深井软岩巷道穿厚煤层碎裂顶板区围岩控制技术

2022-02-26肖殿才蒋祥卿鲁德超唐义川

煤炭工程 2022年2期

肖殿才，蒋祥卿，罗勇，任波，鲁德超，唐义川

(1.淮河能源有限责任公司深部煤炭开采与环境保护国家重点实验室，安徽淮南 232001；2.煤炭开采国家工程技术研究院，安徽淮南 232001；3.青海省能源发展(集团)有限责任公司生产技术部，青海西宁 810000；4.淮河能源煤业分公司潘三矿，安徽淮南 232096)

井巷揭煤多存在穿煤层施工的情况，上山揭煤时巷道顶板揭露煤层底板，下山揭煤时巷道底板揭露煤层顶板，不论哪种揭煤施工方式，当巷道需穿过煤层时，均存在托顶煤掘进的区域。煤体物理力学性能与岩体相比较弱，原生裂隙较发育，受采掘工程扰动影响，裂隙范围不断扩展，形成大量纵横交错的裂隙，托顶煤施工期间顶板稳定性降低[1-3]；同时揭煤的区域消突措施进一步增加了煤岩体裂隙，使得掘进巷道前方形成一定范围的破裂区[4-7]。穿煤区域碎裂特性的顶板以及物理力学性能较差的松软煤帮，在围岩应力复合作用下，导致顶板易离层、冒落，帮部易片帮，增加了掘进期间巷道帮顶的控制难度[8，9]，若支护方式不合理，不仅影响巷道施工进度，还易发生巷道顶板大面积垮冒事故，甚至引起瓦斯超限或煤与瓦斯突出[10-12]。故如何在穿煤层过碎裂顶板区施工期间采取有效支护对策，保证施工安全，提高施工效率，及时控制巷道围岩变形，成为制约现场高效穿煤层施工的关键问题之一。

周桥[13，14]等提出破碎围岩中采用超前锚杆预加固可有效控制围岩，并对超前锚杆与破碎围岩作用机理、超前锚杆参数的选择进行研究，得出了超前锚杆加固外插角参数的选择原则与范围；张亮[15]等根据复合顶板松软煤层巷道变形机理找出了其变形破坏原因，提出了在巷道掘进过程中的支护对策并对回采巷道进行了合理支护设计；孙广京[16]等针对软弱破碎顶板巷道支护困难的问题，提出了“帮顶底一体”的整体性控制理念，采用“双层金属网+喷射混凝土+预支撑囧形棚架+可缩性纵向连接器”组合围岩控制技术，在现场取得了成功应用；张农[17]等在薄层状煤岩体中巷道采用顶帮锚架注、拱脚连续锁腿约束及底板钻锚注等方法实施巷道全断面加固，有效控制了巷道围岩变形；刘海东[18]等针对顶板破碎围岩巷道成型难，容易出现顶板镂空、离层及下沉等问题，采用“锚护喷注”一体化支护技术，成功控制了巷道围岩变形；要择强、张怀奇[19，20]等在岩巷穿煤层施工期间采用架锚喷注的联合支护方式实现了顶板的安全管理；槐衍森[21]等采用综合注浆方法加固破碎岩体，提高了围岩承载能力，增强其可锚性后通过锚索网支护实现了破碎煤巷顶板的安全控制。

本文以潘三矿-730～-960m联络巷为工程背景，对深井条件下巷道穿厚煤层碎裂顶板区围岩变形特点、变形机理以及控制原理进行深入分析，进一步阐述了注浆加固、超前锚杆、顶板锚网以及架喷支护在控制破碎顶板区顶板围岩过程中的相互作用机制，研究得出了斜巷下山揭穿煤层过碎裂顶板区的有效支护对策，提出“超前预支护+内锚外架联合控顶+锁腿控帮+喷注补强+底板控水卸压”联合的组合控制技术，形成了锚固体与注浆围岩互相强化，强控顶、辅以控帮治底的联合支护体系，以有效控制巷道穿煤层过碎裂顶板区围岩破坏。

