Deformation and failure characteristics of soft rock tunnel surrounding rock under mining and water immersion conditions
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摘要:
在采动影响及淋水浸蚀双重作用下，软岩巷道围岩变形破坏严重，且淋水使锚固剂失效，造成锚杆及锚索锚固力衰减，承载能力下降，严重影响工作面安全生产。针对该问题，采用物理相似模拟实验、数值模拟实验与现场实测相结合的研究方法，分析了淋水软岩巷道围岩在采动影响及不同支护参数条件下的破坏情况，揭示了采动下淋水软岩巷道围岩变形破坏特征并给出了合理的支护参数。实验结果表明：① 采动影响下软岩巷道围岩变形破坏形态具有非对称性，且在淋水条件下，巷道围岩破坏范围进一步增大。② 锚索长度从9 m增加至10 m，巷道围岩破坏范围减小了4.3%；使用12.2 m长锚索支护顶板时，两帮破坏范围大于使用9 m锚索与10 m锚索，主要原因为12.2 m锚索贯通至顶板含水层，导致水体渗流加剧，巷道围岩进一步软化；使用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护时，相较前3种支护参数，巷道围岩破坏范围减小，水体渗流情况明显改善。现场应用结果表明，采用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护时，顶板下沉量、两帮变形量、底板鼓起量比采用原支护参数时分别减小77.5%，65%，76.5%，有效提高了巷道围岩抵抗变形破坏的能力。
Abstract:The deformation and failure of surrounding rock in soft rock tunnels are significantly exacerbated by the combined effects of mining activities and water immersion erosion. Water immersion leads to the failure of anchoring agents, which reduces the anchorage strength of bolts and cables, thereby diminishing their load-bearing capacity and severely compromising the safety of the tunnel face. To address this issue, a research methodology integrating physical similarity simulation experiments, numerical simulations, and field measurements was employed. The study investigated the failure characteristics of water-immersed soft rock tunnel surrounding rock under mining influence and varying support parameters. The deformation and failure characteristics of surrounding rock under mining and water immersion were identified, and optimal support parameters were proposed. Experimental results indicated that, under mining influence, the deformation and failure of surrounding rock in soft rock tunnels exhibited asymmetry, and under water immersion, the failure range of the surrounding rock expanded further. Increasing the length of the anchor cable from 9 m to 10 m resulted in a 4.3% reduction in the failure range of surrounding rock. When a 12.2 m anchor cable was used to support roof, the failure range on both sides was larger than when using the 9 m or 10 m cables. This was mainly because the 12.2 m cable reached the water-bearing layer in the roof, leading to increased water seepage and further softening of the surrounding rock. The use of a combined support system, consisting of a 9.2 m anchor cable and a 4.2 m short anchor cable, led to a reduction in the surrounding rock's failure range and a significant improvement in water seepage conditions compared to the previous support schemes. Field application results demonstrated that the combined support system, comprising a 9.2 m anchor cable and a 4.2 m short anchor cable, reduced roof subsidence, sidewall deformation, and floor uplift by 77.5%, 65%, and 76.5%, respectively, compared to the original support parameters. This effectively enhanced the surrounding rock's resistance to deformation and failure.
