厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

何富连，许 磊，吴焕凯，王艳飞

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)

厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

何富连，许 磊，吴焕凯，王艳飞

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)

针对厚煤顶大断面切眼宽度日益增大，围岩控制难题日益凸显的窘境，选取山西五家沟煤矿5203切眼为工程背景，采用UDEC数值模拟了切眼宽度6～10 m过程中，围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。结果表明：围岩裂隙场分为3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区，均呈“半椭圆”状；切眼宽度的增加，顶板裂隙3区深度与切眼宽度成正比关系；两帮裂隙3区呈“台阶式”增长；底板裂隙贯通区呈“台阶式”增长，其余两区线性增长。同时，加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化。由侧压系数1.0时不同切眼宽度等应力轴比分析，可知：顶板塌落区高度与巷高呈正指数增大，两帮塌落区厚度呈负指数减小。认为：性能优越的锚杆可更好的限制裂隙滑移，延缓围岩碎胀变形；双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区，可封闭顶板中部裂隙贯通区。基于此提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术，切眼掘出后10 d实现自稳，顶底板相对移近量125 mm，两帮相对移近量94 mm，顶板累计离层3 mm。该研究丰富了大断面切眼围岩控制理论及实践经验。

厚煤顶；大断面；切眼；裂隙；支护

煤岩体在形成过程中，存在着大量节理、裂隙等不连续面。当其受到开挖等扰动后，岩体本身的不连续面开始拓展的同时，伴随着新裂隙的形成。大量工程实践证明：地下工程中岩层的失稳破坏与其内部节理裂隙的拓展和贯通规律密切相关。可以说工程岩体中裂隙面的性质决定了岩体的力学性质[1-8]。

我国厚煤层储量丰富，当前综放开采和大采高已经成为厚煤层的优先考虑采煤工艺。而回采设备日趋大型化，这就要求切眼断面必须足够大。以往回采设备较小时，切眼宽度6 m左右，而现在我国神东、平朔、榆林等多个矿区已经出现宽度9，10 m的切眼。随着综放和大采高回采工艺的大面积推广，宽度9～10 m的厚煤层大断面切眼会越加普遍。

大断面切眼的断面增大主要体现在宽度的增加，呈长矩形，宽度的增加成为影响大断面切眼围岩稳定的主控因素。同时，大断面切眼多布置在煤层底部，煤层的物理力学性质较差，原生裂隙较发育，更容易催生出新裂隙。因此，开展切眼宽度增大的条件下围岩裂隙场演化规律对有效控制厚煤层大断面切眼工程灾害有重要意义。

以往的研究成果多集中在围岩的塑性区、应力、位移等方面。而本文着重研究围岩裂隙场的分布特征。刘洪涛、马念杰等[9]得出了顶板裂隙通道的演化过程和空间分布特征，顶板浅部主干裂隙通道位于顶板上方1.5，5.0 m处，随工作面推进，顶板裂隙通道经历原生裂隙通道主导阶段裂隙通道产生扩张成熟和闭合阶段的演化过程；李学华等[10]运用钻孔窥视手段对不同含水条件下泥岩顶板围岩的裂隙演化规律和破裂特征进行分析，研究了泥岩顶板巷道破坏冒顶的机理；徐德金[11]运用数理统计理论，建立裂隙的倾向、倾角、迹长、隙宽、间距等几何参数的随机概率统计模型，并应用Monte Carlo方法反演得到断裂碎裂带岩体裂隙网络系统和裂隙网络模型；范雷等[12]通过分析压剪微裂隙尖端应力场，认为岩体起裂强度与微裂隙和最大主应力夹角以及围压的大小有关，岩体破坏主要受贯通裂隙控制。锚杆、锚索作为有效的加固手段，已经在井巷工程中广泛应用。锚杆较短用以加固表面围岩，多垂直岩体布置已经取得了广泛认识，其正向着高强、高刚、高可靠性、高预紧力方向发展[13]。锚索较长可以锚固到更深部围岩，多呈单体垂直围岩表面布置，然而这样加强支护结构是否可以改进？本文将也将做出研究。

本文在前人的基础上，选取山西五家沟煤矿5203大断面切眼9 m×3.5 m，沿底布置，断面31.5 m2的具体工程为研究对象。数值演算了切眼宽度增大过程中围岩裂隙场演化规律，理论分析了等应力轴比圆的变化趋势，最终选用高强高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术，并取得了工业性试验成功。

