顶板定向钻孔水压致裂工作面强矿压控制试验研究.pdf

第 ４８ 卷第 ８ 期煤 炭 科 学 技 术Ｖｏｌ􀆱 ４８ Ｎｏ􀆱 ８ ２０２０ 年８ 月Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ａｕｇ.２０２０ 移动扫码阅读 高 亮ꎬ张 农ꎬ吕情绪.顶板定向钻孔水压致裂工作面强矿压控制试验研究[Ｊ].煤炭科学技术ꎬ２０２０ꎬ４８ ８５７－６２􀆱 ｄｏｉ１０􀆱 １３１９９/ ｊ􀆱 ｃｎｋｉ􀆱 ｃｓｔ􀆱 ２０２０􀆱 ０８􀆱 ００６ ＧＡＯ ＬｉａｎｇꎬＺＨＡＮＧ ＮｏｎｇꎬＬＹＵ Ｑｉｎｇｘｕ.Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｉｎ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｂｙ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｒｏｏｆ ｗｉｔｈ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｈｏｌｅ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ[Ｊ].Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙꎬ２０２０ꎬ４８８５７－６２􀆱 ｄｏｉ １０􀆱 １３１９９/ ｊ􀆱 ｃｎｋｉ􀆱 ｃｓｔ􀆱 ２０２０􀆱 ０８􀆱 ００６ 顶板定向钻孔水压致裂工作面强矿压控制试验研究 高 亮１ꎬ张 农２ꎬ吕情绪３ １.神华神东煤炭集团有限责任公司 布尔台煤矿ꎬ内蒙古 鄂尔多斯 ０１７２０９ꎻ２.江苏师范大学ꎬ江苏 徐州 ２２１１１６ꎻ ３.神华神东煤炭集团有限责任公司ꎬ陕西 神木 ７１９３１５ 摘 要针对神东矿区布尔台煤矿 ４２１０７ 工作面回采过程中频繁发生的强矿压显现问题ꎬ采用理论分 析、数值模拟和现场实测方法ꎬ对井下定向钻孔水压致裂顶板厚硬关键层控制工作面强矿压显现进行 了研究ꎮ 研究结果表明４－２ 煤层顶板厚度约 ２２ ｍ 的粉砂岩亚关键层 ２ 是影响工作面强矿压显现的 主要因素ꎻ理论分析通过顶板弱化降低亚关键层 ２ 的强度ꎬ在一定程度上能够削弱工作面强矿压ꎻ通 过减小亚关键层 ２ 破断块体竖向节理的摩擦角以模拟顶板致裂效果ꎬ亚关键层 ２ 弱化改性后ꎬ４２１０７ 工作面两侧的区段煤柱以及实体煤壁上的支承压力峰值显著降低ꎬ减小幅度约 １８.３％ꎻ实际在 ４２１０７ 工作面顶板布置了 ３ 个定向钻孔ꎬ由该工作面内 １１ 台液压支架在致裂前后的工作阻力曲线得出ꎬ来 压期间支架最大工作阻力由 ２２ ５３５ ｋＮ 减小至 １９ ５９９ ｋＮꎬ周期来压步距则由致裂前的 ２１.０ ｍ 减小为 致裂后的 １６.９ ｍꎬ表明定向钻孔水压致裂覆岩关键层能够较好地控制工作面强矿压显现ꎮ 关键词定向钻孔ꎻ水压致裂ꎻ 顶板弱化ꎻ强矿压显现ꎻ周期来压 中图分类号ＴＤ３２３ 文献标志码Ａ 文章编号０２５３－２３３６２０２００８－００５７－０６ Ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔａｌ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｉｎ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｂｙ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｒｏｏｆ ｗｉｔｈ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｈｏｌｅ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ ＧＡＯ Ｌｉａｎｇ１ꎬＺＨＡＮＧ Ｎｏｎｇ２ꎬＬＹＵ Ｑｉｎｇｘｕ３ １.