本發(fā)明涉及一種石門揭煤的方法。

背景技術(shù)：

石門是與地面不直接相通的水平巷道，其長(zhǎng)軸線與煤層直交或斜交的巖石平巷，為開(kāi)采水平服務(wù)的石門稱為主要石門，為采取服務(wù)的石門稱為采區(qū)石門，是由巖層進(jìn)入煤層的主要巷道。石門揭煤是指煤礦井下穿層掘進(jìn)由巖石巷道進(jìn)入煤巷的過(guò)程,石門掘進(jìn)工作面從距突出煤層底(頂)板的最小法向距離10m開(kāi)始直到穿過(guò)煤層進(jìn)入頂(底)板2m(最小法向距離)的過(guò)程均屬于揭煤作業(yè)。由于揭露煤層前，煤體受頂、底板圍巖的封閉，且處于應(yīng)力集中區(qū)，煤層中的彈性潛能和瓦斯內(nèi)能得不到釋放，在揭煤爆破作用下極易發(fā)生煤與瓦斯突出。石門揭煤突出的特點(diǎn)是突出強(qiáng)度大，破壞性強(qiáng)，在整個(gè)揭煤過(guò)程中都有可能存在突出危險(xiǎn)性，因此石門揭煤的危險(xiǎn)性極大。

在具體揭煤操作過(guò)程中由于單一的防突措施消突效果有限，造成石門揭煤工程進(jìn)展緩慢，影響煤礦的正常生產(chǎn)；而且不合理的揭煤方法有可能會(huì)造成揭煤過(guò)程中的人工誘導(dǎo)突出等，對(duì)煤礦安全生產(chǎn)極為不利。

現(xiàn)有技術(shù)中，出現(xiàn)了采用水力壓裂的方法進(jìn)行石門揭煤，但水力壓裂方法存在以下不足之處：1、由于煤層賦存地質(zhì)條件復(fù)雜，水力壓裂增透方法不能保證在壓裂區(qū)域產(chǎn)生均勻裂隙，因此在現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用過(guò)程中，往往會(huì)存在部分區(qū)域壓裂不到位，煤層瓦斯抽采效果不佳的情況，在一定程度上影響了揭煤工作。2、水力壓裂致裂增透需要在煤層內(nèi)部注入大量的高壓水，一方面，煤層裂隙含水率增大會(huì)影響煤層內(nèi)吸附瓦斯的解析，另一方面，注入煤體的水由煤層滲出會(huì)造成巷道掘進(jìn)工作面積水，惡化工作條件；3、水力壓裂增透需要具備煤礦井下大型柱塞高壓水泵，經(jīng)濟(jì)成本高。4、煤體內(nèi)水的凍結(jié)體積膨脹有限，所產(chǎn)生的膨脹應(yīng)力有限，只有在封閉空間內(nèi)液態(tài)水相變膨脹，才能產(chǎn)生致裂效果。5、采用煤層注水進(jìn)行凍結(jié)膨脹，由于水僅會(huì)沿煤層裂隙流動(dòng)，因此致裂效果不均勻，會(huì)造成煤層部分區(qū)域增透效果不佳。

因此本領(lǐng)域技術(shù)人員致力于開(kāi)發(fā)一種針對(duì)高瓦斯低滲煤層石門快速揭煤的方法。

技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：

有鑒于現(xiàn)有技術(shù)的上述缺陷，本發(fā)明所要解決的技術(shù)問(wèn)題是提供一種針對(duì)高瓦斯低滲煤層石門快速揭煤的方法。

為實(shí)現(xiàn)上述目的，本發(fā)明提供了一種高瓦斯低滲煤層液態(tài)二氧化碳相變致裂石門揭煤方法，其特征是：包括以下步驟：

1)超前地質(zhì)鉆探

在揭煤的掘進(jìn)工作面掘進(jìn)至距煤層最小法向距離為20m-10m時(shí)，采用直徑75mm或94mm在掘進(jìn)工作面兩側(cè)向揭煤區(qū)域煤體內(nèi)施工兩個(gè)穿透煤層全厚，且進(jìn)入頂板或底板不小于0.5m的前探取芯鉆孔，鉆孔進(jìn)入煤層位置位于揭煤巷道上下幫的距離為12m范圍以外；詳細(xì)記錄有無(wú)噴孔現(xiàn)象、煤層傾角、煤層厚度、地質(zhì)構(gòu)造、巖芯資料、底板和頂板巖石致密性等，對(duì)揭煤工作面前方巖石試件及煤體試件進(jìn)行力學(xué)強(qiáng)度測(cè)試；

