薛虎沟煤业2-106A运巷厚层坚硬顶板应力弱化技术研究_刘凯.pdf

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煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 1工程概况 霍州煤电薛虎沟煤业 2- 106A 工作面回采 2煤 层, 工作面位于 621 水平, 走向长度为 470m, 倾斜长 度为 230m, 采用综合机械化开采, 全部垮落法管理顶 板。2煤层厚度为 3.2~5.0m, 均厚 3.4m, 煤层倾角为 2, 普式硬度 f0.7。 2煤层直接顶为砂质泥岩, 均厚 5.75m, 普式硬度 f4~5, 基本顶为灰白色中粒砂岩, 均厚 3.6m, 普式硬度 f5~6, 属于坚硬顶板, 直接底为 砂质泥岩, 均厚 5.2m, 老底为灰黑色粉砂岩, 均厚为 2.6m, 2- 106 工作面具体位置如图 1 所示。 2- 106A 工作面运输巷断面形状设计为梯形, 巷 道净高为 3420mm, 上宽为 3440m, 下宽为 4600mm, 巷道沿 2煤层底板掘进, 巷道断面为梯形, 采用 12 工字钢棚支护, 工字钢棚梁长度为 3340m, 棚腿长度 为 3450m, 棚距为 600mm, 柱窝深度为 150mm。巷道 支护断面示意图如图 2 所示。 图 22- 106A 工作面运输巷支护断面图 薛虎沟煤业 2- 106A运巷厚层坚硬顶板应力弱化技术研究 刘凯 (霍州煤电集团河津薛虎沟煤业有限责任公司 , 山西 河津 043300 ) 摘要 为解决薛虎沟煤业 2- 106A工作面运输巷围岩变形量大的问题, 通过对巷道围岩的变形特征 及变形原因进行分析, 得出巷道变形量大的两个主要原因为坚硬顶板动压破坏及巷道埋深大; 提出采 用水力致裂技术对巷道坚硬顶板进行弱化处理,在不增加支护强度的前提下减小围岩压力。结果表 明 水力压裂技术对巷道坚硬顶板进行水力压裂处理后, 回采巷道的围岩变形量明显减小, 提高了回 采巷道的稳定性。 关键词 坚硬顶板 ; 水力致裂 ; 回采巷道 ; 围岩控制 中图分类号 TD823文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2019 ) 05- 0106- 04 Research on stress weakening technology of thick layer roof in Xue huogou coal mine 2-106A transport roadway LIU Kai (Huozhou coal and electricitygroup Hejin Xue Hu Gou Coal IndustryCo., Ltd. , Shanxi Hejin 043300) Abstract In order to solve the problem oflarge deation ofthe surrounding rock in the transportation roadway of the working face 2- 106a ofXuehugou Coal Industry, through the analysis ofthe deation characteristics and deation reasons ofthe roadwaysurrounding rock, it is concluded that two main reasons of large deation of roadway are the dynamic pressure failure of hard roof and large buried depth of roadway. The hydraulic fracturingtechnique is proposed toweaken the hard roofofroadway and reduce the surrounding rock pressure without increasing the supporting strength. The results showthat after hydraulic