綜采工作面端頭懸頂超前淺孔水力致裂技術應用研究

＊畢璐璐

（山西高平科興米山煤業有限公司 山西 046700）

綜采工作面回采巷道煤柱和支護結構聯合作用下，端頭處堅硬頂板存在懸頂面積過大不能及時垮落的問題，容易造成液壓支架壓架、頂板突然垮落傷人、冒落巖塊碰撞產生火花誘發瓦斯爆炸、氣體濃度異常和上隅角瓦斯聚集超限等問題，直接影響到工作面的安全生產。對于頂板大面積懸頂常見的處理方法包括淺孔致裂（水力致裂法）、深孔致裂（深孔水力致裂）、退錨處理、使用靜態破碎劑處理（包括使用膨脹水泥、氧化鈣等材料）、淺孔定向爆破預裂、預打密集切頂卸壓孔等。

本文針對米山礦15113綜采工作面在回采過程中呈現的堅硬頂板端頭懸頂過長，并由此產生支架支護阻力過大、瓦斯濃度經常超標等問題，采用超前淺孔水力致裂技術進行現場試驗，探明了水力致裂的裂縫擴展特征，得到了端頭區頂板結構弱化及應力環境演化特征，獲得了較好的治理效果，對類似工作面安全治理有借鑒意義。

1.水力致裂原理

水力致裂技術最早從波蘭引進，其實質是在鉆孔中注入高壓水，在堅硬頂板中形成裂縫或沿層理面和原生裂隙延伸擴展、分叉、穿越、貫通，破壞巖體的完整性。水力致裂原理如圖1所示，在端頭區或回采超前應力影響范圍內頂板中布置鉆孔，鉆孔封孔后單孔或多孔注入高壓水，利用鉆孔水壓力的作用，通過裂縫的起裂和擴展，改變孔邊煤巖體的應力狀態，弱化煤巖體的整體力學特性；同時通過水對巖體的物理化學作用，改變煤巖體的滲透性能，使煤巖體充分吸水濕潤，進一步軟化煤巖體。兩者共同作用破壞巖體的宏、細觀結構，通過致裂和軟化作用弱化煤體的強度，進而依靠礦山壓力的破巖作用，裂隙逐漸發育從而達到提高頂煤（板）冒落性的要求。

圖1 水力致裂原理

2.試驗方案

(1)試驗區特征

試驗選擇在米山礦15113綜采面工作面實施，地質柱狀圖如圖2所示，開采煤層為15號煤層，煤層厚度2.4m-3m，平均厚度3.04m，煤層頂板為K2石灰巖，厚度6.2m-11.6m，平均厚度7.18m，平均抗壓強度為39.55MPa。

圖2 地質柱狀圖

工作面端頭采用6架ZZG6800/19/38型過渡支架配合單體柱支護，94架ZZ6800/19/38型液壓支架支護工作面頂板。為準確掌握工作面支架受力情況及頂板來壓情況，便于評價水壓致裂效果，在兩順槽端頭區各5個支架設置監測點，每側為3個端頭架和2個中間架，編號分別為1#-5#和96#-100#。

(2)水力致裂技術方案

根據工作面地質情況和現有施工條件，在工作面兩順槽回采應力超前影響區段，確定技術方案參數如圖3所示：使用60MPa水力致裂成套裝備，排量為120L/min，配套的管路、封孔器、安裝桿額定壓力均為60MPa以上。用每組布置9個鉆孔，組間距設置為4m，兩順槽對應布置，孔直徑34mm。孔深1#-3#設置為4m，4#-9#孔深設置為6m。孔距1#-3#、4#-6#間距設置為2m；6#-7#、3#-9#間距設置為1.75m；兩側鉆孔距離煤幫0.5m。所有鉆孔的傾角均向采空區方向設置為70°。封孔深度設置為4m。注水順序按照1#-3#、4#-6#、7#-9#依次注入。此外每隔50m在兩順槽打一個鉆孔用以確定灰巖厚度，特別設置水力致裂孔深比K2灰巖厚度短1.5m-2m。

圖3 工作面端頭超前淺孔水力致裂鉆孔布置圖

水力致裂控制堅硬頂板的最不利情況是水致裂縫沿錨索錨固端以上巖層內近似水平擴展，致裂控制區域的巷道頂板（含錨桿錨固體）完全脫離頂板巖層，同時水致裂痕產生后可能會形成“水契效應”，對下位巖層產生有擠壓作用。出于對安全的考慮，在試驗階段對超前支護段（致裂段）進行補充加強支護，單個鉆孔水力致裂區域（已經致裂的鉆孔周圍8m范圍）每排打3根單體支柱，每0.8m打一排單體支柱。

