断层构造区域巷道掘进与围岩控制技术研究

王力伟

(山西焦煤汾西矿业集团 两渡煤业有限责任公司,山西 晋中 031300)

1 矿井概况

汾西矿业集团两渡煤业有限责任公司29(10)01工作面位于二采区,二采区由西向东布置有:二采回风巷、二采胶带巷、二采轨道巷,三条巷道相互平行。29(10)01工作面位于三条大巷的南部,西侧为轨道巷,东侧为运输巷,南侧为切眼,工作面由东向北方向推进。工作面东部为F3断层,落差最大为50 m,倾角55°,破碎带厚度2～5 m,平均厚度3 m,29(10)01运输巷全长约790 m,巷道轴线方向与断层走向平行,巷道与F3断层之间留有10～30 m保护煤柱,工作面及断层位置如图1所示。运输巷与二采回风巷构成回风系统,在29(10)01运输回风联巷与二采胶带巷交叉处为溜煤眼。本工作面盖层厚度为271～366 m.本工作面开采煤层为石炭系太原组10号煤,平均厚度为4.6 m.

图1 工作面位置示意

随着我国煤炭资源的持续开采,埋藏深度较浅、地质条件较简单的煤炭资源已开采殆尽,开采作业不得不面临断层等地质构造的影响,断层的走向、倾向等参数随着空间不断变化,断层构造区域原岩应力分布情况复杂,围岩破碎严重、稳定性差,近断层巷道的支护问题异常突出,特别是当巷道沿断层走向方向布置时,巷道受到断层构造的影响程度不断改变,全巷道采用相同的支护方案及参数时,不可避免地造成成本的浪费或者围岩的失稳,不能满足巷道支护的需求,因此为解决沿断层走向布置巷道的支护难题,以两渡煤业29(10)01运输巷为例,对其支护措施展开研究。

2 断层构造对巷道稳定性影响模拟分析

2.1 巷道支护及数值模拟方案

两渡煤业29(10)01运输巷为29(10)01工作面回采巷道,设计沿10号煤层顶板掘进,采用矩形断面宽×高=5.0 m×3.2 m,参照该矿典型的煤巷支护设计其锚网索布置参数如下:①顶板支护:锚杆规格为Φ22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆,间排距800 mm,锚固力不小于120 kN,预紧力达到200 kN·m,锚索规格为Φ17.8 mm×8 500 mm,间、排距均为1 200 mm×1 600 mm;每根锚索均配3支锚固剂,锚固力不小于180 kN,预应力120 kN.②护帮支护:帮支护锚杆规格为Φ22 mm×2 400 mm左旋无纵螺纹钢锚杆,W短节钢带规格450 mm×220 mm×3 mm及托盘规格110 mm×110 mm×10 mm,使用菱形金属网Φ4 mm×80 mm×80 mm.锚杆间排距800 mm,在帮部底角处增设底角锚杆,29(10)01运输巷原支护设计如图2(a)所示。

图2 巷道原支护及数值模拟方案示意

两渡煤业29(10)01运输巷与F3断层间煤层5～30 m,根据矿井已有地质资料,采用CAD软件建立断层构造附近的地层模型,然后导入ANSYS软件中进行网格划分,最后导入FLAC3D读取后得到数值模型[1-2],为方便计算对模型进行适当简化,模型X轴、Y轴方向分别为煤层的倾斜方向、走向方向,设计模型X轴方向长200 m、Y轴方向宽50 m,模型高度120 m,断层走向沿Y轴方向,落差50 m,倾角60°,上盘与下盘之间存在厚度3 m的破碎带,顶底板及破碎带具体参数如表1所示。模型顶部未建立的岩层总厚度约480 m,顶部自由边界施加10.95 MPa的压应力,模型四周边界施加5.62 MPa初始水平应力,所建模型如图2(b)所示。

表1 工作面顶底板主要岩层力学参数

2.2 模拟结果分析

根据29(10)01运输巷与F3断层相对位置分布特征,分别在距离断层交线5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m处进行巷道的开挖及支护,据此分析不同断层保护煤柱情况下巷道围岩稳定性,根据数值模拟计算得到原有支护条件下围岩塑性区分布如图3所示,巷道表面最大位移量见表2.

