水力压裂切顶技术在巷道超前支护中的应用研究

曹秀龙，赵利安

(1.山西霍州煤电集团有限责任公司，山西 霍州 031400；2.辽宁工程技术大学 矿业学院，辽宁 阜新 123000)

水力压裂技术的历史可以追溯到20世纪40年代，但直到2003年，国外公司才在油气开发中开始大规模使用水力压裂技术[1，2]。20世纪70年代，这种技术被引入煤矿生产中，用于防治瓦斯突出[3]。近年来，随着我国煤炭开采逐渐向深部转移，井下采掘场所的围岩压力和瓦斯涌出量越来越大，水力压裂技术在煤矿井下采场上覆坚硬顶板和煤矿瓦斯治理方面的应用越来越多。在煤矿，水力压裂主要用于煤层气水力压裂增产[4-7]，采场顶板压裂降低来压步距和工作面支架工作阻力[8-10]和巷道坚硬顶板卸压等方面。杨健[11]对王坡煤矿3314运输巷水力压裂钻孔相关施工参数进行确定，并进行工业性试验。高佳永[12]采用FLAC3D摩尔-库伦模型进行了数值模拟研究，发现模拟结果具有一定可靠性。杜江涛[13]针对霍州某矿工作面上隅角悬顶面积过大以及回采巷道超前段动压剧烈的问题进行了水力压裂设计和工业试验，结果表明水力压裂取得了良好的效果。这些研究促进了水力压裂在巷道支护及控制上的应用。

1 工程背景

霍州煤电集团有限公司干河煤矿开采的2#煤层埋藏较深，埋藏深度超过500m，煤层厚度1.91～4.3m，平均厚度3.9m，采高3.9m，煤层倾角1°～11°，平均5°，走向长度2160m，倾斜长度183m。其2-209工作面位于+80水平二采区右翼，工作面东北为井田边界，西南毗邻二采区回风巷，西北侧为实体煤，2-100工作面采空区位于其东南侧，2-209工作面如图1所示。工作面采用单一走向长壁采煤方法，采用综合机械化采煤工艺，顶板处理采用全部垮落法。

图1 2-209工作面位置

2-209工作面临近采空区侧巷道在本工作面回采时超前维护长度普遍超过100m，而且巷道顶底板移近量超过1.0m，两帮回缩量超过1.0m，底板剧烈鼓起，巷道超前支护段维护和返修工程量巨大，甚至出现个别工作面提前终止结束回采等问题。尽管回采过程中2-2092巷采用4排单体液压支护配合π梁加强支护，但巷道变形破坏仍然相当严重，巷道起底工作量和超前维护量巨大，严重阻碍2-209工作面安全高效回采。为了更好地控制2-209工作面超前应力，进行了水力压裂参数设计和工业试验。

2 水力切顶卸压方案参数设计

2.1 水力切顶卸压原理

2-100工作面已回采完毕，其采空区会在2-2092巷方向顶板形成悬臂梁结构，悬臂梁结构产生的应力集中都会使2-2092巷围岩应力增加，由于该临空动压的影响，2-209回采工作面超前段巷道变形量大，增加了维护难度。而水力切顶卸压的关键就是将临空侧煤柱上方悬臂梁切落，以减小悬臂梁上覆荷载及回转变形，切断或大大削弱岩梁传递到护巷煤柱和留设巷道内的荷载，从根本上降低悬臂梁结构产生的应力集中，降低巷道围岩应力，使巷道围岩应力处于围岩流变扰动阈值以下，从而达到控制巷道变形量的目的[15]。

临近工作面采空在侧向形成悬臂梁结构，该结构是巷道受侧向采动影响的关键，侧向采动卸压机理是破坏此悬臂梁结构，在巷道顶板附近形成破碎带，使煤柱上方的岩层由“固支”变为“简支”，降低煤柱上方顶板向下传递的应力值，从而减少巷道应力集中。

由于煤柱宽度为25m，宽度较大，煤柱垂直应力分布呈不对称马鞍形，采空区一侧应力较大，如图2所示。采动水力压裂切顶后，能够降低靠近2-209巷煤柱侧的应力。

图2 压裂切顶对煤柱上应力变化情况

2.2 压裂参数设计

2.2.1 钻孔布置

试验巷道长度215m(终采线以里215m)，2-2092巷切顶卸压钻孔布置如图3所示。布置2种钻孔，分别为钻孔S和钻孔S′，压裂钻孔布置剖面如图4所示。压裂钻孔施工采用ZDY1200S钻机及配套钻机平台，钻杆直径42mm，配套直径56mm的钻头。试验巷道内共计施工钻孔45个，其中压裂钻孔42个。

图3 2-2092巷切顶卸压钻孔布置方式

图4 2-2092巷压裂钻孔布置(m)

煤层上覆岩层各层载荷计算结果表明，切顶关键层为第9层(细粒砂岩，厚度4.8m)。通过估算可知，2#煤层距离关键层距离为30m，又考虑到钻机打钻最大仰角为50°，从而确定钻孔长度至少应为40m，以便水力破断关键层，考虑裂纹扩展过程中的滤失、变向及多裂缝扩展，并考虑一定的富裕系数，确定高压注水泵的压力为62MPa，流量为80L/min。

