基于切頂卸壓技術(shù)的動(dòng)壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制試驗(yàn)研究

楊 征，丁彥雄，高曉君

（陜西小保當(dāng)?shù)V業(yè)有限公司，陜西 榆林 719000）

近年來，隨著采煤機(jī)械化水平的提高，我國煤礦開采規(guī)模及強(qiáng)度日益增大。受開采方法及采掘接替緊張的影響，走向長壁工作面多采用雙巷布置，導(dǎo)致很多回采巷道將受二次甚至多次采動(dòng)影響。二次動(dòng)壓巷道往往受地應(yīng)力、相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力及本工作面懸臂梁超前支承壓力疊加影響[1-5]，表現(xiàn)出圍巖變形遞增速度快、變形持續(xù)不穩(wěn)定、變形量大、變形方式復(fù)雜等特點(diǎn)，導(dǎo)致常規(guī)支護(hù)方式難以保證巷道穩(wěn)定。

針對(duì)動(dòng)壓巷道力學(xué)環(huán)境、變形破壞機(jī)理及控制技術(shù)，國內(nèi)外學(xué)者做了大量研究。康紅普[6]提出了動(dòng)壓巷道圍巖支護(hù)-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)，極大程度上改善了我國動(dòng)壓巷道難以控制局面。李家卓等[7]提出了動(dòng)壓巷道多次擾動(dòng)失穩(wěn)機(jī)理，并優(yōu)化了開采順序。許興亮[8]等提出動(dòng)壓軟巖巷道圍巖破壞機(jī)理及強(qiáng)化技術(shù)研究，認(rèn)為動(dòng)壓打破圍巖原應(yīng)力平衡并增幅圍巖主應(yīng)力，導(dǎo)致彈塑性區(qū)向巖體內(nèi)部轉(zhuǎn)移，圍巖承載強(qiáng)度弱化。陳上元等[9]提出了深井沿空切頂巷道圍巖協(xié)同控制技術(shù)，探討了沿空留巷動(dòng)壓巷道圍巖應(yīng)力演化規(guī)律。很多學(xué)者對(duì)動(dòng)壓巷道圍巖支護(hù)-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)做了大量研究，但是對(duì)于動(dòng)壓巷道受超前支承壓力及側(cè)向支承壓力影響，其圍巖變形破壞響應(yīng)程度研究較少。為此，采用切頂卸壓水力壓裂技術(shù)，通過設(shè)計(jì)工作面端頭頂板和采空區(qū)側(cè)煤柱頂板切頂卸壓方案，系統(tǒng)研究動(dòng)壓巷道圍巖對(duì)超前支承壓力及側(cè)向支承壓力響應(yīng)程度，進(jìn)而研究動(dòng)壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制，確定動(dòng)壓巷道水壓致裂切頂卸壓方案。

1 工程背景

小保當(dāng)?shù)V112202工作面采深313～400 m，煤厚約5.8 m，傾角約1°，頂板巖性多為粉砂巖及粗砂巖，煤體裂隙發(fā)育。112202工作面采用“兩進(jìn)一回”布置，保護(hù)煤柱寬25 m。112201工作面回采結(jié)束后，112201工作面輔助運(yùn)輸巷成為112202工作面回風(fēng)巷。112201及112202工作面采掘接替關(guān)系如圖1。

圖1 采掘工程平面圖Fig.1 Mining engineering plan

小保當(dāng)?shù)V112202工作面回風(fēng)巷超前段礦壓顯現(xiàn)劇烈，幫部裂隙極度發(fā)育，煤柱幫嚴(yán)重垮幫，回采幫整體內(nèi)移，頂煤離層漏冒，超前支架被回采幫下部變形部位擠倒，立柱頻繁壓彎，影響工作面安全回采。

2 112202 回風(fēng)巷切頂卸壓水力壓裂技術(shù)

本次切頂卸壓水力壓裂范圍為112202回風(fēng)巷1 600～2 100 m處。試驗(yàn)設(shè)計(jì)采空區(qū)側(cè)煤柱頂板和工作面端頭頂板切頂卸壓2種方案，試驗(yàn)前250 m采用方案1，后250 m采用方案2。通過設(shè)計(jì)，系統(tǒng)研究動(dòng)壓巷道圍巖對(duì)超前支承壓力及側(cè)向支承壓力響應(yīng)程度。