2)液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與瓦斯抽采孔施工

A2、施工二氧化碳相變致裂孔

當(dāng)掘進(jìn)工作面法向距離為10m-5m時(shí)，在掘進(jìn)巷道掌子面向揭煤區(qū)域煤層內(nèi)施工液態(tài)二氧化碳相變致裂孔三組，每組三個(gè)鉆孔，鉆孔直徑94mm，通過(guò)三組鉆孔對(duì)待開(kāi)挖煤巷上幫與下幫12m范圍以內(nèi)煤層區(qū)域瓦斯進(jìn)行致裂增透，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)結(jié)果確定液態(tài)二氧化碳相變致裂影響半徑；

第一組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔包括第一致裂孔、第二致裂孔和第三致裂孔；所述第二致裂孔的終孔位于揭煤巷道上幫14.4m處，第一致裂孔和第三致裂孔的終孔位置分別位于所述第二致裂孔煤層走向左、右16m處；

第二組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔包括第四致裂孔、第五致裂孔和第六致裂孔；所述第五致裂孔的終孔位于揭煤巷道中心位置，與所述第二致裂孔的距離為16m；第四致裂孔和第六致裂孔的終孔位置分別位于第五致裂孔煤層走向方向左、右16m處；

第三組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔包括第七致裂孔、第八致裂孔和第九致裂孔；所述第八致裂孔的終孔位于揭煤巷道下幫14.4m處，所述第七致裂孔和第九致裂孔的終孔位置分別位于所述第八致裂孔煤層走向左、右16m處；

其中，第一致裂孔、第四致裂孔和第七致裂孔的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m；第二致裂孔、第五致裂孔和第八致裂孔的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m；第三致裂孔、第六致裂孔和第九致裂孔的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m；

B2、施工瓦斯抽采孔

完成液態(tài)二氧化碳相變致裂孔施工后，進(jìn)行瓦斯抽采孔的鉆孔施工；

瓦斯抽采孔分為五組，鉆孔孔徑為94mm；

第一組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于所述第一致裂孔和第二致裂孔沿走向的距離中心，以及所述第二致裂孔和第三致裂孔沿走向的距離中心；

第二組抽采孔位于第一組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與第二組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔沿傾向的中心，具有5個(gè)瓦斯抽采孔，5個(gè)孔在走向方向等距布置；并與第一組抽采孔及致裂孔相對(duì)應(yīng)；

第三組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于所述第四致裂孔和第五致裂孔沿走向的距離中心，以及所述第五致裂孔和第六致裂孔沿走向的距離中心；

所述第四組抽采孔包括5個(gè)瓦斯抽采孔，沿傾向方向以所述第三組抽采孔為中心與所述第二組抽采孔對(duì)稱布置；

所述第五組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于所述第七致裂孔和第八致裂孔沿走向的距離中心，以及所述第八致裂孔和第九致裂孔沿走向的距離中心；

依次完成瓦斯抽采孔的施工；

3)液態(tài)二氧化碳相變致裂增透瓦斯抽采

A3、準(zhǔn)備工作：在地面將純度為99％的二氧化碳液體灌入液態(tài)二氧化碳儲(chǔ)液罐，檢查井下二氧化碳致裂器灌裝系統(tǒng)是否正常工作；礦井下二氧化碳致裂孔施工完畢后，將二氧化碳致裂器灌裝系統(tǒng)牽引至作業(yè)工作區(qū)域；

檢查井下壓風(fēng)管路，由高壓管道將壓風(fēng)輸送至工作區(qū)域；

B3、液態(tài)二氧化碳灌裝：將液體的二氧化碳從儲(chǔ)液罐灌裝至多個(gè)二氧化碳儲(chǔ)液管內(nèi)；

C3、攜塑料顆粒支撐劑二氧化碳致裂系統(tǒng)安裝：

根據(jù)鉆孔施工期間地質(zhì)編錄情況確定所需釋放管、儲(chǔ)液管、推進(jìn)桿的數(shù)量，將裝有塑料顆粒支撐劑的紙質(zhì)囊袋裝進(jìn)釋放管內(nèi)部，將釋放管由鉆機(jī)送入液態(tài)二氧化碳相變致裂孔內(nèi)，接著由鉆機(jī)夾持器及動(dòng)力頭將液態(tài)二氧化碳儲(chǔ)液管與釋放管通過(guò)螺紋連接頭連接，采用萬(wàn)用表檢測(cè)引爆線連接是否正常，檢測(cè)連接正常后，由鉆機(jī)向前推送，緊接著將儲(chǔ)液管與推進(jìn)桿通過(guò)螺紋連接頭連接，采用萬(wàn)用表檢測(cè)引爆線連接是否正常，檢測(cè)連接正常后，由鉆機(jī)向前推送，之后循環(huán)完成連接推進(jìn)桿、檢測(cè)引爆線連接、推進(jìn)直至將釋放管、儲(chǔ)液管推送至設(shè)計(jì)煤層位置，鉆機(jī)停止工作，由鉆機(jī)固定推進(jìn)桿以防止瓦斯抽采孔內(nèi)設(shè)備滑移，連接引爆線，并將引爆線牽引至工作區(qū)域風(fēng)門外，檢測(cè)連線是否正常，檢測(cè)連接正常后，致裂區(qū)域人員撤離至風(fēng)門外，完成二氧化碳致裂系統(tǒng)安裝；

