杨俊哲 ，郑凯歌，赵继展，李延军，戴 楠，杨 欢

(1.神华神东煤炭集团有限责任公司，陕西 神木 719315；2.中煤科工集团西安研究院有限公司，陕西 西安 710054； 3.安徽理工大学，安徽 淮南 232001)

浅埋近距离煤层一般是指埋深浅(150 m以内)、基岩薄(小于50 m)、上覆厚松散砂土、煤层间距小(小于30 m)的煤层，此类煤层在开采过程中难以形成稳定的顶板破断结构，顶板裂隙多延伸至地表，且在来压时伴随有强烈的动载现象[1-3]。神府东胜煤田分布了多个浅埋煤层矿井，随着开采强度增大，各大矿井首采煤层已基本完成开采。在开采 第2层煤层时，受先期装备水平、回采工艺、周边小煤矿开采及地质构造影响，部分矿井采空区遗留有集中煤柱，且上下煤层间距较小(5～42 m)，开采时相互影响较大，形成了近距离煤层群开采的特征。在这种开采条件下，来压异常强烈、围岩过度变形，液压支架多次发生瞬间下缩，甚至造成支架压死、损毁等事故，严重威胁着矿井安全高效生产。

针对以上问题，相关学者开展了大量研究：付兴玉等[4]对房式遗留煤柱诱发的动力灾害机理及防治措施进行了研究，指出下层煤顶板回转运动是导致煤柱失稳诱发灾害的关键；黄庆享等[5]分析了采煤工作面过上覆房式煤柱时，在多煤柱条件下开采矿压显现的规律，指出了顶板的完整性和是否存在煤柱是影响矿压显现强度的主要因素；鞠金峰等[6-9]分析总结了工作面推出上覆煤柱时压架事故的发生机制及防治对策，指出保证出煤柱时上方关键层不发生破断是防止压架的关键；杨俊哲[10]、李锐[11]、李浩荡[12]等针对神东矿区过上覆房采采空区和集中煤柱时发生动压事故，提出了超前爆破煤柱方法对其进行弱化和治理。

基于以上研究，我国煤矿开始研究推广预裂爆破法对煤柱进行提前爆破处理，降低回采进出煤柱时的来压强度，取得了一定的治理效果，但整体存在钻孔成孔精度差、工程量大、成本高、危险系数高、产生有毒气体污染井下环境等问题。基于此，以神东石圪台煤矿22306工作面为工程背景，在分析浅埋近距离煤层遗留煤柱灾害发生机理的基础上，提出采用定向长钻孔分段水力压裂治理技术，对下层煤顶板进行超前改造，以期解决上覆遗留煤柱引起的动力灾害问题。

1 上覆遗留煤柱强矿压灾害发生机理

根据上覆遗留煤柱相对位置，将上覆遗留煤柱引起的强矿压灾害分为出两侧采空区煤柱和出一侧采空区煤柱2种形式。本次主要针对出一侧采空区煤柱，即下煤层开切眼直接布置于上覆一侧采空区煤柱(体)下方，工作面出煤柱前一直处于上覆煤柱(体)区下方的开采阶段的动力灾害进行研究，如图1所示。

图1 工作面出上覆一侧采空区煤柱开采示意图

在下组煤向煤柱边界开采过程中，煤柱上覆关键层逐渐发生周期性破断，并伴随有回转运动，各个关键块体间相互铰接，出煤柱边界过程形成三铰拱形铰接结构，如图2所示。可以看出，A、B块体是出煤柱回采过程中矿压显现强度的决定因素，下面以A、B关键块体作为研究对象，开展出煤柱阶段工作面强矿压灾害原理分析。

图2 工作面出煤柱阶段关键块体运动示意图

铰接岩块假说[13-14]指出，工作面上覆岩体破坏可分为垮落带和上方的规则移动带。垮落带分为下部杂乱无章和上部规则的岩块。规则移动带块体可以相互铰合，形成稳定多环节铰链，因此力学分析模型可简化为由A、B 2个块体组成的铰接结构，C、D两端铰接点外侧为仅可以向内发生移动的约束边界，如图3所示。依据铰接岩块假说，该结构满足稳定的必要条件为中间铰接点高于两端节点。出煤柱过程中部铰接点明显低于两端节点，难以满足上述稳定条件，只有靠下部未离层岩层的支撑作用才能保持平衡，即图3中的q1、q2。

