斷層臨近區(qū)工作面回風(fēng)順槽圍巖變形及其控制

顧以春， 錢 秀， 李 崗

(南京安吉特礦山工程有限公司， 江蘇 南京 211100)

1 前言

隨著我國煤礦開采深度的逐年增加和采掘活動的影響，再加上斷層構(gòu)造帶等地質(zhì)特征因素的影響，導(dǎo)致大量回采巷道處于困難條件，圍巖變形量大、支護體失效嚴重、冒頂事故時有發(fā)生，為了保證巷道的正常使用和工作安全，許多礦井花費大量人力和支護材料對回采巷道進行維護和翻修，嚴重影響了礦井的正常接續(xù)和安全生產(chǎn)。

斷層對圍巖變形破壞的影響機理是圍巖控制的關(guān)鍵。針對此問題，國內(nèi)外學(xué)者進行了有益地探究。彭蘇萍[1]通過建立了高角度的不同開采方法的兩組不同斷層模型，分析研究煤層頂板變形規(guī)律產(chǎn)生的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，從而得到煤巖體受采動影響斷層活化斷裂滑移失穩(wěn)，煤巖體應(yīng)力不正常現(xiàn)象。劉德乾[2]利用離心模型實驗法，針對煤巖體的應(yīng)力和變形特征進行了實驗研究，通過研究開采過程中煤柱和頂?shù)装鍛?yīng)力的傳遞規(guī)律以及構(gòu)造因素產(chǎn)生的影響，認為斷層結(jié)構(gòu)面的存在改變了頂板變形和受力的連續(xù)性，斷層兩側(cè)頂板的受力狀態(tài)明顯不同，并沿結(jié)構(gòu)面形成應(yīng)力集中帶。李志華[3]以濟三煤礦6303工作面地質(zhì)條件為背景，采用物理數(shù)學(xué)模型及數(shù)值模擬軟件模擬，研究了工作面分別從在斷層上盤及下盤向斷層開采時采動誘發(fā)礦壓沖擊情況，研究認為工作面距離斷層越近，斷層活化滑移量及滑移速度越大，工作面在斷層下盤向斷層開采會導(dǎo)致工作面發(fā)生沖擊礦壓危險性更高。馬念杰、李季、趙志強等[4-5]推導(dǎo)出了不均勻應(yīng)力場條件下圓形巷道圍巖塑性區(qū)的邊界方程，發(fā)現(xiàn)了“蝶形”不規(guī)則塑性區(qū)及其形成的力學(xué)機制，應(yīng)力場大小與方向、巷道斷面形狀、巖性組合等關(guān)鍵因素對巷道圍巖塑性區(qū)形態(tài)具有不同程度的影響。

以上文獻主要研究斷層對圍巖變形的影響，但受采動和斷層共同影響對巷道圍巖變形的研究卻鮮有涉及。因此，本文針對某礦201工作面回風(fēng)巷和203工作面回風(fēng)巷為工程背景，采用數(shù)值模擬研究方法，研究斷層上下盤活動效應(yīng)下巷道受開采擾動下的礦壓顯現(xiàn)及圍巖變形規(guī)律，揭示巷道斷層活化機制對巷道變形破壞失穩(wěn)機理，針對性提出巷道補強支護方案。

2 工程概況

某礦地處陜北黃土高原南部，屬黃土高原中等切割區(qū)，侵蝕構(gòu)造地形，煤炭資源豐富。礦區(qū)南北長約5～7 km，東西寬約3～8 km，形狀不規(guī)則，井田面積約為15.488 5 km2，設(shè)計生產(chǎn)能力60萬t/a，主采煤層為K2煤層，開拓方式為斜井開拓，采煤方法為單一煤層長壁采煤法，全部垮落法處理采空區(qū)。根據(jù)該礦生產(chǎn)接續(xù)計劃，將于2021年9月起對二盤區(qū)201、203工作面進行回采。根據(jù)鄰近礦井地質(zhì)資料和二盤區(qū)大巷掘進過程中斷層揭露情況，預(yù)計201工作面至203工作面之間存在與工作面推進方向平行且橫貫井田境界東西兩側(cè)的3DF4斷層，落差1～3 m。巷道平面布置如圖1 所示。目前，201工作面已經(jīng)形成，掘進過程中201回風(fēng)順槽左幫揭露多條小斷層，距201工作面回風(fēng)巷開口850～1 260 m，3DF4斷層沿巷道走向穿過巷道頂板中心，頂板破碎帶較為發(fā)育，圍巖變形量較大，巷道未穿過斷層位置圍巖變形量較小，圍巖實際變形情況如圖1所示。203工作面回風(fēng)巷與201工作面回風(fēng)巷之間留設(shè)30 m煤柱，屬于正掘進巷道，在距巷道開口1 600 m到203工作面切眼位置3DF4斷層穿過。

