水力壓裂切頂卸壓技術(shù)在煤峪口礦8712工作面的應(yīng)用研究

王 振

（大同煤礦集團馬道頭煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 大同 037000）

0 引 言

井下采煤工作面生產(chǎn)過程中，工作面上方一層或幾層隨著工作面推進而垮落的巖層為直接頂，直接上方堅硬且完整的巖層我們稱之為堅硬難垮巖層[1～2]，此類頂板巖層具有較強的自承能力，在工作面末采階段形成難以垮落的大面積懸頂，對于采用雙回撤通道進行工作面搬家的工作面，上方堅硬懸頂易引起劇烈的來壓現(xiàn)象，工作面及回撤通道受超前支承壓力的影響，導(dǎo)致主回撤通道及聯(lián)絡(luò)巷圍巖出現(xiàn)顯著的失穩(wěn)變形，威脅礦井的安全高效生產(chǎn)。針對于此類問題，目前較為常用的方法包括垛式支架加強支護、爆破切頂?shù)确椒ǎ谴祟惙椒☉?yīng)用效果不佳，并且存在很多缺陷。因此本文以煤峪口礦11-12#合并煤層工作面末采回撤通道的支護為背景，研究通過水力壓裂對末采面頂板實施水力預(yù)裂弱化處理，減小采空區(qū)堅硬頂板的懸頂長度，提高回撤通道圍巖的穩(wěn)定性，減少支護費用和巷道維修工作量具有重要的意義。

1 工程概況

同煤集團煤峪口礦井田位于大同煤田東南翼的東北端，礦井地面工業(yè)廣場距大同市區(qū)約17km，井田平面形狀呈馬鞍型，井田內(nèi)總的地勢為北部高南部低，最高點位于井田東北部山梁，標(biāo)高+1490.29m，最低點位于井田東南部溝谷內(nèi)，標(biāo)高+1057.32m，相對高差+432.97m。煤峪口礦目前已有九十多年的開采歷史，現(xiàn)階段礦井生產(chǎn)規(guī)模90萬t/a；礦井設(shè)計可采儲量121270kt，礦井服務(wù)年限72.2a，目前正在進行井田范圍內(nèi)11-12#合并層煤層的采掘作業(yè)，11-12#煤層穩(wěn)定，煤層均厚為7.8m，為近水平煤層。11-12#煤層直接頂板多為砂質(zhì)泥巖、粉砂巖，老頂為粗砂巖，底板巖性多為泥巖、砂質(zhì)泥巖或粉砂巖，一般厚2.82m。煤峪口礦11-12#合并層8712工作面位于11-12#合并層307盤區(qū)東部，南部與14#層307盤區(qū)系統(tǒng)巷相連；西部緊鄰11-12#合并層8710工作面；東部為11-12#合并層8714工作面。

2 主回撤通道支護現(xiàn)狀分析

煤峪口礦8712工作面緊鄰的8710工作面即將回采完畢，該工作面末采階段未采取切頂卸壓的措施，該工作面地質(zhì)狀況和開采技術(shù)條件與8712工作面基本相同，其主回撤通道采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)索支護，矩形斷面尺寸寬×高=6.0×3.4m，頂板錨桿采用直徑為20mm、長度為2000mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為950×1000mm，錨桿沿中心線對稱布置，靠近巷道中心線位置的五根錨桿垂直巖壁施工，靠近兩幫肩角處的錨桿向外側(cè)傾斜30°安裝，采用鋼筋網(wǎng)護表，錨桿均采用一支Z2360樹脂藥卷，預(yù)緊力不小于 100N.m。煤柱幫錨桿采用 φ16×1800mm的螺紋鋼錨桿，回采幫采用φ16×1800mm的玻璃鋼錨桿，錨桿間排距為1000×1000mm，兩幫的錨桿采用一支Z2360樹脂藥卷，預(yù)緊力不小于100N.m，錨固力不小于70kN，兩幫采用金屬網(wǎng)護幫，金屬網(wǎng)由直徑6.5m的冷拔鐵絲制成。頂板錨索采用長度為4500mm、直徑17.8mm的1×9預(yù)應(yīng)力鋼絞線，每排一根錨索，錨索排距為3000mm，每根錨索使用樹脂錨固劑MSCK23/60、MSZ23/80各一支。8710工作面主回撤通道如圖1所示。

圖1 主回撤通道支護示意圖

煤峪口礦8710工作面采用預(yù)掘回撤通道進行工作面的搬家作業(yè)，主回撤通道一次支護采用上述的錨網(wǎng)索支護，在工作面即將回采至與主回撤通道貫通時，采用垛式液壓支架進行二次支護。8710工作面末采即將與主回撤通道貫通時，由于工作面超前支承壓力的影響，主回撤通道頂板發(fā)生顯著的離層現(xiàn)象，錨桿錨索多處出現(xiàn)斷裂失效，回采幫上部片幫現(xiàn)象嚴重，靠煤柱幫下部片幫嚴重。花費了大量的人工和時間去維護圍巖和清理落煤，嚴重影響了工作面搬家的效率和速度。因此，8712工作面末采階段非常有必要采取適當(dāng)?shù)拇胧﹣肀苊鈴姷V壓現(xiàn)象的出現(xiàn)。

