第七致裂孔107的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第二致裂孔102、第五致裂孔105和第八致裂孔108的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第三致裂孔103、第六致裂孔106和第九致裂孔109的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m。
B2、施工瓦斯抽采孔，如图6和图7所示：
完成液态二氧化碳相变致裂孔施工后，进行瓦斯抽采孔500的钻孔施工；
瓦斯抽采孔分为五组，钻孔孔径为94mm；
第一组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于第一致裂孔101和第二致裂孔102沿走向的距离中心，以及第二致裂孔102和第三致裂孔103沿走向的距离中心；
第二组抽采孔位于第一组液态二氧化碳相变致裂孔与第二组液态二氧化碳相变致裂孔沿倾向的中心，具有5个瓦斯抽采孔，5个孔在走向方向等距布置，并与第一组抽采孔及致裂孔相对应；
第三组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于第四致裂孔104和第五致裂孔105沿走向的距离中心，以及第五致裂孔105和第六致裂孔106沿走向的距离中心；
第四组抽采孔包括5个瓦斯抽采孔，沿倾向方向以第三组抽采孔为中心与第二组抽采孔对称布置；
第五组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于第七致裂孔107和第八致裂孔108沿走向的距离中心，以及第八致裂孔108和第九致裂孔109沿走向的距离中心；
完成瓦斯抽采孔施工后。
3)液态二氧化碳相变致裂增透瓦斯抽采
A3、准备工作：在地面将纯度为99％的二氧化碳液体灌入液态二氧化碳储液罐，检查井下二氧化碳致裂器灌装系统是否正常工作；
检查井下压风管路，由高压管道将压风输送至工作区域，压风是煤矿井下钻孔施工的辅助系统，钻孔施工区域都设有压风管路；
B3、液态二氧化碳灌装：将液体的二氧化碳从储液罐灌装至多个二氧化碳储液管内；
上述步骤A3和B3通过二氧化碳灌装系统实现。矿井下二氧化碳致裂孔施工完毕后，采用矿用电机车将二氧化碳致裂器灌装系统牵引至作业工作区域。如图8所示，二氧化碳灌装系统包括平板车18，平板车18上通过紧固螺钉17固定有液体二氧化碳储液罐100和推杆箱400。
储液罐100包括注液口1和出液口3，储液罐100内设置有液位计2，出液口3处设置有第一压力表4。推杆箱400内固定有二氧化碳增压泵200和两个相对设置的二氧化碳储液管灌装架300。
二氧化碳增压泵200包括增压缸体10、活塞9、驱动气体入口7和增压液体出口11.
二氧化碳储液管灌装架300上设置有灌装控制器14。
由第一管路5将液态二氧化碳储液罐的出液口3与二氧化碳增压泵的增压液体进口6连接，由第三管路12将增压液体出口11与灌装控制器14连接，由第二管路8将井下压风系统与二氧化碳增压泵的驱动气体入口7连接。第三管路12的管路上设置有第二压力表13。
将储液管15安装在二氧化碳储液管灌装架300及其控制系统上，采用内六角扳手将储液管15的灌装孔及排空孔16拧开，将灌装控制器14安装在灌装孔上。依次打开灌装控制器14、增压液体出口11、增压液体进口6、出液口阀门，待排空孔16出现大量二氧化碳汽化气体后，暂时关闭灌装控制器14的阀门，关闭排空孔16。之后打开灌装控制器阀门和第二管路控制阀门，由井下压风驱动二氧化碳增压泵开始工作，待灌装控制器显示压力达到指定压力后，依次关闭出液口阀门、第二管路控制阀门、增压液体进口阀门、灌装控制器阀门，取出灌装控制器，灌装孔在压力作用下自动关闭，将储液管15取下，称重，记录储液管灌装压力及灌装液体质量，储液管灌装数量根据现场需求确定。
