高士崗，陳蘇社 ，柴 敬，楊玉玉，杜文剛

(1.國家能源集團(tuán)神東煤炭集團(tuán)有限責(zé)任公司，陜西 榆林 719315；2.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；3.西安科技大學(xué) 教育部西部礦井開采與災(zāi)害防治重點實驗室，陜西 西安 710054)

0 引 言

大柳塔礦活雞兔井1-2煤復(fù)合區(qū)煤層厚度10 m左右，上分層回采時底板局部下凹或頂煤局部留設(shè)過厚，且未采取鋪網(wǎng)等人工制造假頂措施，可能對下分層開采造成較大影響。關(guān)于大跨度開切眼理論研究較為成熟，很多學(xué)者進(jìn)行了深入研究[1-3]，但在采空區(qū)下方施工寬9 m、高3.9 m的大斷面開切眼及相關(guān)硐室在國內(nèi)外鮮有報道[4-5]。

針對采空區(qū)下大斷面開切眼支護(hù)工藝及支護(hù)參數(shù)優(yōu)化進(jìn)行科學(xué)研究與工程應(yīng)用，制定安全開采保障措施，建立起一套開切眼支護(hù)方案確定—合理性驗證—支護(hù)效果評價—推廣應(yīng)用的系統(tǒng)性技術(shù)體系，不僅為后續(xù)工作面開采提供參考依據(jù)，同時為類似條件煤炭資源的回收利用提供良好借鑒。國內(nèi)相似工程應(yīng)用案例主要集中在近距離煤層采空區(qū)下巷道掘進(jìn)及支護(hù)工藝方面。

安宏圖[6]對上層煤采后的堅硬頂板巖層結(jié)構(gòu)進(jìn)行了分析，確定了“類砌體梁”結(jié)構(gòu)，提出下煤層回采巷道的支護(hù)方式為錨網(wǎng)加工字鋼棚，并給出了具體的支護(hù)參數(shù)，能夠確保巷道的穩(wěn)定與安全。王震等[7]研究了極近距離煤層采空區(qū)下工作面巷道位置及支護(hù)方式，與上部殘留煤柱合理錯距9 m，有效避開上部采空區(qū)殘留煤柱影響，提出了巷道支護(hù)對策及支護(hù)方案，工作面實現(xiàn)了安全回采。部分學(xué)者研究了極近距離煤層采空區(qū)下回采巷道支護(hù)技術(shù)及圍巖控制方法[8-10]。曹東升[11]通過理論分析給出極近距離煤層支護(hù)方案：以頂板厚度3 m 為分界線分段支護(hù)、提高錨桿強(qiáng)度及預(yù)緊力、高阻讓壓與護(hù)表。王龍飛等[12]為了解決深井近距離煤層群采空區(qū)下巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重的難題，結(jié)合煤柱載荷在底板巖層傳遞特征分析了上煤層底板應(yīng)力分布規(guī)律，并通過FLAC3D模擬分析，提出了以錨桿錨索支護(hù)為主，U型棚支護(hù)為輔的聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，并通過現(xiàn)場監(jiān)測，驗證了該技術(shù)的可靠性。郭萌等[13]通過理論分析和數(shù)值模擬方法分析了不同支護(hù)方案下的圍巖屈服強(qiáng)度、垂直應(yīng)力以及頂板垂直位移變化情況。確定了以高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)為基礎(chǔ)、輔以間距為2 m 的 “11號工字鋼 + 單體液壓支柱”鋼棚式主動支護(hù)方案。解決了頂板下沉問題，提高了企業(yè)經(jīng)濟(jì)效益。楊玉亮等[14]為了解決淺埋深薄基巖大采高綜采面開切眼支護(hù)參數(shù)不合理，支護(hù)系統(tǒng)效能不足的問題，以紅柳林礦 25206 工作面開切眼為工程背景進(jìn)行研究，形成了一套較完善的支護(hù)體系，有效降低巷道支護(hù)成本，經(jīng)濟(jì)和社會效益顯著。

