0 引 言
覆岩中的厚硬岩层通常控制着局部范围内岩层的破断运移，当基本顶或距煤层较近的岩层为关键层时，其破断块体大小和破断形式决定着矿压显现的剧烈程度。多学者研究了不同开采条件下关键层的破断特征、运动形式及其破断致灾机理，包括大采高开采[1]，浅埋煤层开采[2-3]，急倾斜煤层开采[4]等。姜海军等[5]研究发现关键层的破断主要为拉破坏，给出了关键层“O-X”破断过程中破断带的裂缝发育顺序，并指出由“O”型破坏沿煤壁切落的垮落类型对工作面矿压显现影响更为剧烈。鞠金峰等[6-7]提出覆岩关键层的“悬臂梁”垮落式运动易导致工作面周期来压步距增大，并且关键层悬臂梁结构越容易切落引发工作面发生端面漏冒。缪协兴等[8]通过现场实测和模拟试验发现超长工作面回采过程中关键层的破断对工作面矿压显现影响剧烈，尤其是主关键层的破断。陈荣华等[9]提出工作面矿压显现与覆岩中相邻关键层的破断顺序有关。上述研究表明，关键层在覆岩运动中特定的承载能力和控制作用，使得其破断顺序和破断形式是决定工作面矿压显现的关键因素。
在传统的强矿压防治实践中，常通过优化采场支护参数来被动性地预防顶板冒落、煤壁突出等煤矿灾害，能够应对绝大多数煤矿灾害事故。但是有一些灾害是无法通过被动支护来有效预防的，如采场及巷道大变形，顶板整体大幅下沉或切落。这些强矿压现象是由于顶板覆岩强度较高、悬露面积较大，在顶板破断的瞬间，岩层储存的巨大势能迅速释放造成的。因此，必须采取“主动消除”的应对方法，减少岩层储存的势能。应时而生的有诸多控制措施，其中多数是通过主动弱化顶板强度来达到防治目的，如顶板钻孔爆破[10-11]，短孔水压致裂[12-16]，地面打孔压裂[17-18]等。其中，水压致裂多用于初采强制放顶[14]，弱化顶板力学性质保护邻空巷道[12]，超前致裂煤体降低冲击倾向性[19]等。以上致裂措施都为煤矿安全回采做出了贡献。近10多年以来，煤矿企业将定向钻孔致裂技术广泛应用于采前增透煤体，提高瓦斯抽采率，避免生产环节瓦斯超限[20-22]；井下定向钻孔致裂技术应用于弱化顶板关键层以解决工作面强矿压的实践较少，相对于井下短孔水压致裂技术，定向钻孔水压致裂技术施工量小，致裂区域弱化程度更加均匀。笔者以布尔台煤矿42107工作面为工程背景，采用理论分析、数值模拟和现场实测方法研究定向钻孔水压致裂技术的防治原理、技术可行性和实践应用效果。
1 工作面基本条件
布尔台煤矿42107工作面主采4-2煤层，平均煤厚6.5 m，煤层倾角1°～3°，工作面宽为300.30 m，埋深457.65 m，与4-2煤层间距70 m的上覆2-2煤层已回采完毕。42107工作面采用ZFY21000/25/39D双柱掩护式放顶煤液压支架，采煤高度为3.5 m，放煤高度为3.0 m，采放比1∶0.86，日推进速度平均为10 m/d。根据42107工作面内的钻孔柱状，应用关键层判别软件KSPB分析覆岩关键层赋存位置[23]，如图1所示。结果表明，4-2煤与2-2煤层之间存有2层关键层，分别为8.75 m的细砂岩亚关键层1和厚22.41 m的粉砂岩亚关键层2。
图1 关键层位置和埋深
Fig.1 Buried depth and position of key strata in overburden
42107工作面自从开切眼初采开始，周期性出现强矿压显现现象，来压期间工作面支架工作阻力上升至23 000～24 000 kN，煤壁片帮严重，底板有时出现震动并导致工作面采煤机弹起，邻采空侧巷道超前支护段大幅底鼓变形等，严重影响煤矿生产及人员安全。为保证工作面安全回采，亟需要采取有效措施以降低矿压显现程度，为此尝试通过定向钻孔水压致裂顶板来控制工作面强矿压。
2 顶板定向钻孔致裂层位确定原则
定向钻孔致裂顶板岩层降低采场强矿压需基于岩层控制的关键层理论指导。覆岩中的关键层控制着局部和全部岩层的变形运动，关键层与其控制的那部分软弱岩层总体保持同步协调运动。关键层自身岩石物理力学性质是影响其周期破断步距的重要因素，当截面内的拉应力超过其抗拉强度时，关键层内部微裂隙逐渐扩大并相互导通，引起关键层破断垮落。将关键层破断回转前的受力状态简化为梁结构的纯弯曲破断模型，如图2所示，定性分析关键层抗拉强度与其周期破断步距的相互关系。
图2 纯弯曲梁结构力学模型
