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实体煤巷掘进速度诱冲时空效应研究

2021-09-16郭红军

2021年9期
关键词:主应力高能围岩

郭红军

(江苏建筑职业技术学院,江苏 徐州 221116)

随着科学技术的发展和煤炭资源开采格局的变化,我国矿井由低开采强度向高开采强度、由浅部向深部、由简单地质条件向复杂地质条件和小断面向大断面发展。根据不完全统计,煤巷占矿山巷道的80%左右,而掘进过程中冲击一般发生在煤巷(表1),且冲击显现位置、释放能量、破坏形式等均不相同[1-2],严重威胁了矿井安全高效生产。

表1 煤巷掘进冲击事故统计(近10年)

工程实践表明,促使煤巷掘进过程中发生冲击事故的主要地质及开采因素有:煤层冲击倾向性、留底煤厚度、开采深度、煤柱尺寸、地质构造和煤厚变化,统计得到不同因素致冲案例情况见表2[8]。实际工程中,往往是某一因素主导、多因素综合作用引发冲击事故。

表2 煤巷掘进冲击影响因素统计[8]

然而,掘进速度对巷道冲击的影响常常被忽略。沈威[9]统计了巷道掘进速度与高能微震事件的关系,如图1所示,可以看出,随着掘进速度增大,微震总频次和大于1.0E+3J的震源频次均呈增加趋势,某种程度反映出掘进速度增加增大了巷道冲击可能性。因此,探究巷道掘进速度致冲作用对矿井安全生产有重要意义。

图1 掘进速度与震源平均频次的关系

研究发现,隧道掌子面附近应力环境是以空间效应为主、且与时间效应综合作用的结果[10-11];隧道施工“空间效应”及“时间效应”对其围岩稳定性有很大影响,应结合现场实际条件给出了初次及二次支护的最佳时机[12-16]。王彪[17]也认为隧道围岩应力状态与施工工艺、围岩状况、支护时机和空间效应等有关,且支护时机和空间效应对其围岩稳定性起主导作用。孟军凯等[17]研究了影响快速掘进巷道围岩稳定性的主要因素,针对巷道空顶空间大及时间长和难支护问题,提出了联合主动支护的原则。吉茂杰等[19]研究了基坑工程中的时间、空间效应,提出了时间和开挖尺寸影响系数,得到了基于时空效应的隧道变形计算方法。秦二涛等[20]利用数值模拟从应力和位移角度探讨了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响,本文旨在从能量角度研究掘进速度对巷道冲击破坏的影响作用,进一步完善“小空间、低扰动”应力环境中的冲击机理。

1 掘进速度诱冲数值模拟研究

实际工程中,掘进速度是一个与时间相关的量,而FLAC3D软件通常给出的是某个量与计算时步之间的关系。为了合理模拟掘进速度对巷道冲击的影响,从巷道开挖后应力调整及平衡所用时间的角度考虑,即掘进单位长度巷道给定应力调整时间越长,则掘进速度越慢,反之,掘进速度越快。

假设不同掘进速度条件下,煤层及其顶底板岩层相同,开采深度和巷道参数不变,最大水平主应力方向与巷道轴向保持平行,侧压系数取水平主应力平均值与垂直主应力之比且侧压系数和水平主应力之比均取1。

以咸阳矿区某矿生产地质条件为工程背景,建立FLAC3D数值计算模型,模型x向剖面如图2(a)所示、y向剖面如图2(c)所示,模型长(x)×宽(y)×高(z)=65 m×160 m×70 m,单元体最小边长为0.5 m。巷道为矩形断面,其尺寸为5 m×4 m,支护情况如图3所示。

图2 数值模型(m)

图3 锚杆索支护断面

模型中煤岩层力学参数见表3。模型x与y方向施加水平位移约束,底部边界(z=0)施加垂直位移约束,上部边界(z=70)施加均布载荷。开采深度约800 m,结合模型高度均布载荷为18.948 MPa。

表3 煤岩参数

结合现场,巷道掘进日进尺为5 m,因此,模拟计算中以5m为一个开挖单元。为了监测掘进过程中围岩变形或冲击参数的变化,巷帮0~15 m范围每0.5 m布置一个测点,同一断面内测点为一组,沿巷道轴向每5 m布置一组。具体模拟过程为:①模型建立与初始平衡;②巷道开挖y=0~30 m并计算至平衡;③巷道开挖y=30~130 m,每5 m开挖一次,并以5 m/100 step、5 m/200 step、5 m/300 step、5 m/400 step和5 m/500 step进行计算;④保存结果文件并导出各测点监测数据。

能量变化是引起巷道围岩变形破坏甚至发生冲击的根本原因,因此模型计算过程中,以围岩内储存变形能作为表征巷道围稳定性的指标。由于各单元体均处于平衡前的动态变化状态,内部储存变形能不断调整,变形能we可表示为:

