端头支架（通用7篇）
端头支架 篇1
摘要：端头支架、超前支护支架在桃园煤矿综采工作面中的应用, 彻底解决了原支护方式存在的诸多问题, 有效地加强了项板管理, 优化了回采工艺, 确保了安全生产, 为矿井持续健康发展奠定了坚实的基础, 推广应用前景广阔。
关键词：端头支架,超前支架,综采工作面
1 桃园煤矿71煤层地质概况
桃园矿71煤层属二叠系下石盒子组。所开采的7135工作面煤层厚度为0.5-2.2m, 平均1.6m。煤层倾角10°-30°, 平均为22°。煤层结构普遍含有一层夹矸, 夹矸厚度平均为0.4m, 煤层顶板为泥岩或细砂岩, 底板为泥岩。该面上方为7133工作面采空区, 下至71煤层-500底板等高线, 南以三采区边界为界, 北至南三回风上山。工作面走向1355m, 斜长155m。工作面机、风巷均采用U型棚支护, 原设计支护高度为3120mm, 宽度4600mm。
该面主要充水因素为:顶、底板砂岩裂隙水, 采空区活水和钻孔水三个方面。
1.1 顶、底板砂岩裂隙水:
从工作面掘进过程来看, 顶、底板砂岩裂隙水富水性较强, 一般涌水量5-15m3/h。
1.2 采空区活水:
工作面掘进期间已采用风巷探放水和机巷施工放水孔相结合的方式, 对上方7133工作面采空区积水进行了疏放, 但工作面回采期间采空区内仍有3m3/h左右的活水, 受工作面采动的影响裂隙增大, 将会以淋、渗水的形式进入工作面, 届时工作面的涌水量将增大。
2 端头支架、超前支护支架的概况
我矿7135综采工作面使用的端头支架型号为:ZTZ21000/17/32。该端头支架主要适用于水平或缓倾斜煤层沿底板一次性开采长壁冒落回收顶煤的综采工作面下出口的支护。对采区要求:煤层倾角≤15°。对巷道要求:净高度不小于3.4m, 净宽度不小于3.2m, 必要时可提前替棚扩帮支护。该端头支架支撑高度范围是1.7m-3.2m, 支护宽度为:2.4 m-2.74m。初撑力为16248kN。工作阻力为21000kN。支护强度为0.79MPa。对底板平均比压为1.71MPa。泵站压力为31.5MPa。
该型端头液压支架是在总结国内端头支架研究与使用的优缺点的基础上, 结合桃园矿的地质条件, 为解决工作面下出口的支护与维修困难和保证安全生产, 提高工作效率, 减少工人的劳动强度而设计的一种端头支架。
该组支架的主要用途是:支护工作面下出口顶板, 随着工作面向前推移, 做到相互交替移架和及时支护, 实现工作面的连续生产, 提高推进速度。
该端头支架为两架一组, 两架对称布置, 与工作面液压支架配套使用。后部采用四连杆机构, 高度变化小。拉端头支架时要保持与工作面液压支架顶板大致齐平, 工作面液压支架超前端头支架1.6m左右, 再拉端头支架。端头支架两架支架顶梁由防倒千斤顶连接, 起调节架间距作用。控制系统均采用国产定型阀, 其中操作阀有400L/min的大流量操纵阀片, 用来操纵立柱及推移缸, 操作简单, 维修方便, 配件供应有保障。
配套使用的超前支护支架的型号为ZT2×3200/16/32。该型号支架是根据综采工作面运输机及机巷链板输送机推进, 将巷道永久支护替换为临时超前支护的具体条件而设计的。适用矩形或位于超前支护段受压由拱形变为矩形需替棚的巷道。支护巷道受采动影响的超前支护段的顶板, 由于支护强度大, 能自移, 所以该型支架与巷道工字钢梁或木棚配合使用更安全可靠, 大大减轻了工人的劳动强度, 提高回采效率。
该支架为两架成一组使用, 两架之间由防倒千斤顶连接, 每一架由前后两节组成, 前节的顶梁后部与后节的升缩梁相连。前架的底座后部与后架的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连, 前后架相互依托, 达到移架目的。
3 端头支架、超前支护支架的安装要求
机巷端头支架安装时, U型棚支护宽度约为4200mm, 高度为3100mm。考虑到机巷的安装条件不够充分 (起吊高度不充裕, 巷道空间较小, 大件过多, 不利于运输、起吊) , 原设计的端头支架及超前支护支架每架上部各有一块弧形填充块未下井安装, 这样端头支架及超前支护支架与U型棚接顶时中间有一段空隙, 移架时用木料接实过顶。安装前, 从切眼下口U型棚取中, 将巷道中线拉好。并将机巷杂物清理干净, 底板整平。安装时:按先端头支架后超前支护支架、先下帮后上帮的大致顺序按巷道中线两侧安装。安装前, 必须打设起吊锚杆或加固棚梁, 先安装支架底座, 再安装顶梁。安装时必须保证支架底座和顶梁的平直, 机巷底板必须提前清理平整。在对接立柱横销和连接块时, 必须先调好眼孔, 严禁用铁锤或重物强行敲打。
4 端头支架、超前支护支架在使用过程中遇到的问题及相应的解决方案
4.1 端头支架与工作面支架有落差:原运输机机头安装到端头支架上帮一架的正下方, 但随着巷道压力的显现和工作面煤层的变化 (工作面下段煤层有向顶板走的趋势, 机巷巷道底板比工作面底板低) , 若运输机机头段刹底, 至少刹底600mm以上, 因支架的采高的限制, 工作面顶部的煤割不到, 资源浪费较大。
针对工作面支架与端头支架的落差问题, 端头支架抬底或底板挑顶困难太大, 且不利于安全, 主要是运输机机头段刹底, 尽量减少落差, 保证端头支架降架时不压运输机机头。
4.2 随着工作面的推移, 机巷端头支架、超前支护支架有往底板下陷的趋势, 工作面下段机巷顶板压力加大。由于运输机机头在端头支架的下方, 因上部的空间距离不够, 每次拉移端头支架降顶梁时, 顶梁圧运输机机头, 导致端头支架顶梁降不到规定要求, 拉移支架困难。
因端头支架往底板下陷, 与工作面支架的落差达到1m以上, 单纯靠工作面刹底并不能解决端头支架圧运输机机头的问题。主要方法是将运输机头向工作面拉800mm, 这样端头支架与工作面液压支架之间就有800mm的间隙。针对这个间隙, 使用2根爬行梁接半圆木过顶, 保证顶板的支护完好, 也保证了下口作业人员的安全。工作面运输机下口加设一块溜煤槽至端头支架架档的链板机外沿, 依靠运输机机头与链板机的落差和溜煤槽减少运输机拉回头煤。
4.3 由于机巷为U型棚支护, 端头支架和超前支护支架均为两架一组, 按巷道中线两侧并排安装, 在端头支架拉移操作时同一组的两架不能同时拉移, 所以在升端头支架的一侧支架时, 支架顶梁与巷道U型棚是点接触, 当支架初撑力加大时, 支架顶梁就顺着U型棚的弧度向上滑动。这就导致了端头支架不能按直线拉移, 机巷下帮的端头支架底座往下帮滑动。间接导致端头支架的掉斜, 端头支架的拉移千斤顶与连接头蹩劲, 拉不动支架, 甚至导致折断千斤顶 (拉移千斤顶只能径向拉移) 。
针对端头支架掉斜的问题处理有两点:一是在拉移支架时, 配合使用防倒千斤顶, 降端头支架的两侧顶梁控制在巷道中线位置;二是在端头支架底座迈步时, 必须清理干净两架底座之间的煤矸等杂物, 收缩立柱抬底时用单体将已偏离中线位置的支架底座抵辉中线位置。保证端头支架沿巷道中线拉移。
4.4 在回采中, 工作面、采空区均有岩隙水流向机巷, 导致机巷底板积水。由于机巷底板为泥岩, 长时浸水导致底板松软, 支架的来回伸缩、拉移使支架底座陷入底板泥岩中, 更增加了支架的拉移难度。松软的底板也使端头支架达不到规定的初撑力, 从而不能很好的支护顶板, 使顶板的下沉速度加快, 给后期的巷道支护埋下了隐患。
水患的处理就是将出水引到超前支护支架外段, 减小水浸泡破坏底板的程度, 具体的做法是沿机巷下帮挖设一条水沟, 并铺上铁质流水槽, 外段挖设水仓, 用风泵排出机巷。
4.5 由于我矿71煤巷道压力大, 顶板、底板均比较破碎, 随着回采的时间加长, 巷道的压力越来越大, 巷道变形比较严重。原U型棚支护宽度约为4200mm, 高度为3100mm, 在回采2个月之后, 巷道的净宽度只有3400mm, 高度只有2600mm, 并且部分段巷道变形, 棚腿跐出。这显然已不满足端头支架的使用条件。
对巷道提前改棚是必须的, 具体的措施是:一、将机巷的U型棚拿掉, 向上挑顶500mm, 用3200mm的工字钢配合单体替棚, 实行一梁四柱支护方式:二、机巷卧底、整平, 保证巷道净高度不小于3400mm。
5 结束语
通过这些举措, 基本上保证了端头支架的正常使用。原计划使用端头支架, 机巷的U型棚不予回收, 物资消耗太大, 机巷的提前替棚也使U型棚得到回收, 大大节约资源, 巷道的超前支护也得到了加强, 保证了巷道的支护强度, 为工作面的开采提升了必需的空间环境, 提高了安全系数。S
参考文献
[1]朱真才, 韩振铎, 等.采掘机械与液压传动[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005, 2.