相比較采空區(qū)下巷道支護(hù)問題，采空區(qū)下大斷面開切眼支護(hù)技術(shù)研究較少。石圪臺礦近距離煤層1-2上煤采空區(qū)下1-2煤大斷面開切眼支護(hù)困難，通過鉆探得出層間距僅為0.74～2.98 m，開切眼斷面尺寸為7.9 m×3.0 m，綜合開切眼實際生產(chǎn)條件，采用“錨桿+鋼筋網(wǎng)片+錨索+鋼梁棚+單體支柱”聯(lián)合支護(hù)方案，通過近40 d巷道表面位移觀測，頂?shù)装遄畲笠平?2 mm，兩幫最大移近量26 mm，可滿足工作面安裝及正常回采要求[15]。吳昕[16]理論分析了開切眼頂板穩(wěn)定性，通過模糊綜合評價得出其圍巖類別，從多方面探討了開切眼一次支護(hù)可行性，根據(jù)工程類比法確定了開切眼一次成巷支護(hù)方案，并對圍巖變形進(jìn)行了監(jiān)測，開切眼頂板最大離層量 21 mm，頂?shù)装遄畲笠平?170 mm，實現(xiàn)了采空區(qū)下開切眼一次成巷支護(hù)?，F(xiàn)有研究主要根據(jù)經(jīng)驗法提出采空區(qū)下巷道支護(hù)方案，再通過數(shù)值模擬或現(xiàn)場巷道圍巖變形量監(jiān)測對支護(hù)方案有效性進(jìn)行驗證[17-20]?；诖耍ㄟ^薄板理論、FLAC3D及ANSYS數(shù)值模擬軟件對采空區(qū)下開切眼掘進(jìn)過程圍巖變形及支護(hù)結(jié)構(gòu)受力進(jìn)行模擬計算，通過活雞兔井1-2下煤203工作面開切眼開掘過程現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)驗證支護(hù)方案的合理性。針對上述問題進(jìn)行科學(xué)研究與工程應(yīng)用，不僅為后續(xù)工作面開采提供參考依據(jù)，也為國內(nèi)外類似條件煤炭資源的回采提供良好借鑒。

1 開切眼頂板破斷距理論分析

在1-2煤下分層已有的幾個工作面布置及開采過程中，開切眼均外錯于上分層開切眼位置，將下分層開切眼布置于實體煤之下，因而開切眼施工及支護(hù)技術(shù)與以往無異。然而由于1-2下煤203工作面受到2-2煤小煤窯越界開采影響，若將開切眼外錯于1-2上煤203工作面開切眼位置，則工作面需從小煤窯采空區(qū)上方經(jīng)過，最終將1-2下煤203工作面開切眼布置于1-2上煤203工作面采空區(qū)下方。有必要對此類型開采及地質(zhì)條件下開切眼頂板及兩幫圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行研究。

現(xiàn)有支護(hù)方案根據(jù)以往巷道支護(hù)經(jīng)驗進(jìn)行設(shè)計，主要采用有腿棚、單體液壓支柱、鋼筋網(wǎng)、錨托梁、抬棚梁、托梁錨索、玻璃鋼錨桿、圓鋼錨桿、塑料網(wǎng)、冷拔絲網(wǎng)等常用支護(hù)手段進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)。當(dāng)圍巖變形量較大，現(xiàn)有支護(hù)方案不能有效阻止圍巖變形時，則通過加密有腿棚、錨索、錨桿、單體支柱等來進(jìn)行改善。這種設(shè)計思路基于經(jīng)驗主義，并沒有進(jìn)行科學(xué)的理論分析與試驗驗證。國內(nèi)部分類似工程案例礦井開切眼尺寸及支護(hù)方式見表1。

