CN114060088B - 一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及矿井煤层开采技术领域，尤其是一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，现提出如下方案，其包括对煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，减小悬顶面积,加大垮落带高度，使采空区充填满实，采用巷道实施双向多阶“V”型钻孔法炮孔布置方式，在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内打孔、装药、封堵和起爆。本发明通过实施超前预裂爆破能够使富水厚硬顶板在爆破位置产生损伤破裂，在高地应力作用下进一步断裂，能够有效解决煤矿富水顶板特厚煤层综放开采工作面顶板突水与周期来压不规律等问题；有效防止顶板出水时，顶板水与破断层荷载共同施加于液压支架上，避免发生压架事故。

Description

一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法

技术领域

本发明涉及矿井煤层开采领域，尤其是一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法。

背景技术

矿井水害的防治工作一直是煤矿安全的重点，也是制约煤炭安全生产的重要因素，对于富水顶板特厚煤层综放开采，当隔水层厚度不满足安全距离时，裂隙带很容易与含水层导通，发生工作面出水，严重时工作面被淹，设备无法撤出，造成重大经济损失，根据相关研究可知，工作面顶板突水与来压密切相关，出水时支架除承担破断岩层重量和动载外，顶板水由于失去岩层的承载作用，其重量同样施加于支架上，极易发生压架事故；

西部地区煤层厚度大、覆岩强度较低，给富水顶板发生离层水害提供了条件，特厚煤层条件下富水厚硬顶板的离层水害防治是西部矿区安全生产的关键，西部地区矿井开采面临的主要难点如下：1)、软岩强度低，围岩易松散破碎、变形严重、易失稳无法长期维持围岩稳定；2)、软岩胶结性差，岩体的内摩擦角和黏聚力小，岩石整体稳定性较差；3)、该“软岩”容易泥化，天然无水状态或干燥条件下是强度较低的岩石，一但遇水，岩石就泥化、崩解、膨胀，容易导致围岩变形甚至出现冒顶、塌方等工程事故；由于西北岩石有遇水泥化的特点，打孔疏水无法实现；采用间隔式放顶煤间隔式放顶的方法效果也不明显，开采过程中出现多次出水压架现象，当工作面收采时，支架几乎散架；

为此，本发明提出了一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法。

发明内容

为解决现有技术中的问题，本发明提出了一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法。

为了实现上述目的，本发明采用了如下技术方案：

一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，包括对煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，减小悬顶面积,加大垮落带高度，使采空区充填满实，采用巷道实施双向多阶“V”型钻孔法炮孔布置方式，在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内打孔、装药、封堵和起爆。

进一步地，所述炮孔的直径为75mm-104mm，三个炮孔为一组钻孔，每组钻孔距离25m，每组钻孔中的炮孔的间距为2m；风巷、机巷内的每条巷道的钻孔及钻孔组数相同，一直布置到停采线。

进一步地，所述巷道的每组钻孔中的三个炮孔分别为老顶切断孔、块度控制孔和边界控制孔；

三个所述炮孔的末端高度相等且在同一岩层中，起爆时，先起爆老顶切断孔，再起爆块度控制孔，最后起爆边界控制孔。

进一步地，所述风巷、机巷上分别分布有一组钻孔，两组所述钻孔中的两个老顶切断孔的孔底之间的距离为50～100倍的老顶切断孔半径；

两组所述钻孔中的两个块度控制孔的孔底均位于老顶切断孔和边界控制孔之间；

两组所述钻孔中的两个边界控制孔分别位于风巷和机巷的上部，孔底水平投影距离到风巷、机巷靠近煤层边的距离为50～200倍的边界控制孔的半径。

进一步地，所述炮孔的封堵长度≥8m，炮孔始端装药高度距煤层顶板的距离大于5m，炮孔的封堵长度在水平面的投影即距巷道的距离大于巷道宽度的3倍。

进一步地，所述炮孔的倾角φ为

h为炮孔底的垂直高度，d为炮孔在水平面上的投影长度；

所述炮孔的深度为

L为开采工作面长度，l为孔底距巷道的水平距离，α,β分别为炮孔与巷道的夹角和炮孔与工作面的夹角。

进一步地，所述炮孔的炸药装药量Q为Q＝K_S(0.4+0.6n³)qW³，q为0.5～0.7kg/m³，K_S为松动系数，W为孔底抵抗线。

进一步地，所述炸药设计采用煤矿瓦斯抽采水胶药柱，为特制炸药药卷，采用直径为63mm的防静电塑料管装药，长度为1m，每卷重3.3Kg，雷管采用煤矿许用8号1～5段毫秒延期电雷管。

