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    掘進(jìn)工作面煤壁突然壓出影響因素模擬研究

    2021-06-30 03:24:56魏誠敏李璐王啟飛
    關(guān)鍵詞:變形水平影響

    魏誠敏,李璐,王啟飛

    1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 應(yīng)急管理與安全工程學(xué)院,北京 100083;2.北京建筑大學(xué)機(jī)電與車輛工程學(xué)院,北京 102616

    隨著我國煤炭開采逐步進(jìn)入地下深部環(huán)境,自然因素諸如地應(yīng)力、瓦斯壓力及地溫等隨之增強(qiáng),加劇了煤與瓦斯突出、沖擊地壓等煤巖瓦斯動(dòng)力災(zāi)害事故發(fā)生的危險(xiǎn)性及發(fā)生概率,對(duì)煤礦安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重威脅[1-4]。煤礦井下掘進(jìn)工作面首先揭露煤層,工作面煤壁在采掘應(yīng)力影響下發(fā)生破壞,具有較大危險(xiǎn)性,因此急需針對(duì)掘進(jìn)工作面煤壁突然壓出開展深入研究。

    近年來,國內(nèi)外學(xué)者對(duì)煤的突然壓出機(jī)理進(jìn)行了相關(guān)研究。齊黎明等[5]分析了煤體壓縮量、煤層最大位移及煤體彎曲所需能量與壓出地點(diǎn)距煤壁距離之間的關(guān)系。汪長明[6]認(rèn)為采煤工作面煤體壓出力學(xué)機(jī)制是由煤層與頂?shù)装鍢?gòu)成的系統(tǒng)在能量極限狀態(tài)下發(fā)生的失穩(wěn)破壞,受周期來壓的影響而呈現(xiàn)出周期性特征。胡千庭等[7]研究了煤的壓出在豎直方向受超前支承壓力影響出現(xiàn)層裂破壞,水平方向在剪應(yīng)力作用下產(chǎn)生層滑失穩(wěn)。蔣承林[8]認(rèn)為壓出是一種弱突出現(xiàn)象,在煤體初始瓦斯膨脹能較小時(shí)產(chǎn)生并形成口大腔小的孔洞,與突出孔洞特征相異。劉杰[9]通過實(shí)驗(yàn)分析得出壓出發(fā)動(dòng)的荷載及能量條件,揭示了壓出時(shí)應(yīng)力、瓦斯壓力及煤體破裂層次演化過程。孟賢正[10]研究認(rèn)為,地應(yīng)力為煤的突然壓出提供主要?jiǎng)恿υ?,開采工藝是激發(fā)煤體突然壓出的外因,在壓出初期起到重要作用。李永亮等[11]對(duì)采空巷道破壞變形特征進(jìn)行研究,結(jié)果表明采動(dòng)應(yīng)力疊加促使巷道煤壁位移加劇。范志忠等[12]分析了工作面煤壁失穩(wěn)變形規(guī)律,采用數(shù)值模擬及試驗(yàn)研究了煤體動(dòng)靜載條件下的穩(wěn)定性及尺度效應(yīng)。楊小彬等[13]利用彈性力學(xué)理論建立了掘進(jìn)工作面力學(xué)模型,發(fā)現(xiàn)破裂面巖石沿最大主應(yīng)力方向具有一定變形位移。李金雨等[14]基于巷道采動(dòng)微震監(jiān)測系統(tǒng),研究了煤體壓出的動(dòng)態(tài)變化規(guī)律。

    此外,相關(guān)學(xué)者圍繞煤與瓦斯突出影響因素[15-17]、煤巖動(dòng)力災(zāi)害數(shù)值模擬[18-21]進(jìn)行了具體探究分析,但針對(duì)掘進(jìn)工作面煤壁突然壓出失穩(wěn)及影響因素模擬的研究相對(duì)較少?;诖耍院颖焙惞f礦掘進(jìn)工作面為研究對(duì)象,運(yùn)用3DEC離散元軟件模擬研究不同煤層埋深、掘進(jìn)速度及煤體力學(xué)強(qiáng)度對(duì)工作面煤壁突然壓出的影響,并將各影響因素按照重要程度進(jìn)行排序。

