穿斷層帶巷道圍巖變形特征數(shù)值模擬分析

吳明明

(陜西能源馮家塔礦業(yè)運(yùn)營有限責(zé)任公司，陜西 榆林 719400)

0 引言

我國煤炭開采以井工開采為主，巷道掘進(jìn)工程量巨大。斷層是巖層或巖體沿破裂面發(fā)生明顯位移的斷裂構(gòu)造，多數(shù)情況下是低強(qiáng)度、易變形的軟弱圍巖，與其兩側(cè)巖體在物理力學(xué)特性上具有顯著的差異[1-4]。通常，斷層會(huì)破壞巖層的連續(xù)性和整體性，導(dǎo)致其附近圍巖破碎、應(yīng)力異常，極易發(fā)生冒頂、底鼓等事故制約煤礦安全高效生產(chǎn)[5-7]。研究斷層附近的應(yīng)力分布規(guī)律及變形破壞特征不僅能保證巷道安全快速掘進(jìn)，提高經(jīng)濟(jì)效益，而且對(duì)穿斷層帶巷道維護(hù)問題有重要的理論及實(shí)踐指導(dǎo)意義。

1 工程背景

任樓煤礦井田內(nèi)共發(fā)育落差大于5 m的大中型斷層35條，其中落差大于100 m的斷層共有4條，生產(chǎn)地質(zhì)條件較為復(fù)雜。為保證正常采掘接替，需要進(jìn)行中六采區(qū)的開拓。中六運(yùn)輸大巷位于-520 m水平，巷道走向N304°，設(shè)計(jì)寬4.0 m，高3.6 m，為直墻半圓拱形巷道，巷道向前將逐漸接近F2斷層，F(xiàn)2斷層為壓扭性正斷層，傾向290°，傾角60°，落差100 m。

2 穿斷層帶巷道變形破壞分析

2.1 數(shù)值模型

建立120 m×56 m×64 m(長×寬×高)三維數(shù)值模型，用力學(xué)性較弱的單元替代模擬斷層結(jié)構(gòu)，取斷層水平方向厚度2 m，傾角60°，如圖1所示。巷道為直墻圓拱形(4.0 m×3.6 m)，墻高1.6 m，圓拱半徑2.0 m。采用FLAC3D數(shù)值計(jì)算軟件，選用摩爾-庫侖本構(gòu)模型，底部邊界固定，限制側(cè)面水平移動(dòng)。

圖1 數(shù)值模型幾何示意Fig.1 Geometric diagram of numerical model

根據(jù)文獻(xiàn)[8]中任樓煤礦地應(yīng)力場(chǎng)測(cè)量結(jié)果，地應(yīng)力是以水平壓應(yīng)力為主導(dǎo)，屬于近EW向的水平應(yīng)力場(chǎng)，且都是壓應(yīng)力，沒有張應(yīng)力。最大水平主應(yīng)力與鉛直應(yīng)力之比為1.5～2.5。中六運(yùn)輸大巷位于-520 m水平，垂直應(yīng)力12 MPa，取最大水平主應(yīng)力與鉛直應(yīng)力之比為2.0；根據(jù)水平主應(yīng)力與模型側(cè)向應(yīng)力方位關(guān)系，將水平主應(yīng)力分解計(jì)算得到兩側(cè)應(yīng)力為12.5 MPa，兩端應(yīng)力為18 MPa，圍巖力學(xué)參數(shù)取值見表1。

表1 數(shù)值計(jì)算模型中巖石力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock mechanical parameters in the numerical calculation model

2.2 掘進(jìn)巷道應(yīng)力場(chǎng)分布

中六運(yùn)輸大巷從下盤到上盤穿過斷層，數(shù)值計(jì)算采用分布開挖的方式，初始開挖步距10 m，在斷層前后各20 m開始，開挖步距為5 m。豎直剖面(X)上巷道掘進(jìn)應(yīng)力場(chǎng)分布如圖2所示。

圖2 巷道掘進(jìn)應(yīng)力場(chǎng)分布Fig.2 Distribution of stress field of roadway tunneling