进一步地，每个起爆药包两发同段雷管分别用胶质放炮线引出孔外，孔外采用串联电起爆网路；起爆点位置：起爆点设在风巷和机巷内，起爆点距爆破地点≥300m。

进一步地，对机巷、风巷沿走向每隔25m施工1组钻孔：

机巷施工钻孔，每组3个钻孔，即B1、B2、B3；风巷施工钻孔，每组3个钻孔，即A1、A2、A3；

机巷每组孔的参数：B1、B2、B3水平角均为90°，B1仰角31°，孔深79m；B2仰角46°，孔深55m；B3仰角67°，孔深42m；

风巷每组孔的参数：A1、A2、A3水平角均为270°，A1仰角14°，孔深110m，A2仰角24°，孔深70m；A3仰角40°，孔深45m。

本发明的有益效果：

1、本发明通过实施超前预裂爆破能够使富水厚硬顶板在爆破位置产生爆破损伤破裂，在高地应力作用下进一步断裂，能够有效解决煤矿富水顶板特厚煤层综放开采工作面顶板突水与周期来压不规律等问题。

2、本发明的方法可有效防止顶板出水时，顶板水与破断层荷载共同施加于液压支架上，避免发生压架事故；减少工作面被淹、避免了设备无法撤出所造成重大经济损失。

附图说明

图1为离层水发生涌突影响因素示意图；

图2为本发明的风巷与机巷炮眼布置示意图；

图3为本发明的风巷与机巷的炮孔布置图；

图4为机巷、风巷仰角及孔深布置示意图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。

一种矿井煤层富水厚硬顶板离层水害的防治方法，包括对煤层富水厚硬顶板进行深孔越裂爆破强制放顶，减小悬顶面积，加大垮落带高度，使采空区充填满实，避免离层水积聚，采用巷道实施双向多阶“V”型钻孔法炮孔布置方式，在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内钻孔—装药—封堵—起爆；采用该炮孔布置方式，能够在顶板形成完整的爆破损伤破碎带的同时，可以充分利用V型掏槽的优势，使爆破部分能量用于推动爆破顶板下移垮塌，同时通过不同段别雷管实现多阶微差爆破，先起爆老顶切断孔，炸断顶板与上部岩石的连接，形成断裂区，然后爆破炮孔块度控制孔，一方便在增加岩石爆破破碎区域同时爆破的能量能够推动老顶切断孔断裂去继续增加，岩石破碎膨胀的过程也能够较好挤压顶板，加速顶板垮落，减小悬顶面积，增大采空区的充填密实度，防止顶板离层的产生，最后起爆边界控制孔切断煤层顶板与周边岩体的联系，减少对顶板破断时的侧向约束，通过实施双向多阶“V”型钻孔法炮孔布置方式，减少了炮孔长度，保证了炮孔钻孔精度，进而进一步保证能够取得良好的爆破效果。

所述炮孔的直径为75mm—104mm，三个炮孔为一组，炮孔设计每组钻孔组距25m，组内炮眼间距2m，且风巷、机巷内，每条巷道炮孔组组相同，一直布置到停采线；采用这样的炮孔布孔方式充分考虑的岩石爆破内部破碎作用和来压峰值，在该炮孔直径作用下，取爆破损伤破裂区为炮孔半径的50～100倍，三个炮孔会在组内间距2m内形成损伤破裂带的叠加，增加该范围内的岩石，间距过大会造成破碎不完全，间距过小造成破碎带过度破碎，浪费炸药，同时增加施工周期。

巷道一组炮孔有三种长度，包括最长炮孔为老顶切断孔、第二长炮孔块度控制孔和最短炮孔为边界控制孔，所述老顶切断孔的末端高度与所述块度控制孔的末端高度及所述边界控制孔的末端高度相等且在同一岩层中，起爆时先报老顶切断孔使顶板沿岩层产生贯穿损伤，再爆破块度控制孔，增加岩体破碎体积的同时使爆破损伤半径扩大，最后爆破边界控制孔，用来炸断采区与非采区上覆顶板，控制顶板冒落范围的同时，减少顶板冒落阻力；

