近断层巷道非对称大变形机理及控制技术研究

郭永红，娄 杰，闫 帅，付 豪，陈紫奂

(1.国能蒙西煤化股份有限公司棋盘井煤矿，内蒙古 鄂尔多斯 017000；2.中国矿业大学 矿业工程学院，江苏 徐州 221116)

断层及其破碎带作为煤炭地下开采过程中一种常见的不良地质构造[1]，其附近煤岩体与常规煤系地层的物理力学性质存在显著差异[2]。在断层扰动影响范围内进行采掘活动更易诱发断层活化[3]，断层显著影响巷道围岩应力演化、变形破坏机制，单一常规支护形式容易导致巷道围岩片帮[4]、冒顶[5]、非对称大变形、坍塌失稳等[6]次生动力灾害的发生。

目前，国内外专家学者[7-11]利用现场监测、室内试验、数值模拟、相似物理、理论分析等综合手段针对断层性质、断层活化诱因及影响范围、断层附近巷道围岩破坏机制及稳定控制等方面进行深入研究并取得了相应的成果。SHAN等[12]引入偏应力理论，分析了巷道围岩偏应力及塑性区的分布规律，揭示了采动影响下近断层巷道非对称变形机理；ZHANG等[13]利用UDEC模拟分析了近断层巷道围岩裂隙发育、应力分布及锚杆受力特征，提出了“重点区域加固+高强度锚杆支护”联合支护技术应用与现场实践；YAO等[14]根据断层地质特征，分析了应力敏感型巷道概念，综合分析了巷道围岩破坏机理及分区支护方案；XIN等[15]通过建立断层煤柱力学计算模型，理论得出了合理的断层保护煤柱尺寸；WANG等[16]建立了考虑采动应力条件下断层面应力分布和滑动特征的力学模型，解释了侧压系数对断层滑动的影响机制；来兴平[17]采用综合手段分析了断层影响范围内煤岩体的临界失稳范围，并根据其影响规律对巷道支护参数进行优化并成功应用；张自政等[18]利用UDEC计算模型，分析了不同埋深下近断层巷道掘进及回采期间变形破坏机理，提出了“架棚+滞后注浆加固+二次支护”分布联合支护技术应用于现场实践；王襄禹等[19]提出了“高强让压锚杆、锚索及注浆加固”等联合支护技术实现了对近断层巷道围岩大变形的有效控制。

以上研究成果为近断层巷道围岩支护提供了有益的参考和借鉴，然而由于断层附近应力环境的复杂性，目前尚未研究和开发出系统的支护原理和成套的支护技术以供现场应用，针对典型地质条件下的近断层巷道围岩非对称大变形控制还需要进一步展开针对性研究。本研究以棋盘井煤矿I030902工作面回风巷为研究背景，采用理论分析、数值模拟及现场实践相结合手段，分析了近断层巷道围岩塑性区半径影响因素以及非对称变形破坏机理，针对性地提出了一种“全锚索+注浆加固”联合支护技术，并成功应用于现场实践，解决了近断层巷道非对称大变形难题。

1 工程地质概况

1.1 地质条件

棋盘井煤矿I030902工作面位于井田东北部，对应地面标高+1406～1423 m，井下标高+1025～1116 m，平均埋深340 m。工作面倾斜长度315 m，走向长度724 m，设计服务年限约6个月。工作面北侧距井田北部边界183 m，南侧与I030903回风巷间隔20 m，东侧距I030901采空区125 m，西侧距井田边界41 m。

9号煤层倾角5°～13°，平均倾角8°，煤层平均厚度3.5 m，含夹矸3～4层，复杂结构。直接顶为厚度6.4 m的砂质泥岩，基本顶为8.0 m厚细粒砂岩，直接底为5.6 m厚泥岩，基本底为2.4 m厚细粒砂岩，煤岩层岩性分布如图1所示。

