巷道液压支架

巷道液压支架（精选8篇）

巷道液压支架 篇1

摘要：随着开采深度的增加, 冲击地压成为制约跃进煤矿发展的最大安全隐患。结合井下现场支护情况, 该矿联合有关厂家设计了ZD6400/27/42G型防冲击巷道液压支架。通过在25110工作面运输巷的安装和使用, 形成了有跃进特色的“锚网索+36U‘O’型棚+门式支架”的“三级支护、三级让压”防冲系统。通过高强度、强让压、整体性支护, 提高了巷道的支护强度和支护质量, 冲击地压防治效果良好。

关键词：冲击地压,巷道液压支架,三级让压,三级支护

1工作面概况

跃进煤矿25110工作面是该矿25采区第1个综采放顶煤工作面, 地面标高+551.0～+596.0 m, 煤层标高-394.0～-451.7 m, 东为23采区保护煤柱, 西为25采区下山保护煤柱, 南为25采区下部未开采煤层, 北为25090工作面 (已采) 。开采中下侏罗统义马组2-1煤, 走向长865 m, 倾斜长191 m, 可采储量179.6万t, 煤层倾角10°～15°, 煤层厚度8.4～13.2 m, 采放比1∶2.92, 服务年限14.41个月, 采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法, 一次采全高, 自然垮落法控制顶板。

工作面采深大, 顶板围岩易破碎, 易底鼓、片帮和冒顶, 地压现象明显, 巷道变形较严重, 同时伴有冲击地压释放。根据中国矿业大学冲击倾向性鉴定结论:2-1、2-3煤层冲击倾向性类别为Ⅰ类, 强冲击倾向, 其顶板也具有弱冲击倾向。掘进过程中运输巷发生过5次中等以上冲击地压, 预测回采过程中具有强冲击危险, 必须加强巷道支护。运输巷设计全长1 007 m, 断面为椭圆形, 长轴6.2 m, 短轴5 m, 净断面24.5 m2, 棚距0.7 m, 采用锚网索+36U“O”型棚复合支护, 巷道方位角N115°, 布置在2-1煤层中沿煤层顶板掘进, 该巷道作为工作面的胶带运输巷, 回采过程中主要向工作面供给新鲜风流。

2工作面运输巷支护形式

为提高冲击区域支护强度, 减小冲击地压危害, 在运输巷安全出口向外300 m内进行超前支护加固, 在转载机段50 m安装3排ZT2×4000/33/50型迈步式液压支架进行支护。转载机头向外260 m区域范围内, 每隔3架36U“O”型棚安装1架型号为ZD6400/27/42G的“门式”液压支架进行超前支护, 在工作面回采过程中随着转载机的拉移, 在转载机头处拆除最里面一架支架, 运至支架最外面一架处进行安装, 如此循环。这就是具有跃进煤矿特色的“锚网索+36U‘O’型棚+门式支架” 的“三级支护、三级让压”抗冲击复合支护系统, 即由高强度预应力树脂锚固螺丝钢锚杆、十字钢带和金属网等构成的锚网索一级支护+高强度U型钢全封闭二级椭圆支护+ZD6400/27/42G型整体式强力液压可缩性支架三级支护。巷道支护断面如图1所示。

3支架结构及性能

3.1适用条件及参数

ZD6400/27/42G型巷道液压支架是在认真总结国内外支护技术成果、有关支架特点和现场使用经验的基础上, 根据跃进煤矿现场的生产条件和支护形式设计的新型巷道防冲击液压支架。主要应用在近工作面段巷道区域内进行加强巷道支护, 或在采区煤层准备巷道的三角点设备比较集中或矿山压力显现较大的地点, 用于要求有较高防护能力的拱形顶的巷道支护, 适用于巷高2.7～4.2 m、倾角小于10°的巷道中。与巷道的锚网索和36U“O”型棚配合实现“三级支护、三级让压”防冲系统。

