回撤通道頂板結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機(jī)理及壓裂控制研究

張永強(qiáng)，王襄禹，李冠軍，李軍臣，姚志紅，楊俊峰

(1.神東天隆集團(tuán) 霍洛灣煤礦，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017200；2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116)

綜采工作面貫通期間，回撤通道圍巖會(huì)長(zhǎng)時(shí)間經(jīng)受超前支承壓力的作用，隨著工作面前方剩余煤柱的采出，上覆巖層的載荷將主要作用于工作面支架和回撤通道支護(hù)體。為避免末采期支護(hù)體受力過(guò)大，以及維護(hù)回撤通道圍巖穩(wěn)定，保證工作面設(shè)備的安全快速回撤，許多學(xué)者在大量觀測(cè)工作面末采期礦壓顯現(xiàn)的基礎(chǔ)上，深入研究了回撤通道圍巖變形機(jī)理并提出一些針對(duì)性措施。徐金海[1]等通過(guò)相似模擬試驗(yàn)研究了周期來(lái)壓位置對(duì)回撤通道頂板下沉量的影響，提出了綜放工作面合理停放位置的確定原則；王曉振[2]等提出了神東淺埋煤層末采讓壓開采原理，并結(jié)合工作面來(lái)壓規(guī)律科學(xué)合理地確定讓壓間隔煤柱的尺寸；呂華文[3]建立了工作面剩余煤柱力學(xué)分析模型，得到了工作面剩余煤柱動(dòng)態(tài)應(yīng)力預(yù)測(cè)公式，并實(shí)測(cè)分析了工作面末采期回撤通道圍巖和垛式支架的應(yīng)力響應(yīng)特征；谷拴成[4]等針對(duì)末采階段回撤通道易出現(xiàn)支架壓死和圍巖變形量過(guò)大的問(wèn)題，分析了末采階段工作面煤柱和通道間保護(hù)煤柱荷載轉(zhuǎn)移的力學(xué)機(jī)理；楊仁樹[5]等研究了周期來(lái)壓步距和基本頂斷裂位置對(duì)回撤通道的影響，并依據(jù)頂幫協(xié)同控制原則控制回撤通道的圍巖變形。然而，由于工作面巖層結(jié)構(gòu)和地質(zhì)條件的變化，周期來(lái)壓距離并非定值，因此，人為判斷等壓煤柱尺寸仍存在一定缺陷，單純?cè)黾禹敯逯ёo(hù)強(qiáng)度并不能從根本上解決貫通時(shí)頂板結(jié)構(gòu)失穩(wěn)造成的災(zāi)害。在硬厚頂板末采貫通期間，許多工作面仍然出現(xiàn)頂板臺(tái)階下沉、嚴(yán)重片幫、支架壓力過(guò)大、錨索破斷射出等現(xiàn)象。近年來(lái)，隨著水力壓裂技術(shù)在煤礦災(zāi)害治理中的推廣應(yīng)用[6-13]，等壓和水力壓裂相互結(jié)合的治理技術(shù)在一些煤礦得到應(yīng)用[14-16]，通過(guò)對(duì)末采段頂板巖層提前進(jìn)行削弱和軟化，優(yōu)化回撤通道圍巖所處應(yīng)力環(huán)境[17]，可以使貫通和回撤工作更為安全和順利。筆者以霍洛灣煤礦綜采工作面回撤通道為工程背景，運(yùn)用理論分析和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)相結(jié)合的手段，開展回撤通道頂板結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機(jī)理及壓裂控制研究。

1 工作面末采期巖層結(jié)構(gòu)

1.1 貫通前頂板結(jié)構(gòu)受力分析

工作面進(jìn)入末采期后，隨著剩余煤柱寬度逐漸減小，采空區(qū)后方基本頂懸露長(zhǎng)度逐漸增大并彎曲下沉，作用于煤柱和支架上的載荷急劇增大，煤柱應(yīng)力超過(guò)其強(qiáng)度后產(chǎn)生破壞，關(guān)鍵塊B下沉過(guò)程中將可能出現(xiàn)超前斷裂，從而造成回撤巷道圍巖破壞，加大支架回撤難度。末采期巖層結(jié)構(gòu)如圖1所示[18]。

