综采工作面端头悬顶水力致裂试验研究

王慧林，王金国，张大明，洪 光

(1.中煤陕西榆林能源化工有限公司，陕西 榆林 719000；2.延安市禾草沟煤业有限公司，陕西 延安 717300； 3.辽宁工程技术大学 矿业学院，辽宁 阜新 123000； 4.阜新高等专科学校，辽宁 阜新 123000)

采空区顶板大面积悬顶不仅会产生冲击地压危险，而且对于高瓦斯矿井，将会导致采空区中积存的瓦斯瞬间涌出，造成工作面回风侧瓦斯浓度超限，严重影响矿井安全生产。目前处理采空区顶板大面积悬顶的方法主要有水力致裂法和深孔预裂法[1]。但《煤矿安全规程》规定：严禁在工作面采动影响区内采用炸药爆破方法处理坚硬顶板[2]。由于禾草沟煤矿在开采过程中综采工作面端头三角区形成周期性悬顶，悬顶突然垮落后将采空区中的瓦斯挤出造成隅角瓦斯超限，威胁着矿井安全生产。因此，为了解决上述问题，开展了综采工作面端头悬顶水力致裂试验研究。

1 工作面概况

禾草沟煤矿5号煤层50115综采工作面所在煤层结构单一稳定，平均煤厚2.24m。直接顶主要为灰黑色油页岩，平均厚度为11.04m，中间夹浅灰色铝土质泥岩薄层，质软，遇水易变软，易风化破碎；基本顶为灰白色细粒砂岩，平均厚度为19.07m。回采巷道顶板为复合型顶板，50115回风巷为矩形断面，断面尺寸为4.8m×2.6m。在掘进期间的支护情况：顶板均采用锚、网、索、钢带联合支护。

2 顶板控制思路

顶板水力致裂可人工增加水压裂缝的数目，在顶板中形成水压裂缝网络，破坏其整体性，从而改善顶板的垮落性[3]。由于顶板是复合顶板，存在泥岩等夹层，在注水过程中容易对其进行软化，破坏泥岩层的力学性能，进而降低整个顶板岩层的完整性[4]。在工作面超前支护段内预裂顶板，顶板在水压力作用下产生多条裂缝，破坏顶板的完整性，但是破裂的岩体之间仍然能够相互挤压形成一定的自稳结构，确保水力致裂后顶板的安全性[5]。

3 设计方案

3.1 基本措施

在50115回风巷超前支护段内副帮，用锚索钻机竖直向上施工1组孔径32mm、孔深10m、孔间距6m的钻孔；在50115回风巷超前支护段内正帮，用锚索钻机竖直向上施工1组孔径32mm、孔深8m、孔间距6m的钻孔。正副帮钻孔采用“三花”布置，如图1。试验阶段对超前支护段进行补充加强支护，每排打4根单体支柱，每0.8m打1排单体。

图1 水力致裂钻孔布置

3.2 压裂段加强支护设计

工作面端头水力致裂顶板，一般会在水平和竖直多个方向都有裂缝。考虑到禾草沟矿5号煤层为复合顶板，裂缝的形态更加复杂，顶板的整体性和稳定性更容易被破坏。为了保证压裂过程和压裂后顶板的安全性，压裂段支护设计应该按照最不利的情况考虑：考虑到正帮水力致裂孔深度为8m，副帮水力致裂孔深度为10m，锚索支护最大深度为7.9m，并且水压裂缝只是对顶板和支护造成一定弱化和扰动，并不能完全使其破碎垮落，因此按照10m岩柱计算岩层重量。为了确保压裂期间的顶板稳定安全，对最不利情况下的支护强度进行验算。

(1)岩柱的重量：

G=a×b×h×γ=20×4.8×10×25000=

2.4×107(N)

式中，G为岩柱的重量；a为压裂段长度，m；b为巷道宽度，m；h为压裂深度，m；γ为岩柱的平均容重，取25000N/m3。

(2)加强支护前，超前支护段的单体柱的支撑力：

F=c×n×p=2×20×250×103=1×107(N)

式中，F为致裂区域的单体柱的支撑力，N；c为单排单体柱数量；n为单体柱排数；p为单体柱的额定工作阻力，kN。

综上所述，F

因此，必须在目前超前支护的基础上增加支护强度，超前支护段每排施工4根单体柱，排距0.8m，共计25排。经计算，加强支护强度后，单体柱的支撑力F1= 2.5×107N，即F1>G，超前支护段的单体柱的支撑力足以支撑上覆10m岩柱的全部重量。

