厚煤頂大斷面切眼裂隙場(chǎng)演化及圍巖穩(wěn)定性分析

何富連，許 磊，吳煥凱，王艷飛

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京 100083)

厚煤頂大斷面切眼裂隙場(chǎng)演化及圍巖穩(wěn)定性分析

何富連，許 磊，吳煥凱，王艷飛

(中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京 100083)

針對(duì)厚煤頂大斷面切眼寬度日益增大，圍巖控制難題日益凸顯的窘境，選取山西五家溝煤礦5203切眼為工程背景，采用UDEC數(shù)值模擬了切眼寬度6～10 m過(guò)程中，圍巖裂隙場(chǎng)分布特征、拓展趨勢(shì)及相對(duì)演化規(guī)律。結(jié)果表明：圍巖裂隙場(chǎng)分為3個(gè)區(qū)：裂隙貫通區(qū)、裂隙發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū)，均呈“半橢圓”狀；切眼寬度的增加，頂板裂隙3區(qū)深度與切眼寬度成正比關(guān)系；兩幫裂隙3區(qū)呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)；底板裂隙貫通區(qū)呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)，其余兩區(qū)線性增長(zhǎng)。同時(shí)，加劇了頂板微裂隙區(qū)向裂隙發(fā)育區(qū)的轉(zhuǎn)化和裂隙發(fā)育區(qū)向裂隙貫通區(qū)的轉(zhuǎn)化。由側(cè)壓系數(shù)1.0時(shí)不同切眼寬度等應(yīng)力軸比分析，可知：頂板塌落區(qū)高度與巷高呈正指數(shù)增大，兩幫塌落區(qū)厚度呈負(fù)指數(shù)減小。認(rèn)為：性能優(yōu)越的錨桿可更好的限制裂隙滑移，延緩圍巖碎脹變形；雙桁架錨索可錨固在肩角無(wú)裂隙區(qū)和頂板深部預(yù)應(yīng)力疊加區(qū)，可封閉頂板中部裂隙貫通區(qū)?；诖颂岢隽烁邚?qiáng)、高預(yù)緊力錨帶網(wǎng)和雙桁架錨索聯(lián)合控制技術(shù)，切眼掘出后10 d實(shí)現(xiàn)自穩(wěn)，頂?shù)装逑鄬?duì)移近量125 mm，兩幫相對(duì)移近量94 mm，頂板累計(jì)離層3 mm。該研究豐富了大斷面切眼圍巖控制理論及實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)。

厚煤頂；大斷面；切眼；裂隙；支護(hù)

煤巖體在形成過(guò)程中，存在著大量節(jié)理、裂隙等不連續(xù)面。當(dāng)其受到開(kāi)挖等擾動(dòng)后，巖體本身的不連續(xù)面開(kāi)始拓展的同時(shí)，伴隨著新裂隙的形成。大量工程實(shí)踐證明：地下工程中巖層的失穩(wěn)破壞與其內(nèi)部節(jié)理裂隙的拓展和貫通規(guī)律密切相關(guān)?？梢哉f(shuō)工程巖體中裂隙面的性質(zhì)決定了巖體的力學(xué)性質(zhì)[1-8]。

我國(guó)厚煤層儲(chǔ)量豐富，當(dāng)前綜放開(kāi)采和大采高已經(jīng)成為厚煤層的優(yōu)先考慮采煤工藝。而回采設(shè)備日趨大型化，這就要求切眼斷面必須足夠大。以往回采設(shè)備較小時(shí)，切眼寬度6 m左右，而現(xiàn)在我國(guó)神東、平朔、榆林等多個(gè)礦區(qū)已經(jīng)出現(xiàn)寬度9，10 m的切眼。隨著綜放和大采高回采工藝的大面積推廣，寬度9～10 m的厚煤層大斷面切眼會(huì)越加普遍。

大斷面切眼的斷面增大主要體現(xiàn)在寬度的增加，呈長(zhǎng)矩形，寬度的增加成為影響大斷面切眼圍巖穩(wěn)定的主控因素。同時(shí)，大斷面切眼多布置在煤層底部，煤層的物理力學(xué)性質(zhì)較差，原生裂隙較發(fā)育，更容易催生出新裂隙。因此，開(kāi)展切眼寬度增大的條件下圍巖裂隙場(chǎng)演化規(guī)律對(duì)有效控制厚煤層大斷面切眼工程災(zāi)害有重要意義。

以往的研究成果多集中在圍巖的塑性區(qū)、應(yīng)力、位移等方面。而本文著重研究圍巖裂隙場(chǎng)的分布特征。劉洪濤、馬念杰等[9]得出了頂板裂隙通道的演化過(guò)程和空間分布特征，頂板淺部主干裂隙通道位于頂板上方1.5，5.0 m處，隨工作面推進(jìn)，頂板裂隙通道經(jīng)歷原生裂隙通道主導(dǎo)階段裂隙通道產(chǎn)生擴(kuò)張成熟和閉合階段的演化過(guò)程；李學(xué)華等[10]運(yùn)用鉆孔窺視手段對(duì)不同含水條件下泥巖頂板圍巖的裂隙演化規(guī)律和破裂特征進(jìn)行分析，研究了泥巖頂板巷道破壞冒頂?shù)臋C(jī)理；徐德金[11]運(yùn)用數(shù)理統(tǒng)計(jì)理論，建立裂隙的傾向、傾角、跡長(zhǎng)、隙寬、間距等幾何參數(shù)的隨機(jī)概率統(tǒng)計(jì)模型，并應(yīng)用Monte Carlo方法反演得到斷裂碎裂帶巖體裂隙網(wǎng)絡(luò)系統(tǒng)和裂隙網(wǎng)絡(luò)模型；范雷等[12]通過(guò)分析壓剪微裂隙尖端應(yīng)力場(chǎng)，認(rèn)為巖體起裂強(qiáng)度與微裂隙和最大主應(yīng)力夾角以及圍壓的大小有關(guān)，巖體破壞主要受貫通裂隙控制。錨桿、錨索作為有效的加固手段，已經(jīng)在井巷工程中廣泛應(yīng)用。錨桿較短用以加固表面圍巖，多垂直巖體布置已經(jīng)取得了廣泛認(rèn)識(shí)，其正向著高強(qiáng)、高剛、高可靠性、高預(yù)緊力方向發(fā)展[13]。錨索較長(zhǎng)可以錨固到更深部圍巖，多呈單體垂直圍巖表面布置，然而這樣加強(qiáng)支護(hù)結(jié)構(gòu)是否可以改進(jìn)？本文將也將做出研究。