1 工程条件分析

1.1 工程概况

-730～960m联络巷为潘三矿二水平开拓系统巷道，设计标高为-730～-958m，以21.5°下山施工，总长度730m。该巷构造地质条件简单，煤岩层整体呈单斜状，煤(岩)层产状为180～210°∠1～5°；水文地质条件简单，煤系地层砂岩裂隙水为该巷的主要充水因素。

巷道施工过程中穿5-1煤、4-2煤、4-1煤，然后进入4-1煤底板施工，与深部进风井清理斜巷联络巷贯通。穿煤段巷道标高为-880～910m，长度100m，其中穿5-1煤段40m。现场实测各煤层瓦斯含量及压力如下：5-2煤瓦斯含量6.4m3/t、瓦斯压力1.5MPa，4-2煤瓦斯含量8.7m3/t、瓦斯压力2.8MPa，4-1煤瓦斯含量9.27m3/t、瓦斯压力3.1MPa。巷道先施工穿5-1煤揭煤段，施工完毕后，停止本巷道掘进，从巷道内拨门施工揭4-1煤瓦斯治理巷，在揭4-1煤瓦斯治理巷施工穿层钻孔对4-1煤进行区域消突，然后预抽评价合格后恢复本巷道施工，揭穿4-1煤。各煤层顶底板岩性如图1所示。

图1 -730～960m联络巷揭煤段巷道

穿煤段巷道设计净断面为宽×高=5200mm×4100mm，采用联合支护形式。内层为锚网支护，采用MG400左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合金属网支护，锚杆规格为∅22mm×2400mm，间排距800mm×600mm，金属网为10#铁丝网；外层支护为U型棚+喷浆，U型棚采用36U型钢加工制成，喷浆厚度150mm，混凝土标号C20。

1.2 工程特点分析

巷道穿层施工，围岩破碎，加之受掘进扰动，围岩应力复杂，穿5-1煤揭煤施工段变形特点如下：

1)穿5-1煤施工期间，顶板处于软弱煤岩层中，完整性差，局部片帮、漏顶，采取传统的超前锚杆(撞楔)后，顶板情况出现改善，但由于顶板破碎，炮后仍有局部地点掉顶，顶板控制难度大。

2)永久支护段巷道肩窝处首先出现浆皮炸裂，随后顶板也出现不同程度的裂缝，经过一段时间后，浆皮裂缝贯通，个别地点大块浆皮掉落，肩窝处U型棚内折，U型棚损坏失稳。

3)巷道帮部U型棚棚腿中部内挤，出现弯扭等不同程度的不规则变形，现场实测单侧最大变形量达到了350mm，棚腿变形严重地点U型棚棚腿与帮部围岩分离，棚子出现“跪腿”现象，外鼓呈现“く”形状。

4)巷道大面积底鼓，挖底仍不能缓解底鼓的局面，底板鼓起呈现中间高、两边低的形态，巷道帮部水沟和行人台阶被严重破坏而无法使用，同时底鼓导致U型棚棚腿底角内移，严重处巷道帮部呈现倒“八”字型。

2 围岩变形失稳控制对策

2.1 围岩破坏范围探测

为了探究巷道围岩破坏范围，采用钻孔窥视仪对揭5-1煤段巷道围岩进行窥视，共布置3个监测断面，断面间距为12m。每个断面布置5个窥视孔，窥视孔孔径为32mm，分别位于巷道顶板、两帮和两肩窝处，如图2所示，各窥视断面围岩破碎范围统计见表1。

图2 巷道断面围岩破坏范围(m)

表1 各窥视断面围岩破碎范围统计 m

从窥视结果可以看出，巷道围岩松动圈范围约3m左右，破坏范围肩窝>顶板>帮部。同时窥视过程中发现岩体破坏程度与岩性相关，细砂岩仅存在少量裂隙，煤体多部分处于破碎状态，而砂质泥岩破坏程度介于两者之间，局部呈现极破碎状态，破碎程度煤体>砂质泥岩>细砂岩。

2.2 围岩变形失稳原因分析

1)穿煤施工段岩层以砂质泥岩为主，围岩强度低，完整性差，加之穿煤段施工的消突钻孔，使得原本强度不高的煤体更加破碎；进而导致了锚杆与围岩整体耦合性差，锚杆锚固点不可靠，锚固性能不能充分发挥。巷道开挖后，锚杆不能有效改变围岩的受力状态，与围岩形成有效承载结构，共同承载。