Ｂｕｅｒｔａｉ Ｃｏａｌ ＭｉｎｅꎬＣｈｉｎａ Ｓｈｅｎｈｕａ Ｓｈｅｎｄｏｎｇ Ｃｏａｌ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ ＬｉｍｉｔｅｄꎬＯｒｄｏｓ ０１７２０９ꎬＣｈｉｎａꎻ２. Ｊｉａｎｇｓｕ Ｎｏｒｍａｌ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙꎬ Ｘｕｚｈｏｕ ２２１１１６ꎬＣｈｉｎａꎻ３.Ｓｈｅｎｈｕａ Ｓｈｅｎｄｏｎｇ Ｃｏａｌ Ｇｒｏｕｐ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ ＬｉｍｉｔｅｄꎬＳｈｅｎｍｕ ７１９３１５ꎬＣｈｉｎａ 收稿日期２０１９－１２－０８ꎻ责任编辑曾康生 基金项目国家重点研发计划资助项目２０１７ＹＦＣ０８０４３００ 作者简介高 亮１９７９ꎬ男ꎬ 辽宁抚顺人ꎬ学士ꎬ现任神东煤炭集团布尔台煤矿总工程师ꎮ Ｅ－ｍａｉｌ１８７０４３２１３３＠ ｑｑ.ｃｏｍ 通讯作者张 农１９６８ꎬ男ꎬ安徽金寨人ꎬ教授ꎬ博士生导师ꎮ Ｅ－ｍａｉｌ ｚｈａｎｇｎｏｎｇ＠ １２６.ｃｏｍ ＡｂｓｔｒａｃｔＩｎ ａｎ ａｔｔｅｍｐｔ ｔｏ ａｄｄｒｅｓｓ ｔｈｅ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｐｒｏｂｌｅｍｓ ｆｒｅｑｕｅｎｔｌｙ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｄｕｒｉｎｇ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ ｉｎ Ｎｏ. ４２１０７ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｏｆ Ｂｕｅｒｔａｉ Ｍｉｎｅ ｏｆ Ｓｈｅｎｄｏｎｇ Ｍｉｎｉｎｇ Ａｒｅａꎬ ｔｈｅ ｓｔｕｄｉｅｓ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｔｏ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅ ｔｈｅ ｆｅａｓｉｂｉｌｉｔｙ ｏｆ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ｕｓｉｎｇ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓꎬ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｉｔｅ ｍｅａｓｕｒｅｍｅｎｔ. Ｔｈｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ａｔ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ｉｓ ｍａｉｎｌｙ ｃａｕｓｅ ｂｙ ｔｈｅ ２.２－ｍｅｔｅｒｓ－ｔｈｉｃｋ ｓｉｌｔｓｔｏｎｅꎬ ｔｈｅ Ｎｏ.２ ｋｅｙ ｓｔｒａｔｕｍ ｌｏｃａｔｅｄ ｉｎ Ｎｏ.４－２ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｒｏｏｆ. Ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌｌｙꎬ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｃａｎ ｂｅ ｒｅｄｕｃｅｄ ｔｏ ｓｏｍｅ ｅｘｔｅｎｔ ｂｙ ｌｏｗｅｒｉｎｇ ｔｈｅ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｆ Ｎｏ.２ ｋｅｙ ｓｔｒａｔｕｍ. Ｂｙ ｒｅｄｕｃｉｎｇ ｔｈｅ ｆｒｉｃｔｉｏｎ ｏｆ ｖｅｒｔｉｃａｌ ｊｏｉｎｔｓ ｉｎ Ｎｏ.２ ｋｅｙ ｓｔｒａｔｕｍ ꎬ ｔｈｅ ａｕｔｈｏｒｓ ｗｅｒｅ ａｂｌｅ ｔｏ ｓｉｍｕｌａｔｅ ｔｈｅ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔꎬ ａｎｄ ｔｈｅ ｓｉｍｕｌａｔｉｎｇ ｒｅｓｕｌｔｓ ｉｎｄｉｃａｔｅｄ ｔｈａｔ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｏｆ ｆｒｉｃｔｉｏｎꎬ ｔｈｅ ｂｅａｒｉｎｇ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｉｎ ｔｈｅ ｃｏａｌ ｂｏｄｙ ｄｒｏｐｓ ｃｏｎｓｉｄｅｒａｂｌｙ ｂｙ １８.３％ ａｐｐｒｏｘｉｍａｔｅｌｙ. Ｉｎ ｒｅａｌ ｏｐｅｒａｔｉｏｎꎬ ｔｈｒｅｅ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅｓ ｗｅｒｅ ｄｒｉｌｌｅｄ ｆｒｏｍ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｉｎｔｏ Ｎｏ. ２ ｋｅｙ ｓｔｒａｔｕｍ ａｔ Ｎｏ.４２１０７ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ ａｎｄ ｂａｓｅｄ ｏｎ ｔｈｅ ｗｏｒｋｉｎｇ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｃｕｒｖｅｓ ｇｅｎｅｒａｔｅｄ ｂｙ ｔｈｅ １１ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｓｕｐｐｏｒｔｓ ｂｏｔｈ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ ｔｈｅ ｏｃｃｕｒｒｉｎｇ ｏｆ ｃｒａｃｋｉｎｇꎬ ｔｈｅ ａｖｅｒａｇｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｒｅｄｕｃｅｄ ｆｒｏｍ ２２ ５３５ ｋＮ ｐｒｉｏｒ ｔｏ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｔｏ １９ ５９９ ｋＮ ａｆｔｅｒ ｃｒａｃｋｉｎｇꎬ ａｎｄ ｔｈｅ ｐｅｒｉｏｄｉｃ ｗｅｉｇｈｔｉｎｇ ｉｎｔｅｒｖａｌ ｄｅｃｒｅａｓｅｄ ｆｒｏｍ ２１.０ ｍ ｔｏ １６.９ ｍ. Ｔｈｏｓｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｉｍｐｌｙ ｔｈａｔ ｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｃｏｕｌｄ ｂｅ ｃｏｎｔｒｏｌｌｅｄ ｂｙ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｔｈｅ ｋｅｙ ｓｔｒａｔａ ｔｈｒｏｕｇｈ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ. Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅꎻ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇꎻ ｒｏｏｆ ｗｅａｋｅｎꎻｓｔｒｏｎｇ ｓｔｒａｔａ ｐｒｅｓｓｕｒｅ ｂｅｈａｖｉｏｒꎻｐｅｒｉｏｄｉｃａｌ ｗｅｉｇｈｔｉｎｇ ０ 引 言 覆岩中的厚硬岩层通常控制着局部范围内岩层 的破断运移ꎬ当基本顶或距煤层较近的岩层为关键 层时ꎬ其破断块体大小和破断形式决定着矿压显现 的剧烈程度ꎮ 多学者研究了不同开采条件下关键层 ７５ ２０２０ 年第 ８ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４８ 卷 的破断特征、运动形式及其破断致灾机理ꎬ包括大采 高开采[１]ꎬ浅埋煤层开采[２－３]ꎬ急倾斜煤层开采[４] 等ꎮ 姜海军等[５]研究发现关键层的破断主要为拉 破坏ꎬ给出了关键层“Ｏ－Ｘ”破断过程中破断带的裂 缝发育顺序ꎬ并指出由“Ｏ”型破坏沿煤壁切落的垮 落类型对工作面矿压显现影响更为剧烈ꎮ 鞠金峰 等[６－７]提出覆岩关键层的“悬臂梁”垮落式运动易导 致工作面周期来压步距增大ꎬ并且关键层悬臂梁结 构越容易切落引发工作面发生端面漏冒ꎮ 缪协兴 等[８]通过现场实测和模拟试验发现超长工作面回 采过程中关键层的破断对工作面矿压显现影响剧 烈ꎬ尤其是主关键层的破断ꎮ 陈荣华等[９]提出工作 面矿压显现与覆岩中相邻关键层的破断顺序有关ꎮ 上述研究表明ꎬ关键层在覆岩运动中特定的承载能 力和控制作用ꎬ使得其破断顺序和破断形式是决定 工作面矿压显现的关键因素ꎮ 在传统的强矿压防治实践中ꎬ常通过优化采场 支护参数来被动性地预防顶板冒落、煤壁突出等煤 矿灾害ꎬ能够应对绝大多数煤矿灾害事故ꎮ 但是有 一些灾害是无法通过被动支护来有效预防的ꎬ如采 场及巷道大变形ꎬ顶板整体大幅下沉或切落ꎮ 这些 强矿压现象是由于顶板覆岩强度较高、悬露面积较 大ꎬ在顶板破断的瞬间ꎬ岩层储存的巨大势能迅速释 放造成的ꎮ 因此ꎬ必须采取“主动消除” 的应对方 法ꎬ减少岩层储存的势能ꎮ 应时而生的有诸多控制 措施ꎬ其中多数是通过主动弱化顶板强度来达到防 治目 的ꎬ 如 顶 板 钻 孔 爆 破[１０－１１]ꎬ 短 孔 水 压 致 裂[１２－１６]ꎬ地面打孔压裂[１７－１８]等ꎮ 其中ꎬ水压致裂多 用于初采强制放顶[１４]ꎬ弱化顶板力学性质保护邻空 巷道[１２]ꎬ超前致裂煤体降低冲击倾向性[１９]等ꎮ 以 上致裂措施都为煤矿安全回采做出了贡献ꎮ 近 １０ 多年以来ꎬ煤矿企业将定向钻孔致裂技术广泛应用 于采前增透煤体ꎬ提高瓦斯抽采率ꎬ避免生产环节瓦 斯超限[２０－２２]ꎻ井下定向钻孔致裂技术应用于弱化顶 板关键层以解决工作面强矿压的实践较少ꎬ相对于 井下短孔水压致裂技术ꎬ定向钻孔水压致裂技术施 工量小ꎬ致裂区域弱化程度更加均匀ꎮ 笔者以布尔 台煤矿 ４２１０７ 工作面为工程背景ꎬ采用理论分析、数 值模拟和现场实测方法研究定向钻孔水压致裂技术 的防治原理、技术可行性和实践应用效果ꎮ １ 工作面基本条件 布尔台煤矿 ４２１０７ 工作面主采 ４－２ 煤层ꎬ平均 煤厚 ６.５ ｍꎬ煤层倾角 １３ꎬ工作面宽为 ３００.３０ ｍꎬ 埋深 ４５７.６５ ｍꎬ与 ４－２ 煤层间距 ７０ ｍ 的上覆 ２－２ 煤层已回采完毕ꎮ ４２１０７ 工作面采用 ＺＦＹ２１０００/ ２５/３９Ｄ 双柱掩护式放顶煤液压支架ꎬ采煤高度为 ３.５ ｍꎬ放煤高度为 ３.０ ｍꎬ采放比 １ ∶ ０.８６ꎬ日推进速 度平均为 １０ ｍ/ ｄꎮ 根据 ４２１０７ 工作面内的钻孔柱 状ꎬ应用关键层判别软件 ＫＳＰＢ 分析覆岩关键层赋 存位置[２３]ꎬ如图 １ 所示ꎮ 结果表明ꎬ４－２ 煤与 ２－２ 煤层之间存有 ２ 层关键层ꎬ分别为 ８.