孙志勇ꎬ林 健ꎬ王子越ꎬ张 镇ꎬ颜立新ꎬ王 涛

(天地科技股份有限公司 开采设计事业部ꎬ北京　 １０００１３) 

摘 要:基于大采高工作面巷道冒顶制约煤矿安全生产的问题ꎬ采用现场实测和数值模拟方法研究了 巷道局部冒顶的影响因素ꎮ 现场测试表明:冒顶位置巷道直接顶板为 ５.８ ｍ 泥岩ꎬ且为多层复合ꎬ锚 索锚固端附近存在泥质页岩软弱岩层ꎬ黏土矿物占比达 ５４.３％ꎮ 锚杆锚固区内外均发生明显离层ꎬ支 护体受岩层错动发生剪切变形ꎮ 数值模拟得出ꎬ受回采动压未稳定区域掘巷、护巷煤柱尺寸小、支护 强度和刚度不足等因素影响ꎬ顶板软弱节理面发生离层ꎬ支护应力场完整性丧失ꎬ围岩塑性破坏后发 生冒落ꎮ 提出在地质异常区及时支护、增大支护强度防止锚固区离层、加强施工质量检测等技术手 段ꎬ提高巷道安全系数ꎬ为减少冒顶事故提供工程借鉴ꎮ 关键词:大采高工作面ꎻ锚杆支护ꎻ现场测试ꎻ数值模拟ꎻ冒顶原因。

０ 引　言

  目前ꎬ顶板事故是我国煤矿事故主要类型ꎬ根据 国家安全生产监督管理总局(国家煤矿安全监察 局) 事 故 查 询 系 统 公 布 的 数 据ꎬ “ 十 二 五” 期 间 (２０１１—２０１５ 年)全国煤矿事故发生 ３ ４４５ 起ꎬ死亡 ５ ９５３ 人ꎬ其中顶板事故 １ ５３７ 起ꎬ占 ４４. ６％ꎬ死亡 １ ９１２人ꎬ占 ３２.１％ꎮ ２０１５ 年全国煤矿顶板事故 １３４ 起和死亡 １７１ 人继续居各类事故之首ꎬ分别占总事 故起数和总死亡人数的 ３０.０７％和 ２８.６％[１] ꎬ安全生产形势依然严峻ꎮ 煤矿锚杆支护巷道局部冒顶主要 发生在掘进工作面处、巷道维修处和巷道交叉点ꎬ冒 顶形式大致可分为 ３ 类[２－４] :①掘进工作面片冒型ꎬ 主要是由于存在不稳定顶板、围岩节理裂隙发育等 地质条件造成的[５－６] ꎻ②大范围压垮型ꎬ一般发生在 已施工的巷道中ꎬ主要是由于支护设计不当、支护体 破断[７－８] 、工程质量低劣等因素造成的ꎻ③局部漏冒 型ꎬ巷道直接顶板易风化或受节理裂隙的影响ꎬ顶锚 杆之间发生局部漏顶ꎬ继而扩大塌漏抽冒ꎬ如不及时 控制ꎬ则最终形成冒落拱[９－１０] ꎮ

