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淺埋深動壓回采巷道水力壓裂技術研究與應用

2022-12-19 12:13:34程利興陳小繩徐寶軍汪占領
中國礦業 2022年12期
關鍵詞:錨桿

張 宏,程利興,陳小繩,徐寶軍,汪占領

(1.陜煤集團神木紅柳林礦業有限公司,陜西 榆林 719300;2.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京 100013)

0 引 言

煤炭作為主要能源在我國國民經濟中占有重要地位,為了提高煤炭資源回收率,回采巷道采用窄煤柱護巷具有較為廣泛的應用前景[1-3]。在受采動影響時窄煤柱巷道礦壓顯現比較強烈,煤柱內部裂隙發育,穩定性降低,易引起巷道圍巖的非均勻大變形[4-5]。陜北礦區煤層賦存條件簡單,開采強度大,回采巷道要經歷多次采動影響以及側向動壓影響,頂板巖層以堅硬厚砂巖為主,工作面頂板垮落后易在煤柱側形成懸頂結構,增大了側向支承壓力[6-8]。針對窄煤柱以及復雜地質條件下的動壓巷道變形控制問題,采用常規支護技術難以達到理想的控制效果,為此我國學者進行了大量的研究工作,主要的圍巖控制技術理念是在提高巷道支護強度的基礎上進行卸壓,壓力是產生巷道變形的動力之源,通過卸壓技術消除或減弱頂板巖層的力源[9-12],從而降低回采巷道的動壓影響,目前水力壓裂作為一種卸壓技術手段,在煤礦巷道圍巖控制技術中得到廣泛應用。吳擁政等[13]采用理論分析指出,定向水力壓裂可以消除或減弱堅硬頂板形成的懸頂效應,通過現場應用取得了較好的卸壓效果;康紅普等[14]闡述了水力壓裂卸壓技術原理,并通過現場水力壓裂工程應用驗證了卸壓效果;劉長友等[9]基于理論分析以及數值模擬等方法提出了水力壓裂煤巖體劣化弱結構的應力轉移理論框架,給出了基于水力壓裂的煤巖裂化控制參數的確定方法。水力壓裂卸壓技術在工作面切眼頂板弱化[15]以及工作面頂板災害防治[16]等方面均有廣泛應用,技術效益與經濟效益顯著。因此,針對水力壓裂卸壓技術的研究與應用已逐漸形成較為完善的技術體系。本文以陜北礦區紅柳林煤礦窄煤柱回采巷道為研究背景,開展井下水力壓裂卸壓技術試驗,分析堅硬頂板條件下窄煤柱回采巷道礦壓顯現規律及卸壓效果。

1 工程概況

1.1 礦井概況

紅柳林煤礦位于陜西省神木市境內,地處黃土高原北部,礦井資源儲量19.54億t,可采儲量14.03億t,核定生產能力1 800萬t/a。 目前主要回采4-2煤層與5-2煤層,4-2煤層平均厚度2.97 m,5-2煤層平均厚度6.78 m,煤層分布區內層位穩定,厚度相對變化小。

15217工作面東側為15216工作面,西側為實體煤,北側為5-2煤層南輔運大巷,南側為小煤礦攔截巷,煤層上部存在少量4-2煤層剝蝕、火燒后的邊角殘煤和4-4煤層,上覆煤層無采空區。圖1為15217工作面平面布置圖。由圖1可知,工作面寬度348 m,工作面長度為2 412 m。 回風巷與15216工作面采空區之間煤柱寬度為19 m,膠運巷與輔運巷間凈煤柱尺寸為8.5 m,輔運巷在15218工作面繼續復用,巷道要經歷兩次動壓影響,并且所有巷均沿5-2煤層底板掘進。工作面埋深為78~138 m,上覆巖層厚度為67~91 m。

