許海亮,郭 旭,孫金斗,朱萬宇
(北方工業(yè)大學土木工程學院,北京 100144)
沖擊地壓是嚴重的礦山動力災害之一,煤柱是煤礦生產(chǎn)過程中常見的結構形式,也是易發(fā)生沖擊地壓的主要部位。在煤柱沖擊地壓研究方面,國內(nèi)外學者提出了一系列的理論,并據(jù)此在沖擊地壓預測預警及有效控制等方面進行了大量深入研究,并取得了豐富的研究成果。潘一山等[1]針對煤柱的非穩(wěn)定性問題,利用尖角突變模型得到了判斷煤巖柱發(fā)生沖擊地壓的必要條件和充分條件。徐曾和等[2]分析了堅硬頂板條件下的煤柱巖爆非穩(wěn)定機制,提出了可監(jiān)測的信息指標。秦子晗[3]通過對崔木煤礦35 m寬煤柱的分析,提出了頂板側向預裂降低煤柱內(nèi)集中應力的方式,降低煤柱沖擊地壓發(fā)生頻率。宋艷芳等[4]開展了獨立煤柱沖擊地壓蠕變失穩(wěn)研究,揭示了沖擊地壓蠕變失穩(wěn)機理,建立了蠕變失穩(wěn)判別準則。楊偉利等[5]采集了平煤十一礦3次煤柱沖擊地壓發(fā)生前后的微震信號,分析微震信號的時序特征,提出了煤柱沖擊地壓發(fā)生前存在明顯的活躍期,圍巖系統(tǒng)與外界交換能量。袁瑞甫等[6]通過理論計算和數(shù)值模擬得到遺留煤柱的垂直應力分布特征,提出了回采階段,工作面超前支承壓力和煤柱原有應力疊加,造成沖擊力大于阻抗力,導致沖擊危險提高。王存文等[7]通過建立保護層中孤島煤柱的力學結構模型,分析了煤柱及被保護層煤體的應力狀態(tài),提出了兩種煤柱誘發(fā)沖擊地壓的機理。潘岳等[8]、張勇等[9]提出了狹窄煤柱巖爆的折迭突變模型,認為煤柱巖爆機制是由于彈性能釋放量超過峰后軟化煤柱形變所耗的能量所造成的。徐思朋等[10]根據(jù)煤柱沖擊地壓的時間效應,從流變的角度給出了沖擊地壓發(fā)生的判別準則。劉德乾[11]建立了首采工作面在不同頂板條件的工程地質(zhì)和力學模型,研究了煤層開采過程中頂板及煤柱應力和變形特征。宋義敏等[12]和許海亮等[13]通過直剪摩擦滑動實驗,研究了沖擊地壓的失穩(wěn)瞬態(tài)過程,分析了沖擊失穩(wěn)過程中斷層位移演化時間和空間特征。
已有沖擊地壓發(fā)生的災害現(xiàn)場表明,沖擊地壓發(fā)生后,沖出的煤巖體通常不發(fā)生明顯的變形或破壞,而是煤巖體整體性移出,頂?shù)装迮c煤層間存在明顯的擦痕[14-15]。這一現(xiàn)象說明,沖擊地壓發(fā)生的過程往往是巖層之間的摩擦滑動過程,是以煤巖體整體性移出為結果的一種災害。因此,開展基于層間摩擦的煤柱沖擊地壓實驗研究,總結沖擊地壓孕育演化過程的階段特征及其主控因素,對研發(fā)具有針對性的預測防治技術、實現(xiàn)沖擊地壓的有效控制具有重要的科學意義和工程價值。本文利用數(shù)字散斑相關方法,設計了組合體煤柱模型,對組合煤柱體單軸壓縮過程進行觀測分析,研究軸向荷載下組合體煤柱變形場演化特征及層間位移演化過程,探索了獨立煤柱系統(tǒng)的彈性變形能演化規(guī)律。
通過設計室內(nèi)模型試塊實驗還原采場現(xiàn)場獨立煤柱的結構形式及材料性質(zhì)差異,利用CCD相機記錄煤柱受載過程中的變形信息,分析變形演化過程,將沖擊地壓分階段還原,進行分階段、分位置的詳細研究。
實驗系統(tǒng)包括加載系統(tǒng)和圖像采集系統(tǒng)兩部分。本次實驗加載系統(tǒng)采用RLJW-2 000液壓伺服萬能試驗機;圖像采集系統(tǒng)由兩臺CCD相機組成,采集參數(shù)設置為:圖像采集速度為5幀/s,物面分辨率為0.17 mm/pixel,圖像分辨率為1 600 pixel×1 200 pixel,靈敏度約為0.01個像素大小。圖像采集的坐標軸以水平向右為正,為X軸;豎直向下為正,為Y軸;拉壓應變規(guī)定為以受壓為正,受拉為負。
