深部平行大断层巷道变形机理及支护技术研究

李中伟，张　宁，白建民

(1.煤炭科学研究总院 北京开采研究院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；

3.霍州煤电集团有限责任公司，山西 霍州 031400)



深部平行大断层巷道变形机理及支护技术研究

李中伟1,2，张宁3，白建民3

(1.煤炭科学研究总院 北京开采研究院，北京 100013；2.天地科技股份有限公司 开采设计事业部，北京 100013；

3.霍州煤电集团有限责任公司，山西 霍州 031400)

[摘要]以某矿回采巷道为例，测试了断层附近地应力大小和方向，与不受断层影响处测试结果进行比较，得出断层对地应力大小和方向影响显著，分析了平行大断层时深部巷道顶板下沉量小、两帮移近量大进而引起严重底鼓的变形特征，得出巷道围岩应力值相对围岩强度大且初期支护强度较低的变形机理，提出“强帮快支”的巷道支护技术，把该技术成功应用于井下，取得显著支护效果，成功解决了该矿深部平行大断层巷道支护难题。

[关键词]深部巷道；平行大断层；变形特征；变形机理；支护技术

[引用格式]李中伟，张宁，白建民.深部平行大断层巷道变形机理及支护技术研究[J].煤矿开采，2015，20(6)：56-59.

我国煤矿开采深度不断加大、地质条件更加复杂、优质煤炭资源减少，出现了回采工作面不得不尽量靠近大断层并与之平行布置而提高煤炭资源采出率的情况。断层附近煤岩体的强度低、节理裂隙发育，其非均匀性、非连续性及各向异性也明显地显现出来，由此形成的围岩力学结构非常复杂。煤矿开采深度大、地应力高使巷道变形机理复杂，维护困难。

目前针对深部巷道支护难题研究较多，而关于断层附近特别是平行于断层的巷道支护技术研究较少，把两者结合起来的研究还没有。深部巷道埋深大、地应力高，构造应力场复杂，围岩强度和变形特征发生明显变化。围岩变形的流变性、扩容性和冲击性显著，支护困难[1-2]。徐亚民[3]研究了沿断层布置不规则综放工作面煤巷支护技术，指出沿断层托顶煤巷道掘进过程中，受断层附近集中应力的影响，顶板破碎漏顶等现象明显，支护问题突出，掌握掘进期间巷道围岩应力重新分布规律是指导支护参数设计，解决支护难题的关键。余伟建[4]研究了金川Ⅲ矿区断层对围岩性能的影响，研究结果表明越靠近断层的岩体，受其影响程度越大，岩体变质和风化程度越高，稳定性就越差，将断层影响区分为4带，即：断层带、断层影响带、破碎带和节理带。刘武麟[5]以岱庄煤矿4324工作面为依托，综合运用理论分析、数值模拟和现场实测的方法，对临近断层巷道的围岩变形特征进行了分析。郭生[6]研究了大断层影响下的巷道围岩变形破坏情况，指出靠近断层的巷道变形跟断层两盘围岩岩性有很大关系，软岩中变形大，在硬岩变形量小。兰兵[7]研究了断层组应力分布及巷道组支护技术，确定了断层岩性为影响断层组应力分布最大的因素。针对断层破碎带巷道应力小及变形大的特点，国外已经发展了巷道的专门支护技术，主要分为锚喷网联合支护系统和结构复杂的全封闭系统[8-9]。以上研究没有把断层与巷道埋深结合起来，只是单独考虑断层影响，而深部平行大断层巷道特有的变形特点需要进行单独研究。

本文以某矿6081回采巷道为工程实例，采用小孔径水压致裂地质力学测试方法测试了该巷附近的地应力大小和方向，分析了深部高地应力平行于大断层巷道的变形特征，得出了深部高地应力平行于大断层巷道的变形机理，提出了相应的支护技术，并把该技术应用于井下，支护效果明显。

