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    宏觀頂板活動(dòng)支架增阻類型與預(yù)測模型

    2021-12-10 02:27:34范志忠張春會(huì)于健浩劉前進(jìn)李正杰盧振龍
    煤炭學(xué)報(bào) 2021年11期
    關(guān)鍵詞:初撐力宏觀阻力

    徐 剛,范志忠,張春會(huì),于健浩,張 震,劉前進(jìn),李正杰,盧振龍

    (1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計(jì)事業(yè)部,北京 100013;2.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;3.河北科技大學(xué) 建筑工程學(xué)院,河北 石家莊 050018; 4.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 力學(xué)與工程學(xué)院,遼寧 阜新 123000)

    工作面開采后,巖層和頂板發(fā)生位移、破裂、垮落、失穩(wěn)等活動(dòng),引起支架工作阻力增阻[1-3]。國內(nèi)外對采動(dòng)頂板斷裂條件、采場巖層空間結(jié)構(gòu)形成與失穩(wěn)開展了大量研究,先后提出了砌體梁[4-5]、鉸接梁[6]、傳遞巖梁[7]、懸臂梁-鉸接巖梁[8]、關(guān)鍵層[9-16]等理論,較好地解釋了工作面頂板來壓機(jī)理,指導(dǎo)了工作面支護(hù)強(qiáng)度確定和頂板控制。綜放或綜采礦壓監(jiān)測結(jié)果表明,工作面正常割煤循環(huán)或者停采時(shí)支架工作阻力都隨時(shí)間而動(dòng)態(tài)增阻,文獻(xiàn)[17]較早關(guān)注支架增阻的時(shí)間效應(yīng),曾引入巖石流變力學(xué)中西原模型蠕變曲線來擬合支架增阻。文獻(xiàn)[18-19]針對停產(chǎn)和檢修期間支架增阻速率的衰減特征,假設(shè)宏觀頂板為原巖、控頂區(qū)無限長,建立了檢修和停產(chǎn)期間支架增阻預(yù)測模型。文獻(xiàn)[20-23]根據(jù)支架增阻的時(shí)間效應(yīng),提出加快工作面推進(jìn)速度等減小支架壓架危險(xiǎn)的技術(shù)措施。這些研究加深了學(xué)界對支架增阻時(shí)間效應(yīng)的認(rèn)識(shí)。頂板賦存條件、開采階段、支護(hù)質(zhì)量等都影響支架增阻曲線形態(tài),采煤割煤循環(huán)的支架增阻曲線形態(tài)尤其復(fù)雜。寧靜等[24]以基本頂為研究對象,基本頂上承受覆巖荷載作用,下為原巖、支架控頂區(qū)和破斷直接頂充填體支撐,進(jìn)而建立了基本頂承載的力學(xué)模型,分析了覆巖荷載作用下基本頂破斷位置及影響因素,但研究沒有涉及頂板和支架增阻的時(shí)間效應(yīng)。文獻(xiàn)[17-19]針對停產(chǎn)和檢修期間支架工作阻力增阻開展了研究,在研究中假設(shè)頂板無限長[17-19]。一方面,停產(chǎn)和檢修僅是采煤作業(yè)中的一些特殊條件,對于正常開采期間的頂板支架增阻情況沒有涉及。另一方面,將周期破斷頂板假設(shè)為無限長,且煤壁后方全部為支架支撐,這也與實(shí)際情況有差異。另外,這些目前已有研究也沒有對頂板支架增阻特征和類型開展研究。因此,對采動(dòng)下頂板支架增阻曲線特征開展進(jìn)一步深入研究,對于準(zhǔn)確預(yù)測頂板災(zāi)害、防范頂板事故具有重要意義。

    筆者采集了典型工作面頂板2 263個(gè)割煤循環(huán)礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù),分析典型頂板不同回采階段支架增阻規(guī)律,按照頂板活動(dòng)劇烈程度和增阻曲線特征劃分第1類增阻曲線和第2類增阻曲線。將頂煤、直接頂和基本頂整體視作宏觀頂板,建立四區(qū)支撐宏觀頂板模型,引入廣義開爾文模型和Maxwell模型描述宏觀頂板的緩慢和劇烈活動(dòng),提出2類增阻曲線預(yù)測模型,從而為工作面頂板活動(dòng)和支架增阻的時(shí)間效應(yīng)預(yù)測提供新方法。

