水力压裂切顶卸压技术在大采高留巷中的应用研究

孙志勇,张 镇,王子越,王 涛,付玉凯

(中国煤炭科工集团天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013)

摘 要:针对晋煤集团寺河煤矿东五盘区东翼集中巷受多次强烈采动影响、巷间煤柱尺寸小、服务周期长、向斜轴部应力集中程度高等特点,应用水力压裂切顶卸压技术,改善围岩应力状态,为大采高留巷围岩变形控制提供了一个新途径。研究了水力压裂切顶卸压技术在大采高留巷中的作用本质,工作面回采前利用高压水在护巷煤柱上覆岩层中形成一个“准破裂面”,工作面回采时,在采场周期来压的作用下,采空区顶板沿“准破裂面”断裂,减少悬臂梁的跨距,卸载或转移工作面侧向悬臂梁传递到护巷煤柱的高应力。综合考虑井下现场作业空间狭小、工作面高位钻孔、地面L型抽放井等多个影响因素,设计水力压裂切顶卸压方案,压裂钻孔双侧布置,深孔长度40 m,浅孔长度32 m。为保证压裂效果,超前工作面50~100 m进行压裂施工,倒退式压裂,间隔为2~3 m。通过监测与分析水力压裂切顶卸压效果得出,顶板岩层裂缝起裂压力约24 MPa,扩展压力在21~23 MPa。切顶卸压后两帮移近量降低53%,顶板下沉量降低33%,底鼓量降低18%,同时显著减小帮锚索受力变化幅度。压裂后煤柱垂直应力在超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围内出现峰值点,未压裂的煤柱垂直应力的峰值点出现在滞后工作面150 m至350 m范围。

关键词:大采高留巷;多巷布置;水力压裂;卸压机理

0 引言

随着煤炭产量大幅度提高,以及大量高瓦斯矿井的出现,为有效解决运输、通风及瓦斯等问题,工作面巷道常采用多巷布置,这种布置方式造成的留巷支护问题日益突出。文献[1]阐述了对多巷布置在高瓦斯矿井应用的必要性、存在的不足以及解决措施。文献[2]以晋城矿区回采工作面多巷布置留巷为工程背景,基于大量实测数据,研究了留巷围岩变形与破坏的特征及机制,分析了存在的问题,并提出改进意见。

切顶卸压技术的含义是,超前工作面采用定向聚能爆破或水力压裂技术在采空区侧顶板预制切缝,工作面回采时,利用采场初次或周期来压沿切缝方向切断采空区与巷道间顶板的联系,转移基本顶回转或弯曲下沉形成的巨大应力,实现卸压作用。切顶卸压技术在我国煤矿开始于20世纪50年代,目前主要用于两个方面,一方面是工作面切顶卸压,解决坚硬难垮顶板大面积悬顶问题。另一方面是巷道中切顶卸压,解决冲击矿压、沿空留巷、煤柱留巷等复杂困难巷道的维护问题。

定向聚能爆破切顶卸压是指采用聚能张拉爆破技术,对沿空巷道顶板实施预裂,切断沿空巷道顶板与采场直接顶、基本顶的联系。何满潮院士团队提出切顶卸压沿空留巷技术及其配套工艺,文献[3-5]在顶板聚能预裂爆破理论设计的基础上,结合具体岩层条件和预裂切顶设计参数,在薄煤层、浅埋深、坚硬顶板等多种地质条件下进行了切顶卸压沿空留巷现场试验。

水力压裂切顶卸压是指通过钻孔切槽并注高压水,在顶板岩石中形成定向裂缝,破坏岩石的完整性。在采煤方面,定向水力压裂可使顶板易于垮落,在巷道围岩中,可使高应力转移,防止冲击地压发生。我国水力压裂技术是从波兰引进,最早在大同矿区进行井下试验,随着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。

