余 鑫，邊俊奇，劉長友

(1.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.山西西山晉興能源有限責(zé)任公司，山西 呂梁 033602)

動壓巷道是指受采動影響或其他動力影響的巷道。如沿空留巷、同采區(qū)順序開采的臨近巷道、孤島工作面巷道等[1]。在工作面超前支承壓力與采空區(qū)殘余側(cè)向支承壓力的綜合作用下，動壓巷道圍巖會產(chǎn)生巨大變形，返修工程量巨大，甚至可能產(chǎn)生煤與瓦斯突出、沖擊地壓等礦井動力災(zāi)害，嚴(yán)重威脅礦井安全生產(chǎn)。對此一些專家提出了以高預(yù)緊力強(qiáng)力支護(hù)、“高阻-讓壓”支護(hù)等支護(hù)體系控 制圍巖變形[2-4]，以預(yù)裂爆破、水力壓裂等技術(shù)釋放動力源的治理體系[5]來解決動壓巷道圍巖控制問題。

水力壓裂技術(shù)以其可以改變煤巖體結(jié)構(gòu)的特點(diǎn)在解決井下動壓巷道卸壓問題中被廣泛采用。閆少宏[6]等研究了水力壓裂對頂板來壓步距的影響；XIA Binwei[7]等研究了采動應(yīng)力拱對水力裂縫擴(kuò)展的影響特征；王海洋[8]等研究了垂直貫穿裂隙對堅(jiān)硬頂板失穩(wěn)破斷的影響特征；于斌[9-10]等基于大同礦區(qū)特厚煤層堅(jiān)硬頂板條件，分析了臨空巷道礦壓顯現(xiàn)機(jī)制，提出運(yùn)用水力壓裂技術(shù)可保護(hù)巷道穩(wěn)定；吳擁政[11]等提出可以應(yīng)用水力壓裂技術(shù)解決堅(jiān)硬頂板形成的懸頂效應(yīng)，達(dá)到留巷的目的；孫曉明[12]等認(rèn)為水力壓裂可切斷采空區(qū)頂板與臨空巷道頂板的應(yīng)力傳遞，從而保證巷道穩(wěn)定；黃炳香[13-15]等提出頂板水力壓裂理論與技術(shù)框架，并研究了臨空巷道堅(jiān)硬頂板的合理斷頂位置；代生福[16]在麻家梁礦進(jìn)行了水壓致裂弱化頂板現(xiàn)場試驗(yàn)，并確定了水壓致裂的致裂層位；LU Yiyu[17]等認(rèn)為壓裂下部堅(jiān)硬頂板對工作面支承應(yīng)力峰值的能量釋放影響更大；LIU Jiangwei[18-19]等提出了堅(jiān)硬懸頂合理斷裂位置的確定方法，并進(jìn)行了現(xiàn)場試驗(yàn)。

這些研究雖然在一定程度上解決了水力壓裂在動壓巷道圍巖控制上的應(yīng)用難題，但在水力壓裂工程施工參數(shù)確定方法方面仍缺乏相關(guān)理論基礎(chǔ)來指導(dǎo)現(xiàn)場施工。筆者針對斜溝礦18106工作面圍巖地質(zhì)條件，分析強(qiáng)動壓巷道顯現(xiàn)特征及其影響因素，建立臨空側(cè)頂板懸臂梁力學(xué)模型，得出臨空頂板積聚彈性應(yīng)變能與煤柱應(yīng)力分布關(guān)系，提出了基于頂板釋能的頂板壓裂厚度確定方法，結(jié)合斜溝煤礦工程實(shí)際計(jì)算了頂板壓裂厚度，確定了水力壓裂技術(shù)方案，并在斜溝煤礦進(jìn)行了應(yīng)用。