新型端头支架在司马矿的应用 篇2
关键词：端头管理,端头支架,综放工作面
0 引言
司马煤业公司两巷端头支护方式为风巷DW-35型单体液压支柱配合铰接顶梁、运巷DW-35型单体柱配合大板支护顶板。这种支护方式对端头顶板支护强度低, 端头工作业劳动强度大, 回柱作业时, 小窝及顶板控制难度大, 人员作业安全系数不高, 不利于安全生产, 无法满足现今集约高效矿井的要求, 两巷端头支护已成为制约工作面机械化程度的瓶颈。新型综放端头支护支架的应用, 克服了原有端头支护存在的诸多问题, 取得了较好社会经济效益。
1 1112工作面概况
1112工作面由南向北, 沿倾斜方向推进。煤层平均厚度6.85 m;煤层倾角0°~12°, 平均6°;煤层结构为6.85 m。工作面走向长度133.5 m, 可采长度666.0m。工作面布置有运巷、风巷、辅助运输巷、出煤巷, 4条巷道均采用全锚网支护, 实体煤掘进, 锚杆支护排距为900 mm, 垂直于巷道顶板打设双单体锚索配合16#-2 500 mm槽钢支护, 锚索规格为MS-Φ18.9-1-7 300 mm, 锚索间、排距1 800 mm×1 800 mm。
2 1112工作面端头支护支架主要技术特点
ZT15000/19.5/41型端头支护支架由6架组成, 2架对称布置, 与工作面支架、过渡支架配套使用。端头支护支架由支架底座、连杆机构、千斤、顶梁、掩护梁及液压操作控制系统等部件组成。每组支架左右两架分别布置在转载机落地段两侧。端头支架前移以转载机作为支点, 左右架分别进行。
ZT3300/19.5/41型端头支护支架端尾支架结构为支撑掩护式, 端尾支架布置在机尾过渡架最后1架外侧, 底座前端通过推移千斤顶和风巷超前支架底座连接, 顶梁通过千斤顶与过渡支架相连。
3 端头支护支架在巷道中的布置
3.1 ZT15000/19.5/41型端头支架在运巷中的布置
ZT15000/19.5/41型端头支架在运巷中的布置示意图见图1。
3.2 ZT3300/19.5/41型端头支架在风巷中的布置
ZT3300/19.5/41型端头支架在风巷中的布置示意图见图2。
4 端头支护支架的操作
4.1 运巷ZT15000/19.5/41型端头支架的操作
端头支架移动是机巷端头架和运输机互为支点, 通过底座前端的推移千斤顶推、拉来实现。端头支架移架工作是紧跟相邻的过渡支架移架后开始。端头支架执行独立移架工作。其操作步骤如下:过渡支架移架后→左右支架组升立柱→推转载机→收左支架组前梁、侧帮板→降左支架组→拉左支架组→升左支架组→收右支架组前梁、侧帮板→降右支架组→拉右支架组→升右支架组。
推移转载机时, 左右支架组需同时推移;拉移端头支架时, 先降一侧支架组, 待一侧支架组拉移到位后, 升柱支撑顶板, 然后再用同样方式拉移另一侧支架组。通过摆动和尾梁连接的立柱及伸缩插板机构交替动作来实现尾部放煤。
4.2 风巷ZT3300/19.5/41型端尾支架的操作
端尾支架结构为支撑掩护式, 端尾支架布置在机尾过渡架最后一架外侧, 底座前端通过推移千斤顶和风巷超前支架底座连接, 顶梁通过千斤顶与过渡支架相连。端尾支架移动是端尾支架和风巷超前支架互为支点, 通过底座前端的推移千斤顶推、拉来实现。推移端尾支架前, 先降柱, 收侧护帮, 再进行移架。
5 端头支架应用情况分析
a) 增强了端头支护强度, 提高了安全可靠性。端头支护支架采用左右分体自移式液压支架, 通过与转载机互为支点, 实现了端头支护支架自动移架, 保证了对端头顶板及时支护, 提高了顶板支护强度。端头支护支架的使用, 提高了对不同条件下顶板的有效支护, 加强了对工作面端头顶板的维护强度。弥补了原有端头支护方式的不足, 较大程度提高了端头支护强度和工作面回采作业速度, 实现了端头顶板下沉量有效控制, 保证了工作面安全出口高度。为作业人员提供了较好的巷道作业空间, 端头支护质量本质上得到提升, 为工作面回采期间生产安全提供了保证。极大程度上减少了端头顶板事故, 实现了采煤工作面本质安全;
b) 减短了正规循环作业时间, 提升了工作面推进度。端头支护支架提供了较大作业空间, 保证了前后部刮板输送机及转载机正常运转, 设备检修作业空间增大, 与过渡支架、前后部刮板输送机、转载机配套合理。顶板管理面积大, 保证了对巷道两帮及顶板有效支护, 整个系统操作方便, 保证了工作面综采设备正常运转及工作面快速推进的要求。采用端头支护支架管理端头顶板后, 工作面调机头机尾作业时, 作业人员无需停机, 端头工直接操作端头支护支架操作手阀移动支架, 完成回柱、放顶和支护工序。采用自移支架后, 职工劳动强度降低, 操作速度加快, 很大程度减短了工作面正规循环作业时间, 提高了工作面开机率, 加快了工作面推进速度, 提高了工作面单产, 为实现安全高效采煤工作面奠定了基础;
c) 减少了人工投入, 减轻了工人劳动强度, 提高了工时工效。使用端头支护支架后, 代替了原有端头支护形式, 实现了工作面不停机作业, 降低了工人劳动作业强度, 提高了劳动生产率, 减少了端头维护人员和维护材料。使用端头支护支架后, 两巷端头维护作业人数每班作业人数可从原来的3人~4人减少为1人~2人, 每班可减少人工2个~3个, 工时利用率显著提高。
6 结语
端头支架 篇3
煤矿综采工作面环境恶劣,液压支架数量多且控制复杂,目前普遍采用的综合机械化采煤工作面与无人值守采煤工作面相比,其存在自动化程度较低,工作强度大,安全性差等问题。在综合机械化自动采煤工作面内采煤机、刮板输送机及液压支架的降柱、移架、升柱支护顶板、推移输送机等工序均需要人工干预,而无人值守采煤工作面上述操作将全部由端头控制器集中控制自动完成。无人值守采煤工作面开采技术必须以强大的数据传输通道为依托,完成间架控制器与端头控制器之间大量状态参数和命令信息传递,并保证端头控制器可以实时地把这些数据上传到位于顺槽中控室的工业控制计算机后由工控计算机统一指挥工作。针对无人值守采煤工作面液压支架控制要求,本文提出一种基于RS-485总线的综采工作面液压支架端头控制器通讯系统的设计方案,并进行了实验,效果良好。
1 系统结构设计