圖1 末采期巖層結(jié)構(gòu)Fig.1 Rock stratum structure at the end of the mining period

對(duì)關(guān)鍵塊B后拱腳求力矩可得

式中，T為巖塊間的擠壓力；W為兩鉸接點(diǎn)垂距；q為載荷集度；LC為巖塊B的長(zhǎng)度；R為豎向載荷；P為支架阻力；LA為工作面支架力臂；為煤柱平均應(yīng)力；Z為煤柱寬度；LB為煤柱力臂；P1為回撤通道內(nèi)支護(hù)強(qiáng)度；Z1為回撤通道的寬度。

由式(1)和式(2)可知，當(dāng)工作面上方基本頂巖塊斷裂后，可以通過(guò)改變巖層結(jié)構(gòu)和調(diào)整其下方承載結(jié)構(gòu)的性能降低末采期支架受力，巖層厚度和其上方載荷難以人為降低，而下方承載結(jié)構(gòu)中，煤柱將隨著工作面的推進(jìn)被完全采出，提高煤柱強(qiáng)度并無(wú)實(shí)際意義。因此，通過(guò)降低支架后方懸頂長(zhǎng)度和巖塊間的擠壓力、提高回撤通道內(nèi)支護(hù)強(qiáng)度可緩解失穩(wěn)頂板巖塊對(duì)支架的作用力。

1.2 等壓距離確定

末采階段等壓距離實(shí)質(zhì)就是工作面煤體即將發(fā)生塑性變形的寬度，按照極限平衡理論計(jì)算[19]，公式為

式中，m為煤層厚度；A為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤體內(nèi)摩擦角；C0為煤體黏聚力；K為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重；H為煤層埋藏深度；Ps為煤幫的支護(hù)阻力。

霍洛灣煤礦31108工作面前方煤體塑性區(qū)寬度通過(guò)在兩巷中安裝圍巖鉆孔應(yīng)力計(jì)測(cè)得，在煤壁前方5 m左右鉆孔應(yīng)力計(jì)示數(shù)達(dá)到峰值，之后開始衰減。

1.3 貫通后基本頂斷裂形式

工作面貫通后，基本頂斷裂位置可能處于支架后方、支架上方或回撤通道上方[20]，斷裂結(jié)構(gòu)如圖2所示。

圖2 工作面貫通后基本頂斷裂結(jié)構(gòu)Fig.2 Main roof fracture structure after working face cut-through

(1)圖2(a)中，工作面貫通前出現(xiàn)一次周期來(lái)壓，貫通后基本頂斷裂位置位于工作面支架后方，懸頂長(zhǎng)度遠(yuǎn)小于周期來(lái)壓步距，由于基本頂懸伸長(zhǎng)度不大，支架上方巖層下沉和偏轉(zhuǎn)量較小，不會(huì)造成回撤通道支架和工作面支架壓力明顯增大現(xiàn)象，工作面回撤設(shè)備較為容易。

(2)在工作面貫通過(guò)程中，若頂板來(lái)壓時(shí)巖塊斷裂位置處于支架上方，另一端位于采空區(qū)內(nèi)，如圖2(b)所示。關(guān)鍵塊B為一種給定變形狀態(tài)，若下方支護(hù)體無(wú)法限制B巖塊持續(xù)下沉，隨著回轉(zhuǎn)角增大，回撤通道頂板將會(huì)急劇下沉。在等壓階段，也會(huì)造成煤柱應(yīng)力集中，導(dǎo)致煤柱嚴(yán)重片幫。

(3)工作面貫通后，若基本頂關(guān)鍵塊B斷裂位置位于回撤通道頂板上方，如圖2(c)所示，根據(jù)“SR”理論[21-22]可知，斷裂后的基本頂關(guān)鍵塊B是不穩(wěn)定結(jié)構(gòu)，工作面支架回撤過(guò)程中，頂板支護(hù)強(qiáng)度的減小易導(dǎo)致關(guān)鍵塊B滑落失穩(wěn)，易造成頂板臺(tái)階下沉、工作面和回撤通道內(nèi)設(shè)備回撤困難甚至出現(xiàn)壓架事故。