1 地质工程条件

5203综采放顶煤工作面切眼位置煤层厚度9.00～14.92 m，平均厚10.5 m，含夹矸1～4层，夹矸层厚0.10～0.38 m，煤层裂隙普遍发育。煤层f系数1.5～2.5，埋深245～250 m。底板为砂质泥岩，平均厚度为1.22 m左右。顶板岩性为砂质页岩，平均厚度为2.19 m左右，其上依次为粗砂岩1.62 m、细砂岩1.86 m、中砂岩1.54 m和粉砂岩1.93 m。

2 裂隙场演化数值模拟分析

2.1 数值模型

采用UDEC4.0，根据该矿5203切眼生产地质条件，建立数值模型如图1所示。

模型设计尺寸，宽×高=65 m×55 m，煤层和顶底板均划分为0.5 m×0.5 m的块体，模型底部边界垂直方向固定，左右边界水平方向固定。材料本构模型：煤层和顶底板采用应变软化模型，其余为摩尔-库伦模型，节理模型采用Coulomb slip，侧压系数1.0。各岩层及接触面具体参数见表1,2。

前人做的众多模拟中都未考虑岩石的剪胀效应，本模拟也为了更真实的反映围岩裂隙对切眼宽度的力学响应特征，在岩层力学参数和接触面力学参数中均加入了剪胀角。

图1 大断面切眼裂隙演化模型Fig.1 Large-section open-off cut fracture evolution model

模拟方案：固定切眼高度3.5 m不变，模拟切眼宽度6～10 m变化过程中，步距0.5 m，无支护时，切眼围岩裂隙场分布特征及拓展趋势。

2.2 裂隙场分布形态

围岩在卸荷作用下形成裂隙场，两个裂隙面之间的相对运动关系主要表现为滑移和法向位移。本模拟中裂隙的划分都是垂直和水平的，UDEC软件可以根据剪切力和法向力，判定两个接触面的滑移和张开，并根据相对位移大小用线宽表示出，这样就很容易区分出不同线宽表示的不同密度的裂隙网络。

表1岩层力学参数
Table1Mechanicalparametersofstrata

岩层体积模量/GPa剪切模量/GPa密度/(kg·m-3)内聚力/MPa抗拉强度/MPa内摩擦角/(°)剪胀角/(°)上覆岩层10 66 3028003 902 50355粉砂岩8 824 8427503 302 47305中砂岩7 523 1527203 202 30295细砂岩7 873 3827003 262 19285粗砂岩6 873 3026903 162 19285砂质页岩3 552 1023501 801 602435号煤2 351 4713501 501 10203砂质泥岩3 682 1023602 101 50253下伏岩层9 914 9227503 262 19305

表2节理力学参数
Table2Mechanicalparametersofjoints

岩层法向刚度/GPa切向刚度/GPa内聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa剪胀角/(°)上覆岩层7 303 501 90250 503粉砂岩7 103 401 30200 473中砂岩7 003 251 35190 353细砂岩7 203 381 26180 393粗砂岩6 803 301 36180 393砂质页岩3 502 501 20140 2025号煤2 001 801 10100 102砂质泥岩3 602 701 20150 502下伏岩层7 403 501 76200 503

根据模拟结果如图2所示，在借鉴前人成果的基础上，将裂隙场分为3个区，从里向外依次是：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区。其显著特征如下：① 微裂隙区显著特征表现在裂隙的小量张开；② 裂隙发育区主要表现在有明显的剪切滑移；③ 裂隙贯通区显著特征是横向和竖向裂隙已经贯通，且产生相互滑移、切割、贯通、新裂隙的形成等，围岩已经进入塑性状态。

以下简称该3个区为“裂隙3区”，可以看出：顶、底板和两帮裂隙3区分布均大致呈“半椭圆”状分部。裂隙场3区分布面积：顶板>底板>两帮。切眼宽度从6 m增加到10 m的过程中，切眼顶板中部裂隙密度、裂隙张开度、裂隙贯通程度逐渐增加。呈现中部大于两侧的趋势。底板和两帮也存在同样的规律。

