牛 同 會
(國能神東煤炭集團(tuán)有限責(zé)任公司,陜西 榆林 719000)
工作面回采中,上覆堅硬頂板的控制問題直接影響礦井安全生產(chǎn)[1-3]。堅硬頂板(巖石強度、彈性模量高)具備分層厚度大、裂隙不發(fā)育、完整性好、自穩(wěn)能力強等特征[4];因此,通常在煤層回采后,堅硬頂板難垮落導(dǎo)致其大面積懸露在后方采空區(qū),且短期內(nèi)很難隨工作面開采推進(jìn)而自然垮落[5];繼而進(jìn)一步引起工作面控頂區(qū)應(yīng)力高度集中[6];大面積懸空頂板突然垮落,形成劇烈沖擊載荷,巨大的擾動作用,極易誘發(fā)工作面及回采巷道強動壓顯現(xiàn)及其他一系列動壓災(zāi)害[7-9]。針對該類頂板控制方法主要有3類[10-11]:① 爆破強制放頂;② 注水弱化頂板;③ 水力壓裂。其中,爆破強制放頂存在裝藥作業(yè)難度大,爆破易使有害氣體超標(biāo),受裝藥、封孔、爆破影響,放頂效果差異大、難以人為控制,爆破震動易對工作面支架等設(shè)備構(gòu)成威脅,無法滿足神東礦區(qū)安全、高效生產(chǎn)的需求。注水弱化技術(shù)是通過提高巖體的含水率,使巖體與水產(chǎn)生水化作用從而降低巖體強度,該方法的局限性較大,適用于吸水性較強的巖體,但是巖體吸水后強度降低過大也不適用,則要求采用該弱化技術(shù)前,首先需對頂板巖體進(jìn)行室內(nèi)浸水試驗,充分了解目標(biāo)巖體的遇水軟化效應(yīng)。近些年,諸多學(xué)者對堅硬頂板水力壓裂控制技術(shù)進(jìn)行了大量研究,康紅普等[12]對水力壓裂技術(shù)在回采工作面堅硬頂板弱化、高應(yīng)力巷道圍巖卸壓及沖擊地壓防治方面進(jìn)行了研究;程蓬[13]研究了特厚煤層動壓巷道水力致裂卸壓護(hù)巷技術(shù);文獻(xiàn)[14-16]對水力壓裂技術(shù)在綜采工作面堅硬頂板初采期間的放頂技術(shù)及控頂效果進(jìn)行了研究;文獻(xiàn)[17-18]對神東礦區(qū)布爾臺礦42煤層強礦壓顯現(xiàn)堅硬頂板施工定向長孔分段壓裂技術(shù)及應(yīng)用進(jìn)行了研究。因此,在前人研究的基礎(chǔ)上,綜上對比分析而言,水力壓裂法成本低、施工快、安全、無污染、效果顯著等優(yōu)勢,隨著水力壓裂技術(shù)和裝備的日漸完善被推廣和應(yīng)用于適宜的礦區(qū)[19-21]。雖然傳統(tǒng)水力壓裂已在煤礦中應(yīng)用多年,已成為煤礦堅硬頂板處理主要技術(shù)之一,但在現(xiàn)場施工中仍存在鉆孔淺、鉆孔軌跡無法精準(zhǔn)定向、控制卸壓范圍有限以及卸壓施工效果不理想等問題,難以處理工作面高位巖層和工作面中部堅硬頂板問題,則控制高位巖層和全工作面堅硬頂板實現(xiàn)水力壓裂卸壓技術(shù)與工藝急需進(jìn)一步研究。
通過分析水力壓裂施工對堅硬頂板的控制技術(shù)及壓裂機理,以布爾臺煤礦42202綜放工作面為工程背景,分析堅硬頂板施工定向水力壓裂的卸壓控制機理,現(xiàn)場通過對液壓支架應(yīng)力監(jiān)測、工作面來壓步距、輔運巷道變形、錨桿(索)受力及圍巖應(yīng)力等參數(shù)進(jìn)行監(jiān)測,通過對比分析了頂板施工水力壓裂對礦壓顯現(xiàn)的影響,為同類堅硬頂板定向水力壓裂卸壓控制礦壓顯現(xiàn)提供了前期實驗及工程應(yīng)用背景。
布爾臺煤礦42202綜放工作面,為42煤二盤區(qū)第2個回采工作面,回采長度為4 485.24 m,工作面長320 m,相鄰側(cè)為42201-1和42201-2采空區(qū)。
煤層上覆存在0~23 m的松散層,與上覆22煤層間距65~87 m,地面標(biāo)高+1 243.9~+1 344.3 m,底板標(biāo)高+916.11~+933.42 m,煤厚5.38~7.18 m,平均6.12 m,傾角1°~3°,煤層頂、底板特征見表1。采煤機割煤高度3.7 m,放煤高度2.42 m,采放比1∶0.65,一采一放,放煤步距0.865 m。
