坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术

郑凯歌, 王林涛, 李彬刚, 李延军, 杨欢, 杨森, 戴楠, 王豪杰, 王泽阳, 席杰

郑凯歌,王林涛,李彬刚,等. 坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术[J]. 煤田地质与勘探,2022,50(8):62−71. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.04.0222
引用本文: 郑凯歌,王林涛,李彬刚,等. 坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术[J]. 煤田地质与勘探,2022,50(8):62−71. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.04.0222
ZHENG Kaige,WANG Lintao,LI Bingang,et al. Dynamic disaster evolution mechanism of high mine pressure at hard roof and advance area prevention and control technology[J]. Coal Geology & Exploration,2022,50(8):62−71. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.04.0222
Citation: ZHENG Kaige,WANG Lintao,LI Bingang,et al. Dynamic disaster evolution mechanism of high mine pressure at hard roof and advance area prevention and control technology[J]. Coal Geology & Exploration,2022,50(8):62−71. DOI: 10.12363/issn.1001-1986.22.04.0222

 

坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术

基金项目: 中煤科工集团西安研究院有限公司科技创新基金项目(2019XAYZD09)
详细信息
    作者简介:

    郑凯歌,1988年生,男,河南周口人,博士研究生,副研究员,从事矿压与瓦斯动力灾害防治方面的研究工作.E-mail:13655617009@163.com

  • 中图分类号: TD324

Dynamic disaster evolution mechanism of high mine pressure at hard roof and advance area prevention and control technology

  • 摘要:

    工作面上覆坚硬顶板往往不易垮落,破断后易形成动压灾害。以神东矿区布尔台煤矿为背景,针对典型坚硬顶板造成的强矿压动力灾害问题,采用数值模拟、理论分析的方法分析并揭示坚硬顶板弱化前后的应力演化特征及顶板破断机理,提出超前区域防治技术并应用于现场实践。结果表明:坚硬顶板破断演化特征分为3个阶段,即“长悬臂梁”阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,其中“长悬臂梁”阶段支架上方顶板应力显著增大至6.8 MPa,破断前支架上方顶板应力为破断后的2倍,其临界破断产生的应力释放是引起强矿压的根本原因,这也是弱化改造控制的主要阶段。基于坚硬顶板灾害发生机理,提出“广域大空间”超前区域防治技术,阐述了绿色、精准、广域的防治优势,以及钻孔轨迹控制、封孔质量控制、多孔联动效应的关键技术及治理评价体系。结合数值模拟进一步验证防治技术的可靠性,当“长悬臂梁”结构弱化后,其破断前支架上方顶板应力为4.6 MPa,降幅32.4%,顶板破断演化特征3个阶段演变为来压前阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,弱化后顶板各阶段支架上方顶板应力降幅达到32.4%~79.4%,表明预成裂隙弱面和降低坚硬层完整性能够有效改变顶板破断结构,显著降低来压强度。实践表明:压裂过程产生多次压降,降幅均达到3 MPa以上,探测裂缝发育长度达到30 m以上,压裂前后工作面周期来压步距降幅44.9%,支架来压载荷降幅18.1%,治理效果良好。研究结果可为类似矿区动力灾害治理提供借鉴。

    Abstract:

    The overlying roof on the hard roof working bench is usually not likely to fall off, while tends to form dynamic pressure disaster. The stress evolution characteristics and roof breaking mechanism before and after hard roof weakening were analyzed and revealed using the methods of numerical simulation and theoretical analysis, and the advance area prevention and control technology were proposed and applied in the field practice, for the typical dynamic disaster problem of high mine pressure that was caused by the hard roof against the background of the Buertai Coal Mine in the Shendong Mine Area. As indicated by the results, there were three stages of the hard roof breaking evolution characteristics, i.e. the “long cantilever” stage — “masonry beam falling and destabilization” stage — re-compaction stage. At the “long cantilever” stage, which was also the main stage of weakening modification and control, the roof stress at the upper support was increased significantly to 6.8 MPa; the roof stress at the upper support before breaking was twice of that after breaking; the stress relief resulted from the critical breaking was the root cause of the high mine pressure. On the basis of the occurrence mechanism analysis of the hard roof disaster, the advance area prevention and control technology of "wide-range large space" was proposed, and the green, accurate and wide-range prevention and control advantages, the key technologies of drilling trajectory control, hole plugging quality control and multi-hole linkage effects as well as the governing evaluation system were elaborated. The reliability of the prevention and control technologies were verified in combination of the numerical simulation. After the "long cantilever" structure weakening, the roof stress at the upper support before breaking was 4.6 MPa, with the drop rate of 32.4%. The three stages of the roof breaking evolution characteristics were pre-weighting stage — “masonry beam falling and destabilization” stage — re-compaction stage. After weakening, the drop rate of the roof stress at the upper support for each stage was 32.4%–79.4%, which indicated that the preformed fissure weak surface and the hard stratum integrity reduction can effectively change the roof breaking structure and significantly decrease the weighting intensity. As indicated by the practice, the pressure drop occurred several times during fracturing, the drop rate was over 3 MPa, and the detection fracture developed to more than 30 m; the drop rate of the periodic weighting interval of the working bench before and after fracturing was 44.9%, and the drop rate of the support weighting load was 18.1%. The governing effect was good. The study result can provide references for the dynamic disaster governing in the similar mine areas.

