厚煤层切顶卸压与注浆加固联合护巷技术研究与应用

赵小龙

（冀中能源峰峰集团有限责任公司，河北 邯郸 056000）

1 概 况

牛儿庄矿由于资源枯竭，生产地区极度萎缩，采掘生产相互干扰严重。东工广大煤1 号工作面距地面的垂深为395～440 m，走向长度345 m，倾向长度53 m，煤厚5.5 m，井下位于工业广场保护煤柱东部，与三水平轨道上车场巷道水平间距仅有11～17 m，平均15.7 m，垂距10。东工广大煤1号工作面运料道与三水平上车场的位置如图1 所示。工作面回采势必会造成三水平过道上车场巷道破坏变形，无法正常使用。针对上述情况，设计合理的巷道加固方案，并进行现场工业性试验，实现巷道有效加固，减少巷道整修或新掘，保障矿井安全生产。

图1 东工广大煤1 号工作面运料道与三水平上车场的位置示意Fig. 1 No. 1 transportation roadway and car yard position

2 工程概况及难点分析

东工广大煤1 号工作面埋深420～450 m，走向长402 m，倾斜长50 m，煤层上覆直接顶为5.45 m 的砂质泥岩，老顶为1.02 m 的细砂岩，上下两巷均沿煤层顶板掘进。根据以往工作面回采对周围巷道造成破坏影响的经验，三水平轨道上车场巷道与工作面运料巷如此近距离，工作面开采一定会造成车场巷道严重破坏，维护困难或难以维护局面，矿井高度重视该巷道的加固工作，前期进行了详细的现场调研、文献参考及技术研讨，分析工作面回采扰动后围岩破坏特点，附近巷道变形特征、失稳影响因素及巷道加固难点。

（1） 强围岩应力扰动。工作面运料巷埋深420～450 m，原岩应力较大，受工作面回采期间超前支承压力影响，临近的车场巷道围岩必然受到强应力扰动，支护困难。

（2） 新应力平衡状态。原岩应力平衡状态遭到破坏，自稳能力及承载能力变差，导致巷道变形，需借助其他加固手段协同形成新的承载结构，形成新的应力平衡状态。

（3） 传统加固支护局限性。传统单一巷道加固方案，巷道加固后，受强应力扰动影响，围岩失稳，加固支护仍无法与围岩形成整体承载结构，造成反复整修局面。

因此，必须针对巷道的具体条件设计具有针对性的联合护巷方案。

3 联合护巷技术方案设计

经过前期现场调研、文献参考及技术研讨，在原单一壁后注浆加固方案基础上进行优化调整，参考“切顶短壁梁结构” 理论、 《无煤柱自成巷110工法规范》 及切顶卸压留巷技术经验，设计出工作面运料巷聚能管定向预裂爆破切顶卸压方案，合理预裂切缝深度H 缝=13 m，切顶孔距离下帮100 mm，与铅垂线夹角为10°，切缝孔间距为500 mm。同时优化壁后注浆方案为浅、深孔两次间隔注浆，提高注浆加固效果。

4 现场工业性试验

4.1 壁后注浆方案

三水平轨道上车场巷道采用壁后注浆加固方案，注浆分两次进行，第一次浅部注浆，深度2.0 m ，待凝固7 d 后，进行第二次深部注浆，深度5.0 m。

浅部注浆：正顶一个孔采用锚索钻机打设，钻头φ28 mm，孔深2.0 m；两侧每隔1 m 施工1 个孔，拱部孔及墙部孔采用风动凿岩机打设，钻头φ32 mm，孔深为2.0 m；每一注浆断面为5～7 个孔，沿巷道走向每2.5 m 布置1 排，注浆管长度1.0 m，进行壁后注浆。

深部注浆：距第一排浅部注浆孔相距1.25 m处开始进行打设第一排深部注浆孔，采用锚索钻机打设，钻头φ28 mm，孔长5.0 m；两侧每隔1 m 1个孔，钻头φ28 mm，孔深5.0 m，每一注浆断面为5～7 个孔，沿巷道走向每2.5 m 布置1 排，注浆管长度2.0 mm，进行壁后注浆。

注浆孔间排距要均匀布置，如钻孔位置在原巷道锚杆上，可避开锚杆100～200 mm 钻眼。注浆孔与巷道轮廓线垂直。每排注浆孔注浆完后，凝固时间为7 d，深部注浆与浅部注浆每隔100 m 往返一段。注浆孔布置如图2 所示。

图2 注浆孔布置示意Fig. 2 Grouting hole layout

注浆选用BW—250 型泥浆泵进行施工。选用水泥浆单液注浆，水泥选用425 号硅酸盐水泥，先期巷道周边吃浆量大时使用水灰比为1∶1 的浆液，后期巷道周边吃浆量小时使用水灰比为1.25∶1 的浆液。控制好注浆的压力，第一次浅部注浆，注浆压力达到2MPa, 第二次深部注浆，注浆压力达到5MPa，最高不超过6MPa。