2)内层锚网支护功效的弱化导致围岩松动圈不断扩大，锚杆支护失去有效生根点，内层锚网支护失效；同时肩窝变形导致外层U型棚承载能力受到极大的影响，其承载效能不能有效发挥，只在棚顶对围岩提供较小的支撑力，导致巷道顶板破坏范围再次扩大。

3)U型棚棚腿仅采用外扎角和挖底角的方式形成底部固定支撑点，当巷道底板鼓起时，底角固定点也相对位移，导致棚腿同步位移，同时顶板围岩的失效导致帮部岩体的失效，帮部位移不断增加，最终形成倒“八”字或跪腿现象。

4)由于空帮、空顶、肩压等原因，支架受力不均，在较小的载荷下发生变形失稳，降低了其整体承载能力，削弱了U型棚的被动支护阻力，围岩扩容膨胀，发生进一步的破坏。尤其是在肩窝和穿层煤岩交界面位置，更容易产生应力集中，加速U型棚的破坏。

综上所述，控制碎裂顶板区围岩稳定的关键技术在于提升围岩自身的承载强度，强化内层锚网支护效果，控制其松动圈范围的扩大，进而改善外架U型棚受力状况，增强其承载能力，做到内锚有效、外架可靠。

2.3 碎裂顶板围岩控制机理及对策

碎裂围岩顶板提高自身承载能力前首先要实现破碎围岩的二次承载[16]。所谓二次承载是指通过采取适当的措施，改变破碎岩体的性能，使其具备一定的承载特性，并在一定时间内能保持自稳。破碎围岩二次承载可通过围岩改性、围岩应力优化以及形成稳定的承载结构实现[22，23]。

注浆可实现围岩的改性，降低岩体内部的松散破碎程度，实现破碎围岩的加固。浆液充填至破碎岩体的节理裂隙内，通过其自身粘结力将破碎围岩进行胶结，增强其胶结程度，实现破碎区煤岩体的加固。同时提高岩体的内摩擦角和黏聚力，可有效阻止高应力状态下岩体内部的扩容破坏，如图3所示。注浆还有效减少了围岩松动圈范围，保障了锚杆锚固点的可靠性，增强破碎围岩的可锚性，防止锚杆支护范围内岩层的整体位移。

图3 注浆前后岩体力学性质

超前锚杆通过锚固力和预紧力可改变破碎岩体的应力状态，与破碎围岩形成梁结构，在后期破碎岩体运移过程中，沿巷道周边的梁随之运动，最终形成浅层拱壳结构，使破碎岩体具备一定承载能力。在注浆的作用下，超前锚杆不仅起到超前支护作用，还相当于在围岩中增加预应力筋，很大程度上增加了围岩的强度和整体性；同时为了提高超前锚杆的整体效果，在其尾部施工加固锚杆配合木垫板，形成组合金属骨架，实现顶板的超前管理。

如图4所示，组合金属骨架的超前支护使得围岩破碎范围降低，增强了围岩的整体稳定性。同时组合金属骨架的密集眼孔给爆破提供预裂面，使巷道成型更符合安全生产标准化的要求，保证巷道断面的平整，使U型棚支护接触面均匀。超前注浆将迎脸后方顶板永久复合支护作用下的组合金属骨架与迎脸前方围岩粘结成一个整体，也将迎头即将施工的金属骨架锚杆与后方永久复合支护连为一体，加强了迎头前方巷道围岩的整体性、完整性、稳定性，为即将施工的骨架加固锚杆提供了更为有效的锚固条件，进一步提高了组合金属骨架超前管理顶板的能力。

图4 金属骨架与注浆联合加固顶板(mm)