實驗過程中采用數(shù)字散斑相關方法對組合體煤柱進行觀測分析,數(shù)字散斑相關方法是基于灰度不變原理,通過計算、對比變形前后的數(shù)字圖像,得出各點的位移,進而計算巖石表面變形場,從而為分析巖石變形演化時空特征提供數(shù)據(jù)支撐。
選用花崗巖和紅砂巖的組合體模擬實際組合煤柱體進行單軸壓縮實驗。強度相對較高的花崗巖試塊布置于組合體模型的上下部分,強度相對較低的紅砂巖試塊位于組合體的中間,通過不同強度試塊的組合,以達到模擬實際組合煤柱體的實驗效果,組合體煤柱模型設計如圖1所示,巖塊尺寸及材料強度見表1。
表1 巖塊尺寸及強度表Table 1 Table of rock block size and strength
圖1 煤柱組合體模型及散斑噴涂Fig.1 Coal pillar composite model and speckle spraying
巖塊接觸面使用300#砂紙進行打磨,保證誤差在0.02 mm以內(nèi),不做黏合處理。在試件采集表面進行人工散斑場噴涂,組合體煤柱噴涂散斑如圖1所示,整體實驗系統(tǒng)現(xiàn)場布置如圖2所示。
圖2 實驗系統(tǒng)現(xiàn)場布置圖Fig.2 Field layout of experimental system
實驗前,首先對加載系統(tǒng)和圖像采集系統(tǒng)進行核對時,保證兩個系統(tǒng)時間的一致性;然后進行試件布置,保證巖塊采集表面完全對齊;最后進行試驗機、圖像采集范圍及分辨率等調(diào)試工作。
實驗中,萬能試驗機采用位移控制方式進行加載,加載速率設置為0.25 mm/min;萬能試驗機開始加載的同時啟動圖像采集系統(tǒng),實驗加載至模型試塊出現(xiàn)破壞沖擊,最后停止加載及圖像采集并記錄破壞后的圖像。實驗共得到了6組有效數(shù)據(jù),共獲得約36 000張測量圖像。
實驗完成后,根據(jù)CCD相機記錄的圖像計算巖石表面位移場。選取加載前巖石表面散斑場作為數(shù)據(jù)分析的原始圖像,為后續(xù)數(shù)據(jù)提供參考;利用數(shù)字散斑計算相關方法,結合加載曲線分析全過程中的散斑圖像,獲取變形場演化過程中的詳細數(shù)據(jù)。利用MATLAB軟件編寫程序輸出所需數(shù)據(jù),根據(jù)加載曲線和散斑變形場的典型時刻設置標識點,呈現(xiàn)變形場的演化過程。選取其中三次實驗的加載應力應變數(shù)據(jù),繪制加載曲線如圖3所示。
圖3 實驗加載曲線Fig.3 Experimental loading curve
以3#實驗為例,對試件受載全過程進行分析,根據(jù)數(shù)字散斑圖像全過程分析及加載曲線的特征形式,在3#實驗曲線上設置了標識點0~標識點8,以便于描述煤柱壓縮變形演化過程。
圖4為3次實驗模型試件最終破壞形態(tài)與變形場云圖對比(水平正應變云圖,以拉應變?yōu)檎?。如圖4所示,3組實驗模型的破壞形式和變形場云圖相似;同時通過實驗模型破壞形式與數(shù)字散斑變形場對比可知,數(shù)字散斑可精確計算組合體煤柱受載過程的變形信息,為后續(xù)研究提供有力的數(shù)據(jù)支撐。
圖4 試件破壞實物與水平正應變場對照圖Fig.4 Comparison diagram of specimen failure object and horizontal normal strain field
