Deformation and failure law and control of surrounding rock in the large section chamber of Ulan Mulun Coal Mine
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摘要: 针对煤矿井下巷道大断面硐室的围岩变形破坏问题，以乌兰木伦煤矿井下分选及充填大断面硐室为研究对象，采用相似模拟实验方法，进行单调递增加载和恒定荷载加载单轴压缩实验，对大断面硐室围岩变形破坏规律进行了研究。结果表明：① 2种加载方式在压密阶段、弹性变形阶段及微破裂稳定发展阶段破坏演化和变形位移趋势相似。② 采用单调递增加载方式的试样裂纹较少但裂纹缝隙较大，试样沿着主裂纹突然发生破断，期间有大量碎屑飞出，试样变形位置主要集中在围岩边界，破坏时释放能量较多，但峰后释放能量持续时间较短。③ 采用恒定荷载加载方式的试样应力保持不变，应变缓慢增加，期间产生大量微小裂纹，试样变形位置主要围绕在硐室周围，破坏时释放能量较少，但峰后释放能量持续时间较长。依据大断面硐室围岩变形破坏规律，提出了锚杆索支护方案：硐室顶部打长锚索，将顶板和上方坚硬岩石连成整体；在硐室煤岩交界处打倾斜锚杆，将煤岩交界面与周围岩体紧密连接。数值模拟结果表明，支护后围岩应力、位移、塑性区均明显减小，围岩稳定性大幅提高，支护效果良好。Abstract: In response to the deformation and failure of surrounding rock in large section chamber underground roadways of coal mines, this study focuses on the sorting and filling of large section chamber underground roadways in Ulan Mulun coal mine. Similar simulation experiments are conducted using monotonically increasing and constant load uniaxial compression methods to investigate the deformation and failure laws of surrounding rock in large section chamber underground roadways. The results show the following points. ① The failure evolution and deformation displacement trends of the two loading methods are similar in the compaction stage, elastic deformation stage, and micro fracture stable development stage. ② The sample using monotonically increasing loading method has fewer cracks but larger crack gaps. The sample suddenly breaks along the main crack, during which a large amount of debris flies out. The deformation of the sample is mainly concentrated at the boundary of the surrounding rock. More energy is released during the failure, but the duration of energy release after the peak is relatively short. ③ The stress of the specimen loaded with a constant load remains constant, and the strain slowly increases, during which a large number of small cracks are generated. The deformation position of the specimen mainly surrounds the chamber, and the energy released during failure is relatively small, but the duration of energy release after the peak is longer. Based on the deformation and failure law of the surrounding rock of the large section chamber, a bolt and cable support scheme is proposed. A long anchor cable is installed at the top of the chamber to connect the roof and the hard rock above it as a whole. The inclined anchor rods are installed at the coal rock interface of the roadway to tightly connect the coal rock interface with the surrounding rock mass. The numerical simulation results show that after support, the stress, displacement, and plastic zone of the surrounding rock are significantly reduced, the stability of the surrounding rock is greatly improved, and the support effect is good.