1 斜溝煤礦強(qiáng)動壓巷道的顯現(xiàn)特征

1.1 工作面條件

斜溝煤礦強(qiáng)動壓工作面位置如圖1所示。18106工作面位于11采區(qū)回風(fēng)巷南側(cè)，東側(cè)為18108回采工作面(正在回采)，西側(cè)為18104回采工作面(正在回采)，南側(cè)為實(shí)煤區(qū)。工作面標(biāo)高為+856～+927 m，埋深為125～314 m。

圖1 工作面位置Fig.1 Position of working face

18106 工作面位于8號煤層，煤層厚度為3.30～6.40 m，平均5.20 m，堅(jiān)固性系數(shù)為2～3，煤層傾角為7.8°～10.6°，平均為8.9°。煤體成黑色，塊狀、條帶狀結(jié)構(gòu)，成分為亮煤及暗煤，內(nèi)生裂隙發(fā)育，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含1～4層泥巖、炭質(zhì)泥巖夾矸，夾矸厚度不穩(wěn)定，局部尖滅并含黃鐵礦集合體。煤層上方賦存1層12 m厚的中粗粒砂巖頂板，抗拉強(qiáng)度8 MPa，彈性模量30.4 GPa，回采之后難以垮落，會對煤礦生產(chǎn)造成巨大影響。8號煤層上覆巖層及底板巖性如圖2所示。18106工作面采用走向長壁后退式一次采全高采煤方法，全部垮落法管理頂板，采用綜合機(jī)械化采煤工藝進(jìn)行回采。18106工作面設(shè)計(jì)寬度為300 m，采高為5.2 m，循環(huán)進(jìn)度為0.8 m，18106與18104工作面間煤柱寬度為20 m。巷道采用錨桿、錨索、金屬網(wǎng)、鋼帶聯(lián)合支護(hù)作為永久支護(hù)。巷道斷面如圖3所示。

圖2 煤層頂?shù)装逯鶢顖DFig.2 Columnar diagram of coal roof and floor

圖3 18106工作面膠帶巷斷面Fig.3 Sectional view of belt lane at 18106 working face

1.2 巷道強(qiáng)動壓顯現(xiàn)原因分析

18106 工作面膠帶巷位于正在回采的18104工作面東側(cè)。隨著18104工作面向前推進(jìn)，其回采時(shí)產(chǎn)生的超前支承壓力通過煤柱傳遞到18106工作面巷道上，造成煤柱塑性區(qū)擴(kuò)大，巷道產(chǎn)生礦壓顯 現(xiàn)[20-21]。由于煤層上方賦存一層厚硬頂板，不易垮斷，18104工作面推過后，會在端頭形成如圖4所示的懸頂。在上覆巖層作用下，堅(jiān)硬懸頂不斷下沉并積聚大量的彈性能，并轉(zhuǎn)移作用到煤柱與臨空巷道上，致使煤柱上方產(chǎn)生應(yīng)力集中，造成煤柱進(jìn)一步破壞，承載能力降低，進(jìn)而出現(xiàn)巷道片幫、頂板下沉的現(xiàn)象[22]。同時(shí)巖層載荷還會通過煤柱傳遞到底板巖層中，使底板發(fā)生剪切破壞[23]。在堅(jiān)硬頂板與煤柱的擠壓作用下，煤柱兩側(cè)底板產(chǎn)生較大的偏應(yīng)力而被壓碎，造成巷道底板產(chǎn)生不同程度的水平隆起，出現(xiàn)底臌現(xiàn)象[24]。

圖4 堅(jiān)硬頂板懸頂作用下煤柱載荷特性Fig.4 Load characteristics of coal pillars under hard roof