利用數(shù)字散斑技術計算全過程中的巖石表面變形場,對巖石表面位移場求導得出表面應變場,通過MATLAB軟件編程輸出標識點1~標識點8時刻及最終破壞的水平正應變演化云圖(以拉應變?yōu)檎?。以標識點0處圖像為參考圖像,標識點1~標識點8處水平方向正應變演化云圖見圖5。在標識點1處圖5中組合體煤柱試件的應變在全局分布無明顯差異,說明試件加工精度較高,符合實驗要求。
圖5 組合體煤柱水平正應變場演化云圖Fig.5 Evolution nephogram of horizontal normal strain field of coal pillar in composite body
標識點2~標識點5位于加載曲線的線性增長階段,由圖5可知,弱夾層巖塊左側開始出現(xiàn)變形局部化;隨著壓機持續(xù)加載,弱夾層變形局部化帶的范圍逐漸擴大,應變量值逐漸變大。變形局部化帶由中間向兩端交界面附近擴展,其擴展方向和壓機加載方向基本平行。
標識點6處為第一個峰值點后的最低點,結合加載曲線可知,在較大的豎向荷載下,弱夾層巖塊的變形局部化帶進一步擴大,巖體內(nèi)裂隙失穩(wěn)擴展至邊界位置,且有向下層巖塊發(fā)展的趨勢,在弱夾層變形局部化帶正下方處的下層巖塊也出現(xiàn)了明顯的變形局部化帶。
標識點7處,弱夾層內(nèi)部裂隙失穩(wěn)擴展,形成了結構弱面,結構弱面的失穩(wěn)滑動是此過程中裂隙擴展的主要原因。結構弱面兩側的巖體產(chǎn)生水平方向滑動,導致左右兩側水平方向正應變出現(xiàn)了整體性的差異。
標識點8處,下層巖塊產(chǎn)生明顯的裂隙破壞,系統(tǒng)進入短暫的平衡態(tài)后壓機持續(xù)加載,最終導致在標識點8處煤柱系統(tǒng)出現(xiàn)結構性失穩(wěn)破壞。最終形成如圖5所示的破壞形式。
從變形場演化過程可以看出,含弱夾層巖體的層狀結構及巖性差異導致含弱夾層巖塊的單軸加載曲線存在明顯的多峰性,存在較為明顯的亞失穩(wěn)階段;含弱夾層巖塊的局部化有著明顯的規(guī)律:由于強度原因,變形局部化帶首先出現(xiàn)在弱夾層,隨著荷載的持續(xù)增大,以平行于加載方向向頂?shù)装鍍啥朔较虬l(fā)展,最終貫穿弱夾層。
層狀巖體中材料性質(zhì)的差異,導致在同一力源作用下,交界面處存在相對摩擦甚至滑動。本節(jié)聚焦層間接觸面,計算弱夾層在接觸面處的剪切變形。
在弱夾層與上層巖塊的交界面處沿水平方向等間距取監(jiān)測點,研究交界面附近弱夾層剪切變形演化規(guī)律,具體取點如圖6所示。監(jiān)測點剪切變形計算方法如下:在接觸面下方附近取A、B、C三點,使用各點四周3 mm內(nèi)所有像素格的平均位移代表點A、B、C三處的實際位移,根據(jù)其實際位移情況計算剪切變形。計算方法示意圖如圖7所示。
圖7 計算方法示意圖Fig.7 Schematic diagram of calculation method
以大于90°為負,小于90°為正,得到4個監(jiān)測點的剪切變形的變化曲線,如圖8所示。由圖8可知,在加載過程中,位于弱夾層交界面中部附近的監(jiān)測點2、監(jiān)測點3相比于邊緣監(jiān)測點1、監(jiān)測點4的剪切變形出現(xiàn)了明顯的波動性。分析認為,在監(jiān)測點1、監(jiān)測點4點處相比監(jiān)測點2、監(jiān)測點3點處弱夾層所受約束較弱,在邊緣約束較弱的區(qū)域,其滑動處于“從動”狀態(tài),因此無明顯規(guī)律性。在弱夾層和上層巖塊交界面的中部巖層間約束強,使得監(jiān)測點2、監(jiān)測點3點處的剪切應力出現(xiàn)了有規(guī)律的波動。
圖8 監(jiān)測點1~監(jiān)測點4處剪切變形演化Fig.8 Evolution of shear deformation from monitoring point 1 to monitoring point 4