D3、起爆

待以上工作完成后，采用礦用起爆器，進(jìn)行起爆，起爆后采用萬(wàn)用表進(jìn)行監(jiān)測(cè)，若電阻較之前驟增，表明正常起爆，否則起爆失敗；在起爆成功后5分鐘之后，即可進(jìn)入致裂工作區(qū)域，進(jìn)行推桿拆卸；

E3、重復(fù)以上步驟C3和D3，對(duì)所有液態(tài)二氧化碳相變致裂孔進(jìn)行致裂施工；

F3、連接抽采系統(tǒng)

液態(tài)二氧化碳相變致裂孔起爆施工完畢后，對(duì)致裂孔進(jìn)行封孔及瓦斯抽采孔，將液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與瓦斯抽采孔連接到抽采系統(tǒng)，進(jìn)行負(fù)壓瓦斯抽采；

4)瓦斯抽采效果檢驗(yàn)

抽采0.5年至1年時(shí)間后，進(jìn)行抽采效果檢驗(yàn)；

采用鉆屑瓦斯解析臨界指標(biāo)進(jìn)行預(yù)測(cè)，施工三個(gè)效果檢驗(yàn)孔，其中巷道中間一個(gè)、并位于瓦斯抽采孔之間，其它2個(gè)孔位于巷道上部和兩側(cè)，終孔位置位于抽采控制范圍控制的邊緣線上；

效果檢驗(yàn)孔采用鉆機(jī)破巖進(jìn)入煤層，采用直徑為94mm的鉆頭鉆進(jìn)；效果檢驗(yàn)孔必須布置在瓦斯抽采孔之間；鉆進(jìn)速度均勻，速度控制在2m/min以內(nèi)；鉆進(jìn)過(guò)程每2米測(cè)定一次K1值，鉆屑瓦斯解析臨界指標(biāo)滿足下表要求時(shí)，說(shuō)明瓦斯抽采效果有效，可以進(jìn)行掘進(jìn)工作；否則抽采措施無(wú)效，則需采取補(bǔ)打瓦斯抽采孔、延長(zhǎng)抽采時(shí)間，直至防突措施有效；

表1鉆屑瓦斯解析指標(biāo)法預(yù)測(cè)揭煤工作面突出危險(xiǎn)性的參考臨界值

參考臨界值可整體參看《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》第七十三條和《AQ/T1065-2008鉆屑瓦斯解吸指標(biāo)測(cè)定方法》，鉆屑瓦斯解吸指標(biāo)K1綜合反映煤層瓦斯含量及卸壓初期瓦斯解吸速度大的大小，用測(cè)定鉆屑試樣在卸壓初期一段時(shí)間(5min)瓦斯解吸曲線的斜率表示；鉆屑瓦斯解吸指標(biāo)△h2綜合反映煤層的瓦斯含量及卸壓初期瓦斯解吸速度的大小，用測(cè)定鉆屑試樣在卸壓初期一段時(shí)間(2min)瓦斯解吸而產(chǎn)生的壓力差表示。

5)液態(tài)二氧化碳相變致裂爆破揭煤

當(dāng)巷道掘進(jìn)距離煤層法線距離為1.5米時(shí)，停止掘進(jìn)，采用液態(tài)二氧化碳相變致裂方法進(jìn)行爆破破巖揭煤；

按常規(guī)爆破方法，在掌子面上設(shè)置周邊眼、輔助眼、掏槽眼等爆破揭煤孔，各個(gè)爆破孔之間以并聯(lián)方式連接，撤出揭煤區(qū)域人員，采用遠(yuǎn)距離放炮同時(shí)起爆揭穿煤層，一次全斷面揭開(kāi)煤層；放炮后，根據(jù)工作面瓦斯傳感器監(jiān)測(cè)得到的瓦斯?jié)舛惹闆r，判斷有無(wú)瓦斯突出或突出預(yù)兆，確認(rèn)安全后；進(jìn)入揭煤工作面，進(jìn)行初期支護(hù)，工作過(guò)程中設(shè)專人觀察瓦斯和觀察突出預(yù)兆，發(fā)現(xiàn)有突出預(yù)兆，工作人員立即撤離到安全地點(diǎn)，完成巖柱揭煤工作；