2 數(shù)值模擬

2.1 模擬方案

采用離散元數(shù)值軟件UDEC建立霍洛灣煤礦31108工作面回撤通道頂板結(jié)構(gòu)數(shù)值模型，3-1煤層平均厚度為4.0 m，埋深230 m，為近水平煤層；模型中3-1煤層上方巖層為泥巖、粉砂巖、細(xì)砂巖、泥巖和2-2煤，厚度分別為0.81，6.20，21.14，8.12，5.37 m。圖3為工作面布局。

圖3 工作面布局Fig.3 Longwall layout

設(shè)置基本頂斷裂線分別位于等壓煤柱靠近采空區(qū)一側(cè)2 m處、等壓煤柱中部和巷道中部，分析末采期來(lái)壓后基本頂斷裂位置對(duì)等壓煤柱和回撤通道圍巖變形的影響，開挖區(qū)域設(shè)置為80 m，末采等壓煤柱5 m，采用莫爾-庫(kù)侖本構(gòu)模型，垂直應(yīng)力為5 MPa，最大、小水平主應(yīng)力分別為6.3和3.7 MPa，最大水平主應(yīng)力垂直于模型平面的方向，固定模型底部邊界并限制模型側(cè)向邊界水平移動(dòng)，回撤通道圍巖采用尺寸較小的三角塊劃分以便監(jiān)測(cè)裂隙和應(yīng)力的變化規(guī)律，如圖4所示。模型參數(shù)見(jiàn)表1[23]。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical properties used in the UDEC model

圖4 數(shù)值模型Fig.4 Numerical model

2.2 等壓煤柱破壞分析

圖5～6為等壓階段煤柱張拉裂隙和剪切裂隙分布圖，由圖5～6可知，張拉裂隙主要分布在煤柱幫部淺部，工作面一側(cè)的張拉裂隙數(shù)量明顯高于回撤通道一側(cè)。煤柱內(nèi)剪切裂隙多于張拉裂隙，當(dāng)基本頂斷裂于煤柱上方及回撤通道上方時(shí)，煤柱兩側(cè)剪切裂隙相互貫通，而當(dāng)斷裂線處于采空區(qū)一側(cè)時(shí)，在煤柱中部?jī)H出現(xiàn)少量剪切裂隙。3種情況下煤柱內(nèi)張拉裂隙長(zhǎng)度LT分別為8.67，13.84，14.30 m；剪切裂隙長(zhǎng)度LS分別為46.64，55.95，58.75 m。

圖5 煤柱張拉裂隙分布Fig.5 Distribution of tension cracks in the pillar

圖6 煤柱剪切裂隙分布Fig.6 Distribution of shear cracks in the pillar

圖7為煤柱內(nèi)裂隙角度和數(shù)量統(tǒng)計(jì)分布，由圖7可知，張拉裂隙的角度以豎向?yàn)橹鳎?種情況下裂隙角度大于60°(與水平線夾角)的數(shù)量占比分別為62.94%，70.00%和73.50%。張拉裂隙漸進(jìn)發(fā)育后豎向貫通，造成了煤柱表面的宏觀破裂和片幫。剪切裂隙發(fā)育的優(yōu)勢(shì)角度在45°～60°、285°～315°，并且由于煤柱兩側(cè)開采空間及上覆載荷的差異，正角度(以水平線逆時(shí)針旋轉(zhuǎn)為正)剪切裂隙數(shù)量多于負(fù)角度，數(shù)量占比為55%左右。圖8為煤柱垂直應(yīng)力分布，由圖8可知，幫部淺部煤體拉剪破壞后應(yīng)力釋放，而煤柱內(nèi)部形成明顯的應(yīng)力集中區(qū)，當(dāng)基本頂斷裂后巖層會(huì)繼續(xù)偏轉(zhuǎn)下沉，使下方煤柱承受載荷進(jìn)一步增大。因此，處于斷裂巖塊下方的等壓煤柱應(yīng)力要高于在完整巖塊下方的。