為進一步研究交界面處的摩擦滑動機制,將監(jiān)測點3處的剪切變形及層間位移差,繪制在同一坐標中,如圖9所示。
圖9 監(jiān)測點3處剪切變形和層間位移演化曲線Fig.9 Evolution curve of shear deformation and interlayer displacement at monitoring point 3
由圖9可知,層間位移階段性增加,在層間位移的積累過程中,剪切變形也有規(guī)律可循。具體表現(xiàn)為,在層間位移增加時剪切變形減小(180~270 s),在層間位移減小或保持不變時,剪切變形增大(330~370 s)。巖塊受壓,巖層間逐漸進入咬合狀態(tài),其最初的剪切變形由初始的咬合狀態(tài)決定,泊松比差異引起巖層間相對滑動,層間位移出現(xiàn)少量增加,剪切變形開始積累,阻滯層間位移積累,層間位移增加速度減小并最終歸零,剪切變形達到極大值;弱夾層應變積累,超出原有的凹凸體限制能力后,層間位移繼續(xù)增大,由滑動摩擦引起的剪切變形得到釋放,剪切變形減小,呈現(xiàn)出了交界面處弱層巖體剪切變形周期性變化的現(xiàn)象。交界面處的周期性剪切強度超出煤巖體抗剪強度時,煤巖體強度則轉化為殘余強度,間接削弱煤柱體的抗壓強度。
根據(jù)李利萍等[16]研究,深部煤巖體長期在高地應力作用下,通常呈節(jié)理裂隙的斷續(xù)結構,在頂板斷裂等引起的垂直和水平?jīng)_擊反復強烈擾動作用下,采場及巷道周圍的煤巖體不斷發(fā)生振動、變形和破壞,形成塊體結構,特別是煤層與頂板、底板間接觸部分的煤體由斷續(xù)逐漸變?yōu)樗炙珊推扑?,最終形成較薄的一層粉狀軟煤層,減小層間摩擦系數(shù),增加了沖擊地壓的可能性。
在考慮了尺度效應后,實際工程中煤巖整體程度、煤巖介質(zhì)交界面的接觸強度遠大于室內(nèi)實驗,交界面處凹凸體的影響范圍也會擴大很多。由內(nèi)因巖石材料泊松比差異和外因頂板來壓所導致剪切變形的交替變化,會引起煤層與頂?shù)装逯g的接觸部分出現(xiàn)粉狀軟煤,增加沖擊地壓的可能性。
目前階段,無法測量出巖石能量的準確值,但上層巖塊在整個加載過程中,基本處于線彈性階段,以其彈性變形能代表其吸收和釋放能量具有一定的意義,變形能密度計算公式見式(1)。
(1)
式中:E為上層巖塊的彈性模量,MPa;ε1、ε2分別為試件表面的第一主應變和第二主應變;U為變形能密度,MPa;ν為巖石試件泊松比。
進一步使用上層巖塊與試驗機夾板間的豎向位移差,表征上層巖塊對弱夾層巖塊的作用,計算示意圖見圖10。計算上層巖塊與試驗機夾板間的豎向位移差以及上層巖塊的表面彈性變形能密度結合煤柱的應力應變曲線,見圖11。
圖10 上層巖塊位移差計算示意圖Fig.10 Schematic diagram for calculating displacement difference of upper rock block
圖11 上層巖塊壓縮曲線及彈性變形能密度曲線Fig.11 Compression curve and elastic deformation energy density curve of upper rock block
由上層巖塊變形能密度曲線可知,在加載初期,其變形能密度曲線增長較為緩慢(應變0.10%~0.40%)。分析認為在加載初期,弱夾層處于彈性階段,其變形能力較大吸收了壓機輸入的大部分能量,隨著應力增加,其變形能力逐漸減弱,因此上層巖塊積累能量的速度逐漸增大(0.65%~0.80%)。