6)裝巖、清理，進(jìn)入煤層

采用液態(tài)二氧化碳相變致裂爆破揭煤后，采用掘進(jìn)工作面裝巖機(jī)將爆破后破碎巖塊、煤塊裝入礦車，運(yùn)出掘進(jìn)工作面，對(duì)巷道及時(shí)支護(hù)，完成石門揭煤工作。

較佳的，步驟1)中，前探鉆孔的直徑為75mm或94mm。

較佳的，步驟1)中，利用前探鉆孔作為測(cè)定鉆孔測(cè)定瓦斯壓力。

較佳的，瓦斯抽采孔分為五組，鉆孔孔徑為94mm。

較佳的，所述第一致裂孔和第二致裂孔的夾角為45°。

較佳的，所述第二組抽采孔的中心與掌子面底面之間的距離為3.3m；所述第二組抽采孔與第三組抽采孔的中心之間的距離為1.1mm；所述第三組抽采孔與第四組抽采孔的中心之間的距離為0.55mm；所述第四組抽采孔與第五組抽采孔的中心之間的距離為0.55mm。

本發(fā)明的有益效果是：

(1)通過(guò)液態(tài)二氧化碳相變致裂技術(shù)，對(duì)揭煤區(qū)域煤層瓦斯進(jìn)行致裂增透，提高煤層瓦斯透氣性系數(shù)，在現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)確定的致裂半徑基礎(chǔ)上，適當(dāng)增大抽采鉆孔間距，可以有效減小鉆孔工程量。

(2)液態(tài)CO2相變致裂后，含裂隙煤層內(nèi)瓦斯CO2濃度增大，通過(guò)CO2與CH4的競(jìng)爭(zhēng)吸附作用，煤層裂隙內(nèi)游離瓦斯含量增大，通過(guò)網(wǎng)格式瓦斯抽采系統(tǒng)可以實(shí)現(xiàn)煤層瓦斯的高濃度抽采。

(3)通過(guò)液態(tài)CO₂相變致裂技術(shù)，增加煤層抽采率，降低煤體內(nèi)瓦斯壓力、實(shí)現(xiàn)煤層卸壓，從而減少煤層內(nèi)能，防止煤與瓦斯突出。

(4)該方法通過(guò)巖巷前方巖柱為保護(hù)屏障，進(jìn)行液態(tài)CO₂相變致裂，防止因相變致裂造成煤層氣體壓力增大、煤體強(qiáng)度降低，導(dǎo)致產(chǎn)生煤與瓦斯突出事故。

(5)該方法采用液態(tài)CO₂相變致裂技術(shù)對(duì)抽采后垂直煤層1.5m處巖柱進(jìn)行松動(dòng)爆破，可以實(shí)現(xiàn)定向致裂破巖，能量釋放集中，無(wú)火花，無(wú)熱量釋放。

(6)該方法在煤層內(nèi)產(chǎn)生的裂隙均勻，不會(huì)造成巷道積水；不會(huì)受炸藥管制影響，使用方便，不存在盲炮、殘炮等現(xiàn)象，相變致裂溫度低，不會(huì)產(chǎn)生火花。

(7)該方法工藝流程嚴(yán)格遵守《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》石門揭煤相關(guān)要求，可以應(yīng)用于煤礦井下高瓦斯低滲煤層液態(tài)二氧化碳相變致裂石門揭煤，投入成本低、瓦斯抽采效果好。

附圖說(shuō)明

圖1是本發(fā)明一具體實(shí)施方式的流程框圖。

圖2是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中超前鉆孔超前地質(zhì)鉆探鉆孔的俯視結(jié)構(gòu)示意圖。

圖3是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中掘進(jìn)工作面掌子面布置前探取芯鉆孔的位置示意圖。

圖4是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中液態(tài)二氧化碳相變致裂孔終孔位置分布示意圖。

圖5是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中掌子面液態(tài)二氧化碳相變致裂孔開(kāi)孔位置示意圖。

圖6是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中瓦斯抽采孔終孔位置示意圖。

圖7是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中掌子面瓦斯抽采孔的開(kāi)孔位置示意圖。

圖8是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中液態(tài)二氧化碳相變致裂灌裝系統(tǒng)的結(jié)構(gòu)示意圖。

圖9是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中攜塑料顆粒支撐劑二氧化碳致裂系統(tǒng)的結(jié)構(gòu)示意圖。

圖10是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中攜塑料顆粒支撐劑二氧化碳致裂系統(tǒng)的安裝過(guò)程示意圖。

圖11是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中效果檢驗(yàn)孔終孔位置分布示意圖。

圖12是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中效果檢驗(yàn)孔在巷道掌子面開(kāi)孔位置示意圖。

