王希之,朱永建,2*,王平,2,3,任恒,李鵬,張玉群
(1.湖南科技大學(xué) 資源環(huán)境與安全工程學(xué)院,湖南 湘潭 411100;2.湖南科技大學(xué) 南方煤礦瓦斯與頂板災(zāi)害預(yù)防控制安全生產(chǎn)重點實驗室,湖南 湘潭 411201;3.湖南科技大學(xué) 煤礦安全開采技術(shù)湖南省重點實驗室,湖南 湘潭 411201)
隨著我國對煤炭資源需求的增加及淺部煤炭資源逐漸開采至枯竭,未來10年我國多數(shù)地區(qū)煤礦將全面進入深部開采[1,2].深部煤礦數(shù)量及其產(chǎn)能所占的比例會越來越大,隨著開采深度的增加,開采難度也將不斷提高.深部煤炭資源的開采過程中地應(yīng)力一般以垂直應(yīng)力為主,但在地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜的礦區(qū)仍可能以構(gòu)造應(yīng)力為主.煤巖體的破碎性質(zhì)在高地應(yīng)力的作用下會發(fā)生顯著變化,高地溫對深部巖體的性質(zhì)也會產(chǎn)生影響,隨之升高的巖溶水壓則會導(dǎo)致深井突水事故頻發(fā),因此深部開采的地質(zhì)條件、巖體性質(zhì)、致災(zāi)機理都明顯不同于淺部煤礦[3-8].
綜上,國內(nèi)外眾多學(xué)者對巷道過斷層的圍巖變形破壞的研究成果頗豐,但在實際工況中存在巷道交叉點穿越斷層的情況,因此本文對巷道交叉點在穿越斷層時圍巖的應(yīng)力分布及其位移變化進行數(shù)值模擬,分析巷道交叉點在斷層影響下圍巖應(yīng)力的特征及位移變化的規(guī)律,了解復(fù)雜的深部巷道圍巖變化,針對性地采取合適的巷道支護措施.
糯東煤礦礦井采區(qū)埋深230~1 179 m,首采區(qū)共有可采煤3層,分別為17,19,20煤層,其中17煤層平均厚度4.39 m,19煤層平均厚度1.65 m,20煤層平均厚度2.14 m,采區(qū)巖性如圖1所示.開采初期在+1 450 m水平沿17煤層底板巖石開鑿2條回風(fēng)斜井,沿20煤層底板巖石開鑿1條主斜井,傾角為5°,沿+1 450水平開掘500 m副平硐至17煤層頂板,然后穿層開掘副暗斜井至+1 200 m水平20煤層底板內(nèi),其中F07斷層為落差10 m的逆斷層,僅在斷層端部出現(xiàn)應(yīng)力集中,斷層其他區(qū)域應(yīng)力水平較低.副平硐及12003回風(fēng)巷為跨度5 m的半圓拱形巷道.采區(qū)平面圖如圖2所示.
圖1 采區(qū)巖性
圖2 采區(qū)平面
在巷道開挖后圍巖應(yīng)力重新分布,開挖巷道的交叉點處形成的三角區(qū)如圖3所示.三角區(qū)的應(yīng)力重新分布后容易產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,導(dǎo)致圍巖破碎,形成破碎區(qū)、塑性變形區(qū)、彈性變形區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū),如圖4所示.
1—松動圈;2—塑性圈;3—彈性圈;4—原巖應(yīng)力區(qū);r—巷道等代圓半徑;r′—松動圈半徑;Rp—巷道周邊塑性區(qū)半徑
圖4 圓形巷道開挖后圍巖狀態(tài)分布
假設(shè)圍巖為彈性體,巷道為圓形斷面,巷道交叉點三角區(qū)垂直應(yīng)力σh的計算式為
(1)
式中:σ1,σ2分別為原巖垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力;Rp為圓形巷道周邊塑性區(qū)半徑;(ρ,θ)為計算點的極坐標;α為巷道交叉點的交叉角.
由式(1)可知,求解三角區(qū)需確定圓形巷道周邊塑性區(qū)半徑.因巷道斷面為跨度5 m的半圓拱形,用等代圓法可計算出等代圓半徑
(2)
式中:b為巷道跨度;e為圓拱弧度.
根據(jù)修正芬納(Fenner)方程[17]可知巷道周邊塑性區(qū)半徑及周邊位移為
(3)
(4)
式中:r為巷道半徑;p0,p1分別為原巖應(yīng)力和支護反力;c為內(nèi)聚力;φ為內(nèi)摩擦角;u為巷道周邊位移;G為圍巖的剪切彈性模數(shù).
