開采擾動下非等強(qiáng)超前支護(hù)巷道圍巖響應(yīng)

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(hù)的設(shè)計及支護(hù)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(hù)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(xué)特性，并根據(jù)圍巖的應(yīng)力、應(yīng)規(guī)律改進(jìn)超前支護(hù)的控制方法，是防治煤礦工程災(zāi)害，實(shí)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(nèi)外很多專家學(xué)者對煤層巷道圍巖支護(hù)的穩(wěn)定性進(jìn)行了深入的研究，主要包括：何滿潮[3]通過理論研究、室內(nèi)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(xué)特性的力學(xué)特性，證明各種動力擾動，包括地震、爆破、開采、掘進(jìn)擾動都對巷道圍巖穩(wěn)定性產(chǎn)生極大影響。高富強(qiáng)[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(qiáng)烈擾動下巷道圍巖的應(yīng)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(yīng)力條件下深部巷道圍巖，分析圍巖動態(tài)力學(xué)響應(yīng)進(jìn)行，得到地應(yīng)力狀態(tài)強(qiáng)度與圍巖失穩(wěn)規(guī)律。李夕兵[6]運(yùn)用顆粒流軟件PFC2D以沙壩礦某高應(yīng)力巷道為研究對象，進(jìn)行動力擾動力學(xué)分析，探討了高應(yīng)力巷道在動力擾動下的力學(xué)響應(yīng)規(guī)律。溫穎遠(yuǎn)[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(yīng)，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(xué)響應(yīng)進(jìn)行數(shù)值分析，探討了巷道失穩(wěn)與原巖垂直，水平應(yīng)力以及動態(tài)擾動強(qiáng)度大小的關(guān)系并對巷道進(jìn)行支護(hù)優(yōu)化設(shè)計。

現(xiàn)有研究中多針對巷道超前支護(hù)下的靜力學(xué)分析，以及地震波、爆破等應(yīng)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(hù)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(jī)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(xué)模型，分析研究了采煤機(jī)滾筒截割擾動對圍巖穩(wěn)定性的影響，并以此為基礎(chǔ)，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(jié)果對提高超前巷道的圍巖穩(wěn)定性具有重要的理論和實(shí)際意義。

1 陽煤集團(tuán)新元煤礦3405工作面概況

1.1 數(shù)值模擬的地質(zhì)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(jié)構(gòu)比較簡單，屬于中灰、低硫的優(yōu)質(zhì)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(zhì)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(dǎo)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(zhì)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(zhì)泥巖，老底為18.95 m厚的中粒砂巖。

1.2 采煤機(jī)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(jī)生成不同大小的30萬煤巖顆粒。根據(jù)3405工作面現(xiàn)實(shí)工況，分別設(shè)置粗、細(xì)骨料方差為0.8、0.15，粗細(xì)骨料比為2∶3，通過顆粒工廠將不同尺寸、材料的顆粒進(jìn)行隨機(jī)混合，形成煤與巖石的復(fù)合體，根據(jù)地質(zhì)條件對模型進(jìn)行參數(shù)設(shè)置，如表1、2所示。

圖1 采煤機(jī)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(shè)置采煤機(jī)截割轉(zhuǎn)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(jī)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(xiàn)[9]中采煤機(jī)實(shí)驗載荷可知，兩者間相差2%在誤差允許范圍內(nèi)，說明此仿真得出載荷可用。將滾筒與煤壁間的三向接觸應(yīng)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(jìn)行擬合，得到如圖2所示擬合曲線。

利用Flac3D模擬采煤機(jī)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(yīng)力波，應(yīng)力波時程曲線如圖2所示，應(yīng)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(jī)擾動走向，傾向應(yīng)力峰值約為0.1 MPa；法向應(yīng)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(yīng)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(nèi)部施加自重漸變應(yīng)力，下部邊界為固支約束，側(cè)面施加梯形壓應(yīng)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(jìn)行工作面上三向應(yīng)力波加載，為了充分檢測巷道圍巖應(yīng)力和位移響應(yīng)，設(shè)置動態(tài)時間為0.2 s，采用靜態(tài)邊界設(shè)置及瑞利阻尼。

表4 頂?shù)装宓奈锢砹W(xué)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(jìn)行靜力學(xué)分析等強(qiáng)超前支護(hù)條件下圍巖的響應(yīng)，支護(hù)強(qiáng)度分別為0 MPa，0.2 MPa，0.4 MPa，0.6 MPa，0.8 MPa。3405工作面設(shè)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(nèi)比較劇烈，為了進(jìn)一步提高安全生產(chǎn)，類比相鄰工作面支護(hù)情況多布置兩組超前液壓支架，3405工作面超前順槽支護(hù)范圍設(shè)計為距離工作面30 m范圍內(nèi)，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(yīng)力場。