    1 典型頂板支架增阻曲線特征

    筆者選擇3個(gè)典型工作面,研究支架增阻力-時(shí)間曲線(簡稱ΔF-t曲線)特征。石圪臺(tái)礦31201綜采工作面埋深103~137 m,屬于淺埋煤層。千樹塔礦13302綜放工作面直接頂較薄,基本頂為16.66 m的厚硬長石砂巖,屬于堅(jiān)硬頂板。長平煤礦5302綜放工作面直接頂為3.3 m厚泥巖,節(jié)理裂隙發(fā)育,屬非堅(jiān)硬頂板,工作面開采條件見表1。

    表1 典型工作面開采條件

    1.1 單一循環(huán)支架增阻曲線特征

    工作面液壓支架工作阻力演化趨勢主要取決于頂板的活動(dòng)狀態(tài)[16-18]。支架工作阻力曲線由若干個(gè)割煤循環(huán)支架工作阻力-時(shí)間曲線(簡稱F-t曲線)組成。圖1(a)為上灣煤礦12401工作面代表性70號(hào)支架在2020-03-09和2020-03-10的F-t曲線,共12個(gè)循環(huán)。從圖1(a)可以看出,同一支架不同割煤循環(huán)F-t曲線都呈增阻趨勢,但曲線形態(tài)略有差別,呈指數(shù)函數(shù)、對數(shù)函數(shù)、線性函數(shù)和近常數(shù)多種類型。圖1(b)為70號(hào)支架第9循環(huán)F-t曲線。單個(gè)循環(huán)F-t曲線包括支架降柱后移架,移架后立柱升起,操作閥關(guān)閉后產(chǎn)生初撐力,支架停止移動(dòng),頂板下沉引起支架增阻;隨著頂板下沉量增大,支架工作阻力也隨之增加,等下一次支架降柱時(shí),產(chǎn)生末阻力。上述過程不斷反復(fù),就形成了支架整個(gè)工作阻力曲線。

    圖1 支架工作阻力F-t曲線Fig.1 F-t curves of support working resistance

    由圖1所示的F-t曲線,支架增阻力ΔF可以表示為

    ΔF=F-F0

    (1)

    式中,F(xiàn)0為支架初撐力。

    支架增阻力描述了初撐完成后頂板作用下支架工作阻力的發(fā)展。分析本文典型頂板3個(gè)工作面大量實(shí)測支架ΔF-t增阻曲線形態(tài)和典型支架工作阻力曲線形態(tài)(圖1(a)),單個(gè)循環(huán)支架ΔF-t曲線的代表性形態(tài)主要有4種類型,分別為近常數(shù)函數(shù)、對數(shù)函數(shù)、線性函數(shù)和指數(shù)函數(shù),如圖2所示。對數(shù)函數(shù)型增阻曲線初始階段增阻較快,一段時(shí)間后,增阻量較小,而后趨于收斂,如圖2(a)所示;指數(shù)函數(shù)型增阻曲線初始階段增阻較慢,一段時(shí)間后,增阻量快速增加,隨著時(shí)間推移增阻量呈指數(shù)增加,支架工作阻力不收斂,如圖2(b)所示,若循環(huán)時(shí)間較長,支架安全閥可能開啟,頂板下沉量大,對控制頂板不利;支架升柱達(dá)到初撐力后,支架工作阻力增阻量較小,初撐力和末阻力相差不大,這種情況的支架增阻曲線為近常數(shù)型,如圖2(c)所示;線性函數(shù)型增阻曲線的支架工作阻力增長與時(shí)間呈線性關(guān)系,增阻速率基本保持恒定,如圖2(d)所示。

    近常數(shù)函數(shù)型增阻曲線增阻率和增阻量都很小,對數(shù)函數(shù)型增阻曲線收斂趨勢明顯,這2種函數(shù)類型增阻曲線都由頂板緩慢活動(dòng)引起,筆者將這2種增阻函數(shù)類型曲線統(tǒng)稱為第1類增阻曲線。線性函數(shù)型和指數(shù)函數(shù)型增阻曲線的支架工作阻力隨時(shí)間線性或指數(shù)增加,支架工作阻力不收斂,如果循環(huán)時(shí)間較長,頂板下沉量大,支架增阻量大,支架安全閥可能開啟,筆者將這2種呈不收斂狀態(tài)函數(shù)類型的增阻曲線統(tǒng)稱為第2類增阻曲線。第2類增阻曲線頂板活動(dòng)劇烈,增阻率和增阻量都較大。

