Study on airflow-coal dust dispersion pattern and control technology in fully mechanized mining face
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摘要:
综采工作面采煤机在截割煤体时会产生明显的湍流风，使得采煤区风速发生变化，诱导煤尘颗粒向人行道区域横向扩散。为探究截割湍流风对截割煤尘横向扩散规律的影响，采用多重参考系（MRF）模型对滚筒旋转割煤进行仿真，对不同割煤状态下综采工作面风流−煤尘耦合运移规律进行数值模拟，得到工作面风流分布与煤尘浓度分布的关系。为降低截割湍流风对煤尘横向扩散的影响，提出一种采煤机尘源跟踪喷雾降尘系统，通过安装在支架顶梁或前探梁上的喷雾装置在采煤机滚筒与人行道间形成雾幕，削弱截割湍流风的扰动作用，阻隔煤尘颗粒横向扩散，实现对滚筒截割尘源的动态跟踪。仿真结果表明，不同割煤状态下滚筒转动产生的截割湍流风使风流向人行道区域发生偏移，当滚筒转速为29.29 r/min、系统风速为1.40 m/s时，其横向偏移分速度可超过0.54 m/s，并使煤尘颗粒向人行道区域扩散，出现浓度超过300 mg/m3的煤尘团，尤其是顺风割煤时煤尘横向扩散更为明显，人行道处煤尘浓度达385.12 mg/m3。现场测试结果表明，采煤机尘源跟踪喷雾降尘技术的降尘率达83.68%，且单个喷洒点的待机能耗低于10 W。
Abstract:The shearer in a fully mechanized mining face generates significant turbulent airflow during coal cutting, resulting in changes in airflow velocity in the mining area and causing the lateral dispersion of coal dust particles toward pavements. To investigate the effect of cutting-induced turbulent airflow on the lateral dispersion of coal dust, the Multiple Reference Frame (MRF) model was applied to simulate drum rotation during coal cutting. Numerical simulations were conducted to analyze the coupled transport patterns of airflow and coal dust under different coal cutting conditions, revealing the relationship between airflow distribution and coal dust concentration distribution in the mining face. To reduce the impact of cutting-induced turbulent airflow on the lateral dispersion of coal dust, a dust source tracking and spray dust suppression system for the shearer was proposed. The system formed a mist curtain between the shearer drum and the pavements using spray devices installed on the canopy or the front cantilever beam of the support. It effectively mitigated the disturbance caused by turbulent airflow, prevented the lateral dispersion of coal dust particles, and enabled dynamic tracking of the dust source generated by drum cutting. The simulation results showed that the turbulent airflow generated by drum rotation under different cutting conditions caused airflow to shift laterally toward the pavements. When the drum rotation speed reached 29.29 r/min and the system airflow velocity was 1.40 m/s, the lateral velocity shift exceeded 0.54 m/s, causing coal dust particles to diffuse into the pavements and resulting in coal dust concentrations exceeding 300 mg/m3. This phenomenon was particularly pronounced during downwind coal cutting, where the coal dust concentration in the pedestrian area reached 385.12 mg/m3. Field test results indicated that the dust source tracking and spray dust suppression technology for the shearer achieved a dust suppression efficiency of 83.68%, while the standby power consumption of a single spray point remained below 10 W.
