图1 巷道布置
Fig.1 Roadway layout
目前，顶板事故是我国煤矿事故主要类型，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，“十二五”期间(2011—2015年)全国煤矿事故发生3 445起，死亡5 953人，其中顶板事故1 537起，占44.6%，死亡1 912人，占32.1%。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，分别占总事故起数和总死亡人数的30.07%和28.6%[1]，安全生产形势依然严峻。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，冒顶形式大致可分为3类[2-4]：①掘进工作面片冒型，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]；②大范围压垮型，一般发生在已施工的巷道中，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；③局部漏冒型，巷道直接顶板易风化或受节理裂隙的影响，顶锚杆之间发生局部漏顶，继而扩大塌漏抽冒，如不及时控制，则最终形成冒落拱[9-10]。
锚杆支护因其成本低、施工速度快、围岩控制效果好等优点，被广泛应用在煤矿巷道围岩控制中[11-12]。樊克恭等[13]研究了巷道围岩弱结构破坏失稳过程，提出了采用非均称控制理论来控制巷道围岩的方法；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，它直接制约着岩体的变形、破坏和裂纹扩展过程；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，提高围岩的承载能力，减少冒顶事故的发生。山西晋煤集团从2000年开始推广应用锚杆支护技术，目前每年采用锚杆支护的巷道总长度在20万 m以上，锚杆支护率达到90%以上。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，采掘巷道断面越来越大，顶板管理的难度也在增加[16]。寺河煤矿作为晋煤集团的主力生产矿井，巷道跨度达到5.0～8.5 m，2017年锚杆支护巷道发生冒顶事故1起，侥幸未造成人员伤亡。笔者基于此次冒顶事故，系统分析了锚杆支护巷道支护失效的原因，为提高锚杆支护技术管理水平和巷道安全系数，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]。
冒顶事故发生地点为寺河煤矿西井区W23031巷，巷道断面为高×宽=3.8 m×5.0 m，巷道开口沿3号煤层底板掘进，由于不易留设顶煤，变更为沿3号煤顶板掘进，巷道共掘进143 m，冒顶位置前端距巷口83 m，距变坡点15 m，尾端距掘进工作面43 m处，冒落断面为长×宽×高=17 m×5 m×6 m，如图1所示。该位置3号煤层底板标高+270 m，对应地面标高+680 m，盖山厚度为410 m，附近无明显地质构造影响。W2302工作面于2017年6月下旬回采结束，W23022、W23024巷为留巷巷道继续为下个工作面服务。W23022巷为底板岩巷，掘进层位距3号煤层底板垂距为6 m，与W23024巷之间平距为6 m，距W2302采空区净煤柱35 m。
图1 巷道布置
Fig.1 Roadway layout
W23031巷于2017年8月中旬开始施工，与W23024巷之间净煤柱宽度为15 m。巷道采用锚杆锚索支护，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，树脂加长锚固，预紧力矩为200 N·m，间排距为0.9 m×1.0 m，配套ø16 mm的钢筋梯梁支护。沿煤层底板掘进时顶锚索型号为SKP21.8-1/1720-7 300 mm，变坡后锚索长度变更为5.3 m，树脂加长锚固，预紧力为250 kN，采用 “2-0-2”布置，间距1.8 m，排距2.0 m；②煤帮：采用非对称支护方式，煤柱侧帮每排布置4根型号为ø22-M24-2000的高强螺纹钢锚杆，树脂加长锚固，预紧力矩为200 N·m，间排距为0.9 m×1.0 m，配套规格为400 mm×280 mm×4 mm的W型钢护板支护。实体煤侧帮采用型号为ø20-M22-2000的单体圆钢锚杆支护。采用悬臂式掘进机掘进，单体锚杆钻机支护，掘进循环一般为掘4排支护4排或者掘2排支护、2排。