2 臨空側(cè)頂板的破斷特征及對煤柱應(yīng)力分布的影響

2.1 臨空側(cè)頂板的破斷特征及力學(xué)模型

工作面回采后采空區(qū)邊緣懸頂如圖5所示。懸頂在自重和上覆巖層載荷的作用下發(fā)生彎曲下沉，但由于堅(jiān)硬頂板具有強(qiáng)度高、厚度大的特點(diǎn)，頂板很難與采空區(qū)冒落矸石接觸，從而使上覆巖層載 荷和懸頂自重全都作用到煤柱上，造成煤柱應(yīng)力集中，使煤壁處煤巖體發(fā)生屈服變形，產(chǎn)生大范圍 的破碎區(qū)和塑性區(qū)，造成煤柱與臨空巷道的不穩(wěn)定。

圖5 巷道臨空側(cè)堅(jiān)硬懸頂Fig.5 Hard roof on the side of the roadway near the gob

根據(jù)回采工作面的覆巖垮冒特征，可以將基本頂視為被上覆軟弱巖層夾持的平面應(yīng)變梁，并認(rèn)為其近似滿足Winkler彈性地基假定，因此可以將懸露的基本頂簡化為僅受均布載荷q作用的懸臂梁。由此建立堅(jiān)硬懸頂力學(xué)模型，如圖6所示。

圖6 堅(jiān)硬懸頂力學(xué)模型Fig.6 Mechanical model of hard suspended roof

在力學(xué)模型中，建立了原點(diǎn)位于煤柱邊緣、煤柱寬度方向?yàn)閤軸、煤柱高度方向?yàn)閥軸的直角坐標(biāo)系。圖6中，m為煤層厚度，m；x0為極限應(yīng)力平衡區(qū)寬度，m；σ0為煤柱峰值應(yīng)力，MPa；γH為原巖應(yīng)力，MPa；q為上覆巖層載荷，N/m；h為基本頂厚度，m；L為基本頂懸露長度，m。

2.2 臨空側(cè)頂板的彎曲彈性能及其對煤柱應(yīng)力分布的影響

根據(jù)圖6所建立的臨空側(cè)頂板力學(xué)模型，上覆巖層載荷q作用于基本頂上，使頂板彎曲變形并積聚彎曲彈性能，其計(jì)算公式[25]為

式中，U為彎曲彈性能，MJ；M為彎矩，N·m；φ為撓度，mm。

對于采空區(qū)邊緣懸頂，M和φ分別為

式中，E為基本頂彈性模量，GPa；I為基本頂?shù)臄嗝鎽T性矩，m4，I=bh3/12。

在長壁工作面開采中，基本頂懸露長度L與工作面周期來壓的步距相近，即

式中，Rt為基本頂抗拉強(qiáng)度，MPa。

將式(2)～(4)代入式(1)，頂板彎曲彈性能U為

式中，b為基本頂寬度，m，文中將頂板簡化為梁模型，故取1。

由前人[26-27]研究可知，煤柱上應(yīng)力分布表達(dá)式為

式中，a為(1+sinφ)/(1-sinφ)；f為層間摩擦因數(shù)；λ為側(cè)壓系數(shù)；D為煤柱寬度，m。

根據(jù)臨空側(cè)頂板破斷過程的能量分析，頂板在彎曲下沉過程中會積聚彈性能，該能量會作用到采空區(qū)邊緣煤柱上，使其應(yīng)力發(fā)生變化。因此，根據(jù)能量守恒定律，可以認(rèn)為臨空側(cè)頂板所積聚的彎曲變形能等于采空區(qū)邊緣煤柱上增加的應(yīng)力所產(chǎn)生的能量[28-30]。由此，建立頂板能量與煤柱應(yīng)力的關(guān)系式為

式中，Δy為垂直應(yīng)力在x位置引起的垂直位移，mm，可以用頂板在塑性區(qū)的最大位移來替代；UM為煤柱在原始情況下儲存的彈性能，MJ。

在自重應(yīng)力場中，將原巖應(yīng)力造成的煤柱變形視為彈性變形，煤柱所儲存的彈性能UM＝γHΔy1D。由材料力學(xué)可知，應(yīng)變等于變形量除以原長，即Δy1＝εm＝γHm/Em，則

