22117回风巷围岩塑性区及松动破坏特征分析

唐满元,苗晓伟*,李青锋,彭跃金

(1.潞宁煤业有限责任公司,山西 忻州 036700;2.湖南科技大学 资源环境与安全工程学院,湖南 湘潭 411201)

巷道围岩塑性区形态决定了巷道围岩的破坏形式及破坏程度.马念杰等[1]通过对巷道围岩塑性区形态及变化规律的研究,发现在不同围压状态下均质围岩圆形巷道塑性区一般表现出圆形、椭圆形、蝶形3种形态.张继华等[2]通过分析松散软岩巷道失稳机理得出巷道围岩塑性区半径随着初始支护强度与原始地应力比值的增加逐渐减小,但塑性区范围仍然很大.曹吉胜等[3]通过对影响参数敏感性因素分析并进行线性回归,得出塑性区宽度与各影响因素的关系式,为深部条带开采设计提供参考.KASTNER[4]依照弹性理论求解得到塑性区边界的近似隐式方程,此法在“蝶形塑性区”理论[5-10]得到了很好的继承、发展与应用,为巷道稳定性评估及支护方案的设计等提供了有力的理论支撑.松动圈是巷道稳定性判别和支护设计的重要依据,对于保障巷道施工安全具有重要意义[11].徐世达等[12-14]通过测试深部巷道围岩松动圈厚度,揭示了其分布特征及演化规律.杨凡等[15]对巷道围岩松动圈演化规律进行了现场监测,为围岩松动圈范围及锚杆支护参数的确定提供可靠依据,具有较高的工程实用价值.但对于不同的地质条件以及开采方式,巷道塑性区及松动破坏特征不尽相同,因此本文以潞宁煤业22117回风巷为研究对象,对巷道围岩塑性区及其松动破坏特征进行分析,为22117回风巷围岩控制提供指导作用.

1 巷道围岩塑性区数值模拟研究

1.1 建立模型

图1 数值模型

根据矿山资料显示,潞宁煤业公司22117工作面位于侏罗系大同组上部的2#煤,处于井田二二采区中下部,上部为二二采区22115采空区,煤柱15 m,下部为二二采区22119回采工作面,未形成回采工作面.22117工作面区域地层整体为南东向倾斜的单斜构造,煤层走向N48°W,倾向S138°E,且工作面区域内煤层结构简单,中部夹不连续的薄层炭质泥岩夹矸,煤层平均厚度3.6 m.煤层上覆顶板大同组由下往上依次主要为细粒砂岩(以长石为主)、砂质泥岩、粉砂岩、中粒砂岩、细粒砂岩(以石英为主),总厚42 m.

为研究巷道围岩塑性区的发育情况,采用FLAC3D数值分析软件进行模拟,为进行尽可能理想的数值模拟,对煤层采用应变硬化/软化模型,对其他岩层则均采用常规摩尔-库伦模型.模型整体尺寸为100 m×15 m×66.5 m ,共划分为798 000个网格.其中,巷道尺寸为4.5 m×3.6 m ,煤柱宽度为15 m,采空区设计开挖30 m 左右,岩层上部按不同埋深施加应力,容重取25 kN/m3,模型图如图1所示,煤岩层物理力学参数如表1所示.

表1 煤岩层物理力学参数

1.2 同一煤柱宽度不同埋深条件下塑性区发育情况

根据潞宁煤业矿山地质资料及地表地形图选取6种不同埋深条件对围岩塑性区进行分析,如图2所示为不同埋深条件下围岩塑性区发育情况.

根据模拟结果显示,图2a所示煤的埋深为437.5 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现0.8～1.2 m的塑性区,靠近采空区一侧出现3.5～4.0 m的塑性区;图2b所示煤的埋深为475 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现1.3～1.8 m的塑性区,靠近采空区一侧出现4.5～5.0 m的塑性区;图2c所示煤的埋深为512 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现2.0～2.5 m的塑性区,靠近采空区一侧出现5.5～6.0 m的塑性区;图2d所示煤的埋深为520 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现2.7～3.2 m的塑性区,靠近采空区一侧出现6.5～7.5 m的塑性区;图2e所示煤的埋深为544 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现3.0～4.0 m的塑性区,靠近采空区一侧出现7.5～8.0 m的塑性区;图2f所示煤的埋深为566 m,此时煤柱靠近巷道一侧出现4.5～5.0 m的塑性区,靠近采空区一侧出现8.5～9.0 m的塑性区.图2a～图2f可以看出顶板基本没有发生破坏,煤体侧塑性区大小基本处于0.8～1.2 m内.由此可见,随着煤层埋深逐渐增加,22117回风巷煤柱塑性区逐渐增加,顶板及煤体侧塑性区基本没有变化.同时,为研究同一埋深条件下,不同煤柱宽度时塑性区的发育情况,采用FLAC3D数值软件做了进一步分析.