  • 随着我国煤炭资源开采强度的显著增加,矿井开采的地质条件也逐渐复杂,其中工作面强矿压是目前多数矿区煤层开采面临的主要问题之一[1-2],其发生时常表现有一定的动力冲击[3]。此类条件下,工作面顶板往往存在一层或多层完整厚岩层,其力学特征往往表现为:强度大、分层厚度大、整体性好,抗拉强度多高于普通岩层[4],因此工作面推进过程中该层位顶板常悬而不垮,当悬伸达到极限跨距后即会产生顶板瞬间大尺度垮落,造成工作面来压剧烈,产生“飓风”等动力灾害[5-6],严重制约煤矿井下安全高效开采。

    为此,我国众多学者针对坚硬顶板引起的灾害问题展开研究,并在灾害机理、防治措施及技术上都取得了一定成果。对于坚硬顶板灾害机理,于斌[7]、王开[8]等针对坚硬厚层顶板条件,分别从顶板失稳形成的“砌体梁”结构与初次来压前“两端固支梁”、周期来压“悬臂梁”结构深入分析,并提出了合理悬顶长度等控制方法。刘长友[9]、杨敬轩[10]等指出采场来压强度主要与顶板自身厚度及强度成正比,且多层坚硬顶板的破断形式及次序对矿压显现较为明显。夏彬伟等[11]采用关键层理论、VIasov理论与薄板理论相结合的方法得到了厚硬岩层变形破断与裂隙、应力分布的关系。宋高峰等[12]建立了坚硬顶板工作面架前破断动载冲击力学模型,解释了支架围岩耦合机制关系。对于坚硬顶板的治理措施及治理模式,冯彦军等[13]在现场压裂孔两侧布置监测孔,实时监测泵压变化,深入分析煤矿坚硬难垮顶板水力压裂特点。何江等[14]提出了倾斜薄煤层的切顶巷预裂顶板防治冲击地压方法,并得到了现场实践验证。张自政等[15]针对坚硬顶板沿空留巷顶板大面积来压等动力灾害,提出了浅孔爆破切顶,采用巷旁充填体切落上位基本顶的坚硬顶板控制技术。黄炳香等[16]提出了坚硬顶板水压致裂控制技术,给出了短钻水力致裂影响因素、技术工艺、治理问题类型等。郑凯歌等[17-18]、杨俊哲等[19-20]针对神东、阳泉等矿区典型顶板灾害问题,通过实验研究、理论分析等方法提出了以定向长钻孔水力压裂为基础的控制技术,并应用于实际现场,通过瞬变电磁、孔内窥视等丰富多样的探测手段验证了治理效果。于斌等[21]针对高位坚硬顶板造成的动力灾害问题,提出了煤矿坚硬顶板地面压裂控制采场矿压的新途径,为解决高位坚硬岩层破断产生的灾害问题提供借鉴。

    综上所述,国内学者针对坚硬顶板条件下的灾害机理及控制技术都进行了丰富的研究与探索,对坚硬顶板引起的灾害机理及防治技术奠定了基础。但工作面直接顶为坚硬岩层时,其矿压显现通常表现较为强烈,伴随有底鼓、冒顶、片帮等灾害,对于此类条件下的顶板灾害发生机理、顶板破断演化特征以及相应的区域化防治技术的综合研究较少。笔者以神东矿区布尔台煤矿4−2煤层工作面为研究背景,针对布尔台4−2煤典型20~30 m坚硬顶板条件下的强矿压显现及顶板破断特征展开研究,揭示该条件下强矿压灾害发生机理及顶板破断演化特征,阐述顶板弱化防治技术,提出水力压裂超前区域弱化的防治技术,为神东矿区典型坚硬顶板强矿压显现问题提供可借鉴的研究思路。

