Plastic zone distribution and main controlling factors analysis of large mining height face in steeply dipping coal seam
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摘要:
大倾角大采高工作面煤壁临空高度大，自由运移空间广，自稳平衡性差，煤壁在工作面内并非独体，其会与围岩及支架等介体组成承载结构，且采动行为间密切联动，倾角效应极易促使煤壁所处应力环境异化，诱使其响应行为复杂化，增加煤壁及围岩稳定性控制难度，制约工作面安全高效生产。为解决大倾角大采高工作面煤壁稳定性控制难题，综合采用理论分析、数值计算法进行研究。研究得出大倾角煤层大采高工作面塑性区内应力呈指数曲线状递增，煤壁邻域存在非对称拱状残余应力影响区，塑性区广度分区异化，广度由大到小依次为上部、中部、下部，分布形态呈梯级拱状，塑性区内煤体会重复性承压，并会随塑性区扩展增强；采高增大，煤壁邻域残余支承压力降低，煤壁前方煤体承压强度、位移幅度及受扰动范围均会增加；倾角效应下煤壁应力及运移分区式发展，其中，应力由大到小依次为下部、上部、中部，位移由大到小依次为中部、上部、下部，此外，伪斜布置下工作面倾角会诱使煤壁失稳模式转换，伪斜角大时，工作面倾角小，支承压力压缩分力作用增强，主要发生外凸片落式破坏，反之，则为采动应力及煤体自重倾向分力耦合性侧压下滑移失稳。综合分析可知，倾角及采高耦合作用下煤壁采动性状区域异化，且由于工作面中部、上部应力卸荷、运移量均较大，故此两域应为大倾角大采高工作面煤壁失稳重点防控区。
Abstract:Coal wall of large mining height face in steeply dipping coal seam has large free height, wide free movement space and poor self-stabilization balance, coal wall is not an isolated body in the face, it can form a load-bearing structure with the surrounding rock, supports and other mediators, and the mining behavior is closely linked. The dip angle effect can easily promote the dissimilation of the coal wall bearing environment, complicate its response behavior, increase the difficulty of coal wall and surrounding rock stability control, and restrict the safe and efficient production of the face. In order to solve the problem of coal wall stability control of large mining height face in steeply dipping coal seam, theoretical analysis and numerical calculation are comprehensively used for research. The stress in the plastic zone of large mining height face in steeply dipping coal seam increases exponentially, there is an asymmetric arch residual stress influence zone in the vicinity of the coal wall, the plastic zone breadth is dissimilated in different regions, and the width from large to small is the upper, middle and lower part, and the distribution pattern is in the shape of stepped arch, coal in the plastic zone bears repeated pressure, and will be enhanced with the expansion of plastic zone. As the mining height increases, the residual abutment pressure near the coal wall decreases, the compressive strength, displacement value and disturbed range of the coal in front of the coal wall will increase. The stress and transport of the coal wall under the dip angle effect develop in a zonal manner, in which the stress distribution is lower> upper> middle, while for the displacement is middle> upper> lower. In addition, the working face inclination under the oblique angle will lead to the transformation of the coal wall instability mode, when the oblique angle is large, the dip angle of face is small, the compression component of abutment pressure is enhanced, and the external convex spalling mainly occurs. On the contrary, it’s the sliding instability under the coupling of mining stress and self weight. The comprehensive analysis shows that the coal wall mining behavior is regionally heterogeneous under the coupling effect of dip angle and mining height, and because the stress unloading and migration in the middle and upper part of the face are larger, therefore the two regions should be the key prevention and control areas for coal wall instability of large mining height face in steeply dipping panel.