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0. 引言
煤炭是我国主体能源。深部煤炭资源开采逐渐成为保障我国能源稳定供给的主要途径和未来煤炭工业发展的主要方向，也是未来相当长一段时期内我国煤炭科学与技术攻关的主要战场[1]。目前我国已探明深度2 000 m以内的煤炭总储量约为5.9万亿t，其中开采深度超过1 000 m的煤炭占比达50%[2]。深部开采地应力高，围岩变形破坏严重，尤其是淮南矿区“三软”煤层，围岩破碎严重，走向和倾向起伏变化大，工作面不同位置的围岩压力、空间形态差异显著，工作面开采难度高[3]。智能化开采是煤炭工业转型升级和发展的方向，是解决深部复杂条件安全高效开采的根本途径。在深部复杂煤层条件下，智能化开采的实现不仅要求综采装备具备差异化性能及参数，以保证连续稳定开采，而且要求通过环境−装备状态感知将采场围岩环境变化的定性描述转换为定量分析，从而实现基于数据驱动的分析决策[4]。
相关学者和专家针对深部复杂条件煤层开采开展了大量研究，包括智能感知、工作面矿压规律分析、矿压预测分析、支架支护阻力分析、自适应控制方法等。王国法等[5-6]建立基于弹性独立支座的液压支架群组支护力学模型，揭示了深井超长工作面支护应力特性，指导深井厚煤层综采工作面装备群实现最优协调控制，同时对千米深井大采高俯采工作面四柱液压支架适应性开展数据驱动分析。庞义辉等[7]提出了基于应力状态与强度变化关系的三向采动应力扰动系数计算方法，并建立了支架载荷分析模型。王家臣等[8]基于液压支架压力监测数据建立了支架载荷预测模型。王兆会等[9]通过研究千米深井超长工作面支架阻力分布特征及影响因素，指导深部围岩控制。康红普等[10]、陈学华等[11]研究了深井超长工作面基本顶破断类型和支架阻力分布特征，运用多因素耦合方法和模糊综合评判方法确定复杂条件工作面强矿压危险区域。李建等[12]阐述了液压支架位姿感知原理和方法，分析了液压支架压力−位姿融合分析的必要性。任怀伟等[13]研发了液压支架抗冲击技术和工作面多信息融合的液压支架自适应群组协同控制技术与装备。李伟等[14-15]在深部煤炭资源开采技术实践基础上，开展了深部矿井工作面重大灾害多源异构数据融合与管控分析研究。上述研究在基础理论、数据分析等方面为深部煤层智能化开采奠定了基础，但深部复杂环境智能化开采仍存在液压支架群信息感知匮乏、数据分析不足、装备运行参数规律和数据模型难以支撑智能化开采及支护决策等问题。
针对上述问题，在中煤新集口孜东矿140502深部“三软”煤层大采高工作面液压支架立柱压力监测的基础上，实现液压支架立柱压力和空间位姿的连续感知；基于工作面液压支架顶梁和底座横滚角数据，利用线段拟合方法实现工作面顶底板三维走向趋势实时可视化；基于工作面液压支架压力−位姿数据，建立液压支架压力−位姿数据映射关系和液压支架位姿计算模型，通过分析深部工作面支架压力和位姿融合，得到工作面采高、支架顶梁合力大小及合力作用点的动态变化规律，为工作面安全高效开采决策提供技术支撑。
1. 工作面概况
140502工作面是位于−967 m水平1405采区的5煤首采工作面，采用倾向长壁布置。风巷设计倾向长1 750 m，其中可采倾向长1 357 m，风巷5煤开采底板标高为−983～−690 m；机巷设计倾向长1 721 m，其中可采倾向长1 358 m，机巷5煤开采底板标高为−987～−692 m；切眼走向长272 m；高抽巷长1 343 m，距5煤层平均法距约为41 m；工作面可采面积为360 962 m2。
140502工作面总体为单斜构造，煤层走向角度为92～185°，倾向角度为182～275°，倾角为19～5°，平均倾角约为11°，局部受断层及构造影响煤层可能有一定起伏。工作面顶底板以泥岩为主，少数为细砂岩、粉砂岩及砂质泥岩，顶底板较软。同时，该矿为高瓦斯矿井，处于高地温环境，−967 m水平的平均地温达41.1 ℃。
140502工作面具有“井深、煤厚、面长、俯斜”等特点，属于“三软”复杂煤层工作面，以俯采为主。工作面位置如图1所示。
140502工作面中部支架为四柱支撑掩护式电液控制支架，支撑高度为3.3～7.2 m，支架中心距为1.75 m，工作阻力为18 000 kN，支护强度为1.73～1.78 MPa。端头支架为四柱支撑掩护式支架，支撑高度为2.9～5.5 m，支架中心距为1.80 m，工作阻力为24 200 kN，支护强度为0.90 MPa。整体支架群具有支撑能力强、受力状态好、强度高、稳定性好、工作可靠等优点，能及时有效地支护顶板。
2. 工作面液压支架压力−位姿数据监测
工作面液压支架立柱压力和位姿数据直接反映工作面来压态势和顶底板起伏状态。针对口孜东矿140502工作面特点，在工作面不同位置的19个液压支架安装左前柱和右后柱压力传感器，连续采集2 970组立柱压力有效数据。