液压支架端头控制器通讯系统结构原理图如图1所示。端头控制器集中控制所有的间架控制器,通信方式采用主从方式,树枝状结构,所有的间架控制器都挂在端头控制器的通讯总线上,端头控制器的通信方式默认为发送状态,所有间架控制器通信方式默认为接收状态。间架控制器在收到端头控制器发送的控制信号后,才能执行具体动作。端头控制器与防爆工控计算机通讯采用主从方式,端头控制器通信方式默认为接收状态,防爆工控计算机通信方式默认为发送状态。端头控制器接收到防爆工控计算机发送的控制信号后,执行防爆工控计算机发送的动作命令。建立一套可实现液压支架端头控制器与上位防爆工控计算机及多台下位间架控制器之间的网络通讯。系统基于RS-485通信协议,通过端头控制器集中控制液压支架,同时端头控制器还具备与上位防爆工控计算机通讯功能,支持防爆工控计算机对液压支架进行远程控制。
2 通讯系统设计
系统工作中,液压支架端头控制器要通过间架控制器对液压支架的状态和动作,进行全面监测监控。为了提高数据处理和数据传输速度,本系统采用单片机C8051F001作为CPU。单片机C8051F001的时钟频率可达25MHz,采用流水线指令结构,70%指令的执行时间为1个或2个系统时钟周期,可以满足系统实时性要求。
RS-232通讯协议支持的通信方式信号传输距离较近,一般不超过50m,并且抗干扰能力差。与RS-232通信协议相比,RS-485通信协议支持的通讯方式,信号传输距离能够达到1200m,传输距离远,而且抗干扰能力强。
端头控制器通讯系统采用MAXIM公司的MAX485芯片作为RS-485通信协议的收发器。MAX485是芯片具有强抗干扰能力的低功耗收发器,支持RS-485通信协议,数据传输速率可达2.5Mb/s。MAX485芯片内部设有输入接收器和输出驱动器,控制输入接收器和输出驱动器的使能管脚是DE和
CPU引脚为TTL电平,扩展一片MAX485芯片作为RS-485通信协议的电平转换单元;防爆工控计算机的串行异步通信基于RS-232标准。两者通信协议的逻辑电平不一致,必须进行通信协议转换。端头控制器与防爆工控计算机的通信采用RS-485通信协议,HXSP-2108B转换器作为RS-485和RS-232的协议转换器,从而实现端头控制器和防爆工控计算机之间的远距离传输。
2.1 RS-485通讯通道设计
液压支架端头控制器通信原理框图如图2所示。由于CPU芯片单一的串行通信接口不能满足上述通讯系统要求,必须通过VK3212芯片扩展成两个通讯接口,分别与间架控制器和防爆工控计算机通信。CPU的通讯信号通过VK3212芯片连接光电耦合模块和MAX485转换模块,转换变成RS-485通信协议信号,经过防高压保护电路后与对应的接口连接。与间架控制器连接的通讯通道用于端头控制器向间架控制器发送命令,修改其控制参数,并实现液压支架动作控制及接收间架控制器采集的液压支架状态信息;与防爆工控计算机连接的通讯通道,用于端头控制器向防爆工控计算机返回液压支架的状态参数,这些参数将由防爆工控计算机传递到地面监控系统统一处理。无人值守采煤工作面开采过程中,端头控制器实时向间架控制器发送控制指令,并根据间架控制器返回的状态,下达后续动作指令,实现端头控制器对液压支架的集中控制;另一方面端头控制器作为防爆工控计算机与间架控制器之间的通讯中转站,支持防爆工控计算机对液压支架进行远程控制。
2.2 抗干扰电路设计
针对RS-485串行通信过程中共模干扰和总线阻抗匹配所引起的信号干扰问题,系统制定了如下措施。
2.2.1 共模干扰
RS-485 通讯协议采用差分方式传输信号,不需要相对于参照点来检测信号,接收器只需检测两线之间的电位差。RS-485标准规定传输信号共模电压应小于3V,当系统A向系统B发送数据时,系统A的输出存在共模电压,当两个系统具有各自独立的接地系统时,两系统的地之间可能存在十几伏甚至数十伏电位差。此时系统B的接收器输入端共模电压将会是两者之和,并可能伴有强干扰信号,导致系统B共模输入超出正常工作范围,并在信号线上产生干扰电流。但收发器只能在共模电压不超出一定范围(-7～12V)的条件下才能正常工作,否则就会影响通信的可靠性,甚至损坏接口。
针对这一问题,本系统作如图3处理,将系统A和系统B的信号地连接,以消除高阻型共模干扰;为了消除低阻型共模干扰,采用浮地技术,隔断接地环路,将干扰源浮置起来,即将系统的信号地与大地隔离,隔断了接地环路,避免形成很大的环路电流。
2.2.2 总线阻抗匹配
RS-485标准规定接收器的门限为±200mV,具有良好的噪声抑制能力。但当接收器接收到的总线电压信号在±200mV中间时,接收器会导致不确定的输出状态,而UART串行通讯时序以一个前导“0”触发接收动作,所以接收器的不定态可能会使UART串行通讯错误地接收一些数据,导致误操作。系统器件连接方式如图3 所示,在引脚A上接上拉电阻R1(典型值20kΩ),在引脚B上接下拉电阻R3(典型值20kΩ),在引脚A和引脚B之间接匹配电阻R2(典型值120Ω)。吸收总线上的反射信号,消除毛刺信号,保证信号正常传输,没有信号传输时增大引脚A和引脚B之间的压差,使干扰信号很难产生串行通信的起始信号“0”,增加了总线抗干扰能力。
2.3 接口扩展设计
为满足系统串口扩展和数据传输的实时性要求,系统采用VK3212芯片作为扩展芯片,其主接口为标准的三线UART接口(RX,TX,GND),无需其它地址和控制信号线。具有可编程波特率设置功能,最高数据传输速度可达1Mbit/s。VK3212芯片母串口和子串口的工作波特率可以由软件调节,不需要修改外部电路和晶振频率。通过芯片内置的协议处理器实现多串口扩展,不需地址线控制。两个子串口均为全双工,每个子串口可以通过软件开启和关闭,波特率可以独立设置,子串口最高可达920kb/s。
VK3212芯片内部设有两级中断:子串口中断和全局中断。当IRQ引脚指示有中断时,通过读取全局中断寄存器GIR以判断当前中断类型,去读取相应的中断状态寄存器,以确定当前中断源。VK3212芯片的每个子串口都有独立的中断系统,当任意一个中断使能后,满足中断条件就会产生相应的中断,执行读/写操作,保证了数据传输的实时性。
通讯接口扩展具体连接方式如图4所示。将引脚IR设为低电平选择普通UART通讯模式;中断指示引脚IRQ与CPU的INT1引脚连接,用于传递中断信号,增强系统的实时数据传输能力;VK3212芯片与CPU之间做共地处理。写操作时,先向VK3212的RX写入一个命令字节,随后写入相应的数据字节;读操作时,先向VK3212的RX写入命令字节,相应的数据字节从TX读取。可根据写入命令字选择不同的子串口通道号、子串口寄存器地址、写入/读取FIFO的数据字节个数。