3.3 钻孔布置和实施参数

在50115工作面回风巷超前支护段实施水力致裂综采工作面端头顶板，使用60MPa水力致裂成套装备，排量为112 L/min，配套的管路、封孔器、安装杆额定压力均为60MPa以上，压裂期间采用水压力动态监测系统实时监测压裂期间的水压力，采用锚索钻机垂直顶板施工压裂钻孔，在试验段共施工17个钻孔，钻孔位置如图2，施工和压裂顺序均按照推进方向依次进行，部分钻孔的施工参数见表1，部分压裂孔的施工水压力曲线如图3。

图2 钻孔相对位置示意

表1 部分钻孔压裂参数

图3 各钻孔水力致裂施工水压力曲线

从各孔水压力曲线图中可以看出，水压力整体稳定在50MPa以上，曲线中会存在较少的波动，说明水压裂缝此刻出现了较大范围的扩展，高压水来不及补充，反馈出瞬间的压力降低。压裂过程中，水压力曲线的总体趋势为前期波动较大，后期趋于平稳，这是因为前期水压主裂缝扩展，裂缝瞬间扩容量大，能够产生明显的压力降低，所以水压力曲线波动较大，后期主要是翼型分支裂纹扩展，裂缝扩展相对均匀缓慢，裂缝网络系统形成的空腔扩容速度与高压泵的泵注速度达到动态平衡，所以水压力曲线相对平缓。虽然水压力大致保持恒定，但是水压裂缝前期扩展较快，并逐渐趋于缓慢。

4 压裂效果

4.1 压裂现象

正帮1号孔共压裂16min，注水总量为1.8m3，水压力在40～55MPa，最大水压力55MPa。压裂后，钻孔前后各4m范围内的大部分锚杆锚索均有渗水现象，说明水压裂缝已经扩展至半径为4m范围，已经将该范围的顶板压裂开。

副帮1号孔共压裂16min，注水总量为1.7m3，水压力在38～55MPa，最大水压力55MPa。钻孔压裂后，巷道内距该孔前后各11m范围内的锚杆、锚索均大量淋水，如图4，且巷道顶板中间位置产生一条明显的沿巷道方向的水压裂缝，裂缝淋水量大，说明水压裂缝已经从钻孔底部扩展至顶板表面，顶板被水压裂缝整体切断。顶板淋水多为乳白色，根据观测，认为乳白色的水流可能为压裂顶板后，从顶板岩层中带出来的白色岩粉或者矿物质，说明顶板岩层被压裂开。

图4 锚索淋水

4.2 端头悬顶控制效果评价

4.2.1工作面周期来压情况

通过矿方的现场矿压显现观测，水力致裂期间50115工作面8月10日至8月18日共发生5次周期来压，分别位于工作面推进至982m，993m，1002m，1015m和1027m，从8月12日至8月18日早班，即推进度从回风巷990m至1030m为压裂区域，在该区域共发生4次周期来压。

4.2.2 效果评价

(1)顶板水力致裂有效致裂半径约为4m(取各试验钻孔周围大量出水的最小值)，因此可将水力致裂孔间距优化为8m，从而减小钻孔的施工工程量，提高钻孔的利用率，后期可根据施工的工作面条件具体调整。

(2)试验段端头顶板垮落及时充分，垮落顶板与支架尾梁无空腔，整个试验段悬顶长度减小6m以上，悬顶问题明显得到改善，避免了端头悬顶突然垮落导致的挤出积聚瓦斯，试验效果达到预期目标。

(3)根据矿方提供的工作面矿压记录，水力致裂区间工作面顶板共发生4次周期来压；通过对端头顶板垮落情况进行全程观测，发现未压裂端头顶板悬顶距离长，垮落时岩石呈破碎状；已压裂顶板能随采随垮，破碎形态较为完整，整体下沉垮落，具有明显的水力致裂特征。通过对比周期来压和非周期来压期间的顶板垮落情况，发现水力致裂的顶板在多次非周期来压期间垮落效果依然很好，垮落情况的好坏不取决于是否周期来压。

5 结 论

通过对禾草沟煤矿50115回风巷进行的综采工作面端头悬顶水力致裂控制试验，主要结论如下：

(1)现场共进行连续50m的致裂试验，致裂水压力维持在50～60MPa，有效致裂半径约为4m，因此可将水力致裂孔间距优化为8m，从而减小钻孔的施工工程量。

(2)要求必须在超前支护段内进行压裂作业且预留5m的安全距离(即如果超前支护段长度30m，压裂作业只能在超前工作面煤壁25m范围内进行)，随着工作面推进而实施，在超前支护段内必须加强支护，每排施工4根单体支柱，排距为0.8m。

(3)水力致裂区间工作面顶板共发生4次周期来压；通过对端头顶板垮落情况进行全程观测，试验段端头顶板垮落及时充分，垮落顶板与支架尾梁无空腔，整个试验段悬顶长度减小6m以上，悬顶问题明显得到改善，避免了端头悬顶突然垮落导致的挤出积聚瓦斯。