式中，Em為煤層彈性模量，GPa。

將式(5)，(6)，(8)代入式(7)，假設(shè)煤柱深處應(yīng)力已近似恢復(fù)至原巖應(yīng)力，即σy(D)=γH，則煤柱峰值應(yīng)力大小為

2.3 影響因素分析

根據(jù)式(5)，(9)可知，臨空側(cè)頂板積聚的彎曲彈性能、峰值應(yīng)力及分布的影響因素為上覆巖層載荷、頂板厚度、頂板巖體抗拉強(qiáng)度以及頂板巖體彈性模量。

以斜溝煤礦為例進(jìn)行分析，該礦地質(zhì)參數(shù)取值見表1。

文章利用共焦顯微拉曼光譜技術(shù)檢測3組分芝麻油摻假中大豆油、玉米油以及花生油的含量，并采用偏最小二乘法(PLS)建立了定量分析模型。結(jié)果表明，采用共焦顯微拉曼光譜結(jié)合偏最小二乘法建立定標(biāo)模型，可以實(shí)現(xiàn)植物食用油的摻假分析，為食用油品質(zhì)的快速檢測提供一種新的技術(shù)手段。但本文的研究對象均由兩種食用油調(diào)和而成，尚有不足，為滿足市場需求，今后需要進(jìn)一步采用更多組分的調(diào)和油樣品來建立定標(biāo)模型。

表1 斜溝煤礦地質(zhì)參數(shù)Table 1 Geological parameter table of Xiegou Coal Mine

圖7顯示了頂板厚度對頂板積聚彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力的影響。在抗拉強(qiáng)度、彈性模量等因素不變的情況下，隨著頂板厚度從8 m增大到16 m，頂板彎曲彈性能從2.6 MJ增至11.3 MJ，煤柱上的峰值應(yīng)力從17.2 MPa增至27.1 MPa，并且隨著頂板厚度的增大，彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力的增值也在不斷變大。頂板厚度越大，其懸露長度就越長，由此導(dǎo)致頂板彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力隨之增大。

圖7 頂板厚度對彈性能及峰值應(yīng)力的影響Fig.7 Influence of thickness on elastic energy and peak stress

圖8顯示了頂板的抗拉強(qiáng)度對頂板彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力的影響。在頂板厚度、彈性模量等因素不變的情況下，隨著頂板抗拉強(qiáng)度從4 MPa增至12 MPa，頂板彎曲彈性能從1.1 MJ增至17.1 MJ，煤柱上的峰值應(yīng)力從15.7 MPa增至33.1 MPa。頂板的破壞形式一般為拉破壞或剪切破壞2種，頂板的抗拉強(qiáng)度對頂板的懸露長度影響明顯，頂板的抗拉強(qiáng)度越高，其懸露長度就越長，從而使頂板彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力變得更大。

圖8 頂板抗拉強(qiáng)度對彈性能及峰值應(yīng)力的影響Fig.8 Influence of tensile strength on the elastic energy and peak stress

圖9顯示了頂板的彈性模量對頂板彎曲彈性能與煤柱峰值應(yīng)力的影響。與上述2種因素不同，在頂板厚度、抗拉強(qiáng)度等因素不變的情況下，隨著頂板彈性模量從26 GPa增至34 GPa，頂板積聚的彈性能從7.4 MJ減至5.4 MJ，煤柱上的峰值應(yīng)力從22.3 MPa減至20.5 MPa，且隨著彈性模量的增大，頂板積聚的彈性能以及煤柱上的峰值應(yīng)力的變化量不斷減小，但相較于頂板厚度與抗拉強(qiáng)度，其變化幅度較小。這是因?yàn)殡S著彈性模量的增大，頂板 彎曲下沉量減小，從而使其彎曲彈性能降低，同時(shí)增強(qiáng)了頂?shù)装鍘r層對煤柱的夾持作用，提高了煤柱的承載能力，從而使煤柱上的峰值應(yīng)力也隨之降低。