4.2 运料道顶板切顶卸压方案

东工广大煤1 号运料道沿大煤顶板掘进，斜矩形断面，规格4.0 m×3.0 m。顶板采用左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆配W 钢带联合支护，锚杆直径20 mm，长度2.4 m，间排距为0.8 m。加强支护采用锚索配合18#b 槽钢联合支护，锚索采用直径为21.6 mm 的钢铰线，长度为7.0 m，锚索间排距为1.5 m×1.6 m。槽钢长度为3.2 m。顶板挂钢筋网。巷道支护断面如图3 所示。

图3 巷道支护断面Fig. 3 Supporting section of roadway

设计采用双向聚能爆破预裂技术，对运料巷进行切顶预裂。即将特定规格的炸药装在两个设定方向有聚能效应的聚能装置中，炸药起爆后，炮孔围岩在非设定方向上均匀受压，而在设定方向上集中受拉，依靠岩石抗压怕拉的特性，使岩石按设定方向拉裂成型，实现被爆破体按设定方向张拉断裂成型。炮孔参数方案如图5 所示。

（1） 根据以往切顶卸压沿空留巷经验及《无煤柱自成巷110 工法规范》， 合理预裂切缝深度（H缝） 设计一般大于2.3 倍采高，即H缝≥2.3H煤。

（2） 另外预裂切缝钻孔深度与采高、顶板下沉量及底鼓量有关，一般通过如下方式确定。

式中：ΔH1为顶板下沉量，m；ΔH2为底鼓量，m；k 为碎胀系数，1.3～1.5。

采空区顶板冒落煤矸石碎胀系数取1.4，砂质泥岩碎胀系数取1.46，综合得平均碎胀系数1.43，根据掘进资料显示，煤厚变化不大，在不考虑底鼓及顶板下沉的情况下，工作面采高H 煤为5.5 m时，计算得H缝=12.79 m。综合考虑上述计算结果，预裂切缝孔深度设计为H缝=13 m。根据以往的成功经验，炮孔距离下帮100 mm，与铅垂线夹角为10°，切缝孔间距为500 mm。切缝钻孔布置剖面如图4 所示。

图4 切缝钻孔布置剖面Fig. 4 Section of slotted borehole layout

双向聚能管采用特制聚能管，特制聚能管外径为42 mm，内径为36.5 mm，管长1 500 mm。聚能爆破采用三级煤矿乳化炸药，采用炸药规格为直径φ32 mm×300 mm/ 卷，聚能管安装于爆破孔内，每孔8 根聚能管，首先采用3+2+1+1+1+1 的装药方式，爆破孔口采用专业设备用炮泥封孔，封孔长度2 m。炮孔参数方案如图5 所示、预裂爆破装药结构示意如图6 所示。

图5 炮孔参数方案Fig. 5 borehole parameter scheme

图6 预裂爆破装药结构示意Fig. 6 Pre- split blasting charge structure

5 应用效果分析

通过现场抽检钻孔爆破效果视频截图，从直观上可见爆破孔两侧形成裂痕。分析认为，炸药起爆后产生的冲击波及应力波能够沿设定聚能孔方向集中释放，作用于爆破孔岩壁上，在爆破孔壁上形成和聚能孔方向一致的径向裂痕，在拟定方位产生拉应力集中，致使裂痕沿拟定方位扩展，减少了爆破冲击波对保留围岩的直接作用，抑制了其他方位的裂痕发展，减低了对爆破孔壁保留方位围岩的损伤，爆破效果达到了预想效果。现场抽检钻孔爆破效果视频截图如图7 所示。

图7 现场抽检钻孔爆破效果视频截图Fig. 7 Screenshot of video of spot inspection of borehole blasting effect

通过对切顶施工现场运料巷顶板冒落情况及三水平上车场巷道保护情况分析，工作面回采后，运料巷巷帮顶板沿切顶线断裂垮落，切顶孔切缝有效阻断采空区顶板与围岩顶板的联系，改变了巷道围岩应力应力分布情况，使工作面采空区顶板形成“切顶短壁梁结构”，在运料巷实体煤测及垮落顶板的支撑下，重新形成稳定结构，一定条件下减弱了应力传播，保证了三水平上车场巷道的正常使用。东工广大煤1 号工作面回采后，三水平轨道上车场巷道顶板基本上处于稳定状态，综合观察巷道顶底板移近量和两帮移近量为110～305 mm、65～195 mm，为中等水准，巷道处需要简单卧底施工便可以满足下矿井的运输、通风等使用要求，达到了项目预期效果。

6 结 语

工作面回采过程中，周围围岩受采动影响，导致地应力重新分布，致使工作面附近巷道应围岩失稳而变形，采用原始单一巷道加固方案难以有效控制近距离巷道破坏变形。通过厚煤层切顶卸压与注浆加固联合护巷技术，采前通过浅、深两次注浆对巷道提前预加固，回采过程中再通过切顶预裂卸压，阻断采空区顶板与围岩顶板的联系，减弱了应力传播，降低围岩扰动，能够有效控制近距离巷道变形，保证了巷道正产使用，避免了巷道破坏损毁局面，减少重新配掘岩巷工程。