支架为双立柱顶梁圆弧铰接, 支护高度2.7～4.2 m, 底座宽5.5 m, 支架初撑力1 798 kN, 工作阻力2 300 kN, 支护强度1.355 MPa, 对底板比压1.28 MPa, 泵站工作压力31.5 MPa, 缸径200 mm, 柱径185 mm, 行程1 500 mm, 立柱初撑力989 kN, 工作阻力1 150 kN。

3.2结构

ZD6400/27/42G型巷道液压支架主要由金属结构件和液压元件两大系统组成。①金属结构件主要由弧形顶梁、底座组成;②液压控制系统除了立柱外, 还包括各种液压控制元件, 如操纵阀组、液控单向阀和安全阀、液压辅助元件 (如胶管、弯头和三通等) 等。各结构件之间及结构件和液压元件之间通过销轴、螺栓等连接, 管路系统采用快速接头、U型卡连接, 拆卸维护方便快捷。

3.2.1顶梁

顶梁与巷道顶板接触, 直接支撑顶板, 是支架的主要承载部件之一, 主要作用是承接巷道顶板岩石的载荷, 为井下巷道提供一定的工作空间, 满足生产需要。

顶梁由左、右拱形顶梁组成, 左、右顶梁形状基本相同, 为由若干条主筋和横筋及盖板组焊成的箱形结构, 总体呈弧线形, 左、右梁上分别焊有1个柱窝, 与立柱柱头呈面接触, 其与左、右侧立柱用销铀连接支撑顶梁, 将立柱的支撑力传递给顶梁, 并防止顶梁向两侧侧翻, 起到限位固定作用。左、右顶梁之间通过销轴绞接成为1个近似弧形的整体结构, 并设有向上翻转和向下翻转的限位机构, 不但增强了顶梁的稳定性, 而且还提高了顶梁的抗冲击能力。

3.2.2底座

底座是整个支架的重要承载部件, 它的主要作用是将支架承受的顶板压力传递给底板, 所以底座除要具有足够的强度, 还要满足底板比压小和适应现场底板起伏不平等要求, 为立柱形成安装空间和作为支撑立柱的支点。

底座为箱形铰接结构, 由外形相同的2个边底座和连接边底座的中间底座组成, 最大外形尺寸2 m×1.3 m, 三结构件之间用销轴进行连接, 呈长方体箱形。每个边底座内设有柱座, 与立柱缸底呈面接触, 形成近似整体结构, 以提高支架的稳定性和确保支架有足够的承载能力。

3.2.3液压系统

(1) 立柱。

立柱把顶梁和底座连接起来, 承受顶板的载荷, 是液压系统的主要受力部件, 使各结构件连接为一个整体, 以发挥最大效能, 除要求有足够的强度外, 还需具有较高的可靠性。

该支架采用机械加长立柱, 主要由缸体、活柱、机械加长段和各种密封件组成。立柱缸径为200 mm, 供液压力为31.5 MPa时初撑力为989 kN, 当压力超过安全阀设定压力36.62 MPa时, 安全阀开启卸载, 此时立柱工作阻力为1 150 kN。此种立柱结构简单, 成本较低, 可靠性高;缺点是使用不如双伸缩立柱方便, 抗冲击性能相对较弱, 在使用中应加强对旁路安全阀的维护, 始终使其处于正常状态。

(2) 液压控制元件。

主要由操纵阀、液控单向阀和安全阀组成。①操纵阀是液压支架的总控制中心部件, 根据需要控制液压系统元件的动作。选用FHS125/31.5Z型操纵阀完成对液压元件的控制, 工作压力31.5 MPa, 额定流量125 L/min。液控单向阀是液压系统的关键控制元件, 其作用是闭锁立柱千斤顶工作腔, 承受外载荷产生的增压阻力, 配合安全阀获得额定工作阻力。选用FDY280/42型液控单向阀, 额定工作压力42 MPa, 流量280 L/min。②安全阀和单向锁组成支架液压控制阀组, 对液压元件和结构件起过载保护作用, 选用FAD320/50型安全阀, 额定压力39.3 MPa。该支架的液压系统高压从工作面乳化液系统引入, 由主进液管、主回液管、各种液压元件、立柱组成。采用快速接头和U形卡及“O”形密封圈连接, 拆装维护方便, 性能可靠。在主进、回液三通到操纵阀之间装有球形截止阀、过滤器等, 可根据需要接通或关闭某条液路, 方便维修某一条胶管及液压元件, 过滤器能过滤主进液高压液中的杂质, 防止杂质进入架内管路系统。

