復合頂板托頂煤巷道錨噴注聯合控制技術

關玉祥，朱陽濤

(1.淮南市安全生產宣傳教育中心，安徽 淮南 232001；2.中煤新集能源股份有限公司口孜東礦，安徽 阜陽 236153)

0 引言

隨著淺部煤炭資源的逐漸減少甚至枯竭，越來越多的礦井將面臨嚴峻的深部開采問題。隨著礦井開采深度的不斷加深，也帶來諸多開采技術難題，其中巷道大變形問題最為突出。當前國內外學者針對深部、托頂煤、復合頂板巷道控制已開展了大量研究，取得了較為豐碩的研究成果。康紅普等[1-2]針對華豐礦超千米巖巷蠕變大變形和強采動軟巖煤巷分別提出了全斷面高預應力、高強度錨桿索及注漿聯合控制方案和“支護—改性—卸壓”協同控制理念與技術。何滿潮等[3]針對千米埋深復合頂板巷道，提出了錨網索耦合支護方案。柏建彪等[4]針對復合頂板極軟煤層巷道，提出了在頂板采用全長錨固高強度錨桿和預應力錨索加強支護方案。白杰等[5]針對復合頂板強動壓巷道，提出了全斷面高預應力短錨索+雙層鋼筋網支護技術。王全明等[6]運用超前深孔預注漿的方法解決了趙莊煤礦大采高復合頂板巷道易冒頂問題。張農等[7]給出了對不同頂板軟弱夾層層位的煤巷分級強化控制對策。彭楊皓等[8]通過采取減少頂板跨度、頂煤厚度和加強錨索支護方案控制大斷面托頂煤巷道圍巖變形。王昊等[9]采用樹脂加長錨固高預應力強力錨桿配合錨索組合支護系統，解決了新安煤礦4 m托松軟頂煤的支護難題。魏夕合等[10]通用高強中空注漿錨桿-錨索技術，有效控制了平煤一礦深部高應力軟巖巷道大變形難題。

綜上所述，國內學者在解決部分深部、弱膠結復合頂板、托頂煤單一或者2個條件下的巷道支護問題方面進行了大量研究，但對于千米深井弱膠結復合頂板托頂煤耦合條件下的巷道支護方面還鮮有研究。兩淮礦區千米深井軟巖條件下復合頂板托頂煤巷道，由于其地應力高、頂板巖性復雜多變、頂煤易破碎，而導致的巷道圍巖控制困難問題尤為突出，亟待開展研究。據此，以淮南新集礦區口孜東礦140502工作面風巷為工程研究背景，考慮過斷層時頂板巖層復雜多變的地質環境條件，針對托頂煤，提出從減少巷道頂板橫跨角度方面的“密集錨索+工字鋼吊梁”的“噴漿+注漿”聯合控制技術方法，并開展現場試驗。

1 工程概況及巷道變形原因

1.1 巷道布置情況

口孜東礦位于安徽省阜陽市穎東區楊樓鎮境內，設計生產能力5.0 Mt/a，服務年限60.2 a。礦井布置2個水平，一水平為-967 m，二水平-1 200 m，目前開采為第一水平，埋深1 000 m。礦井140502工作面為5號煤層首采面，煤厚6.5 m，煤層傾角6°～16°，平均11°。回風巷設計長度1 434 m，南自140502工作面風巷前段撥門，北至140502工作面切眼，西鄰24勘探線，東鄰DF23正斷層。巷道設計斷面為矩形，寬5.8 m，高4.6 m，凈面積23.07 m2，沿頂板掘進，留底煤2 m，巷道在局部地段會出現少量淋水。

1.2 巷道圍巖地質動力學參數

地應力：采用小孔徑水壓致裂法在5號煤層頂板開展地應力測試，垂直應力24.94 MPa、最大水平應力23.55 MPa、最小水平主應力10.05 MPa，屬于典型的深井高地應力水平。

頂板煤巖層結構：在頂板巖層采用鉆孔窺視儀進行窺視，并結合地層綜合柱狀圖，獲得頂板煤巖層結構，頂板0～3 m為砂質泥巖，裂隙較為發育，3～9 m為砂巖，比較完整。

煤巖層強度：運用小孔徑強度測試儀在頂、幫開展煤巖層強度原位測量，實測出頂板0～1 m、1～3 m范圍內泥巖強度分別為16.5 MPa、25 MPa，3 m以上的砂巖強度為40 MPa以上，頂板泥巖強度較低，屬于軟巖類別；巷幫0～0.8 m、0.8～4.4 m、4.4 m以上煤體強度分別為12.5 MPa、17.5 MPa、20 MPa以上。強度測試結果如圖1所示。