圖7 煤柱內(nèi)裂隙角度和數(shù)量統(tǒng)計(jì)分布Fig.7 Distribution of fracture angles in the pillar and quantity statistics

圖8 煤柱垂直應(yīng)力云圖Fig.8 Distribution of vertical stress in the pillar

圖9為煤柱高度中心處垂直應(yīng)力曲線。

圖9 煤柱中部垂直應(yīng)力曲線Fig.9 Distribution of vertical stress in the middle of the pillar

由圖9可知，靠近工作面一側(cè)的應(yīng)力集中區(qū)應(yīng)力值稍大于回撤通道側(cè)，3種情況下煤柱中部較完整區(qū)域的應(yīng)力平均值分別為14.6，15.8，18.2 MPa。

2.3 貫通后圍巖破壞分析

等壓煤柱采出后，工作面和回撤通道貫通，3種基本頂斷裂結(jié)構(gòu)下圍巖破壞模擬結(jié)果如圖10所示。

由圖10可知，當(dāng)基本頂斷裂位置位于支架后方，即斷裂線位于采空區(qū)上方時(shí)，斷裂巖塊對(duì)前方回撤通道圍巖變形影響較小，頂板和幫部煤巖體較為完整，煤壁應(yīng)力集中程度較小，穩(wěn)定基本頂有利于保護(hù)下方巖層和支護(hù)體，支架在此狀態(tài)下不會(huì)出現(xiàn)明顯的壓力增高現(xiàn)象；當(dāng)基本頂斷裂于讓壓煤柱上方，即貫通后斷裂線位于工作面支架上方時(shí)，在關(guān)鍵塊下方的巖體受到強(qiáng)烈擠壓出現(xiàn)破碎，直接頂內(nèi)出現(xiàn)明顯離層并產(chǎn)生傾斜剪切斷裂帶，傾斜方向?yàn)榛卷敂嗔烟幭蛎罕谶吘?，工作面支架在此狀態(tài)下受力增大，頂板錨索可能出現(xiàn)破斷，巖層下沉旋轉(zhuǎn)過(guò)程中煤壁應(yīng)力集中程度持續(xù)增大，造成幫臌；當(dāng)基本頂斷裂線處于回撤通道上方時(shí)，斷裂線附近直接頂巖體受斷裂基本頂和煤層的剪切作用沿著煤壁切落，在靠近煤壁上方形成大范圍剪切破碎帶，破碎塊體受強(qiáng)烈擠壓產(chǎn)生應(yīng)力集中甚至變形能大量積聚，不穩(wěn)定巖層會(huì)造成下方支護(hù)體長(zhǎng)時(shí)間處于高負(fù)荷狀態(tài)，回撤過(guò)程中頂板支護(hù)強(qiáng)度的降低易導(dǎo)致巖層變形能的快速釋放，形成壓架等動(dòng)力災(zāi)害。最大主應(yīng)力矢量分布表明：當(dāng)斷裂線位置逐步靠近煤壁時(shí)，斷裂基本頂通過(guò)其下方壓覆剪切帶向煤壁傳遞的載荷逐漸增大，從而造成煤壁強(qiáng)烈片幫和支架傾斜，增大設(shè)備回撤難度。

圖10 回撤通道圍巖變形Fig.10 Surrounding rock deformation of the longwall recovery room

綜上可知，工作面貫通期間及回撤過(guò)程中的礦壓顯現(xiàn)，與最后一次來(lái)壓強(qiáng)度和來(lái)壓位置密切相關(guān)。因此，通過(guò)水力壓裂加速巖層破斷和下沉，減輕末采期來(lái)壓強(qiáng)度或改變來(lái)壓規(guī)律，使回撤通道圍巖免受頂板強(qiáng)來(lái)壓作用，可降低回撤工作難度。