文献[6-12]针对煤矿坚硬难垮顶板控制的研究现状及存在的问题,进行了定向水力压裂控制煤矿坚硬难垮顶板井下试验,并取得良好效果,目前该技术已在晋城、潞安、大同、神东等多个矿区得到推广应用。文献[13-14]采用空心包体应变计,对水力压裂前后钻孔附近煤层应力变化进行监测,研究水力压裂的机理和评价压裂效果。文献[15-17]研究了水力压裂处理坚硬顶板的机制,认为在人工切槽处注入高压水,可定向将坚硬老顶分层,从而降低顶板来压强度。文献[18]研究了煤岩体在水力压裂作用下裂缝的扩展行为特性。文献[19-20]提出在钻孔轴向或径向预割出给定方向的裂缝,然后对预割裂缝进行水力压裂的定向压裂技术。

可以看出,前人对切顶卸压技术在坚硬顶板控制和沿空留巷方面进行了大量研究,但是关于水力压裂切顶卸压在大采高留巷现场应用方面,仍然没有成熟的技术工艺。基于以上背景,笔者选择山西晋煤集团寺河煤矿进行水力压裂切顶卸压试验。通过对比分析压裂段与非压裂段煤柱应力变化、留巷变形情况,以期为水力压裂切顶卸压在大采高留巷中的应用提供依据。

1 工程概况

寺河煤矿东井区属于高瓦斯矿井,主采3号煤层,东五盘区煤层平均厚度为6.0 m,煤层倾角平均6°,大采高工作面采用一次采全高综合机械化采煤方法。东翼四条集中巷位于5303和5304两个工作面之间,埋深320~350 m,均为东西向布置,与工作面回采方向平行。由南往北分别为回风二巷(煤巷)、回风一巷(岩巷)、辅助运输巷(煤巷)、运输巷(煤巷)。煤巷断面均为矩形,高3.8 m,宽5.0 m,掘进断面为19 m2,沿3 号煤层底板掘进,顶板留有2.4 m顶煤。岩巷布置在3号煤顶板岩层中,断面为直墙半圆拱,巷宽5.3 m,墙高2.0 m,拱高2.65 m,掘进断面积为21.63 m2,基本以2号煤线为腰线掘进,距3号煤垂距约13 m。巷道布置和层位关系如图1所示。

图1 东五盘区东翼集中巷布置

Fig.1 Layout of east wing central lane in east five plate area

根据现场调研,东翼集中巷围岩存在以下特点:①多次强烈采动影响:巷道掘进相互扰动、5303与5304两个大采高工作面顺序回采动压;②动压影响时间长:巷道轴向与工作面回采方向相同,长时间经受5303、5304工作面侧向支承压力的影响;③构造影响:5303与5304工作面之间区域为向斜构造,东翼集中巷基本位于向斜轴部,水平应力升高;④巷道服务周期长:集中巷两侧均为工作面采空区,为后续4个工作面服务,服务期至2025年以后;⑤护巷煤柱尺寸偏小:回风二巷与53033巷间净煤柱宽35 m,回风一巷布置在回风二巷与辅助运输巷之间30 m净煤柱顶板岩层中,与两巷的平距分别为10 m和15 m;辅助运输巷与胶带巷之间净煤柱15 m。

巷道密集且巷间煤柱尺寸小,应力集中程度高。从上述分析看出,东翼集中巷留巷难度非常大,一旦巷道出现问题,将极大影响生产衔接。针对上述问题,在该位置试验水力压裂切顶技术,改善围岩应力状态,为动压留巷围岩变形控制提供一个新途径。

2 卸压方案设计

2.1 卸压机理

卸压机理如图2所示,在大采高工作面回采前,利用特殊开槽钻头在顶板钻孔中预制横向切槽,然后对横向切槽段封孔,利用高压水在切槽端部产生裂隙并沿岩层扩展[16],在护巷煤柱上覆岩层中形成一个“准破裂面”。工作面回采时,在采场周期来压的作用下,采空区顶板沿“准破裂面”断裂,减少悬臂梁的跨距,缩短侧向支承压力的作用时间,卸载或转移工作面侧向悬臂梁传递到护巷煤柱的高应力,改善留巷的应力状态,降低巷道维护难度,保证矿井安全生产。

