史文豹李 楊張振全李傳明殷志強(qiáng)

(1.安徽理工大學(xué)深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控安徽省重點實驗室,安徽省淮南市,232001; 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)

斷層影響下巷道圍巖的力學(xué)特征及支護(hù)研究?

史文豹1李 楊2張振全2李傳明1殷志強(qiáng)1

(1.安徽理工大學(xué)深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控安徽省重點實驗室,安徽省淮南市,232001; 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)

針對巷道過斷層構(gòu)造難以穩(wěn)定支護(hù)的難題,以謝一礦A3煤層回風(fēng)上山為研究對象,采用現(xiàn)場調(diào)研、數(shù)值模擬及現(xiàn)場應(yīng)用等方法,研究了斷層構(gòu)造影響下巷道圍巖力學(xué)特征及支護(hù)技術(shù)。研究結(jié)果表明：受斷層構(gòu)造影響,巷道圍巖應(yīng)力分布特征差異明顯,尤其針對巷道掘進(jìn)過程中的關(guān)鍵區(qū)域,其支護(hù)方案側(cè)重點有所不同;相比巷道無支護(hù)情況,錨網(wǎng)索加強(qiáng)支護(hù)技術(shù)提高了巷道圍巖整體承載能力。工程實踐表明,采用該支護(hù)技術(shù)實現(xiàn)了過斷層區(qū)域巷道圍巖的有效支護(hù)。

斷層構(gòu)造 巷道支護(hù) 錨網(wǎng)索 合理位置

近年來,隨著淺部煤炭資源開采枯竭,各大礦井逐漸轉(zhuǎn)入深部開采階段,煤巖地質(zhì)環(huán)境不斷惡化,加上局部地區(qū)斷層構(gòu)造較為發(fā)育,給巷道掘進(jìn)施工帶來了較大困難,在斷層影響下,巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重,制約著礦井的安全高效生產(chǎn),因此有必要對斷層構(gòu)造作用下巷道圍巖的力學(xué)特征和支護(hù)技術(shù)進(jìn)行深入研究。

謝一礦作為淮南礦區(qū)的主力礦井,其A3煤層斷層構(gòu)造發(fā)育,且附近圍巖松散破碎,導(dǎo)致巷道變形破壞嚴(yán)重,維護(hù)極為困難。因此,本文結(jié)合謝一礦工程地質(zhì)條件,利用數(shù)值模擬、現(xiàn)場實測等方法分析了斷層構(gòu)造影響下巷道圍巖的應(yīng)力分布狀況和變形規(guī)律,進(jìn)一步研究錨桿(索)支護(hù)條件下巷道圍巖的穩(wěn)定性,為異常地質(zhì)條件下巷道的穩(wěn)定性控制提供借鑒。

1 工程概況

A3煤層回風(fēng)上山上限標(biāo)高約-474 m,下限標(biāo)高約-655 m,所處煤層北翼已回采至-660 m標(biāo)高,由于南翼為中央井田煤柱,故未進(jìn)行掘進(jìn)。A3煤層賦存穩(wěn)定,煤層厚度在1.5～4.2 m之間,平均厚度約為3.2 m,煤層頂?shù)装鍘r性穩(wěn)定,節(jié)理裂隙較發(fā)育。其中直接頂為灰色砂質(zhì)泥巖,厚度約1～4 m,平均為2 m,基本頂為11 m厚層狀中細(xì)砂巖,底板為3 m厚的細(xì)砂巖。

巷道所處煤巖層總體呈單斜構(gòu)造形態(tài),平均走向約340°,傾向NE方向,平均傾角21°。根據(jù)已有的地質(zhì)資料顯示,巷道掘進(jìn)范圍內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜,其中發(fā)育有一個Fs35小型斷裂構(gòu)造,斷層附近煤巖較為破碎,斷層走向17°,傾角35°～56°,落差2.4～3.0 m。

2 數(shù)值模型建立及模擬方案設(shè)計

2.1 模型的建立

本模型以謝一礦A3煤層Fs35斷層影響區(qū)域回風(fēng)上山為研究對象,構(gòu)建了FLAC3D三維數(shù)值模型。整個模型尺寸為100 m×140 m×148 m (長×寬×高),共計204480個單元格、214179個節(jié)點,模型側(cè)面限制水平移動,底面限制垂直移動,上部邊界按采深569 m施加垂直載荷,采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型進(jìn)行運(yùn)算分析。A3煤層回風(fēng)上山斷面設(shè)計為矩形,寬4.8 m,高2.6 m。模擬的斷層與巷道相交于x軸坐標(biāo)為35 m位置,傾角50°。模型采用巖層力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 煤巖層力學(xué)參數(shù)