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0. 引 言
水力压裂作为一种可以改善煤储层渗透率的技术，被广泛应用于国内外煤储层的改造中，尤其适用于煤层比较坚硬，受压裂后易形成更多裂隙的情况[1-2]。在水力压裂过程中，压裂产生的裂隙或煤层中的天然裂隙被扩大，后在持续注入的压裂液的影响下延伸到煤层中，在预先确定好的时间引入支撑剂来保持裂隙的开放，从而达到改善煤储层渗透性，提高煤层气产量的目的[3]。
煤层中天然裂隙系统具有多尺度特征，从宏观构造断裂裂隙到微裂隙均有发育[4]，受压裂改造后形成的压裂裂隙系统，使煤层裂隙分布更复杂[5]。WU等[6]发现我国煤层中水力断裂主要有3种模式：水平断裂系统、垂直断裂系统和复杂断裂系统；吕帅峰等[7]将压裂裂隙主要归为垂直裂隙、水平裂隙、“T”型和倒“T”型裂隙、“工”型裂隙4种模式。在裂隙的起裂方向上，裂隙应垂直于最小主应力方向或最大应力方向，在2个水平应力方向中，最大应力方向将决定压裂沿横向增长的方向（长度），压裂宽度将根据最小应力方向打开[8]。
水力压裂使煤体出现破裂面，从而使压裂煤和正常煤在裂隙结构、力学特性和几何特征上存在明显的差异性[9]，压裂煤表面会出现凹凸不平条带状微裂隙[10]和由于煤层错动产生的煤粉条带[11]。
无论是在宏观层面上还是微观层面上，孔隙结构研究对煤层气的储藏、勘探、开发都具有重要的意义[12]。国内外大量学者利用显微CT技术对材料内部孔裂隙结构特征进行了深入研究。X射线三维CT扫描成像无损检测技术，以孔隙尺度真实反映岩石微观孔喉特征，能够实现岩石微观孔隙结构的三维可视化精细定量表征[13-14]；SHI等[15]利用X-CT试验获取不同尺度下煤孔隙分布特征；朱可丹等[16]通过提取孔喉结构三维模型，将孔喉半径分布曲线分为3类，分别为：正常单主峰型；喉道多峰、孔隙单主峰型；喉道多峰、孔隙多峰型；吴建彪等[17]通过使用Avizo软件的数据处理和数值模拟功能，处理三维CT数据，其建立的球棍模型，能够直观、定量地表征孔喉大小、几何形态、空间分布、连通性等孔隙特征，进而分析压裂煤与正常煤的区别。
笔者运用井下地质编录、煤样宏观特征描述、CT扫描技术重构三维细观模型的手段，多尺度对研究区压裂煤与正常煤进行对比，分析屯兰区块煤层气井的压裂特征。
1. 研究区地质概况
屯兰井田位于太原西山煤田的西北部、马兰向斜的东翼。井田东以大川河西岸最高洪水位线为界与东曲相望；南至王芝茂断层；西和西南与马兰井田相邻；西北至后风坪岭断层与镇城底矿为界；北以汾河南岸最高洪水位线为界。井田呈不规则的多边形，东西宽9.9 km，南北长约10.6 km，井田总面积约73.3 km2。井田总体为一走向北北西、倾向南南西、倾角2°～15°的单斜构造，其上发育宽缓褶曲并伴有次一级小型波状褶曲、断层及陷落柱[18]。本井田含煤地层主要为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，2号煤层位于山西组中上部，属全区可采稳定煤层。该煤层位于山西组中上部，属河控三角洲环境下泥炭沼泽沉积，是研究区内最为稳定的可采煤层，其含气量约5～12.5 m3/t；煤层埋深在283.22～766.24 m，平均513.66 m；总厚度在1.57～5.15 m，平均2.22 m；顶底板岩性为砂岩、泥岩；煤层结构较为复杂，含1～3层夹矸。宏观煤岩成分主要是亮煤，其次是暗煤，为半亮型煤。
2. 研究区块与方法
2.1 观测点位置
笔者在屯兰煤矿22301、22302工作面回采过程中，分别对工作面揭露的XST-176、XST-177、XST-167、XST-168这4口煤层气井进行了详细的地质编录。煤层气井位置，井下剖面的观测位置及采样点位置如图1所示。
2.2 煤层气井压裂施工概况