表1 國內(nèi)部分類似工程案例

薄板理論為垂直于板平面的載荷作用下，或垂直載荷與板平面內(nèi)載荷的共同作用下的彎曲變形和內(nèi)力的理論。薄板是指厚度遠(yuǎn)小于長度和寬度的物體。選用薄板理論進(jìn)行開切眼頂板極限破斷距計算依據(jù)，主要考慮到以下4點因素：①煤系地層本身屬于層狀結(jié)構(gòu)，屬于薄板理論范疇之內(nèi)；②開切眼開掘后懸空頂板為矩形斷面，符合矩形薄板結(jié)構(gòu)；③開切眼頂板厚度僅為2 m，遠(yuǎn)小于開切眼長度及寬度方向，屬于薄板理論研究范疇；④頂板破斷過程與薄板理論相似。自開切眼后至頂板初次破斷前，可將開切眼頂板視為四邊固支的矩形薄板結(jié)構(gòu)，假設(shè)薄板長邊邊長為2a，短邊邊長為2b(圖1)，撓度為ω，四邊固支薄板結(jié)構(gòu)應(yīng)滿足位移邊界條件：

圖1 開切眼頂板破斷前力學(xué)模型

(1)

根據(jù)邊界條件可得開切眼頂板撓度函數(shù)為

(2)

式中：c為常數(shù);a，b分別為薄板長邊與短邊半長。

開切眼懸空頂板初次破斷距為

(3)

式中：Mmax為巖層內(nèi)最大彎矩；h為巖層厚度；στ為巖層抗拉強(qiáng)度。

根據(jù)工作面實際地質(zhì)條件，開切眼跨度為9 m，頂板所受垂直載荷為0.427 MPa，巖層抗拉強(qiáng)度為1.06 MPa，間隔層厚度為2 m，可求得開切眼頂板初次破斷距為17.85 m，周期破斷距為7.38 m?？紤]到現(xiàn)場實際施工流程為先開掘開切眼寬度5.4 m，后擴(kuò)幫至9 m。若按照開切眼跨度5.4 m計算，則初次破斷距為19.6 m，周期破斷距為8 m。該理論計算值可為開切眼架棚支護(hù)最大滯后距離提供借鑒。

2 支護(hù)結(jié)構(gòu)體強(qiáng)度校核模擬

開切眼、端頭架窩、采煤機(jī)機(jī)窩斷面形狀均選擇矩形，所有巷道及硐室高度均為3.9 m，可滿足工作面設(shè)備運(yùn)輸及安裝。 選用ANSYS有限元軟件進(jìn)行模擬計算，現(xiàn)場支護(hù)用金屬梁為11號工字鋼，高度為(90±2)mm，腿寬(76±2)mm，腰厚(8±2)mm，模擬金屬棚梁及棚腿彈性模量為210 GPa，密度為7 800 kg/m3，抗拉強(qiáng)度510 MPa，屈服強(qiáng)度345 MPa。

設(shè)計支護(hù)方案中主要支護(hù)結(jié)構(gòu)包括錨桿、錨索、金屬有腿棚、單體支柱。為分析支護(hù)結(jié)構(gòu)在圍巖變形后變形及受力特征，通過ANSYS數(shù)值模擬對不同支護(hù)方案支護(hù)效果進(jìn)行模擬驗證。共提出3種支護(hù)方案：方案1為金屬有腿棚+中部1根單體支柱；方案2為金屬無腿棚梁+3根單體支柱；方案3為金屬有腿棚+3根單體支柱。3種支護(hù)方案如圖2所示。

圖2 3種模擬支護(hù)方案

頂梁及柱腿強(qiáng)度校核：

(4)

式中：σa、σb分別為頂梁、棚腿所承受的最大應(yīng)力；M1max、M2max分別為頂梁及柱腿所受最大彎矩；F為斷面積；R1、R2分別為頂梁、棚腿軸力；σ為頂梁及柱腿最大應(yīng)力；fσ為鋼材設(shè)計強(qiáng)度。

對于一架跨長為9.0 m的11號工字鋼頂梁，頂梁達(dá)到屈服極限時的均布載荷約為18.6 kN/m，整架棚的使用載荷QS為167.2 kN，頂梁最大彎曲下沉量達(dá)到87.0 mm時，開始出現(xiàn)屈服變形。頂梁破壞時的均布載荷為26.7 kN/m，整架棚的破壞載荷QB為240.2 kN，頂梁最大彎曲下沉量為132.6 mm，此時頂梁發(fā)生破壞。當(dāng)取頂梁均布載荷集度q為7.2 kN/m時，頂梁及棚腿強(qiáng)度符合條件，對應(yīng)的頂梁最大彎曲下沉量為33.91 mm。

