新景公司15317 工作面超前水力卸压技术分析研究
2024-03-06韩进东
韩进东
(华阳新材料科技集团有限公司,山西阳泉 045000)
1 概况
新景公司15317 工作面前方为芦南15 号煤辅助运输巷(750~950 m 区段),停采线保护煤柱120 m,芦南15 号煤辅助运输巷承担着采区行人、运输重任,巷道服务年限长,巷道内通行无轨胶轮车,因此对巷道整体变形量要求较为严格。目前该巷道730~930 m 范围多处出现底板鼓起、浆皮脱落、工字钢梁弯折、锚索破断等现象,矿压显现明显。根据新景公司生产经验,工作面超前支承压力会造成工作面前方大巷进一步大变形。因此,为降低15317 工作面回采对芦南15 号煤辅助运输巷动压扰动,控制巷道变形,决定对芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m 区段应用水力压裂卸压技术,在15317 工作面进风巷及回风巷中向15317 工作面停采线附近顶板施工钻孔并压裂,进行超前卸压。
2 现状分析
2.1 巷道四邻关系
新景公司15317 工作面东为15316 工作面(未掘),南为15323 工作面(未掘),西为15318 工作面(未掘),北为芦南15 号煤采区大巷,四邻无采动影响。15317 工作面上部3 号煤、8 号煤、9 号煤已开采,其余煤层均未开采。15 号煤与9 号煤回采工作面平面位置关系如图1 所示。15317 工作面上方为9108 采空区,9 号煤与15 号煤层间距为65~85 m。9108 工作面已回采完毕,停采线距离辅助运输巷水平距离170 m。
图1 15 号煤采区辅助运输巷与9 号煤回采工作面关系Fig.1 Relationship between auxiliary transportation roadway in No.15 coal mining area and No.9 coal mining face
15317 工作面前方为芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m 区段,该区段位于15 号煤上部,巷道如图2 所示,巷道与15 号煤层相对位置如图3 所示。芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m 所在15号煤层周边布置有多个工作面,北翼从西至东依次为15308 工作面、15026 工作面,南翼从西至东依次为15318 工作面、15317 工作面与15316 工作面,其中,15317 工作面计划与2023 年5 月开始回采,回采方向自南向北,即朝向辅助运输巷回采,预计会造成强动压扰动。
图2 15 号煤辅运巷布置平面图Fig.2 Layout plan of No.15 coal auxiliary haulage roadway
图3 辅运巷与15 号煤层位关系Fig.3 Relationship between auxiliary haulage roadway and No.15 coal seam position
15317 工作面煤层厚度4.59~6.97 m,平均为5.99 m,进风巷及回风巷沿15 号煤底板掘进。进风巷与回风巷巷道掘进宽度为5.2 m,掘进高度为3.8 m。巷道采用锚网索支护形式,工作面内钻孔柱状如图4 所示,可知顶板多为石灰岩与砂岩,较为坚硬。
图4 14317 工作面顶板柱状图Fig.4 Roof histogram of 14317 working face
2.2 巷道矿压显现
2.2.1 巷道变形情况说明
芦南15 号煤采区辅助运输巷目前多处出现矿压显现,其中750~950 m 段顶帮局部喷浆皮开裂,且底板有开裂现象。变形后断面5.3 m,高度为3.87 m(原高度5.3 m),变形后断面如图5 所示。
图5 750~950 m巷道变形后断面Fig.5 Section after deformation of 750 ~950 m roadway
2.2.2 顶板裂隙发育窥视
新景公司在芦南15 号煤采区辅助运输巷730~930 m 里程范围进行了顶板结构窥视,窥视分析结果如图6 所示,730~930 m 范围顶板多处出现裂隙与离层。
图6 顶板裂隙及离层窥视分析结果Fig.6 Roof cracks and separation peeping analysis results
