斷層影響下軟巖巷道蠕變變形規律與破壞特征

任 丁

(山東方大工程有限責任公司,山東 淄博 255120)

隨著賦存環境良好的煤炭資源逐漸開采殆盡,煤礦開采逐漸向地質環境復雜區域探索,巷道布置于軟弱巖層中時,巷道圍巖將會發生極強的蠕變變形特征[1-2]. 當巷道通過斷層破碎帶時,在附加應力與破碎構造的影響下,將會加劇巷道圍巖的塑性區發育范圍擴展,導致強烈的冒頂、片幫與支護結構失效等礦壓顯現問題[3-4].

針對巷道在軟弱巖層中的圍巖變形規律,黃慶享等[5]表明軟巖巷道開挖過程中,圍巖具有明顯的四周收斂特性,流變特征明顯。林志斌等[6]指出巷道圍巖的徑向變形量與圍巖深度具有指數函數型的衰減特征。根據軟巖巷道圍巖變形特征,工程實踐者在“新奧法”支護理論上提出了“定量讓壓”支護理論,并根據礦井實際地質情況提出了相應的支護方案[7-9]. 李偉等[10]通過對比多種支護方案的圍巖變形規律,提出了“錨桿+注漿圈+頂板錨索+底板錨索+鋼架+噴射混凝土”聯合支護方式,有效控制了軟巖巷道大變形。劉銀等[11-13]采用數值模擬方法對掘進巷道圍巖的時空演化特征進行了研究,并提出了多種聯合支護方案。

以上研究成果為軟巖巷道的圍巖變形規律與支護設計起到了積極的促進作用。然而當軟巖巷道通過斷層破碎帶等地質構造復雜區域時,其蠕變變形與塑性破壞發育特征將會更加劇烈。針對上述問題,以五舉煤礦13207工作面掘進巷道過斷層破碎帶的圍巖時效性變形特征進行研究,并提出有效的聯合支護方案,保障過斷層破碎帶軟巖巷道的安全性。

1 工程地質概況

13207工作面為五舉煤礦首采工作面,井下位于一采區東翼北部。東側、南側、北側目前尚無掘進巷道。西側為一采區運輸、回風暗斜井,北側為DF12、DF11、DF10斷層,東側至一采區東部邊界線。工作面回風巷道標高為+1 324.63～+1 236.3 m. 巷道設計長度2 476.963 m,開門方位167°,開口巖巷+3‰上坡掘進,揭煤后沿巷道頂板掘進。

該工作面北側臨近DF12、DF11斷層,預計掘進過程中將有附生斷層揭露。DF12為西升東降的斜交逆斷層,落差0～20 m,傾角70°,南北延展約470 m;DF11為北升南降的斜交逆斷層,落差0 ～17 m,傾角64°,東西延展約500 m;斷層附近存在少量裂隙水,無水壓,掘進過程中斷層附近巷道將有少量淋水。該采區煤、巖層賦存不穩定,局部變化較大,巖層多為砂質泥巖與泥巖,巖石物理力學強度較低,臨近斷層破碎帶區域多呈軟弱膠結結構。

2 斷層影響下軟巖巷道蠕變數值模擬

2.1 數值模擬模型的建立

為探究斷層影響下軟巖巷道蠕變變形規律,采用FLAC3D數值模擬軟件建立軟巖巷道過斷層區域的數值模型見圖1,模型的長寬高分別為36 m、32 m、32 m,固定模型的底部邊界,以五舉煤礦13207工作面的實際地質條件,在模型的上方與四周,施加11.8 MPa的垂直應力與17.7 MPa的水平應力。

圖1 斷層影響下軟巖巷道數值模型圖

此模型的巖性參數見表1,模型中包含巖性軟弱的巖層以及巖性較強的巖層,其中泥巖、砂質泥巖、煤層與斷層的巖性較弱,在力學作用下發生蠕變變形的能力較強,所以采取Cvisc模型進行模擬,而其余的巖層,如中砂巖、細砂巖與破碎帶加固區的巖性通常較強,在力學作用下更容易發生塑性破壞,所以采取Mohr-Coulomb模型進行模擬。數值模擬采用的Cvisc模型的蠕變本構方程如式(1)所示:

(1)

式中:ε為軟巖蠕變應變,%;σ為巖石所受的應力,MPa;t為蠕變時間,h;Em、ηm分別為本構模型中麥克斯韋體的彈性模量與黏性系數,GPa、GPa·h;Ek、ηk分別為本構模型中開爾文體的彈性模量與黏性系數;εp為塑性應變,%.

2.2 巷道圍巖蠕變變形規律

在巷道開挖時,對斷層構造進行注漿加固,單次掘進長度為2 m,開挖時長為8 h,與實際的開挖時間相同,用于模擬軟弱巖層隨時間的變形特征。以揭露斷層位置為基準點(S=0 m),累計掘進長度為22 m,即從巷道距離斷層1 m(S=-1 m)至巷道通過斷層21 m(S=21 m). 以此掘進區間為例,探究掘進巷道臨近并揭露斷層破碎帶時圍巖不同深度的蠕變變形規律。