    1 掘進(jìn)工作面壓出理論分析

    掘進(jìn)工作面煤巖體在開挖前處于原始應(yīng)力狀態(tài)。當(dāng)巷道開始掘進(jìn)后,煤巖體原始應(yīng)力場受到擾動(dòng)造成應(yīng)力二次分布,局部位置產(chǎn)生應(yīng)力集中。煤巖體內(nèi)部存在大量的原始節(jié)理裂隙,在采動(dòng)應(yīng)力場影響下,當(dāng)煤巖體局部受力變形達(dá)到屈服極限時(shí),會(huì)產(chǎn)生宏觀破壞。與此同時(shí),剪切應(yīng)力及超前應(yīng)力共同作用,促使圍巖煤體向采掘空間突然壓出。由此可知,煤體突然壓出的實(shí)質(zhì)是煤巖體內(nèi)微裂隙孕育、擴(kuò)展、貫通至失穩(wěn)的過程,受特定疊加應(yīng)力場及煤巖體本構(gòu)力學(xué)特性的共同影響。為求解巷道圍巖應(yīng)力場,將巷道簡化為具有各向同性的圓孔,其屬性為彈性材料,取掘進(jìn)工作面前方單元煤體進(jìn)行受力分析可得[22]

    平衡方程:

    (1)

    幾何方程:

    (2)

    由廣義胡克定律得

    (3)

    極限平衡公式:

    (4)

    聯(lián)立式(1) 至式(4)解得

    (5)

    式中,σt為切向應(yīng)力,MPa;σr為徑向應(yīng)力,MPa;r為單元體半徑,m;θ為單元體坐標(biāo)角,(°);εt為切向應(yīng)變;εr為徑向應(yīng)變;E為彈性模量,MPa;μ為泊松比;φ為內(nèi)摩擦角,(°);C為黏聚力,MPa;r1為巷道半徑,m。

    巷道掘進(jìn)過程中,掘進(jìn)工作面前方應(yīng)力峰值增加,應(yīng)力集中區(qū)寬度增大,前方煤巖體由彈性壓縮進(jìn)入塑性破壞狀態(tài),應(yīng)力峰值向深部移動(dòng)。當(dāng)掘進(jìn)間歇時(shí),掘進(jìn)工作面前方應(yīng)力峰值減小,且峰值前移,如圖1所示。

    圖1 掘進(jìn)工作面采動(dòng)應(yīng)力演化

    L=vTl=v′TR-L=RT-l

    (6)

    將σ=KγH和σT=KTγH分別代入式(5),聯(lián)立式(6)整理得

    (7)

    令KT=f(v)K,CT=g(v)C,其中f(v)、g(v)分別為應(yīng)力集中系數(shù)K和黏聚力C關(guān)于v的函數(shù),若v-v′≥ 0,則由式(7)得f(v) ≤g(v)。

    不同掘進(jìn)速度對(duì)原巖應(yīng)力場重新分布及轉(zhuǎn)移速度影響不同,高掘進(jìn)速度導(dǎo)致巖體開采量快速上升,對(duì)圍巖產(chǎn)生更加強(qiáng)烈的應(yīng)力影響。隨著采動(dòng)干擾持續(xù)上升,而圍巖應(yīng)力場變形轉(zhuǎn)移速度相對(duì)滯后,使得煤巖體受力變形處于動(dòng)態(tài)響應(yīng)狀態(tài),局部位置產(chǎn)生應(yīng)力場集中,導(dǎo)致失穩(wěn)破壞。此外,煤層埋深及煤體力學(xué)強(qiáng)度也是煤壁突然壓出的重要影響因素,將在數(shù)值模擬中闡述。

