密集钻孔作用下底抽巷破碎围岩控制技术研究

李建伟，赵斌

(1.晋能控股装备制造集团晟泰能源投资有限公司，山西晋城 048000；2.山西晋煤集团技术研究院有限责任公司，山西晋城 048000)

0 引言

目前，在工作面底板布置底抽巷已经是多数高瓦斯矿井瓦斯综合治理的重要技术手段之一[1]，采用底抽巷预抽方法进行瓦斯灾害区域防治时，需在底抽巷两帮及顶板打设密集的上行瓦斯抽采钻孔。密集的大直径钻孔严重破坏了底抽巷两帮和顶板围岩的完整性，此外部分底抽巷围岩为泥岩或砂质泥岩，受钻孔施工用水的水化和风化影响，围岩膨胀破碎，威胁了底抽巷的安全稳定。

长平矿底抽巷围岩受密集上行大直径抽采钻孔扰动，围岩易风化、水化及膨胀破碎等情况，针对性开展了底抽巷破碎围岩控制技术研究，对提高底抽巷道的安全稳定和保障矿井安全生产具有重要的理论意义和实际应用价值。

近年来，相关学者在底抽巷围岩控制方面的研究取得了一定进展。何富连等分析了底抽巷围岩支护结构破坏特征、破坏演化过程及其稳定性因素，提出了“多支护结构体”围岩控制系统[2]。张志强等研究了薄喷涂层技术在底抽巷围岩防风化中的应用[3-5]；刘玉卫等对于底抽巷埋深相对较深且围岩松软破碎的情况提出了“锚网索喷+锚注”的联合支护技术[6-8]；柳阳等结合底抽巷围岩地质力学测试和数值模拟对原有支护设计进行了优化提升[9-13]。前人虽做了大量研究，但对于密集的大直径瓦斯抽采钻孔对底抽巷稳定性影响的研究并不多，针对性的围岩控制措施更是寥寥无几。

1 工程概况

晋能控股煤业集团长平矿底抽巷层位选择在K6灰岩和K7砂岩之间，巷道层位如图1所示。K6灰岩和K7砂岩之间岩层平均厚度2～3 m[14]，5304工作面底抽1巷的巷道尺寸为5 m(宽)×3.3 m(高)，为保证巷道高度，需要破顶板K7砂岩掘进，顶板K7砂岩为不稳定岩层，在K7砂岩变薄区以及地质构造区的巷道顶板常为裸露的泥岩或砂质泥岩，该泥岩具有典型的软岩特性，受风化和工程用水的影响而膨胀破碎，巷帮及顶板打设有密集的上行直径113 mm的穿层瓦斯抽采钻孔，钻孔间距0.5～2.0 m，钻孔布置如图2所示，密集的抽采钻孔进一步破坏了围岩完整性，极易导致巷道支护结构失效，引发顶板事故。

图1 底抽巷层位示意图

图2 5304底抽1巷抽采钻孔布置图

2 5304底抽1巷围岩稳定性分析

2.1 围岩特性实验室测试

在5304底抽1巷距巷道开口500～700 m之间的3处掘进面对巷道围岩取样，累计取泥岩立方块体9块进行物理力学参数测试和矿物成分分析，统计自然含水状态和饱和含水状态的泥岩各项力学参数平均值结果见表1，岩石矿物成分结果见表2。

表1 5304底抽1巷围岩物理力学参数

由表1可知，水对底抽巷泥岩力学参数的影响显著，与自然条件下相比，浸水饱和后泥岩的弹性模量、单轴抗压强度、抗拉强度、内聚力和内摩擦角分别降低42%、32%、41%、41%和3%。从表2中可看出，泥岩试样中含有的矿物主要有石英、钾长石、钠长石、方解石、白云石、菱铁矿和黏土类矿物等，其中黏土类矿物总占比达52.4%。由此可知，5304底抽1巷泥岩软岩特性显著，为典型的软岩岩层，泥岩将对底抽巷稳定性产生显著影响。

表2 矿物种类及含量

2.2 抽采钻孔对底抽巷稳定性影响分析

通过5304底抽1巷现场调研表明，底抽巷掘进后1～2月左右，巷道围岩变形较小，顶板最大下沉量为33 mm，两帮最大移近量为54 mm，锚杆索轴力变化幅度较小，均在安全工作状态。当打设抽采钻孔3个月后，受钻孔施工扰动及水化和风化作用，底抽巷围岩变形进一步增大，在K7砂岩变薄区以及地质构造区等顶板为裸露泥岩的区域，顶底板移近量已超过1.0 m，底鼓量约0.3 m，两帮移近量约0.5 m，在两帮中上部经常出现兜网现象。由此可知，密集抽采钻孔扰动、水化和风化等因素对5304底抽1巷稳定性产生了较大影响，若围岩条件较差的区域巷道支护措施不当，将存在冒顶、溃帮等巷道失稳风险。

3 底抽巷破碎围岩控制技术研究

综合考虑长平矿5304底抽1巷围岩结构、围岩强度、失稳特性等方面，针对性提出了“顶板全锚索支护+定点预注浆+喷浆”的联合支护技术。根据底抽巷顶板岩性复杂多变的特点，针对性采取全锚索支护，提高顶板支护有效性，通过定点预注浆最大程度隔绝瓦斯孔施工对围岩的扰动破坏作用，并通过及时喷浆防止巷道围岩风化，全方位对底抽巷围岩进行控制。