    神东矿区布尔台煤矿目前主要开采4−2煤层,煤层埋深较大,在400 m左右,煤层上部顶板含有一层厚度较大的砂岩层,对工作面矿压显现有一定的影响,实践表明,工作面开采时底鼓、片帮等灾害频繁发生,严重影响工作面安全回采。

    基于神东矿区布尔台煤矿典型坚硬顶板综合钻孔柱状(图1)及物理力学参数(表1),建立UDEC数值计算模型,采用UDEC数值软件对工作面开采过程中的覆岩灾害演化规律进行模拟分析。

    图  1  试验区坚硬顶板钻孔柱状分布特征
    Figure  1.  Column distribution characteristics of hard roof drilling in the test area

    模型长600 m,高116 m,其余280 m上覆岩层采用等效载荷代替。模型左右留设200 m边界,计算采用摩尔−库伦本构模型,模型顶部为自由边界,左右面设置法向水平位移约束,底板设置法向垂直位移约束。模拟每步开挖5 m并平衡一次,在模型高23、26、46 m处布置三条测线,布置区域为图1中开采区域,测线长200 m,每条测线共布置测点100个。模型岩层分组及节理划分如图2所示。

    图  2  模型建立及节理划分
    Figure  2.  Model establishment and joint division

    为与实际开采工艺相符,模型在开挖过程中采用支架命令,在煤壁处预支两组支柱模拟支架,其材料属性为刚性,工作面每开挖一步,两组支柱均同时前移支护,支架如图2中工作面红色支柱所示,通过支架模拟,提取并分析支架上部顶板应力数据,分析坚硬顶板条件下工作面顶板破断机理。

    表  1  研究区煤岩物理力学参数
    Table  1.  Physical and mechanical parameters of coal rocks in the study area
    层位岩性厚度/m抗压强度/MPa密度(kg·m−3)泊松比内摩擦角/(°)
    底板砂质泥岩4.8481.6023.900.2526.60
    4−25.9624.0015.000.2028.20
    基本顶粉砂岩20.67101.7024.100.2524.70
    间隔层砂质泥岩14.5181.6023.900.2526.60
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    选取工作面部分典型结构进行分析,并对典型结构采用测线进行应力监测。随着工作面不断推进,顶板开始出现“长悬臂梁”[22]结构,并且悬臂梁的悬臂距逐渐增大。如图3所示,悬臂距增大至18 m,测点监测到此时工作面支架上方顶板应力为6.8 MPa;当工作面继续推进140 m时,悬臂梁结构破断并产生滑落,与后方岩块铰接形成“砌体梁滑落失稳”[23]结构,此时,支架上方顶板应力降低至3.4 MPa;当“砌体梁滑落失稳”结构再次滑落失稳压实后,顶板来压结束,此时工作面已推进至150 m,工作面开始出现悬臂,支架上方顶板应力有所升高,为4.5 MPa。

    图  3  弱化前工作面顶板破断特征及应力分布
    Figure  3.  Roof fracture characteristics and stress distribution of working face before weakening

    以上表明,悬臂梁结构在破断临界点会产生高应力集中,在悬臂梁结构破断后会形成铰接结构,此时岩层破断使部分能量释放,顶板应力降低,当铰接的“砌体梁滑落失稳”结构再次滑落失稳后,工作面顶板应力由于悬臂作用开始上升。

    工作面坚硬顶板往往表现为薄直接顶−厚硬岩层或直接顶为厚硬岩层的赋存特点。工作面推进过程中,直接顶即为坚硬厚岩层,垮落时没有充足垮落矸石及时充满采空区或者煤壁顶板破断岩层下部空间,顶板破断易形成“长悬臂梁”结构,并且在无直接顶充填以及岩层自身强度影响下,悬臂距离长、回转角度加大,造成来压强度大、持续性强等矿压异常现象。

