牛虎明

(陜西陜煤陜北礦業(yè)有限公司， 陜西 榆林 719000)

0 引言

煤礦兩巷超前支護的設計及支護效果對控制巷道圍巖穩(wěn)定性具有重要意義，工作面開采所帶來的擾動是影響巷道支護安全的因素之一[1-2]，因此研究圍巖在工作面開采擾動下的力學特性，并根據(jù)圍巖的應力、應規(guī)律改進超前支護的控制方法，是防治煤礦工程災害，實現(xiàn)礦井下安全開采，提高工作面開采速度的必要途徑。

國內外很多專家學者對煤層巷道圍巖支護的穩(wěn)定性進行了深入的研究，主要包括：何滿潮[3]通過理論研究、室內及現(xiàn)場試驗研究分析深部開采與淺部開采巖體工程力學特性的力學特性，證明各種動力擾動，包括地震、爆破、開采、掘進擾動都對巷道圍巖穩(wěn)定性產生極大影響。高富強[4]建立深部巷道二維動力模型，利用有限元分析軟件FLac分析強烈擾動下巷道圍巖的應力，位移及塑性場的變化。左宇君[5]通過RFPA軟件模擬動態(tài)應力條件下深部巷道圍巖，分析圍巖動態(tài)力學響應進行，得到地應力狀態(tài)強度與圍巖失穩(wěn)規(guī)律。李夕兵[6]運用顆粒流軟件PFC2D以沙壩礦某高應力巷道為研究對象，進行動力擾動力學分析，探討了高應力巷道在動力擾動下的力學響應規(guī)律。溫穎遠[7]通過Flac3D模擬不同硬度煤層巷道在地震波影響下巷道圍巖響應，分析得出軟硬兩種硬度煤層巷道在動力擾動下的穩(wěn)定性變化規(guī)律。胡毅夫[8]以某一大型深部巷道為例，采用Flac3D對動力擾動下巷道圍巖力學響應進行數(shù)值分析，探討了巷道失穩(wěn)與原巖垂直，水平應力以及動態(tài)擾動強度大小的關系并對巷道進行支護優(yōu)化設計。

現(xiàn)有研究中多針對巷道超前支護下的靜力學分析，以及地震波、爆破等應力波對巷道圍巖的穩(wěn)定性影響，考慮工作面動態(tài)載荷對超前支護下巷道圍巖穩(wěn)定性影響的研究相對較少，本文在上述的研究成果上，通過仿真測得采煤機滾筒的截割載荷，并以此作為擾動，建立了超前支架與圍巖耦合力學模型，分析研究了采煤機滾筒截割擾動對圍巖穩(wěn)定性的影響，并以此為基礎，提出了超前液壓支架與圍巖間的動態(tài)非均布控制策略，研究結果對提高超前巷道的圍巖穩(wěn)定性具有重要的理論和實際意義。

1 陽煤集團新元煤礦3405工作面概況

1.1 數(shù)值模擬的地質背景

3405工作面超前巷道3#煤層總體覆存比較穩(wěn)定，煤層結構比較簡單，屬于中灰、低硫的優(yōu)質貧瘦煤。煤層主要以亮煤為主，煤層中一般含1～2層厚度為0.02～0.05 m的泥質夾矸。煤層頂板由于長時間受沉積環(huán)境及古河床沖蝕影響,導致煤層變薄現(xiàn)象。煤層傾角一般為2°～8°，平均5°，煤層厚度2.00～3.30 m，平均2.50 m。

3405工作面頂板的直接頂為6.60 m厚的黑色砂質泥巖，老頂為4.5 m厚的中粒砂巖，3#煤層上部存在一層高嶺石為2.47 m厚的泥巖偽頂，直接底為4.0 m厚的黑色砂質泥巖，老底為18.95 m厚的中粒砂巖。

1.2 采煤機滾筒載荷獲取與擾動模型建立

采用EDEM建立滾筒截割煤層的仿真模型如圖1所示，其中煤層厚度為3 m，滾筒直徑為1.8 m，采用正態(tài)分布法在隨機生成不同大小的30萬煤巖顆粒。根據(jù)3405工作面現(xiàn)實工況，分別設置粗、細骨料方差為0.8、0.15，粗細骨料比為2∶3，通過顆粒工廠將不同尺寸、材料的顆粒進行隨機混合，形成煤與巖石的復合體，根據(jù)地質條件對模型進行參數(shù)設置，如表1、2所示。