(1) 由图6(a) 可知,18 号探眼1.1 m 处存在离层(约0.02 m),0~0.3 m 处顶板破碎;17号探眼7.9~8.2 m 处存在纵向裂隙,5.0 m 处存在离层,4.3 m 处存在离层,3.6~3.9 m 处存在纵向裂隙,2.4 m 处存在离层,0.8~l.1 m 处存在纵向裂隙;16 号探眼8.0~8.3 m 处存在纵向裂隙,1.7~2.0 m 处存在纵向裂隙,2.4 m 处存在离层;1 号探眼8.6~9.1 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),3.6~3.9 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),3.2 m 处存在离层(约0.02 m),1.9 m 处存在离层(约0.02 m),0.8~0.9 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),0~0.3 m处顶板破碎;2 号探眼6.4 m 处存在离层(约0.03 m),1.6 m 处存在离层(约0.02 m),0~0.5 m 处顶板破碎;3 号探眼6.0~6.1 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),4.5 m 处存在离层(约0.02 m),2.9 m处存在离层(约0.02 m),2.4~2.5 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),0.9 m 处存在离层(约0.02 m),0.4 m 处存在离层(约0.02 m),0.3 m 处存在离层(约0.02 m)
由此可知,700~800 m 以纵向裂隙与离层为主,离层主要集中在顶板上方0~6.5 m,离层开度3 mm 以内;纵向裂隙多集中在顶板上方7~9 m,裂隙长度2 mm 以内。整体裂隙及离层较小,部分窥视孔浅部1 m 范围内可观察到破碎现象。
(2) 由图6(b) 可知,28 号探眼4.3 m 处存在离层(约0.02 m),1.5~1.9 m 处存在纵向裂隙(约2 mm);27 号探眼5.4 m 处存在离层(约0.02 m),4.4 m 处存在离层(约0.02 m),0.4~0.6 m 处存在纵向裂隙(约2 mm);26 号探眼9.8~10.0 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),0.3 m 处存在离层(约0.02m);25 号探眼2.7~2.8 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),1.5 m 处存在离层(约0.02 m),0.3~0.5 m 处存在纵向裂隙(约5 mm);24号探眼1.7 m 处存在离层(约0.02 m);23 号探眼3.9 m 处存在离层(约0.02 m),2.9~3.0 m 处存在纵向裂隙(约3 mm),2.3~2.4 m 处存在纵向裂隙(约2 mm),1.6~1.7 m 处存在纵向裂隙(约5 mm),1.3~1.4 m 处存在纵向裂隙(约3 mm);22号探眼无离层,0.8~1.0 m 处存在纵向裂隙(约2 mm);21 号探眼1.7 m 处存在离层(约0.02 m),0.9 m 处存在离层(约0.02 m),0.6 m 处存在离层(约0.02 m)。
由此可知,800~900 m 离层主要集中在顶板上方0~6 m,离层开度2 mm 以内;部分窥视孔显示顶板上方深部9~10 m 也出现纵向裂隙,裂隙发育长度较小。
2.3 巷道变形原因分析
2.3.1 埋深大、垂直应力高
芦南15 号煤采区辅助运输巷周边钻孔资料显示,巷道730~1500 m 改善厚度平均为560 m,埋深较大,垂直应力估算接近14 MPa,为中等应力区,垂直应力水平较高,导致巷帮承受较大应力,移近挤压引起巷道底板以及顶板压力的显现。
2.3.2 硐室群扰动
辅助运输巷730~930 m 布置多条巷道,相邻间隔30 m 煤柱为正在炮掘的集中出煤巷,硐室群导致该处地应力有所变化,导致巷道矿压显现。
2.3.3 地质条件变化
一方面,辅助运输巷730~1500 m 整体处于背斜影响范围内,同时巷道多处与15 号煤相交,地质条件变化导致局部出现应力集中,进而引起巷道矿压显现;另一方面,700~800 m 局部顶板为泥岩,长时间受风化影响,顶板易破碎,容易形成网兜并脱落。
2.3.4 采掘扰动
前文巷道四邻关系描述可知,对于15 号煤工作面,目前15032 工作面向北方向回采,辅助运输巷位于工作面采空区后方,同时其他工作面尚未开始回采,因此辅助运输巷基本不受15 号煤采动影响;由于上覆9 号煤与15 号煤层间距大于65 m,同时9 号煤停采线距辅助运输巷水平距离大于170 m,根据工程经验可知9 号煤回采对辅助运输巷扰动很小。
但是,辅助运输巷南翼15317 工作面即将回采,停采线保护煤柱为120 m,预计超前支承压力会对前方辅助运输巷造成较大影响,因此需提前采取一定措施。
3 治理方案
现有卸压技术一般包括切缝、打孔、松动爆破、卸压煤柱等,但这些方法虽能释放或转移巷道或工作面围岩附近岩体中的高应力,缓解动压现象,但往往工程量较大,成本较高,使用爆破方法时,安全性较低,并且卸压效果难以认为控制。因此,结合新景公司生产经验,决定对芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m 区段应用水力压裂卸压技术。
3.1 卸压原理
切顶卸压技术主要有爆破切顶卸压和水力压裂切顶卸压2 种,目前该技术主要用于采煤工作面坚硬顶板压裂放顶、冲击矿压巷道卸压、沿空留巷切顶卸压、复用巷道切顶卸压等方面。近年来,随着我国火工品控制越来越严、高瓦斯矿井安全管理、浅埋爆破控顶易对地面构成一定威胁等原因,水力压裂切顶卸压技术得到逐步推广和应用。