图1 煤岩层岩性分布

I030902回风巷为矩形断面，宽×高=5.2 m×3.5 m，掘进断面采用锚网索联合支护，顶板采用∅20 mm×L2000 mm螺纹钢锚杆，间排距900 mm×900 mm，配套使用120 mm×120 mm×10m m拱形托盘并配合W钢带支护；锚索采用∅21.8 mm×L7200 mm锚索，间排距1500 mm×1800 mm，3-1-3布置，配套使用300 mm×300 mm×16 mm钢托盘；两帮采用∅20 mm×L2200 mm螺纹钢锚杆，间排距900 mm×900 mm，配套使用120 mm×120 mm×10 mm拱形托盘配合钢筋梯子梁使用，两帮及顶板配合菱形铁丝网联合支护，搭接宽度不小于100 mm，使用14#以上双股铁丝联网，巷道原支护断面设计方案如图2所示。

图2 巷道原支护断面设计(mm)

QF3正断层位于井田北部西侧，断层走向EW，倾向SW，倾角65°～75°，断层落差H=0～8 m，延展长度约630 m；I030902回风巷位于QF3断层下盘，掘进方向与断层走向近似平行，煤柱帮距离断层最小为4.8 m，目前掘进进尺490 m，断层影响长度为402 m。

1.2 巷道围岩变形特征

I030902回风巷掘进期间，从开口处每隔30 m设置一个测站并持续监测45 d内的巷道围岩变形情况，围岩变形监测结果如图3所示，巷道围岩现场实际变形破坏特征如图4所示。

图3 围岩变形监测结果

图4 围岩现场实际变形破坏特征

由围岩变形监测结果及巷道现场变形破坏特征可知：

1)受断层影响，掘进扰动影响区域围岩损伤程度较高，巷道围岩自稳能力差，巷道掘进期间断面收缩严重，顶板破碎，部分区段顶板兜网现象明显，顶底板移近量最大1165 mm。

2)断层附近煤体强度变化明显，裂隙发育，煤壁片帮破坏严重，两帮最大收敛量1274 mm。

3)巷道顶板及煤柱帮围岩受断层影响较破碎产生非对称性大变形，断层侧顶板下沉量和底鼓量明显高于回采帮，巷道围岩变形呈现：断层侧>底板>顶板>回采帮的特征。

2 巷道围岩非对称变形破坏机制

2.1 巷道临界失稳范围分析

受QF3正断层影响，回风巷两帮及顶板破碎程度较大，为方便计算，利用当量半径将矩形巷道等效为圆形巷道，矩形巷道等效圆当量半径将按照式(1)计算：

式中，η为断面修正系数，矩形巷道断面[20]取1.2；a为巷道宽度，取5.2 m，b为巷道高度，取3.5 m。

根据芬纳公式[21]可得巷道围岩塑性区半径为：

式中，P为巷道所在位置的原岩应力，P=γH，MPa；C为煤岩体内聚力，MPa；φ为煤岩体内摩擦角，(°)。

根据回风巷地质条件：Rd=2.4 m，P=8.5 MPa，C=2.5 MPa，φ=28°，将其代入式(2)可得：巷道塑性区半径Rd=3.89 m。利用单一变量法，对巷道围岩塑性区半径影响因素进行分析，结果如图5所示。

由式(2)及图6可知：

图6 UDEC数值计算模型

1)巷道围岩塑性区半径大小主要和巷道当量半径、原岩应力(埋深)、围岩内聚力及内摩擦角有关。

2)巷道围岩塑性区半径与巷道埋深、巷道当量半径呈正相关，与巷道围岩内聚力与内摩擦角呈负相关。

3)其他参数一定时，随着围岩内聚力及内摩擦角增大，塑性区半径逐渐减小并趋于稳定。

4)巷道埋深这一地质因素无法改变时，适当减小巷道断面，提高巷道围岩内聚力及内摩擦角可在一定程度上减小塑性区的扩展范围，提高巷道的自稳能力。

2.2 巷道围岩非对称变形数值模拟

煤炭地下开采活动中，巷道掘进和工作面的回采引起的扰动将会打破原始地应力平衡状态，在复杂的应力条件下，巷道开挖引起的围岩应力重分布后最终形成的应力集中是导致破坏的主要原因。因此，研究围岩的应力状态、塑性区发育特征、位移变化规律是分析巷道发生非对称变形机理的关键。