圖1 采煤機動態(tài)截割模型

表1 材料參數(shù)

表2 材料間相互作用參數(shù)

設置采煤機截割轉速ω=30 r/min，截齒數(shù)n=40，牽引速度3 m/min，截深800 mm，采煤機擾動頻率f=n·(ω/60)=20 Hz。通過仿真獲取滾筒與煤壁間的三向載荷力，對比文獻[9]中采煤機實驗載荷可知，兩者間相差2%在誤差允許范圍內，說明此仿真得出載荷可用。將滾筒與煤壁間的三向接觸應力波時程曲線數(shù)據(jù)，采用Matlab中Fourier二階函數(shù)對數(shù)據(jù)進行擬合，得到如圖2所示擬合曲線。

利用Flac3D模擬采煤機對工作面的開采擾動影響，在工作面上施加走向、傾向、法向3個應力波，應力波時程曲線如圖2所示，應力波函數(shù)為F(x)=a0+a1cos(t·w)+b1sin(t·w)+a2cos(2tw)+b2sin(2tw)，其中各常數(shù)值如表3所示。3405工作面采煤機擾動走向，傾向應力峰值約為0.1 MPa；法向應力峰值為0.35 MPa；擾動頻率近似為20 Hz，動態(tài)持續(xù)作用時間為50 ms。

圖2 3個方向應力波曲線

表3 函數(shù)各常數(shù)值

2 數(shù)值模擬模型和方案

2.1 模型的建立

數(shù)值模擬采用Flac3D 5.0建立三維數(shù)值模型，三維模型的外形尺寸為長×寬×高=100 m×100 m×37 m，巷道為矩形，巷道尺寸為長×寬×高=100 m×4.5 m×3 m，采煤工作面尺寸為長×寬=20 m×3 m。模型頂部距地表300 m，模型上下部邊界及內部施加自重漸變應力，下部邊界為固支約束，側面施加梯形壓應力并限定x和y方向位移，取重力加速度10 m/s2，計算采用摩爾庫倫模型。模型各層巖性參數(shù)如表4所示。

采用Flac3D數(shù)值模擬軟件中的動力分析功能，利用Fish函數(shù)進行工作面上三向應力波加載，為了充分檢測巷道圍巖應力和位移響應，設置動態(tài)時間為0.2 s，采用靜態(tài)邊界設置及瑞利阻尼。

表4 頂?shù)装宓奈锢砹W參數(shù)

2.2 模擬方案

為了減小開采擾動對煤層巷道圍巖變形的影響，首先用FLac3D仿真軟件進行靜力學分析等強超前支護條件下圍巖的響應，支護強度分別為0 MPa，0.2 MPa，0.4 MPa，0.6 MPa，0.8 MPa。3405工作面設計選擇的超前支架每架長約5 m，相鄰工作面超前支承壓力影響范圍在距離工作面20 m范圍內比較劇烈，為了進一步提高安全生產，類比相鄰工作面支護情況多布置兩組超前液壓支架，3405工作面超前順槽支護范圍設計為距離工作面30 m范圍內，沿工作面走向共布置6組超前支架。模擬步驟為：

1) 在模型邊界上施加靜力載荷，模擬地下300 m處的原巖應力場。

2) 設置檢測巷道圍巖位移及應力響應的觀測點。

3) 開挖巷道及工作面，進行超前支護，計算直至靜力平衡。

由分析結果得出超前支架壓縮量剛度系數(shù)，其次模擬無超前支護條件下開采擾動對巷道圍巖影響。

4) 在之前靜力學分析基礎上，設置動態(tài)邊界條件，在工作面施加沿x軸、y軸及z軸三個方向的開采擾動應力波，開始動力計算直至平衡結束。

得到頂板的位移時步曲線和時間時步直線，運用Matlab軟件對所得的曲線進行擬合，得到位移時間函數(shù)。最后利用求得的剛度系數(shù)及位移時間函數(shù)模擬分析非等強超前支護(超前支護強度隨頂板位移變化)，開采擾動對巷道圍巖位移及應力的影響。

