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    淺埋硬煤巷道煤體破壞特征與控制機(jī)理

    2021-12-27 07:03:18
    煤礦安全 2021年12期
    關(guān)鍵詞:板條煤體主應(yīng)力

    蔣 威

    (1.天地科技股份有限公司,北京 100013;2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院,北京 100083)

    煤巷兩幫煤體破壞是影響該類巷道穩(wěn)定的主要因素之一。相對(duì)而言,軟弱煤巷兩幫破壞更加頻繁和嚴(yán)重[1-2],但是隨著開采強(qiáng)度的加大以及沿空掘巷等高效布置方式的推廣應(yīng)用,高覆巖應(yīng)力影響下一些硬煤巷道兩幫破壞變形事故頻出,且常表現(xiàn)為大塊煤體片落,安全威脅較大[3-5]。

    近年來對(duì)煤幫破壞特征與控制機(jī)理有許多研究,文獻(xiàn)[6]基于幫部煤體穩(wěn)定極限狀態(tài),通過工程可靠性理論構(gòu)建了煤幫錨桿支護(hù)可靠度定量分析模型;文獻(xiàn)[7-8]通過對(duì)深、淺孔相結(jié)合的方式對(duì)兩側(cè)煤幫注漿加固,提高了巷道整體承載能力,將巷道兩幫變形降低了85%;文獻(xiàn)[9]采用離散元數(shù)值模擬分析了覆巖結(jié)構(gòu)變化誘發(fā)實(shí)體煤幫大變形的致災(zāi)機(jī)制,提出了長(zhǎng)錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)實(shí)體煤幫控制技術(shù);文獻(xiàn)[10]分析了巷道跨度和巷高對(duì)其圍巖穩(wěn)定的影響,相應(yīng)進(jìn)行了支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計(jì);文獻(xiàn)[8-9]針對(duì)多次強(qiáng)采動(dòng)影響煤巷大變形難題,通過數(shù)值模擬分析了目標(biāo)巷道的偏應(yīng)力分布規(guī)律,對(duì)應(yīng)提出了高強(qiáng)錨桿配桁架錨索組合控制方法。

    以上研究成果多集中于軟弱煤巷變形破壞及控制問題,對(duì)于硬煤巷道煤體破壞及控制機(jī)理研究較少;為此,以榆北地區(qū)某礦硬煤巷道為背景,結(jié)合理論分析、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)與工業(yè)性試驗(yàn)對(duì)淺埋硬煤巷道煤體破壞特征與控制機(jī)理展開研究。

    1 地質(zhì)生產(chǎn)條件與圍巖變形實(shí)測(cè)

    1.1 地質(zhì)生產(chǎn)條件

    試驗(yàn)工作面主采3#煤層,埋深211~320 m,煤層傾角小于3°,平均厚度11.05 m,煤層結(jié)構(gòu)致密,硬度中等,內(nèi)生裂隙發(fā)育,外生裂隙不發(fā)育,在裂隙面充填有鈣質(zhì)薄膜;直接頂為深灰色厚層狀泥巖,平均厚度2.66 m,泥質(zhì)膠結(jié),含植物化石,裂隙發(fā)育,具水平層理;基本頂為灰白色塊狀中粒長(zhǎng)石砂巖,分選性中等,具交錯(cuò)層理,平均厚度18.05 m;直接底為深灰色、淺灰色厚層狀粉砂質(zhì)泥巖,水平層理發(fā)育,平均厚度3.46 m。工作面煤層綜合柱狀圖如圖1。

    圖1 工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of panel

    試驗(yàn)巷道為30105 回風(fēng)平巷,區(qū)段煤柱寬度為7 m,巷道沿底板掘進(jìn),矩形斷面,寬4.2 m,高3.5 m。頂板采用φ22 mm×2 400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿支護(hù),每排5 根錨桿,均垂直頂板布置,排距1 000 mm,間距900 mm;工作面幫和窄煤柱幫分別采用φ18 mm×1 600 mm 玻璃鋼,φ22 mm×2 400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿支護(hù),錨桿間排距950 mm×1 000 mm。