文中的4口煤层气井煤质均为焦煤，以半亮型煤为主，压裂液类型为活性水：清水(550 m3)+0.05%ALD-608(275 kg)+0.05%XLD-108(275 kg)，支撑剂采用石英砂，其中0.80～0.12 mm的石英砂5 m3，0.45～0.90 mm的石英砂20 m3，煤层气井相关数据见表1。
表 1 研究区4口煤层气井压裂施工情况Table 1. Fracturing constructions of 4 coal-bed gas wells in researched area井号 煤层埋深/m 煤层厚度/m 煤层结构 顶板岩性 底板岩性 XST-167 408. 48 3.03 简单 泥岩 泥岩 XST-168 348. 53 4.32 较简单 泥岩 砂质泥岩 XST-176 385. 11 4.62 较简单 砂质泥岩 泥岩 XST-177 377. 48 4.40 简单 砂质泥岩 砂质泥岩 2.3 研究方法
根据煤层气井位置，结合工作面回采进度，在工作面揭露煤层气井的过程中进行井下地质编录，观测井筒周围压裂裂隙的空间展布特征、支撑剂及煤粉分布特征等；对不同采样点采集的煤样描述其宏观煤岩成分、破碎程度、裂隙及揉皱发育程度和手试强度等，并依次划分煤体结构类型；运用CT扫描技术，通过Avizo软件构建三维可视化模型，观测压裂煤与正常煤的孔裂隙特征并分析其相关参数。
3. 结果与讨论
3.1 井下剖面观测
3.1.1 裂隙发育情况
图2a为F剖面6号点观测到的煤层，煤体结构多为原生结构，煤岩分层明显，层理清晰可辨，受压裂扰动较小，内生裂隙及层理裂隙在煤层中广泛发育，层理裂隙最大开度为0.009 m，但并未发现有大型节理出现。
图2b为B剖面2号点观测到的煤层，煤体结构多为碎粒结构，伴随少量糜棱结构。几条斜交裂隙穿过煤层，其中一条裂隙长度为3.321 m，接近煤层上部的裂隙裂口更宽，开度达0.047 m，接近煤层下部的裂隙裂口相对较窄，开度为0.017 m。说明煤层受到了明显的压裂影响。由于受到应力干扰，位于大型“X”型裂隙交点的中间区域，其上有较多的煤粉且煤体更破碎。主要裂隙穿过煤层，与次级裂隙相互连接，形成多个小的“X”型裂隙，裂隙连通性较好。
图2c为E剖面5号点观测到的煤层，煤体结构多为碎裂结构，层理明显，裂隙多数为视倾角30°～ 45°的剪切裂隙，裂隙产状稳定，呈雁列式排列且具有明显的擦痕特点，主要裂隙长度大于1 m，最大开度为0.021 m，规模较大，裂隙中充填了大量煤粉。剪切裂隙和煤层天然裂隙很好地组成了网状裂隙，连通性较好。
图2d为A剖面1号点观测到的煤层，裂隙多数为视倾角约45°的剪切裂隙，裂隙产状稳定，呈雁列式排列，最大开度为0.024 m，缝面平直光滑且具有明显的擦痕特点，近水平裂隙较少。
与形态单一的垂直或者水平压裂裂隙相比，“T”型压裂裂隙较为复杂，或称为多裂隙。笔者在XST-177煤层气井附近也发现了这种裂隙（图3a），在2号煤层上部发现1条充填着石英砂的水平压裂裂隙，开度达6.23 cm。在这条裂隙扩展过程中，因受到局部应力或者薄弱面变化的影响，压裂裂隙发生转向，沿煤层垂向向下延伸，形成缝长为3.22 m的垂直压裂裂隙，煤层上侧开度0.12 m，煤层下侧开度0.07 m，并与水平压裂裂隙一同组成“T”型压裂裂隙。
主干裂隙在延伸过程中主要分裂为Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ 3条裂隙（图3b），Ⅰ裂隙先沿垂向延伸，后近水平向左延伸，使左侧煤层出现明显错动，出现大量煤粉。由于煤层由亮煤向暗煤过渡，煤岩类型发生改变，Ⅱ裂隙主要向软弱结构面延伸，并与Ⅰ裂隙汇合。同时，在Ⅰ、Ⅱ裂隙交叉处，能明显观测到完整的Ⅱ裂隙，表明Ⅱ裂隙形成时间晚于Ⅰ裂隙，说明此处可能受到多次的压裂作用。Ⅲ裂隙为垂直压裂裂隙，向下延伸时2次出现了向右弯折的情况（图3b），结合弯折处的裂隙痕迹分析，这可能与Ⅲ裂隙穿过层理面受到扰动有关。煤层左上方Ⅳ处为应力集中点，有多条裂隙从该点向四周延伸。
