王 振
(大同煤礦集團馬道頭煤業有限責任公司,山西 大同 037000)
井下采煤工作面生產過程中,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象,工作面及回撤通道受超前支承壓力的影響,導致主回撤通道及聯絡巷圍巖出現顯著的失穩變形,威脅礦井的安全高效生產。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、爆破切頂等方法,但是此類方法應用效果不佳,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裂弱化處理,減小采空區堅硬頂板的懸頂長度,提高回撤通道圍巖的穩定性,減少支護費用和巷道維修工作量具有重要的意義。
同煤集團煤峪口礦井田位于大同煤田東南翼的東北端,礦井地面工業廣場距大同市區約17km,井田平面形狀呈馬鞍型,井田內總的地勢為北部高南部低,最高點位于井田東北部山梁,標高+1490.29m,最低點位于井田東南部溝谷內,標高+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,現階段礦井生產規模90萬t/a;礦井設計可采儲量121270kt,礦井服務年限72.2a,目前正在進行井田范圍內11-12#合并層煤層的采掘作業,11-12#煤層穩定,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泥巖、粉砂巖,老頂為粗砂巖,底板巖性多為泥巖、砂質泥巖或粉砂巖,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盤區東部,南部與14#層307盤區系統巷相連;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。
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,該工作面地質狀況和開采技術條件與8712工作面基本相同,其主回撤通道采用傳統的錨網索支護,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傾斜30°安裝,采用鋼筋網護表,錨桿均采用一支Z2360樹脂藥卷,預緊力不小于 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,預緊力不小于100N.m,錨固力不小于70kN,兩幫采用金屬網護幫,金屬網由直徑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預應力鋼絞線,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工作面采用預掘回撤通道進行工作面的搬家作業,主回撤通道一次支護采用上述的錨網索支護,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,主回撤通道頂板發生顯著的離層現象,錨桿錨索多處出現斷裂失效,回采幫上部片幫現象嚴重,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的措施來避免強礦壓現象的出現。
為研究分析煤峪口礦8712工作面采用水力壓裂切頂技術的效果和可行性,采用有限元ABAQUS數值模擬軟件[3~4],根據8712工作面具體的地質條件建立數值模型,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。切頂前后的數值模型如圖2所示。

圖2 水力壓裂切頂卸壓前后數值模型
監測切頂卸壓前后工作面兩側煤巖體內垂直應力的分布,由于篇幅所限,僅將工作面距離回撤通道15m時煤巖體內垂直應力的分布情況給出。圖3(a)所示結果為工作面距離回撤通道15m時,此時工作面的水平坐標為-35~-30,回撤通道的水平坐標為-56至-50,水平坐標-30至-120內工作面已回采。根據圖3所示的結果可知,采取切頂措施前后,工作面前方均存在垂直應力較大的區域,并且垂直應力的變化趨勢基本相同,此時工作面前方煤巖體內垂直應力在回撤通道附近達到峰值。未采取切頂措施時,撤通道附近垂直應力最大值約為10.8MPa,工作面后方懸頂區域垂直應力為零。切頂后,回撤通道附近垂直應力最大值約為7.9MPa,工作面后方區域的垂直應力約為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%,工作面后方垂直應力明顯增大,由此可知,切頂后能夠將上覆巖層的載荷向工作面后方轉移,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定性。
根據上文研究的成果設計在煤峪口礦8712工作面應用水力壓裂切頂卸壓技術,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
煤峪口礦8712工作面主回撤通道采用上文所述的錨網索支護方案,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,回撤通道內礦壓顯現很小,回采幫沒有出現鼓包、片幫等現象,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,進行圍巖位移監測,得到圖5(b)所示的結果,整個末采階段期間,主回撤通道頂底板移近量最大為67mm,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來提高主回撤通道圍巖的穩定性是可行的。

圖5 切頂后主回撤通道圍巖位移情況
煤峪口礦11-12#合并層煤層頂板屬于堅硬難垮頂板,根據現場礦壓監測結果表明,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明顯的失穩破壞,通過數值模擬、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工作面具體的地質和開采技術條件,設計主回撤通道和回采巷道內水力壓裂鉆孔的相關參數,現場應用后進行圍巖位移監測,通過水力壓裂切頂卸壓后,回撤通道回采幫未表現明顯的礦壓顯現,頂底板移近量最大為67mm,煤柱幫位移量最大為46mm,主回撤通道圍巖穩定性良好,取得了良好的應用效果。