fracturing treatment of hard roof of roadway, the deation of sur- roundingrock in stope roadwaydecreases obviouslyand the stabilityofstope roadwayis improved. Key words Hard roof; hydraulic fracturing; miningroadway; The surroundingrock control 图 12- 106A 工作面具体位置示意图 106 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 2巷道变形破坏分析 2.1巷道破坏特征 根据观察 2- 106A 工作面运输巷具有以下几点 变形破坏特征 1 ) 在静载作用下巷道围岩的变形量大, 根据地质 资料可知, 2- 106A 工作面回采巷道受到埋深大的影 响, 在工作面未回采时, 巷道围岩即发生较为严重的 弯曲变形, 其中两帮最大移近量为 1000mm, 顶底板 最大移近量为 960mm。 2 ) 巷道在回采动压影响下出现冲击大变形。 回采 巷道在超前及侧向支承压力的综合作用下, 使得巷道 在原有变形破坏的基本上进一步加剧, 且工作面前方 约 30m的范围内, 顶底板变形量小于两帮变形量, 局 部出现工字钢棚压弯的现象。 2.2巷道破坏原因分析 通过对物理力学试验结合理论分析,得出导致 2- 106A工作面运输巷围岩变形严重的原因。 1 ) 巷道所受静载荷较大, 由试验结果知, 2煤层 的平均抗压强度为 9.8MPa,计算出原岩应力约为 13MPa, 以超过煤体的单轴抗压强度, 另外根据对矿 区进行地应力的测试结果可知,最大水平主应力为 22.5MPa,最小水平主应力为 9.9MPa,垂直应力为 1.4MPa, 根据上述数据能够得出矿区水平构造应力较 大,最小水平主应力也超过了煤体的单轴抗压强度, 同样会致使巷道顶板出现变形量大的现象。 煤层及底 板松软、 顶板坚硬造成了巷道围岩的大变形。 2 ) 巷道坚硬顶板破断会造成动荷载的冲击影响, 回采过程中, 基本顶出现破断后, 岩层失稳, 工作面来 压, 且来压现象会随着工作面的推进呈现出周期性的 变化[1-3], 根据现场观测数据能够得知, 基本顶的周期 来压步距为 29m, 根据岩梁的极限跨距 L表达式 Lh 2RT q■ (1 ) 式中 h 为基本顶的分层厚度, m; q 为关键层承 受上覆岩层的重量, kN; RT为极限抗拉强度, MPa。结 合 2- 106A 工作面上覆岩层情况能够得出基本顶的 初次来压步距为 71.3m。 根据工作面取岩芯的结果能够得出, 工作面顶板 存在 5.75m 厚的坚硬砂质泥岩及其 5.6m 的中粒砂 岩,厚层直接顶弯曲变形过程中积聚了大量弹性能, 当能量积聚到岩体的极限强度后, 坚硬岩层便会出现 破断滑移现象, 能量将大量释放, 从而形成强大的动 力源对巷道围岩产生破坏[4-5]。 根据对基本顶初次破断 及周期破断进行计算分析, 得出初次破断释放的能力 为 3.2109J, 周期破断释放的能量为 2.3109J, 通过 分析顶板破断产生的能量传递到工作面时受到基本 顶破断规律、 工作面间距离及震源位置、 煤岩体性质 及岩层弱面结构等的影响[6], 故综合考虑上述因素后, 计算得出传递到工作面的能量为 2.34107J, 且能够 得知初次垮落能量高, 周期垮落能量为初次垮落能量 的 1/3 左右。 能量越高, 则发生冲击的可能性便越大, 故 2- 106A 工作面上覆厚层坚硬顶板破断引起的动 荷载冲击是导致 2- 106A 运输顺槽围岩变形破坏严 重的主要原因。 3水力压裂坚硬顶板技术 根据上述分析知薛虎沟煤业 2- 106A 工作面运 输巷坚硬顶板破断产生的冲击能量造成巷道出现变 形量大、 难支护的问题。 根据巷道现有条件, 综合考虑 后采用水力致裂技术对 2- 106A 工作面运输巷坚硬 顶板进行弱化处理, 以实现回采巷道的稳定。 3.1水力致裂工艺及原理 水力致裂技术所用到的设备主要包括高压泵、 钻机、 封孔器、 定向切槽刀具、 高压管、 地质钻机及矿 用本安型钻孔窥视仪, 上述设备配合使用时能够实现 在钻孔注水过程中实时的观测其压力变化情况; 辅助 设备有 圆图记录仪、 压力表、 钻孔窥视仪, 辅助工具 主要用于控制孔壁及切槽情况。 