表2 巷道表面变形量数值模拟结果

图3 围岩塑性区分布模拟结果

根据图3所示结果并结合表2数据分析可得,当巷道与断层间保护煤柱宽度为5 m、10 m、15 m时,巷道围岩出现大面积的塑性破坏区,两帮煤岩体塑性破坏深度达到4.0～5.0 m,尤其是断层保护煤柱一侧,煤体塑性破坏范围一直蔓延至断层破碎带,底角煤岩体的剪切破坏深度尤其大,在远离断层侧煤帮未出现此现象,断层侧煤帮最大水平位移量达到436～687 mm,而远离断层侧最大水平位移量仅为186～253 mm,底板最大底鼓量也达到185～443 mm.由此说明,当断层保护煤柱小于15 m条件下,断层会对巷道围岩稳定性造成较大的不利影响,原支护对于巷道围岩变形及塑性破坏的控制效果不明显。当巷道与断层间保护煤柱宽度为20 m、25 m、30 m时,巷道两帮及顶底板围岩塑性区分布基本沿巷道中线对称,巷道两帮最大水平位移量差异也很小,围岩破坏的各项指标逐渐降低,表明断层构造对于巷道围岩稳定的影响显著减弱,预计原支护设计基本能够满足围岩控制要求。

3 近断层巷道支护设计

3.1 支护方案设计

结合全文数值模拟研究结果可知,29(10)01运输巷与F3断层间保护煤柱宽度不小于20 m时,原支护条件下巷道表面变形量较小,围岩总体稳定性良好;29(10)01运输巷与F3断层间保护煤柱小于20 m时,断层构造对于巷道围岩稳定性产生较大影响,原支护条件下煤柱帮水平位移过大,同时导致底板底鼓量和顶板下沉量也较大,需采取适当的加固措施;因此,可根据29(10)01运输巷与F3断层间距离将其分为4段:I区段(巷道里程75～190 m)、III区段(巷道里程310～725 m),与断层间保护煤柱宽度不小于20 m,采用前文所述原支护方案;II区段(巷道里程190～310 m)、IV区段(巷道里程725～840 m),与断层间保护煤柱宽度小于20 m,为针对性解决断层煤柱帮过度内移及底板底鼓变形问题,在近断层帮“迈步交错”布置长锚索,锚索规格Φ17.8 mm×6 300 mm,近断层侧布置两根规格Φ22 mm×2 400 mm,间排距800 mm,支护详情如图4所示。

图4 巷道支护示意(单位:mm)

3.2 支护效果模拟研究

为验证29(10)01运输巷II区段、IV区段优化支护方案的可行性,采用前文所述数值模型进行模拟计算,巷道开挖断面与断层间煤柱宽度为15 m,在优化支护条件下,巷道围岩塑性区分布和位移分布如图5所示。分析可得,采用优化支护方案条件下,两帮围岩塑性破坏区基本呈对称分布,断层侧煤帮塑性破坏区延伸现象消除,巷道围岩总体塑性区分布范围和深度明显减小,断层侧煤帮最大水平位移248.7 mm,底板最大底鼓量143 mm,回采帮最大水平位移115.5 mm,顶板最大下沉量110.3 mm,巷道围岩变形量显著降低,控制效果良好。综上可知,本文所设计的支护方案具有可行性。

图5 方案围岩控制效果模拟结果

4 实践应用效果考察

两渡煤业29(10)01运输巷道掘巷阶段采用前文所述支护方案,掘巷期间采用“十字交叉法”监测巷道表面围岩变形量及锚杆载荷[3-4],以巷道里程250 m(II区段)为例,通过整理得到巷道表面变形量及锚杆载荷变化曲线如图6所示。可以看出,巷道支护完成前40 d,巷道表面变形量及锚杆载荷呈逐渐增大趋势,支护完成40 d以后,巷道表面变形量和锚杆载荷基本保持不变,巷道表面煤柱帮变形最为明显,最大为92 mm,底板底鼓量为86 mm,顶板下沉量82 mm,实体煤帮最大变形量为73 mm,巷道表面总体变形量很小;顶板锚杆载荷最大为86 kN,实体煤帮锚杆载荷最大为66 kN,所有锚杆载荷均小于其设计锚固强度120 kN,工作面性能良好。综上可知,本次研究设计的支护方案合理有效。

图6 掘巷阶段综合矿压监测结果

5 结 语

文章以两渡煤业29(10)01运输巷道在断层构造影响区域掘进为背景,借助数值模拟手段进行巷道围岩塑性区和位移场的研究分析,结果表明,在矿井传统煤巷锚网索支护条件下,与断层间保护煤柱为5～15 m时,巷道围岩塑性破坏区呈非对称分布,变形量较大,断层对于巷道围岩稳定性不利影响显著;与断层间保护煤柱为20～30 m时,巷道围岩塑性破坏区基本呈对称分布,巷道表面变形量整体较小,原设计支护效果较好。为针对性解决断层构造影响下巷道断层侧煤帮及底板过度变形问题,在原支护基础上,通过增加帮部锚索和底板锚杆进行治理,数值模拟研究结果验证了方案可行,实践阶段矿压监测表明,29(10)01运输巷道掘巷期间围岩控制效果较好,此次设计的支护方案及参数合理有效。