圣华煤业1201回采巷道底鼓治理数值分析

刘洪太

（山西晋煤集团 泽州天安圣华煤业有限公司，山西 晋城 048000）

圣华煤业1201回采巷道底鼓治理数值分析

刘洪太

（山西晋煤集团 泽州天安圣华煤业有限公司，山西 晋城 048000）

针对圣华煤业1201回采巷道底鼓现象，利用FLAC3D软件对未支护顺槽、实施原支护方案的顺槽以及新提出的加固维护方案的顺槽进行应力分布和位移破坏的数值模拟，得出原支护方案底板破坏失稳的机理及联合支护方案能起到较好控制底鼓效果的原因，并分析确定了新方案的参数。

数值模拟；底鼓机理；治理方案

围岩变形破坏存在多种理论，底鼓控制有三大类方法：加固法、卸压法及联合法。圣华煤业1201掘进巷道因巷道顶底板处围岩强度相差较大，受构造应力和围岩岩性及采空区内集中应力的共同影响致使原来的支护方法失效，底板岩层由于巷道两帮岩体高应力的影响被迫挤往巷道内部，构成底鼓。本文对巷道内围岩应力进行数值模拟分析，综合巷道发生破坏的特点与机理制定出更合理的支护的方案，为巷道的支护提供了理论基础。

1 底鼓治理的途径

由于1201轨道顺槽围岩应力分布复杂且底板软弱，若只采用底板加固技术来控制巷道底鼓的话，施工量大且费用高；若通过打底板锚杆控制底鼓，会因致锚固力达不到要求而无法对底鼓作出有效控制；若利用封闭式支架进行支护，由于1201轨道顺槽的底鼓呈分段性发展，故大批量利用封闭式支架会支出大量资金，并延长工期；若进行巷道帮、角注浆，不仅工艺简单，还具有如下优势：

1）注浆可对软弱的巷道围岩进行加固，并充填裂隙，增加围岩自身强度，充分利用围岩的自承能力。

2）锚杆可使巷道形成组合拱结构，提高围岩的自承能力，从而对底鼓进行控制。

综上所述，对1201轨道顺槽采取联合维护方案，即对巷帮锚注加固，同时对底板开卸压槽。

2 数值模拟分析

利用FLAC3D数值模拟软件，对未支护顺槽、实施原支护方案的顺槽以及实施新确定维护方案的顺槽进行应力分布和位移破坏的数值模拟，以证明新维护方案优于原方案，并能很好地解决巷道底鼓问题，确保通风、行人和运输的需要。

2.1 数值模型的建立

由于近水平煤层的倾角较小，在数值模拟研究时忽略倾角对顶板稳定性产生的影响。煤岩体及锚杆的力学参数如表1、表2所示，模型共47 360个单元，60 345个节点。

表1 岩体物理力学参数

表2 锚杆参数

2.2 原支护巷道的模拟分析

（3）费用控制能力。盈利是提升企业价值的驱动因素，提升盈利能力最基本的方法是控制成本，而在减少成本的基础上实现收入的增长是所有企业的价值追求，所以本文引入成本收入比（XCI）来考察商业银行费用控制能力，进而测度其对企业价值的影响程度。

图1、图2分别为巷道在未支护及原支护方案下的巷道底板位移图，图中红色区域表示巷道受作用力变形较大区域，也就是巷道底鼓严重部位，可以看出巷道在未支护时底板向上最大位移约0.140 m，原支护方案下巷道底板向上最大位移约0.136 m，这表明原支护方案无法对巷道底鼓进行有效抑制。

图1 巷道开挖未进行支护底板位移图

图2 原支护方案巷道底板位移图

图3、图4分别为巷道开挖未进行支护及原支护方案条件下巷道两帮位移图，图中红色区域代表两帮在支承压力作用下变形较大的区域，可以看出未支护巷道两帮变形区发展到了巷道顶部，且巷道底角位移很大。巷道的两帮在原支护方案下在变形区已发展到了第二个锚杆处，且巷道底角处的变形相对小，这表明原支护方案虽然对巷道两帮变形有所限制，但效果不显著。

