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综采工作面钻孔切顶卸压与端头顶板管理技术

2023-12-09樊胜杰

山东煤炭科技 2023年11期
关键词:模量裂隙间距

牛 凯 樊胜杰

(潞安化工集团余吾煤业公司,山西 长治 046000)

许多大型矿井都面临着大采深顶板应力集中,在支护强度不足,或者支护措施不合理的条件下,采煤工作面极易出现顶板冒落伤人的事故,且巷道容易变形,增加了维护工程量。余吾煤业在工作面回采期间面对顶板围岩硬度大、坚硬层厚等问题,通过数字建模技术,预设多种不同方式的支护方案,模拟出顶板围岩的应力变化规律,从中挑选出最优化的解决方案,确保采面安全回采。

1 概况

余吾煤业N2106 工作面位于矿井东翼,呈南北向布置,采面东翼紧邻N2107 工作面,南接风井开拓大巷,西面为N2105 工作面采空区,北翼为实体未采区。工作面切眼设计长度为300 m,运输巷设计长度为2287 m,回风巷长度为2258 m,平均煤厚6.2 m,煤层埋深为504~575 m,底板标高+460~+490 m。N2106 工作面位置关系平面布置如图1。

图1 N2106 工作面位置关系平面布置图(m)

由于N2106 工作面煤层上覆顶板主要为砂质泥岩和中粒砂岩、粉砂岩,致密且坚硬,在回采过程中不易垮落。根据相邻工作面回采期间的初次来压经验分析,老顶在初采初放期间的初次来压步距应该在47 m 左右,导致采空区内可能出现大面积悬顶现象,对安全回采构成较大威胁。工作面煤层顶底板岩性描述见表1。

表1 工作面煤层顶底板岩性描述

2 工作面上下端头顶板应力分析

采煤工作面向外回采期间,随着推进速度和采空区悬顶面积的增加,顶板应力在动态变化条件下不断向外释放、叠加,应力强度也处于动态变化过程中。由于煤层顶底板存在坡度起伏,采煤时为了最大限度提高资源回收率,会不断调整支架和刮板输送机的底板坡度,以适应煤层赋存状态和倾角。在切眼内由联锁起来的液压支架进行顶板支承,抵消掉部分上覆煤岩层的自身重力作用压力,而工作面上、下端头受到作业空间条件限制,端头支架的顶板支撑强度有限,且端头三角区域悬顶面积较大,端头支架无法实现对顶板的全覆盖支承,因此,在上下端头或者两巷向外推进时遇到构造区、冒落带和顶板裂隙发育地带,极易出现顶板岩石破碎,巷道变形加剧,增加了支护难度。通过在端头和超前支护段巷道打设液压迈步支架和单体柱的措施不足以完全抵消顶板作用力,就会出现冒顶事故[1-2]。

N2106 工作面现采煤厚6.2 m 左右,但支架满足最大采高仅为3.5 m,工作面采取沿底回采的采煤方式,顶部煤炭通过放顶煤进行剥离回采。回采期间两巷端头承受压力最大,巷道支护变形较快,顶板漏矸、采空区侧片帮、鼓包等现象频发。为有效缓解顶帮压力对围岩和支护材料的影响,拟采取向顶板施工切顶钻孔以达到提前卸压的目的。

3 数值模拟分析

3.1 数值模型建立

根据顶板类型和岩石厚度,分析不同类型的钻孔型号和施工深度对应力场的具体分布影响问题,主要采用FLAC3D联合技术进行数字模型建立。模型尺寸设定为长500 m×宽100 m×高500 m,共计103 850 个数据单元,模拟构建煤层顶板围岩的应力场变化分布。同时,对模型边界进行位移约束,仿照顶板岩层的自重力对模型均匀施加5 MPa 的载荷,最真实地还原煤层开采条件下的顶板应力场变化,查找规律,制定最优化的钻孔施工方案[3-5]。顶板数值建模如图2。

图2 煤层顶板数值模拟

3.2 模拟参数设定

根据现有钻机型号和钻头尺寸规格,结合井下现场施工环境,待定参加模拟选型的钻孔直径有四种,即18 mm、24 mm、30 mm、36 mm。针对不同型号的钻孔直径模拟对围岩应力场分布的变化影响,针对影响结果分析,再次调整钻孔施工间排距。观察应力场变化规律,经过对比,最终确定最优化的施工参数。将钻孔间距参数设定为100 mm、200 mm、300 mm、400 mm,将施工排距设定为1000 mm、2000 mm、4000 mm、8000 mm 等,然后两两组合开展模拟试验,共计设置了16 组切顶钻孔间排距施工方案。模拟施工参数见表2。

