留巷巷道定向水力压裂卸压机理及试验

李武军1,付玉凯2,3,4,王涛2,3,4,张占涛2,3,4

(1.山西长平煤业有限责任公司 生产管理部,山西 高平 048000;2.中国煤炭科工集团有限公司,北京 100013;3.天地科技股份有限公司 开采设计事业部,北京 100013;4.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京 100013)

摘要煤柱上部应力是留巷巷道强烈变形的力源,对于变形严重的留巷巷道围岩控制,采用传统爆破卸压技术存在安全风险较高、污染环境、围岩破坏严重等问题。针对上述问题,提出了留巷巷道定向水力压裂卸压机理,即通过水力裂缝的扩展在顶板岩层中产生弱结构面,降低顶板岩石的整体强度,在采动应力作用下,使弱化后的坚硬顶板及时破断垮落,降低留巷巷道应力水平。以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿4312综采工作面为试验地点,确定了定向水力压裂钻孔方案及钻孔布置参数。压裂结果显示:横向切槽深度达5 mm,切槽效果良好;进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大。对留巷巷道压裂段和未压裂段进行了表面位移、煤柱应力监测,监测结果表明:留巷巷道变形主要以两帮变形为主,压裂段两帮和顶底板平均移近量比未压裂时分别降低约40.79%和69.80%;未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200 m左右出现峰值点,定向水力压裂转移了煤柱上部应力峰值位置。

关键词留巷巷道;围岩控制;定向水力压裂;卸压机理;煤柱应力

0 引言

为加快回采工作面布置速度,部分矿井采用双巷或多巷布置方式,其中一条巷道被保留下来服务于下一个工作面,该巷道通常称为留巷巷道。留巷巷道会受到双重动压影响,即邻近工作面回采动压影响和本工作面超前动压影响,再加上留巷巷道放置时间长,在长时间动压影响下,留巷巷道变形异常强烈[1-3]

对于变形严重的留巷巷道围岩控制,除了提高支护强度,还要采用卸压技术转移留巷巷道的高采动应力,使采动应力的影响区域和峰值位置远离留巷巷道。传统的卸压技术主要有爆破卸压和水力压裂卸压。爆破卸压虽然能降低围岩应力,但主要存在以下缺点:爆破易引起井下瓦斯爆炸,安全风险较高;爆破引起的粉尘污染井下作业场所环境,不利于作业人员的身体健康;爆破冲击波对留巷巷道围岩有二次破坏作用,爆破卸压后,围岩破坏通常比较严重[4-5]。水力压裂卸压技术采用的压裂介质为水,安全性较高,同时煤岩体注水压裂后,不但不会对邻近留巷巷道围岩造成破坏,还能有效降低工作面粉尘浓度。

最初水力压裂技术是波兰开发出的用于煤矿坚硬难垮顶板控制及冲击地压防治的方法[6]。国内很多学者对水力压裂技术进行改进、试验和推广[7-9],逐步形成了适合我国地质条件的水力压裂技术。近年来,煤炭科学研究总院开发出定向水力压裂切槽方法与机具,并在多个矿区进行了推广应用[10-11]。黄炳香等[12-14]采用水力压裂方法对坚硬顶板进行水力弱化,解决了坚硬顶板难垮落、坚硬顶煤难冒放及局部集中应力高等问题。吴拥政等[15]对煤柱上部坚硬顶板进行了水力压裂,转移了护巷煤柱上的高采动应力,改善了留巷巷道的应力状态。

山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿留巷巷道变形强烈,局部顶板下沉500 mm,两帮收缩超过2 000 mm,底鼓1 500 mm以上,采用锚索补强支护后,巷道仍持续变形,给留巷巷道正常使用带来安全问题。本文从应力控制角度出发,提出了一种留巷巷道定向水力压裂卸压技术,通过在钻孔中指定位置进行开槽、封孔、压裂等,降低留巷巷道围岩采动应力,达到控制留巷巷道围岩强烈变形的目的。