在下層巖塊出現(xiàn)破壞至試件整體失穩(wěn)破壞的過程中,上層巖塊彈性變形能出現(xiàn)了明顯的減小。分析認為在系統(tǒng)達到失穩(wěn)破壞的界限時,上層巖塊釋放所積累的彈性能,作用于弱夾層巖塊,弱夾層巖塊出現(xiàn)了微弱抵抗,但此時整個試塊處于失穩(wěn)的邊緣,顯然抵抗無法持續(xù),最終含弱夾層試件失穩(wěn)破壞。在該過程中,上層巖塊釋放的所積累的彈性變形能,釋放彈性能的過程也會加速整個系統(tǒng)的失穩(wěn)破壞。
由圖11可知,在加載初期(應變0.10%~0.40%),豎向荷載較小時,壓縮量整體逐漸增大,部分時間略微減小或基本不變。分析認為,巖塊間彈性模量的差異、弱夾層巖塊內(nèi)部微破裂釋放能量,使得上下層巖塊和弱夾層巖塊的壓縮量需隨時調(diào)整,在曲線上表現(xiàn)為上層巖塊的壓縮值在增大后出現(xiàn)少量減小或保持穩(wěn)定;當豎向荷載足夠大時(應變0.65%~0.80%),上、中、下三塊巖塊的壓縮量雖在隨時調(diào)整,但此階段壓機輸入的能量遠大于各巖塊微破裂釋放的能量,各層巖石開始存儲大量的變形能,因此上層彈性模量較大巖塊的壓縮值只會出現(xiàn)增加或保持不變,不會再次出現(xiàn)減小的情況。
弱夾層進入峰值強度后,上層巖塊的壓縮量增加速度明顯變慢,這是因為弱夾層不能提供較大的支撐力;在第一個應力峰值附近,上層巖塊壓縮量出現(xiàn)了明顯的減小,代表其發(fā)生了回彈,由于上層巖塊的上端頂面為壓機固定端,因此其發(fā)生的回彈會作用于弱夾層,加速弱夾層巖塊變形局部化帶的發(fā)展,在最后一個應力峰值附近其壓縮值再次減小導致整個系統(tǒng)的失穩(wěn)破壞。
根據(jù)煤柱最終的破壞形式,選取監(jiān)測位置設置監(jiān)測點(圖7)計算位移,得出位移后進行微分,計算加載過程中監(jiān)測點位置的加速度,計算結果如圖12所示。
圖12 煤柱沖擊地壓加速度特征Fig.12 Acceleration characteristics of rock burst of coal pillar
由圖12可知,在前期加載階段(0~1 170 s)弱夾層巖塊及下層巖塊的加速度基本為0,在1 172~1 182 s時,弱夾層中變形局部化帶兩側巖體逐漸開裂,并1 183 s時形成沖擊,弱夾層沖擊加速度為4.44 mm/s2,下層巖塊隨后發(fā)生沖擊(1 183.2 s),沖擊加速度為5.42 mm/s2;其后經(jīng)歷短暫波動后再次出現(xiàn)峰值,其中弱夾層沖擊加速度為2.2 mm/s2,下層巖塊沖擊加速度為9.5 mm/s2。分析認為,在弱夾層出現(xiàn)破壞時,形成板裂結構,釋放部分能量。形成板裂結構后,弱夾層巖塊承載面積快速減小,導致下層巖塊所受豎向荷載極不均勻,再次劈裂形成沖擊。
通過設計并進行了基于層間摩擦滑動的煤柱沖擊地壓實驗,對組合體煤(巖)柱單軸壓縮過程的位移場演化規(guī)律進行研究,對煤柱內(nèi)層間滑動及界面剪切變形、上層巖塊彈性變形能的釋放過程進行了分析,得出結論如下所述。
1) 由于巖性差異導致含弱夾層巖塊的單軸加載曲線存在明顯的多峰性,弱夾層結構由于其強度較低會優(yōu)先形成變形局部化帶,且變形局部化帶以平行于加載方向優(yōu)先發(fā)育并逐漸擴大貫穿整個弱夾層。
2) 煤柱內(nèi)巖層交界面處發(fā)生摩擦滑動,由于巖石內(nèi)部材料泊松比差異,與頂板來壓所導致的剪切變形交替變化,會引起煤層與頂?shù)装逯g的接觸部分出現(xiàn)粉狀軟煤,導致摩擦系數(shù)減小,增加了沖擊地壓的可能性。
3) 弱夾層進入峰值強度后,無法繼續(xù)提供較大承載力,上層巖塊發(fā)生回彈會作用于弱夾層,加速弱夾層巖塊變形局部化帶的發(fā)展。災變時刻上層巖塊所積累的彈性能迅速釋放并作用于弱夾層加速弱夾層的破壞,顯現(xiàn)出沖擊效果。