    1.2 支架增阻曲線統(tǒng)計(jì)特征

    從3個(gè)典型工作面現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)獲得一定時(shí)間范圍內(nèi)2 263個(gè)采煤工作循環(huán)的ΔF-t增阻曲線數(shù)據(jù),分別使用圖2中對數(shù)函數(shù)、指數(shù)函數(shù)、線性函數(shù)和近常數(shù)函數(shù)擬合各個(gè)循環(huán)ΔF-t增阻曲線監(jiān)測數(shù)據(jù),根據(jù)相關(guān)系數(shù)和擬合系數(shù)值判斷其服從的函數(shù)類型??紤]到工作面來壓與非來壓期間ΔF-t曲線的差別,對來壓和非來壓2種情況分別進(jìn)行計(jì)算,計(jì)算結(jié)果統(tǒng)計(jì)見表2。

    注:A,B,C,D,E均為擬合系數(shù)圖2 4種ΔF-t曲線類型示意Fig.2 Four types of ΔF-t curves

    從表2可以看出,不同頂板條件、不同開采階段工作面支架增阻力曲線差異明顯。在非來壓期間,淺埋煤層工作面支架增阻力曲線大多為近常數(shù)類型,近常數(shù)增阻曲線和對數(shù)增阻曲線構(gòu)成的第1類增阻曲線占比達(dá)84.9%,第2類增阻曲線占比為15.1%,這意味著工作面推進(jìn)過程中非來壓階段支架增阻率大多數(shù)情形都較低,增阻量也較小。在來壓期間,淺埋煤層支架增阻曲線中60.6%為第2類增阻曲線,與非來壓期間相比,第2類增阻曲線數(shù)量大幅增長,這表明來壓期間支架增阻速率和增阻量都大幅增加,更易于發(fā)生頂板事故。在非來壓期間,堅(jiān)硬頂板工作面支架增阻力曲線64.0%為第1類增阻曲線,36.0%為第2類增阻曲線,與淺埋煤層非來壓期間支架增阻曲線類型相比,堅(jiān)硬頂板第2類增阻曲線相對更多,這表明堅(jiān)硬頂板礦壓通常更顯著,頂板控制更加困難。在來壓期間,堅(jiān)硬頂板工作面79.1%的支架增阻曲線為第2類增阻曲線,相比于非來壓期間,第2類增阻曲線數(shù)量大幅增加,這意味著來壓期間堅(jiān)硬頂板支架增阻速率和增阻量都大幅增加,更易于發(fā)生頂板事故,這與淺埋煤層情形一致。非堅(jiān)硬頂板非來壓期間71.27%為第1類增阻曲線,28.73%為第2類增阻曲線,在來壓期間61.78%為第2類增阻曲線,38.22%為第1類增阻曲線。來壓期間第2類增阻曲線占比顯著增長,這與淺埋煤層和堅(jiān)硬頂板情形一致。對比這3類頂板,非來壓期間淺埋煤層第1類增阻曲線占比最大,非堅(jiān)硬頂板次之,堅(jiān)硬頂板第1類增阻曲線占比最小。來壓期間堅(jiān)硬頂板第2類增阻曲線占比最大,非堅(jiān)硬頂板和淺埋煤層第2類增阻曲線占比較為接近。這表明非來壓期間淺埋煤層頂板增阻最不顯著,來壓期間堅(jiān)硬頂板增阻最顯著。

    表2 典型工作面支架增阻曲線形態(tài)和占比統(tǒng)計(jì)

    2 支架增阻預(yù)測模型

    從頂板活動(dòng)劇烈程度和支架工作阻力演化收斂性角度,筆者將支架增阻曲線劃分為第1類增阻曲線和第2類增阻曲線。頂板活動(dòng)緩慢時(shí),支架增阻曲線為第1類增阻曲線,支架增阻力和增阻率都較小,增阻力收斂,當(dāng)頂板活動(dòng)劇烈時(shí),支架增阻力和增阻率都較大,支架增阻不收斂。下面從宏觀頂板的活動(dòng)入手,建立2類支架增阻曲線預(yù)測模型。