  锚杆支护因其成本低、施工速度快、围岩控制效 果好等优点ꎬ 被广泛应用在煤矿巷道围岩控制 中[１１－１２] ꎮ 樊克恭等[１３]研究了巷道围岩弱结构破坏 失稳过程ꎬ提出了采用非均称控制理论来控制巷道 围岩的方法ꎻ周维垣[１４]指出巷道围岩失稳的决定因 素在于岩体中的结构面ꎬ它直接制约着岩体的变形、 破坏和裂纹扩展过程ꎻ康红普等[１５] 认为锚杆支护能 够有效控制锚固区围岩的变形、破坏和裂隙扩张ꎬ提 高围岩的承载能力ꎬ减少冒顶事故的发生ꎮ 山西晋 煤集团从 ２０００ 年开始推广应用锚杆支护技术ꎬ目前 每年采用锚杆支护的巷道总长度在 ２０ 万 ｍ 以上ꎬ 锚杆支护率达到 ９０％以上ꎮ 随着矿井采掘设备的 大型化、瓦斯涌出量的加大以及生产规模的扩大ꎬ采 掘巷道断面越来越大ꎬ 顶板管理的难度也在增 加[１６] ꎮ 寺河煤矿作为晋煤集团的主力生产矿井ꎬ巷 道跨度达到 ５.０ ~ ８.５ ｍꎬ２０１７ 年锚杆支护巷道发生 冒顶事故 １ 起ꎬ侥幸未造成人员伤亡ꎮ 笔者基于此 次冒顶事故ꎬ系统分析了锚杆支护巷道支护失效的 原因ꎬ为提高锚杆支护技术管理水平和巷道安全系 数ꎬ减少或杜绝类似条件巷道冒顶事故的再发生提 供工程借鉴[１７] ꎮ

１　 工程概况 

  冒顶事故发生地点为寺河煤矿西井区 Ｗ２３０３１ 巷ꎬ巷道断面为高×宽 ＝ ３.８ ｍ×５.０ ｍꎬ巷道开口沿 ３ 号煤层底板掘进ꎬ由于不易留设顶煤ꎬ变更为沿 ３ 号 煤顶板掘进ꎬ巷道共掘进 １４３ ｍꎬ冒顶位置前端距巷 口 ８３ ｍꎬ距变坡点 １５ ｍꎬ尾端距掘进工作面 ４３ ｍ 处ꎬ冒落断面为长×宽×高 ＝ １７ ｍ×５ ｍ×６ ｍꎬ如图 １ 所示ꎮ 该位置 ３ 号煤层底板标高＋２７０ ｍꎬ对应地面 标高＋６８０ ｍꎬ盖山厚度为 ４１０ ｍꎬ附近无明显地质构 造影响ꎮ Ｗ２３０２ 工作面于 ２０１７ 年 ６ 月下旬回采结 束ꎬＷ２３０２２、Ｗ２３０２４ 巷为留巷巷道继续为下个工作 面服务ꎮＷ２３０２２ 巷为底板岩巷ꎬ掘进层位距 ３ 号 煤层底板垂距为 ６ ｍꎬ与 Ｗ２３０２４ 巷之间平距为 ６ ｍꎬ距 Ｗ２３０２ 采空区净煤柱 ３５ ｍꎮ 

  Ｗ２３０３１ 巷于 ２０１７ 年 ８ 月中旬开始施工ꎬ与 Ｗ２３０２４ 巷之间净煤柱宽度为 １５ ｍꎮ 巷道采用锚杆 锚索支护ꎬ支护参数为:①顶板:每排布置 ６ 根型号 为 ø２２－Ｍ２４－２４００ 的高强螺纹钢锚杆ꎬ树脂加长锚 固ꎬ预紧力矩为 ２００ Ｎ􀅰ｍꎬ间排距为 ０.９ ｍ×１.０ ｍꎬ 配套 ø１６ ｍｍ 的钢筋梯梁支护ꎮ 沿煤层底板掘进时 顶锚索型号为 ＳＫＰ２１.８－１ / １７２０－７ ３００ ｍｍꎬ变坡后 锚索长度变更为 ５. ３ ｍꎬ树脂加长锚固ꎬ预紧力为 ２５０ ｋＮꎬ采用 “２－０－２” 布置ꎬ间距 １. ８ ｍꎬ排距 ２. ０ ｍꎻ②煤帮:采用非对称支护方式ꎬ煤柱侧帮每排布 置 ４ 根型号为 ø２２－Ｍ２４－２０００ 的高强螺纹钢锚杆ꎬ 树脂加长锚固ꎬ预紧力矩为 ２００ Ｎ􀅰ｍꎬ间排距为 ０.９ ｍ×１.０ ｍꎬ配套规格为 ４００ ｍｍ×２８０ ｍｍ×４ ｍｍ 的 Ｗ 型钢护板支护ꎮ 实体煤侧帮采用型号为 ø２０－Ｍ２２－ ２０００ 的单体圆钢锚杆支护ꎮ 采用悬臂式掘进机掘 进ꎬ单体锚杆钻机支护ꎬ掘进循环一般为掘 ４ 排支护 ４ 排或者掘 ２ 排支护、２ 排ꎮ 