在斷層下盤，當(dāng)巷道掘進(jìn)至距斷層5～10 m位置時(shí)，超前應(yīng)力與斷層帶構(gòu)造應(yīng)力場(chǎng)溝通，超前豎直應(yīng)力集中程度增大，最大為22 MPa(增加2 MPa)；巷道繼續(xù)向前掘進(jìn)，巷道頂板圍巖距斷層破碎帶較近，巷道圍巖破壞變形與斷層構(gòu)造溝通會(huì)引起圍巖承載結(jié)構(gòu)失穩(wěn)，應(yīng)力在斷層位置處集中，塑性破壞由斷層帶向外部拓展。巷道穿過斷層帶，掘進(jìn)至巷道上盤距斷層面5 m位置時(shí)，支承壓力向鄰近圍巖轉(zhuǎn)移使得近斷層帶巷道圍巖在擾動(dòng)附加載荷作用下塑性破壞進(jìn)一步發(fā)育。在掘進(jìn)工作面前方，超前支承應(yīng)力作用減弱，沒有出現(xiàn)明顯的應(yīng)力增高區(qū)。巷道繼續(xù)向前開挖至距離斷層面約20 m時(shí)頂?shù)装鍑鷰r卸壓深度出現(xiàn)明顯的減小，掘進(jìn)工作面頂?shù)装彘_始出現(xiàn)小范圍的應(yīng)力集中區(qū)。當(dāng)巷道掘進(jìn)至距斷層面26 m位置時(shí)，掘進(jìn)工作面前后方應(yīng)力分布趨于穩(wěn)定，掘進(jìn)工作面前方出現(xiàn)正常的豎直應(yīng)力集中區(qū)。

2.3 沿巷道走向圍巖變形破壞特征

沿巷道走向，巷道圍巖頂?shù)装鍑鷰r塑性區(qū)分布、兩幫及頂?shù)装鍑鷰r變形情況如圖3、4所示。由于斷層帶圍巖力學(xué)性質(zhì)較弱，在斷層帶內(nèi)圍巖塑性破壞深度較大并在斷層淺部與上盤底板圍巖出現(xiàn)拉剪破壞。受斷層作用影響，斷層帶附近圍巖塑性破壞范圍增大，在上、下盤距斷層面10 m范圍內(nèi)破壞明顯，塑性區(qū)在豎直平面內(nèi)大致呈橢圓形分布。在正常段巷道四周圍巖變形協(xié)調(diào)，頂?shù)装迮c兩幫變形量大致為72 mm。在斷層下盤，隨著巷道逐漸靠近斷層，下盤底板圍巖變形量變化較小，頂板圍巖變形量快速增大，至斷層帶處最大為224 mm。進(jìn)入斷層上盤，圍巖底板變形迅速增大至216 mm，頂板變形量驟降，至距斷層中心10 m位置處圍巖變形恢復(fù)至正常水平。

圖3 沿巷道走向頂?shù)装鍑鷰r塑性區(qū)分布 Fig.3 Distribution of the surrounding rock plastic zone along the roadway

2.4 不同位置處巷道圍巖變形破壞特征

由于構(gòu)造應(yīng)力分布及斷層結(jié)構(gòu)的差異性，在不同位置處，巷道變形破壞特征有一定差異；與斷層帶距離不同，圍巖破壞變形程度也會(huì)有所不同。特選取典型位置處進(jìn)行對(duì)比分析。不同位置處巷道圍巖塑性區(qū)分布如圖5所示。在正常段巷道，頂板與兩幫塑性破壞最大深度為2.16 m，底板塑性區(qū)最大深度為2.68 m，破壞形式均為剪切破壞；頂?shù)装迮c兩幫圍巖變形均勻協(xié)調(diào)，變形量最大約為96 mm。隨著巷道逐漸接近斷層，巷道圍巖距頂板斷層帶軟弱巖層距離減小，巷道在下盤掘進(jìn)至斷層面10 m時(shí)，巷道圍巖變形開始受斷層結(jié)構(gòu)作用。此時(shí)巷道開挖后淺部圍巖發(fā)生塑性破壞，應(yīng)力向深部圍巖轉(zhuǎn)移，塑性破壞深度加大，主要表現(xiàn)在拱頂上部，頂部最大塑性破壞深度增大至3.84 m，頂板最大變形增加39%。巷道自下盤接近斷層時(shí)，巷道頂板圍巖受斷層結(jié)構(gòu)影響，頂板塑性破壞范圍急劇增大，進(jìn)而導(dǎo)致兩幫與底板破壞區(qū)增大。頂板圍巖塑性區(qū)與弱結(jié)構(gòu)塑性區(qū)導(dǎo)通并向圍巖深部拓展，頂板塑性區(qū)最大深度為7.8 m，兩幫塑性區(qū)深度增大至5.0 m，底板塑性區(qū)深度3.23 m。頂板圍巖最大變形量增大至正常位置處的3.0倍。圍巖大變形可能導(dǎo)致圍巖體承載結(jié)構(gòu)的失穩(wěn)，發(fā)生冒頂。因此應(yīng)在斷層下盤加強(qiáng)頂板圍巖控制。巷道掘進(jìn)通過斷層破碎帶時(shí)，兩幫圍巖為斷層結(jié)構(gòu)帶，兩幫塑性破壞深度達(dá)8.0 m，頂?shù)装逅苄云茐纳疃葹?.0 m。在兩幫、底板及拱肩位置出現(xiàn)拉伸破壞，幫部與拱頂交界處變形量較大，最大達(dá)325.4 mm。巷道掘進(jìn)至上盤位置時(shí)弱結(jié)構(gòu)賦存在巷道底板，底板與幫部變形明顯增大。