图2 不同埋深条件下围岩塑性区发育情况

1.3 同一埋深条件下不同煤柱宽度塑性区发育情况

为进一步了解上覆岩层压力作用下围岩塑性区的发育情况,选取巷道埋深位于550 m的位置,分别取10,12,18,20 m煤柱为研究对象进行模拟,如图3所示.

图3 同一埋深条件下不同煤柱宽度的塑性区发育情况

根据模拟结果显示,图3a煤柱宽度10 m的情况下,煤柱靠近巷道一侧塑性区范围在4 m左右,而煤柱靠近采空区一侧塑性区范围在7 m左右,煤柱两侧塑性区出现叠加现象;图3b煤柱宽度12 m的情况下,煤柱靠近巷道一侧塑性区范围在3.5～4.0 m,而煤柱靠近采空区一侧塑性区范围在8 m左右,煤柱两侧塑性区同样出现叠加现象;图3c煤柱宽度18 m的情况下,煤柱靠近巷道一侧塑性区范围在3.5～4.0 m,而煤柱靠近采空区一侧塑性区范围在9 m左右,煤柱两侧塑性区相距较远;图3d煤柱宽度20 m的情况下,煤柱靠近巷道一侧塑性区范围在3.0～3.5 m,而煤柱靠近采空区一侧塑性区范围在8.0～8.5 m,煤柱两侧塑性区相距较远.而图3a～图3d可以看出顶板基本没有发生破坏,煤体侧塑性区大小基本处于1.5～3.5 m.由此可见,在同一埋深条件下,煤柱侧塑性区发育随着煤柱宽度增加到一定值时,煤柱侧塑性区范围稳定后逐渐降低,而弹性核区范围随着煤柱宽度增加而逐渐增加,但顶板及煤体侧塑性区基本没有变化.

综上所述,在同一煤柱宽度条件下,随着煤层埋深逐渐增加,煤柱塑性区范围逐渐增加,但弹性核区范围随着煤层埋深逐渐增加而减小;在同一埋深条件下,煤柱侧塑性区发育随着煤柱宽度增大到一定值时,煤柱侧塑性区范围稳定后逐渐降低;但是,弹性核区范围随着煤柱宽度的增加会逐渐增加;不管哪种条件下,顶板及煤体侧均处于稳定状态.

2 巷道围岩钻孔窥视

2.1 探测断面布置

为进一步验证模拟的正确性,在22117回风巷设置两个监测断面(断面1和断面2)进行围岩钻孔窥视,钻孔窥视断面布置如图4所示,断面1距回风巷入口处584.8 m,包括4个探测孔,分别为顶板上2个探测孔,孔深为15 m；上帮1个探测孔,孔深为10 m;下帮1个探测孔,孔深为6 m;断面2距回风巷道入口处530.8 m,共3个钻孔,分别为1个顶板孔,孔深为15 m；上帮1个探测孔,孔深为10 m;下帮1个探测孔,孔深为6 m.

图4 钻孔窥视断面布置

2.2 探测结果分析

2.2.1 断面1窥视结果分析

图5和图6分别为断面1中的1#顶板孔和2#顶板孔的窥视结果。根据断面1窥视结果可以看出,1#顶板孔0～3.4 m内顶板完整无裂隙出现,3.4～3.8 m内出现少量的横向裂纹,并不影响顶板的完整性,3.8～5.4 m内顶板岩层十分完整,无裂纹产生,在5.4 m左右,顶板探测孔逐渐出现对称的裂纹,并贯穿整个顶板孔,疑似顶板断裂线,除此之外顶板完整;从2#顶板孔围岩探测结果可以看出,0～2 m内顶板完整无裂隙出现,2～3.5 m内出现少量的纵向裂纹,并不影响顶板的完整性,在3.5 m左右,顶板探测孔逐渐出现对称的裂纹,并贯穿整个顶板孔,疑似顶板断裂线,除此之外顶板完整.由图5和图6结合22117回风巷掘进作业规程可确定,直接顶厚度3.5 m左右,其中中细粒砂岩1.5 m,砂质泥岩2.5 m;基本顶(粉砂岩)厚度大于10 m;顶板围岩松动圈在1.0 m以下,掘进对顶板围岩松动圈的影响较小.但是,上邻近22115工作面开采使基本顶在倾向上的弯、拉断裂线位于22117回风巷顶板,其断裂角atan(1.9/1.3)=55.6°.