    2 模型構(gòu)建及結(jié)果分析

    2.1 掘進(jìn)工作面模型構(gòu)建

    以河北邯鄲郭二莊礦掘進(jìn)工作面為模擬研究對(duì)象,工作面巖體力學(xué)參數(shù)見表1。利用3DEC軟件建立三維數(shù)值模型如圖2所示,基于該軟件建模準(zhǔn)則,本構(gòu)關(guān)系采用莫爾-庫侖屈服準(zhǔn)則[式(8)]。當(dāng)fs>0時(shí),材料將發(fā)生剪切破壞。

    表1 模型力學(xué)參數(shù)

    圖2 三維模型示意圖

    (8)

    式中,fs為抗剪強(qiáng)度,MPa;σ1為最大主應(yīng)力,MPa;σ3為最小主應(yīng)力,MPa。

    該三維數(shù)值模型長、寬、高分別為200 m、 60 m、60.4 m,煤巷尺寸為4 m×3.5 m。模型頂面設(shè)置不同邊界壓力條件來模擬不同煤層埋深,底面設(shè)置為固定約束。對(duì)模型周邊施加邊界條件及初始條件,平衡后進(jìn)行掘進(jìn),并在巷道中軸線設(shè)置監(jiān)測線,對(duì)工作面前方應(yīng)力變化進(jìn)行研究。

    2.2 模擬結(jié)果分析

    依據(jù)現(xiàn)場實(shí)際,設(shè)定煤層埋深為600 m,近似等效于上覆巖層壓力16 MPa;設(shè)置掘進(jìn)深度40 m,單位時(shí)間掘進(jìn)進(jìn)尺5 m。基于上述掘進(jìn)工作面模型對(duì)煤體變形位移進(jìn)行模擬,計(jì)算結(jié)果如圖3所示,并對(duì)X=30 m截面位移矢量云圖(圖4)進(jìn)行分析。

    圖3 工作面煤壁位移云圖

    圖4 截面位移矢量

    由圖3可以看出,工作面煤壁中心具有最大位移,并且隨半徑增加,位移量逐漸減小。掘進(jìn)巷道前方煤壁壓出現(xiàn)象明顯,而兩側(cè)煤壁幾乎未產(chǎn)生位移。分析圖4可知,巷道沿中軸線的煤壁壓出位移基本呈現(xiàn)水平方向,該方向上的位移量最大,并由中軸線分別向頂、底板方向的位移量逐漸減小。工作面中軸線兩側(cè)煤體壓出位移方向均向中軸線靠攏。此外,巷道頂?shù)装逡蚕蛑休S線方向產(chǎn)生一定的壓出位移量。綜合圖3、圖4結(jié)果可知,掘進(jìn)工作面煤壁突然壓出同時(shí)存在水平及豎直方向位移,水平方向明顯大于豎直方向,整體呈現(xiàn)向巷道中軸線聚攏的壓應(yīng)力。該應(yīng)力由不同位移方向的應(yīng)力疊加,使得巷道中部煤體被壓裂失穩(wěn),進(jìn)而導(dǎo)致煤壁突然壓出現(xiàn)象的發(fā)生。

    3 壓出影響因素分析

    3.1 煤層埋深對(duì)壓出的影響

    煤層埋深對(duì)應(yīng)煤層上覆巖層壓力,通過對(duì)模型上部施加不同壓力邊界條件模擬不同埋深。控制煤的力學(xué)參數(shù)與掘進(jìn)速度不變,模擬煤層埋深單因素對(duì)壓出的影響。在3DEC數(shù)值模擬中,通常以計(jì)算時(shí)步表征時(shí)間。基于現(xiàn)場實(shí)際,掘進(jìn)速度按照每天進(jìn)尺5 m設(shè)定,具體方案見表2。

    表2 不同煤層埋深掘進(jìn)模擬方案

    通過數(shù)值模擬計(jì)算,得出不同煤層埋深條件下工作面30 m內(nèi)的巷道中軸線水平位移量,如圖5所示??梢钥闯?,當(dāng)距工作面距離一定時(shí),水平位移隨煤層埋深增加而增大。在工作面5 m內(nèi),水平位移量急劇下降;5~15 m時(shí),水平位移進(jìn)一步減小,但下降速率明顯減緩;15 m以外,水平位移量幾乎為0,煤體基本未受到掘進(jìn)采動(dòng)影響。