1 留巷巷道定向水力压裂卸压机理

留巷巷道受到邻近工作面回采影响后,巷道周围应力会重新分布,最终形成原岩应力区、应力增高区、应力降低区和应力稳定区。留巷巷道与采空区之间的煤柱上部属于应力增高区,应力增高区的峰值应力通常为原岩应力的3~5倍,位于应力增高区的留巷巷道变形异常强烈,尤其底鼓严重。

定向水力压裂的目的是在保证安全的前提下最大程度地将煤柱上部应力增高区的高应力转移至采空区,实现卸压与应力转移,削弱留巷巷道和煤柱上部的应力大小和应力集中程度。定向水力压裂卸压机理如图1所示。采用水力压裂预裂顶板,通过水力裂缝的扩展在顶板岩层中产生弱结构面,降低顶板岩石整体强度。随着工作面的推进,在采动应力作用下,使弱化后的坚硬顶板及时破断垮落。顶板破断后,支承压力水平整体降低,应力分布更加均匀。

2 井下试验

2.1 试验区域概况

长平煤矿为高瓦斯矿井,主采3号煤层,煤层平均厚度为5.52 m,平均倾角为4°。4312综采工作面埋深为450 m,采用四巷布置方式,如图2所示。

A—原始应力区;B—应力增高区;C—应力降低区;D—应力稳定区。
图1 留巷巷道定向水力压裂卸压机理
Fig.1 Pressure relief mechanism of directional hydraulic fracturing in retaining roadway

图2 4312综采工作面布置
Fig.2 Layout of 4312 fully mechanized coal mining face

43122巷和43141巷均为煤柱留巷巷道,43123巷和43141巷之间、43121巷与43122巷之间的煤柱宽度均为60 m。43141巷道断面为矩形,巷道宽5.2 m、高3.2 m,沿3号煤层顶板掘进,底板留有2.32 m底煤。

3号煤层松软破碎,平均单轴抗压强度为12.5 MPa,强度较低;直接顶为泥岩,平均厚度为3.82 m,平均单轴抗压强度为31.2 MPa,易风化,遇水膨胀崩解;基本顶为中粒砂岩,平均厚度为10.64 m,平均单轴抗压强度为96.7 MPa,强度较高,整体性好;直接底为砂质泥岩,平均厚度为9.85 m,平均单轴抗压强度为41.2 MPa,强度低,呈黑色,水平节理发育,遇水易崩解。由于基本顶中粒砂岩强度高,完整性好,工作面回采后坚硬基本顶不易垮落,采空区会形成大面积悬顶,致使煤柱上部形成应力增高区,导致留巷巷道变形严重。

2.2 水力压裂卸压方案

选取3ZSB80/62-90型高压注水泵,其额定工作压力为62 MPa,流量为80 L/min,功率为90 kW。采用KZ54型切槽钻头在岩层坚硬段预制横向切槽,切槽钻头外径为54 mm,钻孔直径为56 mm,切槽钻头接触至钻孔底部,切槽钻头上的刀片会张开进行切槽,为保证压裂裂缝能在切槽处开裂,切槽深度不低于3 mm。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隔器进行压裂段封孔,跨式膨胀型封隔器最大承载压力为50 MPa。

压裂试验地点位于43123巷,试验段长度为200 m,压裂钻孔采取单侧布置方式,如图3所示。在巷道行人侧布置一排钻孔,钻孔开口位置位于顶板,距煤柱侧帮1 m,钻孔直径为56 mm,长度为60 m,仰角为50°,间距为10 m。钻孔压裂由里向外逐段进行,每隔3 m压裂1次,每次压裂时间不少于30 min,为防止压裂时出现巷道顶板破坏,距离钻孔孔口0~10 m范围内不进行压裂。