表1 煤層頂、底板巖性特征Table 1 Lithologic characteristics of roof and bottom of coal seam
隨著工作面逐步回采推進(jìn),由于煤層上覆頂板中存在堅硬、巨厚層狀巖層,進(jìn)而導(dǎo)致采空區(qū)后方頂板冒落滯后,形成了懸頂效應(yīng),是造成礦壓顯現(xiàn)劇烈的重要因素;為了便于分析懸頂效應(yīng)對礦壓顯現(xiàn)的影響,則假定煤層采空區(qū)上覆堅硬頂板巖層只發(fā)生彎曲下沉,用矩形截面純彎曲梁結(jié)構(gòu)作為懸頂結(jié)構(gòu)的簡化計算力學(xué)模型[22-24],如圖1所示,受力分析計算如下。
M—O點彎矩;q—均布載荷;h—梁高度;b—梁寬度;lmax—梁最大長度圖1 懸頂結(jié)構(gòu)的簡化計算力學(xué)模型Fig.1 Simplified computational mechanics model of suspended roof structure
依據(jù)材料力學(xué)對覆巖堅硬頂板簡化的純彎曲等截面梁結(jié)構(gòu)進(jìn)行受力分析,其最大正應(yīng)力位于距離中軸線最遠(yuǎn)處,則有:
(1)
式中:σmax為橫截面上某點最大拉應(yīng)力,MPa;h為覆巖堅硬頂板的厚度,m;Mmax為該截面的最大彎矩,kN·m;Ix為該截面的慣性矩,m4。
矩形截面對z軸的慣性矩為:
(2)
式中:A為截面面積;y為y方向長度,m。
彎矩為:
(3)
式中,q為上覆巖層所受壓應(yīng)力,MPa。
令σmax=σt,聯(lián)立上式計算可得到覆巖堅硬頂板周期破斷步距與其抗拉強度的關(guān)系,有:
(4)
式中,σt為覆巖堅硬頂板抗拉強度,MPa。
由上述分析可知,覆巖堅硬頂板厚度、寬度尺寸越小,工作面回采后覆巖堅硬頂板抗拉強度降低,可以有效減小其懸頂距,繼而避免回采過程中,堅硬頂板將自身懸頂自重及其所承載的載荷作用于工作面支架及煤體。因此,通過采取施工定向水力壓裂來控制堅硬頂板垮落放頂,降低礦壓顯現(xiàn)程度。
對頂板施工定向水力壓裂要達(dá)到降低礦壓顯現(xiàn)的目的,首先則需要根據(jù)工作面的鉆孔柱狀資料來確定覆巖堅硬頂板的位置;再依據(jù)回采速度設(shè)計水力壓裂鉆孔參數(shù);最后對堅硬頂板進(jìn)行分段水力壓裂。
由表1分析可知,42202綜放工作面上覆巖層基本頂巖性為粉砂巖,有鉆孔資料可知,其呈現(xiàn)為灰色,巨厚層狀,以石英為主,長石次之,云母碎片及暗色巖屑,半堅硬;因此,為了從根本上減弱42202綜放工作面礦壓顯現(xiàn)程度,對其工作面中部上覆基本頂(粉砂巖)施工水力壓裂,破壞其完整性,轉(zhuǎn)移或削弱上覆巖層儲存的集中高應(yīng)力,釋放其儲存的彈性能,改變應(yīng)力傳遞路徑,同時,利用高壓水軟化堅硬頂板,降低其強度,保證工作面后方采空區(qū)頂板隨回采推進(jìn)及時垮落,充填采空區(qū),降低采空區(qū)殘余應(yīng)力影響。
如圖2所示,確定堅硬頂板巖層后,在工作面前方42202運輸巷施工鉆孔至預(yù)致裂堅硬巖層中,再在該巖層中施工水平段鉆孔(即為致裂范圍)。采用高壓壓裂泵組經(jīng)過油管將高壓液體注入封隔器內(nèi),高壓液體再由中心管流入膠筒內(nèi)囊腔,擴(kuò)張膠筒,并使其與孔壁緊密接觸,密封封隔器與鉆孔空隙,封堵后泵注壓力持續(xù)增加,壓差滑套打開,高壓水進(jìn)入2個封隔器之間,對鉆孔孔壁進(jìn)行壓裂,原始裂隙進(jìn)一步擴(kuò)張,并增生新裂隙,破壞堅硬頂板完整性,降低其強度,采用頂板定向水力壓裂預(yù)處理措施,控制堅硬巖層中水力壓裂裂隙的擴(kuò)展方向,誘導(dǎo)水力壓裂裂隙面擴(kuò)展,可以破壞頂板懸頂結(jié)構(gòu),利于回采過程中頂板及時、安全垮落,繼而降低回采期間礦壓顯現(xiàn)。