所述炮孔的封堵长度≥8m，炮孔始端装药高度距煤层顶板的距离大于5m，炮孔的封堵长度在水平面的投影即距巷道的距离大于巷道宽度的3倍；

所述炮孔的倾角φ为

h为炮孔底的垂直高度，d为炮孔在水平面上的投影长度；

所述炮孔的深度为

L为开采工作面长度，l为孔底距巷道的水平距离，α,β分别为炮孔与巷道的夹角和炮孔与工作面的夹角；

所述炮孔的炸药装药量Q为Q＝K_S(0.4+0.6n³)qW³，q为0.5～0.7kg/m³，K_S为松动系数，W为孔底抵抗线；

所述炸药设计采用煤矿瓦斯抽采水胶药柱，为特制炸药药卷，采用63防静电塑料管装药，长度为1m，每卷重3.3Kg，起爆网路：每个起爆药包两发同段雷管分别用胶质放炮线引出孔外，孔外采用串联电起爆网路；起爆点位置：起爆点设在风巷和机巷内，起爆点距爆破地点≥300m。雷管采用煤矿许用8号1～5段毫秒延期电雷管。

下面将对本发明的方法予以实施例加以说明，本实施例的应用场景为西部地区煤层富水厚硬顶板的水害治理，西部地区煤层厚度大、覆岩强度较低，给富水顶板发生离层水害提供了条件，西部矿井煤层事故发生原因是采动后煤层顶界面的岩层与下伏岩层分离，形成采空体积如图1所示，裂隙水汇聚在采空体积内，当采动影响波及至采空体积时，大量积水瞬时涌入工作面；

自首采面21301工作面在开采过程中，出现多次出水压架现象，在工作面收采准备拆架时，支架破坏严重，由于矿井开采条件十分复杂，开采难度大，在进行第二个工作面21302工作面开采工作，当工作面推进到200m左右时，出现了同样的问题，工作面顶板出现大量涌水，并压架；

经研究认为出现出水压架的主要原因：①出水源离层水；②放煤高度过大，导致三带过高；③工作面支架选型不合理。为此，专家建议：①打孔疏水，疏干离层积水；②采用间隔式放顶煤，控制三带高度；③选用适合该工作面的新型支架等。由于西北岩石有遇水泥化的特点，打孔疏水无法实现；采用间隔式放顶煤间隔式放顶的方法效果也不明显，在以后的开采过程中还是出现多次出水压架现象，当工作面收采时，支架几乎散架；

为了使21303工作面开采时不再出现类似现象，经过研究，其是由于放顶煤开采，采高过大，垮落带过小，采空区不能充填满实，必须对煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，人为加大垮落带高度，使采空区充填满实，预防顶板离层水害；

炮孔布置方式是根据老顶的高度和厚度、节理及层理裂隙产状、工作面倾角及倾斜长度、采煤方法及采高、支护方式及支护强度、工作面初次来压及周期来压的步距、采上分层还是一次采全高、钻孔机具的性能、炸药的爆破性能等因素确定；

超前深孔预裂松动爆破的钻孔布置采用双向钻孔法布置方式；

双向钻孔法，即在风巷与机巷同时向岩体内部钻斜深孔。

一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，包括对煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，加大垮落带高度，使采空区充填满实，本次爆破采用巷道双向钻孔法炮孔布置方式，即在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内打孔，如图2所示；炮孔的参数及数量如下：

一、炮孔布置参数

(1)炮孔直径

由以上分析可知，对于超前深孔预裂松动爆破来说，大孔径的深孔爆破效果较好，因此采用大孔径深孔爆破，炮孔直径为75mm；

(2)炮孔间距

合理的炮孔间距可以保证厚硬顶板的裂隙发育完全，有利于综采机开采时切割厚硬顶板，同时保证顶板不会形成大跨距的悬顶结构；

当炮孔与工作面平行时，根据断裂力学理论，可以得到超前深孔预裂松动爆破炮孔间距公式：

式中：K为调整系数，一般取10～15，r_b为炮孔半径，f为岩石普式系数；

当岩石的坚硬程度较高时，K取较小值；当其坚硬程度较低时，取较大值，因此，对于炮孔间距：

确定为2m。

(3)炮眼排距

由于爆破时炮孔之间会产生应力集中现象，有利于形成贯通性裂隙，致使岩石更加破碎，所以炮孔排距要小于炮孔间距，采用以下经验公式进行炮孔排距的计算：b＝mE，式中：m为炮孔密集系数，一般取值为0.4～0.6；