新景矿15317 工作面停采线前方对应采区辅运巷750~950 m,停采线与采区辅运巷间距为190 m,预计15317 工作面超前支承压力会对采区辅运巷造成破坏。因此,通过在工作面停采线附近工作面上方顶板进行钻孔并进行压裂,一方面激活工作面顶板岩层中原有裂隙并使其扩大;另一方面产生新裂隙,并在上覆岩层垂直应力作用下,干预顶板垮落特征,使停采线保护煤柱上方顶板及时垮落,减缓应力集中现象,如图7 所示。
图7 水力压裂前后顶板主应力变化Fig. 7 Variation of roof principal stress before and after hydraulic fracturing
但需要注意的是,水力压裂随促进了工作面顶板的及时垮落,减缓了超前应力的及时传递,从而起到减缓采区辅助运输巷变形的目的,但压裂相对于顶板上方顶板赋存结构调整有限,在地应力不断作用下,大巷作为永久使用巷道仍会受到工作面大结构调整的应力扰动,因此并不能完全实现应力的“卸压”,后期应力会重新调整并对采区辅助运输巷造成影响。
3.2 水力压裂卸压方案
在15317 工作面停采线前后一定范围内布置水力压裂钻孔并进行压裂。钻孔布置于15317 工作面进风巷与回风巷中,共计22 组钻孔,进风巷每组3 个钻孔,回风巷每组2 个钻孔,合计55 个钻孔,钻孔进尺4224 m。钻孔布置方案如图8 所示,技术参数见表1。
表1 水力压裂初次放顶钻孔技术参数Table 1 Hydraulic fracturing first caving drilling technical parameters table
图8 15317 水力压裂示意Fig.8 Hydraulic fracturing sketch of 15317 working face
(1) 进风巷侧施工钻孔命名为L 孔,施工11组,覆盖停采线前后共计110 m 范围,每组为3 个钻孔,分别为L1、L2、L3,均在巷道顶板开孔,采用履带式地质钻机打孔,钻孔直径75 mm,钻孔方向与巷道轴向垂直。
L1 孔仰角为17°,孔间距为10 m,钻孔长度为110 m,钻孔水平投影长度为105 m,终孔位置垂直高度位于巷道顶板上方38 m、煤层顶板上方34 m处,共计11 个;采用后退式分段多次压裂,为了保证压裂过程中巷道顶板安全,钻孔压裂深度为30~110 m,每2 m 压裂1 次,每次压裂时间20~30 min。
L2 孔仰角为35°,孔间距为10 m,钻孔长度为63 m,钻孔水平投影长度为52 m,终孔位置垂直高度位于巷道顶板上方38 m、煤层顶板上方34 m 处,共计11 个;采用后退式分段多次压裂,为了保证压裂过程中巷道顶板安全,钻孔压裂深度为17~63 m,每间隔2 m 压裂1 次,每次压裂时间20~30 min。
L3 孔仰角为60°,孔间距为10 m,钻孔长度为44 m,钻孔水平投影长度为22 m,终孔位置垂直高度位于巷道顶板上方38 m、煤层顶板上方34 m 处,共计11 个;采用后退式分段多次压裂,为了保证压裂过程中巷道顶板安全,钻孔压裂深度为11~44 m,每间隔2 m 压裂1 次,每次压裂时间20~30 min。
(2) 回风巷侧施工钻孔命名为N 孔,施工11组,覆盖停采线前后共计110 m 范围,每组为2 个钻孔,分别为N1、N2,均在巷道顶板开孔,采用履带式地质钻机打孔,钻孔直径75 mm,钻孔方向与巷道轴向垂直。
N1 孔仰角为24°,孔间距为10 m,钻孔长度为119 m,钻孔水平投影长度为105 m,终孔位置垂直高度位于巷道顶板上方38 m、煤层顶板上方34 m处,共计11 个;采用后退式分段多次压裂,为了保证压裂过程中巷道顶板安全,钻孔压裂深度为34~119 m,每2 m 压裂1 次,每次压裂时间20~30 min。
N2 孔仰角为35°,孔间距为10 m,钻孔长度为48 m,钻孔水平投影长度为52 m,终孔位置垂直高度位于巷道顶板上方38 m、煤层顶板上方34 m 处,共计11 个;采用后退式分段多次压裂,为了保证压裂过程中巷道顶板安全,钻孔压裂深度为30~48 m,每间隔2 m 压裂1 次,每次压裂时间20~30 min。
需注意的是,由于停采线附近布置有回撤通道,为防止回撤通道顶板下沉,回撤通道前后10 m 范围不布置顶板压裂孔。
4 结语
新景公司芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m区段多处出现底板鼓起、浆皮脱落、工字钢梁弯折、锚索破断等现象,矿压显现明显。本文针对这一情况,分析了产生问题的原因,指出即将回采的15317 工作面会对芦南15 号煤辅助运输巷动压扰动,其超前支承压力会对前方辅助运输巷造成较大影响,因此决定对芦南15 号煤辅助运输巷750~950 m 区段应用水力压裂卸压技术,在15317 工作面进风巷及回风巷中向15317 工作面停采线附近顶板施工钻孔并压裂,进行超前卸压。对水力压裂卸压方案进行了分析研究,卸压方案实施后,巷道变形量小,不再需要二次整巷,卸压效果良好。