    1.2 巷道變形破壞特征和巷道內(nèi)生裂隙發(fā)育特征

    1)巷道變形破壞特征。工作面回采前,巷道多個(gè)區(qū)域內(nèi)兩幫煤體出現(xiàn)中部彎折破壞現(xiàn)象,開裂處周邊煤體較為完整,存在大塊煤體片落傷人的風(fēng)險(xiǎn)。工作面回采過程中,兩幫煤體出現(xiàn)明顯變形,窄煤柱幫變形(760 mm)略大于實(shí)體煤幫(452 mm)。玻璃鋼錨桿配塑料網(wǎng)片支護(hù)對(duì)于實(shí)體煤幫大變形難以適應(yīng),錨桿失效較多,部分地段圍巖變形難以控制[10]。

    2)巷道內(nèi)生裂隙發(fā)育特征。為進(jìn)一步探明巷道煤體內(nèi)部破壞情況,在巷道中部里程600 m 附近選取典型斷面布置觀測(cè)測(cè)站,采用最新的數(shù)字式全景鉆孔攝像系統(tǒng)對(duì)30105 區(qū)段回風(fēng)平巷煤體內(nèi)部裂隙發(fā)育狀況進(jìn)行觀測(cè),探測(cè)孔分別位于兩幫中部和頂板中部。典型的,煤體內(nèi)部裂隙發(fā)育情況如圖2。結(jié)合觀測(cè)結(jié)果可知:煤體內(nèi)部環(huán)向裂隙發(fā)育,裂隙間隔在0.5~1.0 m 左右,越靠近巷道,煤體裂隙發(fā)育程度越高,靠近巷道0.3 m 范圍內(nèi)煤體較為破碎,形成明顯的“空腔”。在沿空巷道側(cè)向覆巖壓力及本工作面回采引起的采動(dòng)應(yīng)力影響下,圍巖內(nèi)生裂隙將進(jìn)一步產(chǎn)生、發(fā)育及貫通,巷道圍巖條件快速劣化,對(duì)工作面的正常生產(chǎn)秩序產(chǎn)生嚴(yán)重威脅。

    圖2 煤幫內(nèi)部裂隙發(fā)育情況Fig.2 Development of fractures in coalwall

    2 綜放沿空巷道煤體變形分析

    巷道周邊煤體內(nèi)橫向、環(huán)形裂隙發(fā)育,大量的內(nèi)生裂隙嚴(yán)重劣化了煤體內(nèi)部應(yīng)力環(huán)境,增加了煤體大面積結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的風(fēng)險(xiǎn),使中硬煤體抗壓強(qiáng)度大的優(yōu)點(diǎn)難以發(fā)揮。基于煤體裂隙發(fā)育特征,引入板裂力學(xué)理論對(duì)巷道煤體變形進(jìn)行計(jì)算。

    2.1 巷道煤體變形計(jì)算

    根據(jù)孫廣忠教授提出的巖體結(jié)構(gòu)控制論[14-15],采用板裂介質(zhì)力學(xué)模型對(duì)兩幫煤體變形進(jìn)行分析,板裂化煤幫變形分析模型如圖3。

    圖3 板裂化煤幫變形分析模型Fig.3 Analysis model of plate cracking coal wall deformation

    基于一般板條結(jié)構(gòu)特征,作如下假設(shè):①在切向力作用下,板條彎曲變形可視為連續(xù)變形,在彎曲破壞過程中僅平行于板條的節(jié)理發(fā)生開裂;②對(duì)板裂化煤體,板條僅受巷幫圍巖內(nèi)切向力和自重力作用,徑向力因板條開裂力學(xué)聯(lián)系斷開而忽略不計(jì);③頂板巖體與煤幫所形成的結(jié)構(gòu)在切向連續(xù),在徑向不連續(xù),即結(jié)構(gòu)具有抗壓、抗彎能力,不具有抗拉能力;④板裂化形成的板條滿足彎曲變形極限條件:肩角處頂板的垂直位移uy等于1/2 倍的板條縮短變形△,即:

