斷層構造區域巷道掘進與圍巖控制技術研究

王力偉

(山西焦煤汾西礦業集團 兩渡煤業有限責任公司,山西 晉中 031300)

1 礦井概況

汾西礦業集團兩渡煤業有限責任公司29(10)01工作面位于二采區,二采區由西向東布置有:二采回風巷、二采膠帶巷、二采軌道巷,三條巷道相互平行。29(10)01工作面位于三條大巷的南部,西側為軌道巷,東側為運輸巷,南側為切眼,工作面由東向北方向推進。工作面東部為F3斷層,落差最大為50 m,傾角55°,破碎帶厚度2～5 m,平均厚度3 m,29(10)01運輸巷全長約790 m,巷道軸線方向與斷層走向平行,巷道與F3斷層之間留有10～30 m保護煤柱,工作面及斷層位置如圖1所示。運輸巷與二采回風巷構成回風系統,在29(10)01運輸回風聯巷與二采膠帶巷交叉處為溜煤眼。本工作面蓋層厚度為271～366 m.本工作面開采煤層為石炭系太原組10號煤,平均厚度為4.6 m.

圖1 工作面位置示意

隨著我國煤炭資源的持續開采,埋藏深度較淺、地質條件較簡單的煤炭資源已開采殆盡,開采作業不得不面臨斷層等地質構造的影響,斷層的走向、傾向等參數隨著空間不斷變化,斷層構造區域原巖應力分布情況復雜,圍巖破碎嚴重、穩定性差,近斷層巷道的支護問題異常突出,特別是當巷道沿斷層走向方向布置時,巷道受到斷層構造的影響程度不斷改變,全巷道采用相同的支護方案及參數時,不可避免地造成成本的浪費或者圍巖的失穩,不能滿足巷道支護的需求,因此為解決沿斷層走向布置巷道的支護難題,以兩渡煤業29(10)01運輸巷為例,對其支護措施展開研究。

2 斷層構造對巷道穩定性影響模擬分析

2.1 巷道支護及數值模擬方案

兩渡煤業29(10)01運輸巷為29(10)01工作面回采巷道,設計沿10號煤層頂板掘進,采用矩形斷面寬×高=5.0 m×3.2 m,參照該礦典型的煤巷支護設計其錨網索布置參數如下:①頂板支護:錨桿規格為Φ22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿,間排距800 mm,錨固力不小于120 kN,預緊力達到200 kN·m,錨索規格為Φ17.8 mm×8 500 mm,間、排距均為1 200 mm×1 600 mm;每根錨索均配3支錨固劑,錨固力不小于180 kN,預應力120 kN.②護幫支護:幫支護錨桿規格為Φ22 mm×2 400 mm左旋無縱螺紋鋼錨桿,W短節鋼帶規格450 mm×220 mm×3 mm及托盤規格110 mm×110 mm×10 mm,使用菱形金屬網Φ4 mm×80 mm×80 mm.錨桿間排距800 mm,在幫部底角處增設底角錨桿,29(10)01運輸巷原支護設計如圖2(a)所示。

圖2 巷道原支護及數值模擬方案示意

兩渡煤業29(10)01運輸巷與F3斷層間煤層5～30 m,根據礦井已有地質資料,采用CAD軟件建立斷層構造附近的地層模型,然后導入ANSYS軟件中進行網格劃分,最后導入FLAC3D讀取后得到數值模型[1-2],為方便計算對模型進行適當簡化,模型X軸、Y軸方向分別為煤層的傾斜方向、走向方向,設計模型X軸方向長200 m、Y軸方向寬50 m,模型高度120 m,斷層走向沿Y軸方向,落差50 m,傾角60°,上盤與下盤之間存在厚度3 m的破碎帶,頂底板及破碎帶具體參數如表1所示。模型頂部未建立的巖層總厚度約480 m,頂部自由邊界施加10.95 MPa的壓應力,模型四周邊界施加5.62 MPa初始水平應力,所建模型如圖2(b)所示。

表1 工作面頂底板主要巖層力學參數

2.2 模擬結果分析

根據29(10)01運輸巷與F3斷層相對位置分布特征,分別在距離斷層交線5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m處進行巷道的開挖及支護,據此分析不同斷層保護煤柱情況下巷道圍巖穩定性,根據數值模擬計算得到原有支護條件下圍巖塑性區分布如圖3所示,巷道表面最大位移量見表2.