圖13是本發(fā)明一具體實(shí)施方式中液體二氧化碳相變致裂爆破揭煤鉆孔的布具體實(shí)施方式

下面結(jié)合附圖和實(shí)施例對(duì)本發(fā)明作進(jìn)一步說(shuō)明：

如圖1所示，一種高瓦斯低滲煤層液態(tài)二氧化碳相變致裂石門揭煤方法，包括以下步驟：

1)超前地質(zhì)鉆探，如圖2和圖3所示：

在揭煤的掘進(jìn)工作面掘進(jìn)至距煤層最小法向距離L1為20m-10m時(shí)，采用直徑75mm或94mm在掘進(jìn)工作面301兩側(cè)向揭煤區(qū)域煤體內(nèi)施工兩個(gè)穿透煤層全厚，且進(jìn)入頂板或底板不小于0.5m的前探取芯鉆孔305，鉆孔進(jìn)入煤層位置位于揭煤巷道上下幫的距離L2為12m范圍以外；詳細(xì)記錄有無(wú)噴孔現(xiàn)象、煤層傾角、煤層厚度、地質(zhì)構(gòu)造、巖芯資料、底板和頂板巖石致密性等，對(duì)揭煤工作面前方巖石試件及煤體試件進(jìn)行力學(xué)強(qiáng)度測(cè)試。

2)液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與瓦斯抽采孔施工

A2、施工二氧化碳相變致裂孔，如圖4和圖5所示：

當(dāng)掘進(jìn)工作面法向距離L1為10m-5m時(shí)，在掘進(jìn)巷道掌子面向揭煤區(qū)域煤層內(nèi)施工液態(tài)二氧化碳相變致裂孔三組，每組三個(gè)鉆孔，鉆孔直徑94mm，通過(guò)三組鉆孔對(duì)待開(kāi)挖煤巷上幫和下幫距離L2為12m范圍以內(nèi)的煤層區(qū)域瓦斯進(jìn)行致裂增透，本實(shí)施例中，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)結(jié)果確定液態(tài)二氧化碳相變致裂影響半徑約為8.2m，如圖4所示，圖中ABCD所示的區(qū)域?yàn)槎趸枷嘧冎铝芽刂茀^(qū)域。

第一組液態(tài)二氧化碳相變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的終孔位于揭煤巷道上幫的距離L3為14.4m，第一致裂孔101和第三致裂孔103的終孔位置與第二致裂孔102的終孔位置的中心距L5和L6均為沿煤層走向的左、右16m處；

第二組液態(tài)二氧化碳相變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的終孔位于揭煤巷道中心位置，與第二致裂孔102沿煤層傾向的中心距離L4為16m；第四致裂孔104和第六致裂孔106的終孔位置與第五致裂孔105終孔沿煤層走向方向的中心距L7和L8均為16m處；

第三組液態(tài)二氧化碳相變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的終孔位于揭煤巷道下幫14.4m處，第七致裂孔107和第九致裂孔109的終孔位置分別位于第八致裂孔108煤層走向左、右16m處；

其中，第一致裂孔101、第四致裂孔104和第七致裂孔107的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m；第二致裂孔102、第五致裂孔105和第八致裂孔108的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m；第三致裂孔103、第六致裂孔106和第九致裂孔109的終孔位于同一傾向內(nèi)，沿傾向間距16m。

B2、施工瓦斯抽采孔，如圖6和圖7所示：

完成液態(tài)二氧化碳相變致裂孔施工后，進(jìn)行瓦斯抽采孔500的鉆孔施工；

瓦斯抽采孔分為五組，鉆孔孔徑為94mm；

第一組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于第一致裂孔101和第二致裂孔102沿走向的距離中心，以及第二致裂孔102和第三致裂孔103沿走向的距離中心；

第二組抽采孔位于第一組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與第二組液態(tài)二氧化碳相變致裂孔沿傾向的中心，具有5個(gè)瓦斯抽采孔，5個(gè)孔在走向方向等距布置，并與第一組抽采孔及致裂孔相對(duì)應(yīng)；

第三組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于第四致裂孔104和第五致裂孔105沿走向的距離中心，以及第五致裂孔105和第六致裂孔106沿走向的距離中心；

第四組抽采孔包括5個(gè)瓦斯抽采孔，沿傾向方向以第三組抽采孔為中心與第二組抽采孔對(duì)稱布置；

第五組抽采孔包括兩個(gè)抽采孔，分別位于第七致裂孔107和第八致裂孔108沿走向的距離中心，以及第八致裂孔108和第九致裂孔109沿走向的距離中心；

完成瓦斯抽采孔施工后。

3)液態(tài)二氧化碳相變致裂增透瓦斯抽采

A3、準(zhǔn)備工作：在地面將純度為99％的二氧化碳液體灌入液態(tài)二氧化碳儲(chǔ)液罐，檢查井下二氧化碳致裂器灌裝系統(tǒng)是否正常工作；