表2 切顶钻孔模拟参数设置表 mm

3.3 模拟结果规律分析

根据上述方案进行模拟计算,将钻孔直径作为横轴,单元变形量的下降率作为纵轴,依次输入直径18 mm、24 mm、30 mm、36 mm 的数据,得出结论如图3。当钻孔直径采用18 mm 时,单元模量下降率达到23%;采用24 mm 钻孔施工时,单元模量急速下降,达到39%;当采用30 mm 钻孔施工时,下降率趋缓,达到43%;当采用36 mm 钻孔直径时,下降率达到46%。根据数模结论和图形分析,发现18 mm 直径钻孔施工后对煤层顶板影响不大,未能造成较大的顶板下沉和变形,当采用30 mm 和36 mm 钻孔直径时,顶板变形率均超过40%,说明大直径钻孔对煤层顶板的结构稳定性破坏影响较大,导致顶板破碎,加剧了围岩变形,不利于巷道支护。因此,由综合数据分析,采用24 mm 钻孔直径相对合理。

在确定钻孔直径选型基础上,通过调整施工间排距探索对顶板的破坏作用,分别拟定施工间距为100 mm、200 mm、300 mm 和400 mm,对应排距1000 mm、2000 mm、4000 mm 和8000 mm 的4 种方案。不同钻孔施工间排距对顶板破坏程度分析如图4。

图4 不同施工间排距钻孔对顶板破坏程度分析

由图4 中钻孔间排距的变量分析可知,最明显特征是当施工排距达到2000 mm 左右时,四种钻孔不同施工间距条件下,均对顶板变形下降率产生显著影响,由最大峰值的下降率80%调减到25%~42%之间。在排距2000 mm 出现影响拐点之后,继续增加排距到4000 mm 阶段,顶板变形下降率变化速度明显趋缓。在钻孔间距为100 mm 时,变形模量下降率变化为50%~59%;在钻孔间距为200 mm 时,变形模量下降率变化为40%~44%;在钻孔间距为300 mm 时,变形模量下降率变化为28%~32%;在钻孔间距为400 mm 时,变形模量下降率变化为19%~24%。

在调整钻孔施工排距由4000 mm 到8000 mm的过程中,变形模量数据又出现急剧变化。在钻孔间距为100 mm 时,变形模量下降率变化为31%~50%;在钻孔间距为200 mm 时,变形模量下降率变化为21%~40%;在钻孔间距为300 mm 时,变形模量下降率变化为13%~28%;在钻孔间距为400 mm 时,变形模量下降率变化为6%~19%。

综上所述,经过综合数据分析,为达到有效控制顶板压力释放,且不构成顶板围岩过度破坏的目的,最终确定在上下两巷端头靠近煤壁一侧300 mm 处依次由切眼向外开孔,钻孔施工间距确定为300 mm,施工排距确定为2000 mm。

4 应用效果分析

根据上述模拟顶板受力变化结果,确定钻孔施工孔径为24 mm,施工间排距为300 mm×2000 mm。结合钻机功率能力和场地限制因素,设计孔深为7.5 m,遇到坚硬岩石时至少保证不小于7 m孔深。超前施工顶板卸压钻孔采用型号为CXK12(A)的钻孔内窥仪进行孔内窥视,查看顶板来压后孔内岩石产生的裂隙发育情况。为便于对比分析,随机抽取两个钻孔进行验证观察。1#孔观测成果如图5 所示。在内窥结果分段截图中,由开孔0~3.127 m 范围内孔壁光滑,岩石分布均匀,未发现明显的破碎现象;在探测至3.345 m 处发现内壁出现多条纵向裂隙,说明该段岩石承受围岩应力影响较集中;再向深部探测至4.109 m 段时内壁仍然完整光滑,无明显裂隙,直至孔底未再发现裂隙痕迹。经过孔内观察,总体说明在3~3.5 m 的层位区间内,顶板压力相对集中,对围岩的破坏作用较大[4]。