C3、携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统安装：
如图9所示携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统包括储液管15，储液管15的一端可通过螺纹连接头固定有释放管600，另一端可通过螺纹连接头26固定有推进杆700。
储液管15与释放管600的连接端设置有定压泄能片21、灌装孔22和电热管23。储液管15内为灌装的液体二氧化碳24。
释放管600上设置有多个释放孔19，释放管600内设置有支撑剂囊袋20。释放管600与储液管15的连接处设置有防滑锚固头28。
推进杆700内设置有引爆线27，推进杆700的末端固定有防滑锚头28和紧固螺钉29。
根据钻孔施工期间地质编录情况见煤进尺、煤层厚度等确定所需释放管、储液管、推进杆的数量，将装有高强度塑料颗粒支撑剂的纸质囊袋装进释放管内部。如图10所示，将释放管600由钻机900送入液态二氧化碳相变致裂孔内，接着由钻机夹持器及动力头将液态二氧化碳储液管15与释放管600通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机900向前推送，紧接着将储液管15与推进杆700通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机向前推送，之后循环完成连接推进杆、检测引爆线连接、推进直至将释放管、储液管推送至设计煤层位置，钻机停止工作，由钻机固定推进杆以防止瓦斯抽采孔内设备滑移，连接引爆线，并将引爆线牵引至工作区域风门外，检测连线是否正常，检测连接正常后，致裂区域人员撤离至风门外，完成二氧化碳致裂系统安装。
D3、起爆
待以上工作完成后，采用矿用起爆器，进行起爆，起爆后采用万用表进行监测，若电阻较之前骤增，表明正常起爆，否则起爆失败；在起爆成功后5分钟之后，即可进入致裂工作区域，进行推杆拆卸。
E3、重复以上步骤C3和D3，对所有液态二氧化碳相变致裂孔进行致裂施工。
F3、连接抽采系统
液态二氧化碳相变致裂孔起爆施工完毕后，对致裂孔及瓦斯抽采孔进行封孔，将液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔连接到抽采系统，进行负压瓦斯抽采。
4)瓦斯抽采效果检验
抽采0.5年至1年时间后，进行抽采效果检验；
采用钻屑瓦斯解析临界指标进行预测，如图11和图12所示，施工3个效果检验孔306，其中巷道中间一个、并位于瓦斯抽采孔之间，其它2个孔位于巷道上部的两侧，终孔位置位于抽采控制范围控制的边缘线上。
效果检验孔采用钻机破岩进入煤层，采用直径为94mm的钻头钻进；效果检验孔必须布置在瓦斯抽采孔之间；钻进速度均匀，速度控制在2m/min以内；钻进过程每2米测定一次K1值，钻屑瓦斯解析临界指标如表1所示满足下表要求时，说明瓦斯抽采效果有效，可以进行掘进工作，否则抽采措施无效，必须采取补打排抽放钻孔、延长排抽放时间，直至防突措施有效。
表1钻屑瓦斯解析指标法预测揭煤工作面突出危险性的参考临界值
5)液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤
当巷道掘进距离煤层法线距离L1为1.5米时，停止掘进，采用液态二氧化碳相变致裂方法进行爆破破岩揭煤；
如图13所示，按常规爆破方法，在掌子面上设置周边眼、辅助眼、掏槽眼揭煤爆破孔30，各个爆破孔之间以并联方式连接，撤出揭煤区域人员，采用远距离放炮同时起爆揭穿煤层，一次全断面揭开煤层；放炮后，根据工作面瓦斯传感器监测得到的瓦斯浓度情况，判断有无瓦斯突出或突出预兆，确认安全后；进入揭煤工作面，进行初期支护，工作过程中设专人观察瓦斯和观察突出预兆，发现有突出预兆，工作人员立即撤离到安全地点，完成岩柱揭煤工作；
6)装岩、清理，进入煤层