檢查井下壓風(fēng)管路，由高壓管道將壓風(fēng)輸送至工作區(qū)域，壓風(fēng)是煤礦井下鉆孔施工的輔助系統(tǒng)，鉆孔施工區(qū)域都設(shè)有壓風(fēng)管路；

B3、液態(tài)二氧化碳灌裝：將液體的二氧化碳從儲(chǔ)液罐灌裝至多個(gè)二氧化碳儲(chǔ)液管內(nèi)；

上述步驟A3和B3通過(guò)二氧化碳灌裝系統(tǒng)實(shí)現(xiàn)。礦井下二氧化碳致裂孔施工完畢后，采用礦用電機(jī)車將二氧化碳致裂器灌裝系統(tǒng)牽引至作業(yè)工作區(qū)域。如圖8所示，二氧化碳灌裝系統(tǒng)包括平板車18，平板車18上通過(guò)緊固螺釘17固定有液體二氧化碳儲(chǔ)液罐100和推桿箱400。

儲(chǔ)液罐100包括注液口1和出液口3，儲(chǔ)液罐100內(nèi)設(shè)置有液位計(jì)2，出液口3處設(shè)置有第一壓力表4。推桿箱400內(nèi)固定有二氧化碳增壓泵200和兩個(gè)相對(duì)設(shè)置的二氧化碳儲(chǔ)液管灌裝架300。

二氧化碳增壓泵200包括增壓缸體10、活塞9、驅(qū)動(dòng)氣體入口7和增壓液體出口11.

二氧化碳儲(chǔ)液管灌裝架300上設(shè)置有灌裝控制器14。

由第一管路5將液態(tài)二氧化碳儲(chǔ)液罐的出液口3與二氧化碳增壓泵的增壓液體進(jìn)口6連接，由第三管路12將增壓液體出口11與灌裝控制器14連接，由第二管路8將井下壓風(fēng)系統(tǒng)與二氧化碳增壓泵的驅(qū)動(dòng)氣體入口7連接。第三管路12的管路上設(shè)置有第二壓力表13。

將儲(chǔ)液管15安裝在二氧化碳儲(chǔ)液管灌裝架300及其控制系統(tǒng)上，采用內(nèi)六角扳手將儲(chǔ)液管15的灌裝孔及排空孔16擰開(kāi)，將灌裝控制器14安裝在灌裝孔上。依次打開(kāi)灌裝控制器14、增壓液體出口11、增壓液體進(jìn)口6、出液口閥門，待排空孔16出現(xiàn)大量二氧化碳汽化氣體后，暫時(shí)關(guān)閉灌裝控制器14的閥門，關(guān)閉排空孔16。之后打開(kāi)灌裝控制器閥門和第二管路控制閥門，由井下壓風(fēng)驅(qū)動(dòng)二氧化碳增壓泵開(kāi)始工作，待灌裝控制器顯示壓力達(dá)到指定壓力后，依次關(guān)閉出液口閥門、第二管路控制閥門、增壓液體進(jìn)口閥門、灌裝控制器閥門，取出灌裝控制器，灌裝孔在壓力作用下自動(dòng)關(guān)閉，將儲(chǔ)液管15取下，稱重，記錄儲(chǔ)液管灌裝壓力及灌裝液體質(zhì)量，儲(chǔ)液管灌裝數(shù)量根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)需求確定。

C3、攜塑料顆粒支撐劑二氧化碳致裂系統(tǒng)安裝：

如圖9所示攜塑料顆粒支撐劑二氧化碳致裂系統(tǒng)包括儲(chǔ)液管15，儲(chǔ)液管15的一端可通過(guò)螺紋連接頭固定有釋放管600，另一端可通過(guò)螺紋連接頭26固定有推進(jìn)桿700。

儲(chǔ)液管15與釋放管600的連接端設(shè)置有定壓泄能片21、灌裝孔22和電熱管23。儲(chǔ)液管15內(nèi)為灌裝的液體二氧化碳24。

釋放管600上設(shè)置有多個(gè)釋放孔19，釋放管600內(nèi)設(shè)置有支撐劑囊袋20。釋放管600與儲(chǔ)液管15的連接處設(shè)置有防滑錨固頭28。