圖1 巷道平面布置圖

3 數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)該礦201和203綜采工作面的地質(zhì)條件，利用FLAC3D5.0數(shù)值模擬軟件建立數(shù)值模型，研究掘巷階段巷道穿斷層段與未穿斷層段圍巖塑性區(qū)和應(yīng)力場分布特征。數(shù)值模型尺寸(長×寬×高)為410 m×120 m×120 m，具體如圖2所示。對模型的四周施加水平方向位移約束，模型頂部和底部根據(jù)埋深施加應(yīng)力邊界條件：頂部應(yīng)力為2.112 5 MPa，底部應(yīng)力為5.112 5 MPa；整個模型施加豎直方向和水平方向體力為梯度應(yīng)力，取側(cè)壓系數(shù)取1.7。本數(shù)值模型采用彈塑性本構(gòu)模型，破壞準則采用Mohr-Coulomb準則。模型各巖層圍巖力學(xué)參數(shù)見表1。

圖2 201工作面回風(fēng)巷圍巖變形情況

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

圖2 數(shù)值計算模型

3.2 掘巷階段巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

圖3所示為201與203工作面回風(fēng)巷穿過斷層段圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)，巷道穿斷層段與未穿斷層段圍巖塑性區(qū)最大破壞深度見表2。

表2 巷道穿斷層段與未穿斷層段圍巖塑性區(qū)最大破壞深度

201工作面回風(fēng)巷和203工作面回風(fēng)巷處于斷層三種相對位置時圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)可知，斷層的位置對巷道圍巖塑性區(qū)形態(tài)的分布特征具有顯著影響：整個斷層破碎帶完全處于塑性破壞狀態(tài)。由圖3(a)和圖3(c)可得，201和203回風(fēng)巷過斷層段的圍巖塑性區(qū)形態(tài)具有明顯的非均勻分布特征，位于上盤頂板的塑性區(qū)最大破壞深度明顯小于下盤，位于上盤底板的塑性區(qū)最大破壞深度明顯大于下盤，且頂?shù)装逅苄詤^(qū)分布形態(tài)沿巖層傾向延伸擴展，煤壁側(cè)塑性區(qū)最大破壞深度小于煤柱側(cè)。

圖3 巷道過斷層與未過斷層段圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

由圖3(b)可得，煤柱過斷層段的圍巖塑性區(qū)形態(tài)的分布特征較為均勻，頂?shù)装逅苄詤^(qū)最大破壞深度大于兩幫。

3.3 掘巷階段巷道圍巖應(yīng)力場分布特征

圖4所示為201與203工作面回風(fēng)巷穿過斷層段圍巖最大主應(yīng)力分布形態(tài)(FLAC3D軟件系統(tǒng)默認圍巖受壓為負，拉力為正)。

掘巷階段，斷層的位置對巷道圍巖最大主應(yīng)力場的分布特征具有顯著影響：巷道淺部圍巖發(fā)生塑性破壞，因此出現(xiàn)“卸荷”區(qū)域，深部圍巖逐漸出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象。由圖4(a)可得，201巷道頂?shù)装迳畈繃鷰r出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，頂板深部圍巖(距巷道頂板9.52 m)最大主應(yīng)力為10 MPa，約為原巖應(yīng)力(7.2 MPa)的1.4倍，底板深部圍巖(距巷道頂板11.2 m)最大主應(yīng)力為26 MPa，約為原巖應(yīng)力的3.6倍；由圖4(c)可得， 203巷道頂、底板深部圍巖出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，頂板深部圍巖(距巷道頂板8.4 m)最大主應(yīng)力為10 MPa，約為原巖應(yīng)力的1.4倍，底板深部圍巖(距巷道頂板11.2 m)最大主應(yīng)力為18 MPa，約為原巖應(yīng)力的2.5倍。

由圖4(b)可得，201回風(fēng)巷和203回風(fēng)巷圍巖最大主應(yīng)力有近似相同的分布特征。201回風(fēng)巷與203回風(fēng)巷頂?shù)装迳畈?距巷道頂板5.6 m)均出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，最大主應(yīng)力為10 MPa，約為原巖應(yīng)力的1.4倍；巷道周圍淺部圍巖最大主應(yīng)力為2 MPa，約為原巖應(yīng)力的0.25倍。

圖4 巷道穿斷層段與未穿斷層段圍巖最大主應(yīng)力分布形態(tài)

4 支護參數(shù)優(yōu)化

根據(jù)前文數(shù)值模擬研究結(jié)果可知，巷道過斷層位置頂板變形量較大，在現(xiàn)有的支護條件下若受到201工作面回采影響時存在冒頂風(fēng)險；未過斷層位置巷道頂板變形量較小，現(xiàn)有的支護條件下受201工作面回采影響時頂板相對穩(wěn)定。為保證回采期間巷道的安全穩(wěn)定，需要在巷道過斷層頂板位置補打錨索，超前工作面影響范圍內(nèi)配合單體液壓支柱支護頂板。