从冒顶现场分析，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，强度较低，冒高6 m以上岩层光滑平整。在冒高5～6 m之间岩层进行取样。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，岩性均为泥质页岩。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，进行定性分析，确定岩样中矿物种类和含量以及黏土矿物总含量，见表1。黏土矿物X-射线衍射分析结果见表2。
试验结果表明，巷道上方5～6 m顶板岩性为泥质页岩，黏土矿物占比达到54.3%，其他成分为石英、钾长石、斜长石、菱铁矿，占比为45.7%。黏土矿物主要为伊蒙混层、高岭石、伊利石及绿泥石，其中伊蒙混层占黏土矿物的45.7%，高岭石占28.3%，伊利石占16.7%，绿泥石占9.3%。
表1 矿物X-射线衍射分析结果
Table 1 Analysis result of mineral X-ray diffraction
编号矿物种类和含量/%石英钾长石斜长石菱铁矿黏土矿物 总含量/%137.1 0.9 1.9 5.2 54.9 241.0 0.9 2.2 2.8 53.1 338.6 1.0 2.1 3.3 55.0
表2 黏土矿物X-射线衍射分析结果
Table 2 Analysis result of clay minerals by X- ray diffraction
编号黏土矿物相对含量/%SI/SIKCC/S混层比S/%I/SC/S1—37163512—15—2—5317228—15—3—4717288—15—
注：S为蒙皂石类； I/S为伊蒙混层；I为伊利石；K为高岭石；C为绿泥石；C/S为绿蒙混层。
从黏土矿物X-射线衍射分析结果来看，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%，伊蒙混层含量较高的黏土矿物遇水后极易发生膨胀，降低岩体的力学性能降低，导致巷道维护困难，顶板变形量增大。
为了获取冒顶区域附近巷道顶板岩层的真实信息，最直接有效的方法为钻孔取心。对钻取的岩心进行岩性判定，编制岩层柱状图，如图2所示，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 m，与工作面综合柱状图中泥岩厚度为2.5 m存在很大区别。
利用钻孔窥视仪观测顶板围岩结构，从测试结果分析，巷道浅部围岩和深部围岩均有离层现象发生，节理裂隙极其发育，浅部和深部离层为顶板冒落提供了初始裂隙，如图3所示。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。
W23031巷掘进过程中顶煤难以留设，围岩变形明显，围岩变形特征如下：
1) 巷道顶板为泥岩，自身强度较低，掘进期间围岩裂隙开始扩展并逐渐由浅扩展至深部，产生大范围松软破碎区，金属网凸起，形成大挠度的鼓包，下沉明显，顶板呈现倒V字型，巷道断面收缩严重(图4)。
图2 巷道顶板岩层柱状
Fig.2 Roadway roof columnar
图3 顶板结构测试结果
Fig.3 Test results of roof structure
图4 巷道围岩变形特征
Fig.4 Deformation characteristics of roadway surrounding rock
2) 巷帮变形呈现不对称性，实体煤侧帮采用圆钢锚杆+小托盘单体支护，支护强度偏低，距巷道底板0.5 m处帮部出现台阶式鼓出，鼓出量达300～400 mm，支护体整体外移，煤柱侧帮变形量较小。
图5为冒顶区回收的锚杆，锚杆尾端锚固剂呈现螺旋状，说明该位置岩层较软，打孔过程中钻孔呈现螺旋状，最终导致锚固剂搅拌过程中出现这种情况。
图5 锚杆尾部螺旋状锚固剂
Fig.5 Spiral anchorage of bolt tail
支护体(锚杆锚索)受力复杂，需承受拉、压、扭、转、弯等多种载荷及其叠加作用，锚杆、锚索受岩层错动影响发生弯曲，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，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)，说明这些位置顶板岩层发生过明显的水平错动，变形特征如图6所示。
图6 锚杆(索)支护体变形特征
Fig.6 Bolt (cable) support deformation