图2 水力压裂切顶卸压机理

Fig.2 Pressure relief mechanism of hydraulic fracturing

2.2 试验机具与设备

1)横向切槽钻头。根据顶板岩层特性,开发研制了外径54 mm的切槽钻头,能够在单轴抗压强度为50~150 MPa的岩层中预制横向切槽,切槽半径约为钻孔半径(56 mm)的2倍,钻头结构如图3所示。

图3 横向切槽钻头

Fig.3 Drill used for transverse notch

2)跨式膨胀型封孔器。根据井下现场条件,采用膨胀介质为水、由纤维加强的橡胶材料为弹性膜的跨式膨胀型封孔器进行压裂段封孔。封孔器主要由受内压可膨胀的弹性膜、位于两端的钢套、中通钢管以及弹性膜膨胀导管组成,如图4所示。井下静压水经过加压后经膨胀导管进入中通钢管与弹性膜之间的空隙,使弹性膜膨胀与钻孔壁紧密贴合达到封孔的目的。

图4 跨式膨胀型封孔器结构图

Fig.4 Structure of cross expansion type obturator

3)水力压裂泵。水力压裂泵的压力和流量需能压裂钻孔并实现裂缝有效扩展,考虑矿井实际条件,选择使用3ZSB80/62-90型高压水泵,如图5所示,水泵的额定压力为62 MPa,流量80 L/min。

图5 水力压裂泵结构图

Fig.5 Structure of hydraulic fracturing pump

2.3 卸压方案设计

根据水力压裂切顶卸压机理,压裂地点选择在5303工作面53033巷18~21号联络巷(图6),试验长度200 m。在回风二巷和5303工作面方向分别布设钻孔,切断53033巷与回风二巷之间煤柱上部侧向悬顶,降低煤柱载荷,减少回风二巷及东翼其它巷道的变形。根据井下现场情况,卸压方案设计及施工需考虑以下3个影响因素:①带式输送机:53033巷为5303工作面的运输巷,输送带宽度1.4 m,非行人侧宽度1.0~1.5 m,行人侧宽度1.7~2.5 m;②工作面高位钻孔(图7):5303工作面共布置4组高位钻孔抽取上隅角瓦斯,开孔位置分别在53033巷与回风二巷之间的9、13、16、21号横穿,压裂钻孔需避开高位钻孔;③地面L型井:工作面靠近53033巷布置有2个地面L型采动井,抽取采空区后方瓦斯,压裂钻孔需避开这些位置。

图6 水力压裂区域示意

Fig.6 Schematic diagram of hydraulic fracturing area

由于行人侧只有1.7~2.5 m的宽度,K4/K5型履带式钻机体积过大无法施工,而普通的无履带地质钻机需靠人工移动,架钻与稳钻时间长,效率低下,很难与综采工作面10~14m/d的推进速度相衔接。因此采用新型的ZDY4200LS型液压坑道钻机(图8),整机外形尺寸(长×宽×高)3 200 mm×1 000 mm×2 300 mm,最大输出转矩4200 N·m,能够实现在狭小空间内360°全方位高效率打设钻孔。

图7 地面抽采井与高位钻孔位置

Fig.7 Location diagram of surface drainage well and high position borehole

图8 新型钻机示意图

Fig.8 New type drilling machine

根据顶板岩层结构结合现有施工条件,确定水力压裂钻孔布置如下:压裂钻孔为双侧布置(图9a),煤柱侧钻孔在巷帮开孔,位置距顶板0.3~0.5 m,钻孔直径75 mm,长度为40 m,倾角为60°,孔间距为10 m,钻孔与巷道轴线方向夹角60°(图9b);皮带侧钻孔在顶板开孔,位置距煤柱侧帮1.5~2.0 m,钻孔直径75 mm,长度为32 m,倾角为60°,孔间距为10 m,钻孔与巷道轴线方向夹角20°(图9c)。