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0. 引言
目前，巷道围岩稳定性评价成为国内外采矿领域研究的热点问题，当厚煤层采用分层开采时，下分层的顶煤同时受上分层工作面采动影响和下分层工作面布置的扰动影响，造成顶煤破坏损伤，围岩控制愈发困难。开切眼是开采前设备安装的场所，为满足工作面大型设备的运输及安装需求，开切眼断面越来越大。分层开采下分层开切眼掘进过程中，存在顶板稳定性差、支护困难等问题，极易发生冒顶、漏顶等安全事故。因此，研究下分层顶板结构及稳定性评价对下分层大断面开切眼支护方案确定、支护参数优化及降低事故率具有重要意义。
目前在煤巷掘进对顶板稳定性的影响和工作面开采对底板造成破坏的研究中，学者们分别采用理论计算、数值模拟等方式研究了煤巷掘进围岩裂隙场分布特征、巷道支护优化、不同掘巷方式的顶板裂隙演化和上部煤层开采造成的底板损伤深度对巷道围岩稳定性的影响，并通过深度学习等方法对顶板稳定性进行评价[1-3]。
对巷道掘进过程中顶板稳定性方面的研究：何富连等[4]采用UDEC数值模拟了开切眼断面不同宽度下，围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。张斌等[5]采用原位实测、FLAC3D数值分析及井下监测等方法，对掘进扰动影响的巷道围岩稳定性进行了研究并提出了巷道支护优化方案。杨朋等[6]通过三轴加载试验平台，得到了不同掘巷方式下复合顶板变形特征和开切眼不同阶段复合顶板的裂隙动态演化特征。在工作面开挖过程中对底板造成破坏方面的研究：张百胜[7]运用弹塑性理论、滑移线场理论，结合上部煤层开采顶板垮落特点及应力分布规律推导出上部煤层底板损伤深度，给出了极近距离煤层的定义和判距。张金才等[8]采用弹塑性理论及实测资料提出了底板采动裂隙带最大深度的3种计算公式且应用现场实测资料分析了底板裂隙带分布形态。张文彬[9]通过现场布置钻孔应力计和钻孔窥视，并结合弹塑性理论和回归分析方法确定底板破坏影响范围。在对煤巷顶板稳定性评价方面：张召千等[10]提出了多因素单一综合指标值评价方法，运用层次分析法确定评价因子权重，用加权平均法建立单一综合指标值计算模型。杨仁树等[11]选择煤巷顶板强度、底板强度等8个指标作为分类评判指标，运用5标度的层次分析法对8个分类指标进行权重分配，最后提出合理支护对策。耿越等[12]基于深度学习方法从顶板监测数据中自动提取特征的优势，提出了采用深度学习中的生成对抗网络对煤巷顶板进行稳定性评价的新模式。
上述研究分别对巷道掘进过程中顶板稳定性和工作面开挖过程中对底板的破坏性进行了分析，但缺乏对分层开采下分层大断面开切眼这类特殊工况[13]条件下顶煤稳定性的研究。本文以大柳塔煤矿活鸡兔井1−2煤层复合区下分层开切眼为背景，采用理论分析、数值模拟和现场钻孔窥视分析了顶煤受上分层采动影响和下分层开切眼掘进影响下塑性区范围及结构稳定性，并采用岩体完整性指数（Rock Mass Integrity Index，RMDI）对顶煤结构完整性进行评价。
1. 工程概况
大柳塔煤矿活鸡兔井1−2煤层复合区平均煤层厚度为10 m，平均埋深为77 m，因受当时国内外综采装备水平限制，神东公司采用分层开采综采工艺对上分层煤层进行回采，设计采高为3.5~4.0 m。由于上分层回采时底板局部下凹，且回采时未采取铺网等人工制造假顶措施，对底板甚至下分层开采造成较大影响。受小窑越界开采影响，将1−2下203开切眼及相关硐室布置在1−2上采空区下，设计开切眼全长为251.4 m，采高为3.9 m，为保证矿井安全，设顶煤留设厚度为4 m，卧底为1.94 m，采用二次掘进成巷方式，先掘5.4 m（副帮）侧，然后再扩帮3.6 m（正帮）侧形成9 m宽的大断面开切眼，如图1所示。
在重复扰动的作用下，开切眼顶煤塑性区由上分层开采对底板的塑性区影响范围与下分层掘进对顶煤的塑性区影响范围组成。针对活鸡兔井1−2煤层上分层开采时对底板的破坏深度，采用断裂力学和弹塑性理论计算受上分层采动的影响，底板最大塑性区破坏深度，考虑底板岩层本身的节理和裂缝影响，引入节理裂隙影响参数对底板造成的最大塑性区破坏深度进行修正[14-15]。
上工作面开采对底板造成的最大破坏深度为