    图4所示,在工作面推进过程中,直接顶为坚硬岩层时,岩层破断往往呈“长悬臂梁”结构,其破断演化特征主要分为3阶段。第1阶段,“长悬臂梁”结构形成:直接顶岩层具有强度大、分层厚、完整性好等特点,在工作面开采时不易随采随垮,由于无直接顶充填,与后方岩层未形成铰接结构,逐渐形成一端自由端,另一端固支端的“长悬臂梁”结构,并且最终处于临界破断状态(图4a);第2阶段,工作面煤壁前方顶板断裂后,此时悬臂结构开始回转,随着工作面的推进,悬臂结构回转角度增大,且由于采出空间较大,在垂直应力作用下发生滑落失稳,与后方已垮落稳定岩块铰接,形成“砌体梁滑落失稳”结构(图4b);第3阶段,随着工作面推进,“砌体梁”结构再次滑落失稳,直到稳定压实,此时垮落顶板重新压实,新“悬臂梁”结构又开始形成(图4c)。

    图  4  弱化前顶板破断机理演化
    Figure  4.  Evolution diagram of roof breakage mechanism before weakening

    1) 防治技术

    依托覆岩破断的空间关系提出一种超前广域治理的理念。在时间上,超前工作面治理,坚硬顶板超前分段区域防治技术提前弱化顶板,规避以往传统治理方法影响生产接续的缺点;在空间上,神东矿区工作面普遍较宽,常规弱化装备及弱化技术难以达到全工作面治理,超前分段区域防治技术突出广域治理优势,在治理区域形成全范围空间三维裂隙,改变顶板原有破断形态,提前释放应力,解除强矿压灾害危机。

    2) 防治优势

    绿色治理。基于矿山绿色开采理念,超前分段区域防治技术主要基于定向长钻孔分段水力压裂手段,压裂液成分为清水,在其压裂过程中,清水以高压态射穿岩层,在压裂结束后部分清水回流,部分清水被岩层吸收后也可达到软化岩层的效果;与传统爆破手段相比,该技术手段具有高效、安全、清洁等特点。

    精准治理。生产实践表明,常规顶板弱化手段往往受到开采环境限制较多,在局部地方不能达到治理目的。该技术下的定向长钻孔压裂工艺通过定向钻机能够达到0.5 m内的误差,结合拖动多点式压裂工艺可实现精准压裂,高效弱化顶板的目的。

    广域治理。可实现超长距离压裂,规避了传统短钻压裂距离短、压裂强度低等缺点,结合多孔联合布置优势,可达到工作面顶板“广域大空间”压裂范围有效覆盖,无“应力集中死角”,最终实现全工作面安全高效回采。如图5图6所示。

    图  5  超前分段区域防治与传统技术优势对比
    Figure  5.  Comparative study of prevention and control advantages in advanced sublevel regions

    针对坚硬顶板引起的典型强矿压灾害问题,提出了“广域大空间”的超前分段区域化防治技术,对工作面顶板实现全面弱化,进而达到全工作面范围内坚硬顶板运动稳定,削弱强矿压动力灾害威胁。通过定向长钻孔施工和“多点拖动式”分段水力压裂使目标层位产生大范围有效裂隙,弱化顶板坚硬岩层,改造原有坚硬顶板力学性质,形成坚硬顶板超前分段压裂广域大空间弱化解危技术。该技术作为煤矿井下坚硬顶板条件下裸眼钻孔弱化手段的探索,其弱化解危效果受到以下关键技术的影响:

    (1)顶板压裂层位的优选,定向长钻孔轨迹的精准控制:钻孔轨迹所处岩层垮落高度以及钻孔布置方位能否形成广域大空间三维裂隙,直接决定了压裂弱化解危效果。压裂前应优选目标层位,且精准控制钻孔轨迹位于目标层位高度位置,误差要求在0.5 m以内。

    (2)封孔质量控制:封孔效果直接关系到压裂裂缝形成和延展规模。煤矿井下压裂封孔与地面页岩气、煤层气、油田压裂不同,其为近水平或上向孔,且为裸眼段坐封,坐封难度大、风险高。井下岩层破裂压力较高,常达十至数十兆帕,封孔效果应保证耐压强度和稳定性。