圖9 頂板彈性模量對彈性能及峰值應(yīng)力的影響Fig.9 Influence of elastic modulus on the elastic energy and peak stress

由圖7～9可知，頂板抗拉強(qiáng)度對頂板積聚彈性能及煤柱峰值應(yīng)力的影響最大，頂板厚度次之，頂板彈性模量最小。因此對頂板進(jìn)行水力壓裂釋能時(shí)應(yīng)優(yōu)先考慮頂板抗拉強(qiáng)度與頂板厚度的影響。

3 臨空側(cè)頂板壓裂釋能參數(shù)確定

在對堅(jiān)硬頂板進(jìn)行水力壓裂后，巖層中產(chǎn)生貫通的水平主裂隙將頂板分為多個(gè)薄層，同時(shí)在水力壓裂的作用下，頂板中還會出現(xiàn)許多縱向裂隙，力學(xué)性質(zhì)也隨之下降。在工作面推過后，壓裂部分的頂板隨著直接頂一起垮落，形成采空區(qū)冒落矸石，如圖10所示。

圖10 壓裂后采空區(qū)邊緣懸頂Fig.10 Hard roof on the side of the roadway near the gob after fracturing

壓裂后煤柱上方堅(jiān)硬巖層也會產(chǎn)生諸多裂隙，可以視為軟弱巖層，因此未壓裂部分頂板可以視為平面應(yīng)變梁且近似滿足Winkler彈性地基假定。由此建立壓裂后懸頂力學(xué)模型，如圖11所示。圖中，hy為頂板的壓裂厚度，m；Ly為壓裂后基本頂?shù)膽衣堕L度，m。

圖11 壓裂后懸頂力學(xué)模型Fig.11 Mechanical model of hard suspended roof after fracturing

根據(jù)圖11建立壓裂后懸頂力學(xué)模型，根據(jù)式(1)可知，壓裂后頂板積聚的彎曲彈性能為

根據(jù)式(4)，壓裂后基本頂?shù)膽翼旈L度為

將式(11)代入式(10)，壓裂后頂板積聚的彎曲彈性能為

頂板受水力壓裂后積聚能量減少，煤柱上的應(yīng)力也隨之降低。將式(12)代入式(9)可以得到壓裂后峰值應(yīng)力表達(dá)式為

側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)K計(jì)算公式為

將斜溝煤礦地質(zhì)數(shù)據(jù)分別代入式(5)，(9)計(jì)算可得頂板積聚的彎曲彈性能為6.2 MJ，煤柱峰值應(yīng)力為21.3 MPa。然后將數(shù)據(jù)代入式(12)～(14)可以得到斜溝煤礦頂板積聚彈性能與側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)的變化曲線，如圖12所示。

圖12顯示了斜溝煤礦頂板壓裂后其釋放彈性能、頂板剩余彈性能以及煤柱的側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)隨頂板壓裂厚度的變化。隨著頂板壓裂厚度的增大，頂板釋放的彈性能逐漸增大，剩余的彈性能不斷減小，煤柱的側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)也隨之減小。煤柱上的側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)會影響臨空巷道的穩(wěn)定性，側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)越大，臨空巷道就越容易發(fā)生礦壓顯現(xiàn)，產(chǎn)生大變形。斜溝煤礦臨空巷道采用錨桿、錨索、金屬網(wǎng)、鋼帶聯(lián)合支護(hù)，一般認(rèn)為在側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)K＜1.9時(shí)，臨空巷道的圍巖穩(wěn)定。將K為1.9代入式(14)解得壓裂厚度hy為9.2 m。因此，頂板水力壓裂的厚度應(yīng)該大于9.2 m，考慮現(xiàn)場施工條件和一定的安全系數(shù)，故斜溝煤礦頂板水力壓裂厚度確定為10 m。