采用液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤后，采用掘进工作面装岩机将爆破后破碎岩块、煤块装入矿车，运出掘进工作面，对巷道及时支护，完成石门揭煤工作。
本实施例中，掘进工作面的宽度L9为3.3m；前探取芯钻孔305距离掘进工作面的底面的高度H1位3.3m，距离掘进工作面顶面的高度H2为1.65m。
本实施例中，步骤1中，前探取芯钻孔的直径为75mm或94mm；步骤1中，利用前探取芯钻孔作为测定钻孔测定瓦斯压力；瓦斯抽采孔的钻孔孔径为94mm。
第一致裂孔101和第二致裂孔102的夹角θ为45°；
第二组抽采孔的中心与掌子面底面之间的距离H3为3.3m；第二组抽采孔与第三组抽采孔的中心之间的距离H4为1.1mm；第三组抽采孔与第四组抽采孔的中心之间的距离H5为0.55mm；第四组抽采孔与第五组抽采孔的中心之间的距离H6为0.55mm。
目前对于煤与瓦斯突出机理进行了大量研究，学者普遍认可综合作用说，认为煤与瓦斯突出是地应力、瓦斯、煤的力学性质综合作用的结果。苏联B.B.霍多特认为，突出煤的变形潜能W和瓦斯内能突然释放所引起的近工作面煤体的高速破碎：
对于石门揭煤激发突出的第一条件是：W+Q＞F+U
式中：W—煤的变形潜能；Q—煤内游离瓦斯所含的内能；F—煤向巷道移动功；U—煤的破碎功；
激发突出的第二条件是：Vp＞Vτ
式中：Vp—煤的破碎速度；Vτ—煤裂隙中瓦斯压力下降的速度，取决于煤的裂隙性。
激发突出的第三条件,它要求在煤破碎完成之前，瓦斯压力应保持在比已破碎煤的抛出阻力更大的水平上，即
式中：s—煤破碎区段的横截面积；f—煤沿表面移动的摩擦系数；α—煤沿表面移动时，该面与水平面倾角；g—重力加速度；m—煤的质量；a—为了把煤抛开必须给煤的加速度；±—煤向上抛出取“+”，反之取“-”。
一般条件下在瓦斯矿井，激发突出的第二、第三条件实际上总可以满足，因此能否满足第一条件便成为发生突出的主要且必须条件。
液态二氧化碳相变致裂技术，通过发热片对储存有液态二氧化碳的相变致裂器进行加热，使得致裂器内部液态二氧化碳膨胀应力增大，当应力达到爆破片的额定破裂载荷时，高压二氧化碳液体迅速相变，有释放孔喷出，实现低渗煤层致裂增透的效果，提高低渗煤层瓦斯抽采效率，降低煤体内瓦斯压力、实现煤层卸压，从而减少煤层内能Q，从而防止煤与瓦斯突出。
以上详细描述了本发明的较佳具体实施例。应当理解，本领域的普通技术人员无需创造性劳动就可以根据本发明的构思作出诸多修改和变化。因此，凡本技术领域中技术人员依本发明的构思在现有技术的基础上通过逻辑分析、推理或者有限的实验可以得到的技术方案，皆应在由权利要求书所确定的保护范围内。
Claims (5)
1.一种高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：包括以下步骤：
1)超前地质钻探
在揭煤的掘进工作面掘进至距煤层最小法向距离(L1)为20m-10m时，采用直径75mm或94mm在掘进工作面两侧向揭煤区域煤体内施工两个穿透煤层全厚，且进入顶板或底板不小于0.5m的前探取芯钻孔，钻孔进入煤层位置位于揭煤巷道上下帮的距离(L2)为12m范围以外；详细记录有无喷孔现象、煤层倾角、煤层厚度、地质构造、岩芯资料、底板和顶板岩石致密性，对揭煤工作面前方岩石试件及煤体试件进行力学强度测试；
2)液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔施工
A2、施工二氧化碳相变致裂孔
当掘进工作面法向距离(L1)为10m-5m时，在掘进巷道掌子面向揭煤区域煤层内施工液态二氧化碳相变致裂孔三组，每组三个钻孔，钻孔直径94mm，通过三组钻孔对待开挖煤巷上帮与下帮12m范围以内煤层区域瓦斯进行致裂增透，根据现场试验结果确定液态二氧化碳相变致裂影响半径；
