神角煤業(yè)斷層影響下巷道變形機理及補強支護技術(shù)研究

郭奇才

(山西鄉(xiāng)寧焦煤集團 神角煤業(yè)有限公司，山西 鄉(xiāng)寧 042103)

1 工程概況

神角煤業(yè)2107工作面位于井田北部的一采區(qū)，沿傾向布置，工作面可采長度1 246 m，傾斜長度180 m。主采2號煤層，平均煤厚2.43 m，煤層傾角5～9°，煤層結(jié)構(gòu)簡單。2107運輸巷沿2號煤層頂板掘進，頂板為粉砂巖，平均厚度4.14 m，底板為泥巖，平均厚度2.67 m。巷道原支護方案采用錨桿+錨索+塑鋼網(wǎng)聯(lián)合支護，頂板采用2.4 m長螺紋鋼錨桿，間排距900 mm×1 200 mm，兩幫采用2 m長玻璃鋼錨桿，間排距1 300 mm×1 200 mm，支護斷面如圖1所示。

圖1 運輸巷原支護示意(mm)

根據(jù)現(xiàn)場觀測，2107運輸巷在1 430 m及1 449 m處揭露斷層，落差分別為1.5 m和2.8 m，在斷層影響下，煤層走高，使得巷道頂板出現(xiàn)一定厚度的頂煤并夾有泥巖，兩幫和底板為煤體或泥巖，整體強度較弱。巷道在斷層引起的構(gòu)造應(yīng)力和相鄰2105工作面采動應(yīng)力的雙重影響下發(fā)生了嚴(yán)重的變形破壞，部分區(qū)域甚至出現(xiàn)了較大離層，原支護方案已無法保證巷道穩(wěn)定性，嚴(yán)重制約了后續(xù)正常生產(chǎn)。因此，本文以2107運輸巷為研究對象，對斷層和采動雙重作用段巷道補強支護進行研究。

2 巷道變形機理分析

2.1 斷層帶的影響

斷層地質(zhì)構(gòu)造中分為上盤和下盤，二者受拉力或壓力作用產(chǎn)生錯位，往往蘊藏有較大的能量，會導(dǎo)致周圍煤巖體產(chǎn)生較嚴(yán)重的塑性破壞。通過地應(yīng)力測試，2107運輸巷垂直斷層走向穿過斷層帶，巷道與斷層主應(yīng)力關(guān)系如圖2所示。

圖2 2107運輸巷與斷層構(gòu)造應(yīng)力位置關(guān)系

2107運輸巷掘進穿過斷層帶時，是由斷層上盤進入下盤，最大垂直主應(yīng)力σ1作用于頂板，同時兩幫在水平集中應(yīng)力影響下，斷層首先對底板造成影響，巷道出現(xiàn)底鼓，因此需對底板進行針對性加固；當(dāng)巷道穿過斷層破碎帶時，頂板承受較大垂直應(yīng)力，由于頂板較破碎且底板強度較低，巷道全斷面均產(chǎn)生較大變形，且此時頂板留有一定厚度頂煤，容易發(fā)生離層，需加強頂板支護；巷道穿過斷層帶后，頂板為強度較大的粉砂巖，底板和兩幫則為強度較低的泥巖和煤體，此時垂直集中應(yīng)力通過頂板傳遞至底板和兩幫，使得底板和兩幫吸收能量發(fā)生較大的塑性破壞。

通過FLAC3D模擬軟件對斷層附近垂直應(yīng)力分布和塑性破壞區(qū)進行模擬分析(如圖3所示)，斷層附近圍巖有明顯的應(yīng)力集中，同時，斷層上盤煤巖體的塑性破壞程度和范圍相對于下盤較大，將造成區(qū)段煤柱和煤柱側(cè)底板產(chǎn)生較大的變形破壞。

2.2 工作面采動的影響

2107運輸巷首先受到相鄰2105工作面1次采動影響，隨著本工作面推進受到2次采動影響，通過數(shù)值模擬分析了2105工作面回采后的支承壓力分布情況，如圖4所示，其側(cè)向支承壓力峰值為9.5 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)高達1.63，應(yīng)力峰值位于距采空區(qū)邊緣8 m處，且應(yīng)力增高區(qū)影響范圍為6～20 m。隨著2105工作面的回采，受采動影響，煤柱承受的支承壓力較大，加之?dāng)鄬訋У拇怪睉?yīng)力作用和塑性破壞，煤柱和煤柱側(cè)底板的變形破壞進一步加重，因此，在2017工作面回采前必須對斷層帶影響區(qū)域巷道進行針對性補強支護。

圖3 斷層附近垂直應(yīng)力及塑性區(qū)分布情況

圖4 2105工作面回采后側(cè)向支承壓力分布曲線

3 補強支護技術(shù)方案

根據(jù)前面的分析，2107運輸巷斷層影響帶的圍巖破壞特征主要表現(xiàn)為：頂煤破碎易離層、煤柱幫較實體煤幫變形嚴(yán)重、煤柱幫側(cè)底板底鼓量較大。需針對性地采用高強、高預(yù)緊力支護及非對稱性支護的補強支護方案。