為確保支護時錨桿能錨固在穩(wěn)定的巖體中并提供足夠的錨固力,在斷層構(gòu)造中原巖應(yīng)力、內(nèi)聚力等巖石力學(xué)參數(shù)都發(fā)生了變化,應(yīng)對其進行多次取值計算,獲取理論最大塑性區(qū)半徑.由式(3)和式(4)可知,巷道的塑性區(qū)半徑和周邊位移主要受到巖體初始應(yīng)力(即原巖應(yīng)力)、巖體的內(nèi)摩擦角和內(nèi)聚力等影響.當(dāng)原巖應(yīng)力在5~25 MPa變化、內(nèi)聚力在1~7 MPa變化時,巷道塑性區(qū)半徑及周邊位移在二者影響下的變化如圖5和圖6所示.
1)原巖應(yīng)力對塑性區(qū)及周邊位移的影響如圖5所示.由圖5可知巷道的塑性區(qū)半徑Rp和周邊位移u隨巷道所在位置原巖應(yīng)力的升高而不斷增長,當(dāng)原巖應(yīng)力在5~10 MPa時塑性區(qū)半徑的增長速率較快,原巖應(yīng)力增長至10 MPa之后塑性區(qū)半徑的增長速率逐步降低;隨著原巖應(yīng)力的不斷增加,周邊位移的增長速率也隨之增加.
圖5 原巖應(yīng)力對塑性區(qū)及周邊位移的影響
2)巷道的塑性區(qū)半徑Rp和周邊位移u隨圍巖內(nèi)聚力c的增加而降低,且其降低速率不斷減少,當(dāng)內(nèi)聚力增加到5 MPa后其降低速率逐漸趨近于0,如圖6所示.
圖6 內(nèi)聚力對塑性區(qū)及周邊位移的影響
由于斷層的活動改變圍巖應(yīng)力的大小,離斷層越近應(yīng)力越低,在斷層內(nèi)部應(yīng)力達到最低,斷層中部應(yīng)力相對原巖應(yīng)力較低,斷層兩端應(yīng)力出現(xiàn)集中[18].斷層內(nèi)部的巖體往往是破碎,其內(nèi)聚力低于周邊穩(wěn)定的圍巖,隨著內(nèi)聚力的降低又會導(dǎo)致應(yīng)力降低,進一步影響塑性區(qū)半徑及周邊位移.
綜上可以得出:副平硐及12003回風(fēng)巷變形破壞是由于深部圍巖的高應(yīng)力使巷道周邊位移明顯增大,使巷道周邊塑性區(qū)范圍擴大;深部圍巖強度相對變?nèi)跏箛鷰r位移迅速增加,同時也造成巷道塑性區(qū)半徑增加.
根據(jù)糯東煤礦采掘工程的平面圖和剖面圖建立三維模型并進行網(wǎng)格劃分,最后將劃分好的網(wǎng)格模型導(dǎo)入FLAC3D進行賦值和計算.
圖7為F07數(shù)值模擬計算模型.該模型大小為150 m×105 m×130 m,包括斷層F07、副平硐以及12003回風(fēng)巷,共計單元個數(shù)336 517個,節(jié)點數(shù)225 017個.模型中心到邊界的距離為150 m,遠大于3倍巷道半徑,可有效避免邊界效應(yīng)的影響.因F07斷層巖體較完整,根據(jù)現(xiàn)場測量數(shù)據(jù),取斷層破碎帶寬度為2 m,在F07斷層處建立接觸面,并分別在上下盤距接觸面1 m處建立斷層破碎帶.12003回風(fēng)巷從模型左邊界向右50 m為F07斷層的位置,F07斷層右側(cè)約25 m為副平硐與12003回風(fēng)巷交叉點.
圖7 數(shù)值模擬計算模型
根據(jù)地質(zhì)條件,該模型上表面作為自由面,對其施加23.7 MPa荷載模擬上覆巖層自重,四周為滑動支承,底部為固定支承,本構(gòu)模型采用Mohr-Coulomb模型,模擬F07斷層對副平硐以及12003回風(fēng)巷的影響.模型中斷層巖體節(jié)理的法向剛度為5 GPa,剪切剛度為5 GPa,內(nèi)摩擦角為30°,內(nèi)聚力為1 kPa.模型單元體巖石力學(xué)參數(shù)見表1.