本次模擬采用斷層弱化法和Interface命令進(jìn)行斷層模擬,即在模型中采用Interface命令模擬斷層非連續(xù)面的同時,對非連續(xù)面兩側(cè)巖體進(jìn)行弱化,單獨賦值。斷層破碎帶寬度取5.0 m,即需要對斷層面兩側(cè)各2.5 m范圍內(nèi)的巖層進(jìn)行單獨賦值弱化。根據(jù)經(jīng)驗,斷層破碎帶內(nèi)圍巖力學(xué)參數(shù)一般取泥巖力學(xué)參數(shù)的1/20,具體參數(shù)見表1。

2.2 數(shù)值模擬支護(hù)方案設(shè)計

模擬支護(hù)時,采用?22 mm×2500 mm預(yù)拉力錨桿,預(yù)緊力為120 kN,采用?21.8 mm× 4200 mm、?21.8 mm×6200 mm兩種規(guī)格的錨索,預(yù)緊力為200 kN;巷道頂板采用錨桿索聯(lián)合支護(hù),錨桿、錨索間排距分別為750 mm×800 mm和1600 mm×1600 mm;巷道兩幫采用錨桿支護(hù),間排距為750 mm×800 mm;斷層區(qū)域采用全斷面7根錨索對關(guān)鍵部位進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng),其中頂板錨索規(guī)格為?21.8 mm×6200 mm,兩幫錨索規(guī)格為?21.8 mm×4200 mm。

2.3 數(shù)值模擬監(jiān)測方案設(shè)計

分別沿模型x軸方向30 m(靠近斷層左邊界)、35 m(斷層區(qū)域)、40 m位置(靠近斷層右邊界)設(shè)置監(jiān)測截面,見圖1,對巷道圍巖垂直應(yīng)力分布及巷道表面位移進(jìn)行監(jiān)測分析。

圖1 斷層區(qū)域示意圖

3 斷層構(gòu)造作用下巷道圍巖力學(xué)特征

3.1 巷道圍巖應(yīng)力分布特征

3.1.1 無支護(hù)條件下巷道圍巖應(yīng)力分布

無支護(hù)條件下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布如圖2所示。

圖2 無支護(hù)條件下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布

由圖2(a)可以看出,30 m截面位置巷道下方存在斷層,故巷道底板處于垂直應(yīng)力降低區(qū),同時巷道兩幫及上方圍巖應(yīng)力較為集中,其峰值位置在巷道肩角約7 m處,最大值為17 MPa,這是由于斷層的存在導(dǎo)致底板巖層松散破碎、承載能力降低,應(yīng)力向巷道兩幫及上方圍巖進(jìn)行轉(zhuǎn)移的結(jié)果。

由圖2(b)可以看出,35 m截面位置巷道正好處于斷層區(qū)域,巷道圍巖均為松散破碎巖體,承載能力較低,垂直應(yīng)力降低區(qū)域范圍明顯增大,同時巷道兩幫圍巖應(yīng)力較為集中,其峰值位置在巷道兩幫約8 m處,最大值為16 MPa。

由圖2(c)可以看出,40 m截面位置巷道上方存在斷層,故巷道頂板處于垂直應(yīng)力降低區(qū),同時巷道兩幫及下方圍巖應(yīng)力較為集中,應(yīng)力峰值在巷道底角約5 m處,最大值為18 MPa,這是由于斷層的存在導(dǎo)致頂板巖層松散破碎、承載能力降低,應(yīng)力向巷道兩幫及下方圍巖進(jìn)行轉(zhuǎn)移的結(jié)果。

3.1.2 錨桿(索)支護(hù)條件下巷道圍巖應(yīng)力分布

錨桿(索)支護(hù)條件下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布如圖3所示。

圖3 錨桿索支護(hù)狀態(tài)下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布

對比圖2和圖3可以發(fā)現(xiàn),30 m和35 m截面位置巷道圍巖垂直應(yīng)力分布形態(tài)與無支護(hù)條件下類似,但垂直應(yīng)力降低區(qū)范圍明顯縮小,尤其是巷道頂板和兩幫縮小較為顯著,表明錨桿索加強(qiáng)支護(hù)提高了巷道圍巖的整體承載能力,使得頂板及兩幫得到有效控制。相比無支護(hù)條件下,40 m截面位置巷道圍巖應(yīng)力分布形態(tài)發(fā)生明顯改變,這主要是因為巷道上方存在斷層,而巷道底板及兩幫圍巖較為完整,頂板在錨索的支護(hù)作用下承載性能恰與底板相近,而原本完整的巷道兩幫經(jīng)過支護(hù)作用后成為圍巖承載能力最大的區(qū)域,故巷道兩幫應(yīng)力較為集中。