3.3特点

(1) 设置了大流量的旁路安全阀, 以便在冲击地压作用的瞬间及时卸载, 避免损坏立柱。

(2) 立柱的缸底、柱头一改传统立柱的球头式, 采用平头式设计, 且顶梁和边底座柱窝均为锻造平底柱窝, 大大增强了立柱和结构件的抗冲击能力。

(3) 为防止冲击地压作用下造成巷道底鼓, 支架下设防止底鼓的下横梁。

(4) 为了便于运输、安装和拆卸, 支架的各大部件之间均可方便地拆装。

(5) 支架使用在“O”型棚的巷道内, 支撑在“O”型棚之间, 以保证支架的侧向稳定性。

(6) 支架顶梁间设有顶梁连接耳, 方便架与架之间进行连接, 使多架支架变为一个整体, 提高了支架的侧向稳定性。

4井下运输、安装及拆除

4.1运输

(1) 支架运输常用的有整体运输和解体运输2种。一般在矿井提升能力和巷道断面通过能力允许的情况下, 应尽可能采用整体运输, 以减少现场拆装工序, 缩短安装时间, 提高安装质量;否则应采用解体运输。由于该支架体积较大, 该矿采用在地面解体、分件装车入井、现场安装的方式。

(2) 入井前要提前准备好专用平板车, 要求平板车装卸方便, 重心尽可能低, 要严防斜坡运输和井下运输途中翻倒损坏支架, 专用平板车数量根据列车运行速度、运输路线长短及及支架的质量来确定。

(3) 起吊支架部件时, 必须按底座或顶梁上既定起吊环起吊, 同时用选定的螺栓将支架和符合矿用标准的平板车相连接并进行固定, 装车时必须使液压支架重心尽量与板车中心重合, 平板车的承载质量与所装支架或部件的总质量相匹配且安全可靠, 在起吊过程中, 要使用正规安全的、并与起吊物件质量相匹配的起吊设备进行起吊。

(4) 支架或部件装到平板车上后, 最大外形尺寸在运输中符合《煤矿安全规程》等安全要求, 确保能顺利通过所经巷道。为保证运输畅通顺利, 应先用最大外形尺寸的模型或实物试运输, 确认所经巷道畅通无阻后, 支架或部件开始正式入井运输。

(5) 无论采用何种固定方式, 除将支架和板车进行牢固锁定外, 在支架和板车之间务必采取防侧滑措施, 以免在运输过程中因突然启动、刹车、上下坡而产生惯性力损坏坚固装置发生事故。在所有运输的环节中, 都要检查是否因上一个运输环节引起了支架坚固处松动破坏, 如有异常应处理后再进入下一个运输环节。运输过程中还应注意保护好立柱的镀层和液压系统各种胶管、控制阀, 以免损坏, 影响使用。

4.2安装

进入防冲区域, 所有作业人员必须严格遵守防冲管理实施细则和防冲措施, 穿好防冲服、戴好防冲头盔, 做好个体防护并搞好自主保安工作。分解装车的支架运输到安装地点后, 暂时不使用的一定要用双股细钢丝绳与U型钢腿捆绑好, 顶梁、底座的捆绑不能少于2道, 分布要合理均匀, 且每道绳上使用不少于2个绳卡子进行连接固定, 严防冲击地压发生时引起物料伤人。

(1) 由于支架底座安装在巷道内的轨道和运输胶带以下, 支架底座上平面必须和巷道底板保持一个平面, 就必须提前在安装现场2架36U“O”型棚之间、轨道以下开挖长度不小于5.5 m、深度和宽度不小于0.6 m的平底沟槽, 并且将影响安装的锚杆等杂物提前处理。同时清理2架“O”型棚之间影响安装顶梁的障碍, 准备好所需要工具, 选择好起吊悬挂点。