3.1 破碎圍巖補強支護機理

破碎煤巖體的承載能力將隨著應(yīng)變的增大逐漸減小，達到應(yīng)力峰值后仍具有一定的強度，表現(xiàn)為應(yīng)變軟化和殘余強度兩種特性。如不及時給予補強控制，隨著變形的增大，破碎圍巖將失去承載能力，緊靠煤巖間的摩擦力維持，極易造成巷道的冒頂和片幫。

巷道破碎帶的煤巖體在掘進后一直處于低圍壓狀態(tài)，其殘余強度受圍壓影響明顯，采用高強度、高預(yù)緊力錨桿(索)進行補強，可依靠其錨固的恒阻特性，適應(yīng)圍巖大變形的同時仍提供較大的支護阻力，迅速提高圍壓，從而使得破碎煤巖體的殘余強度保持在穩(wěn)定的范圍內(nèi)，從而控制巷道的變形破壞。另外，原支護方案為均勻?qū)ΨQ的形式，而斷層帶附近的破碎圍巖呈現(xiàn)出非對稱變形的特征，需加強對煤柱幫的非對稱補強支護。

3.2 斷層帶巷道補強方案

1) 斷層帶影響區(qū)域頂板為煤體時的補強支護方案。由于煤層受斷層影響抬升，此時巷道頂板為一定厚度頂煤和泥巖，頂板在構(gòu)造應(yīng)力及采動應(yīng)力雙重作用下破碎程度更劇烈，需加強對頂板的支護。而原支護方案中，錨索的長度不足以錨固在破碎煤巖體以外的穩(wěn)定巖層上，無法充分發(fā)揮支護作用，因此提出加長錨索的主動支護，并配合工字鋼架棚的被動支護的補強方案。

頂板以及煤柱幫側(cè)均采用錨索梁支護，頂錨索采用D17. 8 mm×7 300 mm的規(guī)格，間距2 000 mm，每排布置2根，通過2 600 mm的工字鋼梁連接，錨索梁排距為2 400 mm；煤柱幫錨索采用D17. 8 mm×5 000 mm的規(guī)格，間距1 500 mm。每排布置2根，通過2 100 mm的工字鋼梁連接，錨索梁排距為2 400 mm，補強支護斷面如圖5所示。

圖5 頂板破碎段補強支護斷面(mm)

考慮到工字鋼架棚時施工不便，可適當(dāng)調(diào)整錨索間排距，調(diào)整范圍不超過150 mm。另外，2107工作面推進至該段區(qū)域時，應(yīng)加快推進速度，盡量減少二次采用應(yīng)力對圍巖的影響時間。

2) 斷層帶影響區(qū)域頂板為粉砂巖時的補強支護方案。該階段巷道圍巖的變形主要表現(xiàn)為煤柱幫壓縮變形和底鼓嚴(yán)重，需對煤柱幫和底板進行補強支護，如圖6所示，在原支護煤柱幫側(cè)每排錨桿之間補打3根錨桿，底角錨桿向下傾斜30°，均采用D20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×1 200 mm，錨桿均加長錨固，并將預(yù)緊力提高至150 N·m。

圖6 頂板堅硬段補強支護方案(mm)

4 補強支護效果分析

為觀測分析補強支護對2107運輸巷斷層附近圍巖的控制效果，在每個補強段的頂、底板及兩幫布置了觀測點，采用“十字布點法”對圍巖表面的位移進行觀測。由于斷層帶影響段巷道的主要變形破壞出現(xiàn)在煤柱幫和底板，因此主要對比分析補強支護前后的煤柱幫和底板的變形移近量，對比曲線如圖7所示。

由圖7可知，采用補強支護方案后，2107運輸巷斷層附近煤柱幫的最大變形量由補強前的240 mm降低至40 mm，且變形趨于穩(wěn)定的時長由補強支護前的20 d左右減少至10 d左右；運輸巷底板的最大變形量也由補強支護前的500 mm降低至80 mm，變形趨于穩(wěn)定的時長由25 d左右減少至13 d左右?，F(xiàn)場觀測結(jié)果表明，提出的補強支護方案有效控制了斷層、采動雙重影響段巷道的變形破壞，滿足了本工作面的正常安全回采。

圖7 補強支護前后巷道圍巖位移對比曲線

5 結(jié) 語

1) 通過地質(zhì)力學(xué)及數(shù)值模擬分析了斷層構(gòu)造應(yīng)力及采動應(yīng)力影響下2107運輸巷圍巖的變形破壞機理，相鄰2105工作面回采形成的側(cè)向支承壓力峰值高達9.5 MPa，應(yīng)力峰值系數(shù)達到了1.63，應(yīng)力增高區(qū)影響范圍大，而斷層帶附近煤巖體較為破碎，在支承壓力作用下，使得區(qū)段煤柱和煤柱側(cè)底板的變形破壞較為嚴(yán)重。

2) 針對巷道變形破壞機理提出了非對稱補強支護，現(xiàn)場觀測表明，采用補強支護方案后，斷層帶附近巷道煤柱幫和底板的最大變形量分別由補強前的240 mm和500 mm降低至40 mm和80 mm，且圍巖穩(wěn)定時間明顯縮短，表明補強支護方案有效改善了巷道的穩(wěn)定性，滿足了工作面安全回采需求。