$$ {D_{\max }} = \frac{{1.57{\gamma ^2}{H^2}L}}{{4{R_{\rm{c}}}^2{\delta ^2}}} $$ (1) 式中：γ为底板岩体容重，γ=16 kN/m3；H为煤层埋深，H=77 m；L为上工作面倾斜长度，L=232 m；Rc为底板岩石的平均抗压强度，Rc=9.2 MPa；δ为底板岩层中节理裂隙影响系数，δ=0.9（节理裂隙对底板破坏深度影响最大值）。
将以上参数代入式（1），得Dmax=2.02 m。
在开切眼掘进时，未受上分层采动影响的一部分煤梁先发生弹性变形，接着产生塑性破坏，截面由弹性阶段进入弹塑性阶段。当横截面完全进入塑性状态时塑性极限弯矩为
$$ M = \frac{{{\sigma _{\rm{s}}}b{D_1}^2}}{4} $$ (2) 式中：
${\sigma _{\rm{s}}}$ 为顶煤抗拉强度；b为煤梁宽度，b=1 m；D1为掘进顶煤塑性区深度。在煤梁受采动破坏之前，根据材料力学计算在垂直荷载作用下的最大弯矩：
$$ {M_{\max }} = \frac{{q{l^2}}}{{24}} $$ (3) 式中：q为开切眼上覆均布荷载；l为开切眼断面宽度，l=9 m。
当煤梁在垂直载荷作用下的最大弯矩小于煤梁进入全部塑性区的弯矩时，则煤梁不含出现全部塑性的情况，则有M≥Mmax，根据现场实际情况，开切眼上覆均布荷载q=0.25 MPa，σs=1.5 MPa，代入式（2）和式（3）可得D1=1.50 m。
2. 现场观测
由于顶煤的结构形态会对顶煤稳定性产生影响，工作面开切眼在掘进时通过对顶板进行钻孔来探测顶煤厚度，掘进完成后，对顶煤进行钻孔窥视。
2.1 顶煤钻孔布置
开切眼掘进完成后，对顶煤进行钻孔窥视，开切眼钻孔布置如图2所示。开切眼共设置7个测站，在正帮（3.6 m）侧、副帮（5.4 m）侧各设7个钻孔，分别位于7个测站的2个断面，共计14个钻孔，钻孔孔径为27 mm。
钻孔编号由3位数字组成，第1位数字为测站编号，第2位数字为断面编号，第3位数字为测点编号，其中副帮测点编号为1，正帮测点编号为2。如钻孔121表示1号测站，断面2中测点1处的钻孔。
2.2 顶煤结构形态
在下分层工作面开切眼掘进时，为探测开切眼顶煤的厚度，每隔3 m对开切眼顶煤正副帮各打83个钻孔进行探测，顶煤结构形态如图3所示。从顶煤厚度探测结果可知，正帮侧的最大顶煤厚度为4.6 m，最小顶煤厚度为3.5 m，副帮侧的最大顶煤厚度为4.8 m，最小顶煤厚度为2.8 m。上分层开采造成开切眼顶煤中部超挖、端部欠挖现象，由于留设顶煤厚度为4.0 m，则开切眼的最大超挖量为1.2 m，最大欠挖量为0.8 m，最大超挖量占比30%，最大欠挖量占比20%，对正副帮钻孔探测结果进行统计，其不平整率为27.7%。
对顶煤厚度进行区间划分，如图4所示。通过统计可知，顶煤厚度为3.4~4.8 m，且主要集中在[3.7 m，3.9 m] ，[3.9 m，4.1 m] 这2个区间内，其中正帮侧的顶煤比副帮侧的顶煤厚。
2.3 顶煤稳定性窥视结果分析
2.3.1 顶煤钻孔全景图与裂隙分布
对顶煤进行钻孔窥视，由于开切眼在机头架窝位置处顶煤厚度最薄，特征最明显，故选取1号测站的钻孔窥视数据进行分析。
1号测站钻孔窥视全景如图5所示。图5（a）为1号测站副帮侧钻孔裂隙分布，钻孔全长为2 800 mm，在距钻孔初始位置0，170，520，730，1 090，1 460，2 050，2 750 mm处有4个裂隙发育呈破碎状态，4个裂隙呈较发育状态，共计8个裂隙区域。在距钻孔初始位置2 050 mm处，破碎状态的最大面积为1 260 mm2；在距钻孔初始位置1 090 mm处，较发育裂隙最大长度为168.69 mm。在距钻孔初始位置2 750 mm处，由于靠近开切眼机头架窝位置顶煤厚度只有2 800 mm，钻孔到达上覆煤层采空区，可观测到上分层采空区矸石。钻孔内裂隙区域较多，顶煤质量较差。图5（b）为1号测站正帮侧钻孔裂隙分布，钻孔全长为2 600 mm，在距钻孔初始位置530，770，1 500，2 020 mm位置处，分别有3个裂隙发育呈破碎状态，1个裂隙呈较发育状态。在距钻孔初始位置1 500 mm处，破碎状态最大面积为2 300 mm2。剩余煤体裂隙发育不明显，在距钻孔初始位置2 020 mm之后的煤体完整性较好，说明正帮侧完整性较副帮侧完整性好。