(4)炮孔末端距离

炮孔末端距离由工作面长度、顶板的岩性及自然裂隙产状、采煤方法等因素确定。上下顺槽老顶切断孔的末端水距离为16.5～32.5m，本次爆破炮孔末端距离控制在20m；

(5)炮孔末端高度

根据回采工作面压力拱分布特点，按炮孔的作用将工作面超前预爆破孔分为三类，即前面提到的老顶切断孔、块度控制孔、端头切断孔。由于本工作面厚硬顶板较厚，本次设计所有的炮孔的末端高度在垂直煤层顶板处，目的是能有效切断较厚砂岩厚硬顶板；

(6)炮孔深度

炮孔深度是超前深孔预裂松动爆破的重要技术参数之一，其受岩石的坚硬程度、施工工具和炸药品种等因数影响，只有选择合理的炮孔深度才能取得较好的深孔爆破效果。当炮孔深度较浅时，不仅达不到预期的爆破效果、浪费炸药，并且还破坏了风巷或机巷断面的围岩稳定性造成安全隐患；

炮孔深度与工作面长度、钻孔布置方式以及孔底距巷道的水平距离有关，为了保证巷道断面不受爆破影响，必须在孔底与巷道之间留有足够长的隔离带。

当采用单向钻孔法布置炮眼时，

当采用双向钻孔法布置炮眼时，

式中：L为开采工作面长度，l为孔底距巷道的水平距离，α,β分别为炮孔与巷道的夹角和炮孔与工作面的夹角；

(7)封孔长度

炮孔的封堵长度是爆破设计中的重要参数，当炮孔内柱状药包爆炸时，随着炮孔长度的增加，岩体内的抗爆能力越大。在以环氧树脂板为模型的光弹实验中，在装药量与炮孔直径不变的基础上，封堵炮孔后产生的裂隙长度是不封堵炮孔的5倍以上，因此封堵炮孔是有效增强爆破效果的方法之一。

封孔堵塞长度过短时，如果堵塞不严密，堵塞材料被冲击波轰出炮孔，发生“冲炮”现象，对爆生气体起不到封闭作用，形不成气楔，影响爆破效果；如果堵塞严密，由于堵塞长度过短，小于炸药的最小抵抗线，形成抛掷漏斗，不仅影响爆破效果，还会对巷道产生安全隐患。

同样，封堵长度也不易过长，过长虽然可以保证巷道稳定性及煤层上方一定高度顶板完整性，但顶板的爆破裂隙带长度减小，影响放顶效果，达不到强制放顶的目的；

因此，为使炸药爆破后不破坏巷道支护，同时在采面推到此位置时又能保证煤层上方一定范围内顶板的完整性，以便于采面的支护；因此，炮孔始端装药高度及炮孔封孔长度需满足以下三种条件：①炮孔始端装药高度距煤层顶板的距离要大于5m；②封孔长度在水平面的投影(距巷道的距离)要大于巷道宽度的3倍；③封孔长度要不小于8m。

(8)炮孔倾角

在炮孔末端高度、末端距离及水平转角确定后，根据煤层倾角就可计算出炮孔深度及倾角，

式中：h为孔底的垂直高度，d为炮孔在水平面上的投影长；

因此，根据以上计算对于工作面，采用的炮孔布置方式如图3所示，炮孔布置参数如下表1所示；

表1炮孔布置参数

注：爆破循环步距暂定25m。

装药量及爆破材料

(1)装药量计算

在岩石条件、炮孔参数与炸药品种不变的情况下，装药量的多少直接决定着爆破效果的好坏。装药量多大，会造成冲孔，产生大量飞石与冲击波，造成巷道破坏，砸坏巷道内的设备，同时对巷道周围围岩形成破坏，造成巷道的冒顶事故。若装药量过少，爆炸后，只在岩体内形成小裂隙，达不到要求的破碎效果。

装药量受岩石结构、体积、炸药类型、炮孔参数等因素有关，且这些因素影响很大，因此确定每个炮眼的合理装药量应根据具体岩石性质，周边情况来确定。不过这样做相当繁琐且复杂，所以并不适用。当今对于深孔松动爆破一般采用体积法计算或采用经验公式计算来确定装药量。