    以巷道一側(cè)幫為例,巷道開掘之后,受原巖應(yīng)力影響其周邊煤體向采出空間收斂變形,直至再次達(dá)到平衡。煤幫變形u 主要由2 部分組成:①材料變形un:幫部煤體回彈變形;②結(jié)構(gòu)變形um:板裂化產(chǎn)生的板條彎曲變形。

    2.1.1 巷道煤體結(jié)構(gòu)變形計(jì)算

    煤幫板條在覆巖壓力所形成的軸向力p0及其自重力q0作用下發(fā)生彎曲變形,其中,板條長(zhǎng)度為a,厚度為b0,寬度為h0,軸向力p0為分布在板條橫截面上垂直應(yīng)力σ0之和,p0=Ab·σ0,Ab為板條橫截面積,考慮到采空區(qū)覆巖偏載作用,設(shè)軸向力的偏心距為e,則板條所受偏心力偶M0=e·p0,將坐標(biāo)系原點(diǎn)取在板條下端,采用能量原理對(duì)板條結(jié)構(gòu)變形量進(jìn)行求解。

    在板條彎曲變形過程中,存儲(chǔ)于其內(nèi)部的彈性變形能Ub為:

    式中:E 為煤體彈性模量;σx為板條軸向應(yīng)力值,MPa;x 為板條長(zhǎng)度方向距離,y 為板條厚度方向距離。

    式中:偏心距e=0.25γ2/c;γ 為等效高度,γ2=Ib/Ab;c 為彎曲中心到板條邊緣的最小距離。

    將內(nèi)力彈性變形能、外力勢(shì)能以及自重勢(shì)能表達(dá)式(5)、式(6)和式(7)代入式(8)可得:

    對(duì)于矩形巷道,α=90°,在煤幫中心,即x/a=0.5處變形最大,由式(4)可得:

    由于煤體板條平衡條件必須滿足式(1),則板條縮短變形量△和頂板煤體垂直位移uy為:

    式中:σz為巷道所受垂直應(yīng)力;σh為巷道所受水平應(yīng)力;a1、b1為使用橢圓形洞型對(duì)矩形巷道做近似應(yīng)力計(jì)算[16]的橢圓短軸、長(zhǎng)軸,a1等于5/6 巷高,b1等于5/8 巷寬;θ 為巷道中心點(diǎn)至肩角連線與水平方向的夾角。

    將式(4)代入式(13)后解得:

    根據(jù)柳巷煤礦301 盤區(qū)地應(yīng)力測(cè)試結(jié)果、實(shí)驗(yàn)室力學(xué)試驗(yàn)數(shù)據(jù)及礦井生產(chǎn)地質(zhì)資料對(duì)各參數(shù)取值:σz=6.75 MPa,σh=15.64 MPa;煤體彈性模量E 取值2 540 MPa;板條厚度b0取0.3 m,故單位寬度板條截面積Ab為0.3 m2,板條慣性矩Ib為0.025 m4;c取值0.15 m,則偏心距e 為0.125 m;板條自重載荷q0=13.27 MN;泊松比μ 取值0.28;30105 區(qū)段回風(fēng)巷道寬4.2 m,高3.5 m,故a1=2.917 m,b1=2.625 m,θ=40°。將相關(guān)參數(shù)代入式(15)后可求得σθ=19.15 MPa。將各參數(shù)代入式(17)后可以求得:σ0=18.32 MPa。將相關(guān)參數(shù)代入式(12)可求解得出幫部煤體最大結(jié)構(gòu)變形為:um·max=ξ1+2ξ2=0.017 0 m。