２　 现场取样及测试分析 

２.１　 岩层矿物成分分析 

  从冒顶现场分析ꎬ巷道冒高 ５ ~ ６ ｍ(锚索锚固 端边缘)之间存在多层厚度不大、分层明显的泥质 岩层ꎬ强度较低ꎬ冒高 ６ ｍ 以上岩层光滑平整ꎮ 在冒 高 ５ ~ ６ ｍ 之间岩层进行取样ꎮ 依据 ＳＹＴ ５１６３－２０１０ «沉积岩中黏土矿物和常见非黏土矿物 Ｘ 射线衍射 分析方法»进行岩层岩性及成分分析ꎬ岩性均为泥 质页岩ꎮ 将岩样的 Ｘ 射线衍射图谱与矿物的标准 Ｘ 射线衍射数据对比ꎬ进行定性分析ꎬ确定岩样中矿物 种类和含量以及黏土矿物总含量ꎬ见表 １ꎮ 黏土矿 物 Ｘ－射线衍射分析结果见表 ２ꎮ 

  试验结果表明ꎬ巷道上方 ５ ~ ６ ｍ 顶板岩性为泥 质页岩ꎬ黏土矿物占比达到 ５４. ３％ꎬ其他成分为石英、钾长石、斜长石、菱铁矿ꎬ占比为 ４５.７％ꎮ 黏土矿 物主要为伊蒙混层、高岭石、伊利石及绿泥石ꎬ其中 伊蒙混层占黏土矿物的 ４５.７％ꎬ高

从黏土矿物 Ｘ－射线衍射分析结果来看ꎬ其中具 有强膨胀性、吸水软化膨胀力学特性的伊蒙混层含 量高达 ４５.７％ꎬ伊蒙混层含量较高的黏土矿物遇水 后极易发生膨胀ꎬ降低岩体的力学性能降低ꎬ导致巷 道维护困难ꎬ顶板变形量增大ꎮ 

２.２　 顶板岩性分析 

  为了获取冒顶区域附近巷道顶板岩层的真实信 息ꎬ最直接有效的方法为钻孔取心ꎮ 对钻取的岩心 进行岩性判定ꎬ编制岩层柱状图ꎬ如图 ２ 所示ꎬ冒顶 位置直接顶板泥岩和砂质泥岩的厚度增大至 ５.５ ~ ６.１ ｍꎬ与工作面综合柱状图中泥岩厚度为 ２.５ ｍ 存 在很大区别ꎮ 

２.３　 顶板结构测试 

  利用钻孔窥视仪观测顶板围岩结构ꎬ从测试结 果分析ꎬ巷道浅部围岩和深部围岩均有离层现象发 生ꎬ节理裂隙极其发育ꎬ浅部和深部离层为顶板冒落 提供了初始裂隙ꎬ如图 ３ 所示ꎮ 离层主要发生在以 下位置:０ ~ ０.５ ｍ 锚杆自由段、３.５ ~ ４.３ ｍ 锚索自由 段和锚固段、６.１ ~ ６.５ ｍ 锚索锚固端上方ꎮ 

２.４　 围岩与支护体变形分析

  Ｗ２３０３１ 巷掘进过程中顶煤难以留设ꎬ围岩变 形明显ꎬ围岩变形特征如下: 

１) 巷道顶板为泥岩ꎬ自身强度较低ꎬ掘进期间 围岩裂隙开始扩展并逐渐由浅扩展至深部ꎬ产生大范围松软破碎区ꎬ金属网凸起ꎬ形成大挠度的鼓包ꎬ 下沉明显ꎬ顶板呈现倒 Ｖ 字型ꎬ巷道断面收缩严重 (图 ４) ꎮ