圖1 15217工作面平面布置圖Fig.1 Layout plan of 15217 working face

1.2 巷道頂板巖層分布特征

礦區構造簡單,地層傾角不足1°的單斜構造;井田煤層含水層為頂板砂巖裂隙水,地表無大的水體。5-2煤層頂板巖性以細粒砂巖為主,局部為粉砂巖、中粒砂巖,偶見薄層泥巖、炭質泥巖偽頂,厚度為1.6~32.0 m,巖體完整性好,煤層底板為粉砂巖、細粒砂巖,穩定性較好。15217工作面頂板巖層以堅硬砂巖層為主,頂板砂巖強度高,原位強度測試表明砂巖強度為50~70 MPa,頂板裂隙不發育,結構穩定性好。 巖層厚度變化大,直接頂以細粒砂巖為主,基本頂以粉砂巖為主,最大單層砂巖厚度達25 m左右,堅硬巨厚砂巖易導致臨空巷道受側向懸頂作用,增大了側向懸頂附加應力作用,成為影響煤柱及巷道圍巖穩定性的主要應力源。

紅柳林煤礦已采工作面回采巷道護巷煤柱寬度一般為19 m左右,15217工作面膠輔運巷煤柱寬度為8.5 m,受二次動壓影響的輔運巷變形量出現明顯增大的情況,若不采取窄煤柱雙巷圍巖變形控制技術,將導致回采巷道出現煤柱穩定性變差、巷道圍巖變形突出以及煤柱塑性區發育等強礦壓現象,因此,在15217工作面回采巷道開展水力壓裂卸壓試驗,緩解由于回采造成的側向支承壓力升高的影響。

1.3 巷道支護情況

紅柳林煤礦15217工作面輔運巷頂板和煤柱幫采用直徑22 mm、長2.4 m的500號左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,實體煤幫采用直徑25 mm、長2.4 m的玻璃鋼錨桿,頂板錨桿間排距為1 060 mm×900 mm、兩幫錨桿間排距為1 000 mm×900 mm, 頂板中部4根錨桿采用W鋼帶連接,靠近兩幫的2根錨桿及煤柱幫錨桿采用W鋼護板,頂板和煤柱幫網片采用Φ6.0 mm的鋼筋網,實體煤幫采用聚酯纖維柔性網。頂板每排布置3根錨索,頂板錨索規格為Φ17.8 mm×7 300 mm,錨索間排距為1 800 mm×1 800 mm,螺紋鋼錨桿預緊扭矩不低于400 N·m,玻璃鋼錨桿扭矩100 N·m。 錨索張拉預緊力180~200 kN。

2 水力壓裂參數確定和方案設計

2.1 水力壓裂卸壓技術原理

針對紅柳林煤礦15217工作面窄煤柱頂板巖層分布特征,頂板巖層以堅硬厚砂巖層為主,局部區域出現巨厚砂巖,巖層強度高、完整性好,15217工作面回采后,其輔運巷需留作15218工作面回風巷使用,留巷復用期間15217工作面輔運巷煤柱側向采空區內將形成大尺度懸頂結構,產生側向支承壓力作用于煤柱,窄煤柱在15217工作面超前支承壓力、滯后工作面的側向支承壓力以及15218工作面超前支承壓力的作用下,煤柱側向懸頂活動加劇,其結構與運動狀態的改變對窄煤柱及輔運巷產生強烈的動壓影響。因此,通過采用水力壓裂卸壓技術,在15217工作面回采前進行頂板預裂,通過水力裂縫的擴展,削弱頂板巖層結構與完整性,在采動影響下,進一步激活裂縫擴展,通過裂縫的交匯與貫通,降低采空區側向懸頂尺度,阻斷側向支承壓力向回采巷道圍巖的傳遞。

2.2 頂板水力壓裂參數確定

頂板巖層壓裂高度是水力壓裂參數設計的重要參數,影響壓裂高度的主要因素有采高、頂板堅硬巖層厚度、巖性、強度以及完整性等。

工作面回采后采空對頂板巖層的影響高度最大一般按照5倍采高計算,以工作面回采高度6 m計算,5倍采高為30 m,根據15217工作面BK4-1鉆孔數據顯示,煤層頂板上方35.4 m范圍內存在一層厚度25.6 m的粉砂巖,且直接頂為9.8 m厚的細砂巖層,該類巨厚砂巖層對巷道的動壓影響較為強烈。根據紅柳林煤礦巷道圍巖原位強度測試分析,頂板砂巖平均抗壓強度為55 MPa左右,屬于堅硬程度與完整性較高的巖層。