3.1 顶板全锚索支护

5304底抽1巷顶板K7砂岩经常性缺失，导致顶板常为泥岩裸露，并且受地质构造影响，顶板岩性不稳定、复杂多变。为了提高顶板支护的有效性并控制顶板变形，将底抽巷顶板原锚杆索联合支护变更为高预紧力全锚索支护形式，支护参数如图3所示，图中标注单位均为mm。

图3 顶板全锚索支护设计

5304底抽1巷顶板支护锚索型号为SKP22-1/1720×7300(5300)，每排5根5.3 m短锚索，排距1.2 m，间距1.0 m。7.3 m长锚索为“2-0-2”布置，排距2.4 m，间距1.7 m。金属网网片型号为LW10/35×35-1.4×5.4 m。短锚索和长锚索分别采用树脂加长锚固和端头锚固，预紧力不小于350 kN。

巷帮每排3根锚杆，锚杆型号MSGLW-500/22×2000，排距1.2 m，间距1.0 m。采用菱形金属网护帮，型号LW10/50-3.3×1.2 m。设计锚固力不小于190 kN，预紧力矩不小于400 N·m。

3.2 抽采钻孔定点预注浆

针对密集大直径瓦斯抽采钻孔对底抽巷两帮和顶板泥岩的扰动破坏作用，采用定点预注浆精确加固抽采钻孔处围岩。抽采钻孔施工前，在每个抽采钻孔的原设计方位，打设直径200 mm的注浆孔，注浆钻孔长度为10 m，注浆采用联邦加固注浆材料，浆液水灰比为0.6∶1，采用“两堵一注”方式封孔，封孔长度4 m。待浆液硬化、强度上升，形成浆液保护圈后，在浆液保护圈内部打设瓦斯抽采钻孔，预注浆加固了底抽巷裂隙化软岩中大量的原生宏观裂隙，避免了瓦斯孔施工直接破坏巷道围岩，隔绝了施工用水与巷道泥岩的直接接触，单个注浆钻孔如图4所示。

图4 定点预注浆单个注浆孔剖面图

3.3 及时喷浆封闭围岩

5304底抽1巷两帮及顶板岩层为泥岩或砂质泥岩，黏土类矿物总占比达52.4%，围岩易风化膨胀破碎，泥岩裸巷暴露时间不得超过30 d，否则长时间的风化易导致顶板开裂、下沉。因此，巷道支护完毕后需及时喷浆封闭，喷射混凝土厚度不小于100 mm，喷浆拌料必须严格按照比例配制，C20喷射混凝土配比为水泥∶黄砂∶石粉=1∶2∶2(质量比)，水灰比=0.45∶1[15-16]。

3.4 联合支护效果模拟分析

采用FLAC3D数值模拟方法对比分析底抽巷原锚杆锚索支护方案与“顶板全锚索支护+定点预注浆+喷浆”联合支护方案的支护效果，数值模拟的围岩力学参数为表1中饱和含水状态下的围岩参数。

由图5底抽巷总位移云图可以看出，受密集钻孔扰动破坏等多因素综合作用，底抽巷围岩位移较大，采用原锚杆锚索支护方案的巷道总位移达到了986 mm，具有较大的安全隐患。采用“顶板全锚索支护+定点预注浆+喷浆”联合支护方案后，底抽巷总位移最大值为136 mm，巷道变形量减小86%，联合支护方案有效控制了底抽巷围岩的变形破坏。

图5 底抽巷总位移云图

4 现场工业性试验

在长平矿5304底抽1巷进行联合支护技术现场工业性试验，布设综合测站对巷道变形和支护体受力进行监测，试验结果见图6。由图6可以看出，采用联合支护技术后，密集钻孔打设约4个月后巷道变形和支护体受力趋于稳定，最终巷道顶板最大下沉量为142 mm，两帮最大移近量为209 mm，顶板锚索受力最大值392 kN，帮部锚杆受力最大值154 kN，顶板浅部离层18 mm，深部离层31 mm，巷道变形和锚杆锚索受力以及离层值均在合理范围内。由此表明，“顶板全锚索支护+定点预注浆+喷浆”的联合支护技术有效控制了底抽巷围岩的变形与破坏，保障了巷道支护效果，为密集钻孔扰动破坏等多因素作用下的破碎围岩底抽巷提供了科学有效的围岩控制方案。

图6 5304底抽1巷矿压监测曲线图

5 结语

通过实验室测试表明，长平矿底抽巷泥岩黏土类矿物含量高，水对其力学参数影响显著，为典型的软岩岩层。现场调研表明，底抽巷掘进后可基本保持围岩稳定，当打设密集抽采钻孔后，受钻孔施工扰动及水化、风化影响，围岩变形量增加，在顶板为裸露泥岩区域变形最为显著。

本文提出了“顶板全锚索支护+定点预注浆+喷浆”的联合支护技术，通过数值模拟和现场应用表明该技术提高了底抽巷复杂多变顶板的支护有效性，具有良好的围岩防扰动、防风化作用，控制了底抽巷围岩的变形与破坏，保障了密集钻孔作用下破碎围岩底抽巷的安全稳定。