大断面岩巷快速过陷落柱技术实际应用

牛永红 邢奇凯

（山西兰花科技创业股份有限公司望云煤矿分公司，山西 晋城 048400）

望云煤矿北翼轨道大巷为全岩巷道，设计掘进长度约1062 m。巷道为直墙半圆拱断面，宽5.3 m，高4.65 m，断面21.63 m2，沿15号煤层底板岩层掘进。掘进至135 m 处时工作面迎头矸石开始杂乱，凿岩机施工炮眼和支护锚杆时卡钻严重。经地质部门钻探施工，发现前方为大小约62 m×51 m 的陷落柱。

2.1 陷落柱特征

陷落柱是煤系地层在地下水等条件作用下，自然形成的塌陷现象。现场观察和探测发现，陷落柱形状为椭圆柱状，剖面为上大下小的类似漏斗状。陷落柱边缘岩层混乱，乱石互相夹杂，边缘较为破碎。陷落柱一般区域强度不足，围岩不稳定[1-2]，并且陷落柱揭露时存在弱水性，陷落柱内部结构一般较为混乱，遇水容易变形，产生岩石风化。

2.2 根据陷落柱围岩特性选择合理支护形式

（1）陷落柱边缘岩层互相夹杂，岩层混乱，较为破碎，若支护不及时极易导致顶板垮落，经研讨后决定采用“锚网喷+U 型钢架”组合支护。

（2）陷落柱内部为暴露的岩体层状结构，围岩稳定性相对较强，决定采用“锚网支护”，掘进一定距离后统一进行喷浆[3]。

（3）陷落柱顶板较破碎时，采取6300 mm 锚索“2-1-2”加强支护，顶板较为完整时锚索“2-0-2”进行加强支护[4]。

3.1 爆破参数设计

刚开始施工时，根据以往陷落柱分布结构特征，考虑到陷落柱内部岩石松软、较为破碎，单个循环进尺较大可能会导致顶板垮落、支护不完整，因此采用小循环爆破。设计炮眼深度1.2 m，两个小班一个循环（一班爆破，一班支护出矸）。经3 d 生产实践，两个小班不能完成1 m 循环，三个小班时间有富裕。从施工最初的8～10 m 来看，开拓速度慢，自第12 m 开始，发现巷道顶板、卡钎现象都有所好转，便尝试加深炮眼深度，改为2.2 m，同时加大周边眼数，以保证爆破成型效果和顶板完好程度。

3.2 炮眼布置及爆破设计

为保证爆破效果及成型质量，经不断试验，实行两掘一锚作业方式，掏槽眼2.4 m，于巷道中下部共设置4 个，角度为靠近中心70°，掏槽眼距1200 mm，周边眼由原来的25 个增加为36 个，但装药量适当减少。具体炮眼布置图如图1。

图1 炮眼布置图（mm）

钻眼时，采用CMM2-24 液压双臂钻车，Ф22 mm×1200 mm 六角中空钢钎配合45#钻头进行钻眼施工，选用煤矿三级乳化炸药和1-4 段毫秒延期电雷管。炮眼分类及装药量见表1，爆破方式为正向一次全断面起爆。

表1 炮眼分类及装药量

3.3 支护参数设计

顶锚索布置：
锚索规格Ф17.8 mm×8300 mm，采用“2-0-2”布置，间距1800 mm，排距2000 mm，并用锚具配合钢托板和长14#槽钢梁对锚索进行固定。锚固时使用两支中速和一支快速锚固剂进行端头锚固，锚固长度为1550 mm，预紧力为120 kN。

顶锚杆间距900 mm，排距1000 mm，锚杆呈放射性，以半圆拱形巷道圆心为起点向拱墙打设，每排8 根。帮锚杆间距800 mm，排距1000 mm，巷帮两侧每排各3 根。锚杆采用高强螺纹钢锚杆Ф20 mm×2100 mm，锚杆固定采用锚固剂型号MSCKa2335/MSZ2360，锚固长度950 mm；
采用6#钢筋网护顶，网格100 mm×100 mm，网片2000 mm×1200 mm，采用一排搭接一排，每排搭接长度200 mm，双排使用14#铅丝隔孔相联。螺纹钢锚杆预紧力矩≥250 N·m，锚固力≥100 kN。陷落柱巷道支护布置图如图2。