    2.1.2 巷道煤體材料變形計(jì)算

    基于30105 回風(fēng)平巷煤體物理力學(xué)性質(zhì)和地應(yīng)力條件,建立FLAC3D數(shù)值模型,采用有限差分法對(duì)特定開挖條件下單一煤體的材料變形進(jìn)行數(shù)值計(jì)算。數(shù)值模型為長(zhǎng)寬高均為70 m 的立方塊體,為提高計(jì)算精度,在巷道斷面方向,即x-z 平面上劃分煤體為0.5 m×0.5 m 的塊體,在巷道軸向方向上塊體長(zhǎng)度為4 m。本構(gòu)模型選擇莫爾-庫倫模型,根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地應(yīng)力測(cè)試結(jié)果,在模型上方平面施加6.75 MPa垂直載荷,在x、y 方向分別施加水平應(yīng)力15.64 MPa和8.96 MPa,開挖空間尺寸為4.0 m×3.5 m。數(shù)值計(jì)算步驟為:原巖應(yīng)力計(jì)算-巷道開挖-巷道變形計(jì)算。幫部煤體材料變形如圖4,選擇巷道中部切面,巷道最大材料變形在煤幫中部,數(shù)值為0.007 7 m。

    圖4 幫部煤體材料變形Fig.4 Material deformation in coal wall

    2.2 巷道煤體主要破壞方式

    30105 區(qū)段回風(fēng)平巷煤體抗壓強(qiáng)度σc接近20 MPa,煤層硬度系數(shù)f=2,屬于中硬煤層,具有良好的外載抵抗能力。另一方面,由于煤層埋深較小,煤體所受垂直地應(yīng)力為6.75 MPa,僅能達(dá)到其抗壓極限的1/3 左右。在一般理想力學(xué)條件下,淺埋賦存條件下較小的覆巖壓力對(duì)中硬煤層巷道穩(wěn)定性的影響較小,即使后期采動(dòng)過程中部分區(qū)域應(yīng)力集中系數(shù)升至2~3,仍然沒有超過煤體的承載極限,這顯然與30105 工作面回風(fēng)巷道煤幫大變形的工程實(shí)際不符。

    因此,僅從材料強(qiáng)度的角度來分析巷道圍巖變形過于理想化,與實(shí)際情況不符且具有一定的局限性,在巖體工程計(jì)算中,需要同時(shí)考慮結(jié)構(gòu)面強(qiáng)度和巖石強(qiáng)度2 方面的影響才能保障計(jì)算結(jié)果的精確,進(jìn)一步提高其指導(dǎo)現(xiàn)場(chǎng)的能力。因此,分別考慮巖體強(qiáng)度和板條穩(wěn)定性,從強(qiáng)度變形和結(jié)構(gòu)變形2 個(gè)方面對(duì)巷道圍巖進(jìn)行穩(wěn)定性分析如下:

    1)巖體強(qiáng)度判據(jù)。由于巷道一側(cè)開挖,圍巖應(yīng)力狀態(tài)由三向受力變?yōu)槎嗍芰顟B(tài),其中,第一主應(yīng)力σ1=σh=15.64 MPa;中間第二主應(yīng)力σ2=0,第三主應(yīng)力σ3=σz=6.75 MPa,根據(jù)上述應(yīng)力值,巷道圍巖所受折算應(yīng)力σi可由式(18)計(jì)算[17]。計(jì)算得出σi=9.61 MPa。根據(jù)強(qiáng)度準(zhǔn)則對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行判定,巷道圍巖穩(wěn)定性系數(shù)sc為:sc=σc/σi=2.05。因此,僅考慮圍巖強(qiáng)度層面,巷道不會(huì)發(fā)生破壞。