工作面液压支架姿态监测系统由3个安装于液压支架顶梁、掩护梁和底座的三轴角度传感器、监测分站和监测主站构成，实现对液压支架顶梁、掩护梁和底座的俯仰角和横滚角的实时监测，如图2所示。该系统采用LoRa自组网实现角度传感器与监测分站的数据传输，采用CAN总线实现监测分站与监测主站的数据传输。
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图 2 工作面液压支架姿态监测系统Figure 2. Hydraulic support posture monitoring system in the working face根据140502工作面地质条件、无线信号传输距离和数据采集需求，工作面每3个液压支架安装1套角度传感器，角度传感器主要用于监测液压支架顶梁沿工作面走向（倾向）角度、掩护梁沿工作面走向（倾向）角度、底座沿工作面走向（倾向）角度，最终实现液压支架实时位姿监测。
基于采集的工作面液压支架各部件角度数据，以1号支架底座所在水平平面为XOY平面，1号支架所在竖直平面为XOZ平面，建立空间直角坐标系，对140502工作面倾向顶底板整体变化态势进行可视化。基于液压支架的顶梁和底座横滚角，从1号支架开始，采用线段拟合拼接方法[16]得到工作面倾向顶底板走势连续监测结果，如图3所示。以1号液压支架为起始支架，XOY平面以下部分统一用深蓝色表示，在该平面以上部分，采高越大，颜色越红。
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图 3 工作面倾向顶底板走势连续监测结果Figure 3. Continuous monitoring results of the working face roof and floor inclination trend由图3（a）可看出，140502工作面机头区域采高较大，最高可达6 m，中部85号液压支架位于整个工作面的“低洼区域”，工作面顶底板倾向整体呈现“类抛物线”变化态势，且两端不在同一水平面上。由图3（b）可看出，在连续推进过程中，工作面煤层起伏、底鼓将导致整个综采工作面上百台装备的空间位姿发生变化。因此，复杂开采态势变化给智能化装备及系统控制带来了极大挑战，对液压支架支护、开采连续推进等策略提出了更高要求。
3. 工作面液压支架压力−位姿融合分析
工作面顶板破碎、底板松软、煤层变化等地质条件变化严重影响综采装备运行状态[17]，通过实时监测工作面液压支架群位姿反映工作面围岩空间变化情况，有利于改善工作面采煤工艺调整，提高装备协同控制水平[18]。液压支架压力−位姿融合分析框架如图4所示，主要包括态势映射和融合分析2个部分。
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图 4 液压支架压力−位姿融合分析框架Figure 4. Hydraulic support pressure-posture integrated analysis framework3.1 液压支架压力−位姿态势映射
由液压支架承受工作面顶板巨大压力，在工作面走向煤层受力和侧向压力大的地方有可能发生断裂、片帮和冒顶[19-20]。基于液压支架工作阻力和空间位姿数据，分析深部采场围岩动态演化特征及空间走势，将压力与位姿数据放在同一坐标系中，在工作面顶底板倾向整体变化态势基础上引入液压支架压力变化态势，将二者数据进行初步映射，结果如图5所示。
由图5可看出整个工作面顶底板倾向呈现“中间低、两端高”的态势，支架载荷呈现“两端小，中间大”的态势。通过压力和空间信息融合，能够更加准确地反演上覆岩层赋存状态及破断运移规律。通过作用在支架上的分力推断岩层破断的方向、合力大小及作用到煤层上的超前压力，通过支架分力的动态变化反映上覆岩层的运移状态。
3.2 液压支架压力−位姿融合分析
根据液压支架位姿计算模型[21]，对工作面采高、支架顶梁合力大小及合力作用点进行计算和分析。四柱支撑掩护式液压支架平面杆系模型如图6所示。
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图 6 四柱支撑掩护式液压支架平面杆系模型Figure 6. Plane bar system model of four-column support hydraulic shield对液压支架进行运动学分析，建立结构运动方程，可得到支架采高：
$$ H=A_{\mathrm{G}}+L_{20}\mathrm{cos}\, \alpha+L_1\mathrm{sin}\, \alpha-L_5\mathrm{sin}\, \gamma $$ (1) 式中：AG为中间计算参量；$ {L}_{20} $为支架顶梁距铰接点长度；$ \alpha $为支架顶梁俯仰角；$ {L}_{1} $为支架顶梁长度；$ {L}_{5} $为支架底座长度；$ \gamma $为支架底座俯仰角。
