（潞安环能股份公司常村煤矿，山西 长治 046200）

长期以来，在控制巷道变形中，巷道底鼓一直是煤矿开采等地下工程中难以解决的问题之一[1]。常村矿2206运输平巷底板软，围岩应力高，易发生底鼓，本文提出整体控制原则控制底鼓，即加强顶板及两帮支护，针对底板改善围岩物理力学性质，提高承载性，使巷道顶底板及两帮形成一个相互联系的整体。

1 工程概况

常村矿2206工作面埋藏深度为428.2～479.5 m之间，工作面煤层倾角0°～7°，为近水平煤层。该工作面走向长度为576m，倾斜长度为300m，采用走向长壁后退式、低位放顶煤、全部垮落的综合机械化采煤方法。采用端部割三角煤的斜切进刀方式，采煤工序为割煤、装运煤、移架、推前输送机、放顶煤和推后输送机。

所采3#煤平均厚度为5.95m，直接顶为泥岩，厚度为0.65～2.36 m；基本顶为细砂岩，厚度为7.32～10.41 m；直接底为砂质泥岩，厚度为1.26～2.25 m；基本底为粉砂岩，厚度为1.69～2.86 m。

2206运输平巷为矩形断面，巷道宽5.0m，高3.3m，断面16.5 m2，原支护形式为锚网索联合支护，顶部锚杆规格Φ18 mm×L2100 mm，帮部锚杆规格Φ16 mm×L1600 mm，间排距均为0.9 m×0.9 m；顶板布置2根Φ17.8 mm×L6500 mm锚索。巷道沿煤层底板掘进，开挖两三天后，底鼓量达100～120 mm，一周后，底鼓量高达534 mm，并且反复拉底，仍无法彻底解决底鼓问题，影响安全和生产。

2 巷道底鼓分析计算

由于相邻区段间留设25 m宽煤柱，2206运输平巷不受2205工作面采动影响，且煤层为近水平煤层，故2206运输平巷底板两侧所受荷载相同，巷道两帮是对称分布的见图1，以沿煤层倾向下帮为例进行分析，底板岩体在均布载荷q的作用下，BEF区的为主动应力区，BFG区为被动应力区，在BEF区主动应力作用下，BFG区产生向上的应力。当应力超过底板岩层极限强度后，底板BG遭到破坏，向上挤压形成底鼓。

图1 巷道底板载荷

2.1 底板破坏深度计算

刘延生等[2]在研究深部围岩破坏过程的基础上，建立了基于朗肯土压力理论的力学模型，推导了底板破坏深度公式，本文将利用该公式计算底板破坏深度。

式中：a为巷道宽度，m；b巷道高度，m；φ为内摩擦角，°。

根据现场实测：a=5.0m，b=3.3m，φ=29°，代入式（1）可得，y1=1.55 m。

2.2 底鼓形式确定

吴建星等[3]依据朗肯土压力理论，对巷道底板受力进行了力学分析，底鼓变形破坏形式可分为角域鼓起、中部局部鼓起、准全断面鼓起及全断面鼓起4种形式。由于2206运输平巷底板两侧受力基本一致，故将巷道底鼓分为角域鼓起、中部局部鼓起及全断面鼓起3种形式，并对计算公式进行了改进，具体如下：

判定角域鼓起的公式为[3]：

判定中部局部鼓起的公式为[3]：

判定全断面鼓起的公式为[3]：

将数据y1=1.55m，φ=29°，a=5.0m，代入式（2）～（4）可知，满足式（3），即5.26＞5m，且2.63＜5m，2206运输平巷底板发生中部局部鼓起的挤压流动底鼓。

2.3 底鼓量计算

钟祖良，李胜等[4-5]针对综放工作面巷道底鼓变形严重问题，分析了巷道底鼓变形规律，建立底板力学模型见图2，推导出底鼓计算公式，由图2可知巷道底板中部发生破坏，可利用该公式计算底鼓量。

图2 底板力学模型[4-5]

由图2几何关系可知，底鼓量为[4-5]：

其中：

式中：λ为侧压系数；k为应力集中系数；γ为底板体积力，kN/m3；H为埋深，m；m为采高，m；E为煤体弹性模量，GPa；x0为极限平衡区宽度，m；KS为刚度系数，GPa/m；ξ为采放比。

根据现场实测：a=5m，λ=1.3，k=1.55，γ=25 kN/m3，H=450m，m=3.3m，E=7.9 GPa，x0=4.7m，KS=0.11 GPa/m，ξ=1.22。将数据代入式（5）可得，底鼓量为525 mm，与现场实测值的534 mm接近。