    图  6  超前分段区域防治技术
    Figure  6.  Prevention principle of advanced sectional area

    (3)多钻孔联动效应:超前分段区域防治的目的在于全工作面广域覆盖治理,在工作面倾向及走向可以完全满足任意布孔,使工作面顶板区域式弱化,避免了常规弱化技术造成的工作面局部未完全治理问题,导致局部仍存在强矿压问题。多钻孔联合布置特点在于其在单孔可分多段压裂,根据压裂有效半径条件可多孔布置,多孔联合压裂,形成区域式空间裂隙网,对工作面顶板进行宏观全面改造,从而控制顶板运动状态,削弱强来压动力灾害。

    针对坚硬顶板造成的典型强矿压动力灾害问题,形成了一套工作面顶板超前区域治理技术,提出了超前分段区域治理效果评价体系。如图7所示。评价体系主要分为3大部分:压裂分析评价,瞬变电磁效果评价,围岩应力监测效果评价。

    图  7  超前分段效果评价
    Figure  7.  Effect evaluation of advanced segmentation

    为进一步验证区域防治技术的优势及效果,采用数值模拟的方法按照弱化后的效果进行建模,分析弱化后模型的破断规律,为区域弱化技术提供理论依据。

    根据水力压裂技术原理掌握压裂前后顶板的弱化程度,结合UDEC离散元软件,进行压裂后模型建模,通过在模型外部块体上增加裂隙面,在内部增加节理密集度,以达到压裂后的裂隙网效果;再对节理以及块体的强度进行弱化以达到与压裂等效的综合弱化效果,并对模型煤层顶板采用测线进行应力监测。

    通过分析得知,在模型进行弱化后,坚硬顶板能够随着工作面推进及时垮落,悬顶距离大幅降低,且压裂后工作面在推进过程中有效避免了因“长悬臂梁”结构导致的应力集中现象。如图8所示,随着工作面推进,支架上方应力逐渐增大,此时顶板还未垮落,且即将来压,支架上方顶板应力4.6 MPa;顶板发生破断,形成较小尺度的“砌体梁滑落失稳”结构,支架上方顶板应力为0.7 MPa;顶板破断后,岩块再次发生滑落失稳且逐渐稳定,顶板又将形成新的“砌体梁滑落失稳”结构,此时支架上方顶板应力为2.6 MPa。

    图  8  弱化后工作面顶板破断特征及应力分布
    Figure  8.  Roof fracture characteristics and stress distribution of working face after weakening

    坚硬顶板灾害防治的基本原理是通过弱化顶板,提前破坏顶板完整性和强度,释放顶板积聚的部分能量,使顶板破坏时的应力趋于均布化,削弱甚至消除应力集中,减小其单次释放的能量,实现工作面的安全开采。如图9所示,根据坚硬顶板破断特征及应力分布规律,布置水力压裂钻孔,进行顶板弱化,改变覆岩运动状态及应力分布,使坚硬岩层在空间结构上产生三维弱面,破坏岩层完整性,减小悬臂长度,降低应力集中程度,同时增加垮落矸石的碎胀性,使顶板悬臂梁回转角度减小,最终达到顶板整体弱化效果,降低坚硬顶板条件下工作面强来压灾害。

    图  9  弱化后顶板破断机理演化示意
    Figure  9.  Evolution diagram of roof breakage mechanism after weakening

    弱化后顶板演化特征主要为3阶段:第1阶段,“砌体梁滑落失稳”形成前阶段,在水力压裂弱化与支架联合作用下,坚硬顶板下部强度及完整度均降低,顶板破断距减小,坚硬岩层顶板悬臂长度大幅减小,此时,顶板应力处于增压过程(图9a);第2阶段,在工作面继续推进后,顶板周期性破断,破断后岩块形成“砌体梁滑落失稳”结构,顶板应力大幅下降(图9b);第3阶段,后方垮落顶板开始重新压实,此阶段工作面上方顶板应力开始上升(图9c)。

    通过弱化前后顶板破断演化特征以及机理分析得出,坚硬顶板未采取治理手段时,顶板破断演化3阶段:“长悬臂梁”—“砌体梁滑落失稳”—滑落失稳后重新压实;弱化后顶板演化3阶段:来压前阶段—“砌体梁滑落失稳”—滑落失稳后重新压实。压裂前“长悬臂梁”结构阶段煤壁上部顶板应力为6.8 MPa,压裂后煤壁上部顶板应力为4.6 MPa,弱化后顶板应力降低32.4%;在形成“砌体梁滑落失稳”结构阶段,弱化前后工作面上部顶板应力分别为3.4、0.7 MPa,弱化后顶板应力降幅79.4%;重新压实阶段煤壁上部顶板应力分别为4.5、2.6 MPa,弱化后降幅42.2%。如图3d与图8d所示。