    圖5 不同埋深工作面水平位移

    依據(jù)模擬結(jié)果,可以將掘進(jìn)工作面煤體變形壓出劃分為4個(gè)區(qū)域:①屈服-殘余變形區(qū),距工作面5 m內(nèi),水平位移下降速率極快,此區(qū)域煤體相當(dāng)于單軸壓縮,幾乎無側(cè)向應(yīng)力約束,在支承壓力作用下煤體變形量較大;②塑性變形區(qū),距工作面5~10 m,水平位移緩慢減少,此區(qū)域煤體相當(dāng)于雙軸壓縮,存在部分側(cè)向壓力約束,煤體變形位移量較之前已明顯變?。虎蹚椥宰冃螀^(qū),距工作面10~15 m之間,水平位移速率趨于零,此區(qū)域煤體相當(dāng)于三軸壓縮,側(cè)向壓力約束大,煤體變形量極??;④原始應(yīng)力區(qū),距工作面15 m以外,處于原始應(yīng)力加載平衡,幾乎未受掘進(jìn)采動(dòng)影響,煤體變形量基本為零。綜上分析,距工作面5 m內(nèi),煤體屈服-殘余破壞嚴(yán)重。煤體壓出失穩(wěn)傾向隨著距工作面距離增大而減小。

    為進(jìn)一步觀察煤壁壓出應(yīng)力轉(zhuǎn)移情況,在巷道中軸線設(shè)置監(jiān)測點(diǎn)A(30,90,1.75)。同時(shí)為避免邊界效應(yīng)干擾,從坐標(biāo)點(diǎn)(30,70,1.75)朝A點(diǎn)方向進(jìn)行掘進(jìn)。掘進(jìn)速度為每天5 m,共掘進(jìn) 4 d,模擬結(jié)果如圖6所示。圖6掘進(jìn)時(shí)間為6 d、7 d時(shí),與圖5距工作面10 m、5 m對(duì)應(yīng)。煤體存在應(yīng)力-應(yīng)變本構(gòu)響應(yīng)關(guān)系[23-24],煤體變形位移反映了應(yīng)力的變化,同時(shí)掘進(jìn)采動(dòng)與煤體應(yīng)力分布具有關(guān)聯(lián)特征。在開始掘進(jìn)、揭露工作面煤壁時(shí),煤體應(yīng)力動(dòng)態(tài)響應(yīng)突增。隨著工作面向前推進(jìn),圍巖應(yīng)力不再集中分布,而是逐漸向周圍轉(zhuǎn)移,此時(shí)煤體變形響應(yīng)逐漸減緩。該過程中,煤層埋深的增加使得煤體變形響應(yīng)增強(qiáng),應(yīng)力轉(zhuǎn)移速度加快。

    圖6 監(jiān)測點(diǎn)水平位移隨掘進(jìn)時(shí)間變化

    將圖6中水平位移曲線進(jìn)行一階微分計(jì)算,并整理數(shù)據(jù)繪制成圖7??梢钥闯?,距工作面10 m是位移增幅變化臨界點(diǎn),該點(diǎn)以外煤體位移增幅極小,而在5 m處位移增幅最高。結(jié)合圖1工作面前方應(yīng)力演化趨勢可知,距工作面10 m處的原巖應(yīng)力為應(yīng)力初始值,隨著距工作面距離減小,應(yīng)力開始增加,在距工作面5 m處達(dá)到應(yīng)力峰值。隨著距工作面距離進(jìn)一步減小,應(yīng)力逐漸減小為0。因而可認(rèn)為,在其他煤層賦存與掘進(jìn)速度相同情況下,埋深600~ 1 000 m工作面應(yīng)力集中區(qū)寬度約10 m,應(yīng)力峰值約在5 m處,表明掘進(jìn)工作面應(yīng)力集中區(qū)較窄。為保證掘進(jìn)安全,可采用超前鉆孔卸壓措施。超前鉆孔深度應(yīng)大于應(yīng)力集中區(qū)寬度,設(shè)計(jì)長度大于10 m,鉆孔距大于5 m,以有效降低壓出的危險(xiǎn)性。