(a)钻孔平面

(b)A-A钻孔剖面
图3 水力压裂钻孔布置
Fig.3 Layout of hydraulic fracturing boreholes

3 试验结果与分析

3.1 横向切槽效果

采用智能钻孔电视成像仪观察钻孔横向切槽效果,如图4所示。从图4可看出,切槽形状呈矩形,切槽深度为5 mm,满足不低于3 mm的设计要求,切槽效果良好。

开始注水时,切槽尖端处产生拉应力集中现象,裂缝首先在切槽尖端处开裂,并沿此向远处扩展。此外,在岩层坚硬段逐次开槽,可以实现分段逐次压裂。

3.2 压裂过程效果

为对压裂过程进行分析,利用水力压裂数据采集仪实时监测注水压力随时间变化过程,如图5所示。

钻孔深度/m
图4 钻孔横向切槽
Fig.4 Transverse grooving of borehole

(a)压裂处距钻孔孔口10 m

(b)压裂处距钻孔孔口25 m
图5 钻孔不同段水力压裂压力曲线
Fig.5 Hydraulic fracturing pressure curves at different sections of borehole

从图5可看出,在压裂前期压力呈现出一定的波动性,局部时间段压力保持平稳,在压裂后期压力基本保持稳定状态。压力有升有降主要是由裂缝扩展遇到的岩层力学特性决定。若裂缝遇到坚硬致密岩层,压力会逐步增加,直至压裂坚硬致密岩层为止;若裂缝遇到软弱岩层或原生裂隙等,压力会急剧衰减;当岩层性质基本相同时,裂缝能够在相对恒定压力的作用下不断扩展,压力呈现平稳状态。

对比图5(a)和图5(b)可看出,进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大,这主要是由于距钻孔孔口较远处岩层强度更大。

3.3 卸压效果

3.3.1 巷道表面位移

分别在留巷巷道未压裂段和压裂段安设巷道表面位移测站,监测留巷巷道顶底板移近量、两帮移近量,如图6所示。可看出未压裂段巷道表面位移在80 d后基本保持稳定,两帮平均移近量为554.5 mm,顶底板平均移近量为463.5 mm;压裂段巷道表面位移在70 d后基本保持稳定,两帮平均移近量为328.33 mm,顶底板移近量相对较小,平均为140 mm;与未压裂段相比,留巷巷道采用水力压裂卸压后,两帮移近量降低约40.79%,顶底板移近量降低约69.80%。

图6 巷道表面位移监测曲线
Fig.6 Surface displacement monitoring curves of roadway

3.3.2 煤柱应力

分别在留巷巷道未压裂段和压裂段煤帮各布置5个水平钻孔,直径为42 mm,钻孔深度为15 m,距离巷道底板1.5 m,安装5组钻孔应力计,5组钻孔应力计安装位置分别距离43141巷煤柱表面5,7,9,11,13 m,各组应力计间距2 m。为获取连续监测数据,采用在线连续监测系统采集煤柱应力数据,结果如图7所示。为便于分析数据,当钻孔应力计位于工作面切眼前方时,距工作面距离为正;当钻孔应力计位于工作面切眼后方时,距工作面距离为负。

从图7(a)可看出,当距离工作面切眼前方大于100 m时,煤柱应力变化较小;当距离工作面切眼前方小于100 m时,随着距工作面距离的减小,距离43141巷煤柱表面7 m处的煤柱应力逐渐减小,其余监测点的煤柱应力逐步增加,这主要是由于7 m处煤体强度低,钻孔应力计已失效;工作面推进至应力监测点附近时,煤柱应力出现峰值,此后,应力快速下降;当距离工作面切眼后方大于50 m时,应力有增有降。

从图7(b)可看出,工作面推进至应力监测点之前,煤柱应力变化较小;当距离工作面切眼后方小于200 m时,随着距工作面距离的增加,距离43141巷煤柱表面9,11 m处的煤柱应力逐渐升高至峰值,其余监测点的煤柱应力逐渐减小,这主要是由于5,7,13 m处煤体强度低,钻孔应力计已失效;当距离工作面切眼后方大于200 m时,煤柱应力逐渐减小。

(a)未压裂段

(b)压裂段
图7 煤柱应力监测曲线
Fig.7 Stress monitoring curves of coal pillar

对比压裂段和未压裂的煤柱应力监测结果,可看出比较明显的区别:未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200 m左右出现峰值点。压裂段和未压裂段的应力峰值出现位置的差异主要是由定向水力压裂卸压造成的,定向水力压裂最大程度地将留巷巷道和煤柱的上覆载荷转移至采空区,实现卸压与应力转移,削弱了留巷巷道和煤柱的应力大小和应力集中程度。

