吴建星
(1.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京100013;2.煤炭科学研究总院 开采设计研究分院,北京100013;3.中国矿业大学(北京)能源学院,北京100083)
为有效解决工作面上隅角瓦斯积聚、回风巷瓦斯含量高等问题,有些高瓦斯矿井综放工作面采用两进两回的双U型巷道布置方式。外U巷道服务本工作面及相邻下一工作面回采时,受到2个工作面回采动压影响,应力叠加,为高应力强采动影响的留巷巷道,应力高,变形量大,巷道围岩极难控制[1]。针对此类留巷巷道围岩控制问题,康红普等[2-3]分析了留巷及采煤工作面周围的应力分布,进行了高预应力强力锚杆与锚索支护、全锚索支护试验,显著降低了巷道变形,并提出应从提高支护强度、改善围岩特性、降低围岩应力等多个方面联合进行围岩综合控制。
降低巷道围岩应力的方法有爆破切顶卸压、掘卸压巷、开卸压槽、钻孔卸压及定向水力压裂卸压等[4]。其中,针对定向水力压裂卸压技术,国内外学者进行了相关研究并取得了一系列成果[5-8]。冯彦军[9]等开发了相应水力压裂设备,研究分析了水力压裂裂纹扩展规律;康红普等[10]采用空心包体开展了定向水力压裂工作面煤体应力监测;吴拥政等[11-13]进行了煤矿砂岩大尺寸真三轴横向水力压裂试验,研究分析了煤柱留巷巷道水力压裂卸压机理,指出定向水力压裂卸压可以切断坚硬顶板悬臂,改善巷道周边应力环境;林健等[14]采用全钻孔注浆锚固的改进型空心包体应力计进行了水力切顶巷道顶板三维应力随工作面推进演化规律实测及分析研究;张镇[15]采用UDEC软件对水力压裂钻孔压裂次数和压裂位置对卸压效果的影响进行了数值模拟研究;刘爱卿[16]研究了受上层工作面采动高应力影响近距离煤层底抽巷的水力压裂切顶卸压护巷技术;程蓬[17]针对坚硬顶板难以及时垮落,造成工作面回采矿压强烈,巷道变形剧烈,治理难度大的问题,进行了特厚煤层动压巷道水力致裂卸压护巷技术研究;孙志勇、陈金宇、石垚等[18-21]分别在大采高留巷、沿空留巷、孤岛工作面动压巷道和回撤通道中进行了单及双排压裂孔预裂卸压试验。
综上,前人在水力压裂卸压设备、机理等方面进取得了许多成果,同时也进行了不同条件的现场试验,但因水力压裂机理复杂,压裂范围大探测困难,现场试验仍为水力压裂探究的主要方法。在借鉴以上研究成果的基础上,以山西潞安漳村煤矿2502工作面辅助进风巷作为试验巷道,进行了单排孔、不同压裂步距的定向水力压裂卸压试验,并根据不同压裂步距下煤柱应力、工作面液压支架阻力等试验数据的比对分析,探究了钻孔密度对降低留巷巷道及护巷煤柱应力集中效果的影响,并成功实现了双U工作面外侧巷道的成功留设,满足现场的回采需求。
漳村煤矿2502工作面辅助进风巷位于2502工作面南侧,与2502运输巷相邻,二者煤柱净宽度为20 m,沿煤层底板掘进,断面为宽4.4 m,高3.3 m,埋深约460~470 m,长度约870 m,主要用于2502工作面回采及相邻的2505工作面回采辅助通风。2502工作面布置图如图1。煤层顶板岩性综合柱状图如图2。
图1 2502工作面平面布置图Fig.1 2502 working face layout plan
图2 煤层顶板岩性综合柱状图Fig.2 Comprehensive column diagram of coal seam roof
2502辅助进风巷要经历2502工作面回采的影响,同时还作为邻近工作面2505工作面回采时的复用巷道,经历二次采动影响,属于典型的动压巷道。巷道支护难度大,尤其在超前支护段,巷道变形速度快、变形量大,虽已进行了强力支护,但为保证留巷能够满足临近工作面回采要求,有效控制巷道变形,采用定向水力压裂技术在运输巷进行卸压试验。