７５ ｍ 的细砂岩 亚关键层 １ 和厚 ２２.４１ ｍ 的粉砂岩亚关键层 ２ꎮ 图 １ 关键层位置和埋深 Ｆｉｇ.１ Ｂｕｒｉｅｄ ｄｅｐｔｈ ａｎｄ ｐｏｓｉｔｉｏｎ ｏｆ ｋｅｙ ｓｔｒａｔａ ｉｎ ｏｖｅｒｂｕｒｄｅｎ ４２１０７ 工作面自从开切眼初采开始ꎬ周期性出 现强矿压显现现象ꎬ来压期间工作面支架工作阻力 上升至 ２３ ０００２４ ０００ ｋＮꎬ煤壁片帮严重ꎬ底板有时 出现震动并导致工作面采煤机弹起ꎬ邻采空侧巷道 超前支护段大幅底鼓变形等ꎬ严重影响煤矿生产及 人员安全ꎮ 为保证工作面安全回采ꎬ亟需要采取有 效措施以降低矿压显现程度ꎬ为此尝试通过定向钻 孔水压致裂顶板来控制工作面强矿压ꎮ ２ 顶板定向钻孔致裂层位确定原则 定向钻孔致裂顶板岩层降低采场强矿压需基于 岩层控制的关键层理论指导ꎮ 覆岩中的关键层控制 着局部和全部岩层的变形运动ꎬ关键层与其控制的 那部分软弱岩层总体保持同步协调运动ꎮ 关键层自 身岩石物理力学性质是影响其周期破断步距的重要 因素ꎬ当截面内的拉应力超过其抗拉强度时ꎬ关键层 ８５ 高 亮等顶板定向钻孔水压致裂工作面强矿压控制试验研究２０２０ 年第 ８ 期 内部微裂隙逐渐扩大并相互导通ꎬ引起关键层破断 垮落ꎮ 将关键层破断回转前的受力状态简化为梁结 构的纯弯曲破断模型ꎬ如图 ２ 所示ꎬ定性分析关键层 抗拉强度与其周期破断步距的相互关系ꎮ 图 ２ 纯弯曲梁结构力学模型 Ｆｉｇ.２ Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｍｏｄｅｌ ｏｆ ｅｌａｓｔｉｃ ｂｅａｍ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ 根据材料力学可知ꎬ纯弯曲等截面梁的最大正 应力发生在距离中性轴最远处ꎮ 可得最大拉应力和 最大弯矩的关系如式１ σｍａｘ ＝ Ｍ ｍａｘｈ/ ２ Ｉｚ １ 式中 σｍａｘ为最大拉应力ꎬＭＰａꎻ Ｍ ｍａｘ为弯矩ꎬｋＮ􀅱ｍꎻ Ｉｚ为矩形截面中对 ｚ 轴的惯性矩ꎬｍ４ꎻ ｈ 为关键层厚 度ꎬｍꎮ Ｍｍａｘ＝－ ｑｙ ２ ｍａｘ/２ ２ 式中 ｑ 为关键层上界面压应力ꎬＭＰａꎻ ｙｍａｘ为最大控 顶距ꎬｍꎮ Ｉｚ＝ ｂｈ３/１２３ 式中 ｂ 为矩形界面宽度ꎬｍꎮ 取 ｂ＝１ ｍꎬ将式２、式３代入式１ꎬ得关键 层周期破断步距与其抗拉强度的关系ꎬ并有σｍａｘ＝ ＲＴꎬ有 ｙｍａｘ ＝ ｈ ＲＴ ３ｑ ４ 式中 ＲＴ为关键层的抗拉强度ꎬＭＰａꎮ 由式４可知ꎬ关键层的抗拉强度越小ꎬ则其最 大悬顶距就越小ꎮ 在工作面推进过程中ꎬ关键层的 抗拉强度过大则导致其悬顶在一定范围内悬而不 断ꎬ悬顶自重和其所承载的载荷压覆于支架和煤体 上ꎮ 过大的悬顶距将会使支架和煤体承载较大静 载ꎬ从而导致工作面出现压架、煤壁片帮严重等矿压 问题ꎬ所以ꎬ如果能弱化关键层的强度ꎬ就能一定程 度上控制周期来压时的强矿压ꎮ 选择预致裂关键层的层位是定向钻孔致裂技术 控制工作面强矿压的关键步骤ꎮ 根据大采高开采实 践经验ꎬ４２１０７ 工作面回采过程中的亚关键层 １ 和 亚关键层 ２ 将形成“悬臂梁＋砌体梁”破断结构影响 采场矿压ꎮ 由图 １ 可知ꎬ亚关键层 １ 的厚度为 ８.７５ ｍꎬ抗拉强度 ３.６２ ＭＰａꎬ载荷 ０.４１ ＭＰａꎬ与 ４－２ 煤层间距 ６.１７ ｍꎻ亚关键层 ２ 的厚度为 ２２.４１ ｍꎬ抗 拉强度 ３.９８ ＭＰａꎬ载荷 １.４１ ＭＰａꎬ与 ４－２ 煤层间距 ２２.６４ ｍꎻ结合式４计算可得ꎬ亚关键层 １ 的周期来 压步距为 ３６.７５ ｍꎬ亚关键层 ２ 的周期来压步距为 ５３.