推進(jìn)桿700內(nèi)設(shè)置有引爆線27，推進(jìn)桿700的末端固定有防滑錨頭28和緊固螺釘29。

根據(jù)鉆孔施工期間地質(zhì)編錄情況見(jiàn)煤進(jìn)尺、煤層厚度等確定所需釋放管、儲(chǔ)液管、推進(jìn)桿的數(shù)量，將裝有高強(qiáng)度塑料顆粒支撐劑的紙質(zhì)囊袋裝進(jìn)釋放管內(nèi)部。如圖10所示，將釋放管600由鉆機(jī)900送入液態(tài)二氧化碳相變致裂孔內(nèi)，接著由鉆機(jī)夾持器及動(dòng)力頭將液態(tài)二氧化碳儲(chǔ)液管15與釋放管600通過(guò)螺紋連接頭連接，采用萬(wàn)用表檢測(cè)引爆線連接是否正常，檢測(cè)連接正常后，由鉆機(jī)900向前推送，緊接著將儲(chǔ)液管15與推進(jìn)桿700通過(guò)螺紋連接頭連接，采用萬(wàn)用表檢測(cè)引爆線連接是否正常，檢測(cè)連接正常后，由鉆機(jī)向前推送，之后循環(huán)完成連接推進(jìn)桿、檢測(cè)引爆線連接、推進(jìn)直至將釋放管、儲(chǔ)液管推送至設(shè)計(jì)煤層位置，鉆機(jī)停止工作，由鉆機(jī)固定推進(jìn)桿以防止瓦斯抽采孔內(nèi)設(shè)備滑移，連接引爆線，并將引爆線牽引至工作區(qū)域風(fēng)門外，檢測(cè)連線是否正常，檢測(cè)連接正常后，致裂區(qū)域人員撤離至風(fēng)門外，完成二氧化碳致裂系統(tǒng)安裝。

D3、起爆

待以上工作完成后，采用礦用起爆器，進(jìn)行起爆，起爆后采用萬(wàn)用表進(jìn)行監(jiān)測(cè)，若電阻較之前驟增，表明正常起爆，否則起爆失??；在起爆成功后5分鐘之后，即可進(jìn)入致裂工作區(qū)域，進(jìn)行推桿拆卸。

E3、重復(fù)以上步驟C3和D3，對(duì)所有液態(tài)二氧化碳相變致裂孔進(jìn)行致裂施工。

F3、連接抽采系統(tǒng)

液態(tài)二氧化碳相變致裂孔起爆施工完畢后，對(duì)致裂孔及瓦斯抽采孔進(jìn)行封孔，將液態(tài)二氧化碳相變致裂孔與瓦斯抽采孔連接到抽采系統(tǒng)，進(jìn)行負(fù)壓瓦斯抽采。

4)瓦斯抽采效果檢驗(yàn)

抽采0.5年至1年時(shí)間后，進(jìn)行抽采效果檢驗(yàn)；

采用鉆屑瓦斯解析臨界指標(biāo)進(jìn)行預(yù)測(cè)，如圖11和圖12所示，施工3個(gè)效果檢驗(yàn)孔306，其中巷道中間一個(gè)、并位于瓦斯抽采孔之間，其它2個(gè)孔位于巷道上部和兩側(cè)，終孔位置位于抽采控制范圍控制的邊緣線上。

效果檢驗(yàn)孔采用鉆機(jī)破巖進(jìn)入煤層，采用直徑為94mm的鉆頭鉆進(jìn)；效果檢驗(yàn)孔必須布置在瓦斯抽采孔之間；鉆進(jìn)速度均勻，速度控制在2m/min以內(nèi)；鉆進(jìn)過(guò)程每2米測(cè)定一次K1值，鉆屑瓦斯解析臨界指標(biāo)如表1所示滿足下表要求時(shí)，說(shuō)明瓦斯抽采效果有效，可以進(jìn)行掘進(jìn)工作，否則抽采措施無(wú)效，必須采取補(bǔ)打排抽放鉆孔、延長(zhǎng)排抽放時(shí)間，直至防突措施有效。

表1鉆屑瓦斯解析指標(biāo)法預(yù)測(cè)揭煤工作面突出危險(xiǎn)性的參考臨界值

5)液態(tài)二氧化碳相變致裂爆破揭煤

當(dāng)巷道掘進(jìn)距離煤層法線距離L1為1.5米時(shí)，停止掘進(jìn)，采用液態(tài)二氧化碳相變致裂方法進(jìn)行爆破破巖揭煤；

如圖13所示，按常規(guī)爆破方法，在掌子面上設(shè)置周邊眼、輔助眼、掏槽眼等揭煤爆破孔30，各個(gè)爆破孔之間以并聯(lián)方式連接，撤出揭煤區(qū)域人員，采用遠(yuǎn)距離放炮同時(shí)起爆揭穿煤層，一次全斷面揭開(kāi)煤層；放炮后，根據(jù)工作面瓦斯傳感器監(jiān)測(cè)得到的瓦斯?jié)舛惹闆r，判斷有無(wú)瓦斯突出或突出預(yù)兆，確認(rèn)安全后；進(jìn)入揭煤工作面，進(jìn)行初期支護(hù)，工作過(guò)程中設(shè)專人觀察瓦斯和觀察突出預(yù)兆，發(fā)現(xiàn)有突出預(yù)兆，工作人員立即撤離到安全地點(diǎn)，完成巖柱揭煤工作；

