瓦斯吸附作用下煤体爆破裂隙扩展规律研究_谢全敏.pdf

第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 瓦斯吸附作用下煤体爆破裂隙扩展规律研究 谢全敏， 周圣国， 杨文东， 王智德 （武汉理工大学 土木工程与建筑学院， 湖北 武汉 ４３００７０） 摘要为了探究不同瓦斯压力作用下煤体爆破裂隙扩展规律， 基于含瓦斯煤体力学性质异于 普通煤体的研究成果， 利用 ＬＳ－ＤＹＮＡ 有限元软件， 在普通煤体物理力学参数的基础上进行强度 修正以确定含瓦斯煤体力学参数， 对不同瓦斯压力作用下的煤体爆破裂隙扩展进行模拟， 并对 应力场在普通及含瓦斯煤中传播、 衰减规律进行分析。结果表明 煤体粉碎区、 裂隙区半径随瓦 斯压力增大而增大， 裂隙分布更加密集； 在爆破近区， 含瓦斯煤体单元峰值压力随瓦斯压力增大 略微降低， 在爆破中远区， 单元峰值压力升高， 且含瓦斯煤体中应力场衰减速度低于普通煤体， 应力作用时间增长， 促使煤体破碎。 关键词瓦斯吸附； 力学性质； 数值模拟； 粉碎区； 裂隙区； 煤体爆破 中图分类号TD712文献标志码A文章编号１００３－４９６Ｘ（２０２０）０５－0032-06 Study on Law of Cracks Propagation in Coal Blasting Under Gas Adsorption XIE Quanmin, ZHOU Shengguo, YANG Wendong, WANG Zhide （School of Civil Engineering and Architecture, Wuhan University of Technology, Wuhan 430070, China） Abstract To explore the rules of the expansion of blasting cracks in coal under different gas pressures, based on the research results that the mechanical properties of gas-containing coal are different from those of ordinary coal, the strength modification is carried out on the basis of the physical and mechanical parameters of ordinary coal to determine the mechanical parameters of gas-containing coal. LS-DYNA finite element software is used to simulate the expansion of coal blasting cracks under different gas pressures, and the propagation and attenuation law of stress field in ordinary and gas-containing coal are analyzed. The results show that the radius of coal crushing zone and fracture zone increases with the increase of gas pressure, and the distribution of fracture is denser. In the near area of blasting, the peak pressure of gas-containing coal unit decreases slightly with the increase of gas