如图4(a)所示，压裂钻孔S距离巷道左帮(煤壁帮)1.5～2.5m，钻孔长度40.5m，初期孔间距为16m，后期调整孔间距为10m，水平方向与巷道走向夹角90°，仰角为50°；如图4(b)所示，压裂钻孔S′距离巷道右帮(煤柱帮)1.0～2.5m，钻孔长度40.5m，初期孔间距煤柱侧为8m，后期调整孔间距为10m，水平方向与巷道走向夹角5°～10°，仰角为50°。

2.2.2 钻孔压裂步骤及主要构成

顶板水力压裂包括封孔、高压水压裂、保压注水三项主要工序，该压裂系统主要由以下几部分组成：静压水进水管路、高压水泵、水泵压力表、蓄存压裂介质水和油的储能器、手动泵、手动泵压力表、快速连接的高压供水胶管、封孔器。水力压裂系统构成如图5所示[16]。

1—静压水进水管路；2—高压水泵；3—水泵压力表；4—流量计；5—手动泵；6—快速连接的高压供水胶管；7—手动泵压力表；8—水压仪；9—接头；10—注水钢管；11—树脂管；12—储存压裂介质水和油的储能器；13—封孔器；14—压裂钢管(管壁打孔)；15—预裂缝(必要时)；16—下封孔器注水管；17—水力压裂钻孔图5 水力压裂系统构成

采用单孔后退式多次压裂方式[17]，每隔3m压裂一次，单孔压裂次数10～13次(次数可根据实际情况进行调整)。为了安全起见，距离距孔口10m左右停止压裂。若压裂过程中，发现顶板出现大面积出水或者异常响声，就应及时停止压裂。

2.2.3 钻孔压裂流程

水力压裂流程为：接封孔器→接注水管→接通高压水泵→封孔器加压→开高压泵，注水压裂→压裂30min或相邻孔出水后停泵→封孔器泄压→交替压裂其他孔或退下2m开始第二段压裂→开启循环压裂过程直至退至13m。

3 水力压裂施工效果对比分析

此处通过对比非压裂卸压段的3个测站和压裂卸压段的1#—10#测站的底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量，来分析所采用的水力压裂卸压技术的使用效果。

3.1 底鼓量对比分析

非压裂段内A、B和C三个测站的底鼓量变化曲线如图6所示，由图6可知，超前工作面150m处发生底鼓现象，从超前100m明显增加，超前50m底鼓急剧增加，三个测站最终底鼓量分别为0.52m、0.68m和0.72m。

图6 A、B和C三个测站底鼓量变化曲线

压裂卸压段内1#—10#测站的底鼓量变化监测结果显示，个别测站超前150m既出现底鼓现象，但在超前150m到超前50m范围内底鼓变形变化不大，直至超前工作面15～20m距离，2#—10#测站底鼓量才急剧增加。对比发现，采用水力压裂技术后，底鼓量较非压裂卸压段大幅度降低，在0.17～0.32m之间。

3.2 顶板下沉量对比分析

非压裂段内A、B和C三个测站的顶板下沉量变化曲线如图7所示，由图7可知，超前工作面距离150m即有顶板下沉现象，从超前100m开始明显增加，三个测站最终下沉量分别为0.43m、0.42m和0.26m。

图7 A、B和C三个测站顶板下沉量变化曲线

压裂卸压段内1#—10#测站的顶板下沉量变化监测结果显示，个别测站超前150m既出现顶板下沉现象，且下沉量在超前150m到超前50m范围内变化不大。直至超前工作面15～20m，2#—10#测站顶板下沉量才急剧增加。最终顶板下沉量为0.085～0.25m，较非压裂卸压段大大降低。

3.3 两帮移近量对比分析

为非压裂段内A、B和C三个测站的两帮移近量变化曲线如图8所示，由图8可知，超前工作面200m即有两帮移近现象，从超前100m明显增加，三个测站最终两帮移近量分别为1.16m、1.16m和1.03m。

图8 A、B和C三个测站两帮移近量变化曲线

压裂卸压段内1#—10#测站的两帮移近量变化监测结果显示，个别测站超前200m即出现两帮移近现象，但在超前150m到超前50m范围内变化不大，直至超前工作面50m才急剧增加。最终移近量较非压裂卸压段有大幅降低，在0.465～0.87m之间。

上述水力压裂技术还在控制2-118D1巷掘进(2-118D工作面回采)期间巷道的变形量方面进行检验和应用。该试验巷道长度360m。设计钻孔1排，钻孔仰角为50°，与巷道长轴线成3°～5°角度；施工钻孔共计36个，钻孔间距10m左右，钻孔深度为50m，垂直深度38m。检测结果发现，采用水力压裂技术后，2-118D1巷在采掘期间，巷道收缩变形量较小，底板底鼓量0.06～0.33m，顶板下沉量0.03～0.11m，两帮移近量0.14～0.5m。可见，采用水力压裂技术，避免了2-118D1巷回缩严重影响掘进、回采的问题，达到了预期的不影响回采、不再二次维护巷道的目的，也解决了该采空区对邻近巷道产生的动压影响的问题。采用该技术还可实现邻巷在卸压区域内煤柱侧帮无需采用帮锚索支护，降低了巷道支护难度，节约了支护成本，优化了矿井采掘衔接，保障了矿井正常生产组织。

4 结 语

为了解决干河煤矿2-2092巷变形严重，超前维护量大的问题，对水力压裂有关参数进行了设计，并进行了工业性试验，监测数据对比分析结果表明：采用水力压裂切顶技术后，解决了临空动压影响带来的回采工作面超前段巷道变形量大的难题，巷道的底鼓量、顶板底板和两帮移近量大幅降低，节约了支护成本，优化了采掘衔接。