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0. 引言
煤炭是我国能源体系的基石，长期以来煤炭工业为我国经济社会发展和国家能源安全稳定供应提供了有力保障[1]。随着我国煤炭资源开采规模的加大、矿井开采的纵深化，对于复杂地质构造条件下的煤层开采，尤其是顶板含水层影响下的煤层开采，巷道围岩变形破坏愈加复杂，支护困难[2-5]。在采动影响及淋水浸蚀双重作用下，软岩巷道围岩变形破坏更加严重，且淋水使锚固剂失效，造成锚杆及锚索锚固力衰减，承载能力下降，严重影响工作面安全生产。因此，研究采动下淋水软岩巷道围岩变形破坏特征，从而优化支护方式，实现巷道围岩变形破坏控制，具有重要的现实意义。
近年来，众多学者针对顶板含水层影响下巷道围岩变形机理与控制从多个方面进行了研究[6-11]。赵善坤[12]针对内蒙古巴彦高勒煤矿在重复采动条件下顶板含水层回风巷道顶底板变形显著的问题，对其变形机理及控制措施进行了研究。姚强岭等[13-14]分析了泥岩顶板巷道遇水导致承载性能降低、发生冒顶的机理，得出顶板岩层中黏土矿物是顶板遇水泥化和膨胀的根本原因。严红等[15]分析了淋涌水型顶板巷道变形破坏特征，提出了以新型防水锚固剂为核心的“四位一体”控制措施。卞跃威等[16]从细观角度分析了水−泥化学作用对泥岩顶板软化和崩解的影响机制。
诸多研究推动了含水层影响下巷道围岩控制技术的发展，但巷道围岩变形破坏机制和相应的控制措施需要因地制宜[17-20]，目前针对顶板淋水与开采扰动情况下软岩巷道围岩变形破坏的相关研究较少，对于软岩巷道顶板淋水与开采扰动同时影响下巷道围岩的变形特征与支护优化技术仍需进一步研究。本文以某煤矿103运输巷道为工程背景，研究软岩巷道围岩变形破坏特征与支护优化技术。
1. 工程背景
某煤矿103运输巷道布置于11号煤层北翼，11号煤层平均埋深为268 m。103运输巷道北部20 m为105采空区，西部为保护煤柱，东部为北轨道大巷，南部为设计的103工作面，103工作面与105工作面之间留设20 m区段煤柱。现场巷道破坏严重区域顶板离层破碎程度高，下沉量较大，巷道整体变形较为严重，且顶板淋水较强，严重影响工作面安全高效生产。巷道位置及破坏情况如图1所示。
11号煤层厚度为2.6～3.0 m，平均厚度为2.74 m；煤层坚固性系数为1～3；含夹矸0～3层。直接顶为砂质泥岩，基本顶为中粒砂岩；直接底为砂质泥岩，基本底为细粒石英砂岩。103运输巷道掘进断面为矩形，宽4.6 m，高3.2 m，面积为14.26 m2，铺底后人行侧净高2.95 m。
距11号煤层顶板上方12 m处有1层6.4 m厚的石英砂岩含水层，灰白色，石英为主，长石次之，含少量黑色有机矿物，小型交错层理，具有未填充不规则裂隙。煤层地质柱状图如图2所示。
103运输巷道在邻近工作面开采重复扰动、向斜构造应力作用、顶板含水层及围岩强度劣化等综合因素影响下，顶板破碎，易冒落，两侧片帮严重，巷道维护难度极大，难以满足回采工作实际需求。因此，本文采用物理相似模拟实验、数值模拟实验相结合的方法，制定合适的支护参数，用于解决现场巷道维护难度大的问题。
2. 顶板淋水条件下巷道围岩变形破坏特征
2.1 物理相似模拟实验设计
采用固液耦合相似材料模拟实验平台研究顶板淋水条件下巷道围岩变形破坏特征，平台内部可铺装模型尺寸为1 440 mm×200 mm×1 000 mm（长×宽×高）。为模拟含水层，模型铺设时在含水层中布置5根透明圆管，通过预埋透明管道注水，模拟含水层内水从岩层接触面渗流进入下岩层，以便观察淋水条件下巷道的变形破坏特征。
根据相似理论，确定模型几何相似比1∶15，依据模型与原型各种参数之间的相似关系，不同岩性岩层选取不同相似材料配比（表1），采用河砂、煤灰作为骨料，石膏、碳酸钙作为黏结材料。隔水层选取以石蜡、凡士林为胶结剂，河砂、碳酸钙为骨料，液压油为调节剂的固流耦合相似材料[21-22]。以8～20目的云母粉作为分层材料，按照确定的相似材料配比铺设模型，如图3所示。由矿井地质资料可知，11号煤层实际埋深约为268 m，因模型尺寸有限，模拟的上覆岩层高度仅为9.75 m，其余258.25 m未模拟的部分需采用油缸加载方式模拟，也可通过油缸加载模拟工作面开采扰动对巷道围岩稳定性的影响。