表2 巷道表面變形量數值模擬結果

圖3 圍巖塑性區分布模擬結果

根據圖3所示結果并結合表2數據分析可得,當巷道與斷層間保護煤柱寬度為5 m、10 m、15 m時,巷道圍巖出現大面積的塑性破壞區,兩幫煤巖體塑性破壞深度達到4.0～5.0 m,尤其是斷層保護煤柱一側,煤體塑性破壞范圍一直蔓延至斷層破碎帶,底角煤巖體的剪切破壞深度尤其大,在遠離斷層側煤幫未出現此現象,斷層側煤幫最大水平位移量達到436～687 mm,而遠離斷層側最大水平位移量僅為186～253 mm,底板最大底鼓量也達到185～443 mm.由此說明,當斷層保護煤柱小于15 m條件下,斷層會對巷道圍巖穩定性造成較大的不利影響,原支護對于巷道圍巖變形及塑性破壞的控制效果不明顯。當巷道與斷層間保護煤柱寬度為20 m、25 m、30 m時,巷道兩幫及頂底板圍巖塑性區分布基本沿巷道中線對稱,巷道兩幫最大水平位移量差異也很小,圍巖破壞的各項指標逐漸降低,表明斷層構造對于巷道圍巖穩定的影響顯著減弱,預計原支護設計基本能夠滿足圍巖控制要求。

3 近斷層巷道支護設計

3.1 支護方案設計

結合全文數值模擬研究結果可知,29(10)01運輸巷與F3斷層間保護煤柱寬度不小于20 m時,原支護條件下巷道表面變形量較小,圍巖總體穩定性良好;29(10)01運輸巷與F3斷層間保護煤柱小于20 m時,斷層構造對于巷道圍巖穩定性產生較大影響,原支護條件下煤柱幫水平位移過大,同時導致底板底鼓量和頂板下沉量也較大,需采取適當的加固措施;因此,可根據29(10)01運輸巷與F3斷層間距離將其分為4段:I區段(巷道里程75～190 m)、III區段(巷道里程310～725 m),與斷層間保護煤柱寬度不小于20 m,采用前文所述原支護方案;II區段(巷道里程190～310 m)、IV區段(巷道里程725～840 m),與斷層間保護煤柱寬度小于20 m,為針對性解決斷層煤柱幫過度內移及底板底鼓變形問題,在近斷層幫“邁步交錯”布置長錨索,錨索規格Φ17.8 mm×6 300 mm,近斷層側布置兩根規格Φ22 mm×2 400 mm,間排距800 mm,支護詳情如圖4所示。

圖4 巷道支護示意(單位:mm)

3.2 支護效果模擬研究

為驗證29(10)01運輸巷II區段、IV區段優化支護方案的可行性,采用前文所述數值模型進行模擬計算,巷道開挖斷面與斷層間煤柱寬度為15 m,在優化支護條件下,巷道圍巖塑性區分布和位移分布如圖5所示。分析可得,采用優化支護方案條件下,兩幫圍巖塑性破壞區基本呈對稱分布,斷層側煤幫塑性破壞區延伸現象消除,巷道圍巖總體塑性區分布范圍和深度明顯減小,斷層側煤幫最大水平位移248.7 mm,底板最大底鼓量143 mm,回采幫最大水平位移115.5 mm,頂板最大下沉量110.3 mm,巷道圍巖變形量顯著降低,控制效果良好。綜上可知,本文所設計的支護方案具有可行性。

圖5 方案圍巖控制效果模擬結果

4 實踐應用效果考察

兩渡煤業29(10)01運輸巷道掘巷階段采用前文所述支護方案,掘巷期間采用“十字交叉法”監測巷道表面圍巖變形量及錨桿載荷[3-4],以巷道里程250 m(II區段)為例,通過整理得到巷道表面變形量及錨桿載荷變化曲線如圖6所示?？梢钥闯?巷道支護完成前40 d,巷道表面變形量及錨桿載荷呈逐漸增大趨勢,支護完成40 d以后,巷道表面變形量和錨桿載荷基本保持不變,巷道表面煤柱幫變形最為明顯,最大為92 mm,底板底鼓量為86 mm,頂板下沉量82 mm,實體煤幫最大變形量為73 mm,巷道表面總體變形量很小;頂板錨桿載荷最大為86 kN,實體煤幫錨桿載荷最大為66 kN,所有錨桿載荷均小于其設計錨固強度120 kN,工作面性能良好。綜上可知,本次研究設計的支護方案合理有效。

圖6 掘巷階段綜合礦壓監測結果

5 結 語

文章以兩渡煤業29(10)01運輸巷道在斷層構造影響區域掘進為背景,借助數值模擬手段進行巷道圍巖塑性區和位移場的研究分析,結果表明,在礦井傳統煤巷錨網索支護條件下,與斷層間保護煤柱為5～15 m時,巷道圍巖塑性破壞區呈非對稱分布,變形量較大,斷層對于巷道圍巖穩定性不利影響顯著;與斷層間保護煤柱為20～30 m時,巷道圍巖塑性破壞區基本呈對稱分布,巷道表面變形量整體較小,原設計支護效果較好。為針對性解決斷層構造影響下巷道斷層側煤幫及底板過度變形問題,在原支護基礎上,通過增加幫部錨索和底板錨桿進行治理,數值模擬研究結果驗證了方案可行,實踐階段礦壓監測表明,29(10)01運輸巷道掘巷期間圍巖控制效果較好,此次設計的支護方案及參數合理有效。