第一组液态二氧化碳相变致裂孔包括第一致裂孔(101)、第二致裂孔(102)和第三致裂孔(103)；所述第二致裂孔(102)的终孔位于揭煤巷道上帮14.4m处，第一致裂孔(101)和第三致裂孔(103)的终孔位置分别位于所述第二致裂孔(102)煤层走向左、右16m处；
第二组液态二氧化碳相变致裂孔包括第四致裂孔(104)、第五致裂孔(105)和第六致裂孔(106)；所述第五致裂孔(105)的终孔位于揭煤巷道中心位置，与所述第二致裂孔(102)的距离(L4)为16m；第四致裂孔(104)和第六致裂孔(106)的终孔位置分别位于第五致裂孔(105)煤层走向方向左、右16m处；
第三组液态二氧化碳相变致裂孔包括第七致裂孔(107)、第八致裂孔(108)和第九致裂孔(109)；所述第八致裂孔(108)的终孔位于揭煤巷道下帮14.4m处，所述第七致裂孔(107)和第九致裂孔(109)的终孔位置分别位于所述第八致裂孔(108)煤层走向左、右16m处；
其中，第一致裂孔(101)、第四致裂孔(104)和第七致裂孔(107)的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第二致裂孔(102)、第五致裂孔(105)和第八致裂孔(108)的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；第三致裂孔(103)、第六致裂孔(106)和第九致裂孔(109)的终孔位于同一倾向内，沿倾向间距16m；
B2、施工瓦斯抽采孔
完成液态二氧化碳相变致裂孔施工后，进行瓦斯抽采孔的钻孔施工；
瓦斯抽采孔分为五组，钻孔孔径为94mm；
第一组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第一致裂孔(101)和第二致裂孔(102)沿走向的距离中心，以及所述第二致裂孔(102)和第三致裂孔(103)沿走向的距离中心；
第二组抽采孔位于第一组液态二氧化碳相变致裂孔与第二组液态二氧化碳相变致裂孔沿煤层倾向的中心，具有5个瓦斯抽采孔，5个孔在走向方向等距布置，并与第一组抽采孔及致裂孔相对应；
第三组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第四致裂孔(104)和第五致裂孔(105)沿走向的距离中心，以及所述第五致裂孔(105)和第六致裂孔(106)沿走向的距离中心；
第四组抽采孔包括5个瓦斯抽采孔，沿倾向方向以所述第三组抽采孔为中心与所述第二组抽采孔对称布置；
第五组抽采孔包括两个抽采孔，分别位于所述第七致裂孔(107)和第八致裂孔(108)沿走向的距离中心，以及所述第八致裂孔(108)和第九致裂孔(109)沿走向的距离中心；
依次完成瓦斯抽采孔的施工；
3)液态二氧化碳相变致裂增透瓦斯抽采
A3、准备工作：在地面将纯度为99％的二氧化碳液体灌入液态二氧化碳储液罐，检查井下二氧化碳致裂器灌装系统是否正常工作；矿井下二氧化碳致裂孔施工完毕后，将二氧化碳致裂器灌装系统牵引至作业工作区域；
检查井下压风管路，由高压管道将压风输送至工作区域；
B3、液态二氧化碳灌装：将液体的二氧化碳从储液罐灌装至多个二氧化碳储液管内；
C3、携塑料颗粒支撑剂二氧化碳致裂系统安装：
根据钻孔施工期间地质编录情况确定所需释放管、储液管、推进杆的数量，将装有塑料颗粒支撑剂的纸质囊袋装进释放管内部，将释放管由钻机送入液态二氧化碳相变致裂孔内，接着由钻机夹持器及动力头将液态二氧化碳储液管与释放管通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机向前推送，紧接着将储液管与推进杆通过螺纹连接头连接，采用万用表检测引爆线连接是否正常，检测连接正常后，由钻机向前推送，之后循环完成连接推进杆、检测引爆线连接、推进直至将释放管、储液管推送至设计煤层位置，钻机停止工作，由钻机固定推进杆以防止瓦斯抽采孔内设备滑移，连接引爆线，并将引爆线牵引至工作区域风门外，检测连线是否正常，检测连接正常后，致裂区域人员撤离至风门外，完成二氧化碳致裂系统安装；