裂隙3区分布的位置均在顶底板正上方和两帮两侧，发现在切眼肩角和底角均存在无裂隙区，没有受到开挖扰动的影响，该区域可作为加强支护的锚固基础。

图2 裂隙3区分布Fig.2 Three fracture areas distribution map

2.3 裂隙场深度拓展趋势

为了量化切眼宽度增加后围岩裂隙向深部拓展的规律。选取裂隙3区的最大深度为指标，统计结果如图3所示。可知：切眼宽度的增加裂隙3区(贯通区、发育区、微裂隙区)深度呈增大趋势，切眼宽度6 m时，顶板裂隙3区(贯通区、发育区、微裂隙区)深度分别为：1.0.4.5,6.0 m；两帮裂隙3区深度分别为：0.5,3.0,3.5 m，底板裂隙3区深度分别为：1.0,1.2,4.0 m。切眼宽度10 m时，顶板裂隙3区(贯通区、发育区、微裂隙区)深度分别为：5,9,11 m；两帮裂隙3区深度分别为：2.0,4.0,7.5 m，底板裂隙3区深度分别为：1.5,5.0,11.0 m。可以看出切眼宽度10 m时，顶3区深度分别是6 m时的5.0,2.0,1.7倍，帮的1.50,2.00,2.75倍，底的5.0,2.0,1.7倍。

为了说明切眼宽度6 m到10 m过程中，裂隙3区深度的增加过程，分别描绘出了顶、底、帮裂隙3区深度与切眼宽度的关系，如图3所示。可以看出，切眼宽度从6 m增加到10 m过程中围岩的裂隙3区增长方式不同。① 顶板的裂隙3区(裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区)与切眼宽度近似成正比关系。增长曲线的斜率也大致相等，说明顶板裂隙3区深度的增长速率也类似。② 帮裂隙3区深度增长方式与顶板不同，呈“台阶式”赠长。帮裂隙贯通区，在切眼宽度6.5～7.0 m过程中，深度从0.5 m增加到1.0 m；切眼宽9～10 m过程中，深度从1 m增加到2 m；帮裂隙发育区，在切眼宽度6～9 m过程中，深度保持在3 m；在切眼宽度9～10 m过程中，深度从3 m跳跃至4 m；帮微裂隙区，切眼宽度6～9 m，变化不大，在切眼宽度9～10 m过程中，深度从4.5 m跳跃至7.5 m。③ 底板裂隙贯通区，在切眼宽度6.5～7.0 m过程中，深度从1.0 m跳跃至1.5 m，深度保持不变；底板裂隙发育区和微裂隙区深度大致与切眼宽度成正比关系，随着切眼宽度的增加而增加，有小点波动，但趋势类似。

图3 裂隙3区深度与切眼宽度的关系Fig.3 The relationship between three fracture areas depth and cut width

通过以上分析可知，切眼宽度从6～10 m过程中，切眼宽度对顶板裂隙3区影响明显，随着切眼宽度的增加，裂隙3区深度呈正比趋势增加。两帮裂隙3区呈“台阶式”增加，但深度较小。顶板裂隙贯通区当切眼宽度大于7 m后，深度保持在1.5 m左右；底板裂隙发育区和微裂隙区深度随着切眼宽度的增加线性正比增加。

2.4 裂隙场相对转化趋势

围岩裂隙3区深度均随着切眼宽度增加而增加，但其间的相对发育趋势、变化关系还有待进一步说明。做如下数据处理：裂隙贯通区深度与裂隙发育区深度之比，用T/F(transfixion/fracture)表示；裂隙贯通区深度与微裂隙区深度之比，用字母T/M(transfixion/microfracture)表示；裂隙发育区深度与微裂隙区深度之比,用F/M(fracture/microfracture)表示。当表示顶板裂隙贯通区深度与发育区深度之比时，可用T/FR表示，其中R是顶板roof的缩写。同样，帮sid、底板floor裂隙贯通区深度与发育区深度之比分别用T/FS，T/FF表示，其他依此类推。围岩不同裂隙比与切眼宽度的关系如图4所示。可以得到以下转化规律。

图4 裂隙相对发育趋势与切眼宽度的关系Fig.4 The relationship between relative fracture development trend and cut width