4 结论

(1)留巷巷道定向水力压裂卸压技术采用KZ54型切槽钻头在顶板围岩预制横向切槽,采用跨式膨胀型封隔器对岩层坚硬段进行分段逐次压裂,通过压裂释放煤柱上部应力,改善留巷巷道围岩受力状态。

(2)观察发现横向切槽深度达5 mm,切槽效果良好;压裂过程中,由于受岩层力学特性的影响,压力曲线呈现出不同形态,进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大。

(3)对定向水力压裂卸压效果进行了监测,得出以下结论:① 水力压裂后,留巷巷道变形主要以两帮变形为主,两帮平均移近量为328.33 mm,顶底板平均移近量为140 mm,比未压裂时两帮和顶底板移近量分别降低约40.79%和69.80%,留巷巷道整体变形量显著减小。② 未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200 m左右出现峰值点,定向水力压裂转移了煤柱上部应力峰值位置。

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Pressure relief mechanism and experiment of directional hydraulic fracturing in retaining roadway

LI Wujun1,FU Yukai2,3,4,WANG Tao2,3,4,ZHANG Zhantao2,3,4

(1.Production Management Department,Shanxi Changping Coal Industry Co.,Ltd.,Gaoping 048000,China;2.China Coal Technology and Engineering Group Co.,Ltd.,Beijing 100013,China;3.Coal Mining and Design Department,Tiandi Science and Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China;4.State Key Laboratory of Coal Mining and Clean Utilization,Beijing 100013,China)

Abstract:Stress of upper coal pillar is the force source of strong deformation of retaining roadway.For surrounding rock control of retaining roadway with serious deformation,traditional blasting pressure relief technology has some problems such as high safety risk,environment pollution and serious surrounding rock damage.Aiming at the above problems,pressure relief mechanism of directional hydraulic fracturing in retaining roadway was proposed,that is,through expansion of hydraulic fracture,weak structural surface is generated in roof rock,overall strength of the roof rock is reduced,and the weakened hard roof is timely broken and caved under action of mining stress,so as to reduce stress level of retaining roadway.Taking 4312 fully mechanized coal mining face of Changping Coal Mine of Shanxi Jincheng Anthracite Mining Group Co.,Ltd.as test site,boreholes scheme and boreholes layout parameters of directional hydraulic fracturing were determined.The fracturing results show that transverse grooving depth is 5 mm and grooving effect is good.During fracturing step by step,pressure required for fracture expansion increases with increase of distance between fracturing site and borehole.Surface displacement and coal pillar stress of fractured and non-fractured sections of retaining roadway were monitored.The monitoring results show that deformation of retaining roadway is mainly caused by two side walls deformation,and the average displacements of two side walls and roof and floor of the fractured section are about 40.79% and 69.80% lower than those of the non-fractured section.Stress of coal pillar in the non-fractured section appears peak point when approaching working face,while stress of coal pillar in the fractured section appears peak point at about 200 m away from back of cut hole of working face,which indicates that directional hydraulic fracturing transfers stress peak position of upper coal pillar.

Key words:retaining roadway;surrounding rock control;directional hydraulic fracturing;pressure relief mechanism;coal pillar stress

文章编号1671-251X(2019)10-0074-06

DOI:10.13272/j.issn.1671-251x.2019030008

收稿日期:2019-03-04;修回日期:2019-09-25;

责任编辑:盛男。

基金项目:中煤科工集团科技创新面上项目(2018MS021)

作者简介:李武军(1974-),男,山西运城人,工程师,主要从事煤矿生产技术开发与管理方面的工作,E-mail:543913570@qq.com。

引用格式:李武军,付玉凯,王涛,等.留巷巷道定向水力压裂卸压机理及试验[J].工矿自动化,2019,45(10):74-79.

LI Wujun,FU Yukai,WANG Tao,et al.Pressure relief mechanism and experiment of directional hydraulic fracturing in retaining roadway[J].Industry and Mine Automation,2019,45(10):74-79.

中图分类号:TD322.5

文献标志码:A