富水泥化顶板条件下开切眼围岩控制技术研究

郜鹏

（山西高平科兴申家庄煤业有限公司，山西 晋城 046700）

0 引 言

近年来，随着煤炭开采技术的发展，综采工作面开切眼尺寸进一步加大[1-3]。由于工作面巷道高度和宽度的增加，两侧及顶板均为煤层，围岩强度弱，回采难度大，围岩变形破坏范围大，较难开采。钻孔后，直接影响了开口段周围岩石的稳定性[4-6]。如果不及时支护，承载力不足，会导致断面变形加大，给后续支护带来困难[7-8]。国内外对大断面支护的研究较多，但大部分支护强度未优化，支护强度过小可能会引起安全问题[12]。如果支护强度过大，后期对工作面进行强制放顶将是无效的，也会带来安全隐患。申家庄煤业N11511 切眼的顺利完工，有效缓解了15 号煤采掘接续紧张局面，为保证完成2022 年度原煤产量目标奠定基础。根据N11507、N11509、N11511 的两顺槽掘进期间已揭露顶板情况，不排除N11513 工作面在850 m 后同样遇到此类顶板岩性突变区，届时可能也面临开切与退让的双向选择，此次N11511 开切眼大断面开口不仅避免16 万t 煤量损失，500 余米无效进尺产生，同时，也为在今后施工中采用新技术过顶板岩性突变区提供了宝贵经验。

1 开切眼地质概况

N11511 工作面15 号煤K2 灰岩顶板裂隙发育、局部赋存小型溶洞，富水区域长时间受水浸泡后顶板变质，整个锚索锚固区域为软弱泥岩+碎石的复合顶板，在该类顶板条件下，施工中锚网索支护已不能满足支护要求，通常采取帮部锚网+钢棚的复合支护。在以往的切眼施工中，如设计切眼开口区域处于裂隙发育区、钢棚复合支护时，则避开此类地质区域，选取两顺槽均为锚网索支护或顶板正常区域（钢棚支护下锚索施工预紧达标）进行切眼定口施工。

2 开切眼支护工艺设计

2.1 锚索+工字钢梁组合悬吊支护顶板

如图1 所示。采用φ17.8 mm×6 300 mm 锚索+11 号工字钢对注浆后的切眼开口侧进行补强支护，另采取2 根φ17.8 mm×6 300 mm 锚索+三层钢筋网的连体支护对顺槽中部及煤柱侧顶板进行加固支护；共打设14 根锚索、搭配7 根工字钢，其中合格锚索11 根，不合格的锚索3 根。注浆加固后，锚索锚固效果显著。未注浆时锚索钻孔施工会遇空、裂隙，在加入锚固剂搅拌时因孔壁四周围岩为松散质，出现长时搅拌而不凝结、锚固失败现象；注浆加固后，浆液对顶板裂隙进行了有效填充，通过加压、挤压使原本松散质的泥岩进一步密实，另外浆液的粘结效应使围岩中的碎石有效粘结，锚索在搅拌、凝固时基本遇到长时搅拌而不凝结现象，现场测试锚索锚固力平均在30 MPa 以上。

图1 开口前的注浆加固孔及锚索布置Fig.1 Grouting reinforcement hole and anchor cable arrangement before opening

2.2 小断面开口预注浆

选取4 m 小断面开口，提前预注浆，预注浆区域因未掘巷道原生裂隙较少，注浆效果不理想（浆液从煤壁溢出），开切眼5 m 范围内共打注浆孔2个，注浆1 t，打设23 根锚索，其中有4 根不达标，19 根合格。如图2 所示。