(2) 利用多台5 t手拉葫芦相互配合, 先将支架下帮的边底座起吊并穿过胶带输送机的底胶带, 摆放在2架“O”型棚之间提前挖好的沟槽内, 然后摆放中间横梁并安装横梁下帮连接销轴, 同时将上帮的底座安装到位, 并安装横梁上帮连接销轴;底座安装工作结束后, 将缩至最短的上、下帮立柱分别起吊装入两边底座内, 并摆放在正确位置;然后再依次起吊左、右拱形顶梁, 并通过多台手拉葫芦配合进行装配, 用销轴将左、右顶梁铰接为一体, 再分别安装顶梁两侧与上、下帮大立柱的连接销轴。

(3) 将支架在安装位置组装好后, 必须及时连接液压管路, 操作控制手柄, 使顶梁平稳上升, 在上升过程中, 要确保顶梁在2架“O”型棚之间的正确位置, 并用手拉葫芦进行牵引, 防止支架向两侧倾倒。若立柱液压行程不能够使顶梁接顶, 则必须拔出立柱加长段, 待支架立柱升起支撑住顶板后, 再按顺序依次安装下一架。

(4) 在支架安装到位后, 及时用专用锚索绳将本架和上一架支架进行横向连锁固定, 防止支架倾倒。同时填埋安装底座时开挖的沟槽, 清理工作现场的工具和杂物。

安装过程中, 为了确保施工安全, 每次起吊前都要对起吊工具、起吊位置和手拉葫芦悬挂地点灵活性、可靠性、牢固性和安全性进行全面检查。起吊现场与安装工作无关人员要远离, 支架顶梁在没有升起支撑住顶板前, 严禁人员在顶梁下行走或作业。所有部件起吊、旋转、位移范围内严禁停留人员, 现场要安排专人指挥, 发现安全隐患, 先处理整改后再进行安装工作。

4.3拆除

拆除是安装的逆过程, 支架在安装完成后可能几个月甚至更长时间内不动作, 但受现场生产条件的影响, 如巷道变形, 发生冲击地压使支架损坏或发生变形等原因, 都必须拆除、更换支架或部件。每次拆除前都要对现场情况进行详细检查, 做好充分的准备工作, 悬挂位置和牢固性要重点检查, 确保拆除工作的安全进行。

(1) 先拆除本架与下一架间的横向防倒锚索绳, 在本架支架内、外侧的“O”型棚梁上, 分别悬挂2台5 t手拉葫芦固定左、右顶梁。先将左顶梁与上帮立柱连接销轴拆除, 然后降上帮立柱使立柱柱头脱离顶梁柱帽, 然后用2台手拉葫芦配合, 退去左、右顶梁间的铰接销轴, 将左顶梁放下, 使用同样方法将右顶梁放下。在下降过程中顶梁容易倾倒, 必须根据现场情况用手拉葫芦牵引好顶梁, 防止向两侧倾倒。

(2) 将上、下帮立柱加长段收回的同时, 将立柱缩至最短, 用手拉葫芦将立柱吊起脱离底座, 同时按安装时的逆顺序拆除底座和中间横梁, 外运至地面或新的安装地点。

拆除支架管路时, 必须在液压系统无压力的情况下进行, 拆卸的管路接口应加封堵处理, 防止杂物进入液压系统影响工作。

5支架维护及常见故障

5.1支架维护和管理

(1) 掌握本支架液压系统的有关知识, 了解各零部件的结构、规格、性能和作用, 熟练地进行维护和检修, 及时排除故障, 保证支架始终在完好状态下工作。

(2) 日常维修和保养的重点是液压系统, 结构件一般情况下不易发生损坏, 液压件的维护要坚持井下更换、井上拆检的原则。养成维护保养经常化的工作习惯, 确保各连接件齐全, 液压元件无漏、滴现象。

