上灣煤礦運輸大巷過斷層圍巖變形破壞特征研究

張建超，曹其嘉

(陜西能源職業技術學院 資源與測繪工程學院，陜西 咸陽 712000)

0 引言

斷層作為一種特殊的地質構造，廣泛分布在大多數礦井中，斷層兩盤沿著破裂面產生滑移，附近應力場有較大的非連續性與應力集中特性[1-3]。當巷道穿斷層破碎帶時，巷道極易產生大變形，支護結構的失穩對煤礦的安全生產有直接影響[4-6]。孟召平等[7]采用煤巖裂隙觀測、數值模擬和實驗室研究，揭示了巷道過正斷層時的礦壓分布及煤巖體力學性質。王恩營等[8]通過力學分析正斷層的變形破壞，得到正斷層具有以剪切性為主的力學特征。于偉健等[9]通過現場實測方式，將斷層附近圍巖分為斷層帶、斷層影響帶、破碎帶和節理帶4個影響區域。王襄禹等[10]從斷層附近的非對稱采動應力場、巷道關鍵部位的剪切滑移破壞以及煤巖體碎脹變形分析了巷道過斷層大變形和支護失效的原因。閆帥等[11]分析了含水層上斷層區巷道圍巖控制技術，確定了含水層上巷道過斷層的重點控制區域，提出超前注漿+噴錨注漿+錨索關鍵部位加固方式。

針對巷道過斷層極易產生大變形、支護結構失穩等問題，以上灣煤礦中六運輸大巷過斷層為工程背景，采用數值模擬分析巷道過斷層中圍巖變形特征，提出關鍵部位密集錨索支護+反底拱全斷面錨桿支護的圍巖控制技術，并進行工業性試驗。

1 工程背景

上灣煤礦中六運輸大巷位于-520水平，由上盤揭露F2斷層組，F2斷層為正斷層，傾角60°，傾向305°，落差15 m，運輸大巷過F2斷層剖面如圖1所示。中六運輸大巷為直墻半圓拱形巷道，巷道斷面為4.0 m×3.6 m，原有巷道支護方式如圖2所示。

圖1 運輸大巷過斷層地質剖面

圖2 運輸大巷原有支護示意

2 巷道過斷層圍巖變形破壞特征

2.1 數值模型的建立

采用FLAC3D數值計算軟件，根據上灣煤礦中六運輸大巷生產地質條件，建立數值計算模型，如圖3所示。其中試驗巷道圍巖-280水平，模型的高度和寬度均為40 m。試驗巷道為直墻拱形斷面，高3.6 m，寬4.0 m，其中墻高1.6 m，拱形半徑2.0 m。模型的底部采用固定邊界條件，頂部采用自由邊界條件，其余位置采用法相位移約束條件。模型的頂部施加12.25 MPa的垂直均布應力，重力加速度取9.8 m/s2。試驗巷道依次穿過斷層的上盤、斷層破碎帶和斷層的下盤，研究巷道掘進過程中，斷層對掘進擾動應力場的影響規律，以及對圍巖塑性破壞的影響。圍巖力學參數見表1。

圖3 數值計算模型示意

表1 數值計算中巖石力學參數

2.2 沿巷道走向圍巖變形破壞特征

從圖4可以看出，中六運輸大巷過斷層的過程中，斷層破碎帶圍巖塑性破壞范圍明顯增大，塑性區呈斜三角分布，圍巖以剪切破壞為主。距離斷層面兩側約10 m范圍內，斷層破碎帶塑性破壞深度明顯大于其他部位，塑性破壞區發展迅速，巷道圍巖移進量最大值均出現在斷層破碎帶中，其中頂板、底板和幫部移近量最大值分別為306 mm、261 mm和212mm。距離斷層大于10 m時，圍巖塑性破壞范圍以及巷道圍巖變形量逐漸減小，直至穩定階段。

圖4 沿巷道走向圍巖變形破壞特征

2.3 垂直于巷道走向圍巖變形破壞特征

中六運輸大巷掘進過程中，圍巖頂底板和兩幫所處圍巖地質力學條件會發生變化，巷道接近斷層破碎帶時，其底板巖性變弱；在斷層破碎帶位置時，其幫部圍巖巖性較弱；穿出斷層破碎帶時，其頂板巖性較弱。圍巖破壞以剪切破壞為主，剪切破壞的發生又與剪應力密切相關，而最大剪應力的值等于最大主應力與最小主應力之間的差值，所以，研究巷道斷面最大剪應力分布規律十分必要，主應力差值分布如圖5所示。

