上湾煤矿运输大巷过断层围岩变形破坏特征研究

张建超，曹其嘉

(陕西能源职业技术学院 资源与测绘工程学院，陕西 咸阳 712000)

0 引言

断层作为一种特殊的地质构造，广泛分布在大多数矿井中，断层两盘沿着破裂面产生滑移，附近应力场有较大的非连续性与应力集中特性[1-3]。当巷道穿断层破碎带时，巷道极易产生大变形，支护结构的失稳对煤矿的安全生产有直接影响[4-6]。孟召平等[7]采用煤岩裂隙观测、数值模拟和实验室研究，揭示了巷道过正断层时的矿压分布及煤岩体力学性质。王恩营等[8]通过力学分析正断层的变形破坏，得到正断层具有以剪切性为主的力学特征。于伟健等[9]通过现场实测方式，将断层附近围岩分为断层带、断层影响带、破碎带和节理带4个影响区域。王襄禹等[10]从断层附近的非对称采动应力场、巷道关键部位的剪切滑移破坏以及煤岩体碎胀变形分析了巷道过断层大变形和支护失效的原因。闫帅等[11]分析了含水层上断层区巷道围岩控制技术，确定了含水层上巷道过断层的重点控制区域，提出超前注浆+喷锚注浆+锚索关键部位加固方式。

针对巷道过断层极易产生大变形、支护结构失稳等问题，以上湾煤矿中六运输大巷过断层为工程背景，采用数值模拟分析巷道过断层中围岩变形特征，提出关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护的围岩控制技术，并进行工业性试验。

1 工程背景

上湾煤矿中六运输大巷位于-520水平，由上盘揭露F2断层组，F2断层为正断层，倾角60°，倾向305°，落差15 m，运输大巷过F2断层剖面如图1所示。中六运输大巷为直墙半圆拱形巷道，巷道断面为4.0 m×3.6 m，原有巷道支护方式如图2所示。

图1 运输大巷过断层地质剖面

图2 运输大巷原有支护示意

2 巷道过断层围岩变形破坏特征

2.1 数值模型的建立

采用FLAC3D数值计算软件，根据上湾煤矿中六运输大巷生产地质条件，建立数值计算模型，如图3所示。其中试验巷道围岩-280水平，模型的高度和宽度均为40 m。试验巷道为直墙拱形断面，高3.6 m，宽4.0 m，其中墙高1.6 m，拱形半径2.0 m。模型的底部采用固定边界条件，顶部采用自由边界条件，其余位置采用法相位移约束条件。模型的顶部施加12.25 MPa的垂直均布应力，重力加速度取9.8 m/s2。试验巷道依次穿过断层的上盘、断层破碎带和断层的下盘，研究巷道掘进过程中，断层对掘进扰动应力场的影响规律，以及对围岩塑性破坏的影响。围岩力学参数见表1。

图3 数值计算模型示意

表1 数值计算中岩石力学参数

2.2 沿巷道走向围岩变形破坏特征

从图4可以看出，中六运输大巷过断层的过程中，断层破碎带围岩塑性破坏范围明显增大，塑性区呈斜三角分布，围岩以剪切破坏为主。距离断层面两侧约10 m范围内，断层破碎带塑性破坏深度明显大于其他部位，塑性破坏区发展迅速，巷道围岩移进量最大值均出现在断层破碎带中，其中顶板、底板和帮部移近量最大值分别为306 mm、261 mm和212mm。距离断层大于10 m时，围岩塑性破坏范围以及巷道围岩变形量逐渐减小，直至稳定阶段。

图4 沿巷道走向围岩变形破坏特征

2.3 垂直于巷道走向围岩变形破坏特征

中六运输大巷掘进过程中，围岩顶底板和两帮所处围岩地质力学条件会发生变化，巷道接近断层破碎带时，其底板岩性变弱；在断层破碎带位置时，其帮部围岩岩性较弱；穿出断层破碎带时，其顶板岩性较弱。围岩破坏以剪切破坏为主，剪切破坏的发生又与剪应力密切相关，而最大剪应力的值等于最大主应力与最小主应力之间的差值，所以，研究巷道断面最大剪应力分布规律十分必要，主应力差值分布如图5所示。

图5 巷道断面围岩最大剪应力分布

正常基岩段：巷道顶底板和两帮塑性区范围较小，围岩比较稳定。主应力差值形成一个闭环，围岩能够形成一个自稳定承载圈。

上盘距断层面5 m：断层底板变形量增大显著，底板围岩的承载能力显著降低；顶板塑性区基本不变，帮部塑性区范围有所增大。应力圈不能够形成一个闭环，在底板区域有所缺失。此时，底板需要加强支护，让围岩的围压增大，形成自稳圈。

断层破碎带中央：在断层破碎带中央时，帮部围岩变形破坏较为严重，两帮移近量较大，帮部围岩的承载能力显著降低。应力圈在巷道帮部缺失，帮部围岩需要加强支护。

断层下盘接断层：顶板塑性破坏严重，塑性区扩大，顶板围岩的承载能力显著降低。应力圈在顶板处缺失，顶板围岩岩性较弱，塑性破坏深度较大，需要加强支护。

可见，上湾煤矿中六运输大巷过断层的过程中，巷道围岩破坏先后顺序依次为：底板、两帮和顶板。

3 工程应用

3.1 巷道过断层围岩支护方案

数值模拟可知，中六运输大巷过断层时，上盘底板和帮部围岩为主要控制区域，防止产生大量的底鼓；下盘顶板和帮部围岩为主要控制区域，防止冒顶事故的发生；围岩破碎带区域帮部围岩变形破坏最为严重，防止片帮的发生。根据上湾煤矿大巷过断层围岩变形破坏分析可知，在断层前后10 m范围内围岩变形量较大，采取关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护的围岩控制技术，如图6所示。

图6 加强支护段支护示意

3.2 支护效果分析

数值模拟分析：数值模拟分别对断层上盘距断层面5 m和断层下盘距断层面5 m处中六运输大巷围岩主应力差与位移矢量分布，如图7所示。

图7 围岩主应力差及位移矢量分布

中六运输大巷在关键部位密集锚索支护+反底拱全断面支护下，承载区域明显增大，围岩的自承能力增强明显，形成全断面应力承载圈。在断层上盘距断层面5 m时底板变形量降低至81 mm，断层下盘距断层面5 m处顶板移近量降低至74 mm，可知通过加强支护有效降低了巷道过断层围岩变形。

现场实测分析：为了分析支护方案对巷道围岩的控制效果，通过布置测站，利用激光测距仪，采用十字交叉法，对断层上盘和下盘分别进行巷道围岩表面位移进行监测，监测点位置如图8所示。

图8 各测点布置示意

通过各测点围岩相对移近量由图9可知，靠近断层附近，巷道围岩表面位移随距断层面距离减小而增大，最大位移均小于120 mm。通过数值模拟和现场实测均说明在断层前后10 m范围，采取关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护的围岩控制技术具有合理性。

图9 1#～6#测点围岩相对移进量

4 结论

(1)巷道过断层，围岩以剪切破坏为主，影响范围为断层面两侧约10 m范围内，其中顶板、底板和帮部移近量最大值分别为306 mm、261mm和212 mm。

(2)巷道过断层时，上盘影响段巷道底板和帮部为主要控制区域，防止产生大量的底鼓；下盘影响段巷道顶板和帮部为主要控制区域，防止冒顶事故的发生。

(3)工业试验表明，在断层前后10 m的范围内围岩变形量较大，采取关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护技术可有效控制围岩变形，掘进过程中最大位移均小于120 mm，围岩控制效果较好。