不同注漿鉆孔布置下煤層頂板的加固效果

陳向紅， 馬青青

(1.北京工業大學 建筑工程學院， 北京 100124； 2.新疆交通職業技術學院， 烏魯木齊 831401)

不同注漿鉆孔布置下煤層頂板的加固效果

陳向紅1， 馬青青2

(1.北京工業大學 建筑工程學院， 北京 100124； 2.新疆交通職業技術學院， 烏魯木齊 831401)

針對工作面推進回采引起頂板冒落事故、嚴重影響煤礦安全生產的問題，以石圪臺煤礦22303、22401回采工作面為例，采用數值模擬方法，研究地表鉆孔全段注漿工藝下采空區圍巖的變形規律。結果表明：考慮回采工作面圍巖的空間約束效應，最大下沉量均發生在采空區頂板與工作面煤壁交接處，且在距離煤壁約1.5～2.0倍采高范圍外逐漸減小并趨于平緩；在煤壁水平位移和底板隆起變形可控時，采用梅花形布孔注漿對采空區頂板的加固效果要優于方形布孔。該研究可為地表注漿下的采空區圍巖變形控制提供借鑒。

采空區； 地表鉆孔注漿； 布孔方案； 圍巖變形； 數值計算

0 引 言

根據國家煤礦事故調查資料，頂板冒落的風險程度僅次于瓦斯，占煤礦事故分類中的第二位[1]。因此，加大對頂板事故的預防與治理力度仍是今后煤礦安全生產的重要研究課題。

近年來，國內外針對采煤引起的頂板變形控制問題進行了大量的理論研究。然而，以往工作主要針對采空區內充填[2-6]或巖石離層[7-8]的注漿加固處理問題，而對于地表鉆孔注漿加固頂板巖層[9-10]后的采空區圍巖變形發展規律則尚鮮見報道。鑒于此，筆者以石圪臺煤礦22303和22401回采工作面為例，通過數值模擬手段分析了梅花形布孔和方形布孔兩種布孔注漿工藝下采空區圍巖的變形特征，以期為同類工程提供借鑒。

1 工程背景

石圪臺煤礦22303和22401回采工作面位于內蒙古鄂爾多斯市。根據該礦及相鄰礦區的現場鉆孔取樣調查反映，煤層埋深約為60～100 m，其中松散層厚度約50 m，巖層厚度10～50 m，揭露地層由老至新為：中細粒砂巖(T3y)，中、細粒砂巖、泥巖(含煤巖)(J1-2y)，砂巖與泥巖互層(J2z)，中、細砂與粉砂(Q3)以及風積砂層(Q4)。鄂爾多斯地區煤層基本頂厚度較小，不易形成 “鉸接梁結構”[2]，頂板易發生切落，造成潰砂、壓壞支架等事故。所以需要對煤層頂板巖層注漿加固，增加基本頂的厚度，以便形成鉸接梁結構。

根據場區鉆孔孔位設計資料，對于22303和22401工作面，分別采用孔間距為6.0 m × 6.0 m的方形布孔(C-1)和梅花形布孔(C-2)兩種布孔方式，鉆孔布置及注漿工藝見圖1和2。

a C-1 b C-2

圖2 鉆孔注漿示意

2 數值計算模型

文中運用通用有限元軟件ANSYS建立實體單元進行數值模擬分析，并根據采煤工作面的實際地質情況建立計算模型。建模時，綜合考慮模型計算效率、收斂性和精度要求選擇單元類型和單元網格尺寸。有限元模型x、y、z坐標分別對應采煤工作面推進方向、工作面寬度方向和地層深度方向，且對應于坐標方向的模型尺寸分別取36、72和88 m。模型邊界約束條件設置為：沿x、y方向邊界設置為水平滾軸支座，底部邊界為固定鉸鏈支座，模型上邊界施加豎向作用力模擬未注漿段松散地層的自重荷載。數值計算中用以模擬一次循環進尺長度為3 m，并通過自編APDL循環語句實現對煤層的動態開采過程。當頂巖厚度取20 m，且采用梅花形布孔方案時，對應模型下沿采空區頂板、工作面兩側煤壁和底板的三個觀察面如圖3所示。其中，P-1～P-4、S-1～S-4和Z-1～Z-4分別代表沿采空區頂板中線Ⅰ-Ⅰ′、煤壁線Ⅱ-Ⅱ′(取在1/2采高)和底板中線Ⅲ-Ⅲ′上距離工作面分別為6 、12、18 和24 m的四個觀察點。