2.3.2 顶煤钻孔窥视全景图结果分析
采用CXK12(A)矿用本安型钻孔窥视仪配套软件进行全景结果分析。钻孔窥视视频提取钻孔全景图片方法[16]是对14个钻孔窥视全景结果进行统计，并按裂隙大小和破碎程度进行分类，顶煤钻孔窥视裂隙发育分布如图6所示。可看出开切眼副帮侧的顶煤较正帮侧的顶煤薄，且开切眼副帮侧要比正帮侧裂隙发育明显；机头架窝处的顶煤厚度较机尾处的薄，靠近机头架窝处的裂隙比机尾处的裂隙发育更明显，说明在上分层回采和下分层开切眼掘进时顶煤厚度与结构内部裂隙发育呈负相关。在开切眼中心位置处（如图6（a）中411号位置），副帮侧的裂隙比正帮侧的裂隙更发育，这是由于设置的调车硐室，使副帮侧断面进一步扩大，断面达到15.4 m，导致顶煤稳定性降低，裂隙发育明显。说明断面越大其顶煤稳定性越差，裂隙越发育，进一步证明一次成巷的断面不能太大；正帮侧整体裂隙发育程度基本相似，裂隙与破碎区域发育相对较小，顶煤较稳定，这是由于开切眼采用二次成巷方式，易引起裂隙发育。
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图 6 顶煤钻孔窥视裂隙发育分布Figure 6. Distribution of fracture development in top coal borehole peeping2.3.3 顶煤塑性区与弹性区划分
根据开切眼7个测站14个钻孔窥视全景图，结合上分层采动和下分层掘进扰动影响造成的顶煤塑性区深度，将每个测站钻孔划分为上分层采动塑性区、弹性区、下分层掘进塑性区3个区段，对钻孔3个区段范围与裂隙数进行统计，如图7所示。可看出14个钻孔的裂隙数呈两端多中间少的分布趋势，根据钻孔窥视全景图可知，理论弹性区范围内的裂隙相对较少，且裂隙较小，认为该裂隙是原生裂隙。说明处于中间范围内的顶煤裂隙少，且完整性较好。
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图 7 全段钻孔裂隙数分布Figure 7. Distribution of fracture number in whole section of borehole peeping由于上分层开采顶煤存在超挖与欠挖现象，各测站顶煤上部厚度不均匀，导致上分层采动影响造成的底煤塑性区损伤深度不同。将顶煤划分为3个理论塑性区，如图8所示。依据理论分析结果分别确定开切眼正副帮顶煤上分层采动与下分层掘进扰动影响造成的塑性区深度为2.02，1.50 m，得出顶煤理论塑性区。紫色虚线与顶煤上边界形成上分层塑形区，红色虚线与顶煤下边界形成下分层掘进的塑形区，紫色虚线和红色虚线之间为理论弹性区。
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图 8 顶煤理论塑性区范围与实测塑性区范围划分Figure 8. Division of theoretical plastic zone and mearsured plastic zone of top coal由于实际塑性区与理论塑性区存在差异，所以需要确定实际塑性区。将理论分析结果代入钻孔窥视全景图中，按照钻孔窥视裂隙分布确定现场实测塑性区的深度。以副帮侧411号钻孔为例，如图9所示。顶煤在411号钻孔位置厚度为3.8 m，钻孔全长为3.3 m，按照理论计算结果，受上分层开切眼顶煤采动影响，底煤塑性区深度为2.02 m，即在顶煤1.78 m位置以上为上分层开采扰动的理论塑性区；受下分层开切眼掘进扰动影响，顶煤塑性区深度为1.50 m，即在距顶煤下边界1.50 m位置以内都为下分层掘进扰动的理论塑性区。
从钻孔窥视全景图结果可知，在1.50 ，1.78 m处均无裂隙，且在1.50~1.78 m内也无裂隙，受上分层开切眼顶煤采动影响，底煤最大裂隙深度未达到2.02 m，受上分层开切眼顶煤采动影响，最大裂隙深度位置(1.976 m)为实测底煤塑性区的最大深度。同理，受下分层开切眼掘进扰动影响，顶煤裂隙最深位置发生在顶煤的1.148 m处，位于1.50 m以下，因此此实测顶煤塑性区最大深度为1.148 m。根据此方法，确定出全部钻孔实测塑性区（图8），其中黄色实线与顶煤上边界形成上分层开采扰动实测塑性区，蓝色实线与顶煤下边界形成下分层掘进扰动实测塑性区。