本文在前人的基礎(chǔ)上，選取山西五家溝煤礦5203大斷面切眼9 m×3.5 m，沿底布置，斷面31.5 m2的具體工程為研究對(duì)象。數(shù)值演算了切眼寬度增大過(guò)程中圍巖裂隙場(chǎng)演化規(guī)律，理論分析了等應(yīng)力軸比圓的變化趨勢(shì)，最終選用高強(qiáng)高預(yù)緊力錨帶網(wǎng)和雙桁架錨索聯(lián)合控制技術(shù)，并取得了工業(yè)性試驗(yàn)成功。

1 地質(zhì)工程條件

5203綜采放頂煤工作面切眼位置煤層厚度9.00～14.92 m，平均厚10.5 m，含夾矸1～4層，夾矸層厚0.10～0.38 m，煤層裂隙普遍發(fā)育。煤層f系數(shù)1.5～2.5，埋深245～250 m。底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為1.22 m左右。頂板巖性為砂質(zhì)頁(yè)巖，平均厚度為2.19 m左右，其上依次為粗砂巖1.62 m、細(xì)砂巖1.86 m、中砂巖1.54 m和粉砂巖1.93 m。

2 裂隙場(chǎng)演化數(shù)值模擬分析

2.1 數(shù)值模型

采用UDEC4.0，根據(jù)該礦5203切眼生產(chǎn)地質(zhì)條件，建立數(shù)值模型如圖1所示。

模型設(shè)計(jì)尺寸，寬×高=65 m×55 m，煤層和頂?shù)装寰鶆澐譃?.5 m×0.5 m的塊體，模型底部邊界垂直方向固定，左右邊界水平方向固定。材料本構(gòu)模型：煤層和頂?shù)装宀捎脩?yīng)變軟化模型，其余為摩爾-庫(kù)倫模型，節(jié)理模型采用Coulomb slip，側(cè)壓系數(shù)1.0。各巖層及接觸面具體參數(shù)見(jiàn)表1,2。

前人做的眾多模擬中都未考慮巖石的剪脹效應(yīng)，本模擬也為了更真實(shí)的反映圍巖裂隙對(duì)切眼寬度的力學(xué)響應(yīng)特征，在巖層力學(xué)參數(shù)和接觸面力學(xué)參數(shù)中均加入了剪脹角。

圖1 大斷面切眼裂隙演化模型Fig.1 Large-section open-off cut fracture evolution model

模擬方案：固定切眼高度3.5 m不變，模擬切眼寬度6～10 m變化過(guò)程中，步距0.5 m，無(wú)支護(hù)時(shí)，切眼圍巖裂隙場(chǎng)分布特征及拓展趨勢(shì)。

2.2 裂隙場(chǎng)分布形態(tài)

圍巖在卸荷作用下形成裂隙場(chǎng)，兩個(gè)裂隙面之間的相對(duì)運(yùn)動(dòng)關(guān)系主要表現(xiàn)為滑移和法向位移。本模擬中裂隙的劃分都是垂直和水平的，UDEC軟件可以根據(jù)剪切力和法向力，判定兩個(gè)接觸面的滑移和張開(kāi)，并根據(jù)相對(duì)位移大小用線寬表示出，這樣就很容易區(qū)分出不同線寬表示的不同密度的裂隙網(wǎng)絡(luò)。

表1巖層力學(xué)參數(shù)
Table1Mechanicalparametersofstrata

巖層體積模量/GPa剪切模量/GPa密度/(kg·m-3)內(nèi)聚力/MPa抗拉強(qiáng)度/MPa內(nèi)摩擦角/(°)剪脹角/(°)上覆巖層10 66 3028003 902 50355粉砂巖8 824 8427503 302 47305中砂巖7 523 1527203 202 30295細(xì)砂巖7 873 3827003 262 19285粗砂巖6 873 3026903 162 19285砂質(zhì)頁(yè)巖3 552 1023501 801 602435號(hào)煤2 351 4713501 501 10203砂質(zhì)泥巖3 682 1023602 101 50253下伏巖層9 914 9227503 262 19305

表2節(jié)理力學(xué)參數(shù)
Table2Mechanicalparametersofjoints

巖層法向剛度/GPa切向剛度/GPa內(nèi)聚力/MPa內(nèi)摩擦角/(°)抗拉強(qiáng)度/MPa剪脹角/(°)上覆巖層7 303 501 90250 503粉砂巖7 103 401 30200 473中砂巖7 003 251 35190 353細(xì)砂巖7 203 381 26180 393粗砂巖6 803 301 36180 393砂質(zhì)頁(yè)巖3 502 501 20140 2025號(hào)煤2 001 801 10100 102砂質(zhì)泥巖3 602 701 20150 502下伏巖層7 403 501 76200 503