２) 巷帮变形呈现不对称性ꎬ实体煤侧帮采用圆 钢锚杆＋小托盘单体支护ꎬ支护强度偏低ꎬ距巷道底 板 ０.５ ｍ 处帮部出现台阶式鼓出ꎬ鼓出量达 ３００ ~ ４００ ｍｍꎬ支护体整体外移ꎬ煤柱侧帮变形量较小ꎮ 

  图 ５ 为冒顶区回收的锚杆ꎬ锚杆尾端锚固剂呈 现螺旋状ꎬ说明该位置岩层较软ꎬ打孔过程中钻孔呈 现螺旋状ꎬ最终导致锚固剂搅拌过程中出现这种 情况ꎮ 

  支护体(锚杆锚索) 受力复杂ꎬ需承受拉、压、 扭、转、弯等多种载荷及其叠加作用ꎬ锚杆、锚索受岩 层错动影响发生弯曲ꎬ锚杆弯曲位置主要有 ３ 个位 置:孔口、锚杆自由段、锚杆锚固段－自由段交界面ꎬ 锚索弯曲主要发生 ２ 个位置:孔口、距孔口 ２ ｍ 位置 (锚杆锚固端边缘) ꎬ说明这些位置顶板岩层发生过 明显的水平错动ꎬ变形特征如图 ６ 所示ꎮ

３　 巷道支护数值模拟分析 根据寺河矿地质资料建立数值分析模型( 表 ３) ꎬ选用摩尔－库仑本构模型ꎬ在岩层交界处建立 ｉｎｔｅｒｆａｃｅ 模拟层理面ꎬ用 ｂｒｉｃｋ 单元模拟煤层及围 岩ꎮ 采用固定边界条件ꎬ底部采用固定约束ꎬ上部施 加等效载荷ꎬ两端边界沿 ｘ 方向(工作面倾斜方向) 固定约束ꎬ前后边界沿 ｙ 方向(巷道轴向方向)固定 约束ꎮ 开挖过程按照工程实施步骤进行开挖ꎬ真实 地模拟了顶板冒落过程ꎮ

Ｗ２３０２ 工作面回采完全垮塌后ꎬ受强烈动压影 响ꎬ Ｗ２３０２４ 巷围岩塑性区明显扩展ꎬ Ｗ２３０３１ 与 Ｗ２３０２４ 巷间 １５ ｍ 煤柱在 Ｗ２３０３１ 开挖之前已发生 塑性变形ꎬ顶板岩层结构面发生剪切滑动破坏ꎬ在层 理面下方围岩的支承下ꎬ此时围岩并未发生离层ꎮ Ｗ２３０２ 工作面回采后ꎬ采空区上覆围岩压力向工作 面邻近围岩转移ꎬＷ２３０３１ 巷与 Ｗ２３０２４ 巷间隔 １５ ｍ 煤柱所受垂直应力量值进一步增大ꎬ达到 １８. ６ ＭＰａꎬ与原岩应力相比ꎬ上升了 ５０％ꎮ Ｗ２３０２ 工作面 回采后围岩塑性区分布如图 ７ 所示ꎬＷ２３０３１ 巷未 掘进ꎬ仅在图中表示其位置ꎮ 

图 ７　 Ｗ２３０２ 工作面回采后围岩塑性区分布 

Ｆｉｇ􀆰 ７　 Ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆ ｐｌａｓｔｉｃ ｚｏｎｅ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ａｆｔｅｒ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｎｏ.Ｗ２３０２ ｗｏｒｋｉｎｇ ｆａｃｅ

  基于上述模拟获得的 Ｗ２３０３１ 巷处应力集中程 度ꎬ建立 Ｗ２３０３１ 巷小范围细化模型ꎬ对顶板冒落过 程进行详细模拟ꎬ每计算一定时步即对 Ｗ２３０３１ 巷 围岩塑性区、层理面错动及张开状态进行监测ꎮ Ｗ２３０３１ 冒顶发展过程为: 