頂梁最大彎曲量：方案1為16.2 mm；方案2為12.4 mm；方案3為10.7 mm。3種方案中頂梁及棚腿強(qiáng)度均符合條件。在頂梁與棚腿連接處形成應(yīng)力集中，棚腿部位遭受很大的側(cè)向壓力，在兩側(cè)發(fā)生彎曲變形，部分棚腿向巷道內(nèi)移動，工字鋼棚架支護(hù)易產(chǎn)生局部扭曲破壞、棚腿折腿破壞、屈曲破壞和肩角部位側(cè)拱的局部壓折破壞，不易發(fā)揮承載能力。根據(jù)數(shù)值模擬計算結(jié)果，方案1最大撓度理論解16.2 mm，最大撓度數(shù)值解20.3 mm；方案2最大撓度理論解12.4 mm，最大撓度數(shù)值解19.5 mm；方案3最大撓度理論解10.7 mm，最大撓度數(shù)值解15.3 mm。

如圖3所示，從頂梁彎曲量對比曲線可以看出，方案3較方案1、2頂梁彎曲量明顯降低。大跨度巷道支護(hù)共同點是釆用可縮裝置或讓壓結(jié)構(gòu)，允許支架或支護(hù)系統(tǒng)有一定的變形，以適應(yīng)大跨度巷道壓力與變形量大的特點。通過ANSYS計算有腿棚及單體支柱滿足強(qiáng)度極限要求，增加3排單體支柱后的方案頂梁彎曲下沉量顯著降低。

圖3 頂梁彎曲量計算值

3 支護(hù)方案優(yōu)化設(shè)計

一般進(jìn)行巷道、硐室等關(guān)鍵地下巖體工程的模擬均使用大比例尺模型，即僅模擬巷道或硐室一定尺寸范圍內(nèi)的圍巖，鮮見將頂板巖層模擬至地表，然后通過加載的方式模擬真實圍巖應(yīng)力條件。這樣可以將重點研究區(qū)域突出，有利于分析圍巖及支護(hù)結(jié)構(gòu)如錨桿、錨索、梁、支柱等的變形及應(yīng)力分布。

原設(shè)計模擬方案共模擬地層數(shù)19層，其中模擬底板3層，累積厚度為13.64 m；模擬煤層厚度9.96 m，取近似值10 m；模擬基巖厚度為81.06 m，模擬松散層厚度7.16 m。當(dāng)上分層工作面開挖后進(jìn)行下分層開切眼掘進(jìn)。由于處于上工作面采空區(qū)之下，開切眼圍巖變形量相比上部工作面開采引起的圍巖變形而言微不足道，由于顯示比例問題，不能直觀、準(zhǔn)確地反映開切眼開掘后圍巖的變形及應(yīng)力分布狀況。即便是將上工作面開采后位移清零，計算后上部采空區(qū)上方覆巖會繼續(xù)向下運(yùn)移，依然導(dǎo)致開切眼圍巖變形規(guī)律不明顯?，F(xiàn)將方案調(diào)整為：通過上部工作面開挖計算出開切眼上部頂板應(yīng)力，重新建立大比例模型將開切眼顯示比例放大，將以上計算得出的頂板應(yīng)力通過等效直接頂?shù)姆绞绞┘又灵_切眼頂板巖層。通過調(diào)整應(yīng)力邊界條件，讓開切眼開挖前的原始地應(yīng)力場與上煤層開采過后的應(yīng)力場條件相近，從而得出與真實條件下相似度較高的模擬計算結(jié)果。