根據(jù)模擬結(jié)果如圖2所示，在借鑒前人成果的基礎(chǔ)上，將裂隙場(chǎng)分為3個(gè)區(qū)，從里向外依次是：裂隙貫通區(qū)、裂隙發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū)。其顯著特征如下：① 微裂隙區(qū)顯著特征表現(xiàn)在裂隙的小量張開(kāi)；② 裂隙發(fā)育區(qū)主要表現(xiàn)在有明顯的剪切滑移；③ 裂隙貫通區(qū)顯著特征是橫向和豎向裂隙已經(jīng)貫通，且產(chǎn)生相互滑移、切割、貫通、新裂隙的形成等，圍巖已經(jīng)進(jìn)入塑性狀態(tài)。

以下簡(jiǎn)稱該3個(gè)區(qū)為“裂隙3區(qū)”，可以看出：頂、底板和兩幫裂隙3區(qū)分布均大致呈“半橢圓”狀分部。裂隙場(chǎng)3區(qū)分布面積：頂板>底板>兩幫。切眼寬度從6 m增加到10 m的過(guò)程中，切眼頂板中部裂隙密度、裂隙張開(kāi)度、裂隙貫通程度逐漸增加。呈現(xiàn)中部大于兩側(cè)的趨勢(shì)。底板和兩幫也存在同樣的規(guī)律。

裂隙3區(qū)分布的位置均在頂?shù)装逭戏胶蛢蓭蛢蓚?cè)，發(fā)現(xiàn)在切眼肩角和底角均存在無(wú)裂隙區(qū)，沒(méi)有受到開(kāi)挖擾動(dòng)的影響，該區(qū)域可作為加強(qiáng)支護(hù)的錨固基礎(chǔ)。

圖2 裂隙3區(qū)分布Fig.2 Three fracture areas distribution map

2.3 裂隙場(chǎng)深度拓展趨勢(shì)

為了量化切眼寬度增加后圍巖裂隙向深部拓展的規(guī)律。選取裂隙3區(qū)的最大深度為指標(biāo)，統(tǒng)計(jì)結(jié)果如圖3所示。可知：切眼寬度的增加裂隙3區(qū)(貫通區(qū)、發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū))深度呈增大趨勢(shì)，切眼寬度6 m時(shí)，頂板裂隙3區(qū)(貫通區(qū)、發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū))深度分別為：1.0.4.5,6.0 m；兩幫裂隙3區(qū)深度分別為：0.5,3.0,3.5 m，底板裂隙3區(qū)深度分別為：1.0,1.2,4.0 m。切眼寬度10 m時(shí)，頂板裂隙3區(qū)(貫通區(qū)、發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū))深度分別為：5,9,11 m；兩幫裂隙3區(qū)深度分別為：2.0,4.0,7.5 m，底板裂隙3區(qū)深度分別為：1.5,5.0,11.0 m?？梢钥闯銮醒蹖挾?0 m時(shí)，頂3區(qū)深度分別是6 m時(shí)的5.0,2.0,1.7倍，幫的1.50,2.00,2.75倍，底的5.0,2.0,1.7倍。

為了說(shuō)明切眼寬度6 m到10 m過(guò)程中，裂隙3區(qū)深度的增加過(guò)程，分別描繪出了頂、底、幫裂隙3區(qū)深度與切眼寬度的關(guān)系，如圖3所示。可以看出，切眼寬度從6 m增加到10 m過(guò)程中圍巖的裂隙3區(qū)增長(zhǎng)方式不同。① 頂板的裂隙3區(qū)(裂隙貫通區(qū)、裂隙發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū))與切眼寬度近似成正比關(guān)系。增長(zhǎng)曲線的斜率也大致相等，說(shuō)明頂板裂隙3區(qū)深度的增長(zhǎng)速率也類似。② 幫裂隙3區(qū)深度增長(zhǎng)方式與頂板不同，呈“臺(tái)階式”贈(zèng)長(zhǎng)。幫裂隙貫通區(qū)，在切眼寬度6.5～7.0 m過(guò)程中，深度從0.5 m增加到1.0 m；切眼寬9～10 m過(guò)程中，深度從1 m增加到2 m；幫裂隙發(fā)育區(qū)，在切眼寬度6～9 m過(guò)程中，深度保持在3 m；在切眼寬度9～10 m過(guò)程中，深度從3 m跳躍至4 m；幫微裂隙區(qū)，切眼寬度6～9 m，變化不大，在切眼寬度9～10 m過(guò)程中，深度從4.5 m跳躍至7.5 m。③ 底板裂隙貫通區(qū)，在切眼寬度6.5～7.0 m過(guò)程中，深度從1.0 m跳躍至1.5 m，深度保持不變；底板裂隙發(fā)育區(qū)和微裂隙區(qū)深度大致與切眼寬度成正比關(guān)系，隨著切眼寬度的增加而增加，有小點(diǎn)波動(dòng)，但趨勢(shì)類似。

圖3 裂隙3區(qū)深度與切眼寬度的關(guān)系Fig.3 The relationship between three fracture areas depth and cut width

通過(guò)以上分析可知，切眼寬度從6～10 m過(guò)程中，切眼寬度對(duì)頂板裂隙3區(qū)影響明顯，隨著切眼寬度的增加，裂隙3區(qū)深度呈正比趨勢(shì)增加。兩幫裂隙3區(qū)呈“臺(tái)階式”增加，但深度較小。頂板裂隙貫通區(qū)當(dāng)切眼寬度大于7 m后，深度保持在1.5 m左右；底板裂隙發(fā)育區(qū)和微裂隙區(qū)深度隨著切眼寬度的增加線性正比增加。