pressure; in the far area of blasting, the peak pressure of unit increases, and the attenuation rate of stress field in gas- containing coal is lower than that of ordinary coal, and the stress action time increases, which causes the coal to break. Key words gas adsorption; mechanical properties; numerical simulation; crushing area; fractured area; coal blasting 含瓦斯煤体是一种复杂的力学介质，由具有不 规则、复杂的原生孔隙和新生裂隙的煤体骨架与瓦 斯等固-气两相组成，瓦斯以游离态和物理吸附状 态贮存于煤体中的孔隙和裂隙之中，并在其中运 移[1-2]。对于煤体而言， 瓦斯压力的存在会对其产生 力学以及非力学作用[3]， 使得煤体的力学性质随着 瓦斯压力的改变而发生相应变化。已有研究表明瓦 斯气体对煤体力学性质有一定的影响，煤体的强 度、弹性模量以及脆性程度会因为瓦斯的存在发生 改变[4-7]。因此基于含瓦斯煤体力学性质异于普通煤 体的研究成果， 利用 LS-DYNA 有限元程序， 在普通 煤体物理力学参数的基础上进行强度修正以确定含 瓦斯煤体力学参数，对不同瓦斯压力作用下的煤体 爆破裂隙扩展进行模拟，并对应力场在普通及含瓦 斯煤中传播、衰减规律进行分析，探讨瓦斯压力存 在与否及大小对煤体爆破的影响。 DOI10.13347/ki.mkaq.2020.05.007 谢全敏， 周圣国， 杨文东， 等．瓦斯吸附作用下煤体爆破裂隙扩展规律研究 ［Ｊ］ ．煤矿安全， ２０２０， ５１ （５） 32-37. XIE Quanmin, ZHOU Shengguo, YANG Wendong, et al. Study on Law of Cracks Propagation in Coal Blast－ ing Under Gas Adsorption ［J］ . Safety in Coal Mines, 2020, 51 （5） 32-37. 基金项目 国家自然科学基金资助项目 （51779197） ； 西藏自治区重 点科研资助项目 （2016XZ01G31） 移动扫码阅读 32 ChaoXing 第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 1瓦斯对煤体力学性质的影响 瓦斯在煤体中主要以吸附态和游离态存在。瓦 斯的贮存会对煤体物理结构和力学性质产生较大的 影响， 使煤体的弹-塑-脆性材料性质更加凸显[4]。煤 体吸附一定量瓦斯后，煤体骨架会发生膨胀及收缩 变形， 继而会发生弹性变形和塑性破坏。 1.1吸附态瓦斯对煤体力学性质影响 1.1.1煤体吸附瓦斯后弹性变形 煤体吸附足量瓦斯后体积会变化。在变形量已 知的基础上，其强度弱化的估算可以通过膨胀应变 实现， 以弱化变量 Dpt进行表征， 即 Dptεp εc （1） 式中 εp为膨胀变形量； εc为单轴压缩下煤体峰 值变形量。 1.1.2煤体吸附瓦斯后塑性破坏 由损伤统计理论可知[8]， 瓦斯造成的煤体孔隙 不可逆损伤在其内部服从均匀分布，且损伤与瓦斯 压力成正比。 假设煤体内部孔隙压力为 p， 瓦斯吸附 孔隙数为 N，部分孔隙在瓦斯压力下发生不可逆损 伤破坏， 其数为 Nf， 煤体吸附瓦斯引起的塑性破坏 的临界吸附压力为 pc， 且吸附压力达到临界压力前， 煤体内孔隙不会因吸附导致塑性破坏，则由塑性破 坏导致的损伤变量 Dps为 Dps pNf Npc （２） 取 pc为大气压力 p0。 