2.1 工作面端頭頂板壓裂鉆孔布置方案

工作面端頭頂板水力壓裂鉆孔布置參數(shù)如圖2。

圖2 工作面端頭頂板水力壓裂鉆孔布置參數(shù)Fig.2 Arrangement parameters of hydraulic fracturing boreholes at end working face

1）壓裂鉆孔A。沿112202回風(fēng)巷軸向布置鉆孔，壓裂鉆孔向回采幫頂板方向打設(shè)并垂直于煤巷軸向。壓裂鉆孔傾角60°，長55 m。

2）壓裂鉆孔B。沿112202回風(fēng)巷軸向布置鉆孔，壓裂鉆孔向采空區(qū)方向打設(shè)并與煤巷軸向夾角呈5°，鉆孔開口距煤柱1 m。壓裂鉆孔傾角60°，長55 m。

3）鉆孔設(shè)備。采用ZDY1200S鉆機(jī)及其配套設(shè)備，鉆頭及鉆桿直徑分別為56、42 mm。

4）壓裂參數(shù)。水力壓裂鉆孔裂縫起裂壓力[10]計(jì)算可得本次高壓注水水泵壓力62 MPa，流量80 L/min，壓裂時(shí)間30 min，單孔多次壓裂，壓裂到距孔口10 m處停止壓裂。

2.2 采空區(qū)側(cè)煤柱頂板壓裂鉆孔布置方案

采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂參數(shù)如圖3。

圖3 采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂參數(shù)Fig.3 Parameters of hydraulic fracturing of coal pillar roof in goaf

1）壓裂鉆孔A。①沿112202回風(fēng)巷軸向布置鉆孔，壓裂鉆孔向煤柱幫頂板方向打設(shè)并垂直于煤巷軸向；②壓裂鉆孔傾角60°，長55 m。

2）壓裂鉆孔B。①沿112202回風(fēng)巷軸向布置鉆孔，壓裂鉆孔向采空區(qū)方向打設(shè)并與煤巷軸向夾角呈5°，鉆孔開口距煤柱1 m；②壓裂鉆孔間距15 m，傾角60°，長55 m，鉆孔A與鉆孔B交叉布置，錯(cuò)距7.5 m。

2.3 壓裂效果

鉆孔54 m處位置壓力-時(shí)間曲線如圖4。

圖4 鉆孔54 m處位置壓力-時(shí)間曲線Fig.4 Pressure-time curve at position of 54 m

1）鉆孔壓裂壓力達(dá)到一定值后，煤（巖）體新生裂隙產(chǎn)生發(fā)育甚至貫通，原生裂隙進(jìn)一步發(fā)育貫通甚至產(chǎn)生裂縫。裂隙產(chǎn)生后，鉆孔壓裂壓力減小，并保持穩(wěn)定。

2）本次每個(gè)鉆孔壓裂時(shí)長約30 min，期間鉆孔壓裂壓力均會(huì)出現(xiàn)不同程度降低，隨后保持穩(wěn)定，表明加壓30 min，可以保證裂隙張開并擴(kuò)展甚至貫通。

3）本次鉆孔壓裂注水速度80 L/min，采用單孔多次壓裂，單個(gè)鉆孔需注水約16次，每次注水量保持4.8 m3，總注水量76.8 m3。

4）由鉆孔壓裂壓力-時(shí)間關(guān)系可知，每個(gè)鉆孔均達(dá)到頂板產(chǎn)生壓裂裂縫及注水軟化頂板目的。

本次試驗(yàn)采用鉆孔窺視儀觀測壓裂鉆孔裂隙產(chǎn)生發(fā)育甚至貫通程度，評(píng)價(jià)頂板壓裂效果，本次鉆孔窺視長度達(dá)53 m，不同鉆孔位置均觀測到若干條裂隙甚至裂縫，達(dá)到預(yù)期頂板壓裂效果。壓裂鉆孔裂隙發(fā)育效果如圖5。

圖5 壓裂鉆孔裂隙實(shí)拍截圖Fig.5 Screenshots of the fractures of the fractured hole

3 動(dòng)壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制

受回采巷道布置方式及開采方法影響，走向長壁工作面多采用雙巷布置，導(dǎo)致很多回采巷道受二次甚至多次采動(dòng)影響。二次動(dòng)壓巷道往往受地應(yīng)力、相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力及本工作面懸臂梁超前支承壓力疊加影響，表現(xiàn)出圍巖變形遞增速度快、變形持續(xù)不穩(wěn)定、變形量大、變形方式復(fù)雜等特點(diǎn)。采用切頂卸壓水力壓裂技術(shù)，通過設(shè)計(jì)采空區(qū)側(cè)煤柱頂板和工作面端頭頂板切頂卸壓方案，系統(tǒng)研究動(dòng)壓巷道圍巖對(duì)超前支承壓力及側(cè)向支承壓力響應(yīng)程度。

