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干河矿动压巷道围岩变形控制技术研究

时间:2024-07-28

王 俊 张延刚

(山西霍宝干河煤矿有限公司,山西 洪洞 031400)

随着采煤设备及技术水平的不断革新,工作面推进速度较快,而受地质条件等因素影响,掘进速度提升不明显,矿井面临采掘接替紧张问题。为保证矿井产能,存在工作面回采过程中或刚收作即掘进邻近工作面巷道的现象,由于覆岩结构未达到稳定状态,该类动压巷道所处应力环境复杂,围岩变形显著,支护难度大,对巷道的正常服务产生严重影响。针对动压巷道围岩控制难题,专家学者通过研究提出了卸压技术与支护技术,取得了良好的现场实践效果[1-4]。

为解决干河矿2-118C1巷上方顶板不垮落的问题,控制动压巷道围岩变形,针对2-118C工作面开采参数,提出了水力压裂卸压技术,并优化了原支护参数。

1 工程背景

2-118C工作面位于+80 m水平一采区右翼,北侧为2-112工作面,南侧为2-118B工作面,西侧为未开采实体煤,东侧为一采区右翼皮带巷。工作面埋深540~680 m,平均埋深590 m,工作面宽度为132 m,开采2#煤层,煤层平均厚度为3.72 m,平均倾角5°。工作面沿煤层走向布置有两条回采巷道,2-118C1巷长度为1576 m,2-118C2巷长度为1776 m。2-118D1巷长度为706 m,2-118C1巷与2-118D1巷间存在宽22 m的煤柱。工作面布置情况如图1。

图1 工作面布置示意图

由于2-118C1巷上方顶板较为坚硬,工作面推过后难以自然垮落,顶板悬露产生的集中应力传递至2-118C1巷与2-118D1巷间煤柱,加之2-118C工作面超前采动应力叠加影响,造成2-118D1巷顶板下沉、煤帮鼓出,影响巷道的正常使用,需提出控制技术解决动压巷道围岩大变形问题。

2 水力压裂卸压技术

为解决坚硬顶板悬露问题,使得顶板能够及时垮落,科研人员研究应用了水力压裂技术,并取得了良好的实践效果。水压致裂技术本质上是通过高强水压作用弱化岩体力学性能的技术。水力压裂技术同爆破预裂技术相比有许多技术优势:首先该技术的实施不会妨碍工作面的正常生产,便于实现高产高效;其次该技术危险性较小,操作较为安全,也能实现较好的顶板弱化效果。

(1)水力压裂钻孔设计

基于2-118C工作面地质条件,设计水力压裂钻孔参数。水力压裂钻孔布置在工作面前方巷道内,钻孔布置情况如图2。

图2 水力压裂钻孔布置参数

压裂钻孔布置于2-118C1巷顶板,同巷道轴向夹角为5°,于巷道肩窝处开孔,钻孔长度50 m,孔间距10 m,倾角30°。试验段巷道长度为360 m,共计施工36个钻孔。压裂压力为15~29 MPa。

在试验过程中,可根据钻孔出水情况及压裂效果,对压裂参数进行调整优化,避免因顶板大量淋水影响生产,同时保证顶板及时垮落。

(2)现场实施效果

在2-118C工作面推进过程中,在2-118C1巷巷道内进行了水力压裂技术。通过水力压裂措施对巷道顶板进行弱化卸压,以保证工作面推过后巷道顶板能及时垮落,缓解因巷道顶板悬露造成的侧向支承压力集中和煤壁变形破坏。为验证巷道顶板岩层裂化效果,通过钻孔窥视探测水力压裂前后顶板围岩情况。

探测结果显示,采取水力压裂前孔壁结构较为完整,水力压裂后孔内岩壁出现大量纵横交错的裂纹,如图4所示。可得出通过实施水力压裂,巷道顶板的力学性能被弱化,保证了邻近巷道的围岩稳定。

图3 水压致裂前后钻孔岩层破坏情况

3 支护优化方案

(1)原支护存在问题分析

通过对巷道支护效果进行现场调查,发现原巷道支护存在以下问题:

① 锚索长度不足。原支护巷道顶板使用规格为Φ17.8 mm×4500 mm锚索,难以将锚索锚固在稳定岩层内;② 支护强度不足。直径17.8 mm设计承载能力较小,难以承受动压巷道集中应力作用;③ 支护密度不足。原支护锚索间排距规格为2000 mm×2000 mm,锚杆间排距1000 mm×1000 mm。支护密度过低,对巷道围岩的支护阻力较小,难以控制巷道围岩变形。在2-118C1巷顶板悬露影响下,2-118D1巷顶板两帮变形显著,巷道多处出现支护失效。

根据高预紧力强力支护理论,针对动压巷道围岩变形破坏特点,提出通过采用W钢护板提高护表面积,改善锚杆索预应力传递效果;同时通过提升锚杆索的预紧力,改善围岩应力环境,使围岩由二向应力状态转为三向受力状态,提升围岩承载能力;根据原支护围岩控制效果,提出增加锚索长度及锚杆索支护密度,从而加强支护-围岩系统整体性和抗扰动能力。

(2)支护优化参数

① 顶板支护。选用型号为Φ22 mm×2500 mm的锚杆,间排距均为800 mm, 配合为W钢带和菱形金属网护顶。选用Φ21.8 mm×6300 mm的锚索,间排距1300 mm×1600 mm。要求锚索的预紧力不小于250 kN,锚杆、锚索均垂直顶板布置。

② 帮部支护。选用Φ22 mm×2500 mm的螺纹钢锚杆,间排距均为800 mm,垂直巷帮布置,配合W钢护板和菱形金属网护帮。

(3)围岩控制效果

为评价水力压裂卸压效果及支护参数设计合理性,在2-118D1巷掘进工作面布置了巷道表面位移观测点监测巷道的顶板下沉量、两帮移近量和底鼓量。监测数据整理如图4。

图4 巷道围岩变形情况

① 随着距掘进工作面距离的增加,巷道变形逐渐稳定,顶板下沉量距掘进面45 m时保持稳定,底鼓量在距30 m处保持稳定,两帮移近量在距掘进工作面60 m处保持稳定。待巷道变形稳定后,顶板下沉量为21 mm,两帮移近量为74 mm,底鼓量为25 mm。

② 从图4中可以看出,两帮变形量明显大于顶底板变形量,这是因为两帮煤体强度较低,尽管加强了帮部支护强度,但在围岩-支护系统中仍属薄弱环节。

③ 根据图4中巷道围岩变形数据,得出采用水力压裂和对原支护参数优化后,动压巷道的变形量较小,围岩变形量相比降低85%以上,表明巷道围岩变形控制效果良好。

4 结论

(1)为解决干河矿动压巷道变形显著问题,针对干河矿2-118C工作面开采条件,提出水力压裂卸压技术并对支护参数进行了优化。

(2)采取水力压裂卸压技术后,巷道上方顶板能够充分及时垮落,避免了因顶板悬露引起的侧向应力集中现象。

(3)在卸压的基础上优化了支护参数,现场观测数据显示动压巷道围岩变形量较小,表明提出的围岩变形控制技术较为合理。

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