水力压裂切顶卸压技术在煤峪口矿8712工作面的应用研究

王 振

（大同煤矿集团马道头煤业有限责任公司，山西 大同 037000）

0 引 言

井下采煤工作面生产过程中，工作面上方一层或几层随着工作面推进而垮落的岩层为直接顶，直接上方坚硬且完整的岩层我们称之为坚硬难垮岩层[1～2]，此类顶板岩层具有较强的自承能力，在工作面末采阶段形成难以垮落的大面积悬顶，对于采用双回撤通道进行工作面搬家的工作面，上方坚硬悬顶易引起剧烈的来压现象，工作面及回撤通道受超前支承压力的影响，导致主回撤通道及联络巷围岩出现显著的失稳变形，威胁矿井的安全高效生产。针对于此类问题，目前较为常用的方法包括垛式支架加强支护、爆破切顶等方法，但是此类方法应用效果不佳，并且存在很多缺陷。因此本文以煤峪口矿11-12#合并煤层工作面末采回撤通道的支护为背景，研究通过水力压裂对末采面顶板实施水力预裂弱化处理，减小采空区坚硬顶板的悬顶长度，提高回撤通道围岩的稳定性，减少支护费用和巷道维修工作量具有重要的意义。

1 工程概况

同煤集团煤峪口矿井田位于大同煤田东南翼的东北端，矿井地面工业广场距大同市区约17km，井田平面形状呈马鞍型，井田内总的地势为北部高南部低，最高点位于井田东北部山梁，标高+1490.29m，最低点位于井田东南部沟谷内，标高+1057.32m，相对高差+432.97m。煤峪口矿目前已有九十多年的开采历史，现阶段矿井生产规模90万t/a；矿井设计可采储量121270kt，矿井服务年限72.2a，目前正在进行井田范围内11-12#合并层煤层的采掘作业，11-12#煤层稳定，煤层均厚为7.8m，为近水平煤层。11-12#煤层直接顶板多为砂质泥岩、粉砂岩，老顶为粗砂岩，底板岩性多为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，一般厚2.82m。煤峪口矿11-12#合并层8712工作面位于11-12#合并层307盘区东部，南部与14#层307盘区系统巷相连；西部紧邻11-12#合并层8710工作面；东部为11-12#合并层8714工作面。

2 主回撤通道支护现状分析

煤峪口矿8712工作面紧邻的8710工作面即将回采完毕，该工作面末采阶段未采取切顶卸压的措施，该工作面地质状况和开采技术条件与8712工作面基本相同，其主回撤通道采用传统的锚网索支护，矩形断面尺寸宽×高=6.0×3.4m，顶板锚杆采用直径为20mm、长度为2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为950×1000mm，锚杆沿中心线对称布置，靠近巷道中心线位置的五根锚杆垂直岩壁施工，靠近两帮肩角处的锚杆向外侧倾斜30°安装，采用钢筋网护表，锚杆均采用一支Z2360树脂药卷，预紧力不小于 100N.m。煤柱帮锚杆采用 φ16×1800mm的螺纹钢锚杆，回采帮采用φ16×1800mm的玻璃钢锚杆，锚杆间排距为1000×1000mm，两帮的锚杆采用一支Z2360树脂药卷，预紧力不小于100N.m，锚固力不小于70kN，两帮采用金属网护帮，金属网由直径6.5m的冷拔铁丝制成。顶板锚索采用长度为4500mm、直径17.8mm的1×9预应力钢绞线，每排一根锚索，锚索排距为3000mm，每根锚索使用树脂锚固剂MSCK23/60、MSZ23/80各一支。8710工作面主回撤通道如图1所示。

图1 主回撤通道支护示意图

煤峪口矿8710工作面采用预掘回撤通道进行工作面的搬家作业，主回撤通道一次支护采用上述的锚网索支护，在工作面即将回采至与主回撤通道贯通时，采用垛式液压支架进行二次支护。8710工作面末采即将与主回撤通道贯通时，由于工作面超前支承压力的影响，主回撤通道顶板发生显著的离层现象，锚杆锚索多处出现断裂失效，回采帮上部片帮现象严重，靠煤柱帮下部片帮严重。花费了大量的人工和时间去维护围岩和清理落煤，严重影响了工作面搬家的效率和速度。因此，8712工作面末采阶段非常有必要采取适当的措施来避免强矿压现象的出现。