3 通讯软件设计
为验证系统通讯电路设计的可靠性,编写系统调试通信软件。通讯过程以本系统为主通讯装置向下位机间架控制器发送16个数据,并由间架控制器将所接收数据依据接收顺序返回,主通讯装置所发送数据存储到数据存储器的0X20-0X2F单元,接收数据存储到数据存储器的0X30-0X3F单元。端头控制器与间架控制器通信采用主从方式,端头控制器的通信方式默认为发送状态,所有间架控制器通信方式默认为接收状态,间架控制器接收到端头控制器发送的控制信号后,执行发送动作。软件共包括4部分:主程序,中断处理程序,数据发送程序,数据接收程序。软件主程序流程图如图5a所示。系统首先进行初始化设置和系统资源的分配,随后向间架控制器发送一个数据,同时,传送数据计数器减1,判断此时数据是否发送完毕。如果没有发送完毕再次向间架控制器发送数据,如果发送完毕则向间架控制器发送返回数据命令,判断此时数据是否接收完毕。如果没有接收完毕则返回上一级再次判断数据是否接收完毕,如果此时数据接收完毕则结束。
系统中断处理程序流程图如图5b所示。系统在接收到中断信号后,关闭所有中断并保护现场,读取中断标志寄存器,判断中断是否为数据接收中断,如果中断为数据接收中断,接收数据,恢复现场,开所有中断,最后跳出中断;如果中断不是数据接收中断,恢复现场,开所有中断,最后跳出中断。
数据接收程序流程图如图6a所示。数据发送程序流程图如图6b所示。
4 实验结果
为检测本设计的合理性,依据第4节所设计软件进行如下实验:由本系统为主通讯方式向下位机间架控制器发送16位数据,并由间架控制器将数据依据接受顺序返回,存储到数据存储器的0X30-0X3F中,所发送数据存储到数据存储器的0X20-0X2F中。实验得到的传输与返回数据截图如图7所示。左侧为地址编码,右侧为通讯过程中所存储的数据。
实验结果表明,数据传递准确、实时性强,不仅可以实现各个系统间的数据传输,而且还能通过主干网络实现设备的远程控制。满足端头控制器对液压支架集中控制的通讯要求。
5 结论
在煤矿井下现有液压支架通讯设备的基础上,根据煤矿安全生产监测监控系统的要求,设计了一种基于RS-485总线的煤矿端头控制器通讯方案,搭建了系统硬件电路。实验运行结果表明,其硬件可靠性高,抗干扰能力强,能实时、准确地进行数据传输,达到了对间架控制器远程监测监控和防爆工控计算机之间数据准确、实时传输的目的,满足液压支架端头控制器集中控制的通讯要求。
参考文献
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端头支架 篇4
目前, 综采工作面端头支护采用最多的为单体柱支护和端头支架支护2种方式。前者利用单体液压支柱配合十字顶梁、铰接顶梁或者∏型钢等进行支护, 采用全部垮落法处理采空区的工作面, 随着工作面的推进, 单体柱和顶梁经人工拆卸随之前移, 不断地形成对端头的有效支护;后者利用整体的支护设备, 如滑移顶梁支架、端头液压支架或锚杆配合支架, 随工作面液压支架的拉移, 其往往滞后于工作面液压支架一个拉移步距才能对端头进行有效的支护。本文将整体顶梁端头支架应用于综采工作面, 弥补了2种端头支护方式的缺陷。
1 工作面概况
31116工作面开采的二3煤层属于典型的华北三软型煤层, 其突出特点为: (1) 顶板松软, 采后易垮落; (2) 煤质松软, 采后煤壁对顶板支承力差, 极易垮落; (3) 底板松软, 单体柱易钻底; (4) 巷道交叉点和工作面机头机尾等控顶面积大的地点顶板支护困难。
(1) 工作面地质条件。该工作面主采山西组二3煤层, 工作面直接顶为砂质泥岩, 平均厚1.41m, 基本顶为大占砂岩, 平均厚11.59 m;直接底为砂质泥岩, 平均厚2.51 m, 基本底为灰岩, 平均厚16.09 m。
(2) 工作面巷道布置及支护方式。31116综采工作面两巷均沿煤层底板布置, 平距195 m (中—中) , 均采用工字钢棚支护, 规格相同, 上净宽2.8m, 下净宽4.3 m, 净高2.6 m, 巷道净断面9.23 m2, 棚距600 mm (中—中) 。
2 顶板压力及支架工作阻力计算
2.1 支顶方法验算支架工作阻力
(1) 初次来压期间。基本顶 (直接顶) 初次来压期间, 要求支架不被压死的情况下, 支架能支撑住基本顶 (直接顶) 1/4所受重力P1为[1]:
其中, M1为基本顶 (直接顶) 厚度, 取11.59 m;C1为基本顶 (直接顶) 平均容重, 取26.166 k N/m3;Y1为基本顶 (直接顶) 初次垮落步距, 取20 m;L1为控顶宽度, 取1.5 m。
经计算, P1=2 274.48 k N。
(2) 周期来压期间。支架要求承担部分基本顶 (直接顶) 的作用力, 以减缓基本顶 (直接顶) 的来压速度, 合理的支护强度为[1]:
其中, Y'1为基本顶 (直接顶) 周期来压步距, 12m。
经计算, P2=1 364.68 k N。
2.2 经验估算法计算支架载荷
工作面支架上覆岩层厚度与采高之比, 一般为4~8, 取6, 则单位面积的载荷为[1]:
其中, m为最大采高;γ为岩柱的容重。
从以上计算可得, 支架所受的载荷为361.1k N/m2, 支架顶梁长度为3.8 m, 控制宽度1.5 m, 则支架承受的载重力为2 058.3 k N。
综上所述, 该工作面支架的工作阻力为3 400k N, 大于计算的最大载荷, 满足要求, 端头支护处支护设备应大于此支撑力的要求。
3 整体顶梁端头支架支护方案及优点
工作面下端头采用整体顶梁端头支架, 此整体顶梁端头支架的主体架为箱式结构, 支撑顶梁为2节式, 采用多油缸支撑, 控制系统采用液压控制, 一端为活性连接, 便于整体移动与高度调节。该支架使用8根单独的油缸支撑顶梁, 每根油缸支设在预先焊接在转载机上的柱脚内, 支架随转载机拉移而整体移动 (图1) 。
