富水泥化頂板條件下開切眼圍巖控制技術研究

郜鵬

（山西高平科興申家莊煤業有限公司，山西 晉城 046700）

0 引 言

近年來，隨著煤炭開采技術的發展，綜采工作面開切眼尺寸進一步加大[1-3]。由于工作面巷道高度和寬度的增加，兩側及頂板均為煤層，圍巖強度弱，回采難度大，圍巖變形破壞范圍大，較難開采。鉆孔后，直接影響了開口段周圍巖石的穩定性[4-6]。如果不及時支護，承載力不足，會導致斷面變形加大，給后續支護帶來困難[7-8]。國內外對大斷面支護的研究較多，但大部分支護強度未優化，支護強度過小可能會引起安全問題[12]。如果支護強度過大，后期對工作面進行強制放頂將是無效的，也會帶來安全隱患。申家莊煤業N11511 切眼的順利完工，有效緩解了15 號煤采掘接續緊張局面，為保證完成2022 年度原煤產量目標奠定基礎。根據N11507、N11509、N11511 的兩順槽掘進期間已揭露頂板情況，不排除N11513 工作面在850 m 后同樣遇到此類頂板巖性突變區，屆時可能也面臨開切與退讓的雙向選擇，此次N11511 開切眼大斷面開口不僅避免16 萬t 煤量損失，500 余米無效進尺產生，同時，也為在今后施工中采用新技術過頂板巖性突變區提供了寶貴經驗。

1 開切眼地質概況

N11511 工作面15 號煤K2 灰巖頂板裂隙發育、局部賦存小型溶洞，富水區域長時間受水浸泡后頂板變質，整個錨索錨固區域為軟弱泥巖+碎石的復合頂板，在該類頂板條件下，施工中錨網索支護已不能滿足支護要求，通常采取幫部錨網+鋼棚的復合支護。在以往的切眼施工中，如設計切眼開口區域處于裂隙發育區、鋼棚復合支護時，則避開此類地質區域，選取兩順槽均為錨網索支護或頂板正常區域（鋼棚支護下錨索施工預緊達標）進行切眼定口施工。

2 開切眼支護工藝設計

2.1 錨索+工字鋼梁組合懸吊支護頂板

如圖1 所示。采用φ17.8 mm×6 300 mm 錨索+11 號工字鋼對注漿后的切眼開口側進行補強支護，另采取2 根φ17.8 mm×6 300 mm 錨索+三層鋼筋網的連體支護對順槽中部及煤柱側頂板進行加固支護；共打設14 根錨索、搭配7 根工字鋼，其中合格錨索11 根，不合格的錨索3 根。注漿加固后，錨索錨固效果顯著。未注漿時錨索鉆孔施工會遇空、裂隙，在加入錨固劑攪拌時因孔壁四周圍巖為松散質，出現長時攪拌而不凝結、錨固失敗現象；注漿加固后，漿液對頂板裂隙進行了有效填充，通過加壓、擠壓使原本松散質的泥巖進一步密實，另外漿液的粘結效應使圍巖中的碎石有效粘結，錨索在攪拌、凝固時基本遇到長時攪拌而不凝結現象，現場測試錨索錨固力平均在30 MPa 以上。

圖1 開口前的注漿加固孔及錨索布置Fig.1 Grouting reinforcement hole and anchor cable arrangement before opening

2.2 小斷面開口預注漿

選取4 m 小斷面開口，提前預注漿，預注漿區域因未掘巷道原生裂隙較少，注漿效果不理想（漿液從煤壁溢出），開切眼5 m 范圍內共打注漿孔2個，注漿1 t，打設23 根錨索，其中有4 根不達標，19 根合格。如圖2 所示。

圖2 4 m斷面注漿后錨索布置示意Fig.2 Anchor cable layout after grouting of 4 m section

預注漿+全錨索支護在實施中，因頂板特性，注漿孔施工和錨索孔施工效率較低，1 個注漿孔施工需耗時1 h，1 根錨索從打孔-攪拌預緊需耗時2 h，極度制約掘進進度。故施工5 m 后改為鋼棚復合支護，棚距0.8 m，棚腿角度控制不超87°～89°（基本垂直頂底板），綜掘機割煤采用先掏兩側柱窩，后割煤架棚的方法，可有效控制頂板暴露時間，后幫棚腿1.2 m 位置增設設防倒錨桿，配合兩棚架間三路撐木，提高棚架整體性，增加棚架整體抗壓能力，在施工至50～70 m 時，頂板有少量淋水，泥質頂板遇水不穩定，頂板愈加破碎，該段采取托頂煤、穿鋼釬超管控等手段順利通過。