3 非等強超前支護條件下開采擾動模擬分析

首先通過Origin軟件及函數(shù)R=Δl·η擬合求出各組支架剛度系數(shù)η。之后模擬施加工作面開采擾動，得到無超前支護條件下的各監(jiān)測點位移時程曲線，并通過Matlab擬合得到各點位移隨時間變化函數(shù)G(x)。在靜力學模型基礎上，巷道頂板施加非等強超前支護，同時對工作面施加開采擾動，利用支護強度函數(shù)R=Δl·η，及位移時間變化函數(shù)G(x)，得到支護強度隨時間變化函數(shù)R=-G(x)·η，第一組到第四組液壓支架的支護強度分別為-0.750G1(x)，-0.776G2(x)，-0.793G3(x)，-0.826G4(x)，進行動力學模擬，計算時間為0.2 s。

3.1 位移分析

開采擾動下，非等強支護條件下頂板位移動態(tài)響應結果，如圖3所示。

圖3 非等強支護位移時程曲線

由圖3中4個監(jiān)測點位移隨時間變化曲線分析可以得出，非等強超前支護條件下，距離工作面越近，頂板位移波動上下峰值相差越大，5 m處頂板位移上下波動尤為明顯，可以通過位移圖像對支架的控制方式進行進一步調整；非等強超前支護將頂板位移波動控制在0.8 mm及更小的范圍內，減小了頂板位移的波動幅度，減小頂板因多次大幅波動而失穩(wěn)的風險。

3.2 應力分析

圖4為非等強支護條件下各頂板監(jiān)測點垂直應力隨時間變化規(guī)律，從中可以看出，非等強支護下，各點起始應力在-0.1～0 MPa之間，使頂板圍巖內應力值小，有利于頂板穩(wěn)定。從圖4中還可以看出，距離工作面越近，頂板內部應力受開采擾動影響越大，0～5 m內頂板垂直應力波動明顯，10～20 m內頂板垂直應力變化基本一致，只需對靠近采空區(qū)的第一組支架的控制方式進行調整，即可削弱開采擾動對圍巖穩(wěn)定性的影響。

圖4 頂板垂直應力時程曲線

4 實驗驗證

依據(jù)相似模擬理論，利用“遼寧省教育廳礦山沉陷災害防治重點實驗室”三維相似模擬實驗臺，按照1:40幾何相似常數(shù)建立模擬陽煤集團新元煤礦3405工作面相似實驗模型，如圖5所示，按照煤層分布情況澆筑2.0 m×1.0 m×1.0 m相似材料模型。由于實驗臺尺寸的局限性以及3405工作面巷道的實際布置，取工作面15 m(模型375 mm)長度為研究對象，在模型中開挖工作面回風巷道和工作面進風巷道，3405工作面回風巷道中總計布置6組超前液壓支架，布置方式與位置均和仿真相同以保證相似實驗的準確性，對相似實驗模型進行非等強超前支護方式模擬實驗。

圖5 相似材料實驗模型

通過圖6與圖7可以看出實驗得到的頂板位移和應力時間曲線結果與動態(tài)模擬分析結果相近，進一步驗證了Flac3D模擬所得各項數(shù)據(jù)及結論的準確性及合理性。

圖6 實驗與模擬位移曲線對比

圖7 實驗與模擬應力曲線對比

5 結論

1) 非等強超前支護將頂板位移波動控制在0.8 mm及更小的范圍內，減小了頂板位移的波動幅度，減小頂板因多次大幅波動而失穩(wěn)的風險。非等強支護下，各點起始應力為-0.1～0 MPa之間，頂板圍巖內應力值小，有利于頂板穩(wěn)定。

2) 距離工作面越近，頂板內部應力受開采擾動影響越大，0～5 m內頂板垂直應力波動明顯，10～20 m內頂板垂直應力變化基本一致，只需對靠近采空區(qū)的第一組支架的控制方式進行調整，即可削弱開采擾動對圍巖穩(wěn)定性的影響。