3 控制对策及数值模拟

3.1 巷道底板控制途径

2206运输平巷底鼓治理应摒弃 “底鼓制底”的传统思路，将巷道顶板、底板及两帮围岩控制看作一个整体，因此巷道底鼓治理，应对巷道顶板及两帮进行加强支护，对巷道底板围岩改善力学特性，实现巷道顶底板及两帮整体支护。

3.2 不同方案数值模拟

（1）模型及方案

模型以2206运输平巷为研究对象，巷道长5.0m，高3.3 m。模型长宽高分别为40m、40m、40m，在模型上表面施加10.25MPa垂直应力，模拟上覆岩层重量，限制模型底部及四周位移和速度，采用摩尔—库伦强度准则。数值模型见图3，巷道沿煤层底板布置，位于模型中部，岩石力学参数见表1。

图3 三维数值模型

表1 煤岩层物理力学参数

对底鼓治理采取3种方案进行模拟：原支护方案、原支护加强方案+底脚锚杆和原支护加强方案+底脚锚杆+注浆加固，其中“原支护加强方案”是指对巷道顶板及两帮支护加强。

(2）模拟结果

对3种支护方案进行模拟，提取巷道围岩最大变形量见表2，巷道两帮内移量几乎一致，取沿煤层倾向下帮分析。

表2 不同支护方案巷道围岩模拟最大变形量

方案一为原支护方案，底鼓量为531 mm与理论计算值525 mm接近，顶板下沉量为132 mm，下帮最大内移量为183 mm；方案二为原支护加强方案+底脚锚杆，底鼓量为203 mm，较原支护减少了61.77%，顶板下沉量为97 mm，较原支护减少了26.52%，下帮内移量为126 mm，较原支护减少了31.48%；方案三为原支护加强方案+底脚锚杆+注浆加固，底鼓量为127 mm，较原支护减少65.58%，顶板下沉量为71 mm，较原支护减少46.21%，下帮内移量为86 mm，较原支护减少53.01%。

通过模拟结果来看，方案三控制巷道围岩变形效果更明显，尤其可有效抑制底鼓变形。

4 工程应用

通过数值模拟确定方案三为底板控制方案，具体巷道支护参数见图4。顶板采用Φ22 mm×L2400 mm螺纹钢锚杆，间排距为0.9 m×0.9m，每排布置6根锚杆；采用Φ20 mm×L7500 mm加强锚索，间排距为1.8 m×1.8m，每排布置3根锚杆；帮部采用Φ18 mm×L2200 mm的螺纹钢锚杆，间排距为0.9 m×0.9m；底角锚杆选用Φ43 mm×L2200 mm的焊接无缝钢管，与巷道中心线对称分布，间排距为3.0 m×0.9 m；在巷道底板中部灌注水泥浆加固，孔深2m，每排布置2个钻孔，钻孔直径为43 mm，与巷道中心线对称分布，排距为0.9m，注浆压力为2～3MPa，单孔注浆时间不少于20 min。

图4 2206运输平巷支护断面

为检验设计方案的支护效果，对2206运输平巷采用十字布点法安设表面位移观测断面，采用CBLII型激光测距仪进行观测。巷道设立了3个表面位移观测测站，配备专门人员进行为期80 d监测。其中2#测站位移—时间曲线，见图5。

图5 2#测站位移—时间曲线

由图5可知：巷道在25 d内围岩变形曲线急剧上升，占最终变形量的90%左右；之后25～40 d围岩变形量逐渐减小并趋于稳定；40 d之后围岩基本处于稳定状态，不再发生新的变形。巷道底鼓量最大值为120 mm，顶板下沉量最大值为75 mm，两帮内移量最大值为94 mm。整体而言，巷道的底鼓控制效果明显，同时顶板下沉和两帮收敛也得到很好的控制，采用“原支护加强方案+底脚锚杆+注浆加固”整体支护效果良好。

5 结语

1）通过理论计算，得出底板破坏深度为1.55m，巷道底板为中部局部鼓起的挤压流动底鼓，底鼓量为525 mm。

2）提出采用巷道整体控制原则控制底板变形，通过数值模拟，确定了“原支护加强方案+底脚锚杆+注浆加固”支护方案。

3）现场实测表明，巷道底鼓量最大值为120 mm，顶板下沉量为75 mm，两帮内移量为94 mm，整体而言，巷道底鼓控制效果明显，整体支护效果良好。