为保证压裂效果,并防止钻孔变形,超前工作面50~100 m进行压裂施工。根据钻孔窥视结果,选择完整段作为压裂位置,压裂采用倒退式,压裂间隔一般为2~3 m。压裂时间根据顶板与周围钻孔出水情况确定,完成压裂的钻孔可作为下个压裂钻孔的观测孔,若钻孔出水量与高压泵的进水量大致相同时停止压裂,未出水时,压裂时间一般为15~20 min。巷道顶板锚索长度为7.3 m,末次压裂位置需大于7 m,压裂过程中密切关注顶板变化,若有异常,立即停止作业。

图9 水力压裂钻孔布置

Fig.9 Layout of hydraulic fracture drilling

3 现场应用效果分析

3.1 压裂压力监测

在注水压裂过程中,利用KJ327-F型流量水压仪监测压力随时间的变化情况,绘制压力-时间曲线对压裂效果进行分析和计算,典型的水力压裂过程水压变化特征如图10所示,该曲线为1-1号孔39 m段的压力记录。

图10 1-1号孔39 m段水力压裂压力曲线

Fig.10 Hydraulic fracturing pressure curves of section away from the orifice of No.1-1 borehole 39 m

从图10中可以看出,水压随时间先急剧增大,约90 s达到峰值24 MPa,此时裂缝开始起裂。此后水压出现极其紧密的锯齿状波动,波动范围21~23 MPa,表明裂缝在相对稳定压力作用下不断发生扩展。压裂时长20 min后,停止作业,水压降为零,该位置压裂结束。

3.2 围岩位移监测

分别在回风二巷对应压裂段和未压裂段布置表面位移测站,未压裂段测点位置为21号联络巷东侧5 m,监测结果如图11所示,压裂段测点位置为19号横穿东侧5 m,监测结果如图12所示。图12a为巷道围岩随工作面推进距离的变化规律,即空间变化规律;图12b为巷道围岩随时间的变化规律。图中垂直横坐标轴的两条虚线分别代表2016年4月2日和4月17日工作面回采位置,虚线之间阶段5303工作面回采速度4~6 m/d;其他阶段5303工作面回采速度10~12 m/d。

图11 未压裂段围岩变形曲线

Fig.11 Deformation curve of surrounding rock in disfractured section

未压裂段回风二巷两帮移近量1 255 mm,顶板下沉量480 mm,底鼓量2 050 mm。采用水力压裂切顶卸压技术后,两帮移近量585 mm,降低53%,顶板下沉量319 mm,降低33%,底鼓量1 681 mm,降低18%。同时从图中也可以看出,2016年4月2日—17日工作面回采速度降低,回风二巷围岩变形量急剧增加,主要表现为底鼓变形,数日之内巷道底鼓量增加400~600 mm,滞后工作面350~400 m后巷道变形基本稳定。

图12 压裂段围岩变形曲线

Fig.12 Deformation curve of surrounding rock in fractured section

3.3 煤柱垂直应力监测

在回风二巷安装煤柱应力在线监测系统,监测53033巷与回风二巷之间35 m煤柱的应力变化。压裂段布置2个测站,1号测站布置20号横川东侧15 m,2号测站布置在20号横川西侧20 m,钻孔深度分别为5、7、9、11 m;未压裂段布置2个测站,1号测站布置在17号横川东侧15m,2号测站布置在17号横川西侧20 m,钻孔深度分别为5、7、9、11 m。钻孔间距均为2 m,钻孔孔口布置在距离底板1.5~2.0 m处,钻孔直径42 mm,通讯电缆及监测分站挂在煤帮上并可靠固定与保护。

