厚煤層切頂卸壓與注漿加固聯合護巷技術研究與應用

趙小龍

（冀中能源峰峰集團有限責任公司，河北 邯鄲 056000）

1 概 況

牛兒莊礦由于資源枯竭，生產地區極度萎縮，采掘生產相互干擾嚴重。東工廣大煤1 號工作面距地面的垂深為395～440 m，走向長度345 m，傾向長度53 m，煤厚5.5 m，井下位于工業廣場保護煤柱東部，與三水平軌道上車場巷道水平間距僅有11～17 m，平均15.7 m，垂距10。東工廣大煤1號工作面運料道與三水平上車場的位置如圖1 所示。工作面回采勢必會造成三水平過道上車場巷道破壞變形，無法正常使用。針對上述情況，設計合理的巷道加固方案，并進行現場工業性試驗，實現巷道有效加固，減少巷道整修或新掘，保障礦井安全生產。

圖1 東工廣大煤1 號工作面運料道與三水平上車場的位置示意Fig. 1 No. 1 transportation roadway and car yard position

2 工程概況及難點分析

東工廣大煤1 號工作面埋深420～450 m，走向長402 m，傾斜長50 m，煤層上覆直接頂為5.45 m 的砂質泥巖，老頂為1.02 m 的細砂巖，上下兩巷均沿煤層頂板掘進。根據以往工作面回采對周圍巷道造成破壞影響的經驗，三水平軌道上車場巷道與工作面運料巷如此近距離，工作面開采一定會造成車場巷道嚴重破壞，維護困難或難以維護局面，礦井高度重視該巷道的加固工作，前期進行了詳細的現場調研、文獻參考及技術研討，分析工作面回采擾動后圍巖破壞特點，附近巷道變形特征、失穩影響因素及巷道加固難點。

（1） 強圍巖應力擾動。工作面運料巷埋深420～450 m，原巖應力較大，受工作面回采期間超前支承壓力影響，臨近的車場巷道圍巖必然受到強應力擾動，支護困難。

（2） 新應力平衡狀態。原巖應力平衡狀態遭到破壞，自穩能力及承載能力變差，導致巷道變形，需借助其他加固手段協同形成新的承載結構，形成新的應力平衡狀態。

（3） 傳統加固支護局限性。傳統單一巷道加固方案，巷道加固后，受強應力擾動影響，圍巖失穩，加固支護仍無法與圍巖形成整體承載結構，造成反復整修局面。

因此，必須針對巷道的具體條件設計具有針對性的聯合護巷方案。

3 聯合護巷技術方案設計

經過前期現場調研、文獻參考及技術研討，在原單一壁后注漿加固方案基礎上進行優化調整，參考“切頂短壁梁結構” 理論、 《無煤柱自成巷110工法規范》 及切頂卸壓留巷技術經驗，設計出工作面運料巷聚能管定向預裂爆破切頂卸壓方案，合理預裂切縫深度H 縫=13 m，切頂孔距離下幫100 mm，與鉛垂線夾角為10°，切縫孔間距為500 mm。同時優化壁后注漿方案為淺、深孔兩次間隔注漿，提高注漿加固效果。

4 現場工業性試驗

4.1 壁后注漿方案

三水平軌道上車場巷道采用壁后注漿加固方案，注漿分兩次進行，第一次淺部注漿，深度2.0 m ，待凝固7 d 后，進行第二次深部注漿，深度5.0 m。

淺部注漿：正頂一個孔采用錨索鉆機打設，鉆頭φ28 mm，孔深2.0 m；兩側每隔1 m 施工1 個孔，拱部孔及墻部孔采用風動鑿巖機打設，鉆頭φ32 mm，孔深為2.0 m；每一注漿斷面為5～7 個孔，沿巷道走向每2.5 m 布置1 排，注漿管長度1.0 m，進行壁后注漿。

深部注漿：距第一排淺部注漿孔相距1.25 m處開始進行打設第一排深部注漿孔，采用錨索鉆機打設，鉆頭φ28 mm，孔長5.0 m；兩側每隔1 m 1個孔，鉆頭φ28 mm，孔深5.0 m，每一注漿斷面為5～7 個孔，沿巷道走向每2.5 m 布置1 排，注漿管長度2.0 mm，進行壁后注漿。

注漿孔間排距要均勻布置，如鉆孔位置在原巷道錨桿上，可避開錨桿100～200 mm 鉆眼。注漿孔與巷道輪廓線垂直。每排注漿孔注漿完后，凝固時間為7 d，深部注漿與淺部注漿每隔100 m 往返一段。注漿孔布置如圖2 所示。

圖2 注漿孔布置示意Fig. 2 Grouting hole layout

注漿選用BW—250 型泥漿泵進行施工。選用水泥漿單液注漿，水泥選用425 號硅酸鹽水泥，先期巷道周邊吃漿量大時使用水灰比為1∶1 的漿液，后期巷道周邊吃漿量小時使用水灰比為1.25∶1 的漿液?？刂坪米{的壓力，第一次淺部注漿，注漿壓力達到2MPa, 第二次深部注漿，注漿壓力達到5MPa，最高不超過6MPa。