1工程地质

6081巷埋藏深度556～615m，长1475m，巷高3.7m，巷宽5.2m，沿煤层顶板掘进，位于六采区下部前进方向的左翼，前进方向左侧尚未布置工作面，右侧为实体煤，巷道平行于落差11m的大断层，巷道位于正断层上盘，距断层20～75m，如图1所示。煤层厚度3.26m，含0.2m厚的夹矸，煤层倾角5～16°，平均7°。直接顶为泥岩，厚度1.3m，之上依次为1m厚的细粒砂岩，2.5m厚的粉砂岩。直接底为泥岩，厚度0.8m，往下依次为1.4m厚的细粒砂岩，5.87m厚的砂质泥岩。

图1　6081巷位置

2地质力学测试

为了解断层对地应力大小和方向的影响，采用小孔径水压致裂地质力学测试方法，测试了受断层影响和不受断层影响处的地应力大小和方向。测站1布置在六采区上部，周围没有地质构造，测站处埋深515m；测站2布置在6081巷内距断层20m处，测站处埋深619.3m。测试结果如表1所示。

第1测站周边没有地质构造的影响，测试结果能够比较好地反映原岩应力。根据相关判断标准，该区域地应力场在量值上属于高应力值区域。

表1　两测站地应力测试结果

第2测站虽然埋深较第1测站多104.5m，但是受落差11m的大断层影响，最大、最小水平主应力测试结果均较第1测站小，反映了断层附近地应力有较大的变化。该区域地应力场在量值上属于中等应力值区域。

2个测站最大水平主应力均大于垂直应力，属于构造应力场。2个测站的最大水平主应力方向相差71.2°，最大水平主应力方向受断层影响改变明显。

断层附近应力场变化的原因是断层附近的岩层在断层形成时受到一次扰动，岩层已受到一定程度的破坏，岩层的破坏会引起岩层内地应力大小和方向发生变化。

3巷道变形机理

3.1巷道变形特征

根据现场实际观测，巷道变形特征如下：

(1)巷道距离断层越近，巷道围岩特别是帮部煤体越松软破碎，掘进时有片帮的现象发生。

(2)巷道顶板下沉量较小，巷道变形稳定后顶板最大下沉量100mm左右。

(3)两帮移近速度快且移近量大，在巷道开挖后两帮移近量很快就达到500～600mm，最大移近量量达1500mm。巷道两帮回缩量基本相同，并没有靠近断层侧帮回缩量大的现象发生。

(4)两帮移近特征为两排锚杆之间帮部回缩严重，并不是帮部整体回缩，帮部锚杆基本上没有破断现象发生，锚杆和钢筋托梁均挤入煤体中。

(5)巷道出现严重的底鼓现象，在掘进期间就已经开始多次起底，累计底鼓量至少600mm。底鼓呈现初期底鼓速度慢、两帮移近量达到一定量值后快速增加现象。

3.2巷道变形机理

根据巷道变形特征结合地质力学测试结果，分析认为巷道变形机理如下：

(1)巷道埋深大，超过600m，属于深部巷道支护范畴，巷道变形具有变形速度快、持续时间长等深部巷道变形特征。

(2)断层形成时引发周围岩体的应力和结构发生变化，断层周边的岩体在断层形成时已经发生破坏，巷道围岩强度较低并且节理裂隙发育，不利于锚杆支护力的扩散。围岩强度和抗变形能力差会导致巷道易发生变形，特别是自身强度就低的帮部煤体和没有进行支护的底板。

(3)虽然断层附近巷道围岩内绝对地应力值不大，但是从岩体应力和岩体强度综合考虑，岩体应力相对值较大，再加上巷道开挖的扰动影响，导致巷道发生较大变形。

(4)巷道布置方位不合理。根据地应力巷道布置理论，最大水平主应力的方向是指导掘进巷道布置方向的主要理论依据。对于σH>σV>σh型应力场，巷道最佳布置形式为巷道轴向与最大主应力的方向呈某一夹角，夹角大小与主应力大小有关，6081巷平行断层处最优巷道轴向与最大水平主应力的夹角可用下式计算：