圖3 計算模型觀察點

根據礦區地質調查資料，在參考以往松散砂土層的注漿加固實驗成果的基礎上，數值計算模型中地層的主要物理力學參數如表1所示。巖土的本構模型采用德魯克-普拉格(Drucker-Prager)彈塑性屈服準則作為應力應變關系計算分析。

表1 地層劃分及物理力學參數

3 結果與分析

3.1 采空區頂板豎向位移

為考察地層注漿加固措施下采空區頂板的變形發展規律，圖4給出了不同頂板厚度、工作面推進長度lh=24 m時，沿頂板中線Ⅰ-Ⅰ′的采空區頂板的豎向位移sz分布規律。

圖4 沿頂板中線Ⅰ-Ⅰ′ 豎向位移分布

Fig. 4 Vertical displacement distribution along midline Ⅰ-Ⅰ′ of roof

由圖4分析可知，采空區頂板豎向位移隨工作面推進長度的增加而逐漸增大。由位移幅值比較可知，兩種布孔工藝對頂板位移的減小效果存在明顯區別，為便于比較，表2給出了由回采引起的四個觀察點P-1～ P-4豎向位移衰減幅度。其中，頂板位移為移除初始自重應力場影響后的計算值,sm、sf分別為梅花形孔和方形孔計算值；位移衰減幅度Dw滿足：

由表2數據分析可知，采用梅花形布孔(C-2)，觀察點P-1～P-4的豎向位移衰減幅度Dw1均小于零，且頂板厚度越小豎向位移的衰減幅度越大。由此可見，梅花形布孔在降低頂板豎向位移方面要優于方形布孔，且隨頂板厚度減小其影響越顯著。其主要原因可歸結為注漿“樁群”的不同應力拱卸荷效應。

表2 頂板各觀察點豎向位移衰減幅度Dw1

Table 2 Attenuation amplitudeDw1of vertical displacement of viewpoints on roof %

觀察點h=30mh=20mP-1-12．3-17．9P-2-9．7-15．1P-3-8．6-13．6P-4-7．7-12．3

3.2 工作面兩側煤壁水平位移

受頂板的豎向傳遞荷載影響，工作面兩側煤壁將呈現出朝向采空區方向的撓曲變形。為考察工作面兩側煤壁的變形發展規律，圖5給出了沿煤壁線Ⅱ-Ⅱ′水平y向位移分布規律。

圖5 煤壁線Ⅱ-Ⅱ′水平y向位移分布

Fig. 5 Displacement distribution of horizontalydirection along line Ⅱ-Ⅱ′ of coal wall

由圖5可知，受圍巖的空間約束作用，最大位移梯度發生在與工作面煤壁交接位置，且沿推進方向在距離工作面1.5～2.0倍的采高范圍外位移逐漸減小并趨于穩定。

由圖5數據分析可知，梅花形布孔方案的煤壁水平位移計算值遠大于方形布孔的；當回采長度由6 m增至24 m、頂板厚度h=30 m時，觀察點S-1～S-4的位移增幅幅度分別為24.3%、33.3%、38.5%和42.0%；當頂板厚度取20 m時，由方形布孔計算的煤壁位移出現負值，兩種注漿布孔方式下的位移增幅差值進一步加大。由此可知，在采煤厚度與采空區頂板臨空長度相比較小且不足以引起煤壁失穩的前提下，可充分利用煤壁煤柱的自承能力。由于注漿“樁群”的應力拱效應，原分布于煤層頂板并由頂板承載的上覆地層自重應力被部分傳遞給兩側煤壁，從而增加了煤壁上的作用載荷；其中梅花形布孔方案下的煤壁水平位移的增幅要大于方形布孔(圖5)。3.3 采空區底板豎向位移