3 現(xiàn)場(chǎng)壓裂實(shí)踐

3.1 壓裂參數(shù)設(shè)計(jì)

水力壓裂可誘發(fā)采空區(qū)上方巖層及時(shí)垮落[24]，從而減小懸頂長(zhǎng)度和支架上方載荷，進(jìn)行回撤通道頂板水力壓裂設(shè)計(jì)時(shí)，需注意兩點(diǎn)：① 工作面推過(guò)致裂區(qū)域后，懸頂長(zhǎng)度需要盡可能地小，使支架后方頂板在水力壓裂作用下形成短壁梁結(jié)構(gòu)[25]；② 掛網(wǎng)和等壓期間，工作面停止推進(jìn)，由于采空區(qū)懸頂繼續(xù)下沉，支架可能長(zhǎng)時(shí)間處于高壓力狀態(tài)，為了便于掛網(wǎng)和減小支架工作阻力，水力壓裂范圍也必須覆蓋該區(qū)域巖層。因此，回撤通道切眼壓裂采用2組鉆孔，一組鉆孔水平距離等于支架長(zhǎng)度和其后方一個(gè)關(guān)鍵塊體長(zhǎng)度之和，另外一組鉆孔水平距離等于支架和等壓煤柱寬度之和，31108工作面來(lái)壓步距為15 m左右，等壓煤柱距離為5 m，支架有效支撐長(zhǎng)度為5 m。所以2組鉆孔水平長(zhǎng)度分別設(shè)計(jì)為10 m和20 m左右。水力壓裂范圍巖層垮落后應(yīng)盡可能充滿采空區(qū)，壓裂鉆孔最小高度按照式(4)計(jì)算。巖石的垮落體積與碎脹系數(shù)有關(guān)，垮落高度h為

式中，M為采高，m；KZ為巖層碎脹系數(shù)。

31108 工作面開采高度為3.7 m，KZ的取值范圍在1.2左右[26]，計(jì)算可得充滿采空區(qū)的垮落高度為18.5 m，位于基本頂中上部。由于基本頂巖層厚度較大，為了保證壓裂效果，適當(dāng)增大2組鉆孔高度，但鉆孔終孔位置不高于基本頂。

根據(jù)工作面地質(zhì)條件以及生產(chǎn)實(shí)際情況，致裂鉆孔具體參數(shù)如圖11所示。2組孔從回撤通道頂板向工作面方向施工至指定層位，沿工作面走向交替布置，每隔6～8 m布置1組，P孔水平長(zhǎng)度為11.6 m，壓裂高度為25 m，傾角為65°；Q孔水平長(zhǎng)度為20.8 m，垂直高度為20.8 m，傾角為45°。鉆孔孔徑65 mm，壓裂時(shí)從孔底開始，每隔8 m左右壓裂1次， 單次壓裂時(shí)間保持在20～25 min。

圖11 鉆孔布置Fig.11 Drilling layout

3.2 壓裂效果

水力壓裂完成后，對(duì)貫通期間回撤通道錨索受力、頂板離層及支架壓力進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)，監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：

(1)在貫通之前，頂板錨索受力平穩(wěn)，沒(méi)有出現(xiàn)受力增大現(xiàn)象，在工作面剩余約3 m時(shí)，頂板錨索受力急劇增大，此時(shí)剩余煤體嚴(yán)重破壞并失去對(duì)頂板的支撐作用，隨著采空區(qū)巖層觸底，工作面貫通后1 d內(nèi)，錨索受力逐漸趨于平穩(wěn)，2個(gè)測(cè)點(diǎn)受力增大值約為50和133 kN，如圖12所示。兩處幫錨索監(jiān)測(cè)儀表數(shù)據(jù)顯示，在貫通期，錨索受力僅有微小波動(dòng)，變化范圍在10 kN之內(nèi)。