则由瓦斯吸附造成的损伤 后煤体的弹性强度 Epx为 EpxＥ （１－Dpｔ－Dps） ＝Ｅ （１－Dp）（３） 式中 E 为普通煤体的弹性强度； Dp为瓦斯吸附 对煤体强度弱化变量， 其为 Dpｔ与 Dps之和。 1.2游离态瓦斯对煤体力学性质影响 在孔隙瓦斯气体作用下，当煤体对其吸附性越 强时，煤体强度受瓦斯弱化程度越高，且随着孔隙 瓦斯压力增大煤体强度降低的越为显著。游离态瓦 斯通过孔隙压力以体积力形式作用于煤体，使其变 形破坏， 则含瓦斯煤体破坏的 Coulomb 准则为 σ１－ｐ＝Ｃ０＋ｑ （σ３－ｐ）（４） 式中 σ１、 σ３为最大和最小主应力， MPa； Ｃ０为普 通煤体黏聚力， MPa； ｑ 为等效吸附平衡状态下瓦斯 吸附量， m3/t， 可由 Langmuir 平衡方程得到[9]。 游离态瓦斯会引起煤体的抗拉、抗压和抗剪强 度发生一定程度的降低。由损伤变量的定义可以得 到游离态瓦斯对煤体的强度弱化损伤变量 Dy为[4] Dy＝ Ｒｃ－Ｒｃ′ Ｒｃ ＝ ｐ （ｔａｎ ２ α－１） Ｒｃ （５） 式中 α＝π/４＋φ/２； φ 为煤体内摩擦角，（） ； Ｒｃ、 Ｒｃ′为普通和含瓦斯煤体单轴抗压强度， MPa。 2煤体爆破原理及裂隙尖端应力 2.1含瓦斯煤体爆破破碎原理 煤体中的爆破是在煤与瓦斯固流耦合介质中进 行的， 瓦斯气体对裂隙产生和扩展起着重要作用[10]。 炸药在含瓦斯煤体中爆炸后，在爆破近区首先会产 生爆炸冲击波作用于炮孔壁，由于冲击波造成的压 力载荷远大于煤体动抗压强度，煤体骨架变形破 坏，炮孔周围煤体被压碎形成爆炸空腔。冲击波在 空腔边缘衰减成为应力波，虽然应力波强度低于煤 体动抗压强度，但其会在煤体中产生切向拉应力， 生成的拉应力大于煤体动抗拉强度导致其发生拉伸 破坏，使煤体内出现与空腔相互贯通的径向裂隙。 应力波过后，爆生气体迅速楔入已经张开的裂隙之 中，在煤体中产生准静态应力场，与煤体中高压瓦 斯气体共同作用于原生以及爆生裂隙面，使裂隙尖 端发生应力集中， 促使裂隙进一步发展。 2.2煤体爆破裂隙尖端应力 瓦斯气体的存在会促进煤体内部裂隙的扩展， 瓦斯压力会增大煤体爆生裂隙尖端应力强度因子及 裂隙尖端应力， 促使爆生裂隙进一步发展[11]。 作为脆 性材料， 含瓦斯煤体抗拉强度很低， 其在爆炸应力波 作用下生成的初始裂隙在爆生气体和瓦斯气体压力 以及煤体远场应力作用下发生扩展。因此，这些裂 隙尖端处在多组应力场综合作用下，煤体内的裂隙 实际上是复合型Ⅰ-Ⅱ型裂隙[11]。其尖端应力为 σr 1 22πr姨 KⅠ（３－ｃｏｓθ ） ｃｏｓ θ ２ ＋KⅡ（３ｃｏｓθ－１ ） ｓｉｎ θ ２ 姨姨 σθ 1 22πr姨 ｃｏｓ θ ２ KⅠｃｏｓ2θ ２ - 3 ２ KⅡｓｉｎ 姨姨 θ τrθ 1 22πr姨 ｃｏｓ θ ２ KⅠsinθKⅡ（３ｃｏｓθ－１姨姨）（６） 式中 σr、 σθ、 τrθ为极坐标系中裂隙尖端某点斜 截面上的应力分量， MPa； r 为该点至坐标系原点的 距离， m； θ 为该点处任意斜截面法线方向与原裂纹 方向的夹角，（） ； KⅠ、 KⅡ为裂隙尖端在爆生气体、 瓦 斯气体压力及煤体远场应力耦合作用下的应力强度 因子。 33 ChaoXing 第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 由叠加原理得 KⅠ- 1 2 πa姨（σ１＋σ３） － （σ１－σ３） ｃｏｓ２ 姨姨 β ＋ ２ １－Ｄ ａ π姨 ａ ０ 乙 ｐ （ｘ） a ２ －ｘ ２ 姨 ｄｘ＝ ２ｐ０ π ２ － 乙乙 １ ａ π姨 ＋pｇπa姨（７） KⅡ＝－ １ ２ πa姨［ （σ１－σ３） sin２β（８） 式中 a 为裂隙长度， m； β 为裂纹与最大主应力 的夹角， （） ； p0为孔壁所受爆生气体初始压力， MPa； ｐ （ｘ）为裂隙中任一处爆生气体压力， MPa， 因 爆生裂隙形成耗时极短，假设爆生气体压力在裂隙 扩展方向为线性分布， ｐ （ｘ） ＝ｐ０（ａ－ｘ） /ａ； Ｄ 为损伤变 量； pg为孔隙内部瓦斯压力， MPa。 