不同注浆钻孔布置下煤层顶板的加固效果

陈向红， 马青青

(1.北京工业大学 建筑工程学院， 北京 100124； 2.新疆交通职业技术学院， 乌鲁木齐 831401)

不同注浆钻孔布置下煤层顶板的加固效果

陈向红1， 马青青2

(1.北京工业大学 建筑工程学院， 北京 100124； 2.新疆交通职业技术学院， 乌鲁木齐 831401)

针对工作面推进回采引起顶板冒落事故、严重影响煤矿安全生产的问题，以石圪台煤矿22303、22401回采工作面为例，采用数值模拟方法，研究地表钻孔全段注浆工艺下采空区围岩的变形规律。结果表明：考虑回采工作面围岩的空间约束效应，最大下沉量均发生在采空区顶板与工作面煤壁交接处，且在距离煤壁约1.5～2.0倍采高范围外逐渐减小并趋于平缓；在煤壁水平位移和底板隆起变形可控时，采用梅花形布孔注浆对采空区顶板的加固效果要优于方形布孔。该研究可为地表注浆下的采空区围岩变形控制提供借鉴。

采空区； 地表钻孔注浆； 布孔方案； 围岩变形； 数值计算

0 引 言

根据国家煤矿事故调查资料，顶板冒落的风险程度仅次于瓦斯，占煤矿事故分类中的第二位[1]。因此，加大对顶板事故的预防与治理力度仍是今后煤矿安全生产的重要研究课题。

近年来，国内外针对采煤引起的顶板变形控制问题进行了大量的理论研究。然而，以往工作主要针对采空区内充填[2-6]或岩石离层[7-8]的注浆加固处理问题，而对于地表钻孔注浆加固顶板岩层[9-10]后的采空区围岩变形发展规律则尚鲜见报道。鉴于此，笔者以石圪台煤矿22303和22401回采工作面为例，通过数值模拟手段分析了梅花形布孔和方形布孔两种布孔注浆工艺下采空区围岩的变形特征，以期为同类工程提供借鉴。

1 工程背景

石圪台煤矿22303和22401回采工作面位于内蒙古鄂尔多斯市。根据该矿及相邻矿区的现场钻孔取样调查反映，煤层埋深约为60～100 m，其中松散层厚度约50 m，岩层厚度10～50 m，揭露地层由老至新为：中细粒砂岩(T3y)，中、细粒砂岩、泥岩(含煤岩)(J1-2y)，砂岩与泥岩互层(J2z)，中、细砂与粉砂(Q3)以及风积砂层(Q4)。鄂尔多斯地区煤层基本顶厚度较小，不易形成 “铰接梁结构”[2]，顶板易发生切落，造成溃砂、压坏支架等事故。所以需要对煤层顶板岩层注浆加固，增加基本顶的厚度，以便形成铰接梁结构。

根据场区钻孔孔位设计资料，对于22303和22401工作面，分别采用孔间距为6.0 m × 6.0 m的方形布孔(C-1)和梅花形布孔(C-2)两种布孔方式，钻孔布置及注浆工艺见图1和2。

a C-1 b C-2

图2 钻孔注浆示意

2 数值计算模型

文中运用通用有限元软件ANSYS建立实体单元进行数值模拟分析，并根据采煤工作面的实际地质情况建立计算模型。建模时，综合考虑模型计算效率、收敛性和精度要求选择单元类型和单元网格尺寸。有限元模型x、y、z坐标分别对应采煤工作面推进方向、工作面宽度方向和地层深度方向，且对应于坐标方向的模型尺寸分别取36、72和88 m。模型边界约束条件设置为：沿x、y方向边界设置为水平滚轴支座，底部边界为固定铰链支座，模型上边界施加竖向作用力模拟未注浆段松散地层的自重荷载。数值计算中用以模拟一次循环进尺长度为3 m，并通过自编APDL循环语句实现对煤层的动态开采过程。当顶岩厚度取20 m，且采用梅花形布孔方案时，对应模型下沿采空区顶板、工作面两侧煤壁和底板的三个观察面如图3所示。其中，P-1～P-4、S-1～S-4和Z-1～Z-4分别代表沿采空区顶板中线Ⅰ-Ⅰ′、煤壁线Ⅱ-Ⅱ′(取在1/2采高)和底板中线Ⅲ-Ⅲ′上距离工作面分别为6 、12、18 和24 m的四个观察点。

图3 计算模型观察点

根据矿区地质调查资料，在参考以往松散砂土层的注浆加固实验成果的基础上，数值计算模型中地层的主要物理力学参数如表1所示。岩土的本构模型采用德鲁克-普拉格(Drucker-Prager)弹塑性屈服准则作为应力应变关系计算分析。