    2.1 四區(qū)支撐宏觀頂板模型

    支架增阻是采動(dòng)頂板沉降、壓縮支架所致。頂板和頂煤的特性如剛度、厚度和破斷等都影響頂板的運(yùn)動(dòng),進(jìn)而影響支架增阻類型。目前還很難建立考慮各種因素影響的支架增阻預(yù)測模型。筆者從支架增阻是頂板對支架壓縮作用的結(jié)果這一根本特征出發(fā),將頂煤、直接頂和基本頂整體簡化視作宏觀頂板(若為綜采工作面,僅有直接頂和基本頂)。頂煤、直接頂和基本頂特性的改變影響宏觀頂板的運(yùn)動(dòng),進(jìn)而影響支架增阻。

    宏觀頂板上部承受覆巖傳遞的壓力荷載作用。為了合理描述宏觀頂板下部支撐的特點(diǎn),筆者提出四區(qū)支撐宏觀頂板模型,即宏觀頂板支撐區(qū)包括4個(gè)部分,分別為原巖支撐區(qū)(Ⅰ區(qū))、支架控頂區(qū)(Ⅱ區(qū))、采空區(qū)(Ⅲ區(qū))和垮落矸石充填區(qū)(Ⅳ區(qū))?;卷斨芷谄茢辔恢每赡茉诿罕谇胺健⒚罕谔幓虿煽諈^(qū)。若破斷位置在煤壁處,2次破斷之間的距離就是周期垮落步距,與Ⅱ區(qū)、Ⅲ區(qū)和Ⅳ區(qū)的整體長度相等。四區(qū)支撐宏觀頂板模型如圖3所示。

    圖3 四區(qū)支承宏觀頂板模型Fig.3 Model of macroscopic roof supported by four area

    在原巖支撐區(qū)(Ⅰ區(qū)),支撐彈性系數(shù)為

    (2)

    式中,kdb,km分別為底板和煤層彈性系數(shù)。

    在支架控頂區(qū)(Ⅱ區(qū)),支撐彈性系數(shù)為

    (3)

    式中,kzj為支架彈性系數(shù)。

    在采空區(qū)(Ⅲ區(qū)),支撐彈性系數(shù)為kⅢ=0。

    在垮落矸石充填區(qū)(Ⅳ區(qū)),支撐彈性系數(shù)為

    (4)

    式中,kr為Ⅳ區(qū)垮落矸石充填體的彈性系數(shù)。

    從宏觀頂板上任取一個(gè)單元,以單元中心為原點(diǎn)建立如圖4所示坐標(biāo)系xOy,圖4中左側(cè)給出了單元彎矩M和剪力V的正方向,結(jié)合彈性地基梁理論,建立宏觀頂板單元的力學(xué)平衡方程為

    (5)

    式中,Eeq為宏觀頂板等效模量;Im為宏觀頂板單元慣性矩;q為宏觀頂板上覆巖層傳遞的壓力荷載;ktm為宏觀頂板單元下方支撐的彈性系數(shù),在原巖支撐區(qū)為kⅠ,在支架控頂區(qū)為kⅡ,在采空區(qū)為0,在垮落矸石充填區(qū)為kⅣ;y為頂板沉降量。

    圖4 宏觀頂板單元體Fig.4 Element analysis of macroscopic roof

    宏觀頂板煤壁前方無限遠(yuǎn)處水平位移為0,于是可以編制有限元程序求解方程(5),獲得上覆巖層傳遞壓力荷載q作用下宏觀頂板的內(nèi)力和變形。利用本文程序計(jì)算參考文獻(xiàn)[24]中的驗(yàn)算算例,并與已有計(jì)算結(jié)果對比,本文程序正確,這里不再贅述。

    取控頂區(qū)中心位置沉降作為支架平均壓縮量,則支架工作阻力可以表示為

    F=F0+kzjA0sm

    (6)