表 1 相似材料配比Table 1. Ratios of similar materials层位 岩性 模型厚度/cm 配比 河砂/kg 石膏/kg 碳酸钙/kg 煤粉/kg 底板 砂质泥岩 15.0 7∶5∶5 60.48 4.32 4.32 — 煤层 11号煤 18.3 26∶1∶5∶16 45.78 1.76 8.78 18.11 直接顶 泥岩砂质泥岩 25.5 8∶2∶8 104.45 2.61 10.44 — 基本顶 隔水材料 27.9 （河砂∶碳酸钙∶凡士林∶石蜡∶液压油）
15∶0.7∶1.2∶1∶0.9102.57 — 4.79 — 含水层 中粒砂岩 17.4 7∶4∶6 70.16 4.01 6.01 — 注：仅煤层加入煤粉；隔水材料层中除河砂与碳酸钙外，还含有8.21 kg凡士林、6.84 kg石蜡、6.15 kg液压油。 巷道掘进结束后，采用锚网、锚杆、锚索及方形托盘对巷道顶板及两帮进行支护，顶锚杆间排距为56.7 mm×56.7 mm；帮锚杆间排距为80 mm×53.3 mm，距顶板30 mm，每排6根，2排共12根；锚索每排2根，间排距为106.7 mm×113.3 mm，布置在2排锚杆中间，支护方案如图4所示。巷道支护仪器布置如图5所示。
煤层开采过程中破坏了原岩应力场的平衡状态，引起应力重新分布，对于受采动影响的巷道，其维护状况除了受巷道所处位置的自然因素影响外，主要取决于采动影响，因此，实验通过施加载荷的方式模拟工作面开采扰动对巷道稳定性的影响。采用持续逐级加载方式模拟工作面回采过程中顶板周期性破断对巷道产生的动载作用。物理相似模拟实验模型加载至原岩应力时模型顶部的垂直应力为
$$ {\sigma} = \gamma H/{C_\sigma } = 0.2\;{\text{MPa}} $$ (1) 式中：$ \gamma $为围岩平均容重，取25 kN/m3；$ H $为103运输巷道模拟深度，取258 m；$ {C_\sigma } $为应力相似比常数，取31.2。
实验加载方案为从0开始逐级增加，当模型垂直压力加载至0.2 MPa时达到原岩应力，周期来压的应力集中系数对应的垂直载荷见表2。
表 2 应力集中系数对应的垂直载荷Table 2. Vertical load corresponding to stress concentration coefficient应力集中系数 1.0 1.8 2.2 2.9 3.5 4.0 载荷/MPa 0.20 0.36 0.44 0.58 0.70 0.80 2.2 巷道围岩变形破坏特征
实验期间每次加载结束后稳压0.5 h，观察记录巷道表面及围岩变形情况。加压过程中，顶板受动载作用，表面破碎松散，且顶板上方出现离层裂隙并向上扩展。经过多次加载后，巷道顶板发生了不同程度的变形破坏，两帮及底板无明显破坏发生。最后一次加压并稳压0.5 h后，顶板离层裂隙最大高度达6.7 cm，离层裂隙长度由下向上依次为23.2，14.9，9.8 cm。此时巷道支护未失效，顶板下沉量较小，为0.2 cm，如图6所示。
为了研究顶板含水层对围岩变形破坏的影响，在模型顶部加载结束后，从模型顶部含水层位置预留的注水管中注水并静置24 h。24 h后，顶板锚杆锚索支护失效，直接顶出现大范围冒顶， 注水后巷道最终破坏形态如图7所示。从水渗流的路径和范围可看出，水沿着锚索孔向巷道顶板渗流，直接顶遇水泥化，冒落范围再次扩大，巷道顶板最终的冒落高度为16.1 cm，离层高度为17.9 cm。
在顶板无淋水条件下，巷道受开采扰动，支护能有效发挥作用，控制巷道围岩变形，防止巷道失稳。在顶板淋水条件下，由于锚索长度贯穿隔水层，在顶板无横向与纵向裂隙的情况下，锚索孔成为主要导水通道，导致含水层水渗流加剧，直接顶泥岩遇水泥化，导致顶板支护失效。
3. 采动影响下巷道围岩稳定性及水体渗流机制
3.1 数值模拟实验设计
以103运输巷道为工程背景，根据现场煤岩力学参数，采用3DEC软件进行不同支护参数下的数值模拟。采用3DEC内置的库伦滑移模型，模型的块体为弹性，即模型的块体不会发生破坏，岩石的强度和变形能力完全由块体之间的接触面控制。
裂隙的判据基于接触失效理论，具体而言，当块体间的法向位移≥0.04 m时，即可认定块体之间产生了裂隙。模型尺寸为300 m×150 m×150 m（长×厚×高，即X×Y×Z）。岩石物理力学参数见表3。
表 3 煤岩层物理力学参数Table 3. Physical and mechanical parameters of coal and rock layers序号 岩层
名称密度/
（kg·m−3）弹性模
量/104 MPa泊松比 抗拉强