圖12 錨索受力增大曲線Fig.12 Increase curve of anchor cable force

(2)在回撤通道頂板安裝4組離層在線監(jiān)測(cè)儀器用于觀測(cè)2～12 m深度離層量，在工作面貫通后，主回撤80，120，150，210 m處的離層量分別為0.67，0.05，0，0 mm。結(jié)果表明，工作面回采貫通未對(duì)回撤通道頂板變形產(chǎn)生明顯影響，在頂板內(nèi)2～12 m范圍內(nèi)未產(chǎn)生離層。

(3)分析支架壓力云圖13可知，在2021年12月2日2時(shí)，機(jī)頭距離貫通剩余30 m左右時(shí)，工作面來(lái)壓1次，30～70號(hào)支架壓力先升高，80～120號(hào)支架壓力后升高，來(lái)壓持續(xù)距離約為4 m，來(lái)壓區(qū)域支架壓力平均值為44 MPa左右。工作面進(jìn)入水壓致裂區(qū)域后(致裂區(qū)域?yàn)?0.8 m)，支架壓力未出現(xiàn)明顯升高現(xiàn)象，與未致裂區(qū)域相比，支架受力顯著降低。工作面剩余7～8 m時(shí)，一小部分支架壓力出現(xiàn)較小幅度增大，等壓停采期間，支架受力平均值約31.2 MPa，比初撐力增大約6 MPa。采出最后5 m過(guò)程中，支架壓力未出現(xiàn)過(guò)高現(xiàn)象。

圖13 支架受力云圖Fig.13 Stress distribution of support

(4)本煤層未采用水力壓裂工作面回撤通道內(nèi)出現(xiàn)頂板臺(tái)階下沉，支架收縮下沉量較大，非貫通側(cè)強(qiáng)烈?guī)碗?，如圖14(a)～(b)所示；而壓裂后的31108工作面，主回撤通道煤幫未出現(xiàn)變形，頂?shù)装遄冃瘟亢苄?，如圖14(c)所示。同時(shí)，工作面末采期較以往減少了至少1 d的等壓時(shí)間，設(shè)備回撤時(shí)間減少3 d，消除了工作面壓架風(fēng)險(xiǎn)，保證了工作面安全高效貫通和設(shè)備回撤。

圖14 回撤通道現(xiàn)場(chǎng)Fig.14 Longwall recovery room photo

4 結(jié) 論

(1)對(duì)末采期基本頂超前斷裂后關(guān)鍵塊與下方承載體的穩(wěn)定性進(jìn)行了分析，結(jié)果表明，通過(guò)降低支架后方懸頂長(zhǎng)度和巖塊間的擠壓力、提高回撤通道內(nèi)支護(hù)強(qiáng)度可緩解失穩(wěn)頂板巖塊對(duì)支架的作用

力。工作面貫通過(guò)程中基本頂來(lái)壓位置和來(lái)壓強(qiáng)度會(huì)顯著影響回撤通道圍巖的穩(wěn)定性。

(2)基本頂來(lái)壓斷裂后的偏轉(zhuǎn)下沉?xí)?dǎo)致其下方煤柱應(yīng)力集中和剪切裂隙大量發(fā)育，煤柱淺部張拉裂隙豎向貫通形成片幫。工作面貫通后，若基本頂斷裂位置處于回撤通道上方或工作面支架上方，頂板中形成傾斜剪切破碎帶并急劇下沉，煤幫應(yīng)力集中產(chǎn)生片幫，致使回撤工作難度加大。采用水力壓裂來(lái)減輕末采期來(lái)壓強(qiáng)度或改變來(lái)壓規(guī)律，可降低設(shè)備回撤難度。

(3)在霍洛灣煤礦31108工作面回撤通道進(jìn)行水力壓裂試驗(yàn)，采用2組交錯(cuò)鉆孔對(duì)頂板進(jìn)行了弱化處理，礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，在工作面推進(jìn)過(guò)后壓裂區(qū)頂板巖層及時(shí)垮落，貫通過(guò)程中錨索未出現(xiàn)破斷，回撤通道頂板未出現(xiàn)離層，大部分支架未出現(xiàn)壓力過(guò)高現(xiàn)象，消除了末次來(lái)壓對(duì)回撤通道支護(hù)及設(shè)備回撤的不利影響。