(3) 坚持维修保养制度, 认真做好班检、日检、旬检和月检工作, 验证故障规律, 总结经验教训。

(4) 维护工要提高自身素质, 做到“一不准、二安全、三配合、四坚持”, 全面提高业务水平。

5.2常见故障

支架的一般结构件强度都比普通支架有所加强, 在正常情况下, 一般不会发生大的故障。但是, 支架在井下使用过程中, 由于煤层地质条件复杂, 冲击地压存在不可预测性, 如果在维护方面存在隐患, 则支架出现故障在所难免。因此一旦出现故障, 无论大小, 均要及时查明原因排除, 使支架保持完好工作状态。

(1) 结构件和连接销轴损坏。

支架的结构件在设计时强度足够, 出现问题的概率较小, 但在使用过程中也可能出现局部焊缝裂纹现象, 常出现在顶梁柱帽和底座柱窝附近和支撑耳座四周, 其原因可能是出现特殊集中受力或冲击状态, 一般采取措施防止焊缝扩大;不能拆换的结构件, 待支架拆除时上井补焊。结构件间以及液压元件连接所用的销轴可能会出现磨损、弯曲和断裂现象, 发现以上情况时要及时更换。

(2) 液压系统故障。

大多数情况下液压系统故障与液压元件有着密不可分的关系, 如胶管和管接头漏液、液压控制元件失灵、立柱或千斤顶不动作等, 因此液压系统的维护应作为支架维护的重点工作来做。

6结语

ZD6400/27/42G型巷道液压支架在跃进矿25110工作面运输巷使用近1 a, 极大提高了巷道的支护强度, 在几次大的冲击地压灾害中, 保证了巷道作业人员和设备安全。

近年来, 跃进矿通过采取多种措施, 不断创新防冲工作方法和思路, 形成了有跃进特色的“锚网索+36U‘O’型棚+门式支架”的“三级支护、三级让压”防冲系统, 实现了冲击地压少发生、有计划诱导发生和即使发生冲击地压也不伤人的目标, 最大限度地降低了冲击地压对人员和设备造成的危害, 有力促进了矿井的安全生产, 为打造科学高效矿井奠定了坚实的基础。

液压支架抗冲击能力分析 篇2

【关键词】支护设备；液压支架；冲击地压

0.前言

冲击地压（冲击矿压、冲击载荷）是一种异常的矿压显现形式。冲击地压发生时，煤岩体中应变能发生突变，短时间内急剧、猛烈的释放大量能量，从而导致工作面或巷道的煤岩层结构瞬间被破坏，严重时会造成综采综放工作面的严重破坏和工作人员的大量伤亡，特别是工作面的液压支架，轻者可发生立柱涨缸、缸口撕裂、活柱弯曲，重者液压支架被压死，造成整个工作面的瘫痪，严重影响工作面的正常生产和煤矿事业发展，给煤炭企业造成重大的经济损失。随着我国煤炭开采事业的发展，煤矿开采深度不断增加，采空区面积日渐扩大，冲击地压发生的频率越来越高，危害程度越来越大[1]。针对这一问题，提高煤矿开采支护设备的可靠性、提高支护设备的抗冲击能力，是解决这一问题的最有效的途径，具体可采取以下措施：

1.提高支护设备抗冲击能力的措施

（1）从液压支架的设计入手，合理的调整液压支架的设计参数，特别是四连杆结构的设计参数，应取双扭线向前凸的一段为支架的工作高度范围（如图1），根据支架受力分析，在顶板来压时立柱安全阀开启泄液，立柱下缩让压，在双扭线向前凸的一段，立柱下缩让压，使顶梁有向前运动的趋势，由于摩擦力的作用，可有效的防止顶板向后移动，这时岩层顶板作用在顶梁上的摩擦力指向采空区，同时由于底座和底板之间摩擦力的作用，阻止底座向后移动，这样整个支架有一个向采空区转动的趋势，增加了顶梁前端对顶板的支护能力。有效防止顶梁前端顶板冒顶和煤壁片邦，同时，由于摩擦力的作用，整个支架水平合力减小，即减小了立柱所承受的水平力和掩护梁所承受的水平力，有效的防止了立柱因承受水平力过大而损坏。