3.1 動(dòng)壓巷道懸臂梁超前支承壓力破壞效應(yīng)

在小保當(dāng)?shù)V112202回風(fēng)巷工作面端頭頂板水力壓裂段（1 800 m處），分別觀測煤體應(yīng)力、錨桿-錨索受力、巷道圍巖變形。

3.1.1 懸臂梁超前支承煤體應(yīng)力觀測

工作面端頭頂板水力壓裂段（1 800 m處）回采幫布置應(yīng)力觀測站。回采幫煤體中布置5個(gè)觀測點(diǎn)，深度3、6、8.5、11.5、13 m。工作面端頭頂板水力壓裂段回采幫應(yīng)力曲線如圖6。

圖6 工作面端頭頂板水力壓裂段回采幫應(yīng)力曲線Fig.6 Stress curves of mining roof in hydraulic fracturing section of end roof of working face

1）觀測26 d之前，不同深度鉆孔應(yīng)力計(jì)保持穩(wěn)定，表明本工作面懸臂梁超前支承壓力影響范圍未波及壓裂段（1 800 m處）。當(dāng)工作面推進(jìn)到距離測站60 m時(shí)，鉆孔應(yīng)力計(jì)讀數(shù)持續(xù)增大，表明小保當(dāng)?shù)V112202工作面超前支承壓力影響范圍約60 m。

2）回采幫煤體3、6、9、13 m測點(diǎn)鉆孔應(yīng)力計(jì)讀數(shù)變化幅度小。觀測26 d之前，12 m測點(diǎn)鉆孔應(yīng)力計(jì)讀數(shù)保持11 MPa；觀測26 d之后，12 m測點(diǎn)鉆孔應(yīng)力計(jì)讀數(shù)持續(xù)增大，最大讀數(shù)15.5 MPa，工作面煤體應(yīng)力集中系數(shù)約1.6。結(jié)果表明：經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，小保當(dāng)?shù)V112202工作面超前支承壓力引起煤柱應(yīng)力集中程度降低，保證了工作面回采幫穩(wěn)定。

3.1.2 懸臂梁超前支承錨桿-錨索受力觀測

工作面端頭頂板水力壓裂段（1 800 m處）布置錨桿-錨索受力觀測站。幫部錨索觀測點(diǎn)：1#、2#、3#；頂板錨索觀測點(diǎn)4#、5#；回采幫錨桿觀測點(diǎn)6#、7#。錨桿-錨索受力觀測如圖7。

圖7 錨桿-錨索受力觀測Fig.7 Anchor rod-anchor cable force observation

1）經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，小保當(dāng)?shù)V112202工作面端頭頂板水力壓裂段錨桿、錨索受力小，遠(yuǎn)低于其承受能力，保證了二次動(dòng)壓巷道圍巖穩(wěn)定。

2）3#幫錨索測力計(jì)讀數(shù)增量最大，可達(dá)40 kN，應(yīng)力計(jì)最大讀數(shù)為67 kN，遠(yuǎn)低于其最大承受能力，表明經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，動(dòng)壓巷道幫部受超前支承壓力影響降低，保證了幫部深部圍巖穩(wěn)定。

3）4#頂錨索應(yīng)力計(jì)最大讀數(shù)55 kN，增加37 kN，表明經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，動(dòng)壓巷道頂板穩(wěn)定性增強(qiáng)。

4）6#、7#回采幫錨桿應(yīng)力計(jì)最大讀數(shù)為6 kN，持續(xù)穩(wěn)定，保證了回采幫淺部圍巖穩(wěn)定。

3.1.3 懸臂梁超前支承巷道圍巖變形觀測

工作面端頭頂板水力壓裂段（1 800 m處）布置巷道圍巖變形觀測站，分析工作面端頭切頂卸壓對(duì)圍壓變形的影響。1 800 m巷道圍巖變形觀測如圖8。

圖8 1 800 m巷道圍巖變形觀測Fig.8 Deformation observation of surrounding rock in 1 800 m roadway