設(shè)計模型尺寸為長×寬×高=30 m×50 m×19.52 m，共包含底板粉砂巖、1-2煤層下分層、1-2煤上分層采空區(qū)矸石、粉砂巖頂板矸石4種巖性。通過多次調(diào)整實際載荷，最終得到當(dāng)施加垂直載荷為6 MPa時，初始平衡后模型地應(yīng)力場與之前計算結(jié)果較為一致。開切眼尺寸為長×寬×高=9 m×50 m×3.9 m，左側(cè)邊界煤柱寬10 m，右側(cè)邊界煤柱寬11 m。模型將分別在無支護(hù)條件下與支護(hù)條件下進(jìn)行計算，對比分析得出支護(hù)系統(tǒng)在頂板減沉、阻止煤壁片幫鼓出、減緩應(yīng)力集中程度等方面的效應(yīng)。

為真實模擬開切眼頂板上方遺留采空區(qū)，采用物理、力學(xué)參數(shù)弱化方法，對已建立模型開切眼上方頂煤與直接頂進(jìn)行弱化。12煤頂板在上工作面開采后已垮落成為矸石，弱化系數(shù)取0.5，間隔層(2 m煤層)處于下“三帶”影響區(qū)，弱化系數(shù)取0.7。

3.1 支護(hù)排距優(yōu)化分析

受限于開切眼掘進(jìn)工程地質(zhì)條件、現(xiàn)有支護(hù)條件、前期工作面液壓支架無法利用等，目前能夠選擇的支護(hù)方案即通過錨網(wǎng)索等主動支護(hù)結(jié)構(gòu)與有腿棚、單體支柱等被動支護(hù)結(jié)構(gòu)相結(jié)合進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)。若遇圍巖變形過大而不能滿足支護(hù)要求時，可通過加密現(xiàn)有支護(hù)結(jié)構(gòu)達(dá)到穩(wěn)定圍巖變形的目的。頂板錨桿間距為900、900、1 200、600、900、900、1 200、900、900 mm，3排單體支柱緊挨左右煤壁各1排，巷道5.4 m 與3.6 m分界線位置布置1排，錨索、金屬梁、單體支柱排距均為1 m。現(xiàn)將排距由1 m改為0.5 m進(jìn)行加密支護(hù)驗證。上述試驗中錨桿及金屬梁間排距完全按照現(xiàn)有支護(hù)方案進(jìn)行。

圖4分別為錨索+金屬梁+單體支柱排距0.5 m、排距1 m及無支護(hù)條件下圍巖垂直位移分布情況。加密支護(hù)后頂板下沉得到明顯減弱，以中部單體支柱為界形成一大一小2個下沉區(qū)域，右側(cè)3.6 m區(qū)域頂板下沉運(yùn)動幾乎被完全阻止，且與左側(cè)下沉區(qū)中間形成寬度近1 m的無沉降區(qū)。左側(cè)沉降區(qū)呈現(xiàn)一定非對稱性，核心沉降區(qū)靠近左側(cè)煤壁，底鼓也同樣被中部單體支柱分為左右2個區(qū)域。頂板錨索最大軸力達(dá)到0.82 GPa，位于錨索下部端頭位置，錨索上端頭錨固段處于受壓狀態(tài)，最大壓應(yīng)力為3 kPa，錨索自由段主要由頂板下沉而產(chǎn)生的拉應(yīng)力；煤壁錨桿主要應(yīng)力狀態(tài)為自由段受拉，錨固段與外露段受壓。

圖4 頂板下沉情況

圖5a—圖5c為加密支護(hù)與未支護(hù)條件下頂板下沉量監(jiān)測數(shù)據(jù)及頂板減沉率(測線位于開切眼上方0.2 m處，測線1、測線2為沿開切眼寬度方向布置的位移測線；測線12為沿開切眼寬度方向布置的應(yīng)力測線；測線13、測線14為沿開切眼掘進(jìn)方向布置的應(yīng)力測線)。由圖5得加密支護(hù)后頂板減沉效果顯著提高，開切眼中部頂板減沉率達(dá)60%以上，加密支護(hù)后中部頂板下沉量降至2 cm以內(nèi)，滿足支護(hù)要求。