（2）在设计液压支架主要结构件一顶梁、底座、掩护梁、连杆时，要加强其可靠性和安全性，安全系数要足够大，特别是要有足够的刚性，这是因为：如果主要结构件的刚性不够，支架受到冲击矿压时，结构件的弹性变形量相应增大，过大的弹性变形量容易使焊缝撕裂，造成结构件损坏。也可通过有限元分析优化支架结构，加强主要结构件应力较大部位的强度和刚性，这样可以减少盲目设计，使设计结构更加合理。

（3）解决冲击地压的问题，除了从支架设计上入手外，合理的使用液压支架，也是缓解冲击地压的有效途径，有资料显示，立柱活柱伸出越短，立柱稳定性越好，抗冲击能力越强，所以，在预测有冲击矿压显现时，尽量降低支架的使用高度，可有效的提高支架的抗冲击能力。同时，综放工作面减小放煤高度，加大支架的推进速度，丢下一部分顶煤不采不放，减小出煤率，增加采空区煤和矸石的填充量，使老顶的重量和压力一部分被采空区的煤和垮落的矸石来支撑，也可以大大减轻液压支架受冲击的程度。

（4）在工作面三机配套（采煤机、运输机、液压支架）允许的情况下，支架工作阻力确定后，选用立柱缸径时，立柱的承载力要有较大的富余量。按照MT/94-1996《液压支架立柱、千斤顶内径及活塞杆外径系列》，立柱缸径一定时，立柱的公称承载力应取给定范围的下限附近值。这样，立柱的承载力有较大富余量，在冲击地压来临时，可以更好的保护立柱不受损坏。

（5）为液压支架立柱选用较大流量的安全阀，或者是配备两个安全阀，安全阀不经过液控单向阀而是直接连接在立柱下腔，当支架受到冲击矿压时，立柱大流量安全阀可以快速卸液让压，有效的保护了液压支架的安全。

（6）安全阀的流量要大，同时要求安全阀卸载反应要灵敏，因为冲击压力显现的过程非常快，在短时间内（约0.02s）释放大量的能量。所以要求安全阀的卸载反应要快，否则，安全阀来不及泄液，立柱（或者相关结构件）就已经被损坏了。常用的普通安全阀液体压力通过阀芯压缩弹簧，进而顶开阀体座泄液，整个泄载过程仍需一定的时间。国内也曾经用过充气安全阀（WBYF型充气安全阀），就是以气室内的气体的压缩性代替弹簧，由于气体可以成倍的压缩，在冲击载荷来临时，气室受压迅速收缩，吸收冲击载荷的能量，同时以同样的速度增加气室的压力，气室压力足够时，打开安全阀开始泄载。但是气体更容易泄漏，并且气体更容易受到温度的影响，对密封件的材质和性能要求更高，随着季节温度的变化，气体安全阀检测、维护比较复杂，这是充气安全阀不能推广使用的主要原因。有资料显示，国外为丁解决冲击矿压对支架的影响，研制开发一种带“气室”的立柱（如图2），也就是说，把立柱的活柱分成两段，在两段之间加一气室，不影响立柱的液压行程，当冲击矿压来临时，立柱的“气室”可迅速收缩，有效的缓解冲击矿压的压力。

（7）当工作面受到冲击压力时，其上、下两巷经常受到较大的冲击压力，两巷设备受到的损害也比较严重，其中一个重要原因是因为上、下两巷的支护设备相对工作面一般比较薄弱，很多工作面只用单体液压支柱支护上、下两巷，在这种条件下，当预测到冲击载荷来临时，首先要加大单体支柱的缸径，当然要考虑井下工人的搬运方便，同时也要加大安全阀的流量，加密单位面积上单体液压支柱的数量，增加两巷支护设备的支护能力，保证两巷的安全性。