根据现场操作的经验, 该支护方式能够有效控制顶板, 具有诸多优点: (1) 采用整体式顶梁, 提高了端头支护的整体性能, 有效避免了顶板冒顶、漏煤等事故的发生; (2) 顶梁结构紧凑、有效支护面积加大, 能够有效抵御侧向压力的影响, 提高支护的整体效果; (3) 由液压油缸提供整体顶梁的支撑, 改善了支撑方式, 提高了支撑效率; (4) 液压油缸支设在转载机机尾之上, 改善了以往单体柱支设受底板松软的影响, 避免了支架钻底现象; (5) 实现了与转载机的同步拉移, 从根本上改变了端头支护前移方式, 简化了作业程序, 提高了支护效率; (6) 支架的结构设计紧凑, 有效改善了端头作业环境, 能够保证足够的巷道高度和行人侧宽度; (7) 大大降低了工人的劳动强度, 缩短端头支护的时间, 提高工作面的开机率, 延长了工作面正常生产时间。
4 关键技术
采用整体式的支架顶梁, 顶梁预设油缸柱窝, 并在顶梁下侧设计具有∏型钢梁形状的外露部分, 便于支设单体柱;支架底部结构与转载机机尾相连接, 在装载机机尾预设油缸柱窝, 实现与转载机的同步拉移;由液压油缸为整体顶梁提供支撑力, 油缸与工作面液压系统配套并可灵活拆卸、更换, 油缸支设在转载机机尾上, 增强支护效果。
5 应用效果
(1) 整体顶梁端头支架的应用, 改善了原有支护方式的支护效果, 顶梁采用整体结构, 支撑结构连接在转载机机身上, 更适应于松软的顶底板。在进行端头支护过程中, 该支架与转载机同步拉移, 加强了支架与设备的配合, 实现了端头支护的机械化、自动化操作, 简化了端头支护方式, 减少了端头作业工序, 缩短了支护的时间, 技术改进效果明显。
(2) 该技术应用后, 每班可减少端头支护工4人, 可缩短回采准备时间2 h, 工作面年生产能力提高125 000 t, 年产量提升4.2%, 每年可为企业净增加利润650余万元。
6 结语
整体顶梁端头支架支护技术既吸收了综采支架支护强度高、支架整体性能好的优点, 又克服了单体支柱配合十字顶梁、铰接顶梁或者∏型钢等支护技术的缺点。实践应用表明, 此项技术较好地适应了新郑煤电公司综采工作面端头支护的需要, 安全、经济效益良好, 具有广泛的推广应用前景。
摘要：分析了整体顶梁端头支架在实际综采工作面中的应用, 通过支顶方法验算和经验估算法计算了支架工作阻力和支架载荷, 改善了综采工作面端头支护现状, 实现端头支护的机械化、自动化, 增强了支护性能, 提高安全系数, 降低工人劳动强度, 顶板事故率降低, 工作面推进度提高, 实现了综采工作面安全、高产、高效。
关键词：整体顶梁端头支架,综采工作面,支护实用效果
参考文献
端头支架 篇5
中煤第一建设有限公司第二工程处施工的山西省潞安矿业集团高河煤矿锚杆支护综掘工作面, 超前支护方式一直采用前探梁, 即利用前后两组吊环固定在已支护好的顶锚杆尾部, 将2根钢管穿过吊环伸入空顶区这就将下一排顶网和钢带挑起作为超前支护。由于前探梁钢管直径细又不能全面接顶, 几乎没有支护强度, 能起到的只有防护作用, 而没有支撑作用, 所以施工人员相当于还是在无临时支护条件下作业, 唯有快速打设顶锚杆进行永久支护, 这就存在较大隐患。后来尝试使用过与掘进机相配套的机载式临时支护装置, 还是存在着支护面积和支撑力有限, 小循环掘进不能实现掘支分离, 无法从根本上解决快速施工的问题。
2 ZJC2×1040/34/46型端头支架结构、特点及适用条件
2.1 结构
该支架主要由金属结构件、液压系统、泵站组成;金属结构件有横梁、顺梁、前梁及煤墙防片帮装置;液压系统包括立柱、各种千斤顶、液压控制元件 (单向阀、安全阀) 及液压辅助元件 (高压胶管、三通等) ;配套使用泵站BRW80/35型 (额定流量80 L/min, 额定压力35 MPa, 电机功率55 k W, 柱塞数目3个、行程70 mm) , 要求乳化油配比浓度为5%。
ZJC2×1040/34/46型端头支架超前支护平面示意图如图1所示。
2.2 特点
该支架的特点如下: (1) 采用两层顶梁、横梁加顺梁分两组的整体框架式结构, 互为支撑, 通过移动千斤顶相互推进行走, 在移架过程中始终有一组梁处于接顶支撑状态。 (2) 该支架与掘进机互不干扰, 单独罩在掘进机外面, 随掘进前移而自行前移, 及时支护掘进新暴露出来的全断面顶板, 可以使作业人员完全处于有效支护下进行钻装锚杆 (锚索) 及铺联网作业, 掘进机司机也同样在安全掩护装置下进行割煤作业, 最大限度保证安全施工。 (3) 实现掘进-无支护-临时超前支护-永久性支护的衔接过渡, 在一定区域内可实现连续掘进与连续支护作业方式。 (4) 永久支护作业在支架下方, 作业空间大且安全程度高, 易于在掘进机巷道的有限空间内安装使用[1]。 (5) 支架由液压系统控制能实现自移行走和各种动作。 (6) 根据巷道压力情况设计支护强度, 确定合理的初撑力, 满足支护和移架要求, 避免初撑力过大重复支撑顶板的弊端。
2.3 适用条件
该支架适用条件为:巷道高为2.6~4.2 m, 巷道的宽4.8 m以上;作用于支架的顶板压力不超过1 760 k N;矩形巷道走向倾角小于10°。
3 端头支架应用实例
3.1 工程概况
高河煤矿+450 m水平南翼胶带大巷设计长4 200 m, 为进风及皮带运输巷道。巷道沿3#煤层顶板掘进, 属全煤巷道。3#煤层平均厚6.00~7.00 m, 倾角2°~14°。巷道断面为矩形, 宽5.1 m, 高3.95 m, 掘进断面20.145 m2。与中国矿业大学合作, 结合端头支架结构特点, 提出了掘锚分离快速掘进支护技术方案, 采用预应力锚固高强锚杆锚索组合支护系统, 锚杆每排布置顶7根、帮5根, 预紧力矩400 N·m, 顶间排距为800 mm×1 000 mm, 帮间排距900 mm×1 000 mm。锚索3根、2根交替布置, 间排距1 400 mm×1000 mm (3根) 或1 600 mm×1 000 mm (2根) , 要求涨拉力260 k N以上。+450 m水平南翼胶带大巷断面如图2所示。
3.2 施工工艺及优化
3.2.1 施工工艺
掘进采用EBJ-200掘进机, DSJ-80型皮带出煤, MQT-130型风动锚杆钻机及ZMS-60型风动钻装顶帮锚杆 (锚索) 。临时超前支护采用沈阳天安矿山机械科技有限公司设计制造的ZJC2×1040/34/46型综掘机超前支护装置, 并安装于+450 m水平南翼胶带大巷工作面。
3.2.2 施工工艺优化