    式中,F(xiàn)0為支架初撐力,kN;A0為支架支撐面積,m2;sm為支架控頂區(qū)中心沉降,即支架平均壓縮量,m。

    從式(6)可以看出,支架工作阻力與支架平均壓縮量成正比,支架工作阻力增加實(shí)際上就是宏觀頂板下沉引起支架壓縮量增加所致。支架平均壓縮量或支架控頂區(qū)中心沉降可以使用式(5)求解,當(dāng)宏觀頂板等效模量變化,宏觀頂板下沉量隨時(shí)間增長,支架增阻力也就隨時(shí)間演化。因此,筆者通過宏觀頂板等效模量演化來描述支架工作阻力增長,式(2)~(6)結(jié)合邊界條件就構(gòu)成了四區(qū)支撐宏觀頂板模型。

    2.2 第1類支架增阻曲線預(yù)測模型

    宏觀頂板活動(dòng)下沉是支架增阻的原因。為了預(yù)測支架增阻,需要合理描述宏觀頂板的活動(dòng)。第1類增阻曲線的宏觀頂板緩慢活動(dòng),支架增阻速率隨時(shí)間逐漸趨緩,支架工作阻力最終收斂。巖石流變力學(xué)中的廣義開爾文模型中,在恒定應(yīng)力作用下,變形隨時(shí)間增長,但增長速率趨緩,這與本文宏觀頂板活動(dòng)規(guī)律類似。筆者使用廣義開爾文模型描述第1類支架增阻曲線的宏觀頂板活動(dòng)?;趶V義開爾文模型的宏觀頂板等效模量Eeq[19]為

    (7)

    式中,E1為宏觀頂板廣義開爾文模型胡克體模量;E2為宏觀頂板廣義開爾文模型開爾文體模量;η為宏觀頂板廣義開爾文模型開爾文體黏滯系數(shù)。

    然后,將式(7)與本文四區(qū)支撐宏觀頂板模型結(jié)合,就構(gòu)成了第1類支架增阻曲線預(yù)測模型。

    2.3 第2類支架增阻曲線預(yù)測模型

    宏觀頂板劇烈活動(dòng)的第2類增阻曲線支架增阻速率或維持恒定或加速增長,支架工作阻力不收斂。Maxwell模型[25]是一種巖石流變力學(xué)模型,由一個(gè)胡克體和一個(gè)黏壺串聯(lián)組成,其蠕變方程[25]為

    (8)

    式中,Em和ηm分別為宏觀頂板Maxwell模型中胡克體的模量和黏壺的黏性系數(shù);σ0為作用于Maxweill體上的常應(yīng)力;ε為相應(yīng)的應(yīng)變。

    從式(8)可以看出,在恒定應(yīng)力作用下,其變形隨時(shí)間線性增長,這與宏觀頂板支架線性增阻行為活動(dòng)相似,筆者嘗試使用Maxwell模型描述宏觀頂板的活動(dòng)和第2類增阻曲線。

    于是,宏觀頂板等效模量Eeq為

    (9)

    式(9)中1/Eeq與t之間為線性函數(shù)關(guān)系,式(9)能夠預(yù)測支架工作阻力線性增長。為了預(yù)測支架工作阻力指數(shù)增長情形,將t的指數(shù)1用大于1的數(shù)n代替,于是就得到1/Eeq與t之間非線性關(guān)系式,寫為

    (10)

    式中,n為擬合系數(shù)。

    將式(9),(10)與本文四區(qū)支撐宏觀頂板模型結(jié)合,就構(gòu)成了第2類支架增阻曲線預(yù)測模型。

    2.4 支架工作阻力演化預(yù)測過程

    使用式(7)和式(10)描述宏觀頂板等效模量演化,與宏觀頂板結(jié)構(gòu)模型結(jié)合,就能夠預(yù)測支架工作阻力動(dòng)態(tài)演化,其具體過程為

    (1)輸入初始計(jì)算參數(shù),包括:宏觀頂板厚度、宏觀頂板模量初始值、原巖層彈性系數(shù)、控頂區(qū)液壓支架彈性系數(shù)、控頂區(qū)長度、控頂區(qū)寬度、采空區(qū)垮落體彈性系數(shù)、作用荷載、周期垮落步距。

    其中宏觀頂板上覆巖層傳遞壓力荷載通過周期垮落步距反演確定[24]。

    宏觀頂板等效模量初始值Eieq為

    (11)