２５ ｍꎮ 显然ꎬ亚关键层 ２ 是影响工作面矿压的关 键所在ꎮ 据此确定井下定向钻孔致裂顶板关键层的设计 原则ꎮ 首先根据工作面内的钻孔柱状图判定顶板岩 层中对工作面矿压显现起决定作用的关键层位置ꎻ 然后根据工作面推进速度设计钻孔倾角ꎬ并在工作 面前方回采巷道内向预致裂岩层打孔ꎬ并在到达预 致裂岩层后在该岩层中打水平孔ꎬ钻孔的水平段即 是钻孔内的致裂范围ꎻ最后将水平段钻孔进行分段 水压致裂ꎬ如图 ３ 所示ꎮ 图 ３ 顶板定向钻孔致裂技术示意 Ｆｉｇ.３ Ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｈｙｄｒａｕｌｉｃ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ ｔｅｃｈｎｉｑｕｅ ３ 关键层弱化及降低强矿压的数值模拟 ３.１ 建立模型 采用离散元数值模拟软件 ＵＤＥＣ 对顶板弱化 改性降低采场强矿压的可行性开展研究ꎮ 通过改 变关键层破断块体竖向节理的摩擦角来模拟岩层 物理力学性质的弱化ꎬ再对比分析关键层强度弱 化与否时两侧煤柱的支承压力分布特征ꎬ并以此 作为评价顶板致裂方案可行性的依据ꎮ 模型长度 为 １ ０００ ｍꎬ高度 ４７０ ｍꎬ模型中各岩层赋存厚度参 照图 １ꎬ模型中不同岩性岩层的物理力学参数见表 １ꎮ 将模型上边界设定为自由边界并单边约束模 型左右边界水平位移、双边约束模型底界面垂直 位移ꎬ所有区域均定义为摩尔－库伦材料模型ꎬ模 型示意如图 ４ 所示ꎮ ３.２ 模拟结果分析 通过减小亚关键层 ２ 破断块体竖向节理的摩擦 角以对亚关键层 ２ 进行强度弱化改性ꎬ类似于对顶板 进行致裂ꎮ 亚关键层 ２ 致裂与否对 ４２１０７ 工作面两 侧区段煤柱和实体煤壁支承压力的影响如图 ５ 所示ꎮ 由图 ５ 可知亚关键层 ２ 致裂后ꎬ工作面区段 煤柱上的支承压力峰值由 ６３.６９ ＭＰａ 减小至 ５３.５９ ＭＰａꎬ减小了 １５.７％ꎻ实体煤壁侧支承应力峰值由 ４４.６５ ＭＰａ 减小至 ３６.４７ ＭＰａꎬ减小了 １８.３％ꎮ 工 ９５ ２０２０ 年第 ８ 期煤 炭 科 学 技 术第 ４８ 卷 作面中部的驼峰区域是由于上覆 ２－２ 煤层走向遗 留区段煤柱引起的应力集中导致的ꎬ亚关键层 ２ 致裂后ꎬ工作面中部的峰值由 ４１.５１ ＭＰａ 减小到 ３２.７６ ＭＰａꎬ减小了 ２１.１％ꎮ 以上内容表明通过致 裂亚关键层 ２ 能够较好地降低工作面和煤柱上的 载荷ꎮ 表 １ 岩层物理力学参数 Ｔａｂｌｅ １ Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｒｏｃｋ ｓｔｒａｔａ 岩性容重/ ｋＮ􀅱ｍ －３ 抗拉强度/ ＭＰａ抗剪强度/ ＭＰａ弹性模量/ ＧＰａ黏聚力/ ＭＰａ内摩擦角/ 砂质泥岩２１.０１.５７２２.６６.３４３.６３６.０ 粉砂岩２５.５３.９８３７.３１０.５２５.４３１.３ 细砂岩２７.０３.６２３９.７１６.５９４.０３２.０ 煤层１３.０１.２５１８.３５.４４２.８４３.２ 图 ４ 数值模型示意 Ｆｉｇ.４ Ｄｉａｇｒａｍ ｏｆ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｍｏｄｅｌ 图 ５ 亚关键层 ２ 弱化前后工作面垂直应力 Ｆｉｇ.５ Ｖｅｒｔｉｃａｌ ｓｔｒｅｓｓ ｉｎ ｃｏａｌ ｓｅａｍ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ Ｋｅｙ Ｓｔｒａｔｕｍ ２ ｗｅａｋｅｎ ４ 顶板定向钻孔水压致裂的工业性试验 ４.