表1 地层划分及物理力学参数

3 结果与分析

3.1 采空区顶板竖向位移

为考察地层注浆加固措施下采空区顶板的变形发展规律，图4给出了不同顶板厚度、工作面推进长度lh=24 m时，沿顶板中线Ⅰ-Ⅰ′的采空区顶板的竖向位移sz分布规律。

图4 沿顶板中线Ⅰ-Ⅰ′ 竖向位移分布

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

由图4分析可知，采空区顶板竖向位移随工作面推进长度的增加而逐渐增大。由位移幅值比较可知，两种布孔工艺对顶板位移的减小效果存在明显区别，为便于比较，表2给出了由回采引起的四个观察点P-1～ P-4竖向位移衰减幅度。其中，顶板位移为移除初始自重应力场影响后的计算值,sm、sf分别为梅花形孔和方形孔计算值；位移衰减幅度Dw满足：

由表2数据分析可知，采用梅花形布孔(C-2)，观察点P-1～P-4的竖向位移衰减幅度Dw1均小于零，且顶板厚度越小竖向位移的衰减幅度越大。由此可见，梅花形布孔在降低顶板竖向位移方面要优于方形布孔，且随顶板厚度减小其影响越显著。其主要原因可归结为注浆“桩群”的不同应力拱卸荷效应。

表2 顶板各观察点竖向位移衰减幅度Dw1

Table 2 Attenuation amplitudeDw1of vertical displacement of viewpoints on roof %

观察点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 工作面两侧煤壁水平位移

受顶板的竖向传递荷载影响，工作面两侧煤壁将呈现出朝向采空区方向的挠曲变形。为考察工作面两侧煤壁的变形发展规律，图5给出了沿煤壁线Ⅱ-Ⅱ′水平y向位移分布规律。

图5 煤壁线Ⅱ-Ⅱ′水平y向位移分布

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

由图5可知，受围岩的空间约束作用，最大位移梯度发生在与工作面煤壁交接位置，且沿推进方向在距离工作面1.5～2.0倍的采高范围外位移逐渐减小并趋于稳定。

由图5数据分析可知，梅花形布孔方案的煤壁水平位移计算值远大于方形布孔的；当回采长度由6 m增至24 m、顶板厚度h=30 m时，观察点S-1～S-4的位移增幅幅度分别为24.3%、33.3%、38.5%和42.0%；当顶板厚度取20 m时，由方形布孔计算的煤壁位移出现负值，两种注浆布孔方式下的位移增幅差值进一步加大。由此可知，在采煤厚度与采空区顶板临空长度相比较小且不足以引起煤壁失稳的前提下，可充分利用煤壁煤柱的自承能力。由于注浆“桩群”的应力拱效应，原分布于煤层顶板并由顶板承载的上覆地层自重应力被部分传递给两侧煤壁，从而增加了煤壁上的作用载荷；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(图5)。3.3 采空区底板竖向位移

与采空区顶板的沉陷位移相反，工作面回采将引起采空区底板的隆起变形。为考察采空区底板位移发展规律，图6示出了沿采空区底板中线Ⅲ-Ⅲ′的竖向位移分布。表3则给出了对应于底板中线上四个观察点Z-1 ～ Z-4的竖向位移衰减幅度。

图6 底板中线Ⅲ-Ⅲ′竖向位移分布

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

表3 底板各观察点竖向位移衰减幅度Dw2

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

由图6和表3数据分析可知：整个回采施工过程中，由于底板、顶板和煤壁组成的三维“环箍”效应，随着采空区底板上节点的应力释放，底板出现沿坐标z向的隆起变形，隆起量随工作面推进长度的增加而增大；由不同注浆钻孔布置、不同观察点的位移比较可以发现，两种布孔工艺对底板竖向位移的影响远低于顶板，且最大计算误差均发生在Z-1点，分别为9.76%(h=30 m)和9.23%(h=20 m)，其他各点则差别不大；当考虑具有较大质量的大型采煤机械影响时，理论分析中可对底板隆起位移进行折减；当煤层底板受地下高水头上浮力影响较大时，则需在原计算值上乘上一个增幅系数，最后根据调整后的计算结果确定是否考虑对底板进行处理。

4 结 论

(1)注浆孔为梅花形布孔对采空区顶板竖向位移的减小效果要优于方形布孔，对煤壁水平位移的影响则正好相反，而对底板隆起位移的影响区别不明显。

(2)受回采工作面的空间约束影响，在距离采空区顶板和煤壁交接位置约1.5～2.0倍采高范围内存在位移梯度较大区，并随着距离的增加，其约束效应逐渐降低。

(3)当采用地表钻孔全段注浆工艺加固上覆基岩至相同高度时，采空区顶板的竖向位移与加固厚度呈反比，煤壁的水平位移则与之呈正比关系，而底板隆起位移受其影响不明显。

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(编校 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

陈向红(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