2502工作面垂直应力为11.63 MPa,最大水平主应力为16.96 MPa,方向为N45°E。地应力测试后对巷道顶板围岩进行了结构窥视及强度测试,2502运输巷顶板煤岩体抗压强度测试结果如图3,可以得出巷道顶板2.5 m为顶煤,抗压强度为9.8~16 MPa;2.5~4.8 m为泥岩,抗压强度为36~40 MPa;4.8~11 m范围内大部分测点抗压强度在60 MPa以上,最大为抗压强度为96 MPa;11~19 m范围内12.8 m及16.4 m处抗压强度高于60 MPa,需对其中抗压强度60 MPa以上的硬岩进行弱化处理,使其回采后及时垮落,防止较大悬臂形成。
图3 2502运输巷顶板煤岩体强度测试结果Fig.3 Strength test results of coal and rock mass of 2502 roadway roof
注高压水可以使钻孔中产生围压,并在钻孔内预制定向槽处产生应力集中点,当应力集中点受力超过围岩抗拉强度时,钻孔即产生拉破坏,并出现裂缝,在高压水的继续作用下使裂缝进一步扩展,达到弱化顶板的目的。定向水力压裂煤柱留巷卸压机理是采用注高压水产生裂缝来切断或弱化护巷煤柱上部坚硬顶板,使其及时垮落充填采空区,增加采空区承担的载荷,降低煤柱和实体煤载荷,改变应力转移和分配比例,改善留巷受力状态,减少留巷变形[12]。
基于前人研究的成果,结合2502工作面现场回采情况,确定在2502运输巷进行单排压裂孔定向水力压裂卸压试验,压裂长度为323 m。同时,为了试验不同钻孔间距的压裂效果,设置了不同的钻孔间距进行压裂。2502运输巷压裂钻孔布置如图4。
图4 2502运输巷压裂钻孔布置Fig.4 Layout of fracturing drilling in transportation roadway of 2502 working face
1)沿2502运输巷分3组布置水力压裂钻孔,组距15 m,钻孔间距分别为9、14、26 m,对应的钻孔数量分别为11个、8个、5个,试验长度分别为92、98、103 m,如图4(a)。
2)根据地应力、顶板围岩结构窥视及强度测试结果,结合压裂及封孔设备要求,确定采用单排压裂钻孔进行压裂。压裂钻孔直径56 mm,长度20 m,仰角53°,其投影与煤壁夹角为45°,如图4(b);每个压裂钻孔分19、16、13、10 m共4个压裂段进行定向压裂。
1)采用直径为φ56 mm的保径加强钻头按照设计参数进行压裂孔打设并开切定向槽;安装连接压裂系统并进行调试,将封孔器用注水钢管推送至预定位置。
2)加压封孔器密封,待压力达到10 MPa后停止加压,观察钻孔并监测压力表,检验封孔器能否保压。
3)开启水压仪及高压水泵,慢慢加压并记录水泵压力表、流量计以及手动泵压力表数据继续加压直至预裂缝开裂,这时压力会突然下降,保压注水使裂纹继续扩展,保压注水压裂时间根据现场压裂情况确定。不同密度孔压裂施工记录(其中1#、14#、22#孔分别位于9、14、26 m孔间距段,19、16、13、10 m分别为压裂位置距孔口距离)见表1。若巷道顶板、煤帮、锚索或钻孔中有水渗出或冒出时,立即停止压裂。