2.4 碎裂顶板区围岩控制对策

基于碎裂顶板区围岩破坏原因、控制机理以及潘三矿-730～960m联络巷的工程实际，提出以“超前预支护+内锚外架联合控顶+锁腿控帮+喷注补强+底板控水卸压”联合的组合控制技术，该技术的支护机制为：①超前预支护包括注浆和组合金属骨架，超前预支护能够提高围岩整体性、改善其承载性能、降低巷道松动圈破坏范围，一定程度上控制顶板离层，加强顶板控制，确保永久支护之前顶板的完整性。②金属网、锚杆提供主动护表力控制顶板，改善围岩受力状态，在超前预支护的情况下，锚杆的锚固性能和抗变形能力充分发挥，控顶效果好；而棚架具有较高的支护阻力，在内锚让压的情况下，提供侧向约束力，限制围岩的扩容变形，改善破碎岩体的稳定性。③帮部围岩塑性区的发育会影响顶板的稳定性，因此本着帮顶一体，控顶固帮的理念，施加帮部锁腿锚杆，提高U型棚棚腿的抗变形能力，进而增强U型棚整体的承载强度。④喷浆封闭围岩表面，防治其风化松散，提供了一定的侧向约束力，改善了围岩的受力状态，同时形成后期注浆的止浆层，配合采用锚索注浆进行补强支护，增强深部岩体的完整性，强化其主动承载性能，同时封堵导水通道，防止岩体遇水软化，限制巷道围岩再次破坏。⑤作为无支护的临空界面，底板成为压力释放的突破口，为了保障巷道整体使用效果，在巷道底板中间位置开设卸压槽，兼做排水沟，同时增大卸压槽尺寸，确保卸压变形后断面能够满足排水使用。

3 工程实践

3.1 碎裂顶板区围岩控制方案

根据碎裂顶板区围岩控制对策，结合类似条件下的巷道围岩控制方案，采用工程类比法，综合提出碎裂顶板区围岩控制方案如下：

1)超前预支护：①采取循环压茬式注久米纳超前加固顶板及两帮。如图5所示，每茬施工注浆孔5个，1#孔位于顶板正中向下200mm位置，与巷道顶板夹角10°向上施工；2#、3#孔位于1#孔两侧向下位置，与1#孔间距1800mm；4#、5#孔位于巷道左右拱基线处，与2#、3#孔间距1800mm，与巷帮夹角30°，钻孔水平倾角16°，若帮部完整稳定，可不施工4#、5#孔。注浆孔孔径均为32mm，孔深3600mm，注浆压力5MPa。②超前注浆后套棚前，按照间距200mm、沿掘进方位、与巷道顶板10°夹角，施工金属骨架(∅22mm×2400mm锚杆，配用1卷K2550树脂锚固剂)，骨架外露不超过300mm，外露部分采用双股10#扎丝绑扎固定在后方永久支护的金属网片或锚杆上。然后垂直于顶板按间距600mm施工加固锚杆，配用150mm×500mm木垫板(垂直于掘进方向放置)，压在金属骨架外端，将其固定在顶板上，形成组合金属骨架。

图5 碎裂顶板区围岩控制方案(mm)

2)内锚外架联合控顶：①内层支护金属网规格为5200mm×800mm，搭接处压茬200mm，采用双股14#铁丝联网，联网间距不大于100mm；锚杆规格为Φ22mm×2400mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×600mm，采用一卷K2550和一卷Z2880型锚固剂进行锚固，锚固力120kN，扭矩200N·m。②U型棚采用36U型钢加工，棚距为600mm，U型棚之间采用8#槽钢拉条固定，一拉3棚，每棚4道，U型棚卡栏扭矩不小于200N·m。

3)控帮补强：每侧U型棚棚腿各施工2个锁棚锚杆，锚杆规格为∅22mm×2400mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆，采用一卷K2550和一卷Z2880型锚固剂进行锚固，锚固力120kN，扭矩200N·m。同时在两架U型棚之间施工注浆锚索，注浆锚索规格为∅22mm×4300mm中空钢绞线，每排5根，间排距为2600mm×1200mm，注浆锚索在巷道喷浆后进行注浆，注浆滞后掘进迎头距离不超过50m；巷道喷浆厚度为150mm，混凝土标号C20。底板卸压水沟采用混凝土浇筑，厚度为100mm，混凝土标号C10，水沟净断面尺寸为宽×深=500mm×450mm。