4.1 補強支護建議

為對巷道進行有效的補強支護，分別模擬直徑為15.24 mm、17.8 mm和21.6 mm的三種錨索補強支護效果，綜合選取最優(yōu)支護方案。擬定超前工作面補強支護方案見表3。

表3 超前工作面補強支護方案

4.2 補強支護效果分析

1)巷道過斷層段

圖5所示為201回風(fēng)巷過斷層段超前工作面5 m位置補強支護與原支護后頂板變形量曲線圖。從圖中可以看出，選取不同直徑補強錨索效果存在差別：φ21.6 mm>φ17.8 mm>φ15.24 mm；頂板表面變形量減小明顯，自由端和錨固端變化較小。頂板具體變形減小量見表4。

表4 201回風(fēng)巷過斷層段超前工作面5 m位置補強支護與原支護后頂板變形量

圖5 201回風(fēng)巷過斷層段超前5 m位置補強支護效果分析

圖6所示為203回風(fēng)巷過斷層段超前工作面5 m位置補強支護與原支護后頂板變形量曲線圖。從圖中可以看出，選取不同直徑的補強錨索效果存在差別：φ21.6 mm>φ17.8 mm>φ15.24 mm。頂板表面變形量減小明顯，自由端和錨固端變化較小。頂板具體變形量見表5。

圖6 203回風(fēng)巷過斷層段超前5 m位置補強支護效果分析

表5 203回風(fēng)巷過斷層段超前工作面5 m位置補強支護與原支護后頂板變形量

2)巷道未過斷層段

圖7所示為201回風(fēng)巷和203回風(fēng)巷未過斷層段超前工作面5 m位置補強支護與原支護后頂板表面變形量曲線圖。從圖中可以看出，采用DW30- 250/100單體液壓支柱超前支護時，頂板表面變形減小量較小。201回風(fēng)巷補強支護后頂板表面最大變形量減小0.286 mm；203回風(fēng)巷補強支護后頂板表面最大變形量減小0.0.101 mm。

圖7 巷道未過斷層段頂板表面超前5 m位置補強支護效果分析

綜合分析對比過斷層段三種補強支護方案和未過斷層段補強支護方案的效果可知，過斷層段采用錨索配合單體液壓支柱補強支護可有效減小頂板表面下沉量，未過斷層段采用單體液壓支柱補強支護頂板下沉量減小較小。

(1)對于過斷層段巷道補強支護效果而言，頂板表面變形減小量>頂板自由端和錨固端變形減小量，補強錨索效果φ21.6 mm>φ17.8 mm>φ15.24 mm。

(2)對于未過斷層段巷道補強支護效果而言，頂板變形量未發(fā)生明顯減小，頂板在原支護條件小較為完整。

4.3 方案確定

為保證201工作面回采階段保證超前工作面影響范圍內(nèi)巷道頂板穩(wěn)定性，減輕工作面采動超前支承壓力對巷道的影響，確保留巷達到較好的技術(shù)指標，需對工作面前方進行超前補強支護。

巷道過斷層位置頂板補強支護方案：頂板斷層位置補打一根φ17.8 mm×11 600 mm錨索，排距1.6 m，每孔3節(jié)MSCK2360型樹脂藥卷端頭錨固；超前支護范圍30 m，一個斷面架設(shè)四根DW30- 250/100單體液壓支柱，間距1.2 m，排距0.8 m。具體支護方案如圖8所示。

圖8 巷道過斷層段頂板補強支護方案

巷道未過斷層位置頂板補強支護方案為：超前支護范圍為25 m，一個斷面架設(shè)三根DW30- 250/100單體液壓支柱，間距1.6 m，排距1.0 m。具體支護方案如圖9所示。

圖9 巷道未過斷層段頂板補強支護方案

5 結(jié)論

(1)當巷道穿過斷層段時，巷道頂?shù)装宕┻^斷層的位置變形量最大，未穿過斷層位置變形量較小，相較于頂?shù)装澹瑑蓭妥冃瘟枯^小；當巷道未穿過斷層段時，巷道圍巖變形量差別較小，頂?shù)装逯胁课恢米冃瘟孔畲螅瑑蓭推數(shù)装逦恢米冃瘟孔畲蟆?/p>

(2)針對巷道過斷層段頂板變形量大的問題，提出了三種補強支護方案，在考慮安全、經(jīng)濟和現(xiàn)場施工等綜合因素下確定補強支護方案為：①巷道過斷層段，斷層位置補打一根φ17.8 mm×11 600 mm錨索，間距1.6 m，超前補強范圍為30 m，配合一個斷面架設(shè)三根DW30- 250/100單體液壓支柱，間排距1.2 m×0.8 m；② 巷道未過斷層段超前支護范圍為25 m，一個斷面架設(shè)三根DW30- 250/100單體液壓支柱，間排距1.2 m×1.0 m。