與采空區頂板的沉陷位移相反，工作面回采將引起采空區底板的隆起變形。為考察采空區底板位移發展規律，圖6示出了沿采空區底板中線Ⅲ-Ⅲ′的豎向位移分布。表3則給出了對應于底板中線上四個觀察點Z-1 ～ Z-4的豎向位移衰減幅度。

圖6 底板中線Ⅲ-Ⅲ′豎向位移分布

Fig. 6 Vertical displacement distribution along midline Ⅲ-Ⅲ′ of floor

表3 底板各觀察點豎向位移衰減幅度Dw2

Table 3 Attenuation amplitude Dw2 of vertical displacement of viewpoints on floor %

由圖6和表3數據分析可知：整個回采施工過程中，由于底板、頂板和煤壁組成的三維“環箍”效應，隨著采空區底板上節點的應力釋放，底板出現沿坐標z向的隆起變形，隆起量隨工作面推進長度的增加而增大；由不同注漿鉆孔布置、不同觀察點的位移比較可以發現，兩種布孔工藝對底板豎向位移的影響遠低于頂板，且最大計算誤差均發生在Z-1點，分別為9.76%(h=30 m)和9.23%(h=20 m)，其他各點則差別不大；當考慮具有較大質量的大型采煤機械影響時，理論分析中可對底板隆起位移進行折減；當煤層底板受地下高水頭上浮力影響較大時，則需在原計算值上乘上一個增幅系數，最后根據調整后的計算結果確定是否考慮對底板進行處理。

4 結 論

(1)注漿孔為梅花形布孔對采空區頂板豎向位移的減小效果要優于方形布孔，對煤壁水平位移的影響則正好相反，而對底板隆起位移的影響區別不明顯。

(2)受回采工作面的空間約束影響，在距離采空區頂板和煤壁交接位置約1.5～2.0倍采高范圍內存在位移梯度較大區，并隨著距離的增加，其約束效應逐漸降低。

(3)當采用地表鉆孔全段注漿工藝加固上覆基巖至相同高度時，采空區頂板的豎向位移與加固厚度呈反比，煤壁的水平位移則與之呈正比關系，而底板隆起位移受其影響不明顯。

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(編校 王 冬)

Effects of drilling grouting on reinforced roof of coal seam under different borehole layout

ChenXianghong1，MaQingqing2

(1.College of Architecture & Civil Engineering, Beijing University of Technology, Beijing 100124, China; 2.Xinjiang Vocational & Technical College of Communications, Urumqi 831401, China)

This paper aims to address the serious impact of roof falling accident on the safety of coal mine. The study drawing on the example of the stone GeTai 22303 and 22401 working face and using the numerical simulation method delves deeper into the law governing the deformation in the goaf surrounding rocks as in the case of the surface borehole subjected to an entire-section grouting process. The results demonstrate that, given the space constraint effect of surrounding rock in front of the coal mining face, the maximum subsidence occurs in the junction between roof of the goaf and the coal face of the working face and tends to gradually decrease and flatten out outside the scope of 1.5～2.0 times the mining height from coal wall; and, given the possibility of controlling the horizontal displacement of coal wall and uplift deformation of floor, the triangular drilling hole outperforms the square drilling hole in increasing the roof stiffness and decreasing the roof subsidence. The research may provide a reference for the deformation control of surrounding rock by surface drilling grouting technology.

goaf； surface drilling grouting； borehole scheme； strata deformation； numerical calculation

2017-01-02

陳向紅(1978-)，男，河北省保定人，博士，研究方向：地下工程，E-mail:07872@bjut.edu.cn。

10.3969/j.issn.2095-7262.2017.01.015

TD32

2095-7262(2017)01-0069-04

A