加密支護(hù)后底鼓得到有效抑制，加密支護(hù)段底鼓降低率達(dá)到57%，靠近右側(cè)煤壁位置降低率最高達(dá)到90%。加密支護(hù)與未支護(hù)條件下煤壁幫鼓監(jiān)測數(shù)據(jù)及幫鼓量降低率。相比于頂板下沉與底鼓，支護(hù)結(jié)構(gòu)對煤壁橫向位移的抑制效果較弱，加密支護(hù)后煤壁橫向位移降低率最高僅為17%左右。圖5d—圖5f為加密支護(hù)與未支護(hù)條件下頂板垂直應(yīng)力監(jiān)測數(shù)據(jù)及垂直應(yīng)力變化率。加密支護(hù)后開切眼上方頂板應(yīng)力恢復(fù)程度相比未加密時更加顯著，頂板應(yīng)力峰值由1 MPa增加至4.5 MPa。兩側(cè)煤壁應(yīng)力有所下降，表明支護(hù)強(qiáng)度越大，開切眼頂板壓力越大，兩側(cè)煤壁壓力越小。

圖5 加密支護(hù)排距與未加密頂板下沉及垂直應(yīng)力對比

3.2 支護(hù)結(jié)構(gòu)優(yōu)化分析

優(yōu)化前支護(hù)方案如圖6a所示，其支護(hù)方式為頂板錨索+有腿棚+單體支柱+托梁錨索+鋼筋網(wǎng)+冷拔絲網(wǎng)+圓鋼錨桿+玻璃鋼錨桿。單體支柱僅在巷道中部距左側(cè)巷壁5.4 m處布置1排。為了提高開切眼巷道整體支護(hù)能力，將上述支護(hù)方案優(yōu)化為在巷道兩側(cè)煤壁及中部布置3排單體支柱，如圖6b所示。

圖6 增加2排單體支柱優(yōu)化方案

開切眼兩側(cè)煤壁處用礦用11號工字鋼加工棚腿，腿窩深度為10 cm，開切眼寬度5.4 m與3.6 m分界線位置布置1排單體液壓支柱，液壓支柱上端頂在縱向鋼梁上。為了保證開切眼掘進(jìn)過程頂板安全，考慮到工字鋼棚腿容易在較大載荷下發(fā)生彎曲變形，不利于整體支護(hù)效果的提升?，F(xiàn)將已有支護(hù)方案優(yōu)化為在兩側(cè)煤壁處補(bǔ)打2排單體液壓支柱，液壓支柱可在頂板大變形下通過壓縮立柱的方式吸收頂板變形能，一般不會產(chǎn)生彎曲變形，大幅提升整體支護(hù)效果。將優(yōu)化后的支護(hù)方案進(jìn)行數(shù)值模擬計算，對比分析優(yōu)化前與優(yōu)化后支護(hù)效果差異，為現(xiàn)場施工提供借鑒。

先前方案計算中，棚腿采用“beam”結(jié)構(gòu)單元模擬工字鋼梁，現(xiàn)在原有棚腿旁邊通過“pile”樁單元模擬單體液壓支柱。樁結(jié)構(gòu)單元要通過幾何參數(shù)、材料參數(shù)和耦合彈簧參數(shù)來定義。樁構(gòu)件的剛度矩陣與梁構(gòu)件的剛度矩陣是相同的。除了提供梁的構(gòu)造特性外，樁還提供了與實體單元法線方向和剪切方向發(fā)生的相互摩擦作用。在這點上，樁實際上是組合了梁和錨索的作用，適合于模擬法向和軸向都有摩擦作用的樁基。

優(yōu)化支護(hù)方案后頂板下沉量監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖7所示。從頂板下沉量監(jiān)測曲線可以看出，優(yōu)化后的方案較優(yōu)化前方案頂板位移明顯降低，開切眼中部頂板最大下沉量僅為20 mm，相比未支護(hù)情況下頂板減沉率最高達(dá)到65%，且開切眼中部單體支柱左側(cè)5.4 m區(qū)域減沉效果高于右側(cè)3.6 m區(qū)域。相比于未優(yōu)化前的支護(hù)方案，優(yōu)化后的支護(hù)方案頂板減沉率提高了10個百分點。