度/MPa黏结力/
MPa内摩擦
角/（°）1 基本顶 2 675 0.12 0.31 0.9 1.0 25 2 直接顶 2 710 1.4 0.24 2.0 1.8 31 3 11号煤 1 350 0.3 0.30 1.0 1.6 28 4 直接底 2 492 2.0 0.21 1.8 3.1 35 5 基本底 2 695 2.0 0.24 1.6 2.9 30 结合103运输巷道顶板水压实测情况，确定顶板含水层相关参数：密度为1 000 kg/m3，水压为0.2 MPa，渗透系数为0.001 5，裂隙开度为30×10−4 m，体积模量为3 MPa。巷道断面尺寸为4.6 m×3.2 m，锚杆（索）采用cable单元表示，分别采用以下4种支护参数进行数值模拟实验：① 锚杆间排距为0.85 m×0.85 m，直径为0.02 m，长2 m；锚索间排距为1.6 m×1.7 m，直径为0.021 6 m，长9 m。② 锚杆间排距为0.85 m×0.85 m，直径为0.02 m，长2 m；锚索间排距为1.6 m×1.7 m，直径为0.021 6 m，长10 m。③ 锚杆间排距为0.85 m×0.85 m，直径为0.02 m，长2 m；锚索间排距为1.6 m×1.7 m，2根，直径为0.021 6 m，长12.2 m。④ 长锚索间排距为1.2 m×1.7 mm，4根，直径为0.021 6 m，长12.2 m；短锚索间排距为0.85 m×1.7 m，6根，直径为0.216 m，长4.2 m。下文统一以锚索长度代指上述4种支护参数。在巷道距模型边界75 m处对不同支护参数模型在不同推进度下进行统一切片处理，在切片处巷道顶板布置3个测点，分别位于邻工作面侧、巷道中部、实体煤侧，测点位置如图8所示。对模型X，Y方向进行位移约束，底部限制Z方向位移，上部施加等效载荷。
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图 8 三维数值模型与切面测点位置Figure 8. Three-dimensional numerical model and measurement points on the cross-section3.2 采动影响下巷道围岩变形破坏特征
3.2.1 采动下巷道围岩裂隙发育特征
为了探究采动影响下巷道围岩变形破坏特征，提取巷道在无支护、不同推进度下两帮裂隙数量，提取范围如图9所示，提取结果如图10所示。
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图 10 不同推进度下两帮裂隙数量Figure 10. Number of cracks on both sides of roadway at different excavation stages由图10可看出，随着工作面的推进，巷道受相邻工作面采动影响，两帮裂隙数量不断增长，在工作面推进距离超过巷道切片位置后（距开切眼75 m），巷道邻工作面侧帮部裂隙数量明显大于实体煤侧，且差异程度随工作面推进持续增加。当巷道推进至90 m时，巷道邻工作面侧帮部裂隙数量为56条，而实体煤侧裂隙数量为48条，邻工作面侧裂隙数量为实体煤侧的116%；当巷道推进至150 m时，巷道邻工作面侧帮部裂隙数量达70条，实体煤侧裂隙数量为56条，邻工作面侧裂隙数量为实体煤侧的125%。
3.2.2 采动下巷道围岩运移特征
无支护时巷道不同位置的位移如图11所示。随着工作面的推进，巷道受采动影响，顶板位移逐渐增大，且顶板邻工作面侧位移＞巷道中部位移＞实体煤侧位移，当工作面推进至75 m后，这一现象更为明显；推进至150 m时，巷道顶板邻工作面侧位移达1.22 m，为巷道中部顶板位移的107%，实体煤侧顶板位移的118%。
综合巷道围岩裂隙发育与运移特征可看出，在工作面推进过程中，巷道邻工作面侧帮部裂隙发育范围和数量明显大于实体煤侧帮部，且巷道顶板最大位移处始终出现在靠近邻工作面侧，巷道围岩变形破坏具有明显的非对称性。
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图 11 无支护时巷道不同位置的位移Figure 11. Displacement at different positions of roadway without support3.3 不同支护参数下巷道围岩变形破坏机制
3.3.1 巷道围岩裂隙发育特征