    式中,Ezjd和hzjd分別為直接頂彈性模量和厚度;Ejbd和hjbd分別為基本頂彈性模量和厚度;Edm和hdm分別為頂煤的彈性模量和厚度。

    (2)利用支架工作阻力演化實(shí)測數(shù)據(jù),采用二分法反演宏觀頂板等效模量,進(jìn)而結(jié)合宏觀頂板結(jié)構(gòu)模型和非線性規(guī)劃方法反演相關(guān)模型參數(shù)。

    (3)利用反演獲得的模型參數(shù)和宏觀頂板結(jié)構(gòu)數(shù)學(xué)模型,預(yù)測支架工作阻力。

    (4)取多循環(huán)支架工作阻力監(jiān)測數(shù)據(jù)進(jìn)行計(jì)算,確定相應(yīng)計(jì)算模型和計(jì)算參數(shù),然后對獲得的參數(shù)取均值,再利用預(yù)測模型,預(yù)測工作面工作阻力下一階段的演化,預(yù)報(bào)工作面推進(jìn)支架工作阻力和相關(guān)災(zāi)害。

    3 計(jì)算實(shí)例

    限于篇幅,筆者取長平5302工作面部分支架來壓期間工作阻力監(jiān)測結(jié)果作為計(jì)算實(shí)例開展研究。

    長平礦5302工作面直接頂為泥巖,厚3.3 m,基本頂為粉砂巖,厚8.7 m,抗拉強(qiáng)度為5.2 MPa,綜放開采,煤層厚5.6 m,采放比為1∶0.75,則宏觀頂板厚度為14.4 m。直接頂彈性模量2 GPa,直接頂彈性系數(shù)為600 MPa/m,基本頂彈性模量30 GPa,煤層彈性系數(shù)為120 MPa/m。底板也為泥巖,彈性模量8 GPa,彈性系數(shù)600 MPa/m。液壓支架為ZF11000/20.5/38型,支架彈性系數(shù)為30 MPa/m。5302工作面周期垮落步距約為11 m。煤層開采采出率為80%,煤炭采出形成的凈空間高度約4.48 m,直接頂厚度僅3.3 m,垮落直接頂矸石碎脹系數(shù)1.25,垮落矸石不能對頂板形成支撐,形成的宏觀頂板結(jié)構(gòu)沒有垮落矸石充填區(qū)。于是,長平5302工作面為原巖區(qū)、支架控頂區(qū)和采空區(qū)3區(qū)支撐宏觀頂板結(jié)構(gòu)。采空區(qū)彈性系數(shù)為0,原巖區(qū)綜合彈性系數(shù)為100 MPa/m,控頂區(qū)綜合彈性系數(shù)為28.6 MPa/m,周期垮落步距為12 m。

    根據(jù)文獻(xiàn)[24]中方法,通過反演獲得頂板作用荷載為0.92 MPa。

    3.1 第1類增阻曲線

    圖5為長平5302工作面綜放開采過程中20號(hào)支架呈第1類增阻曲線特征的代表性4個(gè)循環(huán)支架工作阻力演化曲線。利用2.2節(jié)中的預(yù)測模型,反演確定計(jì)算參數(shù)(表3),利用本文預(yù)測模型獲得4個(gè)循環(huán)的支架工作阻力演化曲線,如圖5所示。從圖5可以看出,筆者提出的第1類增阻曲線預(yù)測模型預(yù)測結(jié)果與監(jiān)測數(shù)據(jù)相關(guān)系數(shù)平均值為0.957,本文第1類增阻曲線預(yù)測模型能較好地預(yù)測現(xiàn)場第1類支架增阻曲線。

    圖5 20號(hào)支架第1類增阻曲線代表性循環(huán)Fig.5 The first type increasing resistance curves of No.20 support

    表3 20號(hào)支架第1類增阻曲線代表性循環(huán)預(yù)測參數(shù)

    3.2 第2類增阻曲線

    圖6為長平5302工作面綜放開采過程中20號(hào)支架呈第2類增阻曲線特征的代表性6個(gè)循環(huán)支架工作阻力演化曲線。利用2.3節(jié)中的預(yù)測模型,反演確定計(jì)算參數(shù)(表4),利用本文預(yù)測模型獲得6個(gè)循環(huán)的支架工作阻力演化曲線(圖6)。從圖6可以看出,筆者提出的第2類增阻曲線預(yù)測模型預(yù)測結(jié)果與監(jiān)測結(jié)果基本一致,本文第2類增阻曲線預(yù)測模型能較好地預(yù)測現(xiàn)場第2類支架增阻曲線。