    3 板裂煤體控制機(jī)理

    根據(jù)前文分析可知,裂隙煤體的板裂結(jié)構(gòu)破壞是巷道圍巖變形的主要構(gòu)成,針對(duì)煤體板裂結(jié)構(gòu)破壞機(jī)制并提出相應(yīng)的控制對(duì)策是巷道圍巖穩(wěn)定的關(guān)鍵。板裂化破壞多發(fā)生于硬脆性巖體,表現(xiàn)為內(nèi)部圍巖平行于煤、巖壁產(chǎn)生的板狀破裂[18]?,F(xiàn)有研究中普遍認(rèn)為板裂化破壞與實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)中的劈裂破壞機(jī)理關(guān)聯(lián)較大,以此推斷其屬于壓應(yīng)力作用下的張拉破壞。不同應(yīng)力環(huán)境中,同一巖石材料會(huì)出現(xiàn)不同的破壞機(jī)理,Cai[19]認(rèn)為,巖體的非均質(zhì)特性、較高的第二主應(yīng)力以及巷道開挖后降至0 的第三主應(yīng)力共同導(dǎo)致了圍巖的板裂化破壞,其中,相對(duì)較高的第二主應(yīng)力對(duì)裂紋發(fā)展方向產(chǎn)生了限制,使其只能沿平行于第一主應(yīng)力方向和第三主應(yīng)力方向擴(kuò)展。因此,在巖體非均質(zhì)特性以及較高第二主應(yīng)力難以改變的工程實(shí)際中,改善脆硬煤巖體的應(yīng)力環(huán)境,限制其沿第三主應(yīng)力方向的變形破壞是巷道圍巖板裂化破壞控制的重點(diǎn)。

    對(duì)于脆硬煤巖體,錨桿的圍巖位移限制作用有效抑制了板裂縫隙的開裂現(xiàn)象,而預(yù)緊力的施加使得錨桿的主動(dòng)支護(hù)能力大大增加,更加有利于改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境并提高其整體承載能力。通常情況下,預(yù)應(yīng)力錨桿主要突出其軸向上的主動(dòng)作用力,因此,應(yīng)用斷裂力學(xué)相關(guān)理論,從軸向拉伸層面預(yù)應(yīng)力錨桿的煤巖控制機(jī)理進(jìn)行分析。3#煤內(nèi)部結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單,較為致密,在開挖之前原生裂隙為閉合狀態(tài),可以通過一般滑移裂紋模型對(duì)其尖端裂紋的開裂、擴(kuò)展進(jìn)行分析,一般煤巖體裂隙發(fā)育分析模型如圖5。

    圖5 中,σn、τfr分別為裂隙面上的正應(yīng)力與剪應(yīng)力,β1為裂隙與垂直方向的夾角。非均勻應(yīng)力場(chǎng)條件下,受壓煤體內(nèi)壓剪裂紋的2 個(gè)裂隙面之間存在摩擦力,其與作用在裂隙面上的正應(yīng)力σn之間滿足Mohr-Coulomb 準(zhǔn)則。裂隙面間的有效剪應(yīng)力τef可用下式計(jì)算[20]:

    圖5 一般煤巖體裂隙發(fā)育分析模型Fig.5 Sliding crack model of general coal and rock mass

    式中:μfr為庫倫摩擦系數(shù);τxy為裂隙面上的剪應(yīng)力。

    裂隙面上的正應(yīng)力σn和剪應(yīng)力τxy為:

    根據(jù)滑移裂紋模型,當(dāng)非均布應(yīng)力在裂紋面上造成的剪應(yīng)力高于2 個(gè)裂隙面間的抗剪強(qiáng)度τfc時(shí),即τef>τfc時(shí),裂隙面將發(fā)生相對(duì)滑動(dòng),并致使翼型裂紋在裂尖周邊萌生及擴(kuò)展。由式(22)可知,裂隙面間有效剪應(yīng)力τef的大小隨σ2增大而減小,側(cè)向應(yīng)力σ2的增加可以提高煤巖體的抗裂能力,在預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)過程中,其軸向預(yù)應(yīng)力相當(dāng)于沿錨桿軸向方向?qū)γ簬r體施加了側(cè)向應(yīng)力σ2,因此,錨桿預(yù)應(yīng)力越大,煤巖體抗裂能力越強(qiáng)。