巷道圍巖不同深度位置變形規律見圖2. 根據圖2所示,當巷道未通過斷層破碎帶時,巖層內部應力受斷層的影響較小,位移量也相對較小,當巷道揭露斷層后,由于巷道圍巖的應力卸載狀態受到了斷層構造應力的耦合影響,應力卸載程度也更加劇烈,在圖中表現為徑向位移的快速增加。不同圍巖深度的徑向位移具有指數型衰減規律,并具有明顯的流動特征。在工程上將會顯現為大面積的圍巖松動與塑性失穩狀態。根據對比分析可知,巷道兩幫的位移要大于頂底板的位移,因此,需要針對性加強兩幫圍巖的支護。

圖2 巷道圍巖不同深度位置變形規律圖

掘進巷道通過斷層破碎帶前后圍巖變形規律見圖3,當巷道距離斷層破碎帶大于3 m時,巷道圍巖的位移量受斷層的影響較小,此時巷道頂板、底板、幫部的位移量分別為53.4 mm、43.0 mm、64.7 mm. 當即將揭露斷層時,圍巖的徑向位移增加速率加快,并在巖石蠕變作用的影響下呈現出近似線性的增長規律,平均每掘進2 m,巷道頂板、底板與幫部的位移量增加17.8 mm、12.2 mm、22.6 mm. 因此,若無法采取有效支護措施進行巷道支護,將會導致巷道圍巖的位移量持續性增加,最終導致巷道失效。

圖3 掘進巷道通過斷層破碎帶前后圍巖變形規律圖

2.3 巷道圍巖塑性區分布特征

巷道通過斷層的圍巖塑性區分布特征見圖4. 圖4(a)中,巷道開挖面的塑性區破壞深度約為1.0 m,泥巖段的底板破壞深度為1.25 m,隨著巷道掘進距離繼續增加,在圖4(b)中,開挖面的塑性區深度增加至1.33 m,底板的破壞深度為1.65 m,塑性區的發育范圍在圖4(c)中趨于穩定。

圖4 掘進巷道通過斷層破碎帶時圍巖塑性破壞狀態圖

對比分析可知,斷層前后圍巖的塑性區范圍存在明顯的差異性,斷層后方的圍巖塑性區范圍明顯增加,主要原因是斷層導致的應力釋放作用與軟巖的蠕變變形作用的耦合結果。因此,需要綜合考慮圍巖的塑性區發育范圍確定注漿加固深度。

3 斷層影響下軟巖巷道支護技術

3.1 軟巖巷道支護設計

根據上述分析結果,五舉煤礦13207工作面掘進巷道圍巖穩定性的影響因素主要包括:1) 泥巖、砂質泥巖的巖性強度較低,容易發生蠕變大變形。2) 巷道的塑性變形范圍具有環形結構,并且向圍巖深部發展范圍較大,普通的支護措施難以形成有效的封閉支護。3) 斷層影響下,巷道圍巖的應力釋放作用加劇,促進了圍巖的大變形。綜合考慮上述問題,首先應對巷道表面噴射50 mm的混凝土對圍巖表面進行封閉,限制蠕變變形,其次選用長度為2500 mm,直徑為25 mm,排距為1600 mm×1600 mm的注漿錨桿進行深部注漿處理,降低軟巖的蠕變效應,最后選用長度為2200 mm,直徑為22 mm,間排距為800 mm×800 mm的錨桿與長度為6400 mm,直徑22 mm,間排距為1600 mm×1600 mm的錨索對巷道進行綜合加固,形成“噴射混凝土+深部注漿+錨桿+錨索”聯合支護方式,支護示意圖見圖5.

圖5 軟巖巷道過斷層條件下支護設計圖

3.2 支護條件下巷道蠕變變形與破壞規律

為探究“噴射混凝土+深部注漿+錨桿+錨索”聯合支護方式的應用效果,在FLAC3D中進行模擬試驗,以巷道掘進面過斷層21 m位置為例,得到巷道頂板、底板與幫部的變形曲線見圖6(a),在采用聯合支護方式后,巷道圍巖不同深度的徑向位移呈現指數衰減形式,其位移變形量明顯低于支護前。根據圖6(b)中的塑性區發育狀態所示,采用聯合支護方案后,頂板的塑性區發育深度為0.46 m,底板為0.93 m,幫部為0.52 m,相比于未支護條件下降低了41%～50%. 可見,聯合支護方案有效降低了圍巖的塑性區范圍,有利于巷道的長期穩定。

圖6 支護條件下巷道變形與塑性區發育規律圖

4 結 論

1) 在FLAC3D軟件中,采用Cvisc模型與Mohr-Coulomb模型對軟巖與硬巖進行區分模擬。由于巷道圍巖的應力卸載狀態受到了斷層構造應力的耦合影響,應力卸載程度更加劇烈,并導致不同圍巖深度的徑向位移具有指數型衰減規律,呈現出流動性特征。

2) 巷道兩幫的位移要大于頂底板的位移。當巷道距離斷層破碎帶的距離大于3 m時,巷道圍巖的位移量受斷層的影響較小,即將揭露斷層時,圍巖的徑向位移增加速率加快,并呈現出近似線性的增長規律,平均每掘進2 m,巷道頂板、底板與幫部的位移量增加17.8 mm、12.2 mm、22.6 mm. 斷層后方圍巖的塑性區發育范圍明顯大于斷層前方圍巖。

3) 提出了“噴射混凝土+深部注漿+錨桿+錨索”聯合支護方案,并運用數值模擬進行驗證。結果表明,采用聯合支護方案后,圍巖的位移量明顯縮減,巷道的塑性區發育范圍降低了41%～50%,有效提高了巷道抗變形能力。