特厚煤层巷道泥岩顶板易发生冒顶机理研究

特厚煤层巷道泥岩顶板易发生冒顶机理研究

在道路开挖过程中，由于地下水和岩体的相互作用，围岩承载能力的突变、围岩变形的急剧增加，隧道顶板的风险增加，这主要是由水对道路围岩的侵蚀和破坏以及保护结构的破坏引起的。这些问题严重影响了矿山的安全，大多数煤层屋顶存在不同程度的洪水问题。国内外科学家从物理、化学和力学的角度研究了复杂水-岩界面的影响，并从宏观和微观角度研究了岩石对岩石的影响。一些科学家认为，复杂水-岩化学作用对岩体的力学影响比简单物理的影响更大。考虑到时间效应的影响，有时比机械因素的损伤更严重。尤其是当道路顶部的围岩是亲水粘土时，一旦发生水，就很容易使顶板软化、崩溃并发生顶板事故。针对神华宁煤梅花井矿112201工作面机巷顶板遇水后易于失稳而发生垮冒事故的工程特性,选取在该地区具有代表性的岩样,从微观上对泥岩的物理力学性质进行了分析和测试,并结合现场工程实际情况,提出了具有针对性的控制思路与对策.现场实践表明,巷道支护效果得到了显著改善.1项目总结1.1层序地层格架112201运输平巷冒顶段煤层沿2-1煤掘进,2-1煤厚为1.2~1.5m,巷道顶板多为泥岩,泥质胶结,结构疏松,易风化,节理发育,抗水浸能力差,易软化,强度低,属易冒落的松散顶板.基本顶为侏罗系中统直罗组底部砂岩,岩性以粗砂岩为主,中砂岩次之.该层砂岩厚17.59~82.50m,平均42.94m,为影响112101工作面的主要含水层.底板主要为粉砂岩和粉砂质泥岩,泥质胶结,遇水易泥化.1.2顶板冒落位置.112201工作面运输平巷冒顶位置距运输巷开口处约140m处,该段巷道位于2-1煤中,其位置如图1所示.112201工作面运输巷在2-1煤段顶板下沉严重,为防止顶板冒落在该段巷道内已打上单体支柱,安装单体支柱的巷道段的长度约为100m.但单体支柱支护强度和刚度不够,安上单体支柱后不能有效的控制顶板的下沉,决定将单体柱子换成∏型钢梁,到冒顶发生时已换上30多架钢梁棚子.冒顶事故发生在即将换∏型钢梁棚子段,冒落顶板推倒了几架钢梁棚子.沿巷道轴向顶板冒落的剖面见图2.顶板冒落的长度约7.0m,冒高约3.2m.冒顶处巷道顶板支护参数为20mm×2200mm的左旋螺纹钢锚杆,间排距700mm×900mm,没有锚索.冒顶后顶板锚杆全部随冒落的岩石落下,但顶板肩部锚杆(即与岩面垂直方向成15°角)没有落下,冒落后的顶板岩面平整,锚杆没有发现破断现象.2道路顶板机分析2.1x射线衍射分析X射线衍射仪测试矿物组成成分的基本原理是根据X射线能透入结晶物质,并能在矿物晶面上发生衍射,再按Bragg公式计算其晶面间距及估计各线条强度,用以鉴定矿物组成成分,具有较高的准确度,已被广泛应用.本实验采用的是中国矿业大学分析测试中心日本理学(Rigaku)公司生产的D/Max-3B型X射线衍射仪,泥岩组分分析X射线衍射图谱见图3.由图3可以看出,在泥岩中黏土矿物占矿物总体成分的75%,石英占12.6%,长石占9.1%,菱铁矿占1.3%,方解石占0.4%,白云石占0.2%,余量为其他成分.黏土矿物中主要为高岭石(40.1%),其次为蒙脱石(16.7%),伊利石(7.1%),绿泥石(5.8%)和伊蒙混层(5.3%).高岭石干燥时有吸水性(黏舌),遇潮后有可塑性,而蒙脱石吸水后体积急剧膨胀并成糊状,水化后体积膨胀可超过50%.实验结果表明:该泥岩黏土矿物成分较高,且含有较高的蒙脱石及伊蒙混层,亲水性强,吸水后具有一定的膨胀性.2.2顶泥岩的亲水性为了掌握直接顶泥岩在水中浸泡崩解随时间变化规律,开展了泥岩浸水崩解试验,见图4.结果表明,该直接顶泥岩遇水后呈现出崩解快速、强度弱化明显,强吸水性等特点,反应了该泥岩孔隙率较高,亲水性强等特点.