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(yè)大學(xué) 建筑工程學(xué)院， 北京 100124； 2.新疆交通職業(yè)技術(shù)學(xué)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(yè)大學(xué) 建筑工程學(xué)院， 北京 100124； 2.新疆交通職業(yè)技術(shù)學(xué)院， 烏魯木齊 831401)

針對(duì)工作面推進(jìn)回采引起頂板冒落事故、嚴(yán)重影響煤礦安全生產(chǎn)的問(wèn)題，以石圪臺(tái)煤礦22303、22401回采工作面為例，采用數(shù)值模擬方法，研究地表鉆孔全段注漿工藝下采空區(qū)圍巖的變形規(guī)律。結(jié)果表明：考慮回采工作面圍巖的空間約束效應(yīng)，最大下沉量均發(fā)生在采空區(qū)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(shí)，采用梅花形布孔注漿對(duì)采空區(qū)頂板的加固效果要優(yōu)于方形布孔。該研究可為地表注漿下的采空區(qū)圍巖變形控制提供借鑒。

采空區(qū)； 地表鉆孔注漿； 布孔方案； 圍巖變形； 數(shù)值計(jì)算

0 引 言

根據(jù)國(guó)家煤礦事故調(diào)查資料，頂板冒落的風(fēng)險(xiǎn)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(duì)頂板事故的預(yù)防與治理力度仍是今后煤礦安全生產(chǎn)的重要研究課題。

近年來(lái)，國(guó)內(nèi)外針對(duì)采煤引起的頂板變形控制問(wèn)題進(jìn)行了大量的理論研究。然而，以往工作主要針對(duì)采空區(qū)內(nèi)充填[2-6]或巖石離層[7-8]的注漿加固處理問(wèn)題，而對(duì)于地表鉆孔注漿加固頂板巖層[9-10]后的采空區(qū)圍巖變形發(fā)展規(guī)律則尚鮮見(jiàn)報(bào)道。鑒于此，筆者以石圪臺(tái)煤礦22303和22401回采工作面為例，通過(guò)數(shù)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(qū)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(tái)煤礦22303和22401回采工作面位于內(nèi)蒙古鄂爾多斯市。根據(jù)該礦及相鄰礦區(qū)的現(xiàn)場(chǎng)鉆孔取樣調(diào)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(xì)粒砂巖(T3y)，中、細(xì)粒砂巖、泥巖(含煤巖)(J1-2y)，砂巖與泥巖互層(J2z)，中、細(xì)砂與粉砂(Q3)以及風(fēng)積砂層(Q4)。鄂爾多斯地區(qū)煤層基本頂厚度較小，不易形成 “鉸接梁結(jié)構(gòu)”[2]，頂板易發(fā)生切落，造成潰砂、壓壞支架等事故。所以需要對(duì)煤層頂板巖層注漿加固，增加基本頂?shù)暮穸?，以便形成鉸接梁結(jié)構(gòu)。

根據(jù)場(chǎng)區(qū)鉆孔孔位設(shè)計(jì)資料，對(duì)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(jiàn)圖1和2。

a C-1 b C-2

圖2 鉆孔注漿示意

2 數(shù)值計(jì)算模型

文中運(yùn)用通用有限元軟件ANSYS建立實(shí)體單元進(jìn)行數(shù)值模擬分析，并根據(jù)采煤工作面的實(shí)際地質(zhì)情況建立計(jì)算模型。建模時(shí)，綜合考慮模型計(jì)算效率、收斂性和精度要求選擇單元類型和單元網(wǎng)格尺寸。有限元模型x、y、z坐標(biāo)分別對(duì)應(yīng)采煤工作面推進(jìn)方向、工作面寬度方向和地層深度方向，且對(duì)應(yīng)于坐標(biāo)方向的模型尺寸分別取36、72和88 m。模型邊界約束條件設(shè)置為：沿x、y方向邊界設(shè)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(shù)值計(jì)算中用以模擬一次循環(huán)進(jìn)尺長(zhǎng)度為3 m，并通過(guò)自編APDL循環(huán)語(yǔ)句實(shí)現(xiàn)對(duì)煤層的動(dòng)態(tài)開(kāi)采過(guò)程。當(dāng)頂巖厚度取20 m，且采用梅花形布孔方案時(shí)，對(duì)應(yīng)模型下沿采空區(qū)頂板、工作面兩側(cè)煤壁和底板的三個(gè)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(qū)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(gè)觀察點(diǎn)。

圖3 計(jì)算模型觀察點(diǎn)