2.3.1 定向鉆孔工藝
定向鉆進(jìn)技術(shù)是采用專用工具使鉆孔軌跡按設(shè)計要求延伸至預(yù)定目標(biāo)的鉆探方法。其裝備主要包括:定向鉆機、定向鉆桿、螺桿馬達(dá)、定向鉆頭以及YHD2-1000T(A)隨鉆測量系統(tǒng);其中螺桿馬達(dá)以及隨鉆測量系統(tǒng)為定向鉆進(jìn)的核心。
在螺桿馬達(dá)近水平定向鉆進(jìn)時,鉆桿不旋轉(zhuǎn),通過螺桿鉆具轉(zhuǎn)子帶動鉆頭回轉(zhuǎn)來實現(xiàn)破碎巖石鉆進(jìn)。根據(jù)設(shè)計鉆孔軌跡,在施工中,通過隨鉆測斜數(shù)據(jù)來實時調(diào)整螺桿鉆具工具面向角,從而使鉆孔的傾角和方位達(dá)到預(yù)定目標(biāo),原則上每3 m對鉆孔進(jìn)行一次參數(shù)測定,力求鉆孔按照設(shè)計軌跡和要求鉆進(jìn)。因此,通過上述定向鉆進(jìn)施工技術(shù)以確保卸壓鉆孔準(zhǔn)確鉆入頂板堅硬巖層中。
2.3.2 分段壓裂技術(shù)原理
本次施工采用雙封單卡多點拖動管柱分段水力壓工藝,其工作原理:當(dāng)完成定向鉆孔施工和壓裂工具串送入指定位置后,通過雙封隔器單卡壓裂目標(biāo)層位段,利用在封隔器中設(shè)計平衡泄壓通道,實現(xiàn)了高壓管柱壓裂液與封隔器壓力的平衡傳遞,保證“即壓即封、卸壓解封”的目標(biāo)。
如圖3所示,當(dāng)高壓壓裂液達(dá)到3 MPa后封隔器實現(xiàn)完全坐封,繼續(xù)增壓壓力達(dá)到5 MPa后,限流器打開,實現(xiàn)壓裂段的壓裂施工;壓裂施工過程中,高壓壓裂液不斷注入頂板巖層中,促使作用于巖層的水壓力逐漸升高,當(dāng)壓力大于巖層破裂壓力后,巖層的彈性余能以動能形式釋放,表現(xiàn)為巖體壓縮破裂、引起振動等動力現(xiàn)象,促使巖層產(chǎn)生新的裂縫系統(tǒng),破壞巖層整體完整性,降低其強度;當(dāng)完成第1段壓裂施工后,關(guān)閉壓裂孔口壓裂泵注設(shè)備,進(jìn)行孔口排水卸壓,封隔器自動回彈至原有規(guī)格;利用定向鉆機拖動孔口高壓管柱,將封隔器拖動至設(shè)計位置,進(jìn)行第2段壓裂施工,如此循環(huán),依次完成設(shè)計施工段的壓裂施工,相鄰壓裂段形成三維立體連續(xù)性巖層裂縫,實現(xiàn)煤層堅硬頂板的有效弱化。
圖3 覆巖頂板多次分段壓裂施工Fig.3 Multistage fracturing construction of overlying roof
2.3.3 分段壓裂工藝技術(shù)流程
雙封單卡拖動管柱分段水力壓工藝主要由壓裂設(shè)備優(yōu)選、壓裂工具組合、工具選型、泵注流程等組成,分段壓裂方式由里向外依次壓裂,如圖4所示。
圖4 分段水力壓裂工藝流程Fig.4 Staged hydraulic fracturing process flow
結(jié)合42202綜放工作面地質(zhì)條件分析,針對工作面回采期間1次見方、2次見方易發(fā)生強礦壓顯現(xiàn)的位置,設(shè)計鉆孔布置方案,布置2個鉆場,共6個鉆孔,設(shè)計孔徑96 mm,孔口1開96 mm鉆進(jìn)至直接頂,2開擴(kuò)孔153 mm,下127 mm套管跨過巖層10 m。套管侯凝結(jié)束后,按照設(shè)計軌跡1開96 mm鉆進(jìn)至終孔,鉆孔壓裂目標(biāo)層位為42煤層基本頂粉砂巖。方案具體設(shè)計內(nèi)容如下所述。