根据14个钻孔揭示的顶煤实测塑性区，将顶煤实测塑性区划分为3个区域。其中，上分层采动影响造成的底煤实测塑性区最小深度为1.06 m，最大深度为2.04 m，下分层掘进扰动影响造成的顶煤实测塑性区最小深度为0.34 m，最大深度为1.50 m，黑色区域为顶煤实测弹性区，如图10所示。
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图 10 顶煤两侧塑性区范围与弹性区划分Figure 10. Division of plastic zone and elastic zone on both sides of top coal将理论塑性区与实测塑性区进行对比，受上分层开切眼顶煤采动影响，底煤副帮侧实测塑性区比理论塑性区小9.55%，底煤正帮侧实测塑性区比理论塑性区小25.71%，实测塑性区比理论塑性区平均小17.63%；受下分层开切眼掘进扰动影响，顶煤副帮侧实测塑性区比理论塑性区少24.46%，顶煤正帮侧实测塑性区比理论塑性区小27.17%，实测塑性区比理论塑性区平均小25.82%。表明正帮侧的顶煤质量比副帮侧顶煤质量好，更稳定。
3. 顶煤塑性区数值模拟分析
3.1 上分层开采顶煤塑性区分布
设置上分层开采尺寸为800 m×600 m×4 m（长×宽×高），开挖步距为20 m，采用mohr-coulomb本构模型，以塑性区表征岩体状态，进行数值模拟分析。岩石力学参数见表1。
表 1 岩石力学参数Table 1. Rock mechanics parameter地质参数 体积模
量/GPa剪切模
量/GPa内聚力/
MPa抗拉强
度/MPa摩擦角/（°） 容重/
（kN·m−3）中粒砂岩 1.1 0.83 2 0.6 37 25.8 粗粒砂岩 1.4 0.96 2.5 0.75 34 25.6 11煤层 0.43 0.34 0.6 0.3 28 14.3 12煤层 0.43 0.34 0.6 0.3 28 14.3 细粒砂岩 0.67 0.48 2.4 2.16 42 32.58 粉砂岩 1.43 1.12 2.75 1.84 38 24.6 1−2煤上分层煤层开采后对开切眼位置上方底煤的数值模拟结果如图11所示。上分层煤层开采完毕后，青色区域为上分层采动未对底煤造成影响区域，粉色区域为上分层开采对开切眼位置上部底煤造成塑性区区域，黑色方块为下分层开切眼预设位置，上分层采动影响造成的底煤最大破坏深度为2 m。在各个位置上分层采动影响造成的底煤破坏不均匀，有明显“跃迁”现象，可能是由于顶板不均匀压实导致。上分层采动影响造成的底煤塑性区深度范围为1~2 m。
3.2 开切眼后顶煤塑性区分布
建立尺寸为300 m×250 m×112 m（长×宽×高）的模型，由于模拟上分层回采后再进行下分层开切眼时，上下分层开采尺度对比较大且存在网格划分等问题，为真实模拟开切眼顶板上方为上分层工作面开采遗留采空区，对开切眼顶煤力学参数与活鸡兔井1−2煤层力学参数进行折损率对比（表2），可看出活鸡兔井1−2煤层力学参数均比开切眼顶煤力学参数大。其中，开切眼顶煤力学参数与活鸡兔井1−2煤层力学参数之间弹性模量的折损率为53%~75%，抗压强度的折损率为20%~36%，抗拉强度的折损率为44%~61%，采用物理、力学参数弱化方式对开切眼顶煤与直接顶进行弱化。
表 2 开切眼顶煤与1−2煤层力学参数Table 2. Mechanical parameters of top coal in the open-off cut and 1−2 coal seam力学参数 弹性模量/GPa 抗压强度/MPa 抗拉强度/MPa 1−2煤层参考值 1.8~3.5 20~40 1.4~5 顶煤实验力学值 0.96~2.64 3.9~14.5 0.86~2.2 由于1−2煤层顶板上分层工作面开采已垮落成为矸石，弱化系数为0.5，顶煤处于下三带影响区，弱化系数为0.7，开切眼尺寸为9 m×250 m×3.9 m（长×宽×高），开切眼采用卧底掘进方法，对开切眼顶煤塑性区进行分析。开切眼掘进对顶煤塑性区影响如图12所示。由图12（a）可看出，在掘进影响下，开切眼中心正上方位置有明显“三角”形状，下分层开切眼掘进扰动影响造成的顶煤塑性区深度为1 m。由图12（b）可看出，开切眼采用二次成巷的方式掘进，单体置于开切眼中间，将开切眼分为副帮侧和正帮侧2部分，顶煤在支护后的位移下沉区域以单体支柱为界被分为一大一小2个部分，其中副帮侧的下沉量比正帮侧的下沉量大。由此可知，正帮侧顶煤比副帮侧顶煤稳定性更好。