从现场施工记录可以看出:①大部分压裂段压力达到20 MPa以上,保压20 min以上,部分压裂段在相邻孔口、或顶板锚索处出现大量出水现象,保压不足20 min,说明在20 MPa水压时,达到岩体抗拉强度以上,使岩体产生张拉裂缝;②同一压裂孔内深部压裂段较浅部压裂段保持压力高,不同压裂孔同一压裂位置压力相差不大,说明巷道周边深部围岩完整性比浅部完整性较好,能够保持较高压力;③不同密度压裂时周边压裂孔出水不同,压裂孔间距为9 m和14 m时,周边压裂孔均出水,压裂孔间距为26 m时未从周边孔出水,说明压裂孔间距在14 m时,在高压水的作用下围岩裂隙能够贯通,裂隙扩展半径大概达到14 m,类似条件下将压裂孔间距设置为14 m,既可以保证压裂卸压效果,同时能够降低压裂成本;④在中部及浅部压裂段压裂过程中,出现顶板锚索大量出水现象,说明压裂时围岩内裂缝不断扩展延伸并与顶板锚索钻孔导通,当工作面回采后巷道顶板能够及时垮落,从而避免了悬臂的产生,减小了煤柱支承压力。
表1 不同密度孔压裂试验记录Table 1 Fracturing operation records of holes with different densities
4)该压裂段压裂结束后,关闭高压泵电源,将封孔器泄压后退至下一压裂段进行压裂,直至所有压裂段完成后,退出压裂杆与封孔器。整个孔压裂结束后,采用窥视仪检验压裂效果。压裂前后1#孔16 m处围岩结构对比如图5,从图5中可以看出,压裂后在钻孔内形成了裂纹及破碎区。
为了评价不同压裂段试验数据,在压裂段和非压裂段设置若干测站,对护巷煤柱应力变化、巷道表面位移数据进行了监测。
图5 压裂前后1#钻孔16 m处围岩结构对比Fig.5 Comparison of surrounding rock structure at 16 m of N o.1 drilling hole before and after fracturing
在2502运输巷和辅助进风巷之间的煤柱中安装钻孔应力计来监测煤柱应力变化,测站总体布置如图6。根据压裂孔密度的不同,按照图6布置1#~4#测站(其中1#~3#测站分别处于压裂孔间距9、14、26 m段,4#处于非压裂段),分别监测压裂段和非压裂段煤柱应力变化,钻孔应力计安装深度分别为4、6、8、10、12、14、16、18 m,间距2 m。监测时间从2015年3月8日始至2016年3月8日止,监测结果如图7。由于井下不可控原因,部分测点(1#测站的14 m和12 m,4#测站的18 m和16 m)没有获得数据,未在图上显示。
图6 测站总体布置Fig.6 Layout of the test station
分析图7中曲线走势,可以看出煤柱应力变化呈现以下特点。
1)当工作面距测站较远时,各测站所测煤柱应力基本在1.5~4.3 MPa之间保持稳定,变化极小,平均值分别为3.57、2.70、1.99、2.78 MPa。
2)随着工作面的推进,煤柱应力开始出现小幅波动,当工作面距测站距离较近时,应力波动幅度急剧变大,不同压裂段最大值分别达到12.7、23.3、28.7 MPa,非压裂段最大值达到43.4 MPa,应力集中系数分别为3.56、8.63、14.42、15.61,这说明水力压裂能降低煤柱的应力集中系数,且压裂孔越密,煤柱应力集中系数越小。而煤柱应力较初始时升高,是由于煤柱两帮打设了预应力锚杆、锚索,对煤柱表面产生了主动支护作用力,使得原先已经屈服的煤柱仍具有一定的整体承载能力。
3)工作面推过测站后,应力开始降低,最终趋于稳定,浅部测点应力降为0,深部测点应力仍有一定的残值剩余,基本维持在0.4~1.2 MPa之间。
图7 护巷煤柱应力监测曲线Fig.7 Stress monitoring curves of coal pillar for roadway guard
为研究钻孔密度对巷道卸压效果的影响,分别布置了高、中、低3种密度的水力压裂钻孔,间距分别为9、14、26 m。不同压裂段及非压裂段的煤柱平均应力监测曲线如图8。