压裂段1号测站结果分析,在超前工作面50 m时,煤柱应力开始明显变化,超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围,煤柱应力普遍升高,不同深度的煤柱应力计分别达到峰值,5 m深度应力峰值为10.2 MPa,7 m深度应力峰值为5.5 MPa,9 m深度应力峰值为10 MPa,11 m深度应力峰值为9.5 MPa。2号测站结果分析,在超前工作面50 m范围内,煤柱应力普遍升高且达到峰值,5 m深度应力峰值为5.9 MPa,7 m深度应力峰值为6.8 MPa,9 m深度应力峰值为9.3 MPa,11 m深度应力峰值为8.7 MPa。

图13 不同深度应力对比曲线

Fig.13 Stress contrast curves of different depth

未压裂段1号测站结果分析,在超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围时,煤柱应力变化不明显,滞后工作面50 m以后,煤柱应力普遍升高,其中11 m深度的应力增长幅度最大,其次为9 m,然后是7 m和5 m;在滞后工作面180 m至350 m,不同深度的煤柱应力计达到峰值。其中5 m深度应力峰值为6.2 MPa,7 m深度应力峰值为7.5 MPa,9 m深度应力峰值为16.9 MPa,11 m深度应力峰值为14.3 MPa。可以看出,随着钻孔深度的增加,煤柱应力峰值也随之增大,孔深11 m时达到最大,随着孔深的进一步增加,煤柱应力峰值反而降低。2号测站结果分析,在超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围时,煤柱应力变化不明显,滞后工作面50 m以后,煤柱应力普遍升高,其中5 m深度的应力增长幅度最大,其次为7m,然后是9 m和11 m;在滞后工作面150 m至300 m,不同深度的煤柱应力计达到峰值。

对比压裂段和未压裂的应力监测结果,压裂段的应力在超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围内出现了峰值点,此后迅速降低,而未压裂段的应力在滞后工作面150 m至350 m范围达到峰值。说明水力压裂能够减少工作面侧向悬臂梁的跨距,缩短侧向支承压力的作用时间。

图14 锚索受力对比曲线

Fig.14 Stress comparison curve of anchor cable

3.4 锚索受力监测

压裂段布置4个锚索测力计,位置在回风二巷20号横川以东10 m。其中2个顶板锚索,锚索直径22 mm,长度7.3 m,2个帮锚索,锚索直径22 mm,长度4.3 m。未压裂段布置4个锚索测力计,位置在17号横川以东15 m,参数与压裂段相同。

从测试结果中可以看出,在超前工作面250 m到滞后工作面200 m范围内顶板锚索受力压裂前与压裂后两种情况基本相似。帮锚索受力变化区别较大,在超前工作面50 m到滞后工作面100 m范围内,未压裂段帮锚索受力由80 kN增加至498 kN,压裂段帮锚索受力由150 kN增加至230 kN。说明采用水力压裂后煤柱巷帮锚索受力变化幅度较小,未压裂时煤柱巷帮锚索受力变化幅度大且载荷值较大。

4 结论

1)研究了水力压裂切顶卸压技术在大采高留巷中的作用本质,工作面回采前利用高压水在护巷煤柱上覆岩层中形成一个“准破裂面”,工作面回采时,在采场周期来压的作用下,采空区顶板沿“准破裂面”断裂,减少悬臂梁的跨距,缩短侧向支承压力的作用时间,卸载或转移工作面侧向悬臂梁传递到护巷煤柱的高应力,达到巷道卸压、缓解巷道变形目的。

2)针对晋煤集团寺河煤矿东五盘区东翼集中巷受多次强烈采动影响、巷间煤柱尺寸小、服务周期长、向斜轴部应力集中程度高等特点,应用水力压裂切顶卸压技术,改善围岩应力状态,为大采高留巷围岩变形控制提供了一个新途径。

3)综合考虑井下现场作业空间狭小、工作面高位钻孔、地面L型抽放井等多个影响因素,设计水力压裂切顶卸压方案,压裂钻孔双侧布置,深孔长度40 m,浅孔长度32 m。为保证压裂效果,超前工作面50~100 m进行压裂施工。根据钻孔窥视结果,选择完整段作为压裂位置,压裂采用倒退式,压裂间隔为2~3 m。