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图 12 开切眼掘进对顶煤塑性区影响Figure 12. Influence of open-off cut driving tunneling on the plastic area of top coal综上可知，受上分层开采扰动影响造成的底煤塑性区最大破坏深度和受下分层开切眼掘进影响造成的顶煤最大破坏深度的数值模拟分析、理论分析计算及现场钻孔窥视结果一致性程度较高，3种方法能够相互进行验证。
4. 顶煤完整性评价
对14个钻孔全景图像信息进行整理，并对顶煤完整性进行深入分析与评价，通过岩体完整性指数密度函数DIDF反映岩体完整度沿钻孔轴向的分布特征[17]，对钻孔深度裂隙的发育与破碎情况进行分类。
$$ f({\textit{z}})=\left\{\begin{array}{l}0\\ \alpha \times 1\end{array}\begin{array}{c}破碎特征\\ \;\;\;\;非破碎特征\end{array} \right.$$ (4) 式中：f(z)为沿钻孔深度z变化的单变量函数；
$ \alpha $ 为组成岩体完整性块度的尺寸效应影响系数。通过对应的块度尺寸可得
$ \alpha $ 具体数值，见表3。表 3 不同结构类型所对应的$ \alpha $ Table 3. The α coefficients corresponding to different structural types结构类型 岩体块度尺寸/m $ \alpha $ 整体状 ＞1.0 1.0 块状 0.6~1.0 0.8 层状 0.3~0.6 0.5 碎裂状 0.1~0.3 0.2 散体状 ＜0.1 0.1 在岩体完整性密度函数DIDF的基础上，采用RMDI对顶煤完整性进行评价，RMDI是指在钻孔给定范围内完整煤岩体块度所占钻孔总进尺长度的大小，用百分数来表示，若给定的深度范围为(l1，l2)，则RMDI可用该范围内DIDF的定积分表示，其表达式为
$$ {R} = \frac{{\displaystyle\int_{{l_2}}^{{l_1}} {f({\textit{z}}){\text{d}}{\textit{z}}} }}{{\displaystyle\int_{{l_2}}^{{l_1}} {1{\text{d}}{\textit{z}}} }} $$ (5) 式中R为岩体完整性指数。
将RMDI作为岩体完整性指数评判标准，当完整性指数大于80%为优秀，65%~80%为良好，40%~65%为一般，15%~40%为差，15%以下为极差。结合开切眼钻孔全景图片信息，计算14个钻孔的完整性指数，得出顶煤厚度与钻孔完整性指数的相关性，结果如图13所示。
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图 13 顶煤厚度与完整性指数关系Figure 13. Relationship between top coal thickness and integrity index由图13可看出，完整性指数范围为42.9%~87.5%。副帮侧的平均完整性指数为57.48%，正帮侧平均完整性指数为69.1%，说明顶煤在正帮侧完整性比副帮侧完整性好。靠近机尾处完整性指数比靠近机头架窝处完整性指数好，距开切眼机头架窝6 m处的1号测站副帮侧完整性指数为45.5%，顶煤厚度最小，只有2.8 m，说明距开切眼机头架窝处的顶煤更破碎，稳定性最差；完整性指数为87.5%的钻孔位于开切眼中心位置4号测站正帮侧，顶煤厚度最大，达到4.8 m，稳定性最好。当顶煤厚度越小时，其完整性指数越小，顶煤结构越破碎，稳定性越差，相反，当顶煤厚度越大时，其完整性指数越大，稳定性越好，表明顶煤厚度与完整性指数呈正相关。此规律在副帮侧尤为明显。
顶煤结构发育程度占比如图14所示。可看出14个钻孔中，一般的占42.8%，顶煤完整性指数为优秀占7.2%，顶煤完整性指数为良好的占50%，顶煤完整性指数为良好以上的占比超过1/2，表明顶煤基本完整，顶煤设计厚度4.0 m合理。