图5 1#顶板孔窥视(断面1)

图6 2#顶板孔窥视(断面1)

如图7所示,从上帮探测孔围岩探测结果可以看出,0～1.0 m内围岩较为完好;1.2～1.5 m内围岩出现横向裂纹;2.0～2.5 m内围岩出现纵向裂纹,孔壁有煤体落下;2.5～3.1m内围岩横向裂纹增多,较为破碎;3.6～4.0 m内围岩纵向裂纹增多,孔壁煤体部分掉落,较破碎;4.0～6.4 m内围岩纵向裂纹继续发育,孔壁煤体掉落较多,纵向裂纹深度增加,围岩破碎;在7.0 m之后围岩较为完整,无裂纹出现.由此可以看出围岩松动圈介于2.5～6.5 m.结合上帮2.4 m长的锚杆(锚固长度1.2 m)可得到,巷道上帮锚杆支护效果好,尤其是0～1.2 m内煤体在锚杆的高预应力作用下围岩较为完好.但是,因锚索锚固粘结内煤体松动破坏,锚索部分锚固失效,故在2.5～4.0 m内围岩破碎.

图7 上帮孔窥视(断面1)

如图8所示,从下帮探测孔围岩探测结果可以看出,0～1.0 m内围岩较为完好;1.5～2.1 m内围岩出现纵向裂纹;2.5～3.3 m内围岩纵向裂纹扩展,煤体较完整;3.5～4.0 m内煤体较松散,并有少量煤体离层脱落;4.0～5.0 m内煤体出现较为严重的煤体破碎脱落、离层现象;5.5～6.0 m内离层现象减少,煤体内仍然较为破碎.由此可得知,下帮锚杆支护对围岩控制效果较好,但在煤体深部非锚固区3.5～5.0 m内围岩破坏严重.

图8 下帮孔窥视(断面1)

综上所述,断面1巷道上下帮围岩松动圈非常大,受22115采空区基本顶弯曲下沉的影响严重,与上述数值模拟结果吻合.因上帮锚索支护效果较差,需优化锚索支护参数,同时在下帮锚索支护.

2.2.2 断面2窥视结果分析

如图9所示,根据断面2窥视结果可以看出,整个顶部探测孔围岩较为完整,没有出现裂纹,观测中仅有在不同岩层之间出现少量的夹层,顶板围岩松动圈在1.0 m以下,掘进对顶板围岩松动圈的影响较小.

图9 断面2顶板孔窥视

如图10所示,从上帮探测孔围岩探测结果可以看出,0～1.2 m内围岩较为完好;1.2～1.5 m内围岩出现纵向裂纹;2.3～2.9 m内围岩出现横向裂纹,煤体较破碎;3.3～4.0 m内围岩横向裂纹增多,煤体破碎,孔壁塌落较多;4.4～5.5 m内孔径缩小、孔壁塌落,煤体极为破碎;6.0～6.5 m内孔壁的煤体全塌落,孔径缩小较大,无法继续探测.由此可以看出围岩松动圈大于6.5 m.钻孔窥视结果表明,巷道上帮锚杆支护效果好,尤其是0～1.2 m内煤体在锚杆的高预应力作用下围岩完好.但是,因锚索锚固粘结内煤体松动破坏,锚索部分锚固失效,故在2.5～4.0 m内围岩破碎.

图10 断面2上帮孔窥视

如图11所示,从下帮探测孔围岩探测结果可以看出,0～1.0 m内围岩较为完好,2.6～3.1 m内围岩出现横向裂纹,3.6～4.4 m内围岩纵向裂纹增多.由此可得知,下帮锚杆支护对围岩控制效果较好,但在煤体深部非锚固区2.6～4.0 m内围岩裂隙较发育.

图11 断面2下帮孔窥视

综上所述,断面2巷道上帮围岩松动圈的影响非常大,下帮较小,说明受22115采空区基本顶弯曲下沉的影响严重,与断面1窥视结果及上述数值模拟结果吻合.故为了巷道围岩稳定性,应优化锚杆(索)的支护参数,以加强巷道上、下两帮的围岩控制.

3 结论

1)不同条件对于煤柱塑性区范围的影响较大,而对于巷道顶板及煤体塑性区范围影响较小.

2)钻孔窥视显示,上帮围岩受上覆岩层弯曲下沉影响严重,下帮次之,巷道顶板受影响相对较小.

3)数值模拟及钻孔窥视综合对比发现,22117回风巷煤柱受上覆岩层弯曲下沉影响破碎严重,需及时对其进行支护,并应适时增加锚索对上帮围岩加强支护.