2.4 裂隙場(chǎng)相對(duì)轉(zhuǎn)化趨勢(shì)

圍巖裂隙3區(qū)深度均隨著切眼寬度增加而增加，但其間的相對(duì)發(fā)育趨勢(shì)、變化關(guān)系還有待進(jìn)一步說(shuō)明。做如下數(shù)據(jù)處理：裂隙貫通區(qū)深度與裂隙發(fā)育區(qū)深度之比，用T/F(transfixion/fracture)表示；裂隙貫通區(qū)深度與微裂隙區(qū)深度之比，用字母T/M(transfixion/microfracture)表示；裂隙發(fā)育區(qū)深度與微裂隙區(qū)深度之比,用F/M(fracture/microfracture)表示。當(dāng)表示頂板裂隙貫通區(qū)深度與發(fā)育區(qū)深度之比時(shí)，可用T/FR表示，其中R是頂板roof的縮寫(xiě)。同樣，幫sid、底板floor裂隙貫通區(qū)深度與發(fā)育區(qū)深度之比分別用T/FS，T/FF表示，其他依此類推。圍巖不同裂隙比與切眼寬度的關(guān)系如圖4所示?？梢缘玫揭韵罗D(zhuǎn)化規(guī)律。

圖4 裂隙相對(duì)發(fā)育趨勢(shì)與切眼寬度的關(guān)系Fig.4 The relationship between relative fracture development trend and cut width

(1)頂板T/FR，T/MR大致與切眼寬度呈正比關(guān)系。T/FR切眼寬度6 m時(shí)的0.22到切眼寬度10 m時(shí)的0.56。T/MR切眼寬度6 m時(shí)的0.15到切眼寬度10 m時(shí)0.45。T/FR隨著切眼寬度的增加而增加，說(shuō)明切眼寬度的增加使更多的裂隙發(fā)育區(qū)向裂隙貫通區(qū)轉(zhuǎn)化；T/MR的增加說(shuō)明頂裂隙貫通區(qū)深度的拓展速度大于微裂隙區(qū)深度，頂貫通區(qū)占整個(gè)頂裂隙場(chǎng)的比重逐漸增大。頂F/MR也隨著切眼寬度的增加而增加，在切眼寬度8 m時(shí)，增長(zhǎng)速率明顯增大，頂F/MR的增加說(shuō)明切眼寬度的增加使更多的微裂隙轉(zhuǎn)化為裂隙發(fā)育區(qū)。

(2)幫T/FS和T/MS也隨著切眼寬度的增加而呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)。T/FS的增加說(shuō)明，切眼寬度的增加更多的巖層重量施加到兩幫上，促使幫裂隙發(fā)育區(qū)更多的向裂隙貫通區(qū)轉(zhuǎn)化。同樣地，T/MS的增加說(shuō)明幫裂隙貫通區(qū)的占整個(gè)幫裂隙場(chǎng)的比重越來(lái)越大。然而，幫F/MS卻隨著切眼寬度的增加而“臺(tái)階式”逐漸減小，說(shuō)明切眼寬度的增加使兩幫微裂隙增加明顯。

(3)底板T/FF，T/MF，F(xiàn)/MF隨著切眼寬度的增加而逐漸減小，大致成正比關(guān)系。說(shuō)明切眼寬度的增加對(duì)底裂隙發(fā)育區(qū)和底微裂隙區(qū)增加速率影響明顯，底微裂隙區(qū)深度增加速率>底裂隙發(fā)育區(qū)深度增加速率>底裂隙貫通區(qū)深度增加速率。切眼寬度的增加只能促使底板一定深度的巖層進(jìn)入裂隙貫通區(qū)狀態(tài)，對(duì)底板的影響深度有限。

通過(guò)以上分析可知：切眼寬度的增加促使頂板更多的裂隙發(fā)育區(qū)向裂隙貫通區(qū)轉(zhuǎn)化，更多的微裂隙區(qū)向裂隙發(fā)育區(qū)轉(zhuǎn)化，更多的深部圍巖進(jìn)入微裂隙狀態(tài)。兩幫一定深度的圍巖進(jìn)入裂隙發(fā)育區(qū)，更多的裂隙發(fā)育區(qū)圍巖向裂隙貫通區(qū)轉(zhuǎn)化，兩幫深部形成更多的微裂隙區(qū)。底板只是一定深度圍巖進(jìn)入裂隙貫通狀態(tài)，底板更多的圍巖進(jìn)入圍巖進(jìn)入裂隙發(fā)育區(qū)和微裂隙區(qū)，微裂隙區(qū)深度向底板深部拓展明顯。

2.5 裂隙最大張開(kāi)量

巖石受載時(shí)，巖體內(nèi)會(huì)產(chǎn)生裂紋，隨著載荷的不斷增加，已有裂紋中間會(huì)產(chǎn)生新的裂紋，裂紋的數(shù)目不斷增加而間距不斷減小，該過(guò)程被稱為裂紋插入；當(dāng)裂紋間距減小到某一值時(shí)，裂紋插入現(xiàn)象就會(huì)終止，達(dá)到一種飽和狀態(tài)，不會(huì)在舊的裂紋之間產(chǎn)生新的裂紋，稱之為裂紋飽和或裂隙飽和現(xiàn)象[10]。此時(shí)，載荷繼續(xù)增加，裂隙逐漸轉(zhuǎn)化為裂隙，裂隙也只是增加它的張開(kāi)寬度，裂隙張開(kāi)量越大圍巖裂隙滑移失穩(wěn)的概率越大。為此，裂隙最大張開(kāi)量是反應(yīng)圍巖裂隙發(fā)育程度和圍巖失穩(wěn)風(fēng)險(xiǎn)的一個(gè)重要指標(biāo)，其統(tǒng)計(jì)結(jié)果如圖5所示。

