复杂地质条件大跨度切眼施工与支护技术应用

韩 杰

（长治三元中能煤业有限公司，山西 长治 046000）

采面工作面切眼断面应满足综采设备安装、采面通风需要，切眼断面及围岩岩性直接影响切眼施工及围岩支护方式的选择[1]。 切眼断面越大，施工以及支护难度越高，特别是在地质构造区域内施工大断面切眼时，会进一步增加切眼施工及支护难度。 为此，众多学者对复杂地质条件切眼施工及支护技术展开探讨，提出采用一次、二次甚至三次成巷方式掘进切眼，并采用工字钢架棚、桁架锚索、锚网索、围岩注浆等多种方法支护围岩的技术[2-4]。 具体选用的切眼掘进及支护方式应依据现场实际条件确定。

中能煤业2303 工作面切眼埋深接近600 m，切眼施工期间面临跨度大、 顶板稳定性差以及断层构造影响，切眼掘进至断层影响区时面临较大顶板冒落风险，围岩控制难度高。 本文针对2303工作面切眼掘进围岩支护措施进行分析，以期为类似条件下切眼围岩支护提供经验参考。

1 工程概况

中能煤业2303 工作面开采3#煤层，厚度3.7～5.6 m，平均4.9 m，距煤层底板0.6 m 处有一层夹矸，其厚度为0.3 m，其岩性为泥岩。 煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩和粉砂岩；底板为泥岩和各粒度砂岩，具体岩性参数如表1 所示。 3#煤层开采时直接充水水源为顶板砂岩裂隙水，单位涌水量q为0.000 46～0.006 L/S·M，K=0.000 3～0.011 1 m/d，属弱富水性含水层组。

表1 3#煤层顶底板岩性

2303 工作面运输巷长1 770.2 m、 回风巷长1 790.2 m，工作面可采长度1 770.2 m，工作面倾斜长度280 m。 为满足采面回采设备安装以及通风等需要，切眼设计高度为4.9 m、宽度为10.6 m，其中机电安装硐室位置最大跨度达到13 m。 根据已有探测资料，2303 工作面切眼中部分布有F1断层（H=4.5 m，∠45°）、F2（H=3～6 m，∠60°）、F3断层（H=4 m，∠55°），如图1 所示。 切眼受到断面大、地质构造发育等因素影响，施工以及围岩控制难度大，需针对性采取应对措施。

图1 采面切眼内断层分布

2 大跨度切眼施工以及围岩控制技术

为确保切眼施工安全，采用导洞法，即先施工导洞后刷扩导洞并将切眼断面刷扩至设计宽度[5-6]。

2.1 导洞围岩支护

先掘进跨度较小的导洞降低围岩控制难度，具体导洞施工宽度为5 600 mm、高度为4 900 mm。导洞沿着采面最南侧（切眼最外侧）施工，后再对导洞北侧帮进行刷扩（刷扩宽度4 800 mm）。

导洞采用锚网索联合支护工艺，选用φ22 mm×3 000 mm 螺纹钢锚杆，确保锚杆锚固端位于顶板相对稳定的中粒砂岩、 粉砂岩中，锚杆间排距850 mm×800 mm，预紧力为300 N·m；顶板锚索为φ21.6 mm×8 000 mm 的预应力钢绞线，共布置3 根，排距为800 mm，施加的预紧力为250 kN以上；在北帮采用φ21.6 mm×8 000 mm 的预应力钢绞线 （3 根）、φ22 mm×2 200 mm 螺纹钢锚杆支护；南帮采用φ22 mm×2200 mm 玻璃钢锚杆支护。顶板及巷帮锚杆（索）配合W 钢带（15 mm×150 mm×5 000 mm）、金属网片（规格2 900 mm×900 mm）。在导洞中线布置一排型号ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架、支架技术参数如表2，支护断面如图2 所示。

表2 ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架参数

图2 导洞支护断面

2.2 切眼刷扩支护设计

为确保刷扩段巷道稳定，刷扩后，间隔5 m 布置第二排ZQ2500/27.5/58 墩柱式支架，确保两排墩柱间有5 m运输通道，刷扩后切眼支护断面如图3 所示。

图3 刷扩后切眼支护

断层影响破碎带则增设φ25 mm×3 800 mm中空注浆锚杆加固围岩，锚杆布置间排距均为2 400 mm。 注浆加固浆液为水灰比0.7:1 水泥单液浆，注浆压力控制在2.5～3.5 MPa。

2.3 切眼支护强度验算

由于2303 工作面切眼跨度大、 地质条件复杂，从安全角度出发需要对切眼支护强度进行验算。 当切眼刷扩至设计断面时，在最大冒落高度下顶板岩层重量W可通过下式计算[7-8]：

式中：B为切眼宽度，取值10.6 m、13.0 m；h为顶板岩层最大垮落高度，依据3#煤层顶板岩层情况，取2.7 m；y为顶板岩层容重，取25 kN/m3。

计算得切眼正常垮度10.6 m 时W1=715.5 kN/m，在机电安装硐室段即切眼跨度为13.0 m 时W2=877.5 kN/m。

为确保切眼顶板支护有效，在支护强度验算时不考虑锚杆以及其他辅助支护措施，仅考虑锚索对顶板支护作用，则单位长度切眼锚索作用到顶板的支护强度P′可通过下式计算[9]：

式中：N为切眼顶板安装锚杆数量，取值8；P为锚索锚固力，取350 kN（经验值）；η为锚索锚固力利用系数，取0.85；s为锚索排距，取0.8 m。 计算得P′=2 800 kN/m＞W1及W2。

在切眼顶板支护过程中若不考虑锚杆支护作用，顶板支护全部采用锚索承担，则锚索支护安全系数为P′/W=3.9 或3.2。

3 切眼支护效果分析

在2303 工作面切眼内间隔30 m 布置一个测点，共计布置3 个测点对切眼顶底板、两帮移近量进行监测，切眼掘进完成1 个月内，监测结果如表3 所示，3#监测点围岩变形曲线如图4 所示。 从表3 及图4 看出，顶底板、两帮最大移近量分别为60 mm、85 mm，同时巷道围岩在支护完成10 d后即趋于稳定，切眼断面可满足综采设备安装需要。

表3 支护后切眼围岩累积变形量

图4 3#监测点围岩变形曲线

4 结语

2303 工作面切眼设计跨度为10.6 m，机电安装硐室跨度为13.0 m，切眼跨度大同时掘进范围内分布有F1、F2、F3断层，在断层影响下局部区域煤岩体破碎，切眼围岩控制难度大。

为此，采用导洞法施工切眼，即先施工导洞后刷扩至切眼设计宽度。 为确保切眼顶板稳定，采用超长锚杆、锚索并结合局部围岩注浆、双排敦式支架等组合方式对切眼进行支护。 现场应用后，切眼围岩稳定，变形量较小且未发现顶板离层情况。 中能煤业2303 工作面切眼采用的围岩支护方案可满足复杂地质大断面切眼围岩控制需要，并为后续综采设备安装创造良好条件。