實現(xiàn)對工作面中部區(qū)域及回風(fēng)巷道進(jìn)行卸壓的目的,將定向鉆孔軌跡設(shè)定在42煤上部基本頂粉砂巖巖層中部;具體方案設(shè)計2個施工鉆場,1號鉆場距開切眼550 m,位于42202工作面運輸巷30聯(lián)巷;2號鉆場距工作面開切眼810 m,42202工作面運輸巷29聯(lián)巷。
各個鉆場均布置3個鉆孔,共計鉆孔6個,單孔長度318~497 m;鉆孔施工參數(shù)見表2。
表2 鉆孔施工參數(shù)Table 2 Drilling construction parameters
1號和2號鉆場的相鄰鉆孔設(shè)計為當(dāng)相鄰位置單個鉆孔進(jìn)行壓裂時,兩鉆孔間距保持在30 m;當(dāng)2個鉆孔均需進(jìn)行壓裂時,鉆孔間距為60 m。依據(jù)其它工作面壓裂效果,初步設(shè)計壓裂段間距30 m,壓裂段長度6.5 m,單孔壓裂7段,鉆孔設(shè)計如圖5所示。
圖5 壓裂鉆孔設(shè)計Fig.5 Fracturing borehole design
現(xiàn)場施工1號、2號鉆場累計進(jìn)行分段壓裂49段,最高壓力30.7 MPa,最低壓力9.8 MPa,最大破裂壓降10.0 MPa,出現(xiàn)3 MPa以上明顯壓降368次,形成了有效的三維裂縫,降低了頂板整體強度。
利用壓裂泵組自動監(jiān)測系統(tǒng),進(jìn)行壓裂過程中壓力、流量等參數(shù)的監(jiān)測和記錄,繪制參數(shù)曲線如圖6所示。
圖6 SF2-1號鉆孔壓裂過程參數(shù)變化曲線Fig.6 Variation curve of parameters in fracturing process of drilling SF2-1
SF2-1號鉆孔壓裂過程監(jiān)測注水壓力及注水量變化如圖7所示,分析可知,在封隔器封好鉆孔后,啟動壓力泵進(jìn)行注水壓裂,水壓急劇增大,第1段(313.01~318.79 m)壓力達(dá)到峰值30.7 MPa時,壓差滑套開啟,此時裂縫開始起裂,此后,水壓呈現(xiàn)緊密鋸齒狀波動變化,表明裂縫在相對穩(wěn)定壓力(裂縫擴(kuò)展壓力約為24 MPa)作用下不斷發(fā)生擴(kuò)展,最大壓降值達(dá)到6.3 MPa。壓裂時長持續(xù)約100 min后,停止作業(yè),水壓降為0,該位置壓裂結(jié)束。第3段(248.37~254.15 m)壓裂壓力最大為24.7 MPa,裂縫擴(kuò)展壓力為20 MPa左右,最大壓降為5.2 MPa。壓裂過程中,壓力變化整體平穩(wěn),注水量持續(xù)穩(wěn)定增長,壓裂效果明顯,表明頂板巖層均勻性好,有利于水力裂縫大范圍擴(kuò)展,有效弱化、分割頂板巖層,其他鉆孔壓裂過程參數(shù)與上述結(jié)果一致。
在42202工作面回采過程中,利用礦壓監(jiān)測系統(tǒng)對支架壓力進(jìn)行動態(tài)監(jiān)測,通過壓裂前后工作面支架阻力,考察分段水力壓裂頂板弱化效果;進(jìn)一步對比分析回采推進(jìn)過程中壓裂施工區(qū)域前、后礦壓顯現(xiàn)情況,評價壓裂整體效果,主要對比參數(shù)涉及回采過程中的來壓強度、來壓步距、動載系數(shù)及巷道頂幫變形情況。
依據(jù)液壓支架數(shù)據(jù)采集結(jié)果繪制支架阻力變化圖(圖7)。由圖7分析可知,采取水力壓裂控制措施后,42202工作面回采至第1次見方與第2次見方期間,整體支架阻力較低,約為30 MPa。同時,現(xiàn)場來壓情況得到有效緩解,來壓步距如圖8所示,由圖8、圖9分析可知,工作面回采至66 m,初次來壓,峰值壓力為58.8 MPa,平均壓力30.1 MPa,來壓步距66 m。未進(jìn)入壓裂段前(推進(jìn)67~182 m),周期來壓峰值壓力為59.1 MPa,平均34.4 MPa,周期來壓步距44~46 m,來壓范圍大。進(jìn)入壓裂段后(推進(jìn)182~716 m),周期來壓峰值壓力為50.1 MPa,平均31.1 MPa,周期來壓步距19~25 m,整體來壓范圍明顯降低。離開壓裂段后(推進(jìn)716~960 m),周期來壓峰值壓力為59.7 MPa,平均35.2 MPa,周期來壓步距20~26 m,來壓范圍又增大。