$$ \left\{\begin{array}{l}Q=\dfrac{{P}_{1}{r}_{3}-{P}_{1}{r}_{5}+{P}_{2}{r}_{4}-{P}_{2}{r}_{6}}{{r}_{1}-f{r}_{2}+f{L}_{20}}\\ {X}_{Q}=\dfrac{{P}_{1}{r}_{5}+{P}_{2}{r}_{6}}{Q}+f{L}_{20}\end{array}\right. $$ (2) 式中：Q为支架顶梁合力；P1，P2分别为前后立柱压力；r3为瞬心O1到前柱所在直线的距离；r5为铰点G到前柱所在直线的距离；r4为瞬心O1到后柱所在直线的距离；r6为铰点G到后柱所在直线的距离；r1为瞬心O1到铰点G的距离；f为摩擦因数，一般可取0.2；r2为瞬心O1到顶梁所在直线的距离；XQ为支架顶梁合力作用点（与顶梁铰接点的距离）。
通过在液压支架顶梁、掩护梁（前后连杆）、底座安装倾角传感器，监测俯仰角，同时采集前后立柱压力数据，即可对工作面采高、支架顶梁合力大小及合力作用点进行计算和分析。
分别采集位于该工作面两端和中部的22号、78号和118号液压支架回采期间的1 285组前立柱压力和倾角数据，利用立柱压力数据、顶梁、掩护梁及底座俯仰角数据，实现对液压支架支护高度的实时计算，并分析支架姿态特征参数的承载特征，实时求解出支架顶梁合力及其作用位置。工作面不同位置液压支架支护状态对比如图7所示。
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图 7 工作面不同位置液压支架支护状态对比Figure 7. Comparison of hydraulic support status at different positions in the working face从图7（a）可看出，相比于工作面两端液压支架，工作面中部液压支架采高最小，而工作面机尾的液压支架采高最大。从图7（b）可看出，工作面中部液压支架顶梁合力在大部分时间内都小于工作面两端的液压支架顶梁合力；工作面中部液压支架顶梁合力作用点与顶梁铰接点的实际距离为4 470 mm，液压支架前后立柱之间距离范围为490～1 950 mm。从图7（c）可看出，工作面不同位置的液压支架顶梁合力作用点明显不同，3个液压支架的合力作用点位置基本均在2个立柱之间，相比于工作面两端部支架，工作面中部支架顶梁合力作用点更偏向前立柱位置，反映出在工作面开采过程中，该液压支架能够很好地完成支护功能，在保证高工作阻力的同时起到合理支护的作用。
通过分析工作面两端及中部的22号、78号和118号液压支架在工作循环期间的采高下沉量与下沉速度，进而推算出相应位置顶板的平均下沉量与平均下沉速度，结果见表1。可看出78号液压支架位置的工作面顶板平均下沉量及下沉速度最大，22号液压支架平均下沉量最小，而118号液压支架位置的工作面顶板下沉速度最小。由此可推断，工作面中部位置顶板下沉量和下沉速度普遍比工作面两端部位置的顶板下沉量和下沉速度大。
表 1 工作面不同位置顶板平均下沉量及下沉速度对比Table 1. Comparison of average roof subsidence and subsidence rates at different positions in the working face工作面位置 平均下沉量/mm 平均下沉速度/（mm·min−1） 22号液压支架 11.10 1.38 78号液压支架 187.74 3.54 118号液压支架 68.55 0.89 随着工作面的推进，顶板逐渐破断垮落至采空区，采空区内垮落的矸石会对顶板产生支撑作用。在深部复杂环境工作面，中部位置的顶板由于受到充分采动的影响，下沉现象较两侧更为显著。采空区垮落的矸石对顶板的支撑作用更明显，在一定程度上分担了工作面中部液压支架的载荷，因而也使得工作面中部液压支架工作阻力较小。
4. 结论
1） 基于工作面液压支架姿态监测系统实现工作面液压支架实时位姿监测，动态感知工作面顶底板倾向整体变化态势，为工作面空间态势变化实时监测提供了技术支撑。
2） 结合工作面顶底板倾向走势（支架位姿数据）与支架压力数据，构建了液压支架压力−位姿数据映射关系，实现了同一坐标系下支架压力和位姿的融合分析，能够直观反映深部采场不同位置顶板压力变化。
3） 基于支架压力−位姿监测数据，建立了液压支架位姿计算模型，揭示了工作面采高、支架顶梁合力大小及合力作用点变化规律，为深部复杂环境工作面支护提供了重要依据。
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图 4 不同加载方式下试样破坏演化过程