    在圖6中,圖6(a)~(c)中3個(gè)循環(huán)支架工作阻力近似為直線分布,圖6(d)~(f)中3個(gè)循環(huán)支架工作阻力呈指數(shù)函數(shù)形式。

    3.3 工作面推進(jìn)支架F-t曲線預(yù)測

    在煤礦開采過程中,預(yù)測工作面推進(jìn)的支架工作阻力及演化對于礦井頂板災(zāi)害防治具有重要意義。利用大量礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù),結(jié)合2.2節(jié)和2.3節(jié)中的模型能夠預(yù)測長平5302工作面不同開采階段各個(gè)采煤循環(huán)支架工作阻力演化,并獲得相關(guān)預(yù)測參數(shù),其結(jié)果如3.1和3.2節(jié)中的表3和表4所示。筆者建議按如下方法預(yù)測長平5302工作面推進(jìn)過程中支架F-t曲線:

    (1)通過已獲得的長平5302工作面各個(gè)采煤循環(huán)支架工作阻力監(jiān)測數(shù)據(jù),按第1類增阻曲線和第2類增阻曲線分別利用2.2節(jié)和2.3節(jié)中的預(yù)測模型開展預(yù)測和參數(shù)反演。

    (2)按2類增阻曲線類別,對計(jì)算參數(shù)取平均值。

    (3)利用參數(shù)平均值和本文2.2節(jié)和2.3節(jié)中的預(yù)測模型,預(yù)測工作面推進(jìn)過程中的支架工作阻力演化。

    表3,4給出了本文算例第1類和第2類增阻曲線采煤循環(huán)預(yù)測參數(shù)均值,利用這些參數(shù)獲得工作面推進(jìn)過程中支架工作阻力演化情形,結(jié)果如圖7所示。

    圖6 20號(hào)支架第2類增阻曲線代表性循環(huán)Fig.6 The second type increasing resistance curves of No.20 support

    表4 20號(hào)支架第2類增阻曲線代表性循環(huán)預(yù)測參數(shù)

    對表4中線性增阻循環(huán)(前3個(gè))和指數(shù)增阻循環(huán)(后3個(gè))分別計(jì)算參數(shù)均值,獲得線性增阻和指數(shù)增阻曲線如圖7所示。

    根據(jù)表2,獲得長平5302工作面來壓期間各類型增阻曲線占比,來壓期間工作面推進(jìn)過程中支架工作阻力為第1類增阻曲線的占比為38.2%,支架工作阻力為第2類增阻曲線的占比為61.8%,線性增阻曲線占比為25.8%,指數(shù)增阻曲線占比為36.0%,預(yù)測的增阻曲線演化如圖7所示。

    圖7 預(yù)測的支架工作阻力演化Fig.7 Support resistance evolution predicted

    從圖7可以看出,當(dāng)支架為第1類增阻曲線時(shí),支架工作阻力不超過11 MN,這種條件下支架安全閥不開啟,不發(fā)生壓架災(zāi)害。當(dāng)支架為線性增阻時(shí),8 h支架工作阻力達(dá)到11 MN,引起安全閥開啟。當(dāng)支架為指數(shù)增阻時(shí),5.8 h支架工作阻力達(dá)到11 MN,支架安全閥開啟??傮w上,對于第2類增阻條件,6.2 h支架工作阻力達(dá)到11 MN,引起支架安全閥開啟。為了避免支架壓架事故,工作面推進(jìn)工程中,建議盡可能在6.2 h內(nèi)完成1個(gè)采煤循環(huán)。

    需要說明的是,限于篇幅,本文在計(jì)算和預(yù)測均化支架工作阻力時(shí),使用表3和表4共計(jì)10個(gè)采煤循環(huán)進(jìn)行分析。在工程實(shí)際中,應(yīng)對已獲得的大量采煤循環(huán)支架工作阻力監(jiān)測數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,獲得相應(yīng)均化循環(huán)計(jì)算參數(shù),這樣就能夠更準(zhǔn)確預(yù)測工作面推進(jìn)時(shí)的支架工作阻力演化。