圖7 優(yōu)化方案頂板下沉監(jiān)測數(shù)據(jù)

優(yōu)化前與優(yōu)化后底鼓量差別不大，而且優(yōu)化后底鼓量反而略大于優(yōu)化前，但差別僅在1 cm左右，對實際生產(chǎn)不會造成影響。巷道兩側(cè)增加單體支柱后，單體支護(hù)壓力會加劇底鼓。

優(yōu)化方案對煤壁橫向位移影響幾乎為0。同樣，優(yōu)化方案對頂板垂直應(yīng)力分布影響也不大，優(yōu)化后0.5 m支護(hù)排距與優(yōu)化前基本一致，優(yōu)化后1 m支護(hù)排距在開切眼上方頂板垂直應(yīng)力有所降低，從優(yōu)化前峰值4.47 MPa降低至優(yōu)化后3.66 MPa，峰值位置距離左側(cè)煤壁3 m，基本處于中部單體支柱左側(cè)5.4 m區(qū)域中部頂板位置。優(yōu)化后的方案在頂板下沉量控制與頂板垂直應(yīng)力減壓方面具有顯著效果。

4 工程應(yīng)用及現(xiàn)場監(jiān)測

4.1 表面位移監(jiān)測

為采空區(qū)下大斷面開切眼在服務(wù)周期內(nèi)安全穩(wěn)定進(jìn)行現(xiàn)場跟班，跟蹤開切眼施工情況，現(xiàn)場監(jiān)測圍巖穩(wěn)定性、記錄巷道出現(xiàn)的異常情況。

在開切眼內(nèi)設(shè)置測站進(jìn)行觀測(位移測點1、2、3、4位于開切眼頂板表面，測站布置如圖8所示)，結(jié)果如下：根據(jù)表面位移監(jiān)測結(jié)果，除1號測站(機(jī)頭架窩)外，開切眼內(nèi)其他區(qū)域頂板完整性較好。監(jiān)測初期，頂板下沉量出現(xiàn)增加趨勢，在掘進(jìn)開切眼貫通20 d后，頂板下沉量達(dá)到最大12 mm，此后頂板基本不再下沉(圖9)。

圖8 測站布置

圖9 測站頂板下沉量

4.2 深部位移監(jiān)測

在距離機(jī)頭架窩117 m處的5號測站出現(xiàn)3 mm 離層；開切眼內(nèi)頂板離層最大位置為6號測站，距離開切眼173 m左右，最大離層量為6 mm；其余測站離層值均≤3 mm(圖10)。據(jù)鉆孔窺視確定離層范圍，選取位于同一軸向位置，距離層儀3 m的621號鉆孔進(jìn)行分析，孔內(nèi)未見明顯水平裂隙，無離層現(xiàn)象，可確定離層儀深淺基點發(fā)生位移是局部現(xiàn)象，兩點范圍內(nèi)巖層出現(xiàn)破碎，產(chǎn)生較小裂紋，引起深部位移。

圖10 測站頂板深部位移

5 結(jié) 論

1)通過理論計算無支護(hù)條件下頂板周期破斷距離8 m，為開切眼架棚支護(hù)最大空頂距提供借鑒。

2)結(jié)構(gòu)應(yīng)力有限元軟件分析有腿棚及單體支柱滿足強(qiáng)度極限要求，且增加3排單體的頂梁彎曲下沉量明顯降低。

3)數(shù)值模擬優(yōu)化支柱排距與支護(hù)結(jié)構(gòu)，頂板最大下沉量為20 mm，應(yīng)力降低0.81 MPa。優(yōu)化后方案在頂板下沉量控制與頂板垂直應(yīng)力減壓方面具有顯著效果。

4)現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明，開切眼內(nèi)頂板最大下沉量為12 mm，最大離層量6 mm，且為局部區(qū)域位移，開切眼整體完成性較好，優(yōu)化后方案效果良好。對同類型采空區(qū)下大斷面開切眼支護(hù)設(shè)計有很好的借鑒作用。