综放大跨度三心微拱形开切眼围岩破坏机理与控制技术

王红胜 赵杨阳 李磊 郭卫彬 朱广安 肖双双

摘 要：針对松软厚煤层综放大跨度开切眼围岩控制难题，以魏家地煤矿2303工作面开切眼为工程背景，采用数值模拟与现场实践相结合的方法，提出了三心微拱形开切眼断面形状，探讨了三心微拱形开切眼围岩应力分布特征及破坏机理，并与矩形切眼对比分析。结果表明：三心微拱形开切眼的肩角和顶板受力均匀，能够将顶板垂直应力传递到两帮，肩部所受压应力明显减小，未出现较大应力集中现象;肩角附近围岩主要受到压剪破坏，破坏区域集中，呈“蝶形”分布;顶板围岩受到拉剪破坏，破坏区域面积减小，围岩相对稳定;且弧形顶板、肩角有利于锚杆安装。基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征，提出了锚杆-锚索-锚网联合支护的围岩控制技术，顶板下沉量减少50%，两帮移近量减少55%;在2303工作面进行工业性试验，现场实测顶板下沉量为170 mm，两帮相对移近量为220 mm，围岩控制效果良好。关键词：三心微拱形;综放开采;大跨度开切眼;软厚煤层;破坏机理

中图分类号：D 353.6

文献标志码：A

文章编号：1672-9315（2020）01-0049-09

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2020.0107开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Failure mechanism and control technology of surrounding rock

of three-centered-micro-arched large span open-off cut

in fully-mechanized caving mining face

WANG Hong-sheng 1，2，ZHAO Yang-yang 1，LI Lei 1，2，GUO Wei-bin 1，2，

ZHU Guang-an 1，2，XIAO Shuang-shuang 1，2

（1.College of Energy Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China;

2.Institute of Rock Burst Prevention and Control，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China）Abstract：Aiming at the difficult controlling problem of the surrounding rock of large span Open-off Cut（OC）in soft and thick coal seam，the paper put forward three-centered-micro-arched（TCMA）OC，and discussed the stress distribution characteristics and failure mechanism of surrounding rock by numerical simulation and field practice under the engineering background of the NO.2303 working face in Weijiadi coal mine.Compared with rectangular OC，the results show that the stress of TCMAOC is well-distributed on shoulder and roof，which can transfer the vertical stress of the roof to both sides.The stress on the shoulder decreases obviously without causing marked stress concentration.There are compression-shear failure and tension-shear failure of the surrounding rock on shoulder and roof respectively.The failure area on shoulder is relatively concentrated，showing a butterfly-shaped distribution and the failure area on roof decreases.It is helpful for to the stability of surrounding rock of the OC and the installation of anchors.Based on failure characteristics of surrounding rock of the TCMAOC，the bolt-cable-anchor-mesh combined support is put forward to control surrounding rock.The numerical analysis show that the roof subsidence is reduced by 50%，and the approaching amount of the sidesby 55%.The industrial test was carried out at No.2303 working face in Weijiadi Coal Mine.The measurement results show that the roof subsidence is 170 mm，and the approaching amount of the sides is 220 mm，a good effect of surrounding rock control.Key words：TCMA;fully-mechanized caving mining;large span OC;soft and thick coal seam;failure mechanism

0 引 言

开切眼是煤矿采煤工作面设备安装与开始回采场所，其支护安全稳定性对于工作面设备安装与顺利回采起着至关重要作用。松软厚煤层综放开切眼一般采用矩形断面，两帮、顶板均为煤层，围岩强度较低，开切眼跨度越大，围岩主应力差越大[1-2]，由此导致的巷道围岩变形、裂隙贯通现象越显著[3-4]，采用常规的锚网索支护时，围岩控制困难[5]。针对大断面开切眼受力及破坏特点，国内学者做了大量研究：何富连等提出了顶板控制要先保证帮三角区域稳定的观点[6];马占元等针对大跨度开切眼围岩稳定性提出了顶板离层率、围岩松动系数和顶板裂隙发育度3个控制指标，并将开切眼围岩控制支护难度划分为6级[7];贾尚昆等总结了厚煤层综放大断面开切眼围岩破坏规律，分析了不同开切眼跨度对围岩稳定性影响规律[8];张凤岩等分析了厚煤层大断面开切眼围岩破坏特征，认为支护时要加强顶板控制[9];黄庆国等针对特厚煤层10 m大跨度开切眼支护难题，提出了大跨度开切眼支护要形成群锚封闭效应更有利于围岩稳定[10];张理生等分析了大跨度开切眼在不稳定厚层泥岩顶板下围岩内外承载结构控制机理，并提出“三高”支护技术[11]。针对大断面开切眼围岩控制的难题，国内学者针对不同条件提出了对应的围岩控制技术：王红卫等分析了三软厚煤层大跨度开切眼围岩破坏特征[12]，并提出了高强稳定性锚网联合支护技术;孙海良等针对三软煤层大断面开切眼，提出了高强度锚杆锚网带+长短锚索托梁联合支护技术[13];高鸿宇等通过分析开切眼无支护下围岩应力和变形特征，提出了锚杆、锚索、金属网联合支护方式[14];王红胜等采用非线性数值分析软件UDEC，系统地分析了跨采下山围岩变形机理及支护物应力、应变变化特征，提出了对跨采下山以小孔径锚索进行“分区加固”的方案[15];蒋志刚等基于厚顶煤大跨度开切眼围岩破裂发展规律，分析了高强度高预应力锚杆锚索支护机理[16];曲建光等通过分析大断面开切眼围岩破坏诱因，提出了锚网索+桁架联合支护技术[17]。