圖1 頂板與巷幫原位實測強度曲線

1.3 巷道托頂煤情況

140502工作面風巷施工至1 073 m位置時，揭露隱伏KF14-08斷層，斷層落差12 m，煤層抬升至巷道頂板，巷道頂板往上0～4.3 m為煤、4.3～6 m為泥巖、6～7.5 m為砂巖、7.5～9 m為泥巖，為保證后期回采時的頂板、煤質管理，140502工作面風巷繼續向前施工時，巷道坡度按照22°～25°上山施工，直至巷道頂板跟隨5號煤頂板后，繼續沿5號煤頂板掘進。巷道過斷層托頂煤施工示意如圖2所示。

圖2 巷道過斷層托頂煤施工示意

1.4 巷道變形原因分析

基于井下測試參數與施工情況，巷道托頂煤條件下頂板變形，經綜合分析，認為主要有以下原因。

巷道地應力高：140502工作面風巷的埋深為1 000 m，井下實測得出地應力為24.94 MPa，屬于典型的高地壓巷道，地應力是驅使巷道圍巖發生變形的根本驅動力。巷道開掘后頂板巖層偏應力增高，非常容易超過巖層的強度，導致巖層破壞，從而產生大變形。

煤巖層強度低：井下實測得出頂板煤強度為12 MPa，泥巖強度30 MPa，按照巖石分類，屬于典型的軟巖巷道，巷道圍巖承載能力弱，在較低的應力作用下就易發生破壞，誘發頂板明顯下沉。

泥巖泥土礦物成分高：頂板頂煤以上均是泥巖，電鏡掃描實測口孜東礦所含高嶺石、伊利石等粘土礦物含量占礦物總含量60%左右[2]，極易發生膨脹軟化，破壞錨固體，大大削弱錨桿錨索支護作用。在風的作用下，容易發生風化，巷道圍巖力學性能不斷衰減，導致巷道頂板持續變形。

巖層破碎、膠結性差：頂板的巖層結構為煤層、泥巖、砂巖互疊，且以煤、泥巖為主，泥巖比較破碎、膠結性差，巖芯RQD接近0，屬于極不穩定巖層，自承能力比較小，頂板掘進期間多次發生漏頂。

巷道斷面大：巷道掘進寬度接近6 m，頂板跨度較大，巷道頂板正中易產生撓曲變形。同時，彎曲拉應力范圍增加，頂板容易受拉破壞。

2 巷道聯合控制技術

2.1 技術方案

2.1.1 縮小斷面

基于以上對140502回風巷過斷層時，頂板存在頂煤、破碎泥巖時變形的原因分析，提出巷道聯合控制技術方案。為減少巷道頂板的跨度，采用縮小斷面方法，斷面由原來的5 940 mm×4 600 mm(寬×高)縮小至4 600 mm×3 600 mm(寬×高)，斷面面積縮小40%，顯著降低了頂板控制難度。

2.1.2 鋼筋超前支護

巷道掘進前，在頂板與肩窩處采用螺紋鋼筋進行超前支護，鋼筋長3 m、直徑25 mm、500#螺紋鋼材，間距不超過200 mm，每次循環1.6 m支護一次。前部錨固到巖層，尾部采用錨桿+鋼筋梯梁固定，在巷道掘進后，超前鋼筋與硬頂煤合力支撐起頂煤與破碎頂板，縮短頂板的縱向跨度，抑制了超前頂板撓曲變形的產生，有效防止頂板冒落。140502回風巷過斷層托頂煤施工超前鋼筋圖,如圖3所示。

圖3 巷道過斷層托頂煤施工超前鋼筋

2.1.3 密集錨網索+錨索吊梁加強支護

施工方法：非托頂煤完整頂板巷道僅采用錨桿、錨索吊梁支護即可控制頂板，但對于該段復合頂板托頂煤巷道須采用密集“錨網索+錨索吊梁”加強支護，支護斷面如圖4所示。頂板破碎巖層深度超過錨桿錨固范圍，錨桿全部換為單體錨索，兩排錨索間用“錨索+工字鋼”組合的錨索吊梁加強支護，及時支護住淺部托頂煤與破碎巖層，在高強度、高剛度密集錨索與錨索吊梁支護下，不僅淺部破碎復合頂板與深部穩定巖層連接在一起，而且錨索組合在一起。采用“柔性塑料網+雙層鋼筋網”護表，大幅提高頂板護表能力，達到全斷面整體支護，以避免頂板未支護區鼓包和掉渣現象。

