富水泥化顶板条件下开切眼围岩控制技术研究
2023-11-15郜鹏
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。