以上学者研究多集中于矩形开切眼破坏机理与围岩控制等方面，较少涉及开切眼断面优化，三心拱断面兼具矩形断面和半圆拱断面的优点，能够改善巷道的受力性能，减少巷道的二次维护，开切眼跨度增大时，其承载的优点持续放大。因此，针对魏家地煤矿西二采区3#煤层具有松软、强度低（f=0.5～0.8）等特点，采用矩形断面掘进时，导致开切眼易冒顶、成型差、支护困难，文中提出了“三心微拱形”开切眼断面，分析了三心微拱形开切眼围岩破坏机理，并提出了相应的围岩控制技术，为松软厚煤层大垮度开切眼断面设计及支护提供借鉴。

1 三心微拱形断面开切眼

1.1 工程概况

2303工作面位于西二采区3#煤层中，开采深度为452～536 m，工作面走向长度为998 m，倾斜长度为232.5 m;煤层厚度为5.92～7.6 m，平均为7.0 m;煤层倾角为19°～26°，平均为22°.煤层伪顶为炭质泥岩，直接顶为粉砂岩，基本顶为粉砂岩，直接底为粉砂岩，基本底为粉砂岩和砂砾岩，岩性如图1所示。2303工作面开切眼沿3#煤层底板掘进，平均坡度为-19°40′13″，设计长度为232.5 m.开切眼断面采用“三心微拱形”，净宽为7 m，净高为2.8 m，净断面积为19.6 m2;掘进宽度为7.2 m，掘进高度为2.9 m，掘进断面积为20.88 m2.

1.2 三心微拱形断面

目前，当煤层赋存条件较好时，开切眼多采用矩形断面，成巷速度快，有利于减少工作面准备时间。但矩形断面开切眼肩角应力集中程度高，围岩控制相对困难，因此多数煤矿开切眼掘进时多采用圆角矩形断面（图2（a）），较好地降低了开切眼肩角应力集中程度，但由于切眼跨度大，顶板下沉量仍然较大。

针对2303综放工作面松软厚煤层赋存特点，采用一种新的断面形状，在保留圆角矩形断面优点的基础上，将顶板“直线型”区域优化为“弧线形”（图2（b）），使其顶板由三段圆弧组成，但此断面形状又区别于三心拱形，解除了边弧和顶弧交点处切线必须重合的要求，该点处两弧切线夹角为钝角，边弧参数可以根据现场施工情况和设备要求自由选取，顶弧参数根据切眼顶高进行设计，将此形状称为“三心微拱”（图2（b））。

三心微拱形切眼断面为轴对称图形，取对称轴左侧进行分析。设开切眼高h1（取2 900 mm），宽B（取7 200 mm），墙高h3（取2 000 mm），边圆半径r（取500 mm，边圆圆心位置，如图3所示）（注：以上参数选取均依照煤层厚度、开采工艺、开采设备等因素）边圆圆心角β（π/2>β>0，大于90°会在两圆弧接触位置产生明显尖角），顶圆半径R，顶圆圆心角α（π>α>0），其它相关参数如图3所示，開切眼断面面积S，断面周长L.