3.試驗結果分析

(1)水壓力分析

水力致裂期間采用水壓力動態監測系統實時監測，對于位于緊靠端頭三角區的孔眼的施工水壓力進行監測，發現水壓力曲線呈現圖4和圖5兩種特征。

圖4 水壓力Ⅰ類特征曲線

圖5 水壓力Ⅱ類特征曲線

根據兩種特征曲線，對巖體中裂縫的擴展機制進行討論：

兩圖在水壓力變化上較為相似，當水壓力到達一定的值之后，巖體逐漸形成新的裂縫或者巖層原本存在的裂縫進一步發展，使得水壓力迅速下降之后又會快速回升，并且波動很大，其中水壓力每一次上升與下降都對應裂縫的擴展、分叉和貫通。致裂過程中，前期水壓力變化較大，后期變化幅度較小，是因為前期注水主要產生的效果在于裂縫擴展，后期則主要發生翼型分支裂紋擴展現象，這個過程中速度較慢，并且裂縫網絡的形成擴展速度與泵的注水速度相當，水壓力曲線較為平緩。

兩圖又有很明顯的區別，圖4水壓力在徹底崩落前一直維持在較高水平，是因為孔眼致裂范圍內巖體完整性較好，水壓力主要作用于裂縫起裂、擴展和分叉過程或沿層理面穩定擴展；圖5中水壓力在維持一個較高水平后跌落至底，則是由于原有巖石中存在較大原生裂隙，高壓水注入后起裂裂隙擴展和原生裂隙貫通，高壓水迅速侵入造成卸壓現象。

(2)支架支護阻力分析

①對水力致裂前后兩順槽端頭10個支架監測點支護阻力進行監測，監測結果如圖6所示，水力致裂前支架支護平均支護阻力為5605kN，在水力致裂后變為3119kN，降低幅度為44%。

圖6 支架支護阻力變化

②對4#支架在使用水力致裂法處理前后分別進行了為期2個月的監測，4#支架支護阻力變化曲線如圖7所示，綜采工作面平均來壓周期由30.5m左右，減小到18.3m。

圖7 來壓步距監測

支架阻力及周期來壓變化說明，水壓致裂在巖體中起到應力阻斷效應，改善了端頭區受載條件，降低了端頭區圍巖應力。

(3)懸頂長度分析

對端頭頂板垮落情況進行的全程觀測，水力致裂施做前后各觀察5次，結果如圖8所示，施做前端頭懸頂長度平均超過20m，最大長度26.7m，平均長度23.4m；施做后端頭垮落長度降低至10m-15m范圍內，平均長度12.6m，端頭懸頂長度降低10.8m。試驗段端頭頂板垮落及時充分，垮落頂板與支架尾梁無空腔，懸頂問題明顯得到改善。觀測發現兩順槽端頭頂板結構，在回采超前應力作用下結構持續破碎，說明水力裂隙的產生和擴展改變了巖層的宏細觀結構，弱化了巖體的整體結構，劣化了巖體的力學特性，具備了良好的垮落條件。

圖8 懸頂長度變化

(4)瓦斯濃度分析

瓦斯監測（圖9）表明上隅角瓦斯積聚濃度大于回風流中瓦斯濃度。工作面瓦斯濃度在未施作前，平均瓦斯濃度接近于0.9%，生產班開始作業后，瓦斯濃度經常會超過1.0%，迫使生產暫停進行通風作業。在施作之后，回風風流中瓦斯和上隅角瓦斯濃度明顯降低，回風流中瓦斯濃度在0.6%以下，上隅角瓦斯濃度低于0.7%，生產作業中未出現超限情況，為安全生產提供了保障，提高了回采效率。

圖9 瓦斯濃度監測

4.結論

（1）水壓力受巖體結構特征影響明顯，曲線Ⅰ表現出完整巖層中的裂縫萌生、擴展、分叉演化機制，曲線Ⅱ表現為裂縫與原生裂隙貫通、再擴展、分叉、再貫通機制。

（2）支架支護阻力、懸頂長度、瓦斯濃度監測表明，水力致裂能夠破壞巖體的宏細觀結構，削弱巖體結構完整性，對致裂部位具有良好的卸壓效果。

（3）試驗結果驗證了沿兩順槽回采超前應力影響范圍進行超前淺孔水力致裂能夠較好的解危綜采工作面堅硬頂板端頭懸頂誘發的隱患災害，可為同類工程提供參考。