Fig.2 Mechanical model of elastic beam structure
根据材料力学可知，纯弯曲等截面梁的最大正应力发生在距离中性轴最远处。可得最大拉应力和最大弯矩的关系如式(1):
σmax=Mmaxh/(2Iz)
(1)
式中：σmax为最大拉应力，MPa；Mmax为弯矩，kN·m；Iz为矩形截面中对z轴的惯性矩，m4；h为关键层厚度，m。
Mmax=-q
/2
(2)
式中：q为关键层上界面压应力，MPa；ymax为最大控顶距，m。
Iz=bh3/12
(3)
式中：b为矩形界面宽度，m。
取b=1 m，将式(2)、式(3)代入式(1)，得关键层周期破断步距与其抗拉强度的关系，并有σmax=RT，有
(4)
式中：RT为关键层的抗拉强度，MPa。
由式(4)可知，关键层的抗拉强度越小，则其最大悬顶距就越小。在工作面推进过程中，关键层的抗拉强度过大则导致其悬顶在一定范围内悬而不断，悬顶自重和其所承载的载荷压覆于支架和煤体上。过大的悬顶距将会使支架和煤体承载较大静载，从而导致工作面出现压架、煤壁片帮严重等矿压问题，所以，如果能弱化关键层的强度，就能一定程度上控制周期来压时的强矿压。
选择预致裂关键层的层位是定向钻孔致裂技术控制工作面强矿压的关键步骤。根据大采高开采实践经验，42107工作面回采过程中的亚关键层1和亚关键层2将形成“悬臂梁+砌体梁”破断结构影响采场矿压。由图1可知，亚关键层1的厚度为8.75 m，抗拉强度3.62 MPa，载荷0.41 MPa，与4-2煤层间距6.17 m；亚关键层2的厚度为22.41 m，抗拉强度3.98 MPa，载荷1.41 MPa，与4-2煤层间距22.64 m；结合式(4)计算可得，亚关键层1的周期来压步距为36.75 m，亚关键层2的周期来压步距为53.25 m。显然，亚关键层2是影响工作面矿压的关键所在。
据此确定井下定向钻孔致裂顶板关键层的设计原则。首先根据工作面内的钻孔柱状图判定顶板岩层中对工作面矿压显现起决定作用的关键层位置；然后根据工作面推进速度设计钻孔倾角，并在工作面前方回采巷道内向预致裂岩层打孔，并在到达预致裂岩层后在该岩层中打水平孔，钻孔的水平段即是钻孔内的致裂范围；最后将水平段钻孔进行分段水压致裂，如图3所示。
图3 顶板定向钻孔致裂技术示意
Fig.3 Diagram of directional hydraulic fracturing technique
3 关键层弱化及降低强矿压的数值模拟
3.1 建立模型
采用离散元数值模拟软件UDEC对顶板弱化改性降低采场强矿压的可行性开展研究。通过改变关键层破断块体竖向节理的摩擦角来模拟岩层物理力学性质的弱化，再对比分析关键层强度弱化与否时两侧煤柱的支承压力分布特征，并以此作为评价顶板致裂方案可行性的依据。模型长度为1 000 m，高度470 m，模型中各岩层赋存厚度参照图1，模型中不同岩性岩层的物理力学参数见表1。将模型上边界设定为自由边界并单边约束模型左右边界水平位移、双边约束模型底界面垂直位移，所有区域均定义为摩尔-库伦材料模型，模型示意如图4所示。
3.2 模拟结果分析
通过减小亚关键层2破断块体竖向节理的摩擦角以对亚关键层2进行强度弱化改性，类似于对顶板进行致裂。亚关键层2致裂与否对42107工作面两侧区段煤柱和实体煤壁支承压力的影响如图5所示。
由图5可知：亚关键层2致裂后，工作面区段煤柱上的支承压力峰值由63.69 MPa减小至53.59 MPa，减小了15.7%；实体煤壁侧支承应力峰值由44.65 MPa减小至36.47 MPa，减小了18.3%。工作面中部的驼峰区域是由于上覆2-2煤层走向遗留区段煤柱引起的应力集中导致的，亚关键层2致裂后，工作面中部的峰值由41.51 MPa减小到32.76 MPa，减小了21.1%。以上内容表明通过致裂亚关键层2能够较好地降低工作面和煤柱上的载荷。
表1 岩层物理力学参数
Table 1 Mechanical parameters of rock strata
岩性容重/(kN·m-3)抗拉强度/MPa抗剪强度/MPa弹性模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)砂质泥岩21.0 1.5722.66.343.636.0粉砂岩25.5 3.9837.310.525.431.3细砂岩27.0 3.6239.716.594.032.0煤层13.0 1.2518.35.442.843.2