(1)顶板T/FR，T/MR大致与切眼宽度呈正比关系。T/FR切眼宽度6 m时的0.22到切眼宽度10 m时的0.56。T/MR切眼宽度6 m时的0.15到切眼宽度10 m时0.45。T/FR随着切眼宽度的增加而增加，说明切眼宽度的增加使更多的裂隙发育区向裂隙贯通区转化；T/MR的增加说明顶裂隙贯通区深度的拓展速度大于微裂隙区深度，顶贯通区占整个顶裂隙场的比重逐渐增大。顶F/MR也随着切眼宽度的增加而增加，在切眼宽度8 m时，增长速率明显增大，顶F/MR的增加说明切眼宽度的增加使更多的微裂隙转化为裂隙发育区。

(2)帮T/FS和T/MS也随着切眼宽度的增加而呈“台阶式”增长。T/FS的增加说明，切眼宽度的增加更多的岩层重量施加到两帮上，促使帮裂隙发育区更多的向裂隙贯通区转化。同样地，T/MS的增加说明帮裂隙贯通区的占整个帮裂隙场的比重越来越大。然而，帮F/MS却随着切眼宽度的增加而“台阶式”逐渐减小，说明切眼宽度的增加使两帮微裂隙增加明显。

(3)底板T/FF，T/MF，F/MF随着切眼宽度的增加而逐渐减小，大致成正比关系。说明切眼宽度的增加对底裂隙发育区和底微裂隙区增加速率影响明显，底微裂隙区深度增加速率>底裂隙发育区深度增加速率>底裂隙贯通区深度增加速率。切眼宽度的增加只能促使底板一定深度的岩层进入裂隙贯通区状态，对底板的影响深度有限。

通过以上分析可知：切眼宽度的增加促使顶板更多的裂隙发育区向裂隙贯通区转化，更多的微裂隙区向裂隙发育区转化，更多的深部围岩进入微裂隙状态。两帮一定深度的围岩进入裂隙发育区，更多的裂隙发育区围岩向裂隙贯通区转化，两帮深部形成更多的微裂隙区。底板只是一定深度围岩进入裂隙贯通状态，底板更多的围岩进入围岩进入裂隙发育区和微裂隙区，微裂隙区深度向底板深部拓展明显。

2.5 裂隙最大张开量

岩石受载时，岩体内会产生裂纹，随着载荷的不断增加，已有裂纹中间会产生新的裂纹，裂纹的数目不断增加而间距不断减小，该过程被称为裂纹插入；当裂纹间距减小到某一值时，裂纹插入现象就会终止，达到一种饱和状态，不会在旧的裂纹之间产生新的裂纹，称之为裂纹饱和或裂隙饱和现象[10]。此时，载荷继续增加，裂隙逐渐转化为裂隙，裂隙也只是增加它的张开宽度，裂隙张开量越大围岩裂隙滑移失稳的概率越大。为此，裂隙最大张开量是反应围岩裂隙发育程度和围岩失稳风险的一个重要指标，其统计结果如图5所示。

图5 裂隙最大张开量与切眼宽度的关系Fig.5 The relationship between the maximum splaying of fracture and cut width

随着切眼宽度的增加围岩的裂隙最大张开量也随着增加。切眼宽度6.0～8.5 m，最大张开量从3.17 mm增加到3.64 mm；切眼宽度大于8.5 m后最大裂隙张开量增加速率明显增加，从3.64 mm增至4.87 mm。可见切眼宽度存在临界值8.5 m，大于该宽度后，裂隙最大张开量急剧增加。该条件下切眼宽度大于8.5 m后，围岩失稳的风险增大。

3 等应力轴比圆

椭圆巷道周边的弹性应力分析，对如何维护好巷道有启发意义。一般原岩应力状态(图6)下，深埋椭圆巷道周边切应力计算公式为

(1)

图6 深埋椭圆巷道Fig.6 Deep elliptic roadway

所谓等应力轴比(理查兹(R.Richards)，1979)就是巷道轴比应力均匀分布，而且都是压应力时，椭圆巷道长轴与短轴之比[14]。

“等应力轴比”巷道最合理的应力分布情况，这是因为：① 岩石的抗拉强度一般小于岩石的抗压强度几倍到十几倍，等应力轴比的巷道周边应力都是压应力，巷道顶板并没有压应力出现，从而就大大的减少了巷道的破坏机会。② 等应力轴比巷道周边应力的压应力值是该巷道诸应力值中最小的应力，这样就减少了巷道的破坏机会。