2.3 二次擴巷預注漿

二次擴巷前對開切眼三岔口10 m 進行預注漿，共設計10 個注漿孔，2021 年2 月19 日開始注漿，歷時3 d，注漿區打設13 根錨索+6 根工字鋼，其中2 根錨索預緊力不達標。前10 m 采用炮掘作業，炮孔長度0.6 m，短掘短支、分段掘進，控制頂板暴露面積，擴巷區西幫沿用棚腿架設，鋼梁與第一次棚架鋼梁交錯鋪設，搭接800 mm，10 m 注漿區域采用錨梁懸吊管理兩鋼梁鉸接處，未注漿區域采用單體柱+π 鋼管理，10 m 后綜掘機截割，為防止二次擴巷區域前增壓區應力集中，對原第一次支護造成影響，擴巷期間在第一次斷面西幫打設一排中柱（單體柱+π 鋼，均為一梁三柱），綜掘機割煤同樣采用先掏柱窩再割煤，之后架設鋼梁，中間棚腿預先使用單體柱替換，3～4 m 后再使用單體柱+π 鋼完成管理。

2.4 貫通點補強支護

根據頂板揭露情況，頂板巖性較差，易破碎，為保證頂板安全，防止在巷道三岔口貫通后頂板失穩造成冒頂事故，在一次施工貫通前，使用6 顆單體柱+π 鋼提前對軌道順槽貫通點巷道中部位置處補強支護。

2.5 貫通后注漿加固及補強錨索

貫通后，在貫通點至切眼15 m 范圍內注漿加固，設計布置14 個注漿孔，注8 孔，打設21 根錨索，配與9 根工字鋼管理，如圖3 所示。至此N11511 開切眼施工補強全部結束，切眼內共計打設單體柱278 根（π 鋼+單體柱，均為一梁三柱），架設鋼梁384 架，補強錨索57 根，10 根不達標。

圖3 貫通后注漿加固布置及補強支護示意Fig.3 Grouting layout and reinforcement support after penetration

3 圍巖穩定性控制效果

（1）大斷面掘進采用架棚被動支護，在第一次掘進中，圍巖應力明顯，存在背板折斷、鋼棚承壓變形現象，在50～70 m 局部頂板有淋水情況下，頂板遇水產生膨脹性礦壓，造成該段頂部離矸較多，鋼梁變形量較大，為防止二次擴巷時圍巖應力過大，難于控制，預先在第一次架設鋼棚下支設一排中柱，第二次掘進架棚時，二次擴巷中隨著掘進斷面變大，圍巖應力重新分布，原第一次掘進斷面圍巖應力明顯變小，第二次掘進巷道圍壓整體增高，二次架設鋼棚變形嚴重，在補棚、補強單體柱后，得以有效控制。

（2）切眼內每30 m 設置一組圍巖觀測點，順槽岔口處打設圍巖觀測點、頂板離層儀，掘進期間每日觀測底板和開切眼兩幫變形量。根據觀測數據分析，開切眼兩幫在30 d 內移近量為390 mm，之后逐步趨于穩定。圍巖變形曲線如圖4 所示。

圖4 開切眼圍巖變形曲線Fig.4 Deformation curve of open-off cut surrounding rock

4 結 論

（1）將設計的支護方案應用到N11511 工作面開切眼巷道中，巷道頂板的變形得到有效控制，在施工過程中，巷道頂底板移近量控制在200 mm左右，兩幫變形量在390 mm 左右，開切眼處于一個長時間的穩定狀態，可以滿足工作面正常回采的需要。

（2）為了保證支護設計效率，除采用傳統的工程類比法和理論分析法確定巷道支護參數外，應根據現場結構情況對實際參數進行調整，在評估支護效果時，調整支護參數。