楊 征，丁彥雄，高曉君

（陜西小保當?shù)V業(yè)有限公司，陜西 榆林 719000）

近年來，隨著采煤機械化水平的提高，我國煤礦開采規(guī)模及強度日益增大。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影響。二次動壓巷道往往受地應(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，導(dǎo)致常規(guī)支護方式難以保證巷道穩(wěn)定。

針對動壓巷道力學(xué)環(huán)境、變形破壞機理及控制技術(shù)，國內(nèi)外學(xué)者做了大量研究?？导t普[6]提出了動壓巷道圍巖支護-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)，極大程度上改善了我國動壓巷道難以控制局面。李家卓等[7]提出了動壓巷道多次擾動失穩(wěn)機理，并優(yōu)化了開采順序。許興亮[8]等提出動壓軟巖巷道圍巖破壞機理及強化技術(shù)研究，認為動壓打破圍巖原應(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)，探討了沿空留巷動壓巷道圍巖應(yīng)力演化規(guī)律。很多學(xué)者對動壓巷道圍巖支護-改性-卸壓協(xié)同控制技術(shù)做了大量研究，但是對于動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)研究動壓巷道圍巖對超前支承壓力及側(cè)向支承壓力響應(yīng)程度，進而研究動壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機制，確定動壓巷道水壓致裂切頂卸壓方案。

1 工程背景

小保當?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“兩進一回”布置，保護煤柱寬25 m。112201工作面回采結(jié)束后，112201工作面輔助運輸巷成為112202工作面回風巷。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?shù)V112202工作面回風巷超前段礦壓顯現(xiàn)劇烈，幫部裂隙極度發(fā)育，煤柱幫嚴重垮幫，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回風巷1 600～2 100 m處。試驗設(shè)計采空區(qū)側(cè)煤柱頂板和工作面端頭頂板切頂卸壓2種方案，試驗前250 m采用方案1，后250 m采用方案2。通過設(shè)計，系統(tǒng)研究動壓巷道圍巖對超前支承壓力及側(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]計算可得本次高壓注水水泵壓力62 MPa，流量80 L/min，壓裂時間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，錯距7.5 m。

2.3 壓裂效果

鉆孔54 m處位置壓力-時間曲線如圖4。

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

1）鉆孔壓裂壓力達到一定值后，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）本次每個鉆孔壓裂時長約30 min，期間鉆孔壓裂壓力均會出現(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-時間關(guān)系可知，每個鉆孔均達到頂板產(chǎn)生壓裂裂縫及注水軟化頂板目的。

本次試驗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，評價頂板壓裂效果，本次鉆孔窺視長度達53 m，不同鉆孔位置均觀測到若干條裂隙甚至裂縫，達到預(yù)期頂板壓裂效果。壓裂鉆孔裂隙發(fā)育效果如圖5。

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

3 動壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機制

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影響。二次動壓巷道往往受地應(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。采用切頂卸壓水力壓裂技術(shù)，通過設(shè)計采空區(qū)側(cè)煤柱頂板和工作面端頭頂板切頂卸壓方案，系統(tǒng)研究動壓巷道圍巖對超前支承壓力及側(cè)向支承壓力響應(yīng)程度。

3.1 動壓巷道懸臂梁超前支承壓力破壞效應(yīng)

在小保當?shù)V112202回風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個觀測點，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）。當工作面推進到距離測站60 m時，鉆孔應(yīng)力計讀數(shù)持續(xù)增大，表明小保當?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測點鉆孔應(yīng)力計讀數(shù)變化幅度小。觀測26 d之前，12 m測點鉆孔應(yīng)力計讀數(shù)保持11 MPa；觀測26 d之后，12 m測點鉆孔應(yīng)力計讀數(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?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：1#、2#、3#；頂板錨索觀測點4#、5#；回采幫錨桿觀測點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?shù)V112202工作面端頭頂板水力壓裂段錨桿、錨索受力小，遠低于其承受能力，保證了二次動壓巷道圍巖穩(wěn)定。

2）3#幫錨索測力計讀數(shù)增量最大，可達40 kN，應(yīng)力計最大讀數(shù)為67 kN，遠低于其最大承受能力，表明經(jīng)工作面端頭切頂卸壓后，動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，動壓巷道頂板穩(wěn)定性增強。

4）6#、7#回采幫錨桿應(yīng)力計最大讀數(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?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)加強煤柱幫支護強度。

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 動壓巷道弧形三角板側(cè)向支承壓力破壞效應(yīng)

在小保當?shù)V112202回風巷相鄰采空區(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個觀測點，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)力計讀數(shù)變化不大，觀測30 d時進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)力計讀數(shù)明顯增大，最大可達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 動壓巷道疊加力學(xué)響應(yīng)破壞機制

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。計算如下：

式中：q為頂板上覆巖層壓力；p2為頂板支護體強度；F1為簡支梁煤柱幫承載力；F2為簡支梁回采幫承載力；F3為煤柱幫頂板加強支護；F4為回采幫頂板加強支護；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)加強煤柱幫支護強度。

2）增大F3及F4，即加強幫部頂板支護強度，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，增強頂板及煤幫穩(wěn)定性。增大F3及F4，即采取補打幫部錨索等措施，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。因此，加強幫部及幫部頂板支護強度可保證巷道幫頂聯(lián)動穩(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，具體確定動壓巷道水壓致裂切頂卸壓鉆孔布置方案。

動壓巷道疊加力學(xué)響應(yīng)破壞機制：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壓巷道疊加力學(xué)分析可知，二次動壓巷道往往受地應(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。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。針對小保當?shù)V二次動壓強頂弱幫巷道，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)加強幫部支護強度，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，達到切頂卸壓效果。

2）動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）針對動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壓巷道疊加力學(xué)分析可知，動壓巷道力學(xué)響應(yīng)破壞機制，并提出了小保當?shù)V二次動壓強頂弱幫巷道控制對策。