该轴比可以通过式(2)求导，即

(2)

将此m值代入式(1)得到：

(3)

在式(3)中，δθ与θ无关，即周边应力处处相等，故将上式(3)决定的轴比m称为等应力轴比，在该轴比情况下，周边切向应力无极值，或者说周边切向应力是相等的。等应力轴比与原岩应力的绝对值无关，只和λ有关，由λ值即可决定最佳轴比，例如：λ=1时，m=1，a=b，最佳断面为圆形(圆是椭圆的特例)。

侧压等于1时，不同切眼宽度断面对围岩稳定的影响相当于开挖该断面外接圆形巷道，即等效开挖。外接圆与实际断面有个“差集”，正是该“差集”处于裂隙贯通区，承载力低，变形大，又不得不加固，称为“塌落区”[15]。

根据该工程地质条件，切眼宽度b=6～10 m，高h=3.5 m，不同切眼宽度等应力轴比如图7所示。图中，b为切眼宽度；h为切眼高度；WS为帮塌落宽度；WR为顶塌落高度；r为等应力轴比圆半径。

图7 不同切眼宽度等应力轴比圆Fig.7 Equal stress axial ratio circle with various width of open-off cut

3.1 顶板塌落高度切宽效应

切眼高、宽与等应力轴比圆半径之间存在以下关系：

(4)

顶塌落高度表达式可由式(5)求得，即

(5)

代入已知量，由式(5)可得图8，可知：随着切眼宽度增加顶板塌落高度WR与切眼宽度成正指数关系，切眼宽度越大顶板塌落高度越大，切眼宽度6 m时，顶板塌落高度1 723 mm；切眼宽度9 m时，顶板塌落高度3 078 mm；切眼宽度10 m时，顶板塌落高度3 547 mm；分别是切眼宽度6 m时的1.79倍和2.06倍。

图8 顶塌落高度与切眼宽度的关系Fig.8 The relationship between roof collapse area height and width of open-off cut

3.2 帮塌落宽度切宽效应

同理得帮塌落宽度计算式(6)。

(6)

图9 帮塌落宽度与切眼宽度的关系Fig.9 The relationship between two sides collapse area thickness and width of open-off cut

代入已知量，由式(6)可得图9，可知：随着切眼宽度的增加帮塌落宽度WS与切眼宽度成负指数关系，切眼宽度越大帮塌落宽度越小，切眼宽度6 m时，帮塌落宽度473 mm，切眼宽度9 m时，帮塌落宽度328 mm；切眼宽度10 m时，帮塌落宽度297 mm；分别是切眼宽度6 m时的0.69倍和0.63倍。

通过以上分析可知：随着切眼宽度的增加顶板塌落高度呈正指数增加，而帮塌落宽度呈负指数减小，切眼宽度的增加使得更多顶板岩层进入等应力轴比圆内，处于裂隙贯通状态，这也是大断面切眼围岩控制的主要对象。

4 厚煤层大断面切眼稳定原理

4.1 锚杆控制裂隙滑移机制

大断面切眼显著特点是顶板跨度大，掘出后顶板煤岩体更容易沿着破裂煤岩体裂隙等弱面滑动产生变形，属于结构效应。高预紧力锚网带支护可以更有效的阻止或延缓破裂煤岩体沿弱面错动，提高锚固体弱面力学性能，阻止裂隙的拓展。锚杆产生群锚效应后，可以共同阻止锚固体外裂隙形成[11-12]。其作用如下[16]：

(1)锚杆索轴向力提高锚固体围压的同时，围岩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，增加了弱面之间的摩擦力，限制了弱面的剪胀扩容，锚杆预紧力和刚度越大，限制作用越大。

(2)当锚杆斜交穿过弱面时，锚杆产生沿弱面的分力，阻止破碎煤岩体沿弱面错动，锚杆预计力越大。

(3)锚杆本身的抗剪切能力也增加了破碎煤岩体弱面的抗滑动能力，锚杆力学性能越高，抗滑能力越强。

为了说明锚杆对裂隙弱面的控制作用采用单一裂隙弱面抗滑动模型，块体A与B在外力F作用下，相对滑移时，描述锚杆对进入煤岩体裂隙的控制作用，模型如图10所示[17]。

图10 锚杆抗剪切作用示意[17]Fig.10 Shear-resistant function of bolt

结合以上分析及模型，可知当锚杆穿过某个单裂隙时，弱面抗剪切力可用下式表示。

(7)