圖5 裂隙最大張開(kāi)量與切眼寬度的關(guān)系Fig.5 The relationship between the maximum splaying of fracture and cut width

隨著切眼寬度的增加圍巖的裂隙最大張開(kāi)量也隨著增加。切眼寬度6.0～8.5 m，最大張開(kāi)量從3.17 mm增加到3.64 mm；切眼寬度大于8.5 m后最大裂隙張開(kāi)量增加速率明顯增加，從3.64 mm增至4.87 mm?？梢?jiàn)切眼寬度存在臨界值8.5 m，大于該寬度后，裂隙最大張開(kāi)量急劇增加。該條件下切眼寬度大于8.5 m后，圍巖失穩(wěn)的風(fēng)險(xiǎn)增大。

3 等應(yīng)力軸比圓

橢圓巷道周邊的彈性應(yīng)力分析，對(duì)如何維護(hù)好巷道有啟發(fā)意義。一般原巖應(yīng)力狀態(tài)(圖6)下，深埋橢圓巷道周邊切應(yīng)力計(jì)算公式為

(1)

圖6 深埋橢圓巷道Fig.6 Deep elliptic roadway

所謂等應(yīng)力軸比(理查茲(R.Richards)，1979)就是巷道軸比應(yīng)力均勻分布，而且都是壓應(yīng)力時(shí)，橢圓巷道長(zhǎng)軸與短軸之比[14]。

“等應(yīng)力軸比”巷道最合理的應(yīng)力分布情況，這是因?yàn)椋孩?巖石的抗拉強(qiáng)度一般小于巖石的抗壓強(qiáng)度幾倍到十幾倍，等應(yīng)力軸比的巷道周邊應(yīng)力都是壓應(yīng)力，巷道頂板并沒(méi)有壓應(yīng)力出現(xiàn)，從而就大大的減少了巷道的破壞機(jī)會(huì)。② 等應(yīng)力軸比巷道周邊應(yīng)力的壓應(yīng)力值是該巷道諸應(yīng)力值中最小的應(yīng)力，這樣就減少了巷道的破壞機(jī)會(huì)。

該軸比可以通過(guò)式(2)求導(dǎo)，即

(2)

將此m值代入式(1)得到：

(3)

在式(3)中，δθ與θ無(wú)關(guān)，即周邊應(yīng)力處處相等，故將上式(3)決定的軸比m稱為等應(yīng)力軸比，在該軸比情況下，周邊切向應(yīng)力無(wú)極值，或者說(shuō)周邊切向應(yīng)力是相等的。等應(yīng)力軸比與原巖應(yīng)力的絕對(duì)值無(wú)關(guān)，只和λ有關(guān)，由λ值即可決定最佳軸比，例如：λ=1時(shí)，m=1，a=b，最佳斷面為圓形(圓是橢圓的特例)。

側(cè)壓等于1時(shí)，不同切眼寬度斷面對(duì)圍巖穩(wěn)定的影響相當(dāng)于開(kāi)挖該斷面外接圓形巷道，即等效開(kāi)挖。外接圓與實(shí)際斷面有個(gè)“差集”，正是該“差集”處于裂隙貫通區(qū)，承載力低，變形大，又不得不加固，稱為“塌落區(qū)”[15]。

根據(jù)該工程地質(zhì)條件，切眼寬度b=6～10 m，高h(yuǎn)=3.5 m，不同切眼寬度等應(yīng)力軸比如圖7所示。圖中，b為切眼寬度；h為切眼高度；WS為幫塌落寬度；WR為頂塌落高度；r為等應(yīng)力軸比圓半徑。

圖7 不同切眼寬度等應(yīng)力軸比圓Fig.7 Equal stress axial ratio circle with various width of open-off cut

3.1 頂板塌落高度切寬效應(yīng)

切眼高、寬與等應(yīng)力軸比圓半徑之間存在以下關(guān)系：

(4)

頂塌落高度表達(dá)式可由式(5)求得，即

(5)

代入已知量，由式(5)可得圖8，可知：隨著切眼寬度增加頂板塌落高度WR與切眼寬度成正指數(shù)關(guān)系，切眼寬度越大頂板塌落高度越大，切眼寬度6 m時(shí)，頂板塌落高度1 723 mm；切眼寬度9 m時(shí)，頂板塌落高度3 078 mm；切眼寬度10 m時(shí)，頂板塌落高度3 547 mm；分別是切眼寬度6 m時(shí)的1.79倍和2.06倍。

圖8 頂塌落高度與切眼寬度的關(guān)系Fig.8 The relationship between roof collapse area height and width of open-off cut

3.2 幫塌落寬度切寬效應(yīng)

同理得幫塌落寬度計(jì)算式(6)。

(6)

圖9 幫塌落寬度與切眼寬度的關(guān)系Fig.9 The relationship between two sides collapse area thickness and width of open-off cut

代入已知量，由式(6)可得圖9，可知：隨著切眼寬度的增加幫塌落寬度WS與切眼寬度成負(fù)指數(shù)關(guān)系，切眼寬度越大幫塌落寬度越小，切眼寬度6 m時(shí)，幫塌落寬度473 mm，切眼寬度9 m時(shí)，幫塌落寬度328 mm；切眼寬度10 m時(shí)，幫塌落寬度297 mm；分別是切眼寬度6 m時(shí)的0.69倍和0.63倍。