圖4 140502回風巷未過斷層托頂煤支護斷面

具體技術參數：單體錨索為φ21.8 mm的鋼絞線，長6.2 m或9.2 m(視頂板巖層情況)，間排距800 mm×1 000 mm，采用大+小平墊板護表，小墊板150 mm×150 mm×16 mm，大墊板300 mm×300 mm×16 mm，垂直頂板打設。錨索吊梁長3.5 m，一根12#礦用工字鋼匹配3根錨索，錨索間距每2根為一組，吊梁排距1 m、1.6 m循環布置，錨索長9.2 m，錨索材料性能相同，兩側錨索與頂板呈75°夾角打設，正中錨索垂直頂板。每根錨索均采用2支MSZ2850錨固劑，預緊力為160 kN。錨索及組合附件力學性能,見表1。

表1 錨索及組合附件力學性能

2.1.4 噴漿

巷道完成錨索吊梁支護后，及時在巷道頂板表面噴射混凝土封閉圍巖，材質為C20混凝土，噴射厚度70 mm。主要有3個作用：一是有效抑制了風流對頂板頂煤與破碎泥巖的風化作用；二是對錨索與錨索吊梁支護進行強化，提高了支護的整體性；三是提高了頂板表面支護的剛度，有效減少了頂板無支護區的撓曲下沉。噴漿材料成分與材質見表2。

表2 噴漿材料成分與材質

2.1.5 注漿

在以上支護作用下，局部巷道頂板依然比較破碎，膠結性較差，依然會出現頂板下沉，尤其是淋水段，泥巖很容易軟化，造成頂板劇烈下沉。對于此段巷道，必須采用注漿方法對頂板巖層進行改性，強化頂板軟弱巖層的強度與結構，提高復合頂板各巖層間的膠結性能與完整性，提高其自承載能力，與支護相互作用，有效防止頂板下沉。注漿孔深10 m，每排2個孔，間排距3 m×10 m。采用水泥、玻璃水混合漿液，采用樹脂錨固劑封孔，封孔深度0.5 m。

2.2 控制效果驗證

在140502工作面回風巷過斷層托頂煤頂板布置礦壓監測站，監測內容包含：頂板離層、頂板位移與錨索受力。通過這3個指標來說明聯合控制技術效果。

2.2.1 頂板離層

在頂板布置2個離層儀，每個離層儀包含深、淺2個基點，其中淺基點6 m、深基點9 m，分別監測6.2 m、9.2 m離層(根據錨桿技術規范國家標準)，離層監測曲線如圖5所示。

圖5 頂板離層量-時間曲線

從離層量來看，2個離層儀離層量均比較小，說明頂板離層得到有效控制。1#、2#離層儀總量分別為23 mm、20 mm，其中淺部基點離層量在12～15 mm，深部離層基點離層量為8 mm，說明頂板離層量主要在淺部頂煤與破碎的泥巖段產生，深部完整的泥巖與砂巖段變形較小。從離層速度來看，頂板離層在15 d內變化較大，尤其是7 d內，15 d后增加速度明顯降低，在60 d頂板穩定，頂板變形得到及時控制。

2.2.2 頂板下沉量

在托頂煤段巷道頂板布置2個位移測點，監測曲線如圖6所示。從曲線來看，頂板下沉量較小，均在25 mm以下，沒有發生片漏；頂板在15 d以內下沉速度快，15 d后增長量在3 mm左右，60 d左右保持穩定，可充分說明錨噴注方案可顯著控制140502工作面回風巷過斷層時托頂煤復合頂板巷道變形。

圖6 頂板下沉量-時間曲線

2.2.3 錨索受力

對巷道頂板單體錨索、吊梁錨索布置測力計，監測支護后錨索受力變化，監測曲線如圖7、8所示?？梢?，單體錨索受力增加近20 kN，吊梁錨索受力增加近10 kN，整體增加較小，間接說明頂板變形較小。此外，支護淺部泥巖的錨索受力比深部吊梁錨索大，頂板變形主要集中在淺部。單體與吊梁錨索受力曲線具有3段，快速增加段、緩慢增加段、穩定段。在15 d受力增加較快，15～50 d內錨索受力增速明顯降低，在60 d后保持穩定。

圖7 單體錨索受力-時間曲線

圖8 吊梁錨索受力-時間曲線

3 結論

(1)口孜東礦140502工作面風巷埋深1 000 m，屬于高地應力水平，過斷層托頂煤，頂板為復合巖層，強度低、膠結性差，掘進期間頂板出現片漏、下沉明顯。

(2)巷道托頂煤條件下頂板變形的原因為：地應力高；埋深大；頂煤與巖層強度低；泥巖泥土礦物成分高，易風化、膨脹；巖層破碎、膠結性差；巷道斷面大。

(3)采用縮小斷面掘進、鋼筋超前支護、密集錨網索+錨索吊梁加強支護、及時噴漿、注漿，有效控制了千米深井口孜東礦140502工作面風巷過斷層托頂煤下的頂板變形，為此類巷道頂板控制提供了一定的借鑒。