    模拟结果显示,采取弱化技术措施后,从顶板破断形式上避免了长悬臂梁产生的集中应力风险,同时减小了顶板运动规模,顶板应力整体减弱,来压步距明显缩小,与压裂后顶板破断机理分析结果基本一致,进一步验证了防治技术的可靠性。

    神东布尔台煤矿4−2煤层埋深340~410 m,研究区为42204工作面,煤厚5.96 m,工作面宽度320 m。煤层顶底板为砂质泥岩,其中直接顶为粉砂岩,厚度20 m左右。由于上覆存在坚硬顶板,在工作面回采过程中存在来压强度高、来压持续时间长、后方采空区悬顶面积大等问题,严重影响工作面安全高效开采。

    针对坚硬顶板引发的强矿压灾害等问题,基于42204工作面开采过程中矿压显现规律,结合提出的“广域大空间”区域防治技术,开展了定向长钻孔水力压裂弱化顶板工程试验。为促使压裂钻孔形成有效、贯通的三维立体裂缝体系,保证超前弱化的有效性,针对工作面宽度,在坚硬顶板布置区域全方位钻孔,钻孔布置方案如图10所示。

    图  10  工作面超前弱化空间布置
    Figure  10.  Advanced weakening space layout of working face

    共完成了5个钻场15个钻孔的分段压裂施工,累计钻探进尺10 184 m,累计压裂时间12 570 min,累计注水量8 915.5 m3,分段压裂203段,出现3 MPa以上明显压降597次。

    采用压裂监测、瞬变电磁、围岩应力监测等手段,对治理区域展开全面分析。

    图11所示,为2号钻场SF1号孔第8段水力压裂施工数据:开启高压注水泵,首先膨胀封隔器,压裂缓慢上升,当封隔器完全膨胀坐封后,压力骤然上升达到18.3 MPa,而后呈锯齿状波动,随后突降至15.1 MPa,压降达到3.2 MPa,表明孔内压裂段围岩发生明显破裂。继续注水压裂增压,压力上升至18.2 MPa,压裂过程中伴随多次明显压降点,共监测到3处明显压降点。综合表明该段水力压裂确实对顶板形成了有效的破裂,并且通过多次压降,形成的裂缝也充分得到延伸。

    图  11  压裂数据变化特征
    Figure  11.  Variation characteristics of fracturing data

    采用瞬变电磁监测手段对顶板压裂前后区域进行综合评判,如图12所示。

    图  12  压裂后区域瞬变电磁探测分布特征
    Figure  12.  Distribution characteristics of transient electromagnetic detection before and after fracturing

    图12可知,在深度为190、215、240~285、305 m附近明显低阻异常,异常强度较强,异常中心分别位于钻孔径向15、30 m范围内,且呈明显条带状发育。

    综合考虑认为,以上异常为水力压裂裂缝反映,因此,可判别水力压裂效果良好。

    图13表2为部分未治理与治理区域的矿压显现特征对比,图13中红色虚线框部分为治理后的矿压显现特征。由图13表2可得出,未治理区域周期来压步距较大,矿压显现剧烈,周期来压步距范围为9.6~18.4 m,平均15.6 m,来压时支架载荷为57.3~57.9 MPa,平均57.6 MPa;而水力压裂治理区域的周期来压步距与矿压强度显著减小,周期来压步距范围为6.4~11.2 m,平均8.6 m,降幅44.9%,来压时支架载荷为44.4~51.9 MPa,平均47.2 MPa,降幅18.1%。以上表明治理效果良好。