①按体积法计算

根据布隆伯格的岩石爆破相似法则，在无限均质连续岩体内，随着炸药量的增加，岩石破碎体积也随之增加。伏奥邦在此基础上提出了岩石破碎体积与炸药量成正比，即：Q＝qV,式中：q为单位体积耗药量，V为预计爆破体积，对于深孔松动爆破，其值可由表2得知；

表2深孔松动爆破炸药单位耗药量

对于本工作面取：q＝0.7kg/m³

爆破岩石的体积近似为：V＝KlSWcosα，式中：K—装药系数，取0.6～0.7，α为炮眼仰角，S为炮眼间距，mm，W为孔底抵抗线，mm；

根据实际经验，对于深孔松动爆破，应采用修正后的鲍列斯夫公式，即：Q＝K_S(0.4+0.6n³)qW³，式中：K_S为松动系数，n为爆破作用指数，对于松动爆破，其值取0.75；

表3松动系数K_s

②按经验公式计算

根据多年的实际经验，不少学者提出了适用于深孔松动爆破的经验公式来确定每个炮眼实际装药量，主要有：

式中：a为爆力系数，取1.0～1.3，q为标准抛掷爆破单位耗药量，g为炮眼堵塞系数，n_C为炮眼深度对单位体积炸药消耗量的影响系数。

通过数学回归分析大量实验模型数据，推导出：

式中：S——岩石坚固系数，C为装药直径系数，当炮孔直径为32cm时，C＝1，随着炮孔直径的增大，C随之适当上升，K为炮孔深度系数，当孔深为2.5m时，取0.8，同样随着深度的增加，K值随之上升，

为装药密度的校正系数，e为炸药爆力系数；

对于两个经验公式来说，如果能取得较准确的参数，则计算结果较符合实际情况。但是首先参考因数数目太多，一个参考因数不准确则造成计算结果相差很大，同时确定合理参数的过程相当繁琐且复杂，准确的参数很难确定，并且上面两式很多参数只是估算值，造成结果不准确。

对于中等威力炸药，深孔松动爆破装药量也可以根据简化公式来确定：Q＝0.187qW³；

根据一些矿井深孔松动爆破施工的实际经验，当装药量大约为100KG～400KG时，爆破能取得较好的效果。

(2)爆破材料

爆破使用的炸药设计采用煤矿瓦斯抽采水胶药柱，为特制炸药药卷，采用φ63防静电塑料管装药，长度为1m，每卷重3.3Kg；

雷管采用煤矿许用8号1～5段毫秒延期电雷管；

由于工业炸药普遍存在管道效应，即炸药在炮孔中爆炸时，在炮孔中的空气产生一个超前于爆轰波的空气冲击波，冲击波的高压使炸药压死而出现拒爆现象。为了消除炮孔中药卷的管道效应，确保炸药的稳定传爆。在药卷加工时，每个药包中安放一根1.0m的煤矿许用导爆索。由于煤矿许用导爆索的爆速远远大于空气冲击波的波速，确保了炮孔中的炸药稳定传爆。

炮孔装药和封孔：特制药柱，连续装药，风动封孔机封堵孔口，黄泥作为封堵炮泥材料，封堵长度。装药之前一定要将炮孔内的碎矸石吹扫干净，否则装药不到底，或者装药时部分炸药卡在炮孔内，造成安全隐患；

装药工具：由于钻孔的长度在大于50m，最长110m，普通的炮棍无法将药卷送到孔底。经过研究，采用PVCφ40硬塑管做炮棍。此管轻便、硬度大，每根长2.0m(根据现场实际可适当增加或缩短其长度)，用套管连接，操作方便，减轻了工人装药的劳动强度，加快了装药速度，减少装药时间。在第一根硬塑管前安装了一个木质的变头，长度0.3m，φ63mm(与药卷的直径相同)，以便送药。另外，在第一个硬塑管上(便头后)钻一个小孔，将放炮线穿过小孔并绑牢，以便送完药后炮棍回撤。