圖7 液壓支架阻力數(shù)據(jù)平面Fig.7 Planar cloud map of hydraulic support resistance data
圖8 42202工作面機尾來壓步距Fig.8 Machine tail pressing step distance in No.42202 working face
圖9 42202工作面未壓裂區(qū)域Fig.9 Site map of No.42202 working face without fracturing
覆巖運移直接影響支架工作阻力變化,用來壓前和來壓時支架上的頂板壓力差異來描述頂板運移對支架工作阻力的影響,引入動載系數(shù)kd:
(5)
式中:FL、FW分別為來壓、未來壓的支架平均工作阻力。
由式(5)對工作面未壓裂區(qū)域(推進(jìn)716~960 m)來壓前、后支架阻力數(shù)據(jù)進(jìn)行計算可知,推進(jìn)716~960 m位置未壓裂區(qū)域整體動載系數(shù)為1.35~1.46,平均1.43;現(xiàn)場生產(chǎn)整體動載荷效應(yīng)較大,來壓期間,均伴隨著工作面片幫,片幫深度最大1.0 m(圖9a);同時,42202輔助運輸巷副幫出現(xiàn)幫鼓及幫錨索鎖具失效的現(xiàn)象(圖9b)。
對工作面壓裂區(qū)域(推進(jìn)182~716 m)來壓前、后支架阻力數(shù)據(jù)計算對比分析可知,施工水力壓裂位置區(qū)域整體動載系數(shù)為1.32~1.44,平均1.37,動載荷效應(yīng)較小,在來壓期間,工作面煤壁較完整(圖10a);并且,同等支護(hù)條件下42202運輸巷副幫良好(圖10b)。
圖10 42202工作面施工壓裂區(qū)域Fig.10 Construction fracturing area of No.42202 working face
4.3.1 圍巖變形監(jiān)測
在42202綜放工作面輔運巷道距離開切眼200 m處開始每隔50 m布置1個測站,200~1 000 m共布置17個觀測點,采用十字布點法監(jiān)測斷面位移,結(jié)果如圖11所示。
由圖11分析可知,1~6號測站(距離開切眼位置400~716 m,處在水力壓裂區(qū)域)圍巖的兩幫移近量為160~180 mm,頂、底板移近量為100~140 mm;而7~9號測站(距離開切眼位置716~960 m,處在頂板未壓裂區(qū)域)圍巖的兩幫移近量為180~300 mm,頂、底板移近量為140~160 mm;因此,對工作面堅硬頂板施工水力壓裂進(jìn)行弱化,可有效降低輔運巷道圍巖變形。
4.3.2 圍巖應(yīng)力監(jiān)測
42202輔運距開切眼400 m位置開始每隔50 m在正幫安裝2個圍巖鉆孔應(yīng)力計(1個深基點(15 m),1個淺基點(9 m)),鉆孔應(yīng)力計初始給定壓力為4.0 MPa;選擇距開切眼400~716 m壓裂區(qū)域及716~960 m未壓裂區(qū)域內(nèi)的鉆孔應(yīng)力數(shù)據(jù)進(jìn)行對比分析,應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果如圖12所示。
圖12 42202輔運巷圍巖應(yīng)力監(jiān)測Fig.12 Stress monitoring of surrounding rock along trough No.42202