(a)关键块体杆式铰接结构

(1)

式中：P1、P2为2个关键块体承受的荷载，MPa；α1、α2为2个关键块的回转角度，(°)；i1为关键块体的断裂度，i1=h1/l1；h1为关键块体厚度，m；l1为关键块体长度，m；R0为中心节点O处的剪切力；k1、k2为系数，k1=lm/l，k2=ln/l，k1<1,k2<1；lm、ln分别为力q1、q2对应于两侧铰接点C、D的力矩,N·m。

因q2位于煤柱边界区域，在塑性变形的影响下，下部煤岩体的支承力较小，可视为0。同时令α1=α2，P1=P2，则式(1)可简化为：

(2)

由以上分析结果可知，关键块体未能形成稳定的铰接结构，伴随工作面回采其会随下位岩层的沉降而发生相对回转，且转角逐渐减小，结合“砌体梁”理论可知，节点处的剪切力与块体转角呈反比关系。由式(2)分析可知，为了形成稳定铰接结构，下部岩层的支承力必然逐渐增大，从而导致两煤层间断裂块体E所形成的铰接结构承受的载荷也会随之增大。其承受的关键层1关键块体运动所传递的载荷为：

(3)

(4)

式中:l2、h2为关键层2断裂块体E的长度和厚度，m；h12为关键层1与关键层2之间的岩层厚度，m；H′为关键层1的埋深，m；γ为重度，kN/m3。

研究区块体断裂度i1多为0.28～0.35，本次取值0.32，α2为10°，同时令上下关键层1、关键层2的破断长度相同，则式(4)可进一步简化为：

Ps>(0.81H′+h2+h12)γ

(5)

钱鸣高院士提出了“砌体梁”结构稳定而不致发生滑落失稳的关键条件为其自重及上覆载荷之和的极限值载荷Pj为：

(6)

式中:σc为关键岩层2的抗压强度，MPa；θ2为关键岩层2破断块体回转角，(°)；tanφ为关键岩层2破断岩块间的摩擦系数，一般可取值0.32。

将治理目标层位岩石参数σc=88 MPa，θ2=10°代入式(6)中，计算得到断裂块体E铰接结构所能承受的极限载荷为0.53 MPa。若以25 kN/m3的岩层重度代入式(5)计算，关键岩层2及其载荷层厚度之和应小于21.2 m。

结合式(5)可知，关键岩层2的关键块体E稳定不回转失稳的条件为保证0.81H′+h2+h12<21.2 m，研究区关键岩层1埋深在60 ～120 m，难以保证关键块体E的稳定。工作面回采出上覆煤柱边界过程时，关键块体E必然发生破断块体结构的滑落失稳。在其回转失稳运动过程中，传递瞬时大量能量，诱导工作面关键岩层2直接沿断裂线切落，形成支架压死、工作面上下巷大变形等动力灾害。

2 超前压裂治理技术

2.1 “垮落填充体+上覆煤柱”支撑作用

研究区上覆煤层与下伏开采煤层多存在1层关键岩层(见图4)，上覆遗留煤柱随着关键层的周期性破断垮落而发生塑性倾倒破坏。在临近推出上覆遗留煤柱时，承受荷载岩体面积随着煤层间关键层的周期垮落而逐步减小。造成工作面回采出煤柱过程，顶板岩层更易在煤柱边界发生破断，形成煤柱及其应力承载体的整体切落导致灾害发生。针对该问题，提出了在两煤层间关键层运用定向长钻孔分段水力压裂技术，超前弱化顶板岩层，促使在下伏煤层回采出煤柱前，顶板关键层随采随落，充满采空区空间，人为形成垮落填充体，与上覆遗留煤柱形成联合协同支撑，降低来压强度，保证回采安全。

图4 “垮落填充体+上覆煤柱”支撑作用示意图

2.2 压裂降能作用

压裂过程中，煤岩体受到高压水作用，出现“起裂→裂缝延伸→二次循环起裂”等多个过程，该过程伴随着能量的消耗，尤其是对于煤岩体聚集的能量，是单一不可逆的释放过程。通过压裂裂缝耗散能量，减弱上覆遗留煤柱形成的集中能量，裂缝规模越大整体卸压能量释放效果越好。