综上可知影响开切眼断面面积与周长的主导因素为边圆圆心角，根据式（1）（2），采用MATLAB软件绘制边圆圆心角对断面面积、断面周长的影响规律（图4，5）。从图4，5可知，开切眼断面面积与边圆圆心角呈二次分布规律，断面周长与边圆圆心角呈先增大后平稳的规律。切眼设计遵循断面最大利用且周长最小原则，故点M（77°，19.585 4 m 2）即为所求，图2中边圆半径取500 mm，边圆圆心角为77°.

2 围岩破坏机理

2.1 模型建立

基于2303工作面地质条件，根据工作面内K94钻孔建立模型（图6），模型（长×宽×高）为115.0 m×100.0 m×90.0 m，划分442 556个单元格，煤层厚度为7.50 m，倾角为19°，其中三心微拱形巷道由于形状较为复杂，以FLAC 3D提供的基本形状为基础较难建立，故借助于Rhino软件建立巷道模型。煤层及顶底板岩层均采用Mohr-Coulumb本构关系模型。对魏家地煤矿煤岩试样进行基础力学测试，所得煤岩体物理力学参数见表1.模型侧面和底部设置边界条件，限制模型移动，顶部施加上覆岩层压力。为了便于对比分析，2303工作面开切眼断面形状分别为矩形、三心微拱形，其中矩形断面（图2（a））宽×高为7 200 mm×2 900 mm，三心微拱形断面（图2（b））宽×高为7 200 mm×2 900 mm.

2.2 应力分布规律

开切眼巷道开挖后，在煤帮形成较大范围的垂直应力集中区域，如图7所示。以开切眼右帮为例，对侧向支承压力进行监测得出，矩形开切眼垂直应力峰值为16.6 MPa，位于右帮12.6 m处，垂直应力集中系数为1.22，集中区域范围宽约6.3 m;三心微拱形开切眼的垂直应力峰值为16.3 MPa，位于右帮16.3 m处，应力集中系数为1.19，集中区域范围宽约4.5 m，采用三心微拱形断面，开切眼巷道垂直应力集中程度略有降低，垂直应力显著作用范围减小20%，如图7（c）所示。

2.3 变形特征

矩形开切眼和三心微拱形开切眼的顶板下沉最大部位均在顶板中部，前者顶板中部下沉量最大达420 mm，如图8（a）所示，后者因顶板和尖角被圆弧化，顶板中部和两端部位下沉被明显抑制，中部的下沉量最大为280 mm，如图8（b）所示;同样，矩形开切眼和三心微拱形开切眼在巷帮中部的水平位移最大，前者两帮移近量最大为200 mm，巷帮中部和帮顶帮角位置位移量相差为40～60 mm，如图8（c）所示，后者两帮移近量最大达170 mm，巷帮中部和帮顶帮角位置位移量相差为10～20 mm，降低了片帮发生的几率，如图8（d）所示。顶底板位移变化量监测如图9所示，三心微拱形断面底鼓量峰值约比矩形断面时提高了33.33%，但仍处于一个稳定数值。

2.4 破坏机理

根据FLAC 3D软件模拟得出的塑性区分布图，如图10所示，开切眼围岩破坏有以下规律。

1）在顶板以上区域，矩形开切眼和三心微拱形开切眼围岩破坏主要以拉破坏和拉剪破坏为主，顶板以上破坏区域2种开切眼均呈现出“梯

形”分布，矩形开切眼顶板以上破坏区域最高点与开切眼顶板垂直距离约15.35 m，三心微拱形开切眼顶板以上破坏区域最高点与开切眼顶板垂直距离约13.46 m.

2）在肩角处，矩形开切眼和三心微拱形开切眼围岩破坏主要以剪切破坏为主，矩形开切眼剪切破坏的区域较为分散，大致呈“矩形”分布，单侧破坏面积约40.8 m 2;三心微拱形开切眼剪切破坏

的区域较为集中，呈“蝶形”分布，单侧破坏面积约30.1 m 2.

3）在底板以下区域，矩形开切眼和三心微拱形开切眼围岩破坏主要以拉破坏和拉剪破坏为主，顶板以上破坏区域2种断面均呈现出“倒梯形”分布，破坏区域面积基本相同;在开切眼两帮处，围岩破坏主要以拉破坏和拉剪破坏为主，三心微拱形开切眼两帮破坏区域面积比矩形开切眼两帮破坏区域面积缩小30%.