１ 定向钻孔致裂方案设计 综合上述理论分析与数值模拟结果ꎬ确定在布 尔台煤矿 ４２１０７ 工作面开展定向钻孔水压致裂顶板 岩层试验ꎬ预致裂的岩层选取亚关键层 ２ꎮ 在工作面共设计了 ３ 个井下定向钻孔ꎬ编号分 别为 Ｋ１、ＳＦ１ 和 ＳＦ２ꎮ 均从 ４２１０７ 工作面两条回采 巷道向上倾斜打顶板钻孔ꎬ不断调整钻头方向ꎬ直至 钻孔钻至亚关键层 ２ 中部与煤层垂距为 ３４ ｍꎻ然 后改变钻孔方向ꎬ沿水平方向再钻进 １５０２５０ ｍꎬ钻 孔长度及钻场位置见表 ２ꎮ 表 ２ 定向钻孔长度及位置 Ｔａｂｌｅ ２ Ｌｅｎｇｔｈ ａｎｄ ｐｏｓｉｔｉｏｎ ｏｆ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅｓ 钻孔 编号 钻孔 长度/ ｍ 水平段致 裂长度/ ｍ 钻场位置 ＳＦ１３６０１４０４２１０７ 回风巷至开切眼１ ２０４ ｍ 的联巷内 ＳＦ２３６４２１６４２１０７ 回风巷至开切眼１ ２０４ ｍ 的联巷内 Ｋ１４０８１９８４２１０７ 辅运巷至开切眼 ９６８ ｍ 处 首先施工钻孔 ＳＦ１ 和 ＳＦ２ꎬ然后实施水压致裂ꎬ 待致裂结束后再施工钻孔 Ｋ１ 并致裂ꎮ 整个钻孔仅 水压致裂亚关键层 ２ 中的水平段钻孔ꎬ３ 个钻孔全 长累计 １ １３２ ｍꎬ致裂段累计 ５５４ ｍꎬ钻孔施工如图 ６ 所示ꎮ ４.２ 应用效果 通过对比亚关键层 ２ 致裂前后的工作面支架阻 力数据、周期来压步距来分析定向钻孔致裂后的矿 压控制效果ꎮ 选取部分致裂前的开采区域推进距 ３４０４５０ ｍ 和部分致裂后的开采区域推进距 ７５０８５０ ｍ作为研究对象ꎬ绘制工作面内第２５、３５、 ４５、５５、６５、７５、８５、９５、１０５、１１５、１２５ 号支架的工作阻 力曲线ꎬ并统计来压特征ꎬ结果如图 ７ 所示ꎮ ０６ 高 亮等顶板定向钻孔水压致裂工作面强矿压控制试验研究２０２０ 年第 ８ 期 图 ６ 钻孔施工位置和参数 Ｆｉｇ.６ Ｐｏｓｉｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｉｚｅ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｄｉｒｅｃｔｉｏｎａｌ ｂｏｒｅｈｏｌｅｓ 图 ７ 顶板致裂前、后工作面的周期来压步距 Ｆｉｇ.７ Ｐｅｒｉｏｄｉｃａｌ ｗｅｉｇｈｔｉｎｇ ｉｎｔｅｒｖａｌ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ ｒｏｏｆ ｃｒａｃｋｉｎｇ ｏｐｅｒａｔｉｏｎ 由图 ７ 可知ꎬ在亚关键层 ２ 致裂前ꎬ４２１０７ 工作面 的周期来压步距长度平均为 ２１.０ ｍꎬ周期来压持续长 度约 ７.５ ｍꎬ经统计支架平均末阻力为 ２２ ５３５ ｋＮꎻ当 采用定向钻孔水压致裂亚关键层 ２ 之后ꎬ４２１０７ 工作 面的周期来压步距减小至 １６.９ ｍꎬ周期来压持续长度 降至 ４.９ ｍꎬ支架平均末阻力为 １９ ５９９ ｋＮꎬ已经小于 工作面支架额定阻力２１ ０００ ｋＮꎮ 这一结果表明ꎬ 在采用定向钻孔水压致裂亚关键层 ２ 之后ꎬ工作面回 采时的周期来压步距、来压持续长度以及支架末阻力 都显著降低ꎮ 以上工业试验结果表明顶板定向钻孔 水力压裂可以较好地控制工作面强矿压ꎮ ５ 结 论 １理论分析判断布尔台煤矿 ２－２ 煤层与 ４－２ 煤层之间存在 ２ 层亚关键层ꎬ其中 ４－２ 煤层顶板约 ２２.４１ ｍ 处的粉砂岩亚关键层 ２ 是引发工作面强矿 压的主要因素ꎮ ２数值模拟得出 ４２１０７ 工作面亚关键层 ２ 致裂 前、后ꎬ区段煤柱上的支承压力峰值由 ６３.６９ＭＰａ 减 小至 ５３.５９ ＭＰａꎬ实体煤壁侧由 ４４.６５ ＭＰａ 减小至 ３６.４７ ＭＰａꎬ即支承压力峰值减小了 １５.７％１８.