图4 数值模型示意
Fig.4 Diagram of numerical simulation model
图5 亚关键层2弱化前后工作面垂直应力
Fig.5 Vertical stress in coal seam before and
after Key Stratum 2 weaken
4 顶板定向钻孔水压致裂的工业性试验
4.1 定向钻孔致裂方案设计
综合上述理论分析与数值模拟结果，确定在布尔台煤矿42107工作面开展定向钻孔水压致裂顶板岩层试验，预致裂的岩层选取亚关键层2。
在工作面共设计了3个井下定向钻孔，编号分别为K1、SF1和 SF2。均从42107工作面两条回采巷道向上倾斜打顶板钻孔，不断调整钻头方向，直至钻孔钻至亚关键层2中部(与煤层垂距为34 m)；然后改变钻孔方向，沿水平方向再钻进150～250 m，钻孔长度及钻场位置见表2。
表2 定向钻孔长度及位置
Table 2 Length and position of directional boreholes
钻孔编号钻孔长度/m水平段致裂长度/m钻场位置SF136014042107回风巷至开切眼1 204 m的联巷内SF236421642107回风巷至开切眼1 204 m的联巷内K140819842107辅运巷至开切眼968 m处
首先施工钻孔SF1和SF2，然后实施水压致裂，待致裂结束后再施工钻孔K1并致裂。整个钻孔仅水压致裂亚关键层2中的水平段钻孔，3个钻孔全长累计1 132 m，致裂段累计554 m，钻孔施工如图6所示。
4.2 应用效果
通过对比亚关键层2致裂前后的工作面支架阻力数据、周期来压步距来分析定向钻孔致裂后的矿压控制效果。选取部分致裂前的开采区域(推进距340～450 m)和部分致裂后的开采区域(推进距750～850 m)作为研究对象，绘制工作面内第25、35、45、55、65、75、85、95、105、115、125号支架的工作阻力曲线，并统计来压特征，结果如图7所示。
图6 钻孔施工位置和参数
Fig.6 Position and size parameters of directional boreholes
图7 顶板致裂前、后工作面的周期来压步距
Fig.7 Periodical weighting interval before and after roof cracking operation
由图7可知，在亚关键层2致裂前，42107工作面的周期来压步距长度平均为21.0 m，周期来压持续长度约7.5 m，经统计支架平均末阻力为22 535 kN；当采用定向钻孔水压致裂亚关键层2之后，42107工作面的周期来压步距减小至16.9 m，周期来压持续长度降至4.9 m，支架平均末阻力为19 599 kN，已经小于工作面支架额定阻力(21 000 kN)。这一结果表明，在采用定向钻孔水压致裂亚关键层2之后，工作面回采时的周期来压步距、来压持续长度以及支架末阻力都显著降低。以上工业试验结果表明：顶板定向钻孔水力压裂可以较好地控制工作面强矿压。
5 结 论
1)理论分析判断布尔台煤矿2-2煤层与4-2煤层之间存在2层亚关键层，其中4-2煤层顶板约22.41 m处的粉砂岩亚关键层2是引发工作面强矿压的主要因素。
2)数值模拟得出42107工作面亚关键层2致裂前、后，区段煤柱上的支承压力峰值由63.69MPa减小至53.59 MPa，实体煤壁侧由44.65 MPa减小至36.47 MPa，即支承压力峰值减小了15.7%～18.3%。
3)在布尔台煤矿42107工作面回采巷道向顶板中施工了3个定向钻孔，分段水压致裂粉砂岩亚关键层2。对比分析亚关键层2致裂前(推进距340 ～450 m)和致裂后(推进距750 ～850 m)的支架阻力曲线，确定周期来压期间支架最大工作阻力、来压步距以及来压持续长度都显著减小，表明顶板定向钻孔水压致裂可以有效减弱工作面矿压显现强度。
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