利用UDEC离散元软件建立数值计算模型，进一步研究I030902回风巷非对称大变形机理，模型尺寸为宽×高=170 m×70 m×80 m，设计I030902回风巷开挖尺寸为宽×高=5.2 m×3.5 m，断层带宽度5 m，倾角70°，UDEC数值计算模型如图6所示。为精确捕捉回风巷围岩破坏特征并提高计算效率，I030902回风巷附近块体及断层采用UDEC内置的Trigon logic三角块体进行划分，其他非重点研究区域采用长宽比不等的矩形块体划分，锚杆、锚索及梯子梁等支护构件采用内置的rockbolt、cable、structure等单元进行模拟，模型左右边界及底部边界均采用位移边界固定，顶部施加6.6 MPa等效上覆岩层载荷。模型中块体及节理采用摩尔-库伦本构关系，基于实验室物理力学参数测定及数值模拟参数校正，模型中块体及节理最终采用的参数见表1。

表1 煤岩层物理力学参数

根据现场实测断层保护煤柱宽度，选取I030902回风巷断层侧距断层面4.8，10，16，20 m状态下围岩应力分布、变形特征、塑性区扩展规律进行模拟，进一步分析近断层巷道围岩非对称变形机理，为巷道支护设计提供可靠的借鉴依据。

2.3 围岩应力分布特征

为进一步量化分析回风巷围岩应力变化规律，提取不同断层煤柱宽度下回风巷垂直应力分布如图7所示。

图7 回风巷垂直应力分布

由图7可知，巷道附近存在断层时，巷道围岩对称应力分布状态受到扰动，断层的存在切断了围岩应力的传递方向，断层处围岩出现了明显的应力降低现象，且受断层弱化影响，围岩承载能力极低；断层煤柱宽度为4.8 m，巷道围岩近断层区域产生大范围应力降低区，仅在靠近断层上盘部分区域出现较小的应力集中，高应力向距断层较远的回采帮深处转移，应力峰值达到14.52 MPa，围岩变形剧烈，断层明显活化；断层煤柱宽度为10 m，巷道受到断层扰动影响开始减弱，且随着断层煤柱宽度的增加，此种现象更为明显；巷道靠近断层侧顶、底角深部出现明显的应力集中现象，回采帮应力峰值逐渐降低；断层煤柱宽度为20 m，巷道两帮应力基本呈现对称分布的特征，且应力峰值相对断层煤柱宽度4.8 m状态下，降低37%左右。

2.4 围岩浅部位移特征

不同断层煤柱宽度下回风巷围岩表面位移特征如图8所示。

由图8可知，受断层影响叠加扰动作用下，巷道近断层侧两帮围岩变形量明显大于回采帮围岩变形量，且底鼓量相对严重；并且随着回风巷距断层距离的增加，巷道非对称变形特征减弱；两帮移近量及顶底板移近量明显较小。

2.5 围岩塑性区发育特征

不同断层煤柱宽度下回风巷塑性区扩展特征分布如图9所示。

图9 回风巷塑性区扩展特征

由图9可知，当断层煤柱宽度为4.8 m时，回风巷靠近断层侧塑性区破坏范围大于采煤帮侧，巷道底板发生明显的非对称变形，且底板受拉剪混合破坏相对严重，底鼓量较大；当断层煤柱宽度为10 m时，回风巷巷道两帮及底板塑性破坏范围明显缩小，底鼓及两帮非对称变形特征也进一步减弱；当断层煤柱宽度为16 m时，回风巷围岩以张拉破坏为主，底板仅在底角出现V字形分布塑性区，底板中部未发生塑性破坏；巷道不受断层扰动影响(20 m煤柱，围岩两帮塑性区扩展范围基本呈均称状态分布，顶底板仅在两帮顶角及底角局部存在塑性区，底板中部无明显张拉破坏产生。

2.6 巷道围岩非对称变形机理

通过对近断层巷道围岩应力、位移及塑性区扩展规律的分析可知，近断层回采巷道围岩变形破坏机理：

1)断层破碎带附近围岩节理裂隙发育，处于应力异常区段，其附近巷道受断层扰动作用及采动应力叠加影响，围岩承载能力低；

2)锚网索主动支护虽能够有效改善围岩受力状态、控制围岩的变形，但巷道围岩受断层扰动影响后损伤程度较大，难以提供有效的锚固力，围岩受掘进扰动影响并应力调整后，其破坏程度进一步加剧；