在经水浸泡8min后即开始崩解,浸水8h后岩块呈松散块状,强度已很小,用手可碎,具滑感,颗粒较细.2.3煤系沉积岩巷道围岩结构及围岩强度岩石是一种多矿物体,不同岩石所含矿物成分也不相同,因而也决定了其遇水后呈现出的力学性质变化上的差异.一般而言,岩石遇水后强度降低,这种现象被称为水对岩石的软化作用,沉积岩岩石浸水后强度降低可见表1.煤是沉积成因而成的天然矿物,其直接顶底板多为泥岩、页岩等沉积岩,由表1可知,沉积岩的软化系数一般大于0.5,强度弱化现象明显,这也是煤层巷道顶板遇水时围岩稳定难以控制的关键因素之一.康红普通过对山东兖州矿区泥岩浸水后的全应力应变实验后发现,当岩石含水率增加时,其抗压强度及弹性模量显著减少,岩石单轴抗压强度和弹性模量与含水率基本呈线性关系,见图5.由图5可知,当含水率由3%增加到6%时,泥岩强度及弹性模量衰减约80%,强度及弹模随含水率的增加大幅度下降.由于围岩二次应力的调整引起的岩体的变形及破坏,致使岩体含水率增加.对于该类泥岩巷道,如不及时对围岩加固或支护强度不够,巷道围岩顶板易于失稳.2.4巷道围岩变形量测试巷道围岩遇水前后力学性质发生较大变化,易于引起工程岩体的变形失稳,诱发工程事故的发生,而围岩变形量是一个反映围岩稳定的综合指标.借助FLAC2D4.0数值模拟软件,利用其具有应力-渗流耦合系统,研究了巷道顶板在有水和无水影响下巷道的变形情况.2.4.1巷道围岩模型几何模型尺寸为50m×50m,划分40000个网格.约束条件为左右边界约束水平方向位移,底部约束垂直方向位移,顶部施加6.0MPa的面力代替上覆岩层的重力,采用摩尔-库仑模型.模拟计算中巷道围岩物理力学参数见表2.2.4.2预处理顶板强度在受水影响和无水影响下巷道围岩塑性区、垂直位移见图6.未遇水时,巷道顶板、底板和肩角深部的塑性区范围、位移量小于遇水时的塑性区范围.这与巷道开挖引起围岩裂隙的不断扩展,地下水的浸入加剧了顶板的软化,使得顶板围岩强度降低密切相关;同时,对于采用锚杆支护的巷道来说,顶板围岩在水的作用下,巷道围岩塑性区的发展发育,弱化了锚杆的着力基础,锚杆锚固效果下降,又促使塑性区发展和位移量的增大.在受水影响和无水影响下巷道围岩位移量见图7.巷道围岩在未受水影响时,顶底板、两帮位移量分别为185mm和85mm,受水影响后增大到210mm和113mm,增加了13.5%和32.9%.巷道围岩总体变形趋势为顶底板变形大于两帮变形,其中顶板变形大于底鼓,左帮(斜矩形高帮)变形量大于右帮(低帮),而且在受到水的影响后顶板下沉量、底鼓量、左帮及右帮变形量均有不同程度的增加.2.5次应力扰动和岩体力学性质下降,顶板支护受精于岩运用现场实测、实验室试验、理论分析和数值模拟综合研究手段,研究分析认为引起112201工作面机巷发生冒顶事故的机理在于:1)巷道直接顶泥岩具有较强吸水性和膨胀性,易于崩解.冒顶区顶板泥岩矿物成分定量分析结果表明其黏土矿物成分含量高达75.0%,且蒙脱石及伊蒙混层含量占22.0%,具有较强的吸水性和膨胀性.泥岩浸水8min后即发生崩解,至8h后崩解成十分松散的块状.2)二次应力扰动和岩体力学性质的软化.二次应力的扰动引起巷道顶板围岩裂隙的发展发育引起其含水率的增加,随着含水率的增加,泥岩强度和弹性模量均呈现下降趋势,进一步弱化了顶板围岩强度.3)锚固结构损伤.地下水还对树脂药卷具有弱化作用,降低锚杆的锚固力,腐蚀锚杆杆体,使锚杆既失去了稳定的“承载基础”,又弱化了预应力传递介质“岩体”,从而降低了锚杆的预应力作用,锚杆支护效果降低.4)时间效应的影响.流变是软岩的特性之一,水-岩之间复杂的物理、化学作用会使岩体的力学效应发生改变,而时间因素的影响会使岩体内部的损伤更为严重.5)围岩控制参数不合理.锚杆支护刚度和强度不够,现场检测表明,顶板锚杆预紧扭矩一般小于150N·m,顶板预紧力偏小,且没有使用锚索,致使顶板岩层产生过大的应力扩容变形.