图3 巷道开挖未支护两帮位移图

图4 原支护巷道两帮位移图

图5、图6分别为未支护巷道及原支护方案的顶底板应力图，红色区域为拉断破坏区，可以看出在未支护巷道存在明显的应力集中，且底板部分的应力集中程度显著变大，最大值达0.64 MPa，在底板部分出现拉断破坏区。原支护方案下巷道应力集中程度相较未支护下有所降低，但也达到了0.45 MPa，且底板部分出现了拉断破坏区，表明原支护方案对控制底板应力集中的效果不理想。

图5 巷道开挖未支护顶底板应力图

图6 原支护巷道顶底板应力图

2.3 联合支护方案的巷道数值模拟分析

通过改变相关物理力学参数的取值使得左侧煤柱的强度变大（左侧煤柱受3204采空区集中应力和采动影响塑性破坏），对底板进行开卸压槽得到注浆加固与卸压槽并用的联合支护模型。

图7为联合支护方案下的巷道顶底板位移图，图中红色区域代表围岩受应力变形较大区域，与图1、图2对比可以看出，实施注浆加固-卸压槽联合维护方案可使底鼓量降低为之前的一半，因卸压槽留有底鼓空间，对巷道底鼓有着良好的抑制效果。图8为联合支护方案下的巷道两帮位移图，图中红色区域代表围岩受应力作用位移较大区域，与图3、图4比较可以看出，注浆加固-卸压槽联合支护方案能够使巷道两帮的变形区控制在第一个锚杆处，巷道底角几乎不变形，且都发生在卸压槽的内侧，这表明注浆加固-卸压槽联合维护方案对巷道两帮有明显保护作用。

图9为联合支护方案下巷道顶底板的应力图，与图5、图6对比分析可以看出拉应力几乎都发生在卸压槽内侧，应力只达到0.27 MPa，没有发生拉断破坏，说明采用联合支护方案能够对巷道底板的应力状态起到较好的改善作用，并且底板应力被转移到卸压槽内部，这表明新的联合维护方案可以很好地抑制巷道底鼓的发生。

图7 联合支护方案下巷道顶底板位移图

图8 联合支护方案巷道两帮位移图

图9 联合支护方案下巷道顶底板应力图

综上分析，注浆加固-卸压槽联合维护方案对1201轨道顺槽底鼓和两帮变形破坏有着显著的抑制作用，这表明注浆加固-卸压槽联合维护方案对于1201轨道顺槽是可行的。

3 底鼓治理参数的确定

1）卸压槽参数的确定。按经验卸压槽宽度取值多为0.5 m～0.6 m，且卸压槽深度不小于0.5倍的巷宽。a.卸压槽宽度。对于1201轨道顺槽，巷高2.6 m，宽3.2 m，如果卸压槽宽度H过小，则达不到降低应力集中的目的，如果H过大，则其承受侧压的能力将大幅下降，反而会使巷道容易变性破坏，并且增加开槽工程量。通过对现场调查分析，最终将槽宽H定为0.6 m，并将卸压槽位置选定在运输轨道的下部岩层中。b.卸压槽深度。卸压槽的开挖深度对降低应力集中的作用有很大联系，也是底鼓控制能力强弱的关键。如果卸压槽深度L过小，卸压槽的卸压能力不足，同时还会降低底板岩层强度，对实现安全生产不利。依据德国埃森研究中心得出的关系式：

式中：A为卸压槽到巷帮距离，取1.9 m；L为卸压槽的开挖深度，m。

故卸压槽槽深L必须大于1.9 m，由于赋存状态不同以及炮眼爆破时存在底部夹制作用，要确保低强度岩体被完全切割，考虑到卸压槽槽深必须不小于0.5倍的巷宽，所以将卸压槽槽深L最终定为2.0 m。