由式 （6） 式 （8） 可以看出， 由于瓦斯压力的存 在，使裂隙尖端应力强度因子及应力值得以增大， 有利于煤体爆破裂隙扩展。 3煤体爆破裂隙扩展模拟及结果 3.1煤体数值模型 模型尺寸为 200 cm200 cm1 cm（长宽厚 度） ， 采用 ALE 流固耦合算法。 考虑实际爆破作业中 煤体为无限体，将模型边界面设置为无反射边界， 以吸收到达模型边界的爆炸应力波防止其在边界反 射影响模拟效果。由于模型对称且为节约计算资 源， 建模时只建立模型的 1/4， 同时在对称面施加位 移约束，模型包含单元 65 712 个，节点数 76 430 个。煤体爆破力学模型如图 1。 采用各向同性和随动硬化塑性模型模拟含瓦斯 煤在爆破荷载作用下的破坏过程。在爆炸冲击载荷 下煤体的变形破坏以压剪破坏和拉伸破坏为主[12]， 单元的破坏由动态抗压强度和动态抗拉强度控制， 通过在 K 文件中定义失效关键字 *mat_add_erosion 实现。普通煤体物理力学参数见表 1。 为体现瓦斯吸附作用下煤体与普通煤体力学性 质的差异性， 借鉴文献 ［5］ 中不同瓦斯压力试验下 煤体力学参数，不同瓦斯压力下煤体物理力学参数 见表 2。 炸 药 选 用 DYNA 自 带 高 能 炸 药 材 料 模 型 MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN， 炸药爆轰过程中的 化学反应通过 JWL 状态方程描述,即 p′A 1- ω R1V 乙乙e -R1V B 1- ω R2V 乙乙e -R2V ωE0 V （９） 式中 p′为爆轰压力； V 为相对体积； E0为初始 内能，取 8 GPa； A、 B、 R1、 R2、 ω 为 JWL 方程参数， A541 GPa， B9.4 GPa， R14.5， R21.1， ω0.35。 3.2煤体爆破裂隙分布特征 普通煤体爆破裂隙扩展如图 2。炸药爆炸后， 应 力波以柱面波的形式向煤体深部传播。100 μs 时， 炮孔周围煤体因动抗压强度低于爆炸冲击波压力载 荷而被压碎形成爆炸空腔； 400 μs 时，由于爆炸冲 击波已经衰减为压缩应力波，其强度已不能使煤体 发生压缩破坏，但其生成的拉应力大于煤体动抗拉 强度导致其发生拉伸破坏，使煤体内出现与空腔相 互贯通的径向裂隙； 1 000 μs 时，裂隙进一步扩展， 最终在煤体内形成交叉裂隙网。不同瓦斯压力下煤 体爆破裂隙扩展如图 3。 瓦斯压力 /MPa 弹性模量 E/GPa 抗压强度 σc/MPa 泊松比 μ 02.06130.0200.294 11.74924.9620.327 21.56920.2340.393 密度 ρ / （kg m-3） 弹性模量 Ｅ/GPa 泊松比 μ 1 4002.0610.294 切线模量 Ｅｔａｎ/GPa 屈服强度 σ０/MPa 1.515.7 图1煤体爆破力学模型 Fig.1Coal blasting mechanics model 表1普通煤体物理力学参数 Table 1Ordinary coal body physical and mechanical parameters 表2不同瓦斯压力下煤体物理力学参数 Table 2Physical and mechanical parameters of coal under different gas pressures 34 ChaoXing 第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 图2普通煤体爆破裂隙扩展 Fig.2Ordinary coal body explosion rupture expansion 随着瓦斯压力增大， 煤体的力学性质发生改变， 煤体弹性模量及抗压强度降低，泊松比呈升高趋 势。 