深部地層井筒近距離溜煤眼施工及支護參數

蘇朝暉,胡 偉,唐義川

(淮南礦業(集團)有限責任公司潘三煤礦,安徽 淮南 232001)

0 引言

中國能源賦存基本現狀是“富煤、貧油、少氣”,隨著淺部煤炭資源的長期高強度開采,深部煤炭開采是必然之路,尤其是中東部地區的礦井多處進入-1 000 m以下開采[1-2]。進入深部開采后受“三高一擾動”影響,深部巷道圍巖產生脆延性破壞,圍巖呈軟弱性,圍巖變形控制較難。井工開采中井筒作為咽喉要道,井壁的穩定性十分重要。然而部分礦井因出煤、運人系統的調整,需在井筒近距離范圍內掘進新的系統巷道。煤礦立井井筒與井底車場大巷相連接,同時也連接馬頭門及其附近其他硐室[3-4]。深部巷道圍巖由于施工連接硐室群從而受到反復的擾動,在硐室施工期間巷道應力擾動多次疊加,圍巖塑性區范圍不斷變化;后期在巷道運營期間其井筒與硐室的穩定性依然會受到影響。因此應該減小井筒近距離巷道或硐室的施工對井筒穩定性影響,保證礦井生產期間井筒的安全穩定運行。

許多學者對井筒的穩定性及巷道間的相互作用進行了研究。張圣才等[5]利用模糊聚類的方法從卸壓槽壓縮量、水位降、治理工程服務年限及地層壓縮量等因素分析井筒穩定性,得出興隆莊礦西風井具有破壞可能性,優選“卸壓槽+壁后注漿”的治理技術進行井筒加固。劉保國[6]采用流變力學分析礦井井筒圍巖的流變引起支護襯砌中應力及位移隨時間的變化規律,建立考慮時間因素的支護襯砌破壞準則,對井筒的支護設計及不同時期井壁襯砌受力穩定性提供技術參考。劉建博等[7]采用3DMine-Rhion-Griddle-FLAC3D耦合構建礦區三維模型,研究了礦體回采過程中井筒變形、應力、塑性區變化規律,并對開采過程中井筒變形進行實時監測以分析驗證井筒穩定性。黃小廣等[8]對高坑礦西風井井筒進行監測,得出該井筒砌體強度低,承受徑向應力能力較小,井筒已偏斜、錯位,但由于井壁是由許多小型砌塊組成,各砌塊間隔有木板和許多橫、豎灰縫,井壁結構自身具有一定的讓壓和調壓功能,最終得出西風井對礦井的正常生產無影響的結論。金志遠等[9]采用UDEC數值模擬方法,研究不同預掘巷道間巖柱尺寸的巖柱內垂直應力、塑性區分布及預掘巷道頂底板移近量變化規律,得出合理的預掘巷道間巖柱尺寸為3 m,且其合理性在現場工程實踐中得到了驗證。宋朝陽等[10]針對相鄰巷道間距、巷道間層位等因素,研究不同影響因素對巷道圍巖穩定性影響規律,得出隨著水平間距逐漸變大,巷道周圍應力分布逐漸規則;水平間距≥40 m時,先掘巷道圍巖的變形量變化不大,巷道互相干擾程度逐漸減小。朱洪利等[11]對相鄰平行巷道間巖柱寬度對巷道穩定進行研究,得出埋深和巖層性質相同的相鄰平行巷道,隨著巖柱寬度增加,巖柱垂直應力曲線由單峰不穩定變為雙峰穩定,巷道的埋深越大、巖層越軟,兩相鄰平行巷道保持穩定所需的巖柱寬度越大。

以往研究表明,井筒的穩定受多種因素影響,且巷道間的距離對圍巖的穩定性作用較大。針對淮南礦業集團潘三煤礦主井井筒近距離施工溜煤眼的工程的安全性進行研究,通過介紹溜煤眼施工的必要性,進而選取反井鉆施工方法,采用精細控制反井鉆導孔、擴孔施工流程,配合錨網噴支護技術,實現井筒近距離大直徑反井鉆的高效安全施工。

1 溜煤眼工程概況

潘三煤礦位于淮南市西北部,距洞山約34 km,地處淮南鳳臺縣城北約15km,地理坐標為東經116°41′45″,北緯32°47′30″～32°52′30″。東起九線與潘一煤礦毗鄰,西至十五線與丁集勘探區相接,西段為潘四井南邊界,南部以13-1煤-900 m等高線地面投影為界,東西走向長10.3 km,南北傾向寬6.1 km,面積61.3 km2。潘三煤礦于1992年11月投產,設計生產能力為3.0 Mt/a,2006年礦井核定生產能力為4.0 Mt/a,2020年實施技術改造及擴建工程,擴建后礦井生產能力為5.0 Mt/a。

淮南礦區潘三煤礦主井附近南、北溜煤道傾角37°,傾角大且使用年限長。溜煤道內底板鋼梁松動,時常有“竄眼”事故發生,嚴重影響主井的提煤能力。因此需要對南北溜煤道進行改造,計劃由一部皮帶機巷撥門施工與南、北卸煤倉相連的南、北轉載膠帶機巷,新掘進施工巷道與主副井距離較近,具體施工如圖1所示。