經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，小保當(dāng)?shù)V112202工作面端頭頂板水力壓裂段頂板下沉量及幫部移近量均控制在200 mm，底鼓量控制在500 mm，其中煤柱幫內(nèi)移量大于回采幫。

1）受相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力影響，煤柱幫穩(wěn)定性弱于回采幫，應(yīng)加強(qiáng)煤柱幫支護(hù)強(qiáng)度。

2）采取工作面端頭切頂卸壓后，回采幫受工作面超前支承壓力影響程度降低。

3）工作面端頭頂板水力壓裂段礦壓明顯改善。

3.2 動(dòng)壓巷道弧形三角板側(cè)向支承壓力破壞效應(yīng)

在小保當(dāng)?shù)V112202回風(fēng)巷相鄰采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段（1 950 m處），分別觀測煤體應(yīng)力及巷道圍巖變形。

3.2.1 弧形三角板側(cè)向支承煤體應(yīng)力觀測

相鄰采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段（1 950 m處）煤柱幫布置應(yīng)力觀測站。煤柱幫煤體中布置4個(gè)觀測點(diǎn)，深度3、5.5、9、12 m。采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段煤柱幫應(yīng)力曲線如圖9。

圖9 采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段煤柱幫應(yīng)力曲線Fig.9 Stress curves of coal pillars in hydraulic fracturing section of side coal pillar roof in goaf

1）觀測30 d之前，3、5.5、9 m煤體應(yīng)力計(jì)讀數(shù)變化不大，觀測30 d時(shí)進(jìn)入超前支撐壓力影響范圍內(nèi)，9 m以內(nèi)煤柱煤體應(yīng)力增量不大，表明9 m范圍內(nèi)煤體處于塑性區(qū)。

2）觀測30 d之后，12 m煤體應(yīng)力計(jì)讀數(shù)明顯增大，最大可達(dá)18.7 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)約1.5。表明經(jīng)采空區(qū)側(cè)煤柱切頂卸壓后，相鄰采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段煤柱側(cè)煤體受弧形三角板側(cè)向支撐壓力影響降低，煤柱12 m煤體處于彈性內(nèi)，采空區(qū)側(cè)煤柱存在彈性區(qū)，保證了巷道穩(wěn)定。

3.2.2 弧形三角板側(cè)向支承巷道圍巖變形觀測

相鄰采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段（1 950 m處）布置巷道圍巖變形觀測站，分析采空區(qū)側(cè)煤柱切頂卸壓對(duì)圍壓變形的影響。1 950 m巷道圍巖變形觀測如圖10。

圖10 1 950 m巷道圍巖變形觀測Fig.10 Deformation observation of surrounding rock in 1 950 m roadway

經(jīng)采空區(qū)側(cè)煤柱切頂卸壓后，采空區(qū)側(cè)煤柱頂板水力壓裂段頂板下沉量及兩幫移近量均較小，保證了巷道圍巖穩(wěn)定。

3.3 動(dòng)壓巷道疊加力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制

頂板力學(xué)模型如圖11，頂板力學(xué)簡化模型如圖12[11]。

圖11 頂板力學(xué)模型圖Fig.11 Roof mechanical model diagram

圖12 頂板力學(xué)簡化模型圖Fig.12 Simplified model diagram of roof mechanics

二次動(dòng)壓巷道力學(xué)環(huán)境：地應(yīng)力、相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力及本工作面懸臂梁超前支承壓力等。計(jì)算如下：

式中：q為頂板上覆巖層壓力；p2為頂板支護(hù)體強(qiáng)度；F1為簡支梁煤柱幫承載力；F2為簡支梁回采幫承載力；F3為煤柱幫頂板加強(qiáng)支護(hù)；F4為回采幫頂板加強(qiáng)支護(hù)；σ1max為煤柱幫側(cè)向支承壓力最大值；σ2max為回采幫超前支承壓力最大值；b為煤柱幫寬度；c為回采煤幫寬度；r為巷道寬度。

頂板簡化模型成“簡支梁”模型，即簡支梁合力及端部彎矩取0，由式（1）計(jì)算可知F1與F2：

由式（2）可知：

1）F1大于F2，受相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力及本工作面懸臂梁超前支承壓力疊加影響，回采幫承載力大于煤柱幫，煤柱幫穩(wěn)定性弱于回采幫，應(yīng)加強(qiáng)煤柱幫支護(hù)強(qiáng)度。