１)在未稳定动压区内的掘巷ꎬ顶板上方浅部 ３ ｍ 泥岩－砂质泥岩交界面及深部 ６ ｍ 处出现拉伸破 坏ꎬ但由于层理下方围岩的支承作用ꎬ层理面破坏后 并未张开产生离层ꎮ 塑性变形围岩受到进一步扰 动ꎬ掘进工作面易片冒即是一种宏观表现ꎮ 

２)由于支护强度和刚度不足ꎬ顶板浅部泥岩发 生塑性破坏ꎬ节理面发生离层ꎬ失去自稳能力ꎬ锚杆 锚索支护应力场完整性丧失ꎬ浅部离层围岩仅靠锚 索悬吊于上方岩层ꎮ 

３)顶板层理持续扩展ꎬ由于锚索锚固端位置处 在软弱岩层(砂质泥岩－泥质页岩)边缘ꎬ抗剪切能 力差ꎬ受水平应力影响顶板沿软弱岩层交界面产生 离层ꎬ泥质页岩及其下部泥岩与砂岩顶板发生脱离ꎮ 

４)离层围岩发生塑性破坏ꎬ锚杆锚索支护失 效ꎬ围岩在自重作用下发生冒落ꎮ 

４　 结　 　 论 

１)现场测试表明ꎬ冒顶位置巷道直接顶板为泥 岩ꎬ厚度达到 ５.８ ｍꎬ且为多层复合ꎬ各层间层理面易 发生剪切破坏ꎮ 锚索锚固端附近存在厚度为 ０.６ ｍ 的泥质页岩ꎬ黏土矿物占比达 ５４.３％ꎬ为天然软弱结 构面ꎬ强度低且难维护ꎮ 顶板结构测试得出ꎬ泥岩层 间错动导致锚杆锚固区内外发生明显离层ꎬ支护体 发生较大剪切变形ꎬ浅部和深部离层为顶板冒落提 供了初始裂隙ꎮ 

２) 数 值 模 拟 表 明ꎬ Ｗ２３０２ 工 作 面 回 采 后ꎬ Ｗ２３０３１ 巷完全处在塑性破坏区范围内ꎬ巷道在动 压未稳定区域掘进造成应力进一步叠加ꎬ加之 １５ ｍ 护巷煤柱偏小ꎬ增快了围岩的破坏速度ꎮ 顶板支护 不及时ꎬ支护刚度和强度不足ꎬ导致浅部围岩进一步 发生离层和裂隙扩展等有害扩容变形ꎮ 锚索锚固区 域过小ꎬ未穿过软弱层理面ꎬ整体范围内未形成稳定 承载结构是导致冒顶事故发生的根本原因ꎮ 

３)从 Ｗ２３０３１ 巷围岩变形情况来看ꎬ圆钢锚杆 支护侧帮移近 ０.３ ~ ０.４ ｍꎬ两帮移近导致巷道顶板 出现倒“Ｖ”字型破坏ꎮ 因此ꎬ需加强煤帮支护ꎬ提高 帮部对顶板的承载力ꎮ 建议针对地质或应力异常 区ꎬ如动压影响区、顶板泥岩增厚区等ꎬ应缩小空顶 距ꎬ锚杆锚索应紧跟掘进工作面及时支护ꎬ掘进循环 变更为掘 １ 排锚 １ 排ꎬ防止锚固区内发生离层破坏ꎮ 同时加强地质异常区施工质量检查与巷道围岩稳定 性监测ꎬ巷道变形急剧增大时应立即采取应急措施ꎮ 

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 单体便携式螺旋支柱简介

湘潭乾坤的便携式螺旋支柱由五部分组成。

规格型号解读：

1.5米便携式螺旋支柱的含义：金属钢管直径有48和63两款，最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米的高度 。
钢管直径越大，支柱承重越大，可支撑高度越高。
支柱高度越高，支柱承重越小。