根據(jù)礦區(qū)地質(zhì)調(diào)查資料，在參考以往松散砂土層的注漿加固實(shí)驗(yàn)成果的基礎(chǔ)上，數(shù)值計(jì)算模型中地層的主要物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。巖土的本構(gòu)模型采用德魯克-普拉格(Drucker-Prager)彈塑性屈服準(zhǔn)則作為應(yīng)力應(yīng)變關(guān)系計(jì)算分析。

表1 地層劃分及物理力學(xué)參數(shù)

3 結(jié)果與分析

3.1 采空區(qū)頂板豎向位移

為考察地層注漿加固措施下采空區(qū)頂板的變形發(fā)展規(guī)律，圖4給出了不同頂板厚度、工作面推進(jìn)長(zhǎng)度lh=24 m時(shí)，沿頂板中線Ⅰ-Ⅰ′的采空區(qū)頂板的豎向位移sz分布規(guī)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(qū)頂板豎向位移隨工作面推進(jìn)長(zhǎng)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(duì)頂板位移的減小效果存在明顯區(qū)別，為便于比較，表2給出了由回采引起的四個(gè)觀察點(diǎn)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(yīng)力場(chǎng)影響后的計(jì)算值,sm、sf分別為梅花形孔和方形孔計(jì)算值；位移衰減幅度Dw滿足：

由表2數(shù)據(jù)分析可知，采用梅花形布孔(C-2)，觀察點(diǎn)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(jiàn)，梅花形布孔在降低頂板豎向位移方面要優(yōu)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(jié)為注漿“樁群”的不同應(yīng)力拱卸荷效應(yīng)。

表2 頂板各觀察點(diǎn)豎向位移衰減幅度Dw1

Table 2 Attenuation amplitudeDw1of vertical displacement of viewpoints on roof %

觀察點(diǎn)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(cè)煤壁水平位移

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

圖5 煤壁線Ⅱ-Ⅱ′水平y(tǒng)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(fā)生在與工作面煤壁交接位置，且沿推進(jìn)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(wěn)定。

由圖5數(shù)據(jù)分析可知，梅花形布孔方案的煤壁水平位移計(jì)算值遠(yuǎn)大于方形布孔的；當(dāng)回采長(zhǎng)度由6 m增至24 m、頂板厚度h=30 m時(shí)，觀察點(diǎn)S-1～S-4的位移增幅幅度分別為24.3%、33.3%、38.5%和42.0%；當(dāng)頂板厚度取20 m時(shí)，由方形布孔計(jì)算的煤壁位移出現(xiàn)負(fù)值，兩種注漿布孔方式下的位移增幅差值進(jìn)一步加大。由此可知，在采煤厚度與采空區(qū)頂板臨空長(zhǎng)度相比較小且不足以引起煤壁失穩(wěn)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(yīng)力拱效應(yīng)，原分布于煤層頂板并由頂板承載的上覆地層自重應(yīng)力被部分傳遞給兩側(cè)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(qū)底板豎向位移

與采空區(qū)頂板的沉陷位移相反，工作面回采將引起采空區(qū)底板的隆起變形。為考察采空區(qū)底板位移發(fā)展規(guī)律，圖6示出了沿采空區(qū)底板中線Ⅲ-Ⅲ′的豎向位移分布。表3則給出了對(duì)應(yīng)于底板中線上四個(gè)觀察點(diǎn)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(diǎn)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(shù)據(jù)分析可知：整個(gè)回采施工過(guò)程中，由于底板、頂板和煤壁組成的三維“環(huán)箍”效應(yīng)，隨著采空區(qū)底板上節(jié)點(diǎn)的應(yīng)力釋放，底板出現(xiàn)沿坐標(biāo)z向的隆起變形，隆起量隨工作面推進(jìn)長(zhǎng)度的增加而增大；由不同注漿鉆孔布置、不同觀察點(diǎn)的位移比較可以發(fā)現(xiàn)，兩種布孔工藝對(duì)底板豎向位移的影響遠(yuǎn)低于頂板，且最大計(jì)算誤差均發(fā)生在Z-1點(diǎn)，分別為9.76%(h=30 m)和9.23%(h=20 m)，其他各點(diǎn)則差別不大；當(dāng)考慮具有較大質(zhì)量的大型采煤機(jī)械影響時(shí)，理論分析中可對(duì)底板隆起位移進(jìn)行折減；當(dāng)煤層底板受地下高水頭上浮力影響較大時(shí)，則需在原計(jì)算值上乘上一個(gè)增幅系數(shù)，最后根據(jù)調(diào)整后的計(jì)算結(jié)果確定是否考慮對(duì)底板進(jìn)行處理。

4 結(jié) 論

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

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

(3)當(dāng)采用地表鉆孔全段注漿工藝加固上覆基巖至相同高度時(shí)，采空區(qū)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(guān)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