(1) 合理正规循环的确定。通过试验“掘一锚一、掘二锚二、掘三锚三”多种不同的施工工艺进行全面的对比分析, 最终确定了“掘二锚二”为1个正规循环, 每小班2个正规循环。
(2) 施工工序。掘进机割煤、出煤 (进度为2 m) →前移2、4架并升紧, 落前梁上顶网再升起前梁→前移1、3架并升紧, 重复动作将支架移至窝头, 将迎面墙护网及两帮护帮装置紧煤墙→顶帮平行支护作业。
(3) 在实际生产过程中, 可根据顶板条件灵活运用, 顶板条件好时掘三锚三, 顶板条件差时掘一锚一。
(4) 局部小工序工时节约优化。最大控顶距由初期的2 m调整为2.5 m, 省去每次锚网支护完成后需要后退支架的时间, 如不后退支架将影响掘进机截割头割煤。顶网铺设由每次逐片铺设改为每次预先联成一体的3片或多片一次性铺设到位。打设锚索由窝头紧跟超前支护装置后边打设。利用该端头支架的长度和支护特点, 将每次掘进循环由原来的1 m提高到2~3 m, 使传统工艺每班2~3个循环才能完成的工作量, 通过1个大循环就可以完成。将作业人员反复搬运钻机、平台大板、煤墙护网等由12次减少到6次, 提高了生产效率。
3.3 劳动组织
作业形式采用“三八”制, 即3个生产班, 1个检修班, 工作时间为8 h, 利用停皮带时间检修设备。实际组织生产过程中, 生产班提前2 h进行生产的准备工作, 3个班均在作业地点交接班;在上一班掘进出煤的同时, 下一班准备物料, 这样可有效避免设备空载运转, 特别是随着巷道的延伸, 其优越性更为明显。
3.4 取得的效果
在边探边掘的不利条件下, +450 m水平南翼胶带大巷完成进尺215 m/月。
4 存在的问题、改进措施及安全注意事项
4.1 存在的问题
(1) 顶板适应需增强。在顶板不平整的情况下, 该支架的顺梁不能完全接顶, 降低顶板的支撑效果, 顺梁的铰接方式需调整。
(2) 调偏支架需改进。如遇巷道偏帮、超宽时, 调偏千斤顶的最大行程撑不到巷帮, 从而失去调偏作用, 进一步导致支架前移困难甚至发生支架倾倒。
(3) 前移超前支护支架时推移不同步造成支架偏移。
4.2 改进措施
(1) 铰接顶梁采取双孔销轴连接方式, 减少移架时推网情况, 且适应顶板坡度的变化。
(2) 在前探梁前方及伸缩梁两侧, 加装迎面煤墙防护支架和框架式护帮装置, 防止片帮。
(3) 每组横梁两侧增设调偏千斤顶可对支架进行调偏。
(4) 在迎面煤墙防护网上增设吊点, 使掘进机收缩式平台伸出后直接搭设在吊点上, 方便打设顶锚杆。
(5) 在操作阀组处设置闭锁手柄, 防止误操作。
(6) 为适应不同的底板条件, 并防止立柱侧滑, 保证整个装置稳定性, 对立柱柱鞋进行了改造:先用300 mm×200 mm×30 mm钢板焊接在立柱底部作为柱靴, 再在靴底加焊高100 mm的圆锥体。
(7) 增设液压同步装置, 实现液压支架偏移量相同, 达到同步。
4.3 安全注意事项
(1) 使用过程中, 不允许主副支架同时动作和移架。
(2) 支架必须由专职人员进行操作, 由跟班队干指挥, 其他人员不允许站在正在移架中的支架下方。
(3) 进行移架操作前, 要及时观察辅助支架的接顶情况, 与顶板接实后方可操作另一架。
(4) 移架后升立柱时要及时调整好立柱角度。
5 结论
ZJC2×880/26/42型端头支架设计新颖、结构巧妙, 解决了多年来掘进工作面前探梁式临时支护安全可靠性差、作业过程中人员进入空顶区存在安全隐患等问题, 而且可以根据巷道围岩强度提供足够的支撑力, 有效控制顶板变形, 实现大步距连续掘进后再集中支护作业, 从而提高掘进效率, 对实现采掘衔接平衡和集约化高效生产发挥积极的作用, 具有很好的推广和应用前景。通过对顶板的连续支撑及两帮的有效防护, 实现掘锚分离、平行作业是今后的发展方向。
参考文献
端头支架 篇6
马蹄沟煤矿位于甘肃省华亭县安口镇境内, 西距华亭县城20km, 北距平凉市59km, 南距宝鸡市134km, 安口镇地处陕、甘两省交界的交通要地, 宝平公路及宝中电气化铁路自矿区通过, 有水泥硬化的矿区公路与安口镇相连接, 其交通条件十分便利。矿井现有三条井筒, 井底位于井田偏北部, 满足矿井技术改造完成后的生产需要。矿井运输水平设在+1100m, 回风水平设在+1190m, 现有开拓掘进头两个, 综采工作面两个。矿井二水平25111工作面的主采煤层平均厚度9.5m, 倾角3°～16°, 属缓倾斜顶板松软破碎煤层, 采用走向长壁倾斜综采放顶煤采煤法, 全部垮落法管理采空区。
2 国内外端头支架型式受力分析
2.1 自移式端头液压支架支护
每个端头一般是安置一组端头支架, 靠自带的推移装置实现转载机和支架的前移。常见的有TZT型 (一主两副并列布置) 、ZT型 (一主一副左右布置, 可互换) 。该型式的支架自动化程度和支护强度高, 但由于支架体积庞大且依靠邻架与顶板的摩擦力互为支点迈步前移, 适用于巷道断面大、倾角较小、顶板比较完整的工作面。
2.2 前后置端头液压支架支护
每个端头安置一组端头支架, 一前一后布置, 通过推移千斤顶的伸缩实现支架的前拉后推向前移动。该型式的支架对顶板的支护效果好, 尤其适用于破碎顶板, 并能够实现煤壁线前方5m范围内的机械支护。但该支架将转载机中部槽置于支架底座内, 支架宽度较大, 运输困难。
2.3 其他结构型式的端头支护
常用的还有组合大抬棚支护、普通液压支架支护、单体液压支柱配合铰接顶梁支护等型式, 均有优缺点。
3 综采面端头支架的型式
在25111工作面设备配套中, 设计选择了前后置端头液压支架。工作面配套了ZFHT15000/22/35端头后置支架和ZFHQ11250/22/35端头前置支架各一副, 每副支架分左右两架, 左右对称布置, 左右架之间通过平衡千斤顶连接, 立柱工作阻力1875kN。支架的推移通过前后架之间的推移千斤顶来实现, 左右架可同步移动, 也可以迈步前移, 支架结构如图1所示。
3.1 支架的结构特点
1) 前置支架为六柱支撑, 四连杆机构置于支架中部, 稳定性较好, 支架工作阻力为11250kN, 拉移后架时, 锚固力足够。
2) 后置支架为八柱支撑, 支架工作阻力为15000kN。四连杆机构置于支架后部, 4号立柱支撑在掩护梁上, 前后部刮板机机头空间足够。
3) 左右架之间通过平衡千斤顶连接, 可实现左右架的调整, 千斤顶与支架间用十字连接头连接, 便于左右支架迈步前移。