通過(guò)以上分析可知：隨著切眼寬度的增加頂板塌落高度呈正指數(shù)增加，而幫塌落寬度呈負(fù)指數(shù)減小，切眼寬度的增加使得更多頂板巖層進(jìn)入等應(yīng)力軸比圓內(nèi)，處于裂隙貫通狀態(tài)，這也是大斷面切眼圍巖控制的主要對(duì)象。

4 厚煤層大斷面切眼穩(wěn)定原理

4.1 錨桿控制裂隙滑移機(jī)制

大斷面切眼顯著特點(diǎn)是頂板跨度大，掘出后頂板煤巖體更容易沿著破裂煤巖體裂隙等弱面滑動(dòng)產(chǎn)生變形，屬于結(jié)構(gòu)效應(yīng)。高預(yù)緊力錨網(wǎng)帶支護(hù)可以更有效的阻止或延緩破裂煤巖體沿弱面錯(cuò)動(dòng)，提高錨固體弱面力學(xué)性能，阻止裂隙的拓展。錨桿產(chǎn)生群錨效應(yīng)后，可以共同阻止錨固體外裂隙形成[11-12]。其作用如下[16]：

(1)錨桿索軸向力提高錨固體圍壓的同時(shí)，圍巖破裂弱面法向力也提高，增大了裂隙凹凸部分互相嵌入程度，增加了弱面之間的摩擦力，限制了弱面的剪脹擴(kuò)容，錨桿預(yù)緊力和剛度越大，限制作用越大。

(2)當(dāng)錨桿斜交穿過(guò)弱面時(shí)，錨桿產(chǎn)生沿弱面的分力，阻止破碎煤巖體沿弱面錯(cuò)動(dòng)，錨桿預(yù)計(jì)力越大。

(3)錨桿本身的抗剪切能力也增加了破碎煤巖體弱面的抗滑動(dòng)能力，錨桿力學(xué)性能越高，抗滑能力越強(qiáng)。

為了說(shuō)明錨桿對(duì)裂隙弱面的控制作用采用單一裂隙弱面抗滑動(dòng)模型，塊體A與B在外力F作用下，相對(duì)滑移時(shí)，描述錨桿對(duì)進(jìn)入煤巖體裂隙的控制作用，模型如圖10所示[17]。

圖10 錨桿抗剪切作用示意[17]Fig.10 Shear-resistant function of bolt

結(jié)合以上分析及模型，可知當(dāng)錨桿穿過(guò)某個(gè)單裂隙時(shí)，弱面抗剪切力可用下式表示。

(7)

式中，Δτ為錨桿索支護(hù)弱面抗剪能力的提高量，MPa；τ1為錨桿桿體本身抗剪能力引起的等效抗剪強(qiáng)度，MPa；τ2為錨桿軸力沿弱面法向分量σn引起的等效抗剪強(qiáng)度，MPa；τ3為錨桿軸力的切向分量σs引起的等效抗剪強(qiáng)度，MPa。

單個(gè)弱面抗剪能力的提高，依賴于錨桿的抗拉強(qiáng)度、抗剪強(qiáng)度和預(yù)緊力，選用力學(xué)性能優(yōu)越的高強(qiáng)錨桿、高預(yù)緊力及時(shí)支護(hù)技術(shù)，可有效提高弱面力學(xué)性能，多根錨桿共同作用可限制整個(gè)圍巖裂隙的滑動(dòng)和拓展，起到促進(jìn)圍巖穩(wěn)定的作用。

4.2 雙桁架錨索與單體錨索比較

目前，常見(jiàn)的加強(qiáng)支護(hù)方式就是單體錨索，采用垂直頂板布置的方式廣泛應(yīng)用于各類型硐室巷道中，在大斷面切眼中也有應(yīng)用。但隨著切眼寬度的增大，頂板裂隙深度向深部拓展明顯，更多的圍巖進(jìn)入裂隙發(fā)育區(qū)和裂隙貫通區(qū)，錨索錨固段很有可能工作在頂裂隙發(fā)育區(qū)內(nèi)，影響單體錨索錨固點(diǎn)的穩(wěn)固性，引起錨固失效等。為此對(duì)于斷面過(guò)大的時(shí)候應(yīng)考慮選用肩角無(wú)裂隙區(qū)作為錨固基礎(chǔ)的加強(qiáng)支護(hù)手段維護(hù)頂板，有必要考慮采用雙桁架錨索加強(qiáng)支護(hù)頂板，雙桁架錨索采用兩個(gè)單桁架平行布置，分別采用兩套鎖具，把跨度頂板分段施加復(fù)合應(yīng)力，其與單體錨索相比具有以下優(yōu)點(diǎn)[18]，具體見(jiàn)表3。

表3兩種加強(qiáng)支護(hù)方式比較
Table3Comparisonwithdifferentstrengtheningsupportsystems

加強(qiáng)支護(hù)方式錨固點(diǎn)可靠性預(yù)緊力大小及方向結(jié)構(gòu)特征與被錨固巖體接觸方式抑制頂板中部裂隙貫通肩角巖體加固程度單體錨索垂直頂板上方巖體，易受到裂隙區(qū)的影響預(yù)緊力大，垂直頂板，只改善頂板垂直應(yīng)力靠預(yù)緊力擠壓增大承載層厚度點(diǎn)接觸否靠巖體自身強(qiáng)度維持肩角巖體穩(wěn)定，易整體切落雙桁架錨索肩角無(wú)裂隙區(qū)錨固基礎(chǔ)可靠。頂板預(yù)應(yīng)力疊加區(qū)，有效限制微裂隙的形成，有效保障錨固可靠性預(yù)緊力大，水平、垂直方向和傾斜方向，改善頂板水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力復(fù)合預(yù)應(yīng)力加固區(qū)呈倒楔形結(jié)構(gòu)，將頂板巖體“放”與兩幫上線接觸、連續(xù)傳遞壓縮頂板中部裂隙貫通區(qū)，抑制冒落拱擴(kuò)大錨索穿過(guò)肩角巖體加固肩角，不易整體切落