    圖7 動(dòng)態(tài)采動(dòng)下監(jiān)測點(diǎn)水平位移變化

    利用掘進(jìn)工作面位移云圖可得到不同煤層埋深下的工作面煤壁最大水平位移量(圖8)。由圖8可知,煤壁最大水平位移量與埋深基本成正相關(guān)線性關(guān)系,設(shè)煤層埋深為H,通過線性擬合可得最大水平位移量xmax= 0.015 8H-3.193 12。該直線截距近似為200 m,埋深大于此值時(shí),工作面煤壁才會(huì)產(chǎn)生位移,表明煤層埋深是煤壁突然壓出的重要影響因素。埋深較小時(shí),上覆巖層及側(cè)向壓力較小,較難發(fā)生煤壁突然壓出。反之,深部開采環(huán)境下,煤壁突然壓出的概率大大提高。

    圖8 不同埋深下工作面最大水平位移

    3.2 掘進(jìn)速度對(duì)壓出的影響

    通過固定掘進(jìn)時(shí)間改變掘進(jìn)進(jìn)尺,實(shí)現(xiàn)掘進(jìn)速度的變化[25]。在煤層埋深800 m條件下,控制掘進(jìn)時(shí)間為1 d,掘進(jìn)尺度依次為1~10 m,對(duì)應(yīng)掘進(jìn)速度為1~10 m/d,模擬得到工作面煤壁最大水平位移(圖9)??梢园l(fā)現(xiàn),煤壁最大水平位移量在8.2~9.2 cm之間。隨著掘進(jìn)進(jìn)尺距離增加,工作面煤壁最大水平位移雖有輕微波動(dòng),但明顯呈上升趨勢,表明工作面煤壁最大水平位移隨掘進(jìn)速度增加而增大。究其原因,由于掘進(jìn)速度增加,在開挖過程中促使煤壁圍巖應(yīng)力在相同時(shí)間內(nèi)得到增加。同時(shí),采掘擾動(dòng)能量集聚加快,導(dǎo)致煤壁穩(wěn)定性受掘進(jìn)活動(dòng)影響增大,增加了煤壁突然壓出概率。

    圖9 不同掘進(jìn)速度下工作面最大水平位移

    3.3 煤體力學(xué)強(qiáng)度對(duì)壓出的影響

    煤體力學(xué)強(qiáng)度由抗力強(qiáng)度及變形模量等參數(shù)表征,反映了煤體在受載條件下的變形特征。選取弱、中、強(qiáng)3種強(qiáng)度試驗(yàn)煤樣,具體力學(xué)參數(shù)見表4。設(shè)定煤層埋深為800 m,掘進(jìn)速度為5 m/d,模擬計(jì)算工作面煤壁最大水平位移(圖10)。由圖10可知,隨著試驗(yàn)煤樣力學(xué)強(qiáng)度增加,工作面煤壁最大水平位移呈現(xiàn)下降趨勢。煤體具有裂隙和孔隙構(gòu)成的非均質(zhì)結(jié)構(gòu),其力學(xué)強(qiáng)度越大,抵抗外界應(yīng)力的能力越強(qiáng),相同應(yīng)力荷載下煤體產(chǎn)生的形狀及體積變形越小。因而,當(dāng)煤層埋深及掘進(jìn)速度恒定時(shí),工作面煤壁最大水平位移隨煤體強(qiáng)度增加而減小,煤壁突然壓出的概率降低。

    圖10 不同煤體強(qiáng)度下工作面最大水平位移

    表4 試驗(yàn)煤樣力學(xué)參數(shù)