由12分析可知,距離開切眼位置400~716 m,位于頂板水力壓裂區(qū)域,淺部圍巖應(yīng)力增加1.5 MPa,深部圍巖應(yīng)力增加1.2 MPa,且增加緩慢;距離開切眼位置716~960 m,位于未壓裂區(qū)域,淺部圍巖應(yīng)力增加5.0 MPa,深部圍巖應(yīng)力增加4.5 MPa,且增加顯著;則對堅硬頂板采取水力壓裂可以降低輔運巷道圍巖應(yīng)力,弱化采動應(yīng)力對輔運巷道圍巖的影響。
4.3.3 錨桿、錨索受力監(jiān)測
42202輔運巷距開切眼400 m位置開始每隔50 m安裝一組錨桿、錨索監(jiān)測設(shè)備(每個監(jiān)測點布置2個監(jiān)測設(shè)備,1個頂板錨索監(jiān)測,1個正幫錨桿監(jiān)測),錨索初張力為120 kN,錨桿初始錨固力為65 kN;選擇距開切眼400~716 m壓裂區(qū)域及716~960 m未壓裂區(qū)域內(nèi)的錨桿、錨索應(yīng)力數(shù)據(jù)進(jìn)行對比分析,監(jiān)測結(jié)果如圖13所示。
圖13 42202輔運錨桿、錨索受力監(jiān)測Fig.13 Force monitoring of No.42202 anchor rod and anchor cable
由圖13分析可知,距離開切眼400~716 m,位于水力壓裂區(qū)域的錨索受力在135~162 kN,錨桿受力在65~73 kN;距離開切眼750~950 m,位于未壓裂區(qū)域的錨索受力在140~182 kN,錨桿受力在68~102 kN;幫部錨桿受力在頂板壓裂區(qū)出現(xiàn)了波動,但其整體受力較低;同時,頂板錨索受力在施工水力壓裂后顯著降低。
1)針對布爾臺煤礦42202工作面由于采空區(qū)覆巖頂板懸頂易誘發(fā)劇烈礦壓顯現(xiàn)這一現(xiàn)狀,通過理論分析確定其上覆巖層存在堅硬頂板難以垮落,無法充填采空區(qū)而大面積懸露于采空區(qū)上方,并進(jìn)一步對其覆巖結(jié)構(gòu)簡化力學(xué)模型進(jìn)行計算,揭示了堅硬頂板懸頂對礦壓顯現(xiàn)的影響。
2)基于堅硬頂板覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)分析及其運移特征,進(jìn)一步提出在42202工作面中部施工定向水力壓裂來控制堅硬頂板垮落,避免礦壓顯現(xiàn)劇烈;并依據(jù)地質(zhì)鉆孔資料確定堅硬頂板層位,制定水力壓裂鉆孔技術(shù)方案,設(shè)計鉆場位置、鉆孔及壓裂參數(shù)。
3)對水力壓裂技術(shù)在布爾臺煤礦42202工作面現(xiàn)場工業(yè)性試驗結(jié)果分析可知:對42202工作面堅硬頂板施工定向水力壓裂后,整體效果顯著,整體來壓步距明顯降低,液壓支架壓力減小,且回采過程中受力未出現(xiàn)明顯波動。
4)通過對42202工作面液壓支架壓力、動載系數(shù)和輔運巷道圍巖變形、圍巖應(yīng)力及錨桿、索受力數(shù)據(jù)對比分析可知,壓裂施工后,工作面壓裂鉆孔影響區(qū)域來壓強度整體降低,尤其是來壓峰值壓力降幅明顯,降低約10%;來壓步距降低4%;來壓前支架平均阻力降低2.6%;來壓時支架平均阻力降低6.8%;動載系數(shù)降低4%;巷道收斂變形量減小;工作面煤壁片幫得到遏制;圍巖應(yīng)力減弱,錨桿、索受力下降,反映出堅硬頂板施工水力壓裂弱化效果的有效性。對42202工作面覆巖粉砂巖層施工水力壓裂弱化后,壓裂卸壓影響區(qū)域工作面來壓強度整體降低,尤其是來壓峰值壓力降幅明顯,降低約10%;來壓步距降低4.0%;來壓前支架平均阻力降低2.6%;來壓時支架平均阻力降低6.8%;動載系數(shù)降低4%;工作面煤壁片幫得到遏制;同時,輔運巷兩幫及頂?shù)鬃冃瘟糠謩e減小100、30 mm;輔運巷淺部及深部圍巖應(yīng)力分別降低3.5、3.3 MPa,錨桿、錨索受力分別下降29、20 kN,反映出對堅硬頂板施工定向水力壓裂能有效降低工作面礦壓顯現(xiàn),可滿足安全生產(chǎn)要求。