    图  13  压裂区域支架载荷分布特征
    Figure  13.  Distribution characteristics of support resistance before and after fracturing
    表  2  压裂前后区域矿压显现特征对比
    Table  2.  Comparison of regional ore pressure characteristics before and after fracturing
    对比区域来压步距/m来压周期/次来压时支架载荷/MPa
    未压裂区域
    9.6157.9
    18.4257.4
    16.0357.3
    18.4457.6
    均值15.6均值57.6
    压裂区域
    8.0149.2
    6.4246.4
    8.0347.7
    11.2445.2
    9.6544.4
    7.2651.9
    6.4747.4
    均值8.6均值47.2
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    综合以上分析,在工作面在实施了坚硬顶板分段水力压裂弱化后,平均来压步距降幅44.9%,压裂区域支架载荷整体降低,来压范围及强度大幅降低,达到了“广域大空间”的治理效果,工程实践验证了数值模拟及理论分析的可靠性。

    a. 数值模拟表明:神东矿区典型坚硬岩层顶板破断演化特征主要为3个阶段:即“长悬臂梁”阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,其中“长悬臂梁”临界破断是引起强矿压的根本原因,其破断前支架上方顶板应力约为破断后的2倍。

    b. 基于坚硬顶板灾害发生机理,提出超前区域防治技术,阐明了其治理核心关键技术以及治理评价体系。

    c. 数值模拟进一步验证了防治技术可行性,弱化后的支架上方顶板应力4.6 MPa,降幅32.4%,顶板破断演化特征仍可划分3个阶段,各阶段顶板应力总体降幅达到32.4%~79.4%,表明裂隙弱面的增加,能够有效改变顶板破断结构,显著降低来压强度。

    d. 神东布尔台煤矿42204工作面顶板矿压工程防治实践可知,压裂过程产生多次压降,降幅均达到3 MPa以上,表明压裂效果良好;瞬变电磁探测得知裂缝发育达到30 m以上,压裂前后工作面周期来压步距降幅44.9%,支架来压载荷降幅18.1%,表明治理效果整体良好,有效地掩护了工作面安全开采。

  • 图  1   试验区坚硬顶板钻孔柱状分布特征

    Fig.  1   Column distribution characteristics of hard roof drilling in the test area

    图  2   模型建立及节理划分

    Fig.  2   Model establishment and joint division

    图  3   弱化前工作面顶板破断特征及应力分布

    Fig.  3   Roof fracture characteristics and stress distribution of working face before weakening

    图  4   弱化前顶板破断机理演化

    Fig.  4   Evolution diagram of roof breakage mechanism before weakening

    图  5   超前分段区域防治与传统技术优势对比

    Fig.  5   Comparative study of prevention and control advantages in advanced sublevel regions

    图  6   超前分段区域防治技术

    Fig.  6   Prevention principle of advanced sectional area

    图  7   超前分段效果评价

    Fig.  7   Effect evaluation of advanced segmentation

    图  8   弱化后工作面顶板破断特征及应力分布

    Fig.  8   Roof fracture characteristics and stress distribution of working face after weakening

    图  9   弱化后顶板破断机理演化示意

    Fig.  9   Evolution diagram of roof breakage mechanism after weakening

    图  10   工作面超前弱化空间布置

    Fig.  10   Advanced weakening space layout of working face

    图  11   压裂数据变化特征

    Fig.  11   Variation characteristics of fracturing data

    图  12   压裂后区域瞬变电磁探测分布特征

    Fig.  12   Distribution characteristics of transient electromagnetic detection before and after fracturing

    图  13   压裂区域支架载荷分布特征

    Fig.  13   Distribution characteristics of support resistance before and after fracturing

    表  1   研究区煤岩物理力学参数

    Table  1   Physical and mechanical parameters of coal rocks in the study area

    层位岩性厚度/m抗压强度/MPa密度(kg·m−3)泊松比内摩擦角/(°)
    底板砂质泥岩4.8481.6023.900.2526.60
    4−25.9624.0015.000.2028.20
    基本顶粉砂岩20.67101.7024.100.2524.70
    间隔层砂质泥岩14.5181.6023.900.2526.60
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    表  2   压裂前后区域矿压显现特征对比

    Table  2   Comparison of regional ore pressure characteristics before and after fracturing

    对比区域来压步距/m来压周期/次来压时支架载荷/MPa
    未压裂区域
    9.6157.9
    18.4257.4
    16.0357.3
    18.4457.6
    均值15.6均值57.6
    压裂区域
    8.0149.2
    6.4246.4
    8.0347.7
    11.2445.2
    9.6544.4
    7.2651.9
    6.4747.4
    均值8.6均值47.2
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图(13)  /  表(2)
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出版历程
  • 收稿日期:  2022-04-02
  • 修回日期:  2022-06-29
  • 网络出版日期:  2022-08-10
  • 刊出日期:  2022-08-24

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