(1)

式中，σH=14.62MPa，σh=8.4MPa，σv=14.49MPa。

通过计算可知α0=82°。实际巷道轴向与最大水平主应力夹角为91.2°，与最优方向相差9.2°，巷道变形受到最大水平主应力方向的影响。

(5)帮部支护强度低，帮部采用钢筋托梁护表，护表能力差，导致锚杆的支护力只在锚杆周围很小区域发挥作用，不能把锚杆的支护力有效地扩散到周围远处的煤体中，没有在巷帮浅部形成连续、完整的承载结构。

(6)帮部锚杆施加的预紧力较小，导致锚杆限制巷道初期变形的能力差，只有帮部煤体变形后锚杆才能发挥作用，没能控制住巷道初期的变形，使帮部煤体节理裂隙进一步发育，降低了帮部煤体自身的承载能力，当巷道开挖扰动后，强度较低的巷道帮部发生剧烈回缩变形。

(7)巷道帮部支护时空帮距离较大，导致压力充分显现，此时巷道帮部处于二向半应力状态，容易发生较大变形。

(8)巷道底板鼓出主要是由于帮部回缩量大挤压导致的。

(9)矿压监测系统不完备，没有设置综合监测点来测量巷道的顶底板移近量、顶板下沉量、两帮移近量、锚杆受力、锚索受力等，无法及时判断当前的支护方式是否合理，不能及时修改设计达到控制巷道变形的目的。

4巷道支护技术

根据以上巷道变形机理的分析，其中围岩条件虽然可以通过注浆加固技术改变，但是对于工作面回采巷道，注浆加固成本过高，因此主要通过支护手段实现巷道的有效维护。

(1)提高锚杆预紧扭矩，通过提高锚杆预紧力及其有效扩散，实现对围岩初期变形的有效控制，抑制围岩完整性的降低，提高围岩自身的承载能力。

(2)提高支护构件的护表能力，提高锚杆有效作用范围，使更大范围内的煤体共同承载，在巷道浅部形成连续的承载结构，避免巷道帮部局部破坏的发生。

(3)减少巷道空帮空顶距离，实行“掘一锚一”，即掘进1排支护1排，空帮时帮部由三向应力状态变为二向半应力状态，帮部煤体易向没有力作用的巷道内发生位移，而空帮时间过长会引发巷道帮部的充分变形，导致巷道帮部煤体完整性极差，节理裂隙发育，即使施加大的锚杆预紧力也不能恢复帮部煤体完整性，从而极大地减低了帮部煤体的承载能力，易引发巷道帮部大面积回缩。

(4)锚杆角度要垂直岩层，否则锚杆受力状态差，不利于支护作用的充分发挥。

5现场试验

5.1支护设计

根据以上研究提出巷道支护设计，巷道宽5.2m，高3.7m，顶板布置6根直径22mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度2400mm。采用2支树脂药卷，1支规格为CK2340，1支规格为Z2360，间距900mm，排距1000mm。锚杆预紧扭矩要达到300N·m。锚索为φ21.6mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，延伸率7%，长度5300mm，采用3支树脂药卷，1支规格为CK2340，2支规格为Z2360。排距2000mm，间距1800mm。锚索预紧力为250kN。

帮部布置4根直径22mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，长度2400mm，采用2支树脂药卷，1支规格为CK2340，1支规格为Z2360。W钢护板护帮：厚度4mm，宽280mm，长度450mm。排距1000mm，间距1000mm。锚杆预紧扭矩到300N·m。支护见图2。