表1 模型各層的巖石物理力學(xué)參數(shù)
圖8為圍巖垂直應(yīng)力的分布.從圖8a中不難看出副平硐在穿越F07斷層時發(fā)生應(yīng)力不連續(xù),在F07斷層兩側(cè)垂直應(yīng)力產(chǎn)生明顯差距;圖8b中,副平硐與12003回風(fēng)巷交叉點的應(yīng)力降低區(qū)擴大,且副平硐與12003回風(fēng)巷交叉的應(yīng)力集中現(xiàn)象擴張至斷層構(gòu)造的邊界,在斷層處仍有應(yīng)力不連續(xù)現(xiàn)象;圖8c表明12003回風(fēng)巷在穿越F07斷層處同樣出現(xiàn)應(yīng)力不連續(xù)現(xiàn)象.在斷層影響下,無論是應(yīng)力降低區(qū)還是集中區(qū)都出現(xiàn)了明顯的不對稱現(xiàn)象,副平硐左幫的應(yīng)力集中程度低于右?guī)?12003回風(fēng)巷由南至北走向左幫應(yīng)力集中程度低于右?guī)?因此斷層以北的圍巖強度在斷層的作用下降低.巷道底板應(yīng)力最低降至1 MPa以下,而頂板應(yīng)力降低區(qū)的應(yīng)力普遍在1 MPa以上.
圖8 圍巖垂直應(yīng)力分布
綜上可以得出在斷層影響下巷道圍巖變形機理:巷道穿越斷層時的垂直應(yīng)力喪失連續(xù)性,斷層兩側(cè)圍巖的應(yīng)力差距最大可達1 MPa;巷道交叉點應(yīng)力降低顯著,頂板應(yīng)力最低降至0.5 MPa,底板應(yīng)力最低降至0.2 MPa;由于斷層構(gòu)造導(dǎo)致圍巖更易破碎,從而使底板鼓起問題更加突出.
巷道塑性區(qū)如圖9所示,其寬度為2.3~2.5 m.根據(jù)修正芬納(Fenner)方程及巖石物理力學(xué)參數(shù)可以計算出理論塑性區(qū)半徑約為5.1 m,理論塑性區(qū)與模型計算結(jié)果相近.由于F07斷層的存在使斷層周邊圍巖變得破碎,因此在圖中形成了一條上下貫穿的塑性破壞帶.
圖9 巷道塑性區(qū)
針對巷道穿越斷層時導(dǎo)致巷道圍巖破壞和強度弱化的問題及塑性區(qū)特征提出4種支護方案:方案一采用長度為2 500 mm直徑22 mm的高強滾絲錨桿,錨桿間排距為700 mm×700 mm,采用長度4 200 mm直徑17.8 mm的錨索,錨索間排距700 mm×1 400 mm,錨桿、錨索交錯施打;方案二在方案一的基礎(chǔ)上將錨桿長度增加至2 800 mm,其他參數(shù)不變;方案三則在方案一的基礎(chǔ)上增設(shè)36U型棚,棚搭接為500 mm;方案四在方案二的基礎(chǔ)上增設(shè)36U型棚,棚搭接為500 mm.
由于現(xiàn)場施工尚未完成,因此僅討論數(shù)值模擬中不同支護方案的支護效果.圖10為模擬未支護和采用4種不同方案支護后的巷道圍巖位移情況.
圖10 未支護與支護下副平硐頂?shù)装逡平?/p>
由圖10可以看出:模擬支護方案一時,由于塑性區(qū)半徑約為5.1 m,長度為2 500 mm的錨桿不能完全穿過塑性區(qū)到達圍巖穩(wěn)定區(qū),不能起到良好的控制效果,在交叉點頂?shù)装逡平咳愿哌_930 mm,因此需要加長錨桿的長度;模擬方案二時,交叉點頂?shù)装逡平繙p少到737 mm,這說明通過增加錨桿長度來減少巷道圍巖位移的方法是有效的;方案三在不改變錨桿長度的前提下增設(shè)了36U型棚之后,巷道交叉點頂?shù)装逡平拷抵?58 mm;方案四在加長錨桿的同時架設(shè)U型棚,將巷道交叉點頂?shù)装逡平拷抵?13 mm,效果最佳.
1)巷道在穿越斷層時應(yīng)力會發(fā)生不連續(xù)現(xiàn)象.在不連續(xù)應(yīng)力的影響下,拱形頂板所受應(yīng)力通過兩幫傳至底板,使原本破碎的底板進一步受壓,進而導(dǎo)致巷道底板變形量大于巷道頂板變形量.
2)巷道交叉點處的應(yīng)力降低區(qū)范圍與其他位置相比更大,頂?shù)装逡平鼮閲乐?
3)增加錨桿長度使其穿過塑性區(qū)到達圍巖穩(wěn)定區(qū)的方法可以有效控制頂?shù)装逡平?增設(shè)U型棚能夠進一步改善頂?shù)装逡平臓顩r.