圖1 井筒近距離溜煤眼施工位置Fig.1 Construction location of close-distance coal chute of shaft

2 溜煤眼對鄰近井筒影響分析

深部地層中圍巖開挖會使巷道周圍應力重新分布,從而使鄰近井筒受近距離溜煤眼施工影響,井筒的安全運行存在潛在的安全隱患。對圖1中北溜煤眼施工位置進行分析。主井井筒與附近水平巷道開挖時間較早,井筒與附近巷道經過長時間變形已經完全進入穩定期,而新施工的北溜煤眼會改變該溜煤眼附近圍巖應力分布,施工的豎向溜煤眼即為圓形豎井,開挖后圓形豎井圍巖的徑向與切向應力分別為

σr=q(1-a2/r2)

(1)

σθ=q(1+a2/r2)

(2)

(3)

式中,σr,σθ分別為距井筒中心為r處的徑向應力與切向應力,MPa;q為原巖應力的水平應力,MPa;a為溜煤眼半徑,m;h為計算點深度,m;γa為計算點上覆巖層的加權平均容重,kN/m3;μ為圍巖泊松比。

由式(1)可知反井鉆圍巖徑向應力在開挖斷面處為零,隨著遠離開挖斷面徑向應力不斷增大,最終恢復到原巖應力。而圍巖的切向應力在開挖斷面處集中,隨著遠離開挖斷面,圍巖中切向應力集中程度逐漸衰減。

參考兩水平巷道影響范圍經驗公式

(4)

式中,R為井筒半徑。

即圖1中2個井筒間距42.456 m應大于B+a+R,實際中主井井筒直徑為7.5 m。得出滿足a≤4 m時影響較小。根據實際運煤量需要計算,反井鉆直徑為3.5 m時可以滿足使用需要,因此該反井鉆設計為φ3.5 m。考慮反爆破法施工擾動大,為滿足反井鉆工程施工速度及擾動影響等條件,優選反井鉆施工工法,并配合錨網噴高強支護,以期較小控制圍巖變形,從而最大程度的減小反井鉆施工對鄰近井筒的擾動。

3 溜煤眼反井鉆施工工藝

溜煤眼位于井下-650 m一部皮帶機機頭附近,煤倉溜煤眼施工地層主要由2.4 m粘土巖、3.6 m細砂巖、13 m砂質泥巖構成,巖層穩定,沒有含水層。井筒巖石以軟弱巖石為主,半堅硬次之,選用反井鉆機施工溜煤眼,該溜煤眼為φ3.5 m井筒,深度19.0 m。

3.1 溜煤眼施工流程

反井施工以實現安全、快速、優質為目的,優選最佳施工方案,根據實際情況,本工程主要分為2個主要工序,即導孔施工與擴孔施工。施工流程如圖2所示。

圖2 溜煤眼反井鉆施工流程Fig.2 Process of coal chute reverse well drilling construction

3.2 溜煤眼關鍵施工工藝

3.2.1 反井鉆導孔施工

鉆機主機利用汽車運至礦井井口附近,由吊車卸下并放置于裝軌距600 mm平板車上;運至井下后,利用預先在鉆井中心頂板安裝的起吊錨桿,卸下主機,安裝在鋼梁上,主泵站、副泵站和操作臺等件也利用平板車運至鉆井附近并按設計排列;連接管路和電路,然后接電開副泵利用鉆機主推缸立起主機,安裝地腳螺栓,對鉆機進行抄平找正,控制開孔的垂直度,再次澆筑混凝土并養護2 d以上,當混凝土達到初凝強度后開始導孔鉆進。

采用低鉆壓及低扭矩開孔,將直徑φ295 mm導孔鉆頭與穩定鉆桿以絲扣相連進行開孔作業,為保證開孔垂直度,鉆進時先把所有的穩定鉆桿全部鉆進后,再重新布置穩定鉆桿,即導孔鉆頭+短接穩定+穩定鉆桿(1)+普通鉆桿(4)+穩定鉆桿(1)+普通鉆桿(4)+1根穩定鉆桿+剩余鉆桿,一直到導孔結束。

3.2.2 反井鉆擴孔施工

導孔貫通驗收合格后,在下水平進行導孔鉆頭與擴孔鉆頭換接。

擴孔鉆頭連接:下水平巷道透孔點巷道尺寸不小于6 m×4 m,高度4 m,可滿足擴孔鉆頭安裝條件。頂板打4根起吊錨索。3.5 m擴孔鉆頭為分體式擴孔鉆頭,由中心管、2個對稱的半鉆頭體組成,由螺栓和脹銷連接,方便拆裝,便于井下運輸。在下水平拆掉導孔鉆頭,利用與導孔鉆頭連接鉆桿的母扣,先把3.5 m擴孔鉆頭中心管與鉆桿連接,然后利用起吊錨索拼接半鉆頭體,把所有的連接螺栓及脹銷安裝好,然后通過上水平鉆機旋轉和上升、下降把另一半也拼接好,用力矩扳手把所有螺栓的預緊力一致加到2 000 N·m。整個拼接過程中利用鉆機主機時,井上操作人員必須聽從井下人員的指揮。