Figure 4. Failure evolution process of samples under different loading modes
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图 5 破裂前阶段试样变形位移云图
Figure 5. Deformation and displacement nephogram of sample before crack stage
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图 6 不同加载方式下破裂阶段试样变形位移云图
Figure 6. Deformation and displacement nephogram of sample at crack stage under different loading modes
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图 7 不同加载过程中试样声发射能量特征
Figure 7. Acoustic emission energy features of samples under different loading processes
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图 8 大断面硐室锚杆索支护方案
Figure 8. Anchor bolt and anchor cable support scheme for large section chamber
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图 10 支护前后围岩应力场分布规律
Figure 10. Distribution law of stress field of surrounding rock before and after support
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图 11 支护前后围岩位移场分布规律
Figure 11. Distribution law of displacement field of surrounding rock before and after support
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图 12 支护前后围岩塑性区分布规律
Figure 12. Distribution law of plastic zone of surrounding rock before and after support
表 1 相似材料配比
Table 1 Similar material ratio
岩性 厚度/m 相似材料质量配比
（水泥∶砂子∶水）目标单轴抗
压强度/MPa实际单轴抗压
强度/MPa顶板砂质泥岩 16.00 3∶1∶1.5 18 17.42 3−1煤层 4.00 2∶1.2∶1 14 14.49 底板砂质泥岩 5.00 3∶1∶1 25 25.25 
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表 2 煤岩体物理力学参数
Table 2 Physical and mechanical parameters of coal and rock mass
岩性 密度/
（kg·m−3）弹性模
量/GPa体积模
量/GPa剪切模
量/GPa泊松比 黏聚力
/MPa内摩擦
角/（°）抗拉强
度/MPa顶板砂
质泥岩2 282 7.97 3.41 3.27 0.11 3.58 32.66 0.71 3−1煤 1 268 4.67 5.99 1.34 0.37 1.98 44.31 0.41 底板砂
质泥岩2 363 8.35 3.66 3.37 0.12 3.63 41.02 0.84
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表 3 锚杆索参数
Table 3 Parameters of anchor bolt and anchor cable
结构单元 弹性模
量/GPa直径/
mm抗拉强
度/MPa水泥浆刚
度/（N·m−1）水泥浆粘
结力/N密度/
（kg·m−3）锚杆 200 22.0 455 0.9×1010 1.0×105 7 800 锚索 300 21.4 490 0.9×1010 1.0×105 7 850
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