图8 不同压裂段的煤柱平均应力变化曲线Fig.8 Curves of average stress variation of coal pillar in different fracture densities
1)围岩浅部(距巷道表面10 m),卸压孔密度对巷道卸压效果的影响不明显;围岩深部,随着距巷道表面距离的增加,压裂孔布置得越密,巷道卸压效果越明显,高、中、低3种密度的18 m钻孔压裂后煤柱应力分别为4.9、5.8、10.4 MPa。钻孔密度提高3倍后,巷道卸压效果(降低煤柱应力)提升53%。
2)压裂段和非压裂段比较,煤柱平均应力分别为2.9、3.3、4.6、5.9 MPa,非压裂段应力是高密度压裂段的2倍,可见水力压裂对巷道顶板的卸压效果非常明显。
3)沿着煤柱剖面看,无论是压裂段还是非压裂段,钻孔越深,煤柱应力越大。这是因为孔口处靠近巷帮表面,煤体为平面应力状态,围压较小;深孔处煤体接近或属于三向应力状态,围压升高。
在工作面液压支架上安装了压力计,监测支架工作阻力随着工作面推进变化情况,来评价定向水力压裂对工作面顶板来压的控制作用。5#、35#支架工作阻力监测结果如图9,其中5#为端头附近的ZT6500—19.5/34型 支 架,35#为 工 作 面 中 部 的ZFS6000-17/33型支架。
从2种支架2015年3月10日至4月14日的工作阻力可以看出:
1)根据现场生产资料显示,2502工作面3月至4月期间处于配采状态,每天仅推进1刀煤;3月10日—4月14日2种支架的工作阻力曲线波动较显著降低,基本顶初次来压可能性较大。
2)基本顶初次来压时,5#支架和35#支架工作阻力均明显下降,总体呈低阻力状态;同时5#支架降幅更加明显,多数受力近乎为0;35#支架受力多数集中在1 200 kN左右;说明2502运输巷水力压裂作业后在巷道顶板岩层中形成裂隙,有效弱化巷道顶板局部围岩强度,破坏了局部顶板的完整性,降低应力集中程度,减小端头支架的工作阻力。
图9 2502工作面支架工作阻力连续监测曲线Fig.9 Continuous monitoring curves of working resistance of support on 2502 working face
在2502辅助进风巷压裂段和非压裂段进行顶底板移近量和两帮收缩量监测,监测结果可以得出:非压裂段顶底板最大移近533 mm,两帮最大收缩628 mm;压裂段顶底板最大移近296 mm,两帮最大收缩466 mm;压裂段巷道顶底板和两帮位移量分降低45%和26%,表明水力压裂措施能降低煤柱应力集中程度,减少巷道围岩变形,特别是对控制巷道底鼓效果明显。
1)基于定向水力压裂卸压机理,在现场地应力、顶板围岩钻孔窥视及围岩强度测试结果的基础上,确定了以漳村煤矿作为水力压裂试验探究地点,设计了不同钻孔间距的压裂段并进行从孔底向孔口后退式分段逐次压裂,对比不同压裂孔间距发现,压裂孔间距较小时,压裂裂纹能够扩散至周边压裂孔;综合对比分析得出类似条件下14 m压裂孔间距经济合理。
2)卸压孔密度对巷道卸压围岩浅部的影响不明显;随着距巷道表面距离的增加,压裂孔布置得越密,巷道卸压效果越明显。钻孔密度提高3倍后,巷道卸压效果提升53%。
3)定向水力压裂在巷道顶板岩层中形成裂隙,有效弱化巷道顶板局部围岩强度,破坏了局部顶板的完整性,降低应力集中程度,减小端头支架的工作阻力。
4)定向水力压裂后巷道顶底板和两帮位移量分降低45%和26%,表明其能降低煤柱应力集中程度,减少巷道围岩变形,特别是对控制巷道底鼓效果明显。