根据寺河矿地质资料建立数值分析模型(表3)，选用摩尔-库仑本构模型，在岩层交界处建立interface模拟层理面，用brick单元模拟煤层及围岩。采用固定边界条件，底部采用固定约束，上部施加等效载荷，两端边界沿x方向(工作面倾斜方向)固定约束，前后边界沿y方向(巷道轴向方向)固定约束。开挖过程按照工程实施步骤进行开挖，真实地模拟了顶板冒落过程。
表3 岩层模拟参数
Table 3 Rock stratum simulation parameters
层位层厚/m体积模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa黏聚力/MPa粗砂岩6.219.2012.103.204.30中砂岩3.02.501.202.202.0泥质页岩0.64.511.731.202.0砂质泥岩3.04.911.931.602.5泥岩2.84.511.731.202.03号煤6.00.820.422.203.0泥岩3.04.511.731.202.0粉砂岩3.05.512.992.203.7
W2302工作面回采完全垮塌后，受强烈动压影响，W23024巷围岩塑性区明显扩展，W23031与W23024巷间15 m煤柱在W23031开挖之前已发生塑性变形，顶板岩层结构面发生剪切滑动破坏，在层理面下方围岩的支承下，此时围岩并未发生离层。W2302工作面回采后，采空区上覆围岩压力向工作面邻近围岩转移，W23031巷与W23024巷间隔15 m煤柱所受垂直应力量值进一步增大，达到18.6 MPa，与原岩应力相比，上升了50%。W2302工作面回采后围岩塑性区分布如图7所示，W23031巷未掘进，仅在图中表示其位置。
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，建立W23031巷小范围细化模型，对顶板冒落过程进行详细模拟，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。W23031冒顶发展过程为：
1)在未稳定动压区内的掘巷，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，但由于层理下方围岩的支承作用，层理面破坏后并未张开产生离层。塑性变形围岩受到进一步扰动，掘进工作面易片冒即是一种宏观表现。
2)由于支护强度和刚度不足，顶板浅部泥岩发生塑性破坏，节理面发生离层，失去自稳能力，锚杆锚索支护应力场完整性丧失，浅部离层围岩仅靠锚索悬吊于上方岩层。
3)顶板层理持续扩展，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，抗剪切能力差，受水平应力影响顶板沿软弱岩层交界面产生离层，泥质页岩及其下部泥岩与砂岩顶板发生脱离。
4)离层围岩发生塑性破坏，锚杆锚索支护失效，围岩在自重作用下发生冒落。
1)现场测试表明，冒顶位置巷道直接顶板为泥岩，厚度达到5.8 m，且为多层复合，各层间层理面易发生剪切破坏。锚索锚固端附近存在厚度为0.6 m的泥质页岩，黏土矿物占比达54.3%，为天然软弱结构面，强度低且难维护。顶板结构测试得出，泥岩层间错动导致锚杆锚固区内外发生明显离层，支护体发生较大剪切变形，浅部和深部离层为顶板冒落提供了初始裂隙。
2)数值模拟表明，W2302工作面回采后，W23031巷完全处在塑性破坏区范围内，巷道在动压未稳定区域掘进造成应力进一步叠加，加之15 m护巷煤柱偏小，增快了围岩的破坏速度。顶板支护不及时，支护刚度和强度不足，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。锚索锚固区域过小，未穿过软弱层理面，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。
3)从W23031巷围岩变形情况来看，圆钢锚杆支护侧帮移近0.3～0.4 m，两帮移近导致巷道顶板出现倒“V”字型破坏。因此，需加强煤帮支护，提高帮部对顶板的承载力。建议针对地质或应力异常区，如动压影响区、顶板泥岩增厚区等，应缩小空顶距，锚杆锚索应紧跟掘进工作面及时支护，掘进循环变更为掘1排锚1排，防止锚固区内发生离层破坏。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，巷道变形急剧增大时应立即采取应急措施。
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