    3.4 初撐力對支架增阻的影響

    已有研究[19,26]認(rèn)為增大初撐力能夠減少頂板離層和煤壁片幫,增強(qiáng)頂板穩(wěn)定性。筆者從支架增阻預(yù)測模型出發(fā),探討初撐力對支架增阻的影響?;舅憷匀¢L平5302工作面,計(jì)算參數(shù)取前述長平礦5302工作面的計(jì)算參數(shù)。

    3.4.1第1類增阻曲線

    初撐力是支架主動(dòng)抬升,作用于頂板的力。施加初撐力時(shí),液壓支架抬升,擠壓頂板,頂板壓縮量s可以表示為

    (12)

    式(12)中初撐力引起的頂板壓縮量s是支架主動(dòng)頂升條件下頂板的壓縮量,這時(shí)實(shí)際宏觀頂板的下沉量可以視作為0。

    由式(7),在t=0時(shí),有

    (13)

    從式(12),(13)可以看出,F(xiàn)0越大,頂板壓縮量s越大,相應(yīng)宏觀頂板等效模量Eeq越小。

    筆者取初撐力分別為5 000,5 500,6 000,6 500和7 000 kN,kⅡ=28.6 MPa/m,支架支撐面積為8.75 m2。利用第1類增阻曲線預(yù)測模型和二分法反演,獲得與初撐力相對應(yīng)的宏觀頂板E1(或等效模量)值分別為31 154,17 644,10 907,7 186和4 969 MPa。取E2=5 741 MPa,η=9 398 MPa/h,于是獲得不同初撐力條件下支架增阻曲線如圖8所示。從圖8可以看出,初撐力為5 000 kN時(shí),在2 h內(nèi)支架增阻量為1 800 kN,增阻速率為900 kN/h,初撐力為7 000 kN時(shí),支架增阻量為556 kN,增阻率為278 kN/h。隨著初撐力增加,E1減小,增阻量和增阻率也快速減小。提高初撐力能夠有效降低第1類宏觀頂板支架增阻量和增阻率。

    圖8 不同初撐力第1類支架增阻曲線Fig.8 First type increasing resistance curves for different initial support force

    3.4.2第2類增阻曲線

    第2類增阻預(yù)測模型中宏觀頂板為Maxwell模型,其參數(shù)包括Em,η和n(這里取n=1),下面討論初撐力的影響。

    取初撐力分別為5 000,5 500,6 000,6 500和7 000 kN,利用第2類增阻曲線預(yù)測模型和二分法反演,獲得與初撐力相對應(yīng)的宏觀頂板Em值分別為31 153.6,17 644.1,10 906.6,7 185.9和4 968.8 MPa。參考現(xiàn)場實(shí)際情況,假設(shè)2 h支架工作阻力的循環(huán)末阻力都為9 000 kN,則獲得支架增阻曲線如圖9所示。

    圖9 不同初撐力第2類支架增阻曲線Fig.9 Second type increasing resistance curves for different initial support force

    從圖9可以看出,初撐力5 000 kN時(shí),2 h支架增阻量和增阻率分別為4 000,2 000 kN/h,當(dāng)初撐力7 000 kN時(shí),2 h支架增阻量和增阻率分別為2 000 kN和1 000 kN/h。隨著支架初撐力增加,宏觀頂板Maxwell模型中黏滯系數(shù)降低,支架增阻量和增阻率降低。提高初撐力能夠有效降低第2類宏觀頂板增阻量和增阻率。

    4 結(jié) 論

    (1)支架增阻曲線可以劃分為第1類增阻曲線和第2類增阻曲線。第1類增阻曲線由頂板緩慢活動(dòng)引起,呈收斂特征,支架增阻力和增阻率??;第2類增阻曲線由頂板劇烈活動(dòng)引起,支架增阻力和增阻率大。

    (2)基于四區(qū)支撐的宏觀頂板增阻預(yù)測模型能夠較好地描述第1類和第2類增阻曲線和增阻過程,這為工作面支架工作阻力動(dòng)態(tài)預(yù)測提供了方法。

    (3)為了避免長平5302工作面支架壓架事故,建議5302工作面應(yīng)在6.2 h內(nèi)完成1個(gè)采煤循環(huán);另外,增加支架初撐力能夠有效減小支架增阻率和增阻量,有助于控制壓架事故。

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