D3、起爆
待以上工作完成后，采用矿用起爆器，进行起爆，起爆后采用万用表进行监测，若电阻较之前骤增，表明正常起爆，否则起爆失败；在起爆成功后5分钟之后，即可进入致裂工作区域，进行推杆拆卸；
E3、重复以上步骤C3和D3，对所有液态二氧化碳相变致裂孔进行致裂施工；
F3、连接抽采系统
液态二氧化碳相变致裂孔起爆施工完毕后，对致裂孔及瓦斯抽采孔进行封孔，将液态二氧化碳相变致裂孔与瓦斯抽采孔连接到抽采系统，进行负压瓦斯抽采；
4)瓦斯抽采效果检验
抽采0.5年至1年时间后，进行抽采效果检验；
采用钻屑瓦斯解析临界指标进行预测，施工效果检验孔(306)3个，其中巷道中间一个、并位于瓦斯抽采孔之间，其它2个孔位于巷道上部的两侧，终孔位置位于抽采控制范围控制的边缘线上；
效果检验孔采用钻机破岩进入煤层，采用直径为94mm的钻头钻进；效果检验孔必须布置在瓦斯抽采孔之间；钻进速度均匀，速度控制在2m/min以内；钻进过程每2米测定一次K1值，钻屑瓦斯解析临界指标满足以下要求时，说明瓦斯抽采效果有效，可以进行掘进工作；否则抽采措施无效，则需采取补打瓦斯抽采孔、延长抽采时间，直至防突措施有效；
干煤样的钻屑瓦斯解析指标△h2临界值为200Pa，钻屑瓦斯解析指标K1临界值为0.5mL/g.min-1/2；湿煤样的钻屑瓦斯解析指标△h2临界值为160Pa，钻屑瓦斯解析指标K1临界值为0.4mL/g.min-1/2；
5)液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤
当巷道掘进距离煤层法线距离(L1)为1.5米时，停止掘进，采用液态二氧化碳相变致裂方法进行爆破破岩揭煤；
按常规爆破方法，在掌子面上设置周边眼、辅助眼、掏槽眼爆破揭煤孔，各个爆破孔之间以并联方式连接，撤出揭煤区域人员，采用远距离放炮同时起爆揭穿煤层，一次全断面揭开煤层；放炮后，根据工作面瓦斯传感器监测得到的瓦斯浓度情况，判断有无瓦斯突出或突出预兆，确认安全后；进入揭煤工作面，进行初期支护，工作过程中设专人观察瓦斯和观察突出预兆，发现有突出预兆，工作人员立即撤离到安全地点，完成岩柱揭煤工作；
6)装岩、清理，进入煤层
采用液态二氧化碳相变致裂爆破揭煤后，采用掘进工作面装岩机将爆破后破碎岩块、煤块装入矿车，运出掘进工作面，对巷道及时支护，完成石门揭煤工作。
2.如权利要求1所述的高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：所述掘进工作面的宽度为3.3m；所述前探取芯钻孔(5)距离所述掘进工作面的底面的高度(H1)位3.3m，距离所述掘进工作面顶面的高度(H2)为1.65m。
3.如权利要求1或2所述的高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：步骤1)中，前探取芯钻孔的直径为75mm或94mm。
4.如权利要求1或2所述的高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：步骤1)中，利用前探取芯钻孔作为测定钻孔测定瓦斯压力。
5.如权利要求4所述的高瓦斯低渗煤层液态二氧化碳相变致裂石门揭煤方法，其特征是：瓦斯抽采孔分为五组，钻孔孔径为94mm；
所述第一致裂孔(101)和第二致裂孔(102)的夹角(θ)为45°；
所述第二组抽采孔的中心与掌子面底面之间的距离(H3)为3.3m；所述第二组抽采孔与第三组抽采孔的中心之间的距离(H4)为1.1mm；所述第三组抽采孔与第四组抽采孔的中心之间的距离(H5)为0.55mm；所述第四组抽采孔与第五组抽采孔的中心之间的距离(H6)为0.55mm。
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