圖12 壓裂后頂板彈性能與側(cè)向應(yīng)力集中系數(shù)變化Fig.12 Changes of roof elastic energy and lateral stress concentration coefficient after fracturing

4 現(xiàn)場應(yīng)用及效果分析

在18106膠帶巷進(jìn)行現(xiàn)場試驗(yàn)，試驗(yàn)地點(diǎn)選在采動超前影響范圍之外，施工范圍為100 m。堅(jiān)硬頂板水力預(yù)裂鉆孔布置如圖13所示。在18104材料巷內(nèi)向上施工鉆孔，貫穿堅(jiān)硬頂板。根據(jù)計(jì)算結(jié)果，選擇將12 m厚的基本頂壓裂至10 m。為保證充分壓裂，增大壓裂的破壞面積，促使裂縫貫通，鉆孔采用單排布置，鉆孔直徑為42 mm，采用配套的小孔徑封隔器進(jìn)行分段壓裂，豎直向上施工，開孔位置距離巷幫300～500 mm，深度13.85 m，間距7 m，施工位置在第1到第2超前支架范圍內(nèi)。

圖13 堅(jiān)硬頂板水力壓裂鉆孔布置Fig.13 Drilling layout of hydraulic fracturing on hard roof

壓裂過程中，所統(tǒng)計(jì)的壓裂孔的頂板壓裂位置、壓裂時(shí)間、注水壓力及鉆孔周圍淋水情況見表2。從表2中可以看出隨著壓裂位置與孔口距離的增加，水力壓裂所需的注水壓力也不斷增大，說明鉆孔越向里，圍巖強(qiáng)度越大；水力壓裂后鉆孔周圍錨桿、頂板淋水，間接說明鉆孔在周圍已形成貫通裂隙。水壓隨時(shí)間的變化規(guī)律采用水壓儀進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測，所得水壓力曲線如圖14所示。

表2 2號鉆孔壓裂過程Table 2 Fracturing process of No.2 borehole

從圖14可以看出開泵1 min后波動較大，下限值為29 MPa，之后穩(wěn)定在36 MPa左右。頂板水力壓裂后的裂縫分布主要通過鉆孔窺視監(jiān)測法進(jìn)行觀測，鉆孔窺視圖如圖15所示。根據(jù)水力壓裂鉆孔窺視圖可以看出，在水力壓裂頂板后，鉆孔內(nèi)巖體在高壓水壓力作用下，巖層淺處沿弱節(jié)理面形成有效破碎帶，巖層深部沿弱節(jié)理面形成明顯的縱向裂隙帶。壓裂后巷道圍巖變形量較小，說明得到了有效的控制。

圖14 水壓力曲線Fig.14 Water pressure curve

圖15 鉆孔窺視Fig.15 Drilling peek view

5 結(jié)論

(1) 依據(jù)臨空頂板垮落特征建立了采空區(qū)邊緣懸頂力學(xué)模型，推導(dǎo)了懸頂積聚彎曲彈性能表達(dá)式及其與煤柱峰值應(yīng)力的關(guān)系式；分析表明頂板厚度與頂板抗拉強(qiáng)度越大，頂板積聚彈性能與煤柱峰值應(yīng)力越大；頂板彈性模量越大，頂板積聚彈性能與煤柱峰值應(yīng)力越小。

(2) 建立了水力壓裂切頂卸壓力學(xué)模型，推導(dǎo)了頂板壓裂厚度與積聚彎曲彈性能和煤柱峰值應(yīng)力的關(guān)系，計(jì)算確定了斜溝煤礦頂板壓裂厚度為10 m。

(3) 確定了臨空頂板水力壓裂技術(shù)方案為鉆孔長度14 m，直徑42 mm，分5段進(jìn)行壓裂，壓裂間距為2 m，鉆孔采用單排布置，豎直向上施工，施工位置在工作面第1到第2超前支架范圍內(nèi)，施工2～3個(gè)鉆孔。