“T”型压裂裂隙及其次生裂隙都观测到有石英砂，裂隙最上方及裂隙最下方部分可见大量石英砂（图3c、图3d），说明此处压裂裂隙较发育，支撑剂的导流作用能够使石英砂进入垂直压裂裂隙中并发挥较好的支撑作用。
3.1.2 煤粉的分布特征
煤体具有较强的非均质性，孔裂隙发育差异较大，尤其在构造煤发育区，构造煤的煤体结构破碎，力学强度和渗透率较低，更容易产生煤粉，当煤层的水动力条件减弱时，对煤粉的携带能力下降，煤粉易沉降在裂隙内。
煤层气井生产中产出的煤粉主要为顺层煤粉，煤层顺层中煤岩平行排列，不同煤岩之间形成薄弱面，当地下水流过这些薄弱面时，容易将细小的煤粉冲刷并携带出去，在此情形下形成的煤粉分布比较均匀[19-20]。
图4 为G剖面7号点处的煤层情况，可以观测到煤体结构多为碎裂结构，煤层层理可辨，煤层中存在着数条由煤粉充填的裂隙，煤粉整体呈片状或层状分布，且未观测到有石英砂出现，说明天然裂隙因受压裂影响，煤体沿着软弱结构面发生揉皱破坏，形成的煤粉充填于裂隙中。煤粉的产出会对煤体及裂隙产生堵塞，从而降低煤体的渗透率；同时，煤粉在裂隙内迁移堆积，减小了裂隙的有效渗透空间，导致流体的运移阻力增大，阻碍了煤层气的产出。
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图 4 G剖面7号点充填煤粉的裂隙Figure 4. Fractures filled with pulverized coal at point 7 of cross-section G3.1.3 铺砂情况
图5为XST-168煤层气井钻孔附近2个连续剖面的揭露情况，图5a、图5b为相连的I剖面8号点的揭露情况，图5c为J剖面9号点的揭露情况。从这2个观测点的位置、石英砂带与煤层的相对位置以及石英砂带所处水平压裂裂隙的宽度可以推断出这2处的石英砂应该同属于一片石英砂带（图6）。分别在距离XST-168煤层气井26 m和16 m处的I剖面和J剖面处观测到2条水平压裂裂隙。XST-168煤层气井压裂影响范围至少为26 m，此水平压裂裂隙在各剖面的缝长至少为8.7 m，最大开度达6.4 cm。煤层间的石英砂沿水平压裂裂隙扩展延伸，水平压裂裂隙周围煤层较完整，伴有次级裂隙，煤体多为碎裂结构，部分为碎粒结构，这可能与局部应力变化有关。此处最大主应力方向应为该水平压裂裂隙延伸的方向[8]。
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图 5 I剖面8号点与J剖面9号点铺砂情况Figure 5. Sand laying at point 8 of cross-section I and point 9 of cross-section J3.1.4 井筒揭露情况
在XST-168号煤层气井揭露的井筒中（图7a），煤层射孔痕迹不明显，局部可见小型的“X”型裂隙，井筒周边煤层层理几乎不可辨，煤粉、石英砂和水泥环受到强压裂作用，受挤压揉碎后又重新压实。井筒周围煤体结构多为糜棱煤，裂隙连通性较差，不利于后续煤层气的产出。
在XST-177号煤层气井揭露的井筒中（图7b），可以观测到煤层整体裂隙较发育，连通性较好。由于在井筒周围，射孔痕迹清晰可见，煤体结构因受力较大导致多为碎粒结构，所形成的裂隙大多数为近水平裂隙，也存在部分高角度斜交裂隙并组成“X”型裂隙。在井筒周围可见石英砂堆积，可能是由于井筒周围小裂隙过多，从而导致堆砂。裂隙中充填大量煤粉，应是煤粉附着在石英砂颗粒表面充填在裂隙中。煤层上部有一团石英砂分布并与井筒相连（图7c），进一步印证了在浅部低应力区，最大水平主应力沿近水平方向展开，压裂裂隙也随之沿近水平方向延伸，主要受煤层与顶板之间或煤层宏观煤岩类型分界处的水平裂隙控制[7,21]。
综上，研究区煤层气井附近煤层遍布“X”型裂隙，XST-177井附近甚至出现了“T”型压裂裂隙，煤层受到了明显的压裂作用，同时，压裂范围内的煤层裂隙开度明显高于正常未受压裂影响煤层的裂隙开度。煤层埋深普遍较浅，石英砂主要沿水平压裂裂隙延伸，与此处的最大主应力方向保持一致。煤粉因石英砂通过压裂裂隙运移以及裂隙两侧煤层的相互错动产生，并充填在裂隙内，对煤层气的产出有阻碍作用。通过对XST-168、XST-177 2口煤层气井揭露的井筒进行对比，发现XST-177煤层气井的压裂效果更好，更有利于煤层气的产出。