圖4 沿巷道走向巷道圍巖表面位移曲線Fig.4 Displacement curve of surrounding rock surface along the roadway

圖5 不同位置處巷道圍巖塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of surrounding rock plastic zone of roadway at different positions

2.5 巷道圍巖主應(yīng)力差分布

在正常段巷道主應(yīng)力差在圍巖頂?shù)装迮c兩幫分布均勻[9]，在圍巖由淺入深呈現(xiàn)先緩慢增加后快速增加至最大值，再減小至正常水平的趨勢(shì)[10-11]。在圍巖兩幫與頂板0～1.0 m內(nèi)圍巖主應(yīng)力差值小，為掘巷后支護(hù)控制的主要區(qū)域；在1.7～2.7 m內(nèi)達(dá)到峰值，應(yīng)力差峰值前后區(qū)域?yàn)橹饕休d區(qū)[12]。在斷層下盤巷道逐漸接近斷層帶時(shí)，受頂板弱結(jié)構(gòu)影響，頂板淺部圍巖承載能力減弱，主應(yīng)力差向頂板深部轉(zhuǎn)移，兩幫及底板圍巖承受載荷增加。隨著巷道逐漸靠近斷層帶，拱頂與上幫部圍巖破壞顯著增大。幫部與底板淺部圍巖承載大于圍巖強(qiáng)度極限時(shí)發(fā)生塑性破壞，承載區(qū)向深部圍巖拓展。因此，在斷層下盤近斷層帶巷道應(yīng)對(duì)拱頂圍巖進(jìn)行重點(diǎn)支護(hù)，增大頂板淺部圍巖承載能力，控制圍巖破壞向深部發(fā)展。上盤近斷層帶巷道底板與下幫部塑性破壞顯著增大，引起巷道淺部圍巖整體承載能力減弱，圍巖破壞向深部發(fā)展，在下盤段巷道應(yīng)重點(diǎn)控制底板與下幫部。不同位置處巷道圍巖主應(yīng)力差分布如圖6所示。

圖6 不同位置處巷道圍巖主應(yīng)力差分布Fig.6 Distribution of principal stress difference of roadway surrounding rock at different positions

3 結(jié)論

(1)受斷層作用影響，斷層帶附近圍巖塑性破壞范圍增大，在上下盤距斷層面10 m范圍內(nèi)破壞明顯，在豎直平面內(nèi)大致呈橢圓形分布。

(2)在圍巖兩幫與頂板0～1.0 m內(nèi)圍巖主應(yīng)力差值小，為掘巷后支護(hù)控制的主要區(qū)域；在1.7～2.7 m內(nèi)達(dá)到峰值，應(yīng)力差峰值前后區(qū)域?yàn)橹饕休d區(qū)。

(3)斷層下盤近斷層帶巷道應(yīng)對(duì)拱頂圍巖進(jìn)行重點(diǎn)支護(hù)，增大頂板淺部圍巖承載能力，控制圍巖破壞向深部發(fā)展。上盤近斷層帶巷道底板與下幫部塑性破壞顯著增大，引起巷道淺部圍巖整體承載能力減弱，圍巖破壞向深部發(fā)展；在下盤段巷道應(yīng)重點(diǎn)控制底板與下幫部。