具体水力压裂的工序 示意图如图 3 所示。 图 3水力压裂工序示意图 3.2预裂缝的切槽工艺 顶板定向水力致裂切槽封孔的操作示意图如图 4 所示。 图 4预裂缝切槽示意图 107 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 图 4 中所用切槽钻头为 Φ46mm, 切槽钻头配合 封孔使用,根据薛虎沟煤业 2- 106A 工作面坚硬顶 板岩层的特征,先利用地质钻机在 2- 106A 工作面 运输顺槽垂直顶板打设 Φ46mm 的钻孔,孔深为 10m, 钻孔打设完毕后, 利用锚杆钻机在致裂钻孔的 四周打设观测钻孔,观测钻孔与之间钻孔之间的间 距为 5m, 观察测孔的目的主要为测量致裂钻孔的半 径, 在钻孔打设完毕后, 通过矿用型钻孔窥视仪器观 测钻孔孔壁, 来确保不出现裂纹、 离层现象, 有效封 孔后, 在地质钻机上安装切槽刀具, 并将刀具伸入钻 孔底部, 慢速旋转, 钻孔大约需要钻进 5cm 即可, 切 出 1 个合理的楔形槽, 如图 4 所示, 在水压强度有限 条件下, 钻孔效果会直接影响到水力压裂效果, 通过 对 2- 106A 工作面钻孔切槽效果进行观察,从观测 结果能够看出切槽效果良好,为坚硬顶板水力压裂 切槽成功奠定了良好基础。 3.3现场工程试验 薛虎沟煤业 2- 106A 工作面在进行水力致裂试 验时,布置 17 个水压致裂孔,孔深 20m,孔间距为 5m, 孔径为 46mm, 角度为偏向实体煤侧成 60角, 孔垂直致裂高度为 17.5m,致裂压力能够达到 20.8MPa 以上, 2- 106A 工作面水力致裂钻孔布置方 式如图 5 所示。 (a )控制钻孔布置示意图 (b)致裂钻孔布置走向剖面图 图 5工作面顶板水力致裂钻孔及控制钻孔布置示意图 3.4水力压裂效果分析 通过在 2- 106A 工作面运输巷水力压裂区域布 置测点 B, 在试验段距离工作面 100m 时开始对巷道 变形量进行持续监测,同时在工作面回采位置前方 100m未致裂位置布置测点 A, 在工作面不断推进后, 能够的得出致裂区域和未致裂区域围岩变形量, 如图 6 所示。 (a )致裂与未致裂区域两帮变形量曲线图 (b)致裂与未致裂区域顶底板变形量曲线图 图 62- 106A 运输巷水力压裂与未水力压裂区域 围岩变形曲线图 从图 6 (a ) 中能够看出, 未致裂区域比致裂区域 的两帮变形量大, 且距离工作面小于 60m 的区域, 致 裂区域变形量比未致裂区域变形量减小约 40; 从 图 6 (b ) 中能看出在距工作面位置相同时, 致裂区域 的顶底板变形量约为未致裂区域的顶底板变形量的 60。 根据上述数据能够得出水力致裂技术有效的解 决了 2- 106A 运输巷围岩变形量大, 治理了工作面冲 击动力灾害。 4结论 1 ) 通过对 2- 106A 工作面回采期间运输顺槽围 岩大变形破坏的特征及原因进行分析, 得出动静压力 组合作用下, 巷道大变形破坏的主要原因为坚硬顶板 破断产生的强冲击能量。 2 ) 利用水力致裂技术对 2- 106A 工作面运输巷 对巷道坚硬顶板进行弱化处理, 坚硬顶板在进行水力 弱化后, 巷道的围岩变形量大幅减小, 有效的解决了 回采巷道冲击动力灾害, 对类似技术难题提供借鉴。 参考文献 [1] 冯彦军,康红普.定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板试 验[J].岩石力学与工程学报,2012,31 (06) 1148- 1155. [2] 钱鸣高, 石平五, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州 中国矿业大学出版社, 2010. [3] 王凯. 采场顶板弱化前后回采巷道矿压显现规律研究[D]. 安徽理工大学,2017. [4] 杜涛涛,窦林名,陆菜平,杨建武,贺虎,江衡.定向水力致裂 坚硬顶板的现场试验研究[J].煤炭工程,2009 (12) 73- 75. (下转第 111 页) 108 ChaoXing (上接第 108 页) [5] 蔡峰,张逸龙,徐辉,王浩,孟志刚.