3.2 煤样手标本观测
分别从屯兰井田的XST-167、XST-177煤层气井附近、未受到压裂波及的区域以及XST-168煤层气井附近采样，分别记为T1、T2、T3、T4。
T1（图8a）于图1中 Ⅲ 号点压裂裂隙周边采集，距离XST-177煤层气井约25 m。煤样为半亮煤，碎裂结构，手试强度较坚硬，煤样呈灰黑色，外生裂隙发育，层理可辨，揉皱较发育，煤样上部有“X”型裂隙。裂隙规模中型，主要裂隙多呈雁列式排列，与次生节理及压裂裂隙相互勾通，形成网状结构，连通性较好。
T2（图8b）于图1中 Ⅰ 号点压裂裂隙周边采集，距离XST-167煤层气井约1 m。煤样为半亮煤，碎粒结构，手试强度较疏松，煤样呈灰黑色，外生裂隙发育，层理难辨，有2条裂口宽度约为0.12 cm的裂隙雁列式分布于煤样上，其周围还发育有许多次一级小裂隙，煤样整体较为破碎，压裂痕迹明显。
T3（图8c）于图1中 Ⅱ 号点采集，为半亮煤，原生结构，手试强度坚硬，煤样呈灰黑色，层理清晰可辨，煤样下部有一条完整的镜煤条带，说明其未受到压裂作用影响。
T4（图9a）于图1中 Ⅳ 号点压裂裂隙周边采集，距离XST-168煤层气井约1 m。煤样表面存在许多煤层受压裂影响后石英砂镶嵌痕迹（图9b），同时也保留有许多石英砂颗粒。石英砂颗粒在煤样表面成堆分布，下部嵌入煤样中接触紧密。在石英砂随压裂液运移过程中，部分石英砂发生破碎，破碎的石英砂进入到裂隙中，起到了支撑作用。
3.3 CT数字岩心的裂隙特征分析
为进一步研究煤层气井附近压裂煤与正常煤的裂隙发育特征，更加直观地展示不同煤样裂隙的形态特征，基于CT扫描技术，利用Avizo软件对扫描的切片进行图像处理，重建三维细观模型，对比这3块煤样内部裂隙的差异，进而分析屯兰区块煤层气井的压裂特征。
3.3.1 煤样选择及试验步骤
试验选择压裂煤T1、T2，正常煤T3（图8），用线切割的方式将其切割为边长近似4 cm的立方体并放入干燥箱中备用。
试验使用的是nanoVoxel-4000高分辨X射线三维CT检测系统。在扫描之前，先将煤样放在显微CT扫描工作台的中心位置；然后，关闭自动门，打开射线源，调整样品台位置，使样品处于视野中心；之后，调节样品台与探测器的位置使样品占视野的三分之二左右；最后，根据试件大小调整仪器扫描参数，且通过调整电流、电压来保证扫描图像的高清晰度。此次试验，CT机扫描参数为电压200 kV，电流300 mA，曝光时间0.70 s，图像合并数2，像素合并数为1×1，转台每旋转0.25°扫描1次，共
1440 幅图像。由于探测器与样品之间距离分布不同，其中T1、T2、T3的扫描分辨率也有所不同，分别为28.08、26.12、26.67。利用CT重建软件对扫描图像进行三维重建，再将重建好的数据导入Avizo软件中进行处理。3.3.2 二维切片分析
CT 切片边长为2.5 cm，依次为煤样沿Z轴从上至下的切片，切片中白色部分为矿物质，黑色部分为孔裂隙。图10为3块煤样扫描切片的微裂隙特征，其中，图10a—图10c为压裂煤T1，图10d—图10f为压裂煤T2，图10g—图10i为正常煤T3。从图中可以明显看出T1、T2裂隙较为发育，并且发育数条次级裂隙，裂隙整体比较杂乱，方向各异，整体连通性较好，T2中微裂隙较为复杂，裂隙轨迹曲折，且分叉裂隙清晰可见。T3中微裂隙发育较少。
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图 10 煤样的CT 扫描切片微裂隙分布特征Figure 10. Distribution characteristics of microfissure in CT scan sections of coal samples3.3.3 重构三维细观模型