2）增大F3及F4，即加強(qiáng)幫部頂板支護(hù)強(qiáng)度，F(xiàn)1及F2隨之降低，回采幫及煤柱幫所需提供承載力減小，增強(qiáng)頂板及煤幫穩(wěn)定性。增大F3及F4，即采取補(bǔ)打幫部錨索等措施，煤幫力學(xué)參數(shù)極大改善，控制煤幫裂隙范圍，煤柱幫及回采幫可提供最大承載力極大增強(qiáng)。因此，加強(qiáng)幫部及幫部頂板支護(hù)強(qiáng)度可保證巷道幫頂聯(lián)動(dòng)穩(wěn)定。

3）F1、F2與σ1max及σ2max有關(guān)，且F1、F2隨著σ1max及σ2max增大而增大，因此采取工作面端頭頂板和采空區(qū)側(cè)煤柱頂板切頂卸壓技術(shù)可有效降低煤柱所需提供承載力，提高煤幫穩(wěn)定性。

4）基于工作面工程地質(zhì)條件確定F1、F2與σ1max及σ2max具體關(guān)系，結(jié)合回采巷道煤柱幫及回采幫具體變形破壞現(xiàn)狀，具體確定動(dòng)壓巷道水壓致裂切頂卸壓鉆孔布置方案。

動(dòng)壓巷道疊加力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制：由工作面端頭頂板和采空區(qū)側(cè)煤柱頂板切頂卸壓方案及動(dòng)壓巷道疊加力學(xué)分析可知，二次動(dòng)壓巷道往往受地應(yīng)力、相鄰工作面采空區(qū)弧形三角板側(cè)向支承壓力及本工作面懸臂梁超前支承壓力疊加影響，表現(xiàn)出圍巖變形遞增速度快、變形持續(xù)不穩(wěn)定、變形量大、變形方式復(fù)雜等特點(diǎn)。采取工作面端頭頂板切頂卸壓，即降低本工作面超前支承壓力，可有效降低回采幫煤柱淺部和深部圍巖煤體應(yīng)力及錨桿-錨索受力，控制回采幫圍巖變形。采取相鄰采空區(qū)煤柱頂板切頂卸壓，即降低側(cè)向支承壓力，可有效提高煤柱幫彈性核寬度，控制煤柱幫圍巖變形。針對(duì)小保當(dāng)?shù)V二次動(dòng)壓強(qiáng)頂弱幫巷道，應(yīng)采取工作面端頭頂板切頂卸壓及相鄰采空區(qū)煤柱頂板切頂卸壓措施，降低超前支承壓力及側(cè)向支撐壓力影響，應(yīng)加強(qiáng)幫部支護(hù)強(qiáng)度，改善煤幫力學(xué)參數(shù)，控制煤幫裂隙范圍，提高煤柱幫及回采幫承載力，防止幫部破壞引發(fā)頂板失穩(wěn)，保證工作面安全高效回采。

4 結(jié)論

1）設(shè)計(jì)采空區(qū)側(cè)煤柱頂板和工作面端頭頂板切頂卸壓方案。采用水壓儀監(jiān)測壓裂壓力-時(shí)間關(guān)系及小孔徑全景電子窺視儀鉆孔窺視可知，壓裂鉆孔長度55 m范圍內(nèi)不同程度出現(xiàn)裂隙，達(dá)到切頂卸壓效果。

2）動(dòng)壓巷道懸臂梁超前支承壓力破壞效應(yīng)：采取工作面端頭頂板切頂卸壓，即降低本工作面超前支承壓力，可有效降低回采幫煤柱淺部和深部圍巖煤體應(yīng)力及錨桿-錨索受力，控制回采幫圍巖變形。

3）針對(duì)動(dòng)壓巷道弧形三角板側(cè)向支承壓力破壞效應(yīng)，采取相鄰采空區(qū)煤柱頂板切頂卸壓，即降低側(cè)向支承壓力，可有效提高煤柱幫彈性核寬度，控制煤柱幫圍巖變形。

4）由工作面端頭頂板和采空區(qū)側(cè)煤柱頂板切頂卸壓方案及動(dòng)壓巷道疊加力學(xué)分析可知，動(dòng)壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機(jī)制，并提出了小保當(dāng)?shù)V二次動(dòng)壓強(qiáng)頂弱幫巷道控制對(duì)策。