同时,针对顶板裂隙水浸蚀顶板,也没有采取有效的保水、控水措施,导致顶板长期受顶板水的浸蚀作用,不断加剧对巷道顶板的弱化作用.3支出和救济措施及影响分析3.1巷道围岩支护对策顶板遇水时,巷道围岩情况将变得异常复杂,通常的控制措施达不到支护要求.因此,实现顶板遇水时巷道围岩稳定的关键在于对水的有效控制和合理的围岩控制参数.一方面通过合理支护降低顶板裂隙发育,阻断水的渗透通道;另一方面在顶板岩层遇水时,采用有效手段降低其含水量,以减少水对支护产生的负面影响,实现围岩稳定.针对112201工作面机巷顶板岩层抗水浸、抗风化能力差、遇水后会易膨胀、易崩解及失水后易风化等特点,为了对该类巷道围岩进行有效的控制,提出高预应力锚杆锚索网带支护与对顶板岩层的有控疏水、合理保水等相结合的综合围岩控制支护对策:1)有控疏水.现场实测发现基本顶富含水岩层裂隙较为发育且巷道顶板出水位置一般为岩层中弱结构面的特点,这为人为有控疏水提供了可能.沿巷道走向布置泄水孔,泄水孔参数可以根据煤层顶板岩层的变化规律进行确定,一般钻孔直径在75.0mm为宜,钻孔深度以基本顶含水岩层中出现较大弱面为准.2)合理保水.合理保水包括全长或加长锚固技术、围岩喷浆技术和注浆堵水技术.锚杆、锚索的钻孔成为含水层与泥岩之间的水流通道,采用加长锚固或全长锚固技术在一定程度上封堵钻孔,有效减少顶板淋水、滴水,减少水对围岩的损伤程度,同时,提高了锚杆锚索支护强度;选择合理时机封闭围岩,可防止巷道围岩在空气中潮解、风化和巷道围岩内部水的流失,改善施工现场作业环境,喷浆厚度以30.0~50.0mm为宜;通过岩层内部注浆封堵顶板岩层中的裂隙,减少含水层水的流失,提高锚固围岩体的承载能力.3)高性能锚杆支护和矿压动态监测技术.高支护系统刚度和强度可以有效控制围岩裂隙发展发育,特别对松散软弱岩体的控制效果更加明显,从而人为控制围岩体的含水率.同时,需要配合矿压动态监测技术,从巷道掘进开始,对巷道围岩变形和内部裂隙发展发育规律、顶板水流动特点以及锚杆、锚索受力状况等进行日常观测,并及时进行总结和反馈现场观测信息,为完善围岩控制参数提供依据.3.2锚杆锚索支护力学分析巷道发生冒顶后,及时调整了巷道支护技术参数,采用了有控疏水、合理保水与高性能锚杆、锚索支护相结合的综合控制技术手段,有效控制了巷道围岩变形,掘进期间对巷道顶板深部位移和锚杆托锚力进行了连续观测,如图8所示.其中,锚杆为20mm×2500mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆,间排距800mm×800mm,锚索为17.8mm×6300mm钢绞线.锚杆1初始托锚力为60kN,锚杆2初始托锚力为30kN,锚杆3初始托锚力40kN,锚索托锚力为242kN,锚索紧跟迎头安装.图8a中,应变为正的区域称为拉张域,应变为负的区域称为压缩域,可以看出,巷道顶板围岩中没有出现较大的拉张域,而在顶板4.0~5.0m区域出现了压缩域,说明顶板浅部围岩锚固体为整体变形,而在锚固体与锚索之间的围岩在锚索强支护阻力作用下处于压缩状态,充分发挥了锚杆锚索协调支护作用.图8b可知,在锚杆安装后的前8d,锚杆托锚力变化较快,最大增阻达65kN,呈现出高增阻、快速承载的特性.锚杆1在8d以后,托锚力下降,由于该处锚索孔一直渗水,水岩相互作用使得浅部围岩软化、破碎,从金属网处开始表层岩石掉块、脱落,渗透到锚杆附近,是锚杆的托锚力逐渐减小的原因.而钻孔没有渗水的锚杆2和锚杆3受力随着顶板围岩的下沉不断增加,充分发挥了锚杆的加固作用.锚索与锚杆实现了同步承载,在该类巷道中需充分发挥锚索的加固作用,实现锚杆锚索的协调支护,锚索20d后受力减小,与锚索托板后围岩松动破坏有直接关系.同时,从锚杆锚索受力变化曲线可以看出,锚索变化量小于锚杆2和锚杆3的变化量,说明巷道顶板支护中起主导作用和主要承载结构是有锚杆组成的锚岩支护体,而锚索起到了补强支护的作用.4顶板控制方案设计1