4) 左右支架顶梁宽度分别为900mm, 两顶梁之间的支护通过护顶板来实现。
5) 后置支架底座由前底座、中底座、后底座三部分铰接而成;顶梁分为前顶梁、后顶梁两部分。
3.2 端头支架使用中出现的问题
该组端头支架由平顶山煤机厂生产, 于2012年8月安装调试, 服役期间先后出现立柱柱头销轴弯曲变形、顶梁与掩护梁铰接耳座撕裂、立柱与顶梁连接的耳座撕裂、顶梁断裂等现象的发生;掩护梁特别容易损坏;尤其在矿压显现过程中, 容易造成底座断裂, 具体情况如图2所示。
4 分析支架结构件和立柱损坏的原因
分析支架结构件和立柱损坏的原因, 是由于该支架结构不适应马蹄沟煤矿矿二采区的生产条件, 主要体现在以下几个方面:
1) 顶梁:在端头支架设计中, 考虑到运输顺槽巷道为拱形断面, 在支架立柱伸出顶梁支撑顶板过程中, 顶梁外侧首先接触巷道拱形部分, 顶梁受到巷道顶板的阻力作用, 有倾斜的趋势 (内侧高外侧低) 。为了平衡这个阻力, 改善顶梁受力状况, 在顶梁设计中, 将立柱支撑点偏置 (立柱支撑中心与顶梁中心偏100mm) 。
顶梁受力分析 (如图3所示) :在顶板对支架的压力f和立柱对顶梁的支撑力F的作用下, 顶梁有顺时针旋转的运动趋势。
因此, 顶梁设计的不合理, 导致了立柱柱头销轴弯曲变形、顶梁与掩护梁铰接耳座撕裂、立柱与顶梁连接的耳座撕裂、顶梁断裂等现象的发生。
2) 掩护梁:在设计中, 将4号立柱的柱头支撑点选在了掩护梁上, 虽然减小了支架的整体长度, 但支架的支护效果则减弱了不少。从支架结构看, 后顶梁对顶板的支撑力来自3号立柱和掩护梁, 而4号立柱作用于掩护梁的支撑力要克服顶板作用在掩护梁和后顶梁上的合力。顶梁与掩护梁的铰接耳座既要承担掩护梁对顶梁的垂直支撑力, 又要承担顶梁受到的不均布载荷的作用, 受力状况非常复杂, 特别容易损坏。
3) 底座:由于受前后部刮板输送机卸载高度的限制, 端头支架底座的高度很有限, 其箱形结构的截面尺寸受限, 强度也受到一定的限制。在设计中, 支架前、后底座的铰接点距离立柱柱窝较远, 支架支护过程中, 底座受到巷道底板反作用力的作用时, 底座上接近柱窝箱形结构的位置容易变形, 尤其在矿压显现过程中, 容易造成底座断裂。25111工作面使用中, 两个后底座均断裂, 断裂点就在底座上接近柱窝箱形截面突变位置。
5 选择本架型的原因和必要性
由于马蹄沟煤矿二采区煤层比较松软, 矿压显现频繁, 巷道顶板破碎, 支护难度大。根据工作面布置和回采条件, 比较理想的端头支护形式是前后置式端头支架 (整体结构, 转载机中部槽布置在支架底座内) , 这种形式支护强度高, 支护效果好, 支架拉移方便快捷。但由于该工作面年设计生产能力100万t, 配套了SZZ1200/525刮板转载机, 中部槽宽度1200mm。如果配套整体结构的前后置式端头支架, 则支架宽度达到2800mm以上, 受矿井运输系统巷道宽度限制, 支架无法入井运输。所以, 优先选择分体式前后置端头液压支架实现工作面运输顺槽的端头支护。
6 技术方案论证
6.1 解决端头后置支架顶梁稳定性不足的问题
从支架顶梁的受力分析可以看出, 导致顶梁不稳定的主要因素是:四连杆机构置于梁的端部, 外力作用时产生的力矩非常大, 最直观的表现就是支架结构件强度不够, 容易损坏;立柱支撑点偏置, 顶梁受力时有倾斜趋势, 加剧了结构件的损坏和立柱柱头销轴的弯曲。为了改善顶梁的受力状况, 增大四连杆机构对顶梁对约束力, 在设计中, 在前顶梁前部增设一组四连杆机构, 前后顶梁之间不再铰接, 配置高强度圆环链连接, 保证支架推移过程中的整体性。
工作面回采过程中, 运输顺槽岩帮侧受高地应力作用, 巷道变形较大, 巷帮和顶板对端头支架的作用力非常复杂, 对支架的稳定性要求很高。为了提高支架的稳定性, 在岩帮侧端头后架的顶梁和底座之间布置两组单摆杆机构。
6.2 解决端头后置支架顶梁强度不足的问题
调架千斤顶连接座为外置式, 顶梁主筋板为整体结构, 不再开缺口, 以增大顶梁的抗弯强度。
6.3 解决端头后置支架底座容易断裂的问题
在工作面回采过程中, 运输顺槽底板不是很平直, 端头支架达到初撑力后, 支架受巷道顶底板的作用, 支架底座的受力也不均匀, 再加上在高地应力矿压显现时, 底座受冲击力的作用, 容易断裂。为了改善底座的受力状况, 设计中将支架底座分为五段, 五段之间采用销轴铰接, 这种结构对巷道底板的适应性好, 不容易断裂。
6.4 端头前置支架的选择
端头前置支架的主要作用:一是对运输顺槽实现机械支护, 二是为后置支架的前移提供足够的锚固力。由于运输顺槽顶板比较破碎, 支架在前移过程中, 对顶板反复支撑, 会加剧对巷道顶板的破坏, 所以前置支架的顶梁不宜过长。为了增加拉移后架的锚固力, 前置架的立柱设置为后倾式。
6.5 立柱的选择
立柱配置大流量双安全阀 (流量分别为500L/min、200L/min各一个) , 在冲击力突然作用时, 能够迅速卸载, 从而达到保护立柱的目的;立柱柱头将销轴改为快装式定位块, 便于拆装。立柱缸径为280mm, 活塞杆直径为260mm, 初撑力为1940kN, 工作阻力为2297kN (P=37.3MPa) 。
6.6 材质的选择
结构件均采用Q690、Q550、Q460及16Mn钢板组焊。其中Q690钢板占结构件重量约40%, Q550钢板占结构件重量约45%, Q460钢板占结构件重量约10%, 其余为16Mn钢板。
支架所有液压缸用钢管均采用27SiMn管材, 液压缸活塞杆选用27SiMn棒材。销轴类中, 支架结构件间连接销轴、立柱及千斤顶连接固定销轴、推移和拉移销轴等较重要销轴均采用30CrMnTi棒材, 重量约占90%;其余均采用40Cr棒材, 重量约占10%。销轴、导杆均镀锌、钝化处理。全部立柱和千斤顶密封件均选用进口优质产品。
7 取得的效果
在工作面初次来压和几次矿压显现中, 两顺槽超前支护段破坏相当严重, 但端头支架支护段巷道变形不大, 支架稳定, 结构件和立柱均完好。在日常生产中, 端头支架移动快捷方便, 可实现端头推移时不停转载机, 节约了大量的生产时间。
参考文献
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[3]鞠文君.巷道维护中的应力问题[A].世纪之交软岩工程技术现状与展望[C].1999.