4.3 雙桁架錨索控制作用

厚煤層大斷面切眼跨度過(guò)大，頂板裂隙急劇向深部延伸，更多的頂板巖體進(jìn)入微裂隙區(qū)，微裂隙向裂隙發(fā)育狀態(tài)轉(zhuǎn)化，裂隙發(fā)育狀態(tài)向裂隙貫通狀態(tài)轉(zhuǎn)化。采用錨桿只能加固淺部圍巖，根據(jù)大斷面切眼的圍巖裂隙分布特點(diǎn)和圍巖控制特點(diǎn)，以肩角無(wú)裂隙區(qū)和預(yù)應(yīng)力疊加區(qū)為錨固基礎(chǔ)，選用雙桁架錨索加強(qiáng)支護(hù)頂板，其對(duì)頂板的控制原理如圖11所示，具體如下[19-20]：① 頂板錨固結(jié)構(gòu)形狀優(yōu)化——采用雙桁架錨索可以使頂板錨固結(jié)構(gòu)成為“倒楔形”體，呈下小上大的形狀，實(shí)其“放”與兩幫上，有效避免圍巖發(fā)現(xiàn)整體切落式冒頂；② 擠壓頂板中部裂隙區(qū)——切眼跨度越大，頂板中部裂隙貫通區(qū)越發(fā)育，雙桁架錨索施加的水平預(yù)應(yīng)力和傾斜預(yù)應(yīng)力可有效壓縮頂板中部裂隙貫通區(qū)，頂板中部形成壓縮裂隙帶，阻止了頂板裂隙貫通區(qū)的拓展，有效控制了中部裂隙冒落拱的形成；③ 錨固點(diǎn)可靠——桁架錨索系統(tǒng)一個(gè)錨固點(diǎn)位于切眼肩角深部的無(wú)裂隙區(qū)，穩(wěn)定可靠。另一個(gè)錨固點(diǎn)位于桁架錨索水平和垂直預(yù)應(yīng)力疊加區(qū)，圍巖處于三向受壓狀態(tài)，可有效抑制微裂隙的形成，保證足夠的錨固力；④ 閉鎖頂板——單體錨索的支護(hù)剛度大于錨桿的支護(hù)剛度，在頂板變形過(guò)程中，單體錨索所承受的載荷急劇上升且易拉斷失效。單體錨索周圍巖體冒落后，易發(fā)生托錨力失效的現(xiàn)象。桁架錨索系統(tǒng)底部凹槽結(jié)構(gòu)，可適應(yīng)頂板變形，匹配頂板剛度，形成的閉鎖結(jié)構(gòu)可以防止頂板局部冒頂；⑤ 消除頂板表面拉應(yīng)力——雙桁架錨索結(jié)構(gòu)的水平預(yù)應(yīng)力平行于頂板表面，與垂直應(yīng)力在頂板表面形成的彎曲拉應(yīng)力方向相反，巖體是受拉易破壞的介質(zhì)，可有效抵消彎曲拉應(yīng)力對(duì)圍巖拉伸作用，使圍巖表面回歸到壓應(yīng)力狀態(tài)。

圖11 雙桁架錨索控制原理Fig.11 Functional diagram of double truss and anchor rope

此外，桁架錨索的復(fù)向應(yīng)力使頂板煤巖體最大限度回歸到多向受壓狀態(tài)，提高了煤巖體彈性模量、峰值強(qiáng)度、峰后強(qiáng)度，同時(shí)調(diào)動(dòng)更多的頂板深部和巷幫兩側(cè)圍巖共同抵抗圍巖應(yīng)力，降低了頂板撓度，提高了頂板抗破壞能力。

5 工業(yè)性試驗(yàn)

5.1 支護(hù)參數(shù)

針對(duì)厚煤層大斷面切眼圍巖裂隙區(qū)分布特征，結(jié)合大斷面切眼穩(wěn)定原理，進(jìn)行了5203切眼支護(hù)設(shè)計(jì)，提出高強(qiáng)高預(yù)緊力錨帶網(wǎng)和雙桁架錨索控制技術(shù)。

選用了φ18 mm的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿和φ17.8 mm的低松弛鋼絞線作為主要支護(hù)材料，具體支護(hù)參數(shù)如圖12和表4所示。

同時(shí)，由于切眼跨度大，考慮到局部可能出現(xiàn)破碎帶等圍巖劣化、突變情況等。準(zhǔn)備了單體液壓支柱在局部地段切眼中線處加強(qiáng)支護(hù)，初撐力達(dá)工作阻力的80%，排距1 m。

5.2 應(yīng)用效果

切眼采用兩次開(kāi)挖，測(cè)站在第2次開(kāi)挖后安裝，表面測(cè)點(diǎn)布置在兩幫中點(diǎn)和頂、底板中點(diǎn)，離層儀安裝在頂板中線處，主要觀測(cè)頂?shù)装逑鄬?duì)移近量、兩幫相對(duì)移近量、頂板離層量。結(jié)果如圖13所示。

圖13 礦壓觀測(cè)結(jié)果Fig.13 Mine pressure observation results

(1)切眼掘進(jìn)影響期內(nèi)頂?shù)装逑鄬?duì)最大移近速度7 mm/d，兩幫相對(duì)最大移近速度5 mm/d，切眼掘出后10 d左右實(shí)現(xiàn)自穩(wěn)，變形速度降低，掘進(jìn)穩(wěn)定期內(nèi)變形速度降低到0.5～1.0 mm/d。