巷道受到开采扰动的影响，围岩出现明显的裂隙发育，不同支护参数下巷道围岩裂隙发育特征如图12所示，巷道围岩裂隙发育深度见表4。对比无支护情况，巷道有支护时裂隙发育范围与最大深度明显降低。
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图 12 不同支护参数下巷道围岩裂隙发育特征Figure 12. Development characteristics of surrounding rock cracks under different support parameters表 4 巷道围岩裂隙发育深度Table 4. Surrounding rock cracks development depth编号 支护参数 裂隙发育深度/m 顶板 底板 邻工作面侧帮部 实体煤侧帮部 1 无支护 3.97 2.48 2.83 2.32 2 9 m锚索 2.57 2.40 1.70 1.42 3 10 m锚索 2.46 2.41 1.70 1.44 4 12.2 m锚索 3.12 2.41 1.71 1.46 5 9.2 m长锚索+
4.2 m短锚索2.21 2.03 1.55 1.38 1） 锚索长度为9 m时，与无支护情况相比，顶板最大深度由3.97 m减小到2.57 m，减小了35%；巷道邻工作面侧帮部裂隙最大深度由2.83 m减小到1.40 m，减小了39%；巷道实体煤侧裂隙最大深度由2.32 m减小到1.42 m，减小了38.7%。
2） 锚索长度为10 m时，比锚索长度为9 m时围岩裂隙发育深度略微减小。顶板最大深度由2.57 m减小至2.46 m，减小了4.3%，巷道两帮裂隙发育深度与范围基本无变化。
3） 锚索长度为12.2 m时，巷道顶板裂隙发育深度比锚索长度为10 m时明显增加。顶板裂隙发育最大深度由2.46 m增大至3.12 m，增加了29.7%。
4） 使用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索时，对比前3种支护参数，两帮裂隙发育深度与范围无明显变化，但顶板裂隙发育范围与深度却明显减小。对比锚索长度为10 m时，顶板裂隙发育最大深度由2.46 m减小至2.21 m，减小了10.1%。
3.3.2 巷道围岩运移特征
不同支护参数下巷道围岩位移特征如图13所示，巷道围岩最大位移见表5。
1） 锚索长度为9 m时，有支护与无支护情况相比，顶板和两帮位移极大减小，顶板下沉量由1.22 m减小至0.42 m，减小了65.6%；巷道邻工作面侧帮部最大位移由0.44 m减小至0.08 m，减小了81.8%；巷道实体煤侧帮部最大位移由0.38 m减小至1.42 m，减小了84.2%，说明支护可有效控制巷道围岩运移，减小巷道变形破坏。
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图 13 不同支护参数下巷道围岩位移特征Figure 13. Displacement characteristics of surrounding rock under different support parameters表 5 巷道围岩最大位移Table 5. Surrounding rock maximum displacement编号 支护状况 最大位移/m 顶板 底板 邻工作面侧帮部 实体煤侧帮部 1 无支护 1.22 0.23 0.44 0.38 2 9 m锚索 0.42 0.22 0.08 0.06 3 10 m锚索 0.38 0.22 0.08 0.06 4 12.2 m锚索 0.57 0.22 0.08 0.06 5 9.2 m长锚索+
4.2 m短锚索0.09 0.18 0.05 0.04 2） 锚索长度为10 m时，与锚索长度为9 m时相比，巷道围岩位移有所减小，但减小程度有限，顶板最大下沉量减小了9.5%，底板与两帮的位移几乎不变。
3） 使用12.2 m锚索时，巷道围岩最大位移比前2种支护方案明显增大，与锚索长度为10 m时相比，顶板下沉量由0.38 m增大至0.57 m，增大了50%，两帮与底板最大位移几乎不变。
4） 使用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索时，对比前3种支护参数，围岩最大位移明显降低。对比锚索长度为10 m时，顶板下沉量由0.38 m减小至0.09 m，减小了76%；巷道邻工作面侧帮部最大位移由0.08 m减小至0.05 m，减小了37.5%；巷道实体煤侧帮部最大位移由0.06 m减小至0.04 m，减小了33.3%。