2）卸压槽施工方法。a.爆破开槽：利用风镐机械式开挖卸压槽。b.卸压槽填充：向卸压槽中充填杂矸，其上铺设运输轨道。

3.2 锚注加固参数的确定

1）注浆材料。本次所选的注浆材料为普通硅酸盐水泥。正常注浆应使用单液水泥浆，即通过风动拌浆机制浆，水灰比为1:1左右的水泥浆液。固管、跑浆和封孔等特殊时期可临时将注浆材料换为水泥-水玻璃双液浆。

2）注浆孔布置参数。a.注浆孔的间距。此项参数应通过渗透半径R来确定，R取值1.4 m。依据马格公式，注浆孔间距通常取1.5R～2.5R，本次取1.8R，即c=1.4×1.8=2.52 m，最终将注浆孔间距确定为2.5 m。b.注浆孔孔深。注浆孔孔深H由巷道围岩破碎半径R决定，经现场观测，巷道围岩破碎半径R小于1.4 m。H=1.3R～1.8R，这里取1.6R，即H= 1.6 x1.4=2.24 m，取2.2 m。c.注浆孔直径。直径取值42 mm。

3）注浆量。参考以往经验，每孔注入2袋～6袋水泥为宜。如发生浆液溢出则暂停注浆工作，浆液初凝之后才可继续注浆。

4）注浆压力。参考已有施工经验，本次施工注浆最高压力值为2 MPa。

5）水灰比。经试验得出水泥浆的水灰比应为1:1～1:0.8。本次采用1:1的水灰比配浆，按此方法不但经济合理，而且注浆后松散岩体强度高，其抗压强度可以达到10 MPa～20 MPa。

4 结束语

通过列举不同的底鼓控制方法，并结合1201顺槽的实际情况，对这些方案进行了技术经济比较，最终确定了巷帮锚注加固，开底板卸压槽的联合维护方案。利用FlAC3D软件进行数值模拟，论证了新方案的可行性及其有效性。经过现场考察、分析计算，给出了方案中的具体参数。

[1] 常庆粮，周华强，翟群迪，等.程村软岩巷道底鼓控制技术[J].煤炭科学技术，2007,35(4):26-28.

[2]高明中，黄殿武.底板软岩动压巷道围岩应力分布的数值分析[J].安徽理工大学学报，2003，23(3):14-18.

[3]杨桂通.弹性力学[M].北京:高等教育出版社，1998.

[4]陈学华，沈海鸿，土善勇.巷道围岩白稳结构远离及其影响因素研究[J].辽宁工程技术大学学报(自然科学版)，2002,21(3):261-263.

[5] 王学滨，潘一山，李英杰.围压对巷道围岩应力分布及松动圈的影响[J].地下空问与工程学报，2006(6):962-966.

[6]何满潮，张国锋，王桂莲，等.深部煤巷底鼓控制机制及应用研究[J].岩石力学与工程学报，2009,28(Z1):2593-2598.

（编辑：樊 敏）

Numerical Simulation on Floor Heave Control in No.1201 Mining Roadway in Shenghua Mine

LIU Hongtai
(Zezhou Tian'an Shenghua Coal Co.,Ltd.,Jincheng Coal Group,Jincheng 048000,China)

Aiming at the floor heave in No.1201 caving roadway in Shenghua Mine,FLAC3Dsoftware was used to simulate the stress distribution and displacement failure on different gateways without support, with the previous support,and with the newreinforced support.Then the instability mechanism of the floor failure of the original support was achieved.The results show that the combined support plan could effectivelycontrol the floor heave.The parameters ofthe newplan was alsodetermined.

numerical simulation;floor heave mechanism;treatment scheme

TD322

A

1672-5050（2016）04-019-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2016.08.006

2016-05-06

刘洪太（1969-），男，山西泽州人，大学本科，工程师，从事煤矿企业管理工作。