通过分析CT灰度图像可以精细描述和定量分析压裂煤与正常煤的孔裂隙形态与连通情况。先将处理后数据体依次导入Avizo软件，输入试验时相应的体素大小、切片数目等参数，按照空间坐标的位置依序叠置成为一个三维数据体（图11a），为方便后续处理，对Avizo中生成的三维数据体用Extract Subvolume进行切割，将其切割成边长为2.5 cm的立方体（图11b）。
图12中分别为T1、T2、T3煤样的三维细观模型，其中图12a—图12c、图12d—图12f、图12g—图12i分别为T1、T2、T3的三维细观模型，图12a、图12d、图12g是在各煤样中提取的孔裂隙模型，图12b、图12e、图12h是煤样各自最大连通孔隙团，图12c、图12f、图12i则是基于图12b、图12e、图12h进一步建立的球棍模型，球代表孔隙，棍代表连通孔隙的吼道。从图中可以观测到T1和T2的孔裂隙分布无序，主要裂隙周围次级裂隙较发育，T3的孔裂隙发育相对规则，煤样中孔裂隙主要由2条十字交错的裂隙组成，次级裂隙发育较少。通过三维细观模型的重构，能较为直观地观测到各煤样内部的孔裂隙发育特征。三维CT成像技术所建立的球棍模型，能够直观、定量表征孔喉大小、几何形态、空间分布、连通性等，对微细观尺度储层孔喉研究具有重要意义[17]。
3.3.4 煤样数据分析
T1、T2和T3煤样各参数见表2。
表 2 煤样孔裂隙分布Table 2. Coal sample pore distribution参数 T1 T2 T3 孔隙率/% 3.14 4.31 1.64 平均裂隙宽度/μm 154.11 113.60 55.15 最大裂隙体积/μm3 3.57×1011 2.09×1011 1.76×1011 表中孔隙率等参数是基于扫描分辨率所得。其中孔隙率是由煤样中体积大于扫描分辨率立方的孔裂隙总体积除以煤样总体积所得的参数。体积小于分辨率立方的孔裂隙无法被观测到，因而表中孔隙率比实际孔隙率偏小。又由于3块煤样扫描分辨率相近，且表中压裂煤T1、T2的孔隙率都远大于正常煤T3，所以可以得出压裂煤的孔隙率远大于正常煤的孔隙率。从表中其它数据可得，压裂煤的平均裂隙宽度和最大裂隙体积都大于正常煤，说明压裂作用使煤样内部的孔裂隙结构更发育。
从图13中可以得到，T1、T2压裂煤中裂隙宽度大于100 μm的裂隙分别占总裂隙体积的58.8％和48.5％，裂隙数量分别为
23407 条和19679 条，而T3正常煤中裂隙宽度大于100 μm的裂隙仅占总裂隙体积的1.7％，裂隙数量仅为3504 条，T1、T2较T3的裂隙宽度变宽，裂隙数量变多，说明压裂煤内部的孔裂隙更发育，压裂作用使煤样裂隙宽度和数量明显增加。![]()
图 13 T1、T2和T3中不同宽度裂隙对应裂隙体积比和裂隙数量的分布Figure 13. Distribution of crack volume ratio and crack number in T1、 T2 and T3 with different widths4. 结 论
1）压裂范围内的煤层裂隙开度明显高于正常未受压裂的煤层裂隙。压裂裂隙的延展方式主要受地应力的影响，在浅部低应力区，压裂裂隙以水平压裂裂隙为主。煤层埋深普遍较浅，石英砂主要沿水平压裂裂隙延伸。煤粉因石英砂通过压裂裂隙运移以及裂隙两侧煤层的相互错动产生，并充填在裂隙内，对煤层气的产出有阻碍作用。
2）通过手标本的对比分析，压裂使煤体的原生结构遭到破坏，硬度降低，裂隙显著增加。部分煤样上石英砂的分布也可以从侧面证明在浅部低应力区，石英砂主要沿水平压裂裂隙向煤层内延伸。
3）通过CT扫描技术对压裂煤和正常煤进行扫描，发现压裂煤较正常煤的裂隙宽度变宽，裂隙数量变多，孔裂隙也更发育。
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图 3 大倾角大采高工作面走向塑性区演变