图5 1#观测孔内窥图

2#观测孔窥视结果如图6,与1#钻孔整体结果相似。在开孔处孔壁下方出现一条纵向裂纹,向深部有延伸趋势,孔内其他岩石较完整;继续向里探测,发现开孔处裂隙已经延伸至2.963 m 深度,且裂隙宽度增加,说明纵向裂隙受到水平张力的拉伸影响,直至3.453 m 处裂隙逐渐闭合消失,孔内探测不明显;继续探测至接近孔底7.018 m 深度,孔内壁光滑平整,未再出现明显裂隙。综上分析,整体说明该钻孔施工区域顶板受力,岩石破碎。选取施工地点的开孔处岩石,已经受到外力挤压产生裂隙,且不断向深部断裂延伸,影响深度为0~3.5 m左右,与1#观察孔相同,产生裂隙主要影响范围为顶板上覆岩层3.5 m 深度以内,应力作用较集中。因此,得出结论,除去开孔选址的围岩破碎影响因素外,顶板受力较集中的应力分布区间应为2.5~4 m 左右。结合孔内裂隙发育情况,该层位容易出现顶板断裂冒落风险。

图6 2#观测孔内窥图

5 超前卸压与防范措施

1)经过对超前卸压钻孔参数确定和有序施工,确定顶板承载压力最大的应力范围集中在2.5~4 m左右。按照此规律,工作面向外推进期间,凡在上下巷遇到顶板破碎带时,为提前防护,补强顶板支护强度,需要提前打设6 m 长锚索进行顶板维护,避免出现过破碎带时应力集中导致冒顶事故发生。

2)根据工作面普通支架和端头过渡支架的工作阻力数值观测规律分析,每隔15~19 d 就会出现一次阻力升高现象。结合对应时间内围岩位移量数据结果,以及顶板断裂声响等现象,得出该周期为顶板应力释放周期。据此规律,每当工作面回采推进至临近该时间段时,应当提前采取减产缓采措施,减少每日推进度,避免回采过快,导致顶板悬顶面积增大,释放应力叠加,为采面端头支护增加困难。

3)两巷靠近煤墙侧和采空区侧巷帮各打设一路液压式自移大杆,通过液压缸的支撑作用,扩大顶板支撑面积,在顶板破碎地点辅助打设单体柱+π 型梁的支护方式,提高顶板支护强度。一般在切眼以外30~35 m 两巷范围实施超前加固,可打设两排临时支护,在切眼外段20 m 以内的高应力集中区域,可以通过打设三排临时支护进行补强加固。严格控制好切顶卸压钻孔施工与采面推进度之间的进度关系,避免造成应力叠加和集中释放,导致顶板受力破坏,造成支护困难。

4)根据工作面上下巷原有安装的顶板离层仪,以及抽查观测的卸压钻孔围岩裂隙发育情况,可以总结出工作面回采进度与应力释放范围的相互影响关系。当回采过快,推进度超出应力影响范围时,顶板坚硬岩层不易垮落,可能造成采空区顶板悬顶无法垮落的风险。因此,通过管控推进度,从而有效管理采空区顶板的垮落进度,确保实现全部垮落管理。

5)切顶卸压钻孔施工时注意观察开孔位置是否处于裂隙发育地带,钻进期间要求钻机手详细记录孔内情况,比如施工至孔深某一具体位置时,出现卡钻、顶钻现象,应当分析孔内是否揭露裂隙,或者存在塌孔等岩石破碎现象。此外,通过孔内返水量的大小变化,也可间接分析裂隙发育程度,若返水量明显减小,则要观察顶板其他地方是否存在渗漏水现象,可判断裂隙影响范围和内部导通联系情况,从而在周边施工其他钻孔时,可采取措施适当调节钻孔位置和间排距,确保钻孔质量。

6 结论

1)通过数值模拟与建模分析,明确余吾煤业N2106 工作面上下两巷采用切顶卸压钻孔的施工参数。按照间排距300 mm×2000 mm 规格合理施工,选取钻头直径为24 mm,可达到有效管控顶板变形下降率在合理区间的要求,控制了顶板围岩能够产生破坏,但变形下降速度不至于对巷道变形产生更大影响的目的,优化了支护施工设计。

2)在卸压钻孔参数确定的基础上,结合现场生产实践规律总结,发现工作面来压周期稳定在15~19 d 左右。可根据支架工作阻力确定周期的始末时间,从而提前采取缓采降产的措施,有效控制回采进度,避免大面积悬顶造成的空顶风险。

3)通过采取钻孔内窥的方法对孔内裂隙发育程度和产生位置进行观察,随机抽样钻孔后发现裂隙通常分布在开孔以里2.5~4 m 左右层位,说明该段岩层承受应力作用较集中,容易受到挤压拉伸。据此结论可采取有效支护措施,通过提前打设加长锚索进行补强支护。

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