依據以上分析,本次試驗重點處理厚度較大、強度較高、完整性較強的粉砂巖與細粒砂巖,根據其賦存高度,初步確定頂板壓裂垂直高度為35 m。

2.3 頂板水力壓裂方案設計與應用

為降低15217工作面輔運巷礦壓顯現,在15217工作面切眼向外400 m巷道內開展水力壓裂卸壓試驗,共設計80個壓裂孔。水力壓裂平面方案設計如圖2所示。

圖2 卸壓鉆孔布置圖Fig.2 Layout of pressure-released holes

為保證水力壓裂卸壓效果,采用雙排孔布置,鉆孔壓裂高度35 m,L鉆孔長度50 m,壓裂鉆孔仰角均為45°,與巷道軸向夾角45°,鉆孔間距10 m;S鉆孔長度50 m,壓裂鉆孔仰角均為45°,與巷道軸向夾角5°,開口位置距離煤柱幫1 m,鉆孔間距10 m,兩類鉆孔錯距5 m布置。

現場依據方案設計,在2022年5月底完成了井下的現場施工。超前預裂時,從壓裂鉆孔底部進行后退式壓裂,3 m壓裂一次,為保證巷道支護范圍內圍巖不受破壞,距離壓裂孔口10 m范圍內不進行壓裂,依據頂板壓裂鉆孔以錨桿(索)鉆孔出水情況,確定每次壓裂時間不低于30 min,完成壓裂的鉆孔可作為下一壓裂鉆孔的觀測孔。

3 巷道圍巖礦壓顯現特征分析

3.1 礦壓監測方案

在15217工作面輔運巷內布置礦壓監測站,每個測站分別在巷道兩幫以及頂板各安裝2個錨桿測力計,在輔運巷窄煤柱內安裝5個鉆孔應力計,安裝深度分別為2 m、3 m、4 m、5 m、6 m。為分析水力壓裂卸壓效果,研究采空區懸頂產生的側向支承壓力作用,選取15217工作面輔運巷2 360 m、2 120 m附近測站數據進行分析,分別命名為測站1和測站2,分析超前以及滯后工作面階段采動應力演化規律以及巷道變形情況,檢驗窄煤柱回采巷道水力壓裂卸壓效果。

3.2 錨桿受力分析

圖3展示了15217工作面輔運巷錨桿受力情況。由圖3(a)可知,測站1在滯后工作面距離小于200 m時,錨桿受力較為穩定,在滯后工作面219.5 m、256.3 m和327.0 m時,受煤柱側向采空區頂板破斷、翻轉影響,頂板錨桿DG1以及煤柱錨桿BG1和煤柱錨桿BG2受力出現顯著波動變化;頂板錨桿DG1最大增幅9 kN,雖然呈波動變化,但整體呈逐漸增長趨勢,煤柱錨桿BG2受力整體呈波動型減小趨勢。監測期間錨桿最大受力68.5 kN,錨桿受力值及變化量均較小,礦壓顯現不強烈,表明15217工作面窄煤柱頂板水力壓裂有效減小了巷道錨桿受力,有利于控制窄煤柱回采巷道圍巖變形。 由圖3(b)可知,測站2錨桿受力整體呈現逐漸增長趨勢,尤其是煤柱幫錨桿以及實體煤幫錨桿受力增長趨勢最為顯著,頂板錨桿受力相對較為穩定。在超前工作面109.8 m和75.8 m時,煤柱錨桿BG1與煤柱錨桿BG2以及實體煤錨桿SG1受力出現明顯波動,表明超前影響階段兩幫錨桿受力變化較顯著;在滯后工作面112.8 m時煤柱錨桿最大受力分別達到88.7 kN、82.1 kN,隨后煤柱錨桿受力呈逐漸減小趨勢。滯后影響階段受15217工作面采空區頂板破斷、垮落等影響,巷幫與頂板錨桿受力變化較小,表明采用水力壓裂后,巷道圍巖所受垂直應力影響明顯減小。

圖3 15217工作面輔運巷錨桿受力曲線Fig.3 Stress curves of anchor bolt for auxiliary haulage roadway of 15217 working face

綜合錨桿受力分析可知,頂板水力壓裂后,超前采動影響范圍明顯減小,礦壓顯現程度弱;滯后工作面階段側向支承壓力減弱,采空區側向懸頂出現了不同程度的結構性調整過程,隨后處于穩定狀態,錨桿受力整體變化較小,卸壓效果顯著。