    3.4 影響因素重要度排序

    針對(duì)煤層埋深、掘進(jìn)速度及煤體力學(xué)強(qiáng)度3個(gè)影響因素,按照重要程度進(jìn)行排序分析。采用正交試驗(yàn)設(shè)計(jì)法[26],煤層埋深選取600 m、800 m、1 000 m三水平深度,掘進(jìn)總進(jìn)尺為40 m,單次掘進(jìn)進(jìn)尺5 m,三水平掘進(jìn)速度分別為1 m/d、5 m/d、10 m/d,煤體力學(xué)強(qiáng)度選用表4的弱、中、強(qiáng)三水平試驗(yàn)煤樣強(qiáng)度。建立3因素三水平標(biāo)準(zhǔn)正交表L9(33),共進(jìn)行9次試驗(yàn),結(jié)果見表5。令Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ分別為各因素之中第一、二、三水平的煤壁最大水平位移之和,極差R為各因素下煤壁最大水平位移的最大值與最小值之差,上述符號(hào)的下標(biāo)1、2、3分別對(duì)應(yīng)煤層埋深、掘進(jìn)速度、試驗(yàn)煤樣強(qiáng)度。計(jì)算每一因素的Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、極差R,用于確定多因素組合情況下各因素重要度排序[27]。以煤層埋深為例,該因素第一水平分別為表5中方案1、5、6,所以Ⅰ1為三者的煤壁最大水平位移之和,同理計(jì)算Ⅱ1、Ⅲ1,整理可得

    表5 試驗(yàn)計(jì)算結(jié)果

    Ⅰ1=6.338 8+4.368 1+6.433 9=17.140 8

    Ⅱ1=9.669 7+9.854 8+7.339 4=26.863 9

    Ⅲ1=16.018+7.309 2+12.609=35.936 2

    R1=Ⅲ1-Ⅰ1=18.795 4

    依次計(jì)算Ⅰ2~Ⅲ2,Ⅰ3~Ⅲ3,得到掘進(jìn)速度極差R2=13.29,煤體力學(xué)強(qiáng)度極差R3=6.553。極差R反映影響重要度,R值越大,該因素越重要。根據(jù)R1>R2>R3可知,煤壁壓出位移影響因素重要度依次為煤層埋深、掘進(jìn)速度、煤體力學(xué)強(qiáng)度。與煤層埋深對(duì)應(yīng)的是垂向應(yīng)力,它反映了煤層垂向應(yīng)力對(duì)煤壁突然壓出的重要影響。因此,首先要加強(qiáng)支護(hù)與頂板管理用以抵抗較大的煤層垂向應(yīng)力,其次要控制掘進(jìn)速度來降低煤壁應(yīng)力和能量集中的速度,再者盡量避免或減少在軟煤層布置掘進(jìn)巷道。3種措施相結(jié)合,可以有效降低煤壁突然壓出的危險(xiǎn)性,保障煤礦安全生產(chǎn)。

    4 結(jié) 論

    (1) 掘進(jìn)工作面煤壁壓出位移方向均向巷道中軸線靠攏,且水平位移明顯大于豎直位移,巷道頂?shù)装逶谙嗤较蛞泊嬖谝欢ǖ奈灰屏俊?/p>

    (2) 對(duì)于煤層埋深600~1 000 m的掘進(jìn)工作面,當(dāng)采用超前鉆孔卸壓措施時(shí),其設(shè)計(jì)長度應(yīng)大于10 m,鉆孔距應(yīng)大于5 m。

    (3) 煤壁最大水平位移量與埋深基本呈正相關(guān)線性關(guān)系,最大水平位移量xmax=0.015 8H-3.193 12,工作面煤壁產(chǎn)生壓出位移的煤層埋深臨界值為200 m。

    (4) 掘進(jìn)速度越快,工作面煤壁應(yīng)力和能量集中速度越快,煤壁穩(wěn)定性受掘進(jìn)活動(dòng)干擾影響加大,相應(yīng)增加了煤壁突然壓出概率。

    (5) 工作面煤壁壓出位移影響因素重要度,從大到小依次為煤層埋深、掘進(jìn)速度、煤體力學(xué)強(qiáng)度,煤層垂向應(yīng)力對(duì)煤壁突然壓出影響較大。

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