3 水力压裂切顶对主回撤通道矿压显现的影响模拟研究

为研究分析煤峪口矿8712工作面采用水力压裂切顶技术的效果和可行性，采用有限元ABAQUS数值模拟软件[3～4]，根据8712工作面具体的地质条件建立数值模型，模拟工作面顶板为粉砂岩，底板为泥岩，模拟水力压裂切顶和正常情况下两种情况，正常回采条件下，工作面回采时，工作面后方坚硬顶板具有20m的悬顶距，采取水力压裂切顶后，工作面后方坚硬顶板及时垮落。切顶前后的数值模型如图2所示。

图2 水力压裂切顶卸压前后数值模型

监测切顶卸压前后工作面两侧煤岩体内垂直应力的分布，由于篇幅所限，仅将工作面距离回撤通道15m时煤岩体内垂直应力的分布情况给出。图3（a）所示结果为工作面距离回撤通道15m时，此时工作面的水平坐标为-35～-30，回撤通道的水平坐标为-56至-50，水平坐标-30至-120内工作面已回采。根据图3所示的结果可知，采取切顶措施前后，工作面前方均存在垂直应力较大的区域，并且垂直应力的变化趋势基本相同，此时工作面前方煤岩体内垂直应力在回撤通道附近达到峰值。未采取切顶措施时，撤通道附近垂直应力最大值约为10.8MPa，工作面后方悬顶区域垂直应力为零。切顶后，回撤通道附近垂直应力最大值约为7.9MPa，工作面后方区域的垂直应力约为1MPa，切顶前后，回撤通道附近超前支承压力的峰值减小了26.9%，工作面后方垂直应力明显增大，由此可知，切顶后能够将上覆岩层的载荷向工作面后方转移，减弱超前支承压力对回撤通道围岩的扰动，提高回撤通道围岩的稳定性。

4 8712工作面水力压裂切顶卸压实施方案

根据上文研究的成果设计在煤峪口矿8712工作面应用水力压裂切顶卸压技术，主回撤通道和回采巷道末端水力压裂卸压钻孔的布置详情如图4所示，压裂钻孔分为长（C型）和短（D型）两种类型，C型钻孔倾斜长度35m，与水平方向的夹角为30°，钻孔底部距离顶板垂直高度为16.6m；D型钻孔倾斜长度为33m，与水平方向的夹角为56°，钻孔底部距离顶板垂直高度为26.4m，两种类型的钻孔交替布置，钻孔间距为10m，主回撤通道共布置29个压裂孔，两侧回采巷道顶板分别布置5个压裂孔。压裂段间距为2m，每个C型压裂孔进行十次压裂，每个D型压裂孔压裂8次，高压水泵加压在10～15MPa之间，压裂时间通常大于30分钟。

图4 8712工作面顶板压裂钻孔布置方案

5 现场矿压监测

煤峪口矿8712工作面主回撤通道采用上文所述的锚网索支护方案，并且在工作面与主回撤通道贯通前，采用水力压裂钻孔进行切顶，在工作面末采阶段进行现场围岩位移观测，工作面整个末采阶段超前支承压力的影响下，回撤通道内矿压显现很小，回采帮没有出现鼓包、片帮等现象，具体情况如图5（a）所示。工作面末采与主回撤通道贯通期间，进行围岩位移监测，得到图5（b）所示的结果，整个末采阶段期间，主回撤通道顶底板移近量最大为67mm，煤柱帮位移量最大为46mm，相对于切顶卸压前，围岩位移量显著的减小，采取水力压裂切顶卸压技术来提高主回撤通道围岩的稳定性是可行的。

图5 切顶后主回撤通道围岩位移情况

6 结 论

煤峪口矿11-12#合并层煤层顶板属于坚硬难垮顶板，根据现场矿压监测结果表明，工作面末采阶段超前支承压力的影响下，其主回撤通道围岩出现明显的失稳破坏，通过数值模拟、理论分析等方法，研究表明可采取水力压裂切顶卸压的措施，贴合煤峪口矿9712工作面具体的地质和开采技术条件，设计主回撤通道和回采巷道内水力压裂钻孔的相关参数，现场应用后进行围岩位移监测，通过水力压裂切顶卸压后，回撤通道回采帮未表现明显的矿压显现，顶底板移近量最大为67mm，煤柱帮位移量最大为46mm，主回撤通道围岩稳定性良好，取得了良好的应用效果。