2.3 水力压裂应力转移及均布化

2.3.1 应力转移

工作面回采会引起煤岩应力重新分布，在煤层前方形成新的高支承压力分布区，上覆遗留煤柱的存在更易产生高应力集中区域，当集中应力超过岩体及煤柱支撑强度时，会出现塑性区和破坏区，引发压架、冲击地压、煤与瓦斯突出等灾害。针对两煤层间关键层进行分段压裂施工，可形成有效的压裂缝网体系，对应力增高区进行改造，增大压裂裂缝影响区域的卸压区域(降低集中压力)，形成新的应力集中转移区，即促使应力在上覆采空区与下伏煤层采空区间进行转移和消散，如图5所示。

图5 水力压裂促使应力转移模型图

2.3.2 应力均布化

压裂施工完成后，对压裂钻孔进行保压密封处理，促使高压水的逐步扩散和应力恢复，并伴随压裂水对改造岩体的充分浸润，降低压裂岩层相邻裂隙面之间的摩擦力，岩体在较小的集中应力作用下便可发生塑性变形甚至产生滑移。最终在整个压裂区内可能出现应力均化现象，降低煤柱下方集中应力。

3 裸眼分段水力压裂技术

3.1 压裂裂缝形成机理

煤岩体压裂弱化改造是在一定体积条件下通过大流量、高压力设备将压裂液注入密封空间。当压裂压力大于岩层破裂压力时，岩层开始起裂，形成压裂裂缝，随着高压压裂液的不断注入，岩层形成次级裂缝，并与天然裂缝及节理沟通，形成裂缝空间体系。压裂缝网的形成导致坚硬岩体整体被破坏，降低了煤柱下方集中应力。煤岩体中水力压裂裂缝的起裂和扩展是煤岩体节理、自生裂缝、地应力等耦合作用的结果，尤其是裸眼钻孔压裂，在岩体节理与自生裂缝发育的情况下，当高压水压力超过煤岩的破裂压力时，更易形成多条水力压裂裂缝，且缝网主裂缝方向仍会以垂直最小主应力方向为主。

3.2 定向长钻孔分段压裂工艺技术

在顶板定向长钻孔成孔后，将分段压裂装备利用定向钻机推送到指定位置。通过2个封隔器密封压裂空间，在两封隔器中间连接有定压释放高压阀，当注水压力达到设定压力即可开始高压注水压裂施工。压裂过程中通过数据自动监测系统进行压裂压力、流量、时间等参数的实时记录。当出现多次明显压力降，且达到设计注水量后结束本段压裂施工。利用钻机将高压压裂工具拖动至下一压裂段位置，依次完成设计施工段的压裂施工，如图6 所示。

图6 分段压裂顶板弱化示意图

4 应力集中灾害分段压裂治理应用

4.1 地质条件分析

石圪台煤矿位于神府煤田的北部，属于陕北侏罗纪煤田。正在回采的22306工作面宽度286.6 m，推进长度5 096.6 m。回采的2-2煤层厚度为1.1～2.9 m，平均厚度2.1 m，倾角1°～3°。2-2煤层与其上覆煤层间距为10～18 m，两煤层间赋存有 1层关键层结构，关键层岩性为12.08 m厚的细粒砂岩，抗压强度为42.7～54.9 MPa，平均埋深60 ～120 m，且存在残留煤柱，属典型的浅埋近距离煤层群开采。回采工作面过2-2上覆煤层残留煤柱形成高应力集中区，易发生突然失稳、支架压死、大规模片帮等灾害。

为了提前弱化2-2煤层顶板，促使顶板顺利超前垮落，与上覆集中煤柱耦合，形成人造宽煤柱，对煤柱下方和进、出煤柱位置形成有效支撑，规避由于煤层顶板回转垮落(煤柱失稳导致)造成的强矿压灾害。有效稳定的“垮落填充体+上覆煤柱”协同系统，其所需的垮落岩层高度，可通过如下公式[15-16]计算：

∑h=M/(Kp-1)

(7)

式中：M为采高，取2.1 m；Kp为岩石破碎后的碎胀系数，取1.3。

通过计算可得所需最小垮落体高度为7.0 m。为了保证压裂裂缝延展的均匀性，压裂钻孔布置于距离煤层6.5 m顶板砂岩处。

4.2 定向长钻孔及分段压裂施工

4.2.1 定向钻孔施工

采用定向钻进技术，结合随钻测量和孔底马达系统，实现钻孔数据监测和轨迹精确控制；同时优选压裂目标层位，确保压裂钻孔轨迹精确控制于设计位置中，以保证压裂弱化的有效性和均匀性。压裂钻孔布置如图7所示。