综上所述，采用三心微拱形开切眼断面，围岩垂直应力集中程度与矩形断面基本相同，但垂直应力显著作用范围减小20%;三心微拱形切眼围岩破坏区域明显较小，其中，肩部减小25%，巷帮减小30%，顶板减小12%.因此，降低了切眼围岩的控制难度。

3 围岩控制技术

3.1 控制技术

较矩形开切眼而言，三心微拱形开切眼的受力环境明显改善，但是由于切眼断面的跨度较大，顶板依旧受到较大的垂直应力，抑制顶板下沉仍然是支护技术的重点。基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征，提出锚杆-锚索-锚网联合支护技术，具体支护断面如图11所示。

3.1.1 锚杆支护参数

采用锚网索喷加打木顶柱支护，帮顶均选用22 mm×2 600 mm螺纹钢锚杆支护，锚杆配件采用125 mm×125 mm×10 mm碟形铁托板、加强铁托板、200 mm×200 mm×60 mm木托板、半球垫、减磨垫圈及M24快装螺母，采用Z2360，K2360树脂锚固剂各1支加长锚固，间排距700 mm×700 mm，全断面铺单层网孔为30 mm×30 mm的12#菱形金属网。

3.1.2 锚索支护参数

锚索加固采用17.8 mm×7 000 mm锚索，配300 mm×300 mm×80 mm木托板，200 mm×200 mm×16 mm铁托板、锁具，顶部沿拱顶布置4排锚索，锚索间排距1 400 mm×1 400 mm，喷厚100 mm，每根锚索采用一支K2360和2支Z2360树脂药卷锚固。

3.1.3 锚网支护参数

金属网规格：使用800 mm×9 000 mm的12#金属菱形网，网孔30 mm×30 mm.金屬网联接采用网边自联自工艺，联网扣数不少于10扣/m.

3.2 控制效果初步评价

3.2.1 切眼支护的数值模拟设计

锚杆锚索通常用来加固岩石工程，其主要作用是借助树脂药卷沿其长度提供的抗剪能力，以产生局部阻力来抵抗岩块裂缝的位移。在FLAC 3D中，通过采用cable单元并对其几何参数、材料参数和树脂药卷特性进行定义来模拟锚杆锚索。

3.2.2 围岩应力

采用锚杆-锚索-锚网联合支护技术后，提高了开切眼煤帮的承载能力，垂直应力显著作用范围有所减小，且其峰值向浅部围岩转移，最大值为17.4 MPa，位于至右帮断面4.0 m处，应力集中

系数为1.3，垂直应力显著作用区域范围约2.46 m，比支护前减少了45%，如图12（a）所示。

3.2.3 围岩变形

采用锚杆-锚索-锚网联合支护技术后，顶板下沉量明显减少50%，底鼓量基本不变。两帮移近量减少55%，有效的控制了巷道变形，如图13所示。

3.3.4 围岩破坏

采用锚杆-锚索-锚网联合支护技术后，围岩塑性区明显减小，顶板和巷帮由过去的拉剪混合破坏变为剪切破坏，且压剪破坏区域约减小50%，稳定性有所增强，如图14所示。

4 应用效果

2303工作面开切眼采用三心微拱形断面进行开挖，采用上述支护方案进行支护，分别在距运输顺槽50，100，150 m处，对开切眼顶板及两帮变形进行监测，开切眼围岩变形规律如图15所示。开切眼掘进后，原岩应力状态被破坏，开切眼围岩开始变形，开挖后3 d的变形量较大，

约18 d后，顶板及两帮变形趋于稳定，顶板下沉量稳定于160～180 mm范围内，两帮移近量稳定于210～230 mm之间。

5 结 论

1）针对松软厚煤层开切眼的围岩控制难题，提出了三心微拱形断面，对比矩形断面，开切眼采用三心微拱形断面能够降低肩角部位应力集中程度，减小顶板和两帮围岩拉剪破坏区域，在肩角部位形成一个比较集中的剪切破坏区域，有利于开切眼围岩稳定。

2）基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征，并针对魏家地煤矿实际条件，采用锚杆-锚索-锚网联合支护技术，长锚索深入到围岩稳定区域，抑制围岩发生剪切滑移，有效减少了开切眼顶板和巷帮的应力峰值区域范围和压剪破坏范围，增强了围岩稳定性，顶板下沉量减少50%，两帮移近量减少55%，有效的控制了巷道变形。

3）巷道断面形状优化是巩固巷道围岩稳定的一个重要措施，文中提出的三心微拱形断面在改善大跨度开切眼围岩稳定上发挥了积极作用，并成功应用于魏家地煤矿2303开切眼设计，两帮移近量为200 mm，底板下沉量为150 mm，稳定在一个可控范围内，取得了较好的围岩控制效果。

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