现场根据支护理论，结合1−2下煤层已掘巷道支护参数、支护经验，开切眼顶板采用钢筋骨架网+螺纹钢锚杆+锚索+钢梁+纵向锚吊钢梁+液压单体联合支护（前段80 m排距为0.5 m，后段排距为0.75 m）；开切眼中部正帮侧的一排单体在钢梁下施工纵向锚吊钢梁（梁长为9 m）。根据顶煤完整性评价结果，靠近机头架窝位置的完整性比机尾的完整性差，且副帮侧中心位置设置了调车硐室，该位置的完整性评价较低，建议后续工程将单体支护0.5 m排距延伸至该位置，增加该位置支护强度，从而使开切眼顶煤更稳定，完整性更好。
5. 结论
（1） 203开切眼采用5.4 m+3.6 m的掘进工艺施工，开切眼设计顶煤厚度为4.0 m，经过对顶煤结构探测得出顶煤厚度为3.4~4.8 m，主要集中在3.7~3.9，3.9~4.1 m，正帮侧顶煤相对较厚。上分层开采造成开切眼顶煤中部超挖、端部欠挖现象，最大超挖量为1.2 m，最大欠挖量为0.8 m，不平整率为27.7%。
（2） 通过顶煤钻孔窥视裂隙发育情况得出顶煤厚度与裂隙发育情况呈负相关。将顶煤划分为上分层采动塑性区、弹性区、下分层掘进塑性区3个区域，上分层采动影响造成的实测塑性区深度范围为1.06~2.04 m，比理论塑性区平均小17.63%，下分层开切眼掘进扰动影响造成的实测塑性区深度范围为0.34~1.50 m，比理论塑性区平均小25.82%。表明正帮侧的顶煤质量比副帮侧顶煤质量好，更稳定。
（3） 通过数值模拟得出开切眼顶煤副帮侧的下沉量比靠近正帮侧的下沉量大。表明正帮侧顶煤比副帮侧顶煤稳定性更好。
（4） 顶煤完整性指数范围为42.9%~87.5%，正帮侧的完整性整体要比副帮侧的完整性好，表明一次掘进的巷道宽度不宜过大。顶煤厚度与完整性指数呈正相关，完整性指数为良好以上的占比超过1/2，表明顶煤基本完整，顶煤设计厚度4.0 m合理。
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图 8 三维数值模型与切面测点位置
Figure 8. Three-dimensional numerical model and measurement points on the cross-section
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图 10 不同推进度下两帮裂隙数量
Figure 10. Number of cracks on both sides of roadway at different excavation stages
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图 11 无支护时巷道不同位置的位移
Figure 11. Displacement at different positions of roadway without support
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图 12 不同支护参数下巷道围岩裂隙发育特征
Figure 12. Development characteristics of surrounding rock cracks under different support parameters
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图 13 不同支护参数下巷道围岩位移特征
Figure 13. Displacement characteristics of surrounding rock under different support parameters
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图 14 不同支护参数下水体渗流特征
Figure 14. Characteristics of water seepage under different support parameters