3)常规的锚网索对称支护无法形成均匀承载结构，难以适应巷道近断层侧的复杂应力环境，进一步加剧了围岩非对称变形的产生。

3 近断层巷道非对称变形控制技术

根据现场巷道围岩变形特征及数值模拟反演分析结果，将近断层巷道分为三个区段进行加强支护：第一区段：煤柱宽度小于10 m区段(全锚索+注浆加固)；第二区段：煤柱宽度10～16 m区段(全锚索支护)；第三区段：煤柱宽度大于16 m区段(原支护+注浆加固)。加强支护方案如图10所示。

图10 加强支护方案(mm)

1)注浆加固。注浆可改巷道围岩内部弱面结构的力学性能，提高裂隙的内聚力和内摩擦角，提高围岩的承载强度，进一步提高主动支护系统的整体稳定性。为提高浆液在煤层微裂隙中的渗透扩散效果，保证浆液的胶结强度，要求浆液扩散半径能达到2.5 m以上，以保证相邻注浆孔浆液扩散交叉，注浆孔深度达到断层附近，注浆材料为高水材料，浆液水灰比为0.5∶1，注浆压力确定为2～3 MPa，注浆孔直径为42 mm，排距为1600 mm，采用自胀式封孔器(直径38 mm)封孔，封孔段距离孔口1500 mm。

2)全锚索支护。全锚索支护可以构建高强度主动支护体系，同时抑制岩体的滑移剪切特性。为提高巷道围岩的整体支护强度，全断面采用长短锚索并配合钢筋经纬网联合支护。顶板长锚索采用∅21.8 mm×L7200 mm预应力钢绞线，间排距1600 mm×900 mm，3-3-3布置，配套使用300 mm×300 mm×16 mm拱形托盘并配合钢筋梯子梁钢带支护；顶板短锚索采用∅21.8 mm×L4200 mm预应力钢绞线，间排距900 mm×900 mm，配套使用300 mm×300 mm×16 mm钢托盘；两帮采用∅18.9 mm×L4200 mm预应力钢绞线，间排距900 mm×900 mm，配套使用120 mm×120 mm×10 mm拱形托盘配合钢筋梯子梁使用，两帮及顶板配合钢筋经纬网联合支护，搭接宽度不小于100 mm。

4 现场实践

原巷道断面按照：刷帮→挖底→支护→注浆加固的修复顺序支护完成后，在三个区段内分别建立相应的表面位移测站(第一区段：测站1#、第二区段：测站2#、第三区段：测站3#)，对巷道围岩表面位移进行持续60 d的动态监测，监测结果如图11所示。工作面回采期间，三个区段内围岩变形监测结果如图12所示。

图11 巷道修复后变形监测结果

图12 工作面回采期间巷道变形监测结果

由图11、图12可知，联合支护下，巷道掘进期间支护状况良好，巷道变形趋于稳定，巷道两帮收敛量最大为182 mm，顶底板移近量最大为176 mm，相对原支护下两帮收敛量最大降低90%左右，顶底板移近量降低最大84%左右。巷道全长范围内无冒顶和煤帮剥落现象的产生。工作面回采期间，三个区段在工作面超前40 m范围巷道围岩产生缓慢变形；在超前工作面15 m位置两帮变形速度加快；超前工作面0 m位置，测站1#变形最大，两帮最大变形为463 mm，顶底板移近量最大为485 mm，确保工作面安全高效回采。

5 结 论

1)通过建立UDEC数值计算模型，反演了近断层巷道围岩非对称变形机理：断层破碎带应力异常、围岩裂隙发育、强度低，支护系统不均匀承载导致巷道围岩呈现非对称性大变形。

2)提出了一种分区注浆加固+高强锚索联合支护优化方案。高强度锚索提高围岩的抗剪切滑移性能，注浆可以加固断层附近的裂隙岩体、改善裂隙岩体的结构和力学性能、提高围岩的完整性和承载力。

3)现场监测结果表明，修复后巷道两帮收敛量最大为182 mm，顶底板移近量最大为176 mm；回采期间，超前工作面0 m位置，测站1#巷道两帮最大变形为463 mm，顶底板移近量最大为485 mm，确保工作面安全高效回采。