(2)頂?shù)装逑鄬?duì)移近量125 mm，兩幫相對(duì)移近量94 mm。

(3)頂板無(wú)明顯離層，最大離層量3 mm。

從現(xiàn)場(chǎng)看未出現(xiàn)錨桿、錨索拉斷，錨空失效，錨固力喪失等破壞，錨桿和桁架錨索支護(hù)能力得到充分發(fā)揮。至液壓支架安裝完畢沒(méi)有發(fā)生圍巖失穩(wěn)現(xiàn)象，滿足了安全生產(chǎn)的要求。

6 結(jié) 論

(1)厚大斷面切眼掘出后，圍巖中會(huì)形成裂隙發(fā)育程度不同的3個(gè)區(qū)：裂隙貫通區(qū)、裂隙發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū)，呈“半橢圓”狀分布。

(2)切眼寬度越大，3區(qū)深度越大：頂板裂隙3區(qū)深度與切眼寬度呈正比增長(zhǎng)；兩幫3區(qū)深度隨著切眼寬度加大呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)；底板裂隙貫通區(qū)深度隨著切眼寬度呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)，底板裂隙發(fā)育區(qū)、微裂隙區(qū)深度與切眼寬度成類似正比關(guān)系。

(3)切眼寬度增大后加速了頂板微裂隙區(qū)向裂隙發(fā)育區(qū)的轉(zhuǎn)化和裂隙發(fā)育區(qū)向裂隙貫通區(qū)的轉(zhuǎn)化；兩幫裂隙發(fā)育區(qū)向裂隙貫通區(qū)轉(zhuǎn)化也呈“臺(tái)階式”增長(zhǎng)，而微裂隙區(qū)向裂隙發(fā)育區(qū)轉(zhuǎn)化卻呈減小趨勢(shì)；底板只是一定深度的圍巖進(jìn)入裂隙貫通狀態(tài)，深部圍巖向裂隙發(fā)育狀態(tài)轉(zhuǎn)化均呈減小趨勢(shì)。

(4)切眼寬度增加使等應(yīng)力軸比圓增大，頂板塌落高度與寬度呈正指數(shù)增加，幫塌落高度與巷高呈負(fù)指數(shù)減小。

(5)高性能錨桿可以更好的限制裂隙面滑移，減小碎脹變形。雙桁架錨索結(jié)構(gòu)選取肩角無(wú)裂隙區(qū)和頂板預(yù)應(yīng)力疊加區(qū)為錨固基礎(chǔ)穩(wěn)固可靠，可有效加強(qiáng)支護(hù)頂板。

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Fracturefieldevolutionandstabilityanalysisofsurroundingrockinthickcoalrooflarge-sectionopen-offcut

HE Fu-lian,XU Lei,WU Huan-kai,WANG Yan-fei

(CollegeofResources&SafetyEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing100083,China)

Based on the width of thick coal roof large-section open-off cut is increasing，surrounding rock control problem of thick coal roof large section open-off cut is more obvious.No.5203 open-off cut in Wujiagou Mine,in Shanxi Province,was selected as engineering case,the distribution characteristics and development trend and relative evolution law of fracture field were researched in surrounding rock by UDEC in the change process of width from 6 m to 10 m.The results show that surrounding rock fracture field has three areas including fracture transfixion area,fracture area and microfracture area which are all distributed as semi-ellipse.With the open-off cut width increase,three fracture areas depth of roof are proportional to width;three fracture areas depth of both sides appear a steeped increase;Floor fracture transfixion area appear a steped increase,the rest appears linear growth.Also,the roof microfracture area transformed to fracture area and fracture area transformed to fracture transfixion area are strengthened.By analyzing equal stress axial ratio,the results show that the height of roof collapse area increases positive exponentially with roadway height,and the thickness of the side collapse area decreases negative exponentially with roadway height.It is considered that high performance bolt could control fracture slip and reduces bulking deformation goodly.Double truss and anchor rope could be anchoraged in the shoulder no fracture area and roof pre-stressed superimposed area,which could closed the fracture transfixion area in middle part of roof.Based on this,the combined support technology of high strength,high pre-stressing bolt net bar & double truss and anchor rope was proposed.Open-off cut realize self-stable after 10 days,roof-to-floor relative convergence is 125 mm,both sides relative convergence is 94 mm,the total roof separation was 3 mm,which enriches surrounding rock control theory and practical experience of large-section open-off cut.

thick coal roof;large-section;open-off cut;fracture;support

10.13225/j.cnki.jccs.2013.0307

國(guó)家重點(diǎn)基礎(chǔ)研究發(fā)展計(jì)劃(973)資助項(xiàng)目(2010CB226802);國(guó)家自然科學(xué)基金資助項(xiàng)目(51234005);中央高校基本科研業(yè)務(wù)費(fèi)專項(xiàng)資金資助項(xiàng)目(2010YZ02)

何富連(1966—),男,浙江臨海人,教授，博士生導(dǎo)師。Tel：010-62339989，E-mail：fulianhe@sohu.com。通訊作者：許 磊(1980—)，男，河南焦作人，博士。E-mail：32246714@qq.com

TD325

A

0253-9993(2014)02-0336-11

何富連，許 磊，吳煥凱,等.厚煤頂大斷面切眼裂隙場(chǎng)演化及圍巖穩(wěn)定性分析[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(2):336-346.

He Fulian,Xu Lei,Wu Huankai,et al.Fracture field evolution and stability analysis of surrounding rock in thick coal roof large-section open-off cut[J].Journal of China Coal Society,2014,39(2):336-346.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.0307