4)对水力压裂切顶卸压效果进行了监测与分析,顶板岩层裂缝起裂压力约24 MPa,扩展压力在21~23 MPa。切顶卸压后回风二巷两帮移近量降低53%,顶板下沉量降低33%,底鼓量降低18%,同时显著减小帮锚索受力变化幅度。压裂后煤柱垂直应力在超前工作面50 m至滞后工作面50 m范围内出现峰值点,未压裂的煤柱垂直应力的峰值点出现在滞后工作面150 m至350 m范围。

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Application & research on hydraulic fracturing and cutting top pressure relief technology in large mining height retained roadway

SUN Zhiyong,ZHANG Zhen,WANG Ziyue,WANG Tao,FU Yukai

(Coal Mining and Design DepartmentTiandi Science and Technology Co., Ltd., China Coal Technology Engineering Group,Beijing 100013, China)

Abstract:In view of the characteristics of the fifth panel of Sihe coal mine, such as the repeatedly strong mining effects, small size of coal pillars, long service period and high degree of stress concentration in the axis of the syncline, the stress state of surrounding rock was improved by hydraulic fracturing cutting and unloading technology. It improves the stress state of the surrounding rock and provides a new way for the surrounding rock deformation control of the large mining height roadway. The nature of hydraulic fracturing cutting and unloading technology in large mining height retaining roadway was studied. A “quasi-fracture surface” was formed in the overburden of the coal pillar using the high pressure water before the working face is recovered. While the working face is mined, the gob roof broke along "the quasi fracture surface" under the influence of periodic weighting, which reduces the span of the cantilever beam and transferred the high stress of the lateral cantilever beam to the retaining coal pillar. Considering a number of influencing factors such as narrow underground working space, high working face drilling, and ground L-type drainage wells, the hydraulic fracturing topping pressure relief scheme was proposed. The fractured borehole is arranged on both sides, and the deep hole length is 40 m. The shallow hole length is 32 m. In order to ensure the fracturing effect, the fracturing construction is carried out on the front working face 50~100 m, and the reverse fracturing is separated by 2~3 m. Through monitoring and analyzing the pressure relief effect of hydraulic fracturing and cutting, it is concluded that the crack initiation pressure of the roof rock layer is about 24 MPa and the expansion pressure is 21~23 MPa. After the topping is relieved, the amount of movement of the two ribs is reduced by 53%, the amount of roof sag is reduced by 33%, and the amount of bottom drum is reduced by 18%. At the same time, the magnitude of the force change of the anchor cable is significantly reduced. After the fracturing, the vertical stress of the coal pillars peaks from 50 m in the leading working face to 50 m in the lagging working face. The peak point of the vertical stress of the unfractured coal column appears in the range of 150 m to 350 m on the lagging working face.

Key words:retaining roadway with large mining height; multi entry layout; hydraulic fracturing; pressure relief mechanism

中图分类号:TD322.5

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2019)10-0190-08

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孙志勇,张 镇,王子越,等.水力压裂切顶卸压技术在大采高留巷中的应用研究[J].煤炭科学技术,2019,47(10):190-197.doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.10.025

SUN Zhiyong,ZHANG Zhen,WANG Ziyue,et al.Application & research on hydraulic fracturing and cutting top pressure relief technology in large mining height retained roadway[J].Coal Science and Technology,2019,47(10):190-197.doi:10.13199/j.cnki.cst.2019.10.025

收稿日期:2018-12-13

责任编辑:杨正凯

基金项目:中国煤炭科工集团有限公司创新创业资金专项资助项目(2018MS021);国家自然科学基金青年基金资助项目( 51304119);国家自然科学基金煤炭联合基金资助项目( U1261211)

作者简介:孙志勇(1985—),男,山东诸城人,助理研究员,硕士。E-mail: jaycke_520@163.com