基于坚硬顶板应力弱化 的回采巷道大变形控制技术 [J]. 煤炭科学技术,2015,43 (09) 37- 4186. [6] 杨敬轩,鲁岩,刘长友,杨宇.坚硬厚顶板条件下岩层破断 及工作面矿压显现特征分析 [J]. 采矿与安全工程学报, 2013,30 (02) 211- 217. 作者简介 刘凯 (1987-) , 男, 汉族, 山西临汾人, 本科, 2013 年毕业 于中国矿业大学采矿工程专业, 助理工程师。现就职于霍州 煤电集团河津薛虎沟煤业有限责任公司综采队,主管技术 员。 (收稿日期 2018- 9- 26) 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 径 0~1.6m; 8MPa 以内,水平方向及向下扩散半径 0~1.9m, 平均 1.6m, 最大可达 3.5m, 向上 1m。 4m孔扩散半径关键因素为浆液凝固速度,扩散 半径较小, 注浆压力增大有利于扩散半径增大。 2 ) 12m孔。共出现 9 处漏浆, 其中 7 处为串孔, 2 处为锚索孔漏浆。平均注浆量 0.6 吨, 漏浆位置见图 3, 位置参数见表 2。 图 312m 孔漏浆位置分布图 表 212m 漏浆位置参数 由表 2 可知, 4MPa 以上,即出现大量煤炮声, 裂 隙大量张开, 8MPa 以下, 扩散半径在 0~4m 内均有分 布, 平均 3m, 12MPa 以下, 扩散半径 0m~6m, 水平方 向和向下大于 4m, 向上约 2m。 12m孔注浆, 单液注浆材料良好的流动性决定了 扩散半径较大, 注浆压力的主要作用是使浆液进入深 部微小裂隙和向上部运动, 应不低于 10MPa。 3 )钻孔间排距优化。4m 孔采用双液注浆材料, 扩散半径较小, 向上更小, 优化为钻孔布置整体上移 500mm, 减小上排钻孔与顶板间距, 排距仍为 2m, 注 浆压力不小于 8MPa,水平方向和向下浆液扩散半径 1.6m, 向上 1m; 12m 孔采用单液注浆材料, 优化为钻 孔高度位置不变, 由于串孔较多, 排距增大到 4m, 注 浆压力不小于 10MPa, 水平方向和向下浆液扩散半径 大于 4m, 向上 2m。 5结论 1 )浆液扩散半径受围岩裂隙、 浆液流动性、 注浆 压力、 注浆流量等影响, 注浆压力为可控因素; 2 )进行了 4m孔、 12m孔不同注浆压力扩散半径 试验, 采用 “漏浆对应压力” 方式进行统计分析, 4m孔 注浆压力不小于 8MPa,水平方向和向下浆液扩散半 径 1.6m, 向上 1m; 12m 孔注浆压力不小于 10MPa, 水 平方向和向下浆液扩散半径大于 4m, 向上 2m; 3 ) 根据试验结果对钻孔初始设计进行优化 4m 孔优化为钻孔布置整体上移 500mm,减小上排钻孔 与顶板间距, 排距仍为 2m; 12m孔优化为钻孔高度位 置不变, 排距增大到 4m; 4 )浆液扩散半径受裂隙发育程度影响最大, 建 议每 200m进行一次浆液扩散半径试验, 进行钻孔布 置优化。 参考文献 [1] 许延春, 杨扬.回采工作面底板注浆加固防治水技术新进 展[J].煤炭科学技术, 2014, 42 (1) 98- 101. [2] 苏清政, 杨渝生, 潘越, 等.整合煤矿采空区内掘进巷道注 浆加固技术[J].煤炭科学技术, 2013, 41 (7) 51- 53. [3] 张淑同, 杨志恒, 汪华君, 等.采场破碎煤体注浆加固渗流 规律研 究 [J]. 采 矿 与 安 全 工 程 学 报 , 2006, 23(3) 358- 361. 作者简介 孙志强 (1981-) , 男, 河南三门峡人, 2010 年 7 月毕业于 山东科技大学测绘工程专业。现在从事巷道掘进、 测绘方面 的工作。(收稿日期 2018- 8- 31) 漏浆位置编号漏浆位置与孔口距离垂距漏浆前压力 ①串孔2m0m4MPa ②串孔4m0m4MPa ③串孔2m0m3MPa ④锚索孔1.1m0.8m8MPa ⑤串孔2m0m4MPa ⑥串孔4m0m6MPa ⑦串孔6m0m8MPa ⑧串孔4.5m2m10MPa ⑨锚索孔4.6m2m12MPa 111 ChaoXing
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