式中，Δτ为锚杆索支护弱面抗剪能力的提高量，MPa；τ1为锚杆杆体本身抗剪能力引起的等效抗剪强度，MPa；τ2为锚杆轴力沿弱面法向分量σn引起的等效抗剪强度，MPa；τ3为锚杆轴力的切向分量σs引起的等效抗剪强度，MPa。

单个弱面抗剪能力的提高，依赖于锚杆的抗拉强度、抗剪强度和预紧力，选用力学性能优越的高强锚杆、高预紧力及时支护技术，可有效提高弱面力学性能，多根锚杆共同作用可限制整个围岩裂隙的滑动和拓展，起到促进围岩稳定的作用。

4.2 双桁架锚索与单体锚索比较

目前，常见的加强支护方式就是单体锚索，采用垂直顶板布置的方式广泛应用于各类型硐室巷道中，在大断面切眼中也有应用。但随着切眼宽度的增大，顶板裂隙深度向深部拓展明显，更多的围岩进入裂隙发育区和裂隙贯通区，锚索锚固段很有可能工作在顶裂隙发育区内，影响单体锚索锚固点的稳固性，引起锚固失效等。为此对于断面过大的时候应考虑选用肩角无裂隙区作为锚固基础的加强支护手段维护顶板，有必要考虑采用双桁架锚索加强支护顶板，双桁架锚索采用两个单桁架平行布置，分别采用两套锁具，把跨度顶板分段施加复合应力，其与单体锚索相比具有以下优点[18]，具体见表3。

表3两种加强支护方式比较
Table3Comparisonwithdifferentstrengtheningsupportsystems

加强支护方式锚固点可靠性预紧力大小及方向结构特征与被锚固岩体接触方式抑制顶板中部裂隙贯通肩角岩体加固程度单体锚索垂直顶板上方岩体，易受到裂隙区的影响预紧力大，垂直顶板，只改善顶板垂直应力靠预紧力挤压增大承载层厚度点接触否靠岩体自身强度维持肩角岩体稳定，易整体切落双桁架锚索肩角无裂隙区锚固基础可靠。顶板预应力叠加区，有效限制微裂隙的形成，有效保障锚固可靠性预紧力大，水平、垂直方向和倾斜方向，改善顶板水平应力和垂直应力复合预应力加固区呈倒楔形结构，将顶板岩体“放”与两帮上线接触、连续传递压缩顶板中部裂隙贯通区，抑制冒落拱扩大锚索穿过肩角岩体加固肩角，不易整体切落

4.3 双桁架锚索控制作用

厚煤层大断面切眼跨度过大，顶板裂隙急剧向深部延伸，更多的顶板岩体进入微裂隙区，微裂隙向裂隙发育状态转化，裂隙发育状态向裂隙贯通状态转化。采用锚杆只能加固浅部围岩，根据大断面切眼的围岩裂隙分布特点和围岩控制特点，以肩角无裂隙区和预应力叠加区为锚固基础，选用双桁架锚索加强支护顶板，其对顶板的控制原理如图11所示，具体如下[19-20]：① 顶板锚固结构形状优化——采用双桁架锚索可以使顶板锚固结构成为“倒楔形”体，呈下小上大的形状，实其“放”与两帮上，有效避免围岩发现整体切落式冒顶；② 挤压顶板中部裂隙区——切眼跨度越大，顶板中部裂隙贯通区越发育，双桁架锚索施加的水平预应力和倾斜预应力可有效压缩顶板中部裂隙贯通区，顶板中部形成压缩裂隙带，阻止了顶板裂隙贯通区的拓展，有效控制了中部裂隙冒落拱的形成；③ 锚固点可靠——桁架锚索系统一个锚固点位于切眼肩角深部的无裂隙区，稳定可靠。另一个锚固点位于桁架锚索水平和垂直预应力叠加区，围岩处于三向受压状态，可有效抑制微裂隙的形成，保证足够的锚固力；④ 闭锁顶板——单体锚索的支护刚度大于锚杆的支护刚度，在顶板变形过程中，单体锚索所承受的载荷急剧上升且易拉断失效。单体锚索周围岩体冒落后，易发生托锚力失效的现象。桁架锚索系统底部凹槽结构，可适应顶板变形，匹配顶板刚度，形成的闭锁结构可以防止顶板局部冒顶；⑤ 消除顶板表面拉应力——双桁架锚索结构的水平预应力平行于顶板表面，与垂直应力在顶板表面形成的弯曲拉应力方向相反，岩体是受拉易破坏的介质，可有效抵消弯曲拉应力对围岩拉伸作用，使围岩表面回归到压应力状态。