通过观察裂隙扩展可以发现， 在 700μs 时， 爆炸 应力波刚到达模型边界，爆破径向裂隙逐渐发育。 随着瓦斯压力增大，裂隙圈半径逐渐增大，瓦斯压 力为 2 MPa 的煤体已形成次生微裂隙； 1 000μs 时， 在拉、压应力的耦合作用下爆破主裂隙持续向煤体 深部扩展， 3 种瓦斯压力作用下的煤体内均已出现 次生微裂隙，且微裂隙发展程度随瓦斯压力依次增 大； 2 500μs 时， 爆炸过程已基本结束。由于瓦斯压 力增大，煤体抗压强度降低，在冲击波衰减为应力 波前受爆炸冲击波压缩破坏的煤体单元增多，使爆 炸形成的粉碎区半径增大。且瓦斯压力越大，其对 煤体力学性质的弱化程度越大，同时裂隙在爆破应 力波及瓦斯压力作用下在尖端发生应力集中， 从而促 使裂隙进一步扩展，最终致使煤体中裂隙数量增多 且分布密集， 所得结果与文献[2]分析一致。 测量得到各个时刻粉碎区及裂隙区半径。由于 模型中裂隙形成为单元失效被删除的结果，为体现 不同瓦斯压力作用下煤体裂隙扩展的密集程度， 通 过后处理得到煤体失效单元数，不同瓦斯压力下煤 体裂隙参数见表 3。 由表 3 可知， 因瓦斯压力增大， 使含瓦斯煤体力 学性质发生变化。在相同的爆炸载荷下， 粉碎区、 裂 隙区半径以及煤体失效单元数均呈增大趋势，即煤 体内裂隙密集程度随瓦斯压力增大而增大，煤体破 碎程度相应增大。 3.3煤体内应力场传播规律 为探究瓦斯压力作用下煤体力学性质改变对煤 体爆破应力波传播的影响， 取模型爆破近区 A、 中区 测点单元 B， 远区单元 C， 测点单元压力时程曲线如 图 4。由图 4 可知， 由于瓦斯作用致煤体强度弱化， 在爆破近区，用于粉碎煤体造成压缩破坏的爆轰能 量消耗增大，单元峰值压力随瓦斯压力增大略有降 低， 压力曲线第 2 个波峰峰值压力增大， 且作用时间 增长，促进煤体碎化。此时对裂隙扩展起主导作用 的为爆炸冲击波及爆生气体，瓦斯压力与爆生气体 压力相差 34 个数量级[1]， 其对裂隙扩展作用可不 予考虑。 在爆破中远区，爆炸冲击波以指数形式迅速衰 减为应力波。此时受瓦斯压力影响，单元峰值压力 随瓦斯压力增大而升高，裂隙尖端在爆炸应力波、 爆生气体压力和瓦斯压力耦合作用下发生应力集 中，促使煤体内主裂隙持续发展，并激发次生微裂 隙， 且含瓦斯煤体中应力场衰减速度低于普通煤体， 应力水平趋于煤体内瓦斯压力值，应力作用时间增 长， 促使煤体破碎， 最终在煤体内形成交叉裂隙网。 瓦斯压力 /MPa 粉碎区 半径/cm 裂隙区半径/cm 700 s1 000 s700 s1 000 s2 500 s 012.036.052.11 1611 5034 359 118.847.665.61 3451 6394 822 224.752.471.71 6712 4566 244 煤体失效单元数 图3不同瓦斯压力下煤体爆破裂隙扩展 Fig.3Expansion of coal burst rupture under different gas pressures 表3不同瓦斯压力下煤体裂隙参数 Table 3Coal body fracture parameters under different gas pressures 35 ChaoXing 第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 图5煤体孔间爆破裂隙扩展 Fig.5Expansion of the rupture gap between the pores of the coal body 3.4煤体双孔爆破裂隙扩展 建立煤体双孔爆破模型，模型尺寸为 400 cm 200 cm1 cm，探究不同瓦斯压力强度弱化作用下 煤体孔间裂隙扩展规律。煤体孔间爆破裂隙扩展如 图 5。由图 5 可知， 爆破开始后， 爆破主裂隙由孔壁 向四周延伸，同时次生微裂隙逐渐发育，孔间应力 波叠加，使炮孔连线处煤体应力增大，最终孔间裂 隙相互贯通， 煤体被充分破碎。