３％ꎮ ３在布尔台煤矿 ４２１０７ 工作面回采巷道向顶板 中施工了 ３ 个定向钻孔ꎬ分段水压致裂粉砂岩亚关 键层２ꎮ 对比分析亚关键层２ 致裂前推进距３４０ ４５０ ｍ和致裂后推进距 ７５０ ８５０ ｍ的支架阻力 曲线ꎬ确定周期来压期间支架最大工作阻力、来压步 距以及来压持续长度都显著减小ꎬ表明顶板定向钻 孔水压致裂可以有效减弱工作面矿压显现强度ꎮ 参考文献Ｒｅｆｅｒｅｎｃｅｓ [１] 张基伟.王家山矿急倾斜煤层长壁开采覆岩破断机制及强矿 压控制方法[Ｄ].北京北京科技大学ꎬ２０１５. 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Ｃｈｉｎｅｓｅ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｒｏｃｋ Ｍｅｃｈａｎｉｃｓ ａｎｄ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇꎬ ２００３ꎬ２２１４５－４７. [９] 陈荣华ꎬ浦 海ꎬ缪协兴ꎬ等.相邻亚关键层破断对采场来压的 影响分析[Ｊ].煤炭学报ꎬ２００４ꎬ２９３２５７－２５９. ＣＨＥＮ ＲｏｎｇｈｕａꎬＰＵ ＨａｉꎬＭＩＡＯ Ｘｉｅｘｉｎｇꎬｅｔ ａｌ. Ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｔｈｅ ｉｎｆｅｒｉｏｒ ｋｅｙ ｓｔｒａｔａ ｂｒｅａｋｉｎｇ ｏｎ ｗｅｉｇｈｔｉｎｇ ｏｆ ｌｏｎｇｗａｌｌ ｆａｃｅ[Ｊ]. Ｊｏｕｒ￣ ｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ２００４ꎬ２９３２５７－２５９. [１０] 左建平ꎬ孙运江ꎬ刘文岗ꎬ等.浅埋大采高工作面顶板初次断裂 爆破机理与力学分析[Ｊ]. 煤炭学报ꎬ２０１６ꎬ４１９２１６５－ ２１７２. ＺＵＯ ＪｉａｎｐｉｎｇꎬＳＵＮ ＹｕｎｊｉａｎｇꎬＬＩＵ Ｗｅｎｇａｎｇꎬｅｔ ａｌ. Ｍｅｃｈａｎｉｃａｌ ａ￣ ｎａｌｙｓｉｓ ａｎｄ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｍａｉｎ ｒｏｏｆ ｉｎｉｔｉａｌ ｆｒａｃｔｕｒｉｎｇ ｉｎ ｓｈａｌｌｏｗ ｄｅｐｔｈ ｍｉｎｉｎｇ ｆａｃｅ ｗｉｔｈ ｌａｒｇｅ ｃｕｔｔｉｎｇ ｈｅｉｇｈｔ[Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ２０１６ꎬ４１９２１６５－２１７２. [１１] 李春睿ꎬ康立军ꎬ齐庆新ꎬ等.深孔爆破数值模拟及其在煤矿顶 板弱化中的应用[Ｊ].煤炭学报ꎬ２００９ꎬ３４１２１６３２－１６３６. ＬＩ ＣｈｕｎｒｕｉꎬＫＡＮＧ ＬｉｊｕｎꎬＱＩ Ｑｉｎｇｘｉｎꎬｅｔ ａｌ. Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｄｅｅｐ－ｈｏｌｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｉｔｓ ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｉｎ ｍｉｎｅ ｒｏｏｆ ｗｅａｋｅｎ[Ｊ]. Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｃｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙꎬ２００９ꎬ３４１２１６３２－１６３６. [１２] 郑玉斌ꎬ秦飞龙.水力致裂弱化坚硬顶板保护邻空巷道现场试 验[Ｊ].煤矿安全ꎬ２０１９ꎬ５０５６４－６６. ＺＨＥＮＧ ＹｕｂｉｎｇꎬＱＩＮ Ｆｅｉｌｏｎｇ. 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