图2　6081巷支护设计

5.2支护效果

巷道掘进期间布置了一个表面位移测站，测量了新型支护下巷道的两帮移近量，两帮移近量如图3所示，从图中可以得出：

图3　巷道两帮移近

(1)巷道两帮移近量较采用钢筋托梁支护时有了极大降低，降低幅度达80%以上，支护效果明显。

(2)测站距掘进工作面迎头54m以内时两帮移近速度快，移近量为189mm，占两帮总移近量的90%以上。

(3)两帮移近变形时间长，当测站距掘进头100m以上时巷道还在变形。

6结论

(1)靠近大断层时深部巷道的变形特征为两帮移近量大且移近速度快，巷道底板严重底鼓，巷道顶板变形量不大。

(2)巷道变形机理为巷道围岩应力值相对围岩强度大，再加上巷道开挖扰动后支护不及时，初期支护强度较低，没有在巷帮浅部形成承载结构，不能充分发挥煤体自身的承载能力，导致巷道帮部发生较大变形，巷道帮部移近量大导致底鼓严重。

(3)巷道围岩支护技术为“强帮快支”，即减少巷道空帮空顶距离，实行“掘一锚一”，提高帮部锚杆预紧力和护表构件的面积及强度，提高煤体自身承载能力，控制巷道变形。

(4)工程实例表明采用强帮快支的支护设计，巷道变形量较小，达到了控制巷道变形的目的，解决了该矿深部平行大断层巷道支护难题。

[参考文献]

[1]康红普．深部煤巷锚杆支护技术的研究与实践[J]．煤矿开采，2008，13(1)：1-5.

[2]康红普，司林坡．深部矿区煤岩体强度测试与分析[J]．岩石力学与工程学报，2009，28(7)：1312-1320.

[3]徐亚民．沿断层布置不规则综放工作面煤巷支护技术[J]．煤炭科学技术，2013，41(9)：169-172.

[4]余伟健，高谦，靳学奇，张周平．受断层构造影响的深部岩体现场调查及力学特征分析[J]．地球物理学进展，2013，28(1)：488-497.

[5]刘武麟．临近断层回采巷道围岩变形特征及支护技术研究[D]．青岛：山东科技大学，2010.

[6]郭生．大断层影响下的巷道围岩变形破坏研究[J]．煤炭科学技术，2013，41(41)：145-149.

[7]兰兵．断层组应力分布的数值模拟及巷道组支护技术研究[D]．淮南：安徽理工大学，2012.

[8]冯超.高应力软岩返修巷道支护技术与监测结果分析[J]．煤矿安全，2010(4)：123-125.

[9]Zhengxin Lu,D.J.Reddish and L.R.Stace.Uncertainty analysis in a numerical modellingcontext-an example application on a coal mine roadway design[J].Mining Technology (Trans.Inst.Min.Metall. A),2005(114):231-240

[责任编辑：王兴库]

Deformation Mechanism and Supporting Technology of

Deep Roadway Parallel to the Major Faults

LI Zhong-wei1,2,ZHANG Ning3,BAI Jian-min3

(1.Beijing Mining Research Institute，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China；2.Coal Mining & Designing Department，

Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013，China；3.Huozhou Coal Group Co.，Ltd.，Huozhou 031400，China)

Abstract：This paper takes a mine roadway as an example，tested crustal stress magnitude and direction near fault，compared test results with not affected by faults，faults significant effect on the situ stress magnitude and direction.Deformation characteristics of deep roadway is small roof subsidence and large deformation in roadway sides，causing severe roadway floor heave when parallel to the major faults.Deep roadway deformation mechanism is rock stress values relatively large compared with rock strength and early support with low intensity.This paper puts forward“strong and fast roadway’s sides”support technology and the technology successfully applied to underground，achieved significant supporting effect，successful solved the mine deep roadway which parallel to the major faults supporting problem .

Key words：Deep roadway；Parallel to the major faults；Deformation characteristics；Deformation mechanism；Supporting Technology

[作者简介]李中伟(1988-)，男，山东临沂人，助理工程师，硕士，主要从事岩石力学与巷道支护技术方面的研究工作。

[基金项目]北京市科委重大科技成果转化落地培育项目(Z141100003514011)；天地科股份有限公司开采设计事业部技创新基金项目(KJ-2014-TDKC-06)；天地科技股份有限公司创新基金项目(KJ-2014-TDKC-01)

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.016

[收稿日期]2015-05-15

[中图分类号]TD353

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2015)06-0056-04