图2 4 m断面注浆后锚索布置示意Fig.2 Anchor cable layout after grouting of 4 m section

预注浆+全锚索支护在实施中，因顶板特性，注浆孔施工和锚索孔施工效率较低，1 个注浆孔施工需耗时1 h，1 根锚索从打孔-搅拌预紧需耗时2 h，极度制约掘进进度。故施工5 m 后改为钢棚复合支护，棚距0.8 m，棚腿角度控制不超87°～89°（基本垂直顶底板），综掘机割煤采用先掏两侧柱窝，后割煤架棚的方法，可有效控制顶板暴露时间，后帮棚腿1.2 m 位置增设设防倒锚杆，配合两棚架间三路撑木，提高棚架整体性，增加棚架整体抗压能力，在施工至50～70 m 时，顶板有少量淋水，泥质顶板遇水不稳定，顶板愈加破碎，该段采取托顶煤、穿钢钎超管控等手段顺利通过。

2.3 二次扩巷预注浆

二次扩巷前对开切眼三岔口10 m 进行预注浆，共设计10 个注浆孔，2021 年2 月19 日开始注浆，历时3 d，注浆区打设13 根锚索+6 根工字钢，其中2 根锚索预紧力不达标。前10 m 采用炮掘作业，炮孔长度0.6 m，短掘短支、分段掘进，控制顶板暴露面积，扩巷区西帮沿用棚腿架设，钢梁与第一次棚架钢梁交错铺设，搭接800 mm，10 m 注浆区域采用锚梁悬吊管理两钢梁铰接处，未注浆区域采用单体柱+π 钢管理，10 m 后综掘机截割，为防止二次扩巷区域前增压区应力集中，对原第一次支护造成影响，扩巷期间在第一次断面西帮打设一排中柱（单体柱+π 钢，均为一梁三柱），综掘机割煤同样采用先掏柱窝再割煤，之后架设钢梁，中间棚腿预先使用单体柱替换，3～4 m 后再使用单体柱+π 钢完成管理。

2.4 贯通点补强支护

根据顶板揭露情况，顶板岩性较差，易破碎，为保证顶板安全，防止在巷道三岔口贯通后顶板失稳造成冒顶事故，在一次施工贯通前，使用6 颗单体柱+π 钢提前对轨道顺槽贯通点巷道中部位置处补强支护。

2.5 贯通后注浆加固及补强锚索

贯通后，在贯通点至切眼15 m 范围内注浆加固，设计布置14 个注浆孔，注8 孔，打设21 根锚索，配与9 根工字钢管理，如图3 所示。至此N11511 开切眼施工补强全部结束，切眼内共计打设单体柱278 根（π 钢+单体柱，均为一梁三柱），架设钢梁384 架，补强锚索57 根，10 根不达标。

图3 贯通后注浆加固布置及补强支护示意Fig.3 Grouting layout and reinforcement support after penetration

3 围岩稳定性控制效果

（1）大断面掘进采用架棚被动支护，在第一次掘进中，围岩应力明显，存在背板折断、钢棚承压变形现象，在50～70 m 局部顶板有淋水情况下，顶板遇水产生膨胀性矿压，造成该段顶部离矸较多，钢梁变形量较大，为防止二次扩巷时围岩应力过大，难于控制，预先在第一次架设钢棚下支设一排中柱，第二次掘进架棚时，二次扩巷中随着掘进断面变大，围岩应力重新分布，原第一次掘进断面围岩应力明显变小，第二次掘进巷道围压整体增高，二次架设钢棚变形严重，在补棚、补强单体柱后，得以有效控制。

（2）切眼内每30 m 设置一组围岩观测点，顺槽岔口处打设围岩观测点、顶板离层仪，掘进期间每日观测底板和开切眼两帮变形量。根据观测数据分析，开切眼两帮在30 d 内移近量为390 mm，之后逐步趋于稳定。围岩变形曲线如图4 所示。

图4 开切眼围岩变形曲线Fig.4 Deformation curve of open-off cut surrounding rock

4 结 论

（1）将设计的支护方案应用到N11511 工作面开切眼巷道中，巷道顶板的变形得到有效控制，在施工过程中，巷道顶底板移近量控制在200 mm左右，两帮变形量在390 mm 左右，开切眼处于一个长时间的稳定状态，可以满足工作面正常回采的需要。

（2）为了保证支护设计效率，除采用传统的工程类比法和理论分析法确定巷道支护参数外，应根据现场结构情况对实际参数进行调整，在评估支护效果时，调整支护参数。