3.3 煤柱垂直應力演化規律分析

圖4展示了15217工作面輔運巷煤柱應力變化情況。由圖4(a)可知,煤柱垂直應力主要分布在3~5 m范圍內,滯后工作面階段,頂板水力壓裂后煤柱側采空區頂板垮落較為充分,側向支承壓力向輔運巷方向轉移,導致煤柱3 m基點處應力顯著增大。在滯后工作面5.6~26.4 m范圍內,煤柱3~5 m范圍內應力迅速增大,表明此時采空區直接頂發生破斷、垮落,頂板巖層的翻轉、鉸接增大了煤柱應力狀態。 滯后工作面189.5 m、243.6 m和343.1 m范圍內,頂板不同層位巖層發生了破斷、垮落,造成煤柱應力出現不同幅度的變化波動,其中,3 m基點處應力變化最為突出,最大受力達到16.1 MPa,煤柱中心區域4 m處最大應力11.1 MPa,且應力變化相對穩定。表明水力壓裂促使側向支承壓力向實體煤方向轉移,增大了輔運巷淺部區域煤柱應力。由圖4(b)可知,測站2煤柱應力主要集中在5~6 m范圍內,在超前218.4 m、154.3 m處應力即開始顯著增大,尤其是6 m基點應力變化最為突出。 當工作面通過測站位置時,煤柱應力均呈現不同幅度的增長趨勢,尤其以5 m和6 m基點增長幅度最為顯著,在滯后工作面50.4 m時,其峰值應力分別為13 MPa和13.5 MPa,隨后均出現劇烈衰減,表明該階段內上覆中低位巖層發生了彎曲、破斷;在滯后工作面130 m左右時,6 m處基點垂直應力即達到15 MPa,隨后煤柱垂直應力變化幅度減小,并基本處于穩定狀態。

圖4 15217工作面輔運巷煤柱應力變化曲線Fig.4 Stress change curves of coal pillar for auxiliary haulage roadway of 15217 working face

綜合煤柱應力數據分析可知,煤柱應力變化具有顯著的階段性、差異性變化特征,煤柱應力主要集中在3~6 m范圍內,超前影響階段煤柱應力達到6~9 MPa,在滯后工作面階段煤柱6 m處應力顯著增大,主要受三角區局部應力集中所致,而淺部應力增大表明水力壓裂后煤柱側向懸頂結構尺度得到減弱,頂板巖層應力逐漸向實體煤方向轉移,造成煤柱淺部區域應力增大。

3.4 巷道圍巖變形控制效果

15217工作面回采后,輔運巷圍巖未發生明顯變形,主運巷超前階段僅在局部區域的肩窩出現內擠變形,對工作面正常回采無任何影響;輔運巷超前階段基本無變形,滯后工作面階段巷道逐漸出現變形,但多為煤柱肩窩內擠,金屬網彎折以及小尺度片幫掉塊等。巷道頂板離層數據顯示,頂板淺部離層量最大值3.0 mm,深部離層最大值4.5 mm,巷道整體支護效果較好,對巷道的正常使用基本無影響。巷道圍巖控制效果如圖5所示。

圖5 巷道圍巖變形控制效果Fig.5 Deformation control effect of surrounding rock

4 結 論

1) 紅柳林煤礦15217工作面頂板以砂巖為主,最大單層砂巖厚度達25 m左右,砂巖強度50~70 MPa,頂板穩定性好,堅硬巨厚砂巖所形成的懸頂成為影響煤柱及巷道圍巖穩定的主要影響因素,為削弱側向支承壓力作用,制定了可行的水力壓裂卸壓技術方案,并開展井下試驗。

2) 水力壓裂后回采巷道超前采動影響范圍減小,礦壓顯現程度減弱;滯后工作面階段,錨桿受力及變化幅度較小,錨桿最大受力88.7 kN,煤柱淺部應力增長突出,表明水力壓裂后煤柱側向懸頂結構尺度減小,頂板巖層應力逐漸向實體煤方向轉移。

3) 采用水力壓裂后,窄煤柱回采巷道變形小,且主要集中于煤柱側肩窩處,局部產生肩窩內擠變形,對工作面的回采以及巷道的正常使用基本無影響,表明水力壓裂卸壓技術對淺埋深窄煤柱回采巷道的圍巖變形具有較好的控制效果。

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