起爆网路：每个起爆药包两发同段雷管分别用胶质放炮线引出孔外，孔外采用串联电起爆网路，确保可靠起爆。

起爆点位置：起爆点设在风巷和机巷内，实行长距离起爆(距爆破地点不小于300m)。

为保证21303工作面初采期间顶板及时冒落，现对工作面21303机巷、21303风巷深孔预裂爆破技术特编制技术安全措施。

超前预裂爆破要求：在303机巷、高抽巷沿走向每隔25m施工1组钻孔。

(1)303机巷施工钻孔，每组3个钻孔，即B1、B2、B3；

(2)303高抽巷施工钻孔，每组3个钻孔，即A1、A2、A3。

(3)机巷、高抽巷每组孔的参数：

B1、B2、B3水平角为90°，B1仰角31°，孔深79m；B2仰角46°，孔深55m；B3仰角67°，孔深42m。

A1、A2、A3水平角为270°，A1仰角14°，孔深110m，A2仰角24°，孔深70m；A3仰角40°，孔深45m；如图4所示。

本发明通过实施超前预裂爆破能够使富水厚硬顶板在爆破位置产生爆破损伤破裂，在高地应力作用下进一步断裂，能够有效解决煤矿富水顶板特厚煤层综放开采工作面顶板突水与来压之间的关系；

本发明的方法可有效防止出水时，顶板水与破断层荷载共同施加于液压支架上，避免发生压架事故；减少工作面被淹、避免了设备无法撤出所造成重大经济损失。

以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

Claims (6)

1.一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于：包括对煤层顶板进行深孔爆破强制放顶，减小悬顶面积,加大垮落带高度，使采空区充填满实，采用巷道实施双向多阶“V”型钻孔法炮孔布置方式，在工作面风巷与机巷同时向顶板岩体内打孔、装药、封堵和起爆；

所述炮孔的直径为75mm-104mm，三个炮孔为一组钻孔，每组钻孔距离25m，每组钻孔中的炮孔的间距为2m；风巷、机巷内的每条巷道的钻孔及钻孔组数相同，一直布置到停采线；

所述巷道的每组钻孔中的三个炮孔分别为老顶切断孔、块度控制孔和边界控制孔；

三个所述炮孔的末端高度相等且在同一岩层中，起爆时，先起爆老顶切断孔，再起爆块度控制孔，最后起爆边界控制孔；

所述炮孔的封堵长度≥8m，炮孔始端装药高度距煤层顶板的距离大于5m，炮孔的封堵长度在水平面的投影即距巷道的距离大于巷道宽度的3倍；

所述炮孔的倾角φ为

，h为炮孔底的垂直高度，d为炮孔在水平面上的投影长度；

所述炮孔的深度为

，L为开采工作面长度，

为孔底距巷道的水平距离，α，β分别为炮孔与巷道的夹角和炮孔与工作面的夹角。

2.根据权利要求1所述的一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于，所述风巷、机巷上分别分布有一组钻孔，两组所述钻孔中的两个老顶切断孔的孔底之间的距离为50～100倍的老顶切断孔半径；

两组所述钻孔中的两个块度控制孔的孔底均位于老顶切断孔和边界控制孔之间；

两组所述钻孔中的两个边界控制孔分别位于风巷和机巷的上部，孔底水平投影距离到风巷、机巷靠近煤层边的距离为50～200倍的边界控制孔的半径。

3.根据权利要求1所述的一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于，所述炮孔的炸药装药量Q为

，q为0.5～0.7

，

为松动系数，W为孔底抵抗线，n为爆破作用指数。

4.根据权利要求3所述的一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于，所述炸药设计采用煤矿瓦斯抽采水胶药柱，为特制炸药药卷，采用直径为63mm的防静电塑料管装药，长度为1m，每卷重3.3Kg，雷管采用煤矿许用8号1～5段毫秒延期电雷管。

5.根据权利要求4所述的一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于，每个起爆药包两发同段雷管分别用胶质放炮线引出孔外，孔外采用串联电起爆网路；起爆点位置：起爆点设在风巷和机巷内，起爆点距爆破地点≥300m。

6.根据权利要求1所述的一种矿井煤层顶板的离层水害的防治方法，其特征在于，对机巷、风巷沿走向每隔25m施工1组钻孔：机巷施工钻孔，每组3个钻孔，即B1、B2、B3；风巷施工钻孔，每组3个钻孔，即A1、A2、A3；

机巷每组孔的参数：B1、B2、B3水平角均为90°，B1仰角31°，孔深79m；B2仰角46°，孔深55m；B3仰角67°，孔深42m；

风巷每组孔的参数：A1、A2、A3水平角均为270°，A1仰角14°，孔深110m，A2仰角24°，孔深70m；A3仰角40°，孔深45m。

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