4.2 運料道頂板切頂卸壓方案

東工廣大煤1 號運料道沿大煤頂板掘進，斜矩形斷面，規格4.0 m×3.0 m。頂板采用左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿配W 鋼帶聯合支護，錨桿直徑20 mm，長度2.4 m，間排距為0.8 m。加強支護采用錨索配合18#b 槽鋼聯合支護，錨索采用直徑為21.6 mm 的鋼鉸線，長度為7.0 m，錨索間排距為1.5 m×1.6 m。槽鋼長度為3.2 m。頂板掛鋼筋網。巷道支護斷面如圖3 所示。

圖3 巷道支護斷面Fig. 3 Supporting section of roadway

設計采用雙向聚能爆破預裂技術，對運料巷進行切頂預裂。即將特定規格的炸藥裝在兩個設定方向有聚能效應的聚能裝置中，炸藥起爆后，炮孔圍巖在非設定方向上均勻受壓，而在設定方向上集中受拉，依靠巖石抗壓怕拉的特性，使巖石按設定方向拉裂成型，實現被爆破體按設定方向張拉斷裂成型。炮孔參數方案如圖5 所示。

（1） 根據以往切頂卸壓沿空留巷經驗及《無煤柱自成巷110 工法規范》， 合理預裂切縫深度（H縫） 設計一般大于2.3 倍采高，即H縫≥2.3H煤。

（2） 另外預裂切縫鉆孔深度與采高、頂板下沉量及底鼓量有關，一般通過如下方式確定。

式中：ΔH1為頂板下沉量，m；ΔH2為底鼓量，m；k 為碎脹系數，1.3～1.5。

采空區頂板冒落煤矸石碎脹系數取1.4，砂質泥巖碎脹系數取1.46，綜合得平均碎脹系數1.43，根據掘進資料顯示，煤厚變化不大，在不考慮底鼓及頂板下沉的情況下，工作面采高H 煤為5.5 m時，計算得H縫=12.79 m。綜合考慮上述計算結果，預裂切縫孔深度設計為H縫=13 m。根據以往的成功經驗，炮孔距離下幫100 mm，與鉛垂線夾角為10°，切縫孔間距為500 mm。切縫鉆孔布置剖面如圖4 所示。

圖4 切縫鉆孔布置剖面Fig. 4 Section of slotted borehole layout

雙向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外徑為42 mm，內徑為36.5 mm，管長1 500 mm。聚能爆破采用三級煤礦乳化炸藥，采用炸藥規格為直徑φ32 mm×300 mm/ 卷，聚能管安裝于爆破孔內，每孔8 根聚能管，首先采用3+2+1+1+1+1 的裝藥方式，爆破孔口采用專業設備用炮泥封孔，封孔長度2 m。炮孔參數方案如圖5 所示、預裂爆破裝藥結構示意如圖6 所示。

圖5 炮孔參數方案Fig. 5 borehole parameter scheme

圖6 預裂爆破裝藥結構示意Fig. 6 Pre- split blasting charge structure

5 應用效果分析

通過現場抽檢鉆孔爆破效果視頻截圖，從直觀上可見爆破孔兩側形成裂痕。分析認為，炸藥起爆后產生的沖擊波及應力波能夠沿設定聚能孔方向集中釋放，作用于爆破孔巖壁上，在爆破孔壁上形成和聚能孔方向一致的徑向裂痕，在擬定方位產生拉應力集中，致使裂痕沿擬定方位擴展，減少了爆破沖擊波對保留圍巖的直接作用，抑制了其他方位的裂痕發展，減低了對爆破孔壁保留方位圍巖的損傷，爆破效果達到了預想效果。現場抽檢鉆孔爆破效果視頻截圖如圖7 所示。

圖7 現場抽檢鉆孔爆破效果視頻截圖Fig. 7 Screenshot of video of spot inspection of borehole blasting effect

通過對切頂施工現場運料巷頂板冒落情況及三水平上車場巷道保護情況分析，工作面回采后，運料巷巷幫頂板沿切頂線斷裂垮落，切頂孔切縫有效阻斷采空區頂板與圍巖頂板的聯系，改變了巷道圍巖應力應力分布情況，使工作面采空區頂板形成“切頂短壁梁結構”，在運料巷實體煤測及垮落頂板的支撐下，重新形成穩定結構，一定條件下減弱了應力傳播，保證了三水平上車場巷道的正常使用。東工廣大煤1 號工作面回采后，三水平軌道上車場巷道頂板基本上處于穩定狀態，綜合觀察巷道頂底板移近量和兩幫移近量為110～305 mm、65～195 mm，為中等水準，巷道處需要簡單臥底施工便可以滿足下礦井的運輸、通風等使用要求，達到了項目預期效果。

6 結 語

工作面回采過程中，周圍圍巖受采動影響，導致地應力重新分布，致使工作面附近巷道應圍巖失穩而變形，采用原始單一巷道加固方案難以有效控制近距離巷道破壞變形。通過厚煤層切頂卸壓與注漿加固聯合護巷技術，采前通過淺、深兩次注漿對巷道提前預加固，回采過程中再通過切頂預裂卸壓，阻斷采空區頂板與圍巖頂板的聯系，減弱了應力傳播，降低圍巖擾動，能夠有效控制近距離巷道變形，保證了巷道正產使用，避免了巷道破壞損毀局面，減少重新配掘巖巷工程。