式中:σ1为最大主应力;σ2为中间主应力;σ3为最小主应力;E为巷道围岩弹性模量;μ为泊松比。

通过模拟计算得到不同掘进速度条件下巷道围岩内部能量积聚及储存情况,如图4所示。

图4 掘进速度与巷道围岩能量演化云图

由图4可以看出,迎头卸压释能区和能量迅速升高区与迎头距离均随掘进速度增加成指数增大(图5)。随着掘进速度增加,近迎头一定范围内围岩能量积聚程度降低且范围增大,释能区由超前迎头发展向滞后迎头发展转变,其形态由不连续“八”型向“C”型、剪刀型及伞型变化,而随着迎头向前推进,不同掘进速度条件下高能区形态相似[20],说明掘进速度增加了围岩能量明显调整的空间范围,为巷道冲击创造了条件,这与冲击事故统计结果相吻合。

图5 掘进速度与巷道围岩能量演化空间关系

结合各测点数据,得到了不同掘进速度条件下巷道围岩不同深度最大能量演化情况,如图6所示。

图6 掘进速度与巷道围岩能量的关系

由图6可以看出:①掘进速度为5 m/100 step时,巷道围岩最大能量分布与其他掘进速度条件下明显不同,其原因是5 m/100 step掘进速度较快,导致巷道围岩能量调整时间不充分,其演化过程相对滞后且能量集度较低,说明快速掘进延迟了近迎头位置围岩能量的集中进程,反之,低速掘进为巷道围岩能量长时积聚创造了条件;②距迎头20~100 m范围内,围岩能量变化基本上是由长时平衡作用引起的,围岩深部能量减小并趋于稳定,巷道径向方向,距巷帮4 m处出现能量峰值,巷道轴向方向,随着与迎头距离增大呈围岩能量缓慢增加并达到平衡,距迎头100 m位置,不同掘进速度引起的围岩能量二次分布曲线接近重合;③巷道围岩浅部(距巷帮2 m)能量在巷道轴向方向呈周期性变化(约30 m一个周期),这是由掘进速度、与迎头距离、围岩力学参数等多因素共同作用形成的较规律性能量调整过程。

根据研究,一般煤体发生微震所需最小能量不低于1.0E+5J[9,21]。为了分析不同掘进速度对巷道冲击的影响,本文统计了大于5.0E+5J的高能频次,如图7所示。

图7 掘进速度与巷道围岩高能频次的关系

由图7可知,巷道围岩能量积聚到一定程度时,高能频次近似线性增加且增幅随掘进速度增加而减小,距迎头100 m位置,5 m/100 step(快速)条件下高能频次为0次,5 m/200 step条件下高能频次为73次,而5 m/500 step(慢速)条件下高能频次达到569次(近8倍)。因此,快速掘进缩短了迎头附近围岩能量的调整时间,延迟了能量集中进程,从时间角度考虑利于掘进安全。

根据上述研究得出,掘进速度对巷道冲击的影响存在一个临界值,要从围岩能量调整空间和积累时间两个方面综合考虑,不能简单地判定某掘进速度是否适宜现场。结合现场认为,小范围或局部快速掘进是可行的,如通过地质构造等,但是较大范围快速掘进很可能会诱发冲击事故。

2 建 议

时间效应不难理解,长时积聚使能量不断储存,当其超过围岩及支护系统承受极限时发生破坏甚至冲击,再者就是降低了动载诱发冲击的阈值,因此,在实践应用中应尽可能减少巷道成巷及其服务时间,比较而言,空间效应可操作性差。结合沈威博士论文[9]巷道掘进冲击位置统计(表4)发现,煤巷掘进冲击破坏主要集中在距迎头100 m范围内,由于生产地质条件差异,各矿掘进巷道易冲位置不同,如砚北矿和华亭矿实体煤掘进冲击频发于距迎头20~30 m范围,而徐矿集团煤巷掘进冲击均紧跟迎头发生。因此,煤巷掘进冲击预测防治需基于矿井实际条件和成巷时空效应综合分析评定易冲区域并制定相应的卸压释能降冲防冲措施,不能盲目复制邻近矿区相关参数和治理措施。

表4 实体煤巷掘进冲击位置统计

3 结 语

利用数值模拟方法从能量角度研究了掘进速度对巷道冲击的影响,得到以下结论:

1) 快速掘进易形成较大空间范围内围岩能量的明显变化,使巷道围岩处于动态不稳定状态,增加了冲击可能性;反之,低速掘进避免了能量空间效应,但是会出现围岩能量长时积累效应,使巷道围岩处于高能状态,降低了冲击阈值,即增加了低能扰动诱发冲击的几率。

2) 当遇到地质构造时,可适当增加掘进速度,快速通过构造影响区,降低巷道冲击破坏危险性。

3) 根据掘进速度对巷道冲击的时空效应,应结合实际生产条件选择适宜现场的掘进速度,不能盲目确定。

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