图2 陷落柱巷道支护布置图（mm）

3.4 注浆加固技术

巷道自135 m 处遇见陷落柱，145 m 处顶板较好，卡钎现象稍有改观，实行“两掘一锚”掘进至163 m 处时，巷道支护时有黄水流出，锚杆机出现卡顿现象，锚杆（索）预紧力达不到规定要求。经钻孔窥视，发现在灰岩顶板中形成了众多不规则分布的黄泥入侵空洞层，使之变为含多软弱夹层的岩溶区多空洞黄泥入侵复合顶板。顶板空洞层和黄泥入侵软弱夹层对顶板围岩结构的完整性以及岩体强度都有很大的弱化作用，致使锚杆（索）锚固剂粘结于黄泥周围时，达不到扭矩力要求，锚固效果较差，未能使破碎岩石和基本顶形成完整支护体，长时间在采动应力和岩层水的作用下顶板岩层容易发生破坏。

后经相关技术人员查验资料及相关矿井技术借鉴[5]，提出采用浅部低压渗透封隙注浆+深部高压注浆的加固方式进行加固支护。注浆加固原理如图3。

图3 注浆技术方案对比图

3.5 注浆设计参数

注浆材料采用近纳米级预应力注浆复合料（FZY-Ι 型），粒度为2.0～1.5 μm。该材料具有高流动性、高渗透性、凝固速度可控、强度高、膨胀力大、阻燃、抗静电等特性，现场施工操作简单，可用水泥基注浆设备进行注入施工。在一定注浆压力的作用下，浆液在破碎煤岩体裂隙中流动、渗透，并产生膨胀力和粘结力，在浆体凝固后产生预应力加固效果，形成的预应力加固体和凝结体的整体强度大于母岩强度1～1.5 倍，对一般破碎煤体的加固强度可达15～20 MPa。

注浆锚杆：在巷道顶板拱形断面内8 根锚杆中的3#、6#锚杆使用Φ22 mm×2400 mm 注浆锚杆，搭配Φ22 mm×8300 mm 注浆锚索，其他支护材料、规格和原支护一致。推荐水灰比为0.4～0.6，注浆压力2.0～3.0 MPa。注浆方式为排间间隔注浆，即1 排、3 排、5 排……先注浆，2 排、4 排、6 排……后注浆。注浆泵采用ZBQ-20/3 气动注浆泵，注浆压力不小于2.0 MPa。

使用FZY-1 型复合料注浆后，检测其他正常支护锚杆预紧力及拉拔力，发现还有少量扭矩达不到250 N·m，但已保证在150 N·m 以上。为保证巷道支护质量，在巷道架设“U”型钢架架棚，使用木楔、道木等将钢架和顶板贴紧帮实。架棚后铺设钢筋网，在巷道表面喷涂混凝土层，喷浆厚度不低于150 mm。巷道注浆及“U”型钢架支护如图4。

图4 注浆锚索及钢架、喷浆支护图（mm）

3.6 支护效果验证

为验证“锚网索+注浆+U 型可缩支架”支护方案的可靠性，在该区域巷道中部布置监测站，监测巷道周边收敛量。采用十字布点法，监测记录巷道表面任意两点间距离变化情况，使用钢带尺、卷尺等测量顶、底板和两帮的相对移近量值，记录相关数据变化值。

从图5 可以看出，巷道顶底板位移量主要发生在工作面掘进16～19 d 内，巷道围岩变形随时间逐步增加，顶底板最大位移量近43 mm；
30 d 后，顶底板及两帮位移量趋于稳定。从位移监测数据来看，“锚网索+注浆+U 型可缩支架”支护方案使得陷落柱区域163～189 m 处巷道围岩变形量处于合理范围之内，能够满足工作面永久支护的要求。

图5 围岩位移变化图

望云煤矿轨道大巷施工过程中通过改进爆破参数设计、循环作业方式等加快陷落柱掘进速度，并在支护质量不达标情况下，通过施工注浆锚杆、锚索形成高强度假顶，强度达到要求后，再架设“U”型钢架棚及喷射混凝土与围岩形成密闭空间。通过围岩巷道观测实际效果验证，符合巷道永久支护标准，为后续该矿快速通过陷落柱等构造支护方式提供了借鉴。