入口處鉆進:連接好擴孔鉆頭后,通知上水平慢速上提鉆具,直到滾刀開始接觸巖石。然后停止上提,用低轉速旋轉,同時用剛好提動鉆具的力量慢慢給進,保證鉆頭滾刀不受過大的沖擊而破壞,鉆頭轉進一定深度,等刀齒把凸出的巖石破碎掉,再繼續鉆進直至擴孔鉆頭體完全入孔,剛擴孔時下水平要有專人觀察,有情況可以及時通知操作人員,等鉆頭體入孔后,才能正常擴孔鉆進。

正常擴孔施工:滾刀數量為18把,單把滾刀鉆壓煤系地層取30 kN,因此擴孔鉆壓力540 kN。鉆機扭矩800～1 000 kN·m,擴孔轉速2～4 rpm。鉆壓應與巖石的強度匹配,若巖性較強時應增加鉆壓,若巖性較弱時則減少鉆壓。擴孔時要及時出渣,以防止鉆渣堵孔。擴孔與拆鉆桿同時進行,拆下的鉆桿要進行清理,涂抹潤滑油并帶好保護帽。擴孔過程中若需更換滾刀或大鉆頭,應在水平巷道內做好防護和警戒設施,并設專人看守,防止孔內落石傷人。

排渣及污水處理:出渣時裝車車輛距離井筒不小于10 m,且上水平需停止作業。井筒內淋水及擴孔時會流下冷卻水,需在下水平設臨時水倉(或低洼點),由排水泵排走。

3.2.3 溜煤眼完孔及鉆機拆除

擴孔至距透孔點2.5 m時,降低鉆壓慢速鉆進,緩慢進行擴孔,直至混凝土基礎透孔成孔。擴孔完成后,將擴孔鉆頭用接鉆桿方法放到下水平(鉆頭中心管與鉆桿間不要上緊,防止到井下卸不開),在接鉆桿時必須保持正轉,不要反轉,防止鉆頭中心管與鉆桿松開,一直放到下水平井底中心的平板車上,然后反轉卸開擴孔鉆頭中心管與鉆桿間的絲扣,把平板車推離井底附近安全位置,然后利用吊點拆開3.5 m擴孔鉆頭,使3.5 m擴孔鉆頭達到在井下的運輸條件。上水平提鉆至鉆桿完全提出井筒。將主機的一些輔助設備(轉盤吊、鉆桿輸送器等)拆下,并把除主推缸外的所有油缸和馬達油管拆除,安裝鉆機起架拉桿,操作主推缸片閥控制旋鈕,使主推缸慢慢向上運動,帶動動力水龍頭上行,慢慢放倒主機,拆掉主推缸油管及電機電纜,把主泵站、油箱副泵站、操作臺和主機撤離工作位置至安全地帶同時封井口,清理現場,全部鉆孔工作結束。

4 溜煤眼錨固支護參數

溜煤眼反井鉆施工后,需及時進行圍巖支護,采用礦用錨網主動支護形式,選取MSGLW-400型錨桿,錨桿長度2 400 mm,直徑φ22 mm,錨桿間排距800 mm×800 mm。選取φ6 mm×1 000 mm×1 700 mm的鋼筋網,使用雙層,分別放置距反井鉆井壁圍巖50 mm、150 mm處;配合使用C30混凝土噴漿,噴漿厚度200 mm進行支護。此外井壁支護層內預留2路直徑φ108 mm的管路,用于后期敷設電纜等。具體支護參數如圖3所示。

根據以上圍巖支護設計參數進行支護后,對溜煤眼井口上下端硐室及鄰近井筒段井壁襯砌結構進行監測,上下端硐室圍巖未發生變形,井筒內井壁襯砌結構完好,未產生任何裂隙。因此,采用反井鉆施工溜煤眼并配合錨網噴支護,可較好地實現井筒近距離巷道安全高效施工。

5 結論

淮南礦區潘三煤礦的主井出煤系統改造工程,采用井筒近距離溜煤眼巷道安全施工工藝及支護方法。考慮工程特殊性,選取反井鉆施工工法,通過導孔施工與擴孔施工工藝的細化,實現反井鉆的安全高效施工。為減小對鄰近主井襯砌結構穩定性的影響,選用錨網噴支護技術,通過施工MSGLW-400型φ22 mm,長2 400 mm的錨桿,錨桿間排距800 mm×800 mm,配合雙層φ6 mm×1 000 mm×1 700 mm的鋼筋網,噴厚度200 mm C30混凝土進行聯合支護,經巷道圍巖及主井襯砌結構穩定性觀測反饋,支護參數科學有效,可為類似井筒近距離巷道工程提供參考。