断层影响下巷道围岩的力学特征及支护研究∗

史文豹李 杨张振全李传明殷志强

(1.安徽理工大学深部煤矿采动响应与灾害防控安徽省重点实验室,安徽省淮南市,232001; 2.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

断层影响下巷道围岩的力学特征及支护研究∗

史文豹1李 杨2张振全2李传明1殷志强1

(1.安徽理工大学深部煤矿采动响应与灾害防控安徽省重点实验室,安徽省淮南市,232001; 2.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

针对巷道过断层构造难以稳定支护的难题,以谢一矿A3煤层回风上山为研究对象,采用现场调研、数值模拟及现场应用等方法,研究了断层构造影响下巷道围岩力学特征及支护技术。研究结果表明：受断层构造影响,巷道围岩应力分布特征差异明显,尤其针对巷道掘进过程中的关键区域,其支护方案侧重点有所不同;相比巷道无支护情况,锚网索加强支护技术提高了巷道围岩整体承载能力。工程实践表明,采用该支护技术实现了过断层区域巷道围岩的有效支护。

断层构造 巷道支护 锚网索 合理位置

近年来,随着浅部煤炭资源开采枯竭,各大矿井逐渐转入深部开采阶段,煤岩地质环境不断恶化,加上局部地区断层构造较为发育,给巷道掘进施工带来了较大困难,在断层影响下,巷道围岩变形破坏严重,制约着矿井的安全高效生产,因此有必要对断层构造作用下巷道围岩的力学特征和支护技术进行深入研究。

谢一矿作为淮南矿区的主力矿井,其A3煤层断层构造发育,且附近围岩松散破碎,导致巷道变形破坏严重,维护极为困难。因此,本文结合谢一矿工程地质条件,利用数值模拟、现场实测等方法分析了断层构造影响下巷道围岩的应力分布状况和变形规律,进一步研究锚杆(索)支护条件下巷道围岩的稳定性,为异常地质条件下巷道的稳定性控制提供借鉴。

1 工程概况

A3煤层回风上山上限标高约-474 m,下限标高约-655 m,所处煤层北翼已回采至-660 m标高,由于南翼为中央井田煤柱,故未进行掘进。A3煤层赋存稳定,煤层厚度在1.5～4.2 m之间,平均厚度约为3.2 m,煤层顶底板岩性稳定,节理裂隙较发育。其中直接顶为灰色砂质泥岩,厚度约1～4 m,平均为2 m,基本顶为11 m厚层状中细砂岩,底板为3 m厚的细砂岩。

巷道所处煤岩层总体呈单斜构造形态,平均走向约340°,倾向NE方向,平均倾角21°。根据已有的地质资料显示,巷道掘进范围内地质构造复杂,其中发育有一个Fs35小型断裂构造,断层附近煤岩较为破碎,断层走向17°,倾角35°～56°,落差2.4～3.0 m。

2 数值模型建立及模拟方案设计

2.1 模型的建立

本模型以谢一矿A3煤层Fs35断层影响区域回风上山为研究对象,构建了FLAC3D三维数值模型。整个模型尺寸为100 m×140 m×148 m (长×宽×高),共计204480个单元格、214179个节点,模型侧面限制水平移动,底面限制垂直移动,上部边界按采深569 m施加垂直载荷,采用Mohr-Coulomb本构模型进行运算分析。A3煤层回风上山断面设计为矩形,宽4.8 m,高2.6 m。模拟的断层与巷道相交于x轴坐标为35 m位置,倾角50°。模型采用岩层力学参数如表1所示。

表1 煤岩层力学参数

本次模拟采用断层弱化法和Interface命令进行断层模拟,即在模型中采用Interface命令模拟断层非连续面的同时,对非连续面两侧岩体进行弱化,单独赋值。断层破碎带宽度取5.0 m,即需要对断层面两侧各2.5 m范围内的岩层进行单独赋值弱化。根据经验,断层破碎带内围岩力学参数一般取泥岩力学参数的1/20,具体参数见表1。