圖5 巷道斷面圍巖最大剪應力分布

正常基巖段：巷道頂底板和兩幫塑性區范圍較小，圍巖比較穩定。主應力差值形成一個閉環，圍巖能夠形成一個自穩定承載圈。

上盤距斷層面5 m：斷層底板變形量增大顯著，底板圍巖的承載能力顯著降低；頂板塑性區基本不變，幫部塑性區范圍有所增大。應力圈不能夠形成一個閉環，在底板區域有所缺失。此時，底板需要加強支護，讓圍巖的圍壓增大，形成自穩圈。

斷層破碎帶中央：在斷層破碎帶中央時，幫部圍巖變形破壞較為嚴重，兩幫移近量較大，幫部圍巖的承載能力顯著降低。應力圈在巷道幫部缺失，幫部圍巖需要加強支護。

斷層下盤接斷層：頂板塑性破壞嚴重，塑性區擴大，頂板圍巖的承載能力顯著降低。應力圈在頂板處缺失，頂板圍巖巖性較弱，塑性破壞深度較大，需要加強支護。

可見，上灣煤礦中六運輸大巷過斷層的過程中，巷道圍巖破壞先后順序依次為：底板、兩幫和頂板。

3 工程應用

3.1 巷道過斷層圍巖支護方案

數值模擬可知，中六運輸大巷過斷層時，上盤底板和幫部圍巖為主要控制區域，防止產生大量的底鼓；下盤頂板和幫部圍巖為主要控制區域，防止冒頂事故的發生；圍巖破碎帶區域幫部圍巖變形破壞最為嚴重，防止片幫的發生。根據上灣煤礦大巷過斷層圍巖變形破壞分析可知，在斷層前后10 m范圍內圍巖變形量較大，采取關鍵部位密集錨索支護+反底拱全斷面錨桿支護的圍巖控制技術，如圖6所示。

圖6 加強支護段支護示意

3.2 支護效果分析

數值模擬分析：數值模擬分別對斷層上盤距斷層面5 m和斷層下盤距斷層面5 m處中六運輸大巷圍巖主應力差與位移矢量分布，如圖7所示。

圖7 圍巖主應力差及位移矢量分布

中六運輸大巷在關鍵部位密集錨索支護+反底拱全斷面支護下，承載區域明顯增大，圍巖的自承能力增強明顯，形成全斷面應力承載圈。在斷層上盤距斷層面5 m時底板變形量降低至81 mm，斷層下盤距斷層面5 m處頂板移近量降低至74 mm，可知通過加強支護有效降低了巷道過斷層圍巖變形。

現場實測分析：為了分析支護方案對巷道圍巖的控制效果，通過布置測站，利用激光測距儀，采用十字交叉法，對斷層上盤和下盤分別進行巷道圍巖表面位移進行監測，監測點位置如圖8所示。

圖8 各測點布置示意

通過各測點圍巖相對移近量由圖9可知，靠近斷層附近，巷道圍巖表面位移隨距斷層面距離減小而增大，最大位移均小于120 mm。通過數值模擬和現場實測均說明在斷層前后10 m范圍，采取關鍵部位密集錨索支護+反底拱全斷面錨桿支護的圍巖控制技術具有合理性。

圖9 1#～6#測點圍巖相對移進量

4 結論

(1)巷道過斷層，圍巖以剪切破壞為主，影響范圍為斷層面兩側約10 m范圍內，其中頂板、底板和幫部移近量最大值分別為306 mm、261mm和212 mm。

(2)巷道過斷層時，上盤影響段巷道底板和幫部為主要控制區域，防止產生大量的底鼓；下盤影響段巷道頂板和幫部為主要控制區域，防止冒頂事故的發生。

(3)工業試驗表明，在斷層前后10 m的范圍內圍巖變形量較大，采取關鍵部位密集錨索支護+反底拱全斷面錨桿支護技術可有效控制圍巖變形，掘進過程中最大位移均小于120 mm，圍巖控制效果較好。