3 水力壓裂切頂對主回撤通道礦壓顯現(xiàn)的影響模擬研究

為研究分析煤峪口礦8712工作面采用水力壓裂切頂技術(shù)的效果和可行性，采用有限元ABAQUS數(shù)值模擬軟件[3～4]，根據(jù)8712工作面具體的地質(zhì)條件建立數(shù)值模型，模擬工作面頂板為粉砂巖，底板為泥巖，模擬水力壓裂切頂和正常情況下兩種情況，正常回采條件下，工作面回采時，工作面后方堅硬頂板具有20m的懸頂距，采取水力壓裂切頂后，工作面后方堅硬頂板及時垮落。切頂前后的數(shù)值模型如圖2所示。

圖2 水力壓裂切頂卸壓前后數(shù)值模型

監(jiān)測切頂卸壓前后工作面兩側(cè)煤巖體內(nèi)垂直應(yīng)力的分布，由于篇幅所限，僅將工作面距離回撤通道15m時煤巖體內(nèi)垂直應(yīng)力的分布情況給出。圖3（a）所示結(jié)果為工作面距離回撤通道15m時，此時工作面的水平坐標(biāo)為-35～-30，回撤通道的水平坐標(biāo)為-56至-50，水平坐標(biāo)-30至-120內(nèi)工作面已回采。根據(jù)圖3所示的結(jié)果可知，采取切頂措施前后，工作面前方均存在垂直應(yīng)力較大的區(qū)域，并且垂直應(yīng)力的變化趨勢基本相同，此時工作面前方煤巖體內(nèi)垂直應(yīng)力在回撤通道附近達到峰值。未采取切頂措施時，撤通道附近垂直應(yīng)力最大值約為10.8MPa，工作面后方懸頂區(qū)域垂直應(yīng)力為零。切頂后，回撤通道附近垂直應(yīng)力最大值約為7.9MPa，工作面后方區(qū)域的垂直應(yīng)力約為1MPa，切頂前后，回撤通道附近超前支承壓力的峰值減小了26.9%，工作面后方垂直應(yīng)力明顯增大，由此可知，切頂后能夠?qū)⑸细矌r層的載荷向工作面后方轉(zhuǎn)移，減弱超前支承壓力對回撤通道圍巖的擾動，提高回撤通道圍巖的穩(wěn)定性。

4 8712工作面水力壓裂切頂卸壓實施方案

根據(jù)上文研究的成果設(shè)計在煤峪口礦8712工作面應(yīng)用水力壓裂切頂卸壓技術(shù)，主回撤通道和回采巷道末端水力壓裂卸壓鉆孔的布置詳情如圖4所示，壓裂鉆孔分為長（C型）和短（D型）兩種類型，C型鉆孔傾斜長度35m，與水平方向的夾角為30°，鉆孔底部距離頂板垂直高度為16.6m；D型鉆孔傾斜長度為33m，與水平方向的夾角為56°，鉆孔底部距離頂板垂直高度為26.4m，兩種類型的鉆孔交替布置，鉆孔間距為10m，主回撤通道共布置29個壓裂孔，兩側(cè)回采巷道頂板分別布置5個壓裂孔。壓裂段間距為2m，每個C型壓裂孔進行十次壓裂，每個D型壓裂孔壓裂8次，高壓水泵加壓在10～15MPa之間，壓裂時間通常大于30分鐘。

圖4 8712工作面頂板壓裂鉆孔布置方案

5 現(xiàn)場礦壓監(jiān)測

煤峪口礦8712工作面主回撤通道采用上文所述的錨網(wǎng)索支護方案，并且在工作面與主回撤通道貫通前，采用水力壓裂鉆孔進行切頂，在工作面末采階段進行現(xiàn)場圍巖位移觀測，工作面整個末采階段超前支承壓力的影響下，回撤通道內(nèi)礦壓顯現(xiàn)很小，回采幫沒有出現(xiàn)鼓包、片幫等現(xiàn)象，具體情況如圖5（a）所示。工作面末采與主回撤通道貫通期間，進行圍巖位移監(jiān)測，得到圖5（b）所示的結(jié)果，整個末采階段期間，主回撤通道頂?shù)装逡平孔畲鬄?7mm，煤柱幫位移量最大為46mm，相對于切頂卸壓前，圍巖位移量顯著的減小，采取水力壓裂切頂卸壓技術(shù)來提高主回撤通道圍巖的穩(wěn)定性是可行的。

圖5 切頂后主回撤通道圍巖位移情況

6 結(jié) 論

煤峪口礦11-12#合并層煤層頂板屬于堅硬難垮頂板，根據(jù)現(xiàn)場礦壓監(jiān)測結(jié)果表明，工作面末采階段超前支承壓力的影響下，其主回撤通道圍巖出現(xiàn)明顯的失穩(wěn)破壞，通過數(shù)值模擬、理論分析等方法，研究表明可采取水力壓裂切頂卸壓的措施，貼合煤峪口礦9712工作面具體的地質(zhì)和開采技術(shù)條件，設(shè)計主回撤通道和回采巷道內(nèi)水力壓裂鉆孔的相關(guān)參數(shù)，現(xiàn)場應(yīng)用后進行圍巖位移監(jiān)測，通過水力壓裂切頂卸壓后，回撤通道回采幫未表現(xiàn)明顯的礦壓顯現(xiàn)，頂?shù)装逡平孔畲鬄?7mm，煤柱幫位移量最大為46mm，主回撤通道圍巖穩(wěn)定性良好，取得了良好的應(yīng)用效果。