2.2 数值模拟支护方案设计

模拟支护时,采用ø22 mm×2500 mm预拉力锚杆,预紧力为120 kN,采用ø21.8 mm× 4200 mm、ø21.8 mm×6200 mm两种规格的锚索,预紧力为200 kN;巷道顶板采用锚杆索联合支护,锚杆、锚索间排距分别为750 mm×800 mm和1600 mm×1600 mm;巷道两帮采用锚杆支护,间排距为750 mm×800 mm;断层区域采用全断面7根锚索对关键部位进行补强,其中顶板锚索规格为ø21.8 mm×6200 mm,两帮锚索规格为ø21.8 mm×4200 mm。

2.3 数值模拟监测方案设计

分别沿模型x轴方向30 m(靠近断层左边界)、35 m(断层区域)、40 m位置(靠近断层右边界)设置监测截面,见图1,对巷道围岩垂直应力分布及巷道表面位移进行监测分析。

图1 断层区域示意图

3 断层构造作用下巷道围岩力学特征

3.1 巷道围岩应力分布特征

3.1.1 无支护条件下巷道围岩应力分布

无支护条件下巷道围岩垂直应力分布如图2所示。

图2 无支护条件下巷道围岩垂直应力分布

由图2(a)可以看出,30 m截面位置巷道下方存在断层,故巷道底板处于垂直应力降低区,同时巷道两帮及上方围岩应力较为集中,其峰值位置在巷道肩角约7 m处,最大值为17 MPa,这是由于断层的存在导致底板岩层松散破碎、承载能力降低,应力向巷道两帮及上方围岩进行转移的结果。

由图2(b)可以看出,35 m截面位置巷道正好处于断层区域,巷道围岩均为松散破碎岩体,承载能力较低,垂直应力降低区域范围明显增大,同时巷道两帮围岩应力较为集中,其峰值位置在巷道两帮约8 m处,最大值为16 MPa。

由图2(c)可以看出,40 m截面位置巷道上方存在断层,故巷道顶板处于垂直应力降低区,同时巷道两帮及下方围岩应力较为集中,应力峰值在巷道底角约5 m处,最大值为18 MPa,这是由于断层的存在导致顶板岩层松散破碎、承载能力降低,应力向巷道两帮及下方围岩进行转移的结果。

3.1.2 锚杆(索)支护条件下巷道围岩应力分布

锚杆(索)支护条件下巷道围岩垂直应力分布如图3所示。

图3 锚杆索支护状态下巷道围岩垂直应力分布

对比图2和图3可以发现,30 m和35 m截面位置巷道围岩垂直应力分布形态与无支护条件下类似,但垂直应力降低区范围明显缩小,尤其是巷道顶板和两帮缩小较为显著,表明锚杆索加强支护提高了巷道围岩的整体承载能力,使得顶板及两帮得到有效控制。相比无支护条件下,40 m截面位置巷道围岩应力分布形态发生明显改变,这主要是因为巷道上方存在断层,而巷道底板及两帮围岩较为完整,顶板在锚索的支护作用下承载性能恰与底板相近,而原本完整的巷道两帮经过支护作用后成为围岩承载能力最大的区域,故巷道两帮应力较为集中。

3.2 巷道围岩位移变化特征

3.2.1 无支护条件下巷道围岩位移变化

巷道在无任何支护条件下的顶底板表面位移变化如图4所示。

图4 无支护条件下巷道围岩位移变化

由图4可知,在无支护条件下巷道顶板下沉量随着截面位置的增大不断增大,下沉量最大值为1098 mm;巷道底板鼓起量从大到小依次为：40 m截面位置处为1286 mm、30 m截面位置处为867 mm、35 m截面位置处巷道为765 mm,结合巷道围岩垂直应力分布图(图2)可知,40 m截面位置巷道底板应力产生集中,故底板位移量最大,30 m截面位置巷道底板应力虽然小于35 m截面位置,但由于底板下方为断层,巷道围岩松散容易变形,因此其位移量大于35 m截面;巷道两帮移近量随着截面位置的增大不断增大,其中40 m截面位置巷道两帮距应力集中区最近,位移量最大为2866 mm,35 m截面位置次之,30 m截面位置最小,同时巷道两帮移近量基本上都大于顶底板移近量,这主要是因为巷道两帮应力较大的缘故。