6)裝巖、清理，進(jìn)入煤層

采用液態(tài)二氧化碳相變致裂爆破揭煤后，采用掘進(jìn)工作面裝巖機(jī)將爆破后破碎巖塊、煤塊裝入礦車，運(yùn)出掘進(jìn)工作面，對(duì)巷道及時(shí)支護(hù)，完成石門揭煤工作。

本實(shí)施例中，掘進(jìn)工作面的寬度L9為3.3m；前探鉆孔5距離掘進(jìn)工作面的底面的高度H1位3.3m，距離掘進(jìn)工作面頂面的高度H2為1.65m。

本實(shí)施例中，步驟1中，前探鉆孔的直徑為75mm或94mm；步驟1中，利用前探鉆孔作為測(cè)定鉆孔測(cè)定瓦斯壓力；瓦斯抽采孔的鉆孔孔徑為94mm。

第一致裂孔101和第二致裂孔102的夾角θ為45°；

第二組抽采孔的中心與掌子面底面之間的距離H3為3.3m；第二組抽采孔與第三組抽采孔的中心之間的距離H4為1.1mm；第三組抽采孔與第四組抽采孔的中心之間的距離H5為0.55mm；第四組抽采孔與第五組抽采孔的中心之間的距離H6為0.55mm。

目前對(duì)于煤與瓦斯突出機(jī)理進(jìn)行了大量研究，學(xué)者普遍認(rèn)可綜合作用說(shuō)，認(rèn)為煤與瓦斯突出是地應(yīng)力、瓦斯、煤的力學(xué)性質(zhì)綜合作用的結(jié)果。蘇聯(lián)B.B.霍多特認(rèn)為，突出煤的變形潛能W和瓦斯內(nèi)能突然釋放所引起的近工作面煤體的高速破碎：

對(duì)于石門揭煤激發(fā)突出的第一條件是：W+Q＞F+U

式中：W—煤的變形潛能；Q—煤內(nèi)游離瓦斯所含的內(nèi)能；F—煤向巷道移動(dòng)功；U—煤的破碎功；

激發(fā)突出的第二條件是：V_p＞V_τ

式中：V_p—煤的破碎速度；V_τ—煤裂隙中瓦斯壓力下降的速度，取決于煤的裂隙性。

激發(fā)突出的第三條件,它要求在煤破碎完成之前，瓦斯壓力應(yīng)保持在比已破碎煤的拋出阻力更大的水平上，即

$p\>\frac{m}{s}\[g(fcos\mathrm{\α}\±sin\mathrm{\α})+a\]$

式中：s—煤破碎區(qū)段的橫截面積；f—煤沿表面移動(dòng)的摩擦系數(shù)；α—煤沿表面移動(dòng)時(shí)，該面與水平面傾角；g—重力加速度；m—煤的質(zhì)量；a—為了把煤拋開(kāi)必須給煤的加速度；±—煤向上拋出取“+”，反之取“-”。

一般條件下在瓦斯礦井，激發(fā)突出的第二、第三條件實(shí)際上總可以滿足，因此能否滿足第一條件便成為發(fā)生突出的主要且必須條件。

液態(tài)二氧化碳相變致裂技術(shù)，通過(guò)發(fā)熱片對(duì)儲(chǔ)存有液態(tài)二氧化碳的相變致裂器進(jìn)行加熱，使得致裂器內(nèi)部液態(tài)二氧化碳膨脹應(yīng)力增大，當(dāng)應(yīng)力達(dá)到爆破片的額定破裂載荷時(shí)，高壓二氧化碳液體迅速相變，有釋放孔噴出，實(shí)現(xiàn)低滲煤層致裂增透的效果，提高低滲煤層瓦斯抽采效率，降低煤體內(nèi)瓦斯壓力、實(shí)現(xiàn)煤層卸壓，從而減少煤層內(nèi)能Q，從而防止煤與瓦斯突出。

以上詳細(xì)描述了本發(fā)明的較佳具體實(shí)施例。應(yīng)當(dāng)理解，本領(lǐng)域的普通技術(shù)人員無(wú)需創(chuàng)造性勞動(dòng)就可以根據(jù)本發(fā)明的構(gòu)思作出諸多修改和變化。因此，凡本技術(shù)領(lǐng)域中技術(shù)人員依本發(fā)明的構(gòu)思在現(xiàn)有技術(shù)的基礎(chǔ)上通過(guò)邏輯分析、推理或者有限的實(shí)驗(yàn)可以得到的技術(shù)方案，皆應(yīng)在由權(quán)利要求書(shū)所確定的保護(hù)范圍內(nèi)。