图7 压裂钻孔布置示意图

本次钻孔采用两级孔身结构，一开(孔径96 mm)钻进至30 m，经过2次扩孔，成孔直径为193 mm，下入∅146 mm套管，使用封孔水泥注浆、固孔，候凝 48 h。经注水试压合格后，进行二开(孔径96 mm)定向钻进，钻进至设计孔深后终孔。

4.2.2 分段水力压裂施工

完成定向长钻孔施工后，利用洗、通孔装置，进行孔内扫孔和清渣工作，确保孔壁光滑。按照压裂设备的功能进行组装和连接，并利用钻机将其送至设计位置。通过远程控制系统(距离压裂钻场 100 m 以上)启动压裂泵组，进行分段压裂施工。单个钻场设计压裂钻孔2个，钻孔长270～300 m，单孔压裂6段，持续注水压裂110 min，累计注水量310 m3，最高压力21.20 MPa，最低压力10.21 MPa，最大压力降7.60 MPa，累计出现3.00 MPa以上压力降 50余次。水力压裂参数部分变化情况如图8所示。

图8 压裂过程压裂参数部分变化曲线(日期：2019-10-23)

5 压裂效果分析

5.1 压裂数据分析

以钻场1号钻孔为例，通过远程控制系统测得的注水压力及流量等数据变化曲线如图8所示。启动高压注水压裂泵组后，当压力达到2.00～4.00 MPa时封隔器坐封，持续增压；压力达到5.00～8.00 MPa时定压高压阀打开，开始压裂施工作业。随着压裂施工的进行，孔内压力逐渐增大，当达到17.90 MPa时岩层起裂，压力骤降至13.90 MPa。之后，注水压力呈现周期性锯齿变化。随着压裂施工的持续进行，当高压压裂液充满密封空间后，压力逐渐增加至17.60 MPa，压力骤降至13.90 MPa，发生第二次明显破裂压降。随后在高压持续注水作用下，岩层呈现“周期锯齿状起伏—明显破裂”的规律性变化，最大压降7.60 MPa，表明压裂过程中形成了一定规模的人造裂缝。

5.2 工作面弱化效果评价

通过采集工作面回采过程矿压数据(见表1)，对未压裂和压裂区域来压大小、来压步距及动载系数等多个参数进行对比分析，综合评价定向长钻孔分段压裂弱化效果。

表1 采动过程中矿压数据

由表1可以看出，未压裂区域各周期来压最高值为52.70～ 60.00 MPa，平均为54.93 MPa；来压均值为42.60～ 44.20 MPa，平均为43.15 MPa；正常推进时支架阻力平均为31.40 MPa；动载系数为1.36～1.40，平均为1.38；周期来压步距为14.80～18.40 m，来压范围大。压裂区域各周期来压最高为39.40～42.20 MPa，平均为40.93 MPa；来压期间压力均值为36.70～37.50 MPa，平均为37.07 MPa；正常推进时支架阻力平均为31.13 MPa；动载系数为1.17～1.20，平均为1.19；周期来压步距为12.80～15.00 m，来压范围小，仅有个别支架来压超过40.00 MPa。顶板分段水力压裂弱化施工后，顶板来压步距、动载系数、最高压力分别降低13.58%、13.77%、25.49%，验证了压裂后顶板弱化技术的有效性。

6 结论

1)针对近距离上覆遗留煤柱区应力集中引起的动力灾害， 提出了基于“垮落填充体+上覆煤柱”支撑系统的定向长钻孔分段压裂超前弱化治理技术。对压裂弱化治理机理进行了分析，指导了压裂工程应用。

2)利用分段压裂超前弱化技术，结合定向长钻孔施工技术，在神东石圪台煤矿开展了工程应用。实现了一次性井下直径96 mm、长300 m钻孔和分6段多点拖动压裂施工，最高注水压力达17.90 MPa，最大压力降达7.60 MPa，累计出现3.00 MPa以上压力降50余次，压裂效果明显。

3)通过分析回采过程中矿压数据可知，定向长钻孔分段压裂实施后，顶板来压步距、动载系数、最高压力分别降低了13.58%、13.77%、25.49%，验证了分段压裂技术的有效性。