3.4 不同支护参数下巷道顶板水体渗流特征
不同支护参数下水体渗流特征如图14所示。103运输巷道无支护时顶板岩层中水体扩散范围大，水压梯度明显，巷道围岩附近孔隙水压可达4 MPa；当锚索长度为9 m时，巷道围岩附近孔隙水压力达2.1 MPa，对比无支护时降低了47.5%；当锚索长度为10 m时，巷道围岩附近孔隙水压力达1.9 MPa，对比锚索长度10 m时降低了9.5%；当锚索长度为12.2 m时，巷道围岩附近孔隙水压力达3.3 MPa，对比锚索长度10 m时增加了73.6%。
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图 14 不同支护参数下水体渗流特征Figure 14. Characteristics of water seepage under different support parameters与无支护情况相比，103运输巷道支护后顶板附近水压明显减小，扩散范围同样明显减小。锚索长度从9 m增加至10 m时，水压有所减小，扩散范围不变；锚索长度从10 m增加至12.2 m时，巷道顶板水压明显增大，扩散范围也增大。使用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索时，对比其他3种支护参数，扩散范围与水压均有所减小，对比巷道附近围岩水压最小的10 m锚索，孔隙水压力由1.9 MPa减小为1.4 MPa，减小了26%。
随着锚索长度的增加，巷道围岩水压扩散范围与水压最大值均有所减小，原因是增加锚索长度使巷道围岩变形破坏程度减小，但减小程度有限。而当锚索长度达12.2 m时，巷道围岩水压扩散范围与水压最大值显著增加，这是因为12.2 m锚索贯穿至含水层，形成了新的导水通道，导致渗流加剧，围岩物理力学性质显著弱化，支护强度下降。
4. 现场支护效果
现场对103巷道淋水段采用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护后布置位移测点，监测巷道围岩30 d的变形情况，结果如图15所示。应用结果表明，巷道顶板破碎变形、顶板淋水现象明显改善，两帮变形量与底板鼓起量减小，支护效果良好。
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图 15 9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护Figure 15. Combined support of 9.2 m long anchor cable + 4.2 m short anchor cable巷道支护效果对比分析如图16所示。监测结果表明：在工作面回采期间，103运输巷道围岩变形量保持稳定，相较于巷道原支护方案，顶板下沉量由400 mm减小至90 mm，减少了77.5%；两帮位移由200 mm减小至70 mm，减少了65%；底板鼓起量由170 mm减小至40 mm，减少了76.5%。通过现场实测，充分证明了采用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护能够有效控制巷道围岩变形。
5. 结论
1） 在采动影响下，软岩巷道围岩破坏具有非对称性。具体表现：巷道顶板裂隙发育范围与最大位移均出现在邻工作面侧，且巷道邻工作面侧帮部最大裂隙发育范围与深度、最大位移明显大于实体煤侧帮部。
2） 锚索长度由9 m增加到10 m，巷道破坏范围有所减小，但减小程度较低；当锚索长度达12.2 m时，巷道破坏范围大于锚索长度为9 m与10 m时，最主要原因为12.2 m锚索贯通至顶板含水层，形成新的导水通道，导致水体渗流加剧，巷道围岩进一步软化。采用9.2 m长锚索+4.2 m短锚索时，相较前3种支护参数，巷道围岩破坏范围减小，水体渗流情况明显改善。
3） 9.2 m长锚索+4.2 m短锚索联合支护现场应用结构表明，顶板下沉量、两帮变形量、底板鼓起量比采用原支护参数时分别减小77.5%，65%，76.5%，说明优化支护方案有效提高了巷道围岩抵抗变形破坏的能力。
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图 4 模拟结果与现场测量结果对比