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图 15 9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护
Figure 15. Combined support of 9.2 m long anchor cable + 4.2 m short anchor cable
表 1 相似材料配比
Table 1 Ratios of similar materials
层位 岩性 模型厚度/cm 配比 河砂/kg 石膏/kg 碳酸钙/kg 煤粉/kg 底板 砂质泥岩 15.0 7∶5∶5 60.48 4.32 4.32 — 煤层 11号煤 18.3 26∶1∶5∶16 45.78 1.76 8.78 18.11 直接顶 泥岩砂质泥岩 25.5 8∶2∶8 104.45 2.61 10.44 — 基本顶 隔水材料 27.9 （河砂∶碳酸钙∶凡士林∶石蜡∶液压油）
15∶0.7∶1.2∶1∶0.9102.57 — 4.79 — 含水层 中粒砂岩 17.4 7∶4∶6 70.16 4.01 6.01 — 注：仅煤层加入煤粉；隔水材料层中除河砂与碳酸钙外，还含有8.21 kg凡士林、6.84 kg石蜡、6.15 kg液压油。 
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表 2 应力集中系数对应的垂直载荷
Table 2 Vertical load corresponding to stress concentration coefficient
应力集中系数 1.0 1.8 2.2 2.9 3.5 4.0 载荷/MPa 0.20 0.36 0.44 0.58 0.70 0.80
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表 3 煤岩层物理力学参数
Table 3 Physical and mechanical parameters of coal and rock layers
序号 岩层
名称密度/
（kg·m−3）弹性模
量/104 MPa泊松比 抗拉强
度/MPa黏结力/
MPa内摩擦
角/（°）1 基本顶 2 675 0.12 0.31 0.9 1.0 25 2 直接顶 2 710 1.4 0.24 2.0 1.8 31 3 11号煤 1 350 0.3 0.30 1.0 1.6 28 4 直接底 2 492 2.0 0.21 1.8 3.1 35 5 基本底 2 695 2.0 0.24 1.6 2.9 30
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表 4 巷道围岩裂隙发育深度
Table 4 Surrounding rock cracks development depth
编号 支护参数 裂隙发育深度/m 顶板 底板 邻工作面侧帮部 实体煤侧帮部 1 无支护 3.97 2.48 2.83 2.32 2 9 m锚索 2.57 2.40 1.70 1.42 3 10 m锚索 2.46 2.41 1.70 1.44 4 12.2 m锚索 3.12 2.41 1.71 1.46 5 9.2 m长锚索+
4.2 m短锚索2.21 2.03 1.55 1.38
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表 5 巷道围岩最大位移
Table 5 Surrounding rock maximum displacement
编号 支护状况 最大位移/m 顶板 底板 邻工作面侧帮部 实体煤侧帮部 1 无支护 1.22 0.23 0.44 0.38 2 9 m锚索 0.42 0.22 0.08 0.06 3 10 m锚索 0.38 0.22 0.08 0.06 4 12.2 m锚索 0.57 0.22 0.08 0.06 5 9.2 m长锚索+
4.2 m短锚索0.09 0.18 0.05 0.04
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百度学术
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