2) 設(shè)置檢測巷道圍巖位移及應(yīng)力響應(yīng)的觀測點(diǎn)。

3) 開挖巷道及工作面，進(jìn)行超前支護(hù)，計算直至靜力平衡。

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

4) 在之前靜力學(xué)分析基礎(chǔ)上，設(shè)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(yīng)力波，開始動力計算直至平衡結(jié)束。

得到頂板的位移時步曲線和時間時步直線，運(yùn)用Matlab軟件對所得的曲線進(jìn)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(qiáng)超前支護(hù)(超前支護(hù)強(qiáng)度隨頂板位移變化)，開采擾動對巷道圍巖位移及應(yīng)力的影響。

3 非等強(qiáng)超前支護(hù)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(hù)條件下的各監(jiān)測點(diǎn)位移時程曲線，并通過Matlab擬合得到各點(diǎn)位移隨時間變化函數(shù)G(x)。在靜力學(xué)模型基礎(chǔ)上，巷道頂板施加非等強(qiáng)超前支護(hù)，同時對工作面施加開采擾動，利用支護(hù)強(qiáng)度函數(shù)R=Δl·η，及位移時間變化函數(shù)G(x)，得到支護(hù)強(qiáng)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(hù)強(qiáng)度分別為-0.750G1(x)，-0.776G2(x)，-0.793G3(x)，-0.826G4(x)，進(jìn)行動力學(xué)模擬，計算時間為0.2 s。

3.1 位移分析

開采擾動下，非等強(qiáng)支護(hù)條件下頂板位移動態(tài)響應(yīng)結(jié)果，如圖3所示。

圖3 非等強(qiáng)支護(hù)位移時程曲線

由圖3中4個監(jiān)測點(diǎn)位移隨時間變化曲線分析可以得出，非等強(qiáng)超前支護(hù)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(jìn)行進(jìn)一步調(diào)整；非等強(qiáng)超前支護(hù)將頂板位移波動控制在0.8 mm及更小的范圍內(nèi)，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(fēng)險。

3.2 應(yīng)力分析

圖4為非等強(qiáng)支護(hù)條件下各頂板監(jiān)測點(diǎn)垂直應(yīng)力隨時間變化規(guī)律，從中可以看出，非等強(qiáng)支護(hù)下，各點(diǎn)起始應(yīng)力在-0.1～0 MPa之間，使頂板圍巖內(nèi)應(yīng)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(nèi)部應(yīng)力受開采擾動影響越大，0～5 m內(nèi)頂板垂直應(yīng)力波動明顯，10～20 m內(nèi)頂板垂直應(yīng)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(jìn)行調(diào)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(yīng)力時程曲線

4 實(shí)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(zāi)害防治重點(diǎn)實(shí)驗室”三維相似模擬實(shí)驗臺，按照1:40幾何相似常數(shù)建立模擬陽煤集團(tuán)新元煤礦3405工作面相似實(shí)驗?zāi)Ｐ停鐖D5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(shí)驗臺尺寸的局限性以及3405工作面巷道的實(shí)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(fēng)巷道和工作面進(jìn)風(fēng)巷道，3405工作面回風(fēng)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(shí)驗的準(zhǔn)確性，對相似實(shí)驗?zāi)Ｐ瓦M(jìn)行非等強(qiáng)超前支護(hù)方式模擬實(shí)驗。

圖5 相似材料實(shí)驗?zāi)Ｐ?/p>

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

圖6 實(shí)驗與模擬位移曲線對比

圖7 實(shí)驗與模擬應(yīng)力曲線對比

5 結(jié)論

1) 非等強(qiáng)超前支護(hù)將頂板位移波動控制在0.8 mm及更小的范圍內(nèi)，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(fēng)險。非等強(qiáng)支護(hù)下，各點(diǎn)起始應(yīng)力為-0.1～0 MPa之間，頂板圍巖內(nèi)應(yīng)力值小，有利于頂板穩(wěn)定。

2) 距離工作面越近，頂板內(nèi)部應(yīng)力受開采擾動影響越大，0～5 m內(nèi)頂板垂直應(yīng)力波動明顯，10～20 m內(nèi)頂板垂直應(yīng)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(jìn)行調(diào)整，即可削弱開采擾動對圍巖穩(wěn)定性的影響。