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端头支架 篇7
郑煤集团公司裴沟煤矿位于郑州市西南35公里新密市境内, 1966年投产, 原设计生产能力60万吨/年, 后经两次改扩建, 目前矿井核定年生产能力205万吨。矿井通风方式为混合式, 新副井和深部立井为进风井, 中央风井、陈沟风井为回风井。矿井现主要生产采区为32采区和34采区, 31、42采区为准备采区。矿井瓦斯分布不均, 大致呈条带状分布, 瓦斯等级鉴定为突出矿井, 煤层自然发火倾向等级为不易自燃。
裴沟煤矿所开采二叠系山西组二1煤层属典型的“三软”不稳定厚煤层, 平均煤厚7.8m, 平均倾角18。井下地质构造复杂, 小断层较多, 属单斜构造。煤层稳定性中等, 局部煤层厚度不定, 呈“鸡窝”状分布。
2、工作面概况
34201工作面西段北邻34181炮采工作面采空区、东段上副巷以原-300西回风大巷为其上副巷, 南邻浮山寨支断层, 东邻-300水平外环水仓, 面内有原34～300内外环水仓存在。工作面走向长830m, 倾斜长60m～100m, 地面标高+185m～+232m, 工作面标高-223.0m～-317.0/m, 斜面积68600m2。
34201工作面整体煤层不稳定, 煤厚0.4-9.6m, 平均4.5m。工作面煤层底板以单斜为主。在该工作面西部煤层顶板有滑动构造存在, 致使煤层滑失, 现煤厚为残余煤厚, 工作面东部巷道掘进过程中揭露有F1:38°∠40°～60°H=2.0m～3.0m, F2:38°∠40°～60°H=2.0m～3.0m (顶断底不断) , F 4:210°∠43°H=1.0m～2.0m三条断层, 对回采有一定影响。
3、端头侧护板的焊接技术及安装、操作方法
3.1端头侧护板的焊接技术要求
自移底座由、拉移油缸、底座、销轴、液压管路、操作阀组等构成。底座使用25mm的高锰钢板焊接而成, 宽度为700mm、长度为900mm、油缸长度1250mm、油缸行程800mm、工作压力20MPa～31.5MPa、油缸直径80mm、工作阻力100Kn～158Kn, 两端使用销轴连接。
侧护板由顶托梁、可伸缩侧护板、立柱千斤顶、斜撑千斤顶、销轴、液压管路、操作阀组、安全阀等构成。使用30mm的高锰钢板焊接而成, 宽度为1510mm, 长度为3500mm, 立柱千斤顶油缸直径120mm, 工作压力20MPa, 工作阻力226kn～356kn, 行程800mm。伸缩板油缸直径80mm、工作阻力100kn～158kn, 斜撑油缸直径80mm、工作阻力100kn～158kn。
综采车间于2012年3月份制作出炮采工作面悬移支架侧护板示意图如下:
3.2侧护板安装方法
3.2.1安装前, 应将工作地点的浮煤与杂物清理干净, 管线必须加强保护, 避免撞击挤坏, 保证良好的作业环境。刮板输送机头必须保证支护合格, 采空区侧用竹片帮、钎椽打好闭子, 提前处理安全隐患, 施工地点必须保证退路畅通。
3.2.2侧护板安装要准备3台3吨导链, 起吊前要注意检查导链完好情况, 不准使用坏的或不完好的导链。
3.2.3按设计要求安装, 千斤顶注液孔超外, 不得朝向输送机运行的方向, 防止石块挤坏千斤顶注液孔。
3.2.4千斤顶必须固定好, 安装一个千斤顶固定好一个, 确保安全。
3.2.5固定好后, 停止液压泵运转, 接通液压管路、阀组, 液压管路、阀组接通好后, 启动液压泵, 开始运转, 检查千斤顶完好性。
3.2.6在起吊侧护板的顶托梁、千斤顶等部件前, 必须先加固作业地点支架, 对支架进行多次注液, 保证支护强度, 人员要站在被吊物体右侧或远离被吊物体, 防止被吊物体下滑、摆动伤人。
3.2.7安装期间必须由跟班队长现场指挥作业, 要口令一致, 保证施工安全。更换期间, 严禁有人将身体的任何部位伸到对接部件之间, 防止发生意外。
3.3侧护板的操作方法
3.3.1前移侧护板的设备前, 首先仔细检查阀组、所有管线、千斤顶, 如果损坏及时更换并且加以保证, 然后把侧护板周围及前方浮煤杂物清理干净后, 再进行操作。
3.3.2在操作侧护板前, 先对工作面端头悬移支架进行二次注液, 保证支架的牢固性。
3.3.3前移托梁和侧护板前, 先将侧护板顶托梁的千斤顶卸载, 侧护板前移后, 操作手把将侧护板顶托梁升紧。
3.3.4侧护板顶托梁不接顶处用竹芭打好, 不得出现空顶漏帮现象。
3.3.5侧护板前移时, 必须有专人观山, 在确保侧护板立柱千斤顶卸载后, 才准前移侧护板。
3.3.6前移侧护板时, 端头处严禁有人作业和行走。
3.3.7如果端头处的压力大, 巷道变形严重, 必须打上抬棚加强临时支护, 防止前移侧护板时出现工程、机电事故, 保证安全前移侧护板设备。
3.3.8前移侧护板后, 各种管线、千斤顶等部件加以保护, 如果损坏及时更换。
4、上下端头使用侧护板的优点
4.1侧护板设备将千斤顶油缸和侧护板固定连接在一起实现了悬移支架端头的闭帮。利用悬移支架大托梁向前移动, 从而代替了单体液压支柱支护。节省了大量的人力物力。
4.2侧护板设备的安装使用, 加强了上下端头的支护强度, 增加了安全系数。
4.3端头侧护板设备改善了支护条件和工作环境, 可实现及时支护, 更有利于解决悬移支架和工作面端头处一系列问题。
4.4端头侧护板设备的使用缩短了生产准备时间, 减少了端头处工作人员数量, 提高了劳动效率。
5、效益分析
自从34201炮放工作面使用端头侧护板的设备以后, 加强了悬移支架的支护强度, 降低了工人的劳动强度, 节约了时间, 消除了顶板事故隐患, 降低了工人劳动强度, 受到了广大职工的欢迎, 相应职工工资也有一定幅度的增加, 安全效益和社会效益十分明显。单产的提高也为企业的优化产业结构布局, 实现矿井的减人提效, 起到了推动作用, 具有较好的推广应用价值。
6、结语
炮采悬移液压支架上下端头侧护板在裴沟煤矿34201炮采工作面投入使用以来, 增强了工作面上下端头支护强度, 杜绝了已往零打碎敲事故的发生, 保证了安全生产, 降低了工人劳动强度, 改善了工作面上下端头的作业环境, 提高了工作面单产, 为郑煤集团裴沟煤矿走科技兴矿之路, 奠定了良好的基础。
摘要：裴沟煤矿井下地质构造复杂, 小断层多, 受地质条件且采面顶底板软和煤质软“三软”影响, 支护困难。目前, 随着悬移支架的推广应用, 一些问题在实际应用中不断暴露出来, 通过不断改进, 逐步适应了“三软”不稳定煤层开采的需要, 代替了∏型钢梁配合液压单体支柱的支护方法, 但是悬移支架在倾斜长壁工作面应用时, 工作面两端头的闭帮支护工作成为一个难题。倾斜长壁悬移支架工作面两端头采用短片木配合单体液压支柱支护, 闭帮使用椽子、竹芭。由于工作面两端头应力集中、压力大, 所以经常出现冒顶、蹩帮现象。严重影响了工作面的正常安全生产。