图11 双桁架锚索控制原理Fig.11 Functional diagram of double truss and anchor rope

此外，桁架锚索的复向应力使顶板煤岩体最大限度回归到多向受压状态，提高了煤岩体弹性模量、峰值强度、峰后强度，同时调动更多的顶板深部和巷帮两侧围岩共同抵抗围岩应力，降低了顶板挠度，提高了顶板抗破坏能力。

5 工业性试验

5.1 支护参数

针对厚煤层大断面切眼围岩裂隙区分布特征，结合大断面切眼稳定原理，进行了5203切眼支护设计，提出高强高预紧力锚带网和双桁架锚索控制技术。

选用了φ18 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆和φ17.8 mm的低松弛钢绞线作为主要支护材料，具体支护参数如图12和表4所示。

同时，由于切眼跨度大，考虑到局部可能出现破碎带等围岩劣化、突变情况等。准备了单体液压支柱在局部地段切眼中线处加强支护，初撑力达工作阻力的80%，排距1 m。

5.2 应用效果

切眼采用两次开挖，测站在第2次开挖后安装，表面测点布置在两帮中点和顶、底板中点，离层仪安装在顶板中线处，主要观测顶底板相对移近量、两帮相对移近量、顶板离层量。结果如图13所示。

图13 矿压观测结果Fig.13 Mine pressure observation results

(1)切眼掘进影响期内顶底板相对最大移近速度7 mm/d，两帮相对最大移近速度5 mm/d，切眼掘出后10 d左右实现自稳，变形速度降低，掘进稳定期内变形速度降低到0.5～1.0 mm/d。

(2)顶底板相对移近量125 mm，两帮相对移近量94 mm。

(3)顶板无明显离层，最大离层量3 mm。

从现场看未出现锚杆、锚索拉断，锚空失效，锚固力丧失等破坏，锚杆和桁架锚索支护能力得到充分发挥。至液压支架安装完毕没有发生围岩失稳现象，满足了安全生产的要求。

6 结 论

(1)厚大断面切眼掘出后，围岩中会形成裂隙发育程度不同的3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区，呈“半椭圆”状分布。

(2)切眼宽度越大，3区深度越大：顶板裂隙3区深度与切眼宽度呈正比增长；两帮3区深度随着切眼宽度加大呈“台阶式”增长；底板裂隙贯通区深度随着切眼宽度呈“台阶式”增长，底板裂隙发育区、微裂隙区深度与切眼宽度成类似正比关系。

(3)切眼宽度增大后加速了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化；两帮裂隙发育区向裂隙贯通区转化也呈“台阶式”增长，而微裂隙区向裂隙发育区转化却呈减小趋势；底板只是一定深度的围岩进入裂隙贯通状态，深部围岩向裂隙发育状态转化均呈减小趋势。

(4)切眼宽度增加使等应力轴比圆增大，顶板塌落高度与宽度呈正指数增加，帮塌落高度与巷高呈负指数减小。

(5)高性能锚杆可以更好的限制裂隙面滑移，减小碎胀变形。双桁架锚索结构选取肩角无裂隙区和顶板预应力叠加区为锚固基础稳固可靠，可有效加强支护顶板。

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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

国家重点基础研究发展计划(973)资助项目(2010CB226802);国家自然科学基金资助项目(51234005);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2010YZ02)

何富连(1966—),男,浙江临海人,教授，博士生导师。Tel：010-62339989，E-mail：fulianhe@sohu.com。通讯作者：许 磊(1980—)，男，河南焦作人，博士。E-mail：32246714@qq.com

TD325

A

0253-9993(2014)02-0336-11

何富连，许 磊，吴焕凯,等.厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析[J].煤炭学报,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