    在另一方面,出現(xiàn)在裂尖周邊的翼型裂紋為Ⅰ型張拉裂紋,在其起裂且擴(kuò)展至一定長(zhǎng)度時(shí)(Lw/cm≥1,cm為主裂紋半長(zhǎng)),可采用等效裂紋系統(tǒng)進(jìn)行替換分析,如圖5(b),2 條Ⅰ型張拉裂紋作為1 條共線裂紋來考慮,其方向平行于最大主應(yīng)力σ1;主裂紋對(duì)共線裂紋的影響通過一對(duì)共線集中力反映,F(xiàn)co=2cm·τef且作用在等效裂紋的中心處,在非均布應(yīng)力σ1、σ2以及共線集中力Fco的共同作用下,等效裂紋尖端Ⅰ型應(yīng)力強(qiáng)度因子KIc可用下式表達(dá):

    由式(23)可知,裂紋尖端Ⅰ型應(yīng)力強(qiáng)度因子KIc隨預(yù)應(yīng)力(即軸向應(yīng)力σ2)的增加而減小,相應(yīng)的翼型裂紋的擴(kuò)展速率也逐漸延緩。與上文同理,隨著翼型裂紋擴(kuò)展加大,軸向應(yīng)力σ2也會(huì)隨著增大,而錨桿軸向作用力的增加會(huì)進(jìn)一步強(qiáng)化其煤巖體破裂控制能力??傮w來說,錨桿預(yù)應(yīng)力越大,其對(duì)于板裂煤體的控制能力越強(qiáng)。

    4 現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)踐及應(yīng)用效果

    基于前文研究成果,在生產(chǎn)地質(zhì)條件類似區(qū)域選取巷道試驗(yàn)段,對(duì)巷道兩幫支護(hù)強(qiáng)度進(jìn)行了相應(yīng)提高,將實(shí)體煤幫支護(hù)由玻璃鋼錨桿支護(hù)替換為高強(qiáng)螺紋鋼錨桿支護(hù),兩幫錨桿間排距增至800 mm×1 000 mm,設(shè)計(jì)錨桿預(yù)緊力不低于300 N·m。支護(hù)優(yōu)化前后兩幫變形監(jiān)測(cè)曲線如圖6。

    圖6 支護(hù)優(yōu)化前后圍巖變形對(duì)比圖Fig.6 Comparison of surrounding rock deformation before and after support optimization

    結(jié)果表明,巷道在優(yōu)化后的高強(qiáng)支護(hù)控制下兩幫變形減少了90%以上,兩幫變形均控制在50 mm以內(nèi),結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),兩幫煤體未發(fā)生明顯結(jié)構(gòu)性破壞,無大塊煤片落現(xiàn)象。

    5 結(jié) 論

    1)根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果,煤體內(nèi)部環(huán)向裂隙發(fā)育,裂隙間隔在0.5~1.0 m 左右,越靠近巷道,煤體裂隙發(fā)育程度越高,靠近巷道0.3 m 范圍內(nèi)煤體較為破碎,形成明顯的“空腔”。

    2)結(jié)合理論計(jì)算和數(shù)值計(jì)算結(jié)果可知,覆巖應(yīng)力影響下,煤體板裂結(jié)構(gòu)變形(0.017 m)超2 倍于材料變形(0.007 7 m),巷道煤幫變形以結(jié)構(gòu)變形為主。

    3)錨桿預(yù)應(yīng)力越大,對(duì)于板裂煤體的控制能力越強(qiáng),提高兩幫支護(hù)強(qiáng)度和預(yù)緊力后,幫部煤體變形減少了90%以上。

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