Figure 4. Comparison between simulation results and on-site measurement results
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图 5 顺风割煤下风流横向偏移分速度分布云图
Figure 5. Cloud map of lateral offset and velocity distribution of downwind flow during downwind coal cutting
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图 6 逆风割煤下风流横向偏移分速度分布云图
Figure 6. Cloud map of lateral offset and velocity distribution of downwind flow during coal cutting against the wind
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图 7 顺风割煤下不同截割高度处煤尘分布对比
Figure 7. Comparison of coal dust distribution at different cutting heights under downwind coal cutting
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图 8 逆风割煤下不同截割高度处煤尘分布对比
Figure 8. Comparison of coal dust distribution at different cutting heights under windward coal cutting
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图 9 采煤机尘源跟踪自动喷雾降尘系统
Figure 9. Shearer dust source tracking and automatic spray dust removal system
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图 10 采煤机尘源跟踪喷雾降尘技术应用前后对比
Figure 10. Comparison before and after application of shearer dust source tracking and automatic spray dust removal technology
表 1 网格质量参数
Table 1 Mesh quality parameters
参数 数值 偏斜度 最大值 0.797 46 平均值 0.230 52 最小值 2.342 2×10−5 单元质量 最大值 0.999 99 平均值 0.835 91 最小值 0.204 47 网格数 9 397 802 
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表 2 风流模拟边界条件设置
Table 2 Setting of boundary conditions for wind flow simulation
参数 设置 参数 设置 入口边界类型 速度入口 入口风速/（ m∙s−1） 1.40 水力直径/m 4.24 湍流强度/% 3.17 出口边界类型 压力出口 求解器 Pressure-based 湍流模型 可实现
k-epsilon计算步数 1 000 后滚筒转速/
（ r∙min−1）29.29 前滚筒转速/
（ r∙min−1）−29.29
下载: 导出CSV
表 3 煤尘模拟参数设置
Table 3 Parameter settings for coal dust simulation
参数 前滚筒 后滚筒 粒径分布 Rosin-Rammler Rosin-Rammler 最小粒径/µm 0.29 0.45 最大粒径/µm 7.07 7.07 中粒径/µm 3.44 4.27 质量流率/（g∙s−1） 18.00 7.00 分散系数 3.38 3.38
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