3.2 巷道圍巖位移變化特征

3.2.1 無支護(hù)條件下巷道圍巖位移變化

巷道在無任何支護(hù)條件下的頂?shù)装灞砻嫖灰谱兓鐖D4所示。

圖4 無支護(hù)條件下巷道圍巖位移變化

由圖4可知,在無支護(hù)條件下巷道頂板下沉量隨著截面位置的增大不斷增大,下沉量最大值為1098 mm;巷道底板鼓起量從大到小依次為：40 m截面位置處為1286 mm、30 m截面位置處為867 mm、35 m截面位置處巷道為765 mm,結(jié)合巷道圍巖垂直應(yīng)力分布圖(圖2)可知,40 m截面位置巷道底板應(yīng)力產(chǎn)生集中,故底板位移量最大,30 m截面位置巷道底板應(yīng)力雖然小于35 m截面位置,但由于底板下方為斷層,巷道圍巖松散容易變形,因此其位移量大于35 m截面;巷道兩幫移近量隨著截面位置的增大不斷增大,其中40 m截面位置巷道兩幫距應(yīng)力集中區(qū)最近,位移量最大為2866 mm,35 m截面位置次之,30 m截面位置最小,同時巷道兩幫移近量基本上都大于頂?shù)装逡平?這主要是因為巷道兩幫應(yīng)力較大的緣故。

3.2.2 錨桿(索)條件下巷道圍巖位移變化

巷道在錨桿(索)條件下的頂?shù)装灞砻嫖灰谱兓鐖D5所示。

圖5 錨桿索支護(hù)條件下巷道圍巖位移變化

比較圖4和圖5可知,在錨桿索支護(hù)條件下,頂板下沉量得到很好控制,其中,40 m截面位置頂板下沉量最大,30 m截面位置最小。這是由于40 m截面位置處巷道頂板上方是松散的斷層區(qū)域,而支護(hù)無法達(dá)到上部斷層的深度,因此位移量最大;底板鼓起量雖也有所減小,但減小并不顯著;巷道兩幫位移量得到很好的控制,其中30 m截面位置兩幫位移量最大為499 mm。

綜上所述,當(dāng)巷道受斷層影響時,其圍巖控制關(guān)鍵是通過合理的支護(hù)措施,使得巷道圍巖強(qiáng)度均勻分布,降低或消除應(yīng)力集中現(xiàn)象,例如,當(dāng)斷層經(jīng)過巷道下方時,應(yīng)考慮對底板進(jìn)行支護(hù),防止底鼓過大影響生產(chǎn)。

4 現(xiàn)場實測

回風(fēng)上山進(jìn)行錨桿索聯(lián)合支護(hù)后,通過對斷層附近巷道表面位移測站所得數(shù)據(jù)進(jìn)行處理,得出巷道兩幫移近及頂板下沉量、兩幫移近及頂板下沉速率變化曲線圖,如圖6所示。

圖6 巷道圍巖表面位移變化曲線圖

(1)巷道掘出15 d后,頂板累計下沉量為25 mm,其中第1 d僅下沉1 mm,第2～3 d下沉最為劇烈,共下沉7 mm,占總下沉量的28%,且下沉速率在此期間最高可達(dá)到3.5 mm/d,第4～10 d頂板下沉11 mm,占總變形量的44%,之后5 d總共下沉6 mm,下沉速率最終穩(wěn)定在1 mm/ d。

(2)巷道掘出15 d后,兩幫累計移近量為77 mm,其中第1 d移近2 mm,第2～3 d變形最為劇烈,共移近22 mm,占總變形量的28.6%,且下沉速率在此期間最高可達(dá)到11 mm/d,第4～10 d兩幫移近36 mm,占總變形量的46.8%,移近速率穩(wěn)定在5.1 mm/d左右,之后5 d總共移近17 mm,且移近速率有降低趨勢,平均速度為3.3 mm/d。綜上所述,巷道采用錨桿索加強(qiáng)支護(hù)效果良好,圍巖變形得到有效控制,礦壓顯現(xiàn)也較為緩和。

5 結(jié)論

(1)斷層的存在導(dǎo)致不同區(qū)域的巷道圍巖應(yīng)力重新分布特征差異明顯,因此,過斷層巷道圍巖控制關(guān)鍵是針對不同區(qū)域巷道采取適當(dāng)?shù)闹ёo(hù)措施,使得巷道圍巖強(qiáng)度分布均勻,降低或消除應(yīng)力集中現(xiàn)象。

(2)通過模擬分析對比有無支護(hù)條件下的巷道圍巖應(yīng)力場和位移場發(fā)現(xiàn),錨桿索加強(qiáng)支護(hù)提高了巷道圍巖整體承載能力,使得巷道圍巖得到有效控制。

(3)工程實踐表明,巷道采用錨桿索加強(qiáng)支護(hù)效果良好,圍巖變形得到有效控制,礦壓顯現(xiàn)也較為緩和,研究成果可為類似條件下巷道的穩(wěn)定控制提供依據(jù)。

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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,安徽理工大學(xué)碩士,主要從事礦山壓力與巖層控制方面的研究工作。

(責(zé)任編輯 張毅玲)

深部煤礦采動響應(yīng)與災(zāi)害防控安徽省重點實驗室開放基金(KLDCMERDPC14105),安徽省自然科學(xué)基金資助項目(1408085MKL41),安徽省高等學(xué)校自然科學(xué)研究資助項目(KJ2015A091),安徽省自然科學(xué)基金資助項目(1408085 MKL42)