随着瓦斯压力增大， 煤体力学性质弱化程度加大，爆破形成的爆炸空腔 愈大， 孔间裂隙贯通愈早， 爆生裂隙发展愈充分； 两 孔连线间煤体破碎程度随之增大，爆破次生微裂隙 数量明显增多，垂直于炮孔连线处裂隙越密集， 应 力集中区域随裂隙增多而扩大。可见爆炸冲击波、 应力波、爆生气体与瓦斯压力的耦合作用下可增进 煤体爆破裂隙发展， 促进煤体破碎。 4结论 1） 由于瓦斯气体赋存的影响， 使得煤体力学性 质发生变化。在相同的爆炸载荷下， 粉碎区、 裂隙区 半径均呈增大趋势，裂隙在爆破应力波及瓦斯压力 作用下在尖端发生应力集中， 使裂隙进一步扩展。 2） 在爆破近区， 煤体单元峰值压力随瓦斯压力 增大略有降低， 压力曲线第 2 个波峰作用时间增长， 促进煤体碎化。在爆破中远区，爆炸冲击波以指数 形式迅速衰减为应力波，单元峰值压力随瓦斯压力 增大而升高，煤体内主裂隙持续发展并激发次生裂 隙， 最终致使煤体中裂隙数量增多且分布密集。 3） 煤体孔间爆生裂隙发展程度随煤体强度降低 而增大，孔间裂隙贯通愈早。两孔连线间煤体破碎 程度越大， 垂直于炮孔连线处裂隙发展越充分。 图4测点单元压力时程曲线 Fig.4pressure point time curves of measuring point unit 36 ChaoXing 第 51 卷第 5 期 2020 年 5 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.5 May 2020 参考文献 ［１］ 褚怀保， 杨小林， 梁为民， 等．煤体爆破作用机理模拟 试验研究 ［Ｊ］ ．煤炭学报， ２０１１， ３６ （９） １４５１－１４５６． ［２］ 褚怀保， 王金星， 杨小林， 等．瓦斯气体在煤体爆破损 伤断裂过程中的作用机理研究 ［Ｊ］ ．采矿与安全工程 学报， ２０１４， ３１ （３） ４９４－４９８． ［３］ 褚怀保， 杨小林， 梁为民， 等．含瓦斯煤体爆破损伤模 型研究 ［Ｊ］ ．煤矿安全， ２０１５， ４６ （１１） ２４－２６． ［４］ 解北京， 赵泽明， 徐晓萌， 等．含瓦斯煤锤击破坏 ＨＪＣ 本构模型及数值模拟 ［Ｊ］ ．煤炭学报， ２０１８， ４３ （１０） ２７８９－２７９９． ［５］ 高保彬， 吕蓬勃， 郭放．不同瓦斯压力下煤岩力学性质 及声发射特性研究 ［Ｊ］ ．煤炭科学技术， ２０１８， ４６ （１） １１２－１１９． ［６］ 肖晓春， 王磊， 吴迪， 等．瓦斯吸附作用下煤岩力学行 为及声－电荷反演 ［Ｊ］ ．中国安全科学学报， ２０１８， ２８ （７ ） ８２－８７． ［７］ 孔海陵， 陈占清， 王路珍．考虑瓦斯压力的煤体三轴抗 压强度研究 ［Ｊ］ ．煤矿安全， ２０１２， ４３ （７） ２３－２５． ［８］ 朱晶晶， 李夕兵， 宫凤强， 等．冲击荷载作用下砂岩的 动力学特性及其损伤特性研究 ［Ｃ］ //第六届中国公路 科技创新高层论坛．北京 中国公路学会， ２０１３． ［９］ 徐晓萌．含瓦斯煤冲击破坏特性及其瞬变电磁特征实 验研究 ［Ｄ］ ．北京 中国矿业大学 （北京） ， ２０１７． ［１０］ 褚怀保， 杨小林， 梁为民， 等．煤体爆破损伤规律模拟 试验研究 ［Ｊ］ ．采矿与安全工程学报， ２０１１， ２８ （３ ） ４８8. ［１１］ 褚怀保， 杨小林， 侯爱军， 等．含瓦斯煤体爆破作用机 理数值模拟研究 ［Ｊ］ ．采矿与安全工程学报， ２０１１， ２８ （４） ６４４－６４８． ［１２］ 郭德勇， 赵杰超， 吕鹏飞， 等．煤层深孔聚能爆破有效 致裂范围探讨 ［Ｊ］ ．工程科学学报， ２０１９， ４１ （５） ５８２． 作者简介 谢全敏 （１９６８） ， 男， 四川泸州人， 教授， 硕 士研究生导师， 博士， ２００４ 年毕业于武汉理工大学， 主要研 究方向为岩土工程防灾减灾。 （收稿日期 ２０１９－０７－１２； 责任编辑 王福厚） 37 ChaoXing