3.2.2 锚杆(索)条件下巷道围岩位移变化

巷道在锚杆(索)条件下的顶底板表面位移变化如图5所示。

图5 锚杆索支护条件下巷道围岩位移变化

比较图4和图5可知,在锚杆索支护条件下,顶板下沉量得到很好控制,其中,40 m截面位置顶板下沉量最大,30 m截面位置最小。这是由于40 m截面位置处巷道顶板上方是松散的断层区域,而支护无法达到上部断层的深度,因此位移量最大;底板鼓起量虽也有所减小,但减小并不显著;巷道两帮位移量得到很好的控制,其中30 m截面位置两帮位移量最大为499 mm。

综上所述,当巷道受断层影响时,其围岩控制关键是通过合理的支护措施,使得巷道围岩强度均匀分布,降低或消除应力集中现象,例如,当断层经过巷道下方时,应考虑对底板进行支护,防止底鼓过大影响生产。

4 现场实测

回风上山进行锚杆索联合支护后,通过对断层附近巷道表面位移测站所得数据进行处理,得出巷道两帮移近及顶板下沉量、两帮移近及顶板下沉速率变化曲线图,如图6所示。

图6 巷道围岩表面位移变化曲线图

(1)巷道掘出15 d后,顶板累计下沉量为25 mm,其中第1 d仅下沉1 mm,第2～3 d下沉最为剧烈,共下沉7 mm,占总下沉量的28%,且下沉速率在此期间最高可达到3.5 mm/d,第4～10 d顶板下沉11 mm,占总变形量的44%,之后5 d总共下沉6 mm,下沉速率最终稳定在1 mm/ d。

(2)巷道掘出15 d后,两帮累计移近量为77 mm,其中第1 d移近2 mm,第2～3 d变形最为剧烈,共移近22 mm,占总变形量的28.6%,且下沉速率在此期间最高可达到11 mm/d,第4～10 d两帮移近36 mm,占总变形量的46.8%,移近速率稳定在5.1 mm/d左右,之后5 d总共移近17 mm,且移近速率有降低趋势,平均速度为3.3 mm/d。综上所述,巷道采用锚杆索加强支护效果良好,围岩变形得到有效控制,矿压显现也较为缓和。

5 结论

(1)断层的存在导致不同区域的巷道围岩应力重新分布特征差异明显,因此,过断层巷道围岩控制关键是针对不同区域巷道采取适当的支护措施,使得巷道围岩强度分布均匀,降低或消除应力集中现象。

(2)通过模拟分析对比有无支护条件下的巷道围岩应力场和位移场发现,锚杆索加强支护提高了巷道围岩整体承载能力,使得巷道围岩得到有效控制。

(3)工程实践表明,巷道采用锚杆索加强支护效果良好,围岩变形得到有效控制,矿压显现也较为缓和,研究成果可为类似条件下巷道的稳定控制提供依据。

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Study on mechanical characteristics and supporting of roadway surrounding rock under the influence of fault

Shi Wenbao1,Li Yang2,Zhang Zhenquan2,Li Chuanming1,Yin Zhiqiang1
(1.Anhui Province Key Laboratory of Mining Response and Disaster Prevention and Control in Deep Coal Mine,Anhui University of Science and Technology,Huainan,Anhui 232001,China; 2.College of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology, Beijing,Haidian,Beijing 100083,China)

Aiming at the technical problem of supporting the roadway crossing fault structure,the author took air-return rise entry of A3 coal seam in Xieyi Coal Mine as the research object,studied mechanical characteristics and supporting technology of roadway surrounding rock under the influence of fault by the means of field investigation,numerical simulation and field application.The results showed that the stress distribution characteristics of roadway surrounding rock were obviously affected by fault structure,especially in the key area during tunnel excavation,the supporting schemes would be different;comparing to the roadway without supporting, the reinforced support technology using bolting wire mesh and cable anchor improved the overall bearing capacity of the surrounding rock.Engineering practices indicated that the supporting technology realized the effective support for the surrounding rock of the roadway crossing fault structure.

fault structure,roadway supporting,bolting wire mesh and cable anchor,reasonable location

TD353

A

史文豹(1986-),男,安徽省淮北人,安徽理工大学硕士,主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究工作。

(责任编辑 张毅玲)

深部煤矿采动响应与灾害防控安徽省重点实验室开放基金(KLDCMERDPC14105),安徽省自然科学基金资助项目(1408085MKL41),安徽省高等学校自然科学研究资助项目(KJ2015A091),安徽省自然科学基金资助项目(1408085 MKL42)