Figure 3. Evolution of strike plastic zone of large mining height face in steeply dipping coal seam
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图 6 大倾角大采高工作面围岩应力
Figure 6. Surrounding rock stress of large mining height face in steeply dipping coal seam
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图 7 大倾角大采高工作面倾向煤壁前方塑性区演变
Figure 7. Tendency evolution of plastic zone in front of coal wall of large mining height face in steeply dipping coal seam
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图 8 不同工况下支承压力及塑性区变化曲线
Figure 8. Variation curves of abutment pressure and plastic zone under different mining conditions
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图 9 不同采高煤体应力及位移曲线
Figure 9. Stress and displacement curves of coal with different mining heights
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图 11 大倾角大采高工作面煤壁力学行为分布规律
Figure 11. Distribution law of rib mechanical behavior of large mining height face in steeply dipping coal seam
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图 12 大倾角大采高工作面变伪斜角煤壁失稳特征
Figure 12. Instability characteristics of rib of large mining height face in steeply dipping under variable pseudo angle
表 1 煤岩力学参数
Table 1 Mechanical parameters of coal and rock
岩性 弹性模量/
GPa泊松比 抗拉强度/
MPa黏聚力/
MPa炭质泥岩 2 0.35 1.1 0.8 5号煤 1 0.30 0.8 0.6 灰白色含粗砾砂岩 2 0.26 1.1 0.8 灰白色中砂岩 1.2 0.31 0.9 1.0 灰黑色粉砂岩 14 0.24 2.0 1.8 
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表 2 不同顶板状态工作面矿压实测统计
Table 2 Mine pressure measurement statics of face with different roof conditions
支架
编号最大阻力/kN 平均阻力/kN 周期来压步距/m 坚硬
顶板弱化
顶板坚硬
顶板弱化
顶板坚硬
顶板弱化
顶板47 6 940 6 547 5 059 4 558 18 8 33 7 403 6 855 4 968 4 558 18 8 9 5 940 5 400 4 191 3 742 18 8
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