（8）为了降低冲击载荷对采煤设备和人员的伤害，国内外对“冲击矿压”作了大量的研究，并建立了初步的理论，在这个理论的指导下，对“冲击矿压”可以初步预测，预测手段也比较多，例如：冲击倾向性确定、地应力测定、地质动力区划分等，通过有效的预测，可以采取一些防护措施。国内常用的防护措施有：煤层泄载爆破、钻孔泄压、煤层切槽、地板定向切槽等，这些措施在国内都有应用，且取得了一定的效果。

2.结束语

针对“冲击矿压”对综采工作面造成的危害，应引起我们足够的重视，我们不但要从地质条件等根本因素入手进行研究，同时也要对支护设备加以改进，采取可靠的支护手段，以缓解冲击压力对工作面造成的危害，促进我国煤炭开采事业的发展。

【参考文献】

巷道液压支架 篇3

关键词：回采巷道,复合支护,液压抬棚支架,巷道变形

0 引言

常村煤矿为河南大有能源股份有限公司的五优矿井之一, 设计生产能力180万t/a, 2012年核定生产能力为255万t/a。近年来随着采深的进一步增加, 采区应力显现较为明显, 巷道支护十分困难。自2009年以来, 为改善巷道支护状况, 该矿在采区和回采巷道中采用锚网索+U36大断面复合支护, 收到了一定的效果。但巷道变形速度快, 巷修率高仍是困扰生产组织和安全管理的一大难题。特别在深部有冲击地压的回采区域, 巷修作业与防冲工作要求相互矛盾, 难以避免一些冒险作业和违规生产的行为, 对矿井的生产组织和安全管理十分不利。

1 深部回采巷道支护存在的问题

由于受深部应力、采动应力、集中应力等多重影响, 深部回采巷道支护非常困难。2009年以来, 尽管义煤集团中部矿井推行“大断面、强支护”的创新理念, 采用锚网+U36复合支护明显改善了回采巷道的支护状况, 但回采巷道压力大、变形快、巷修工程量大仍是困扰矿井生产组织和安全管理的一大难题。特别是采用大断面支护以后, 一旦外层锚网支护松动失效, U36拱形支架的抗压能力也非常有限, 支架很容易变形、损坏, 从而导致巷道两帮收缩和顶板下沉, 影响正常运输、通风和行人。对此, 如果要维持正常安全生产要求, 就要安排多支巷修队伍对受损巷道进行分段、反复扩修, 往往造成一个采煤工作面的巷修人员远远超过生产人员, 同时还要投入大量的支护材料, 增加生产成本。另外, 在有冲击地压区域, 一方面根据防冲工作的要求, 需要在生产期间限制危险区域内的作业人数, 另一方面, 巷修任务重, 如果没有足够的巷修人员和作业时间, 巷修进度跟不上巷道变形的速度, 就无法保证正常的巷道有效断面, 无法维持正常的生产要求。二者一旦形成矛盾和冲突, 往往引发一些忽视安全而违规作业的冒险行为, 为全矿井的安全生产带来较大的不安全隐患。为此, 提高深部回采巷道的支护强度和支护可靠性十分必要。

2 工作面概况

2.1 工作面位置与范围

21150工作面位于常村煤矿21采区三条下山东翼, 自上而下第8个工作面, 西侧为21采区三条下山煤柱, 东侧为F16断层煤柱, 工作面上部为已回采的21132工作面, 下部为未开采的21170工作面。地表高程为+525~+551 m, 井下对应标高-92.9~-156.6 m, 最大采深707 m。

2.2 工作面长度、储量及采煤方法

21150工作面可采长度983 m、倾斜长180 m、可采面积176 940 m2、可采储量243万t。采用走向长壁后退式一次采全高综采放顶煤回采。

2.3 工作面采放参数

201150工作面割煤高度为 (3.2±0.1) m, 放煤高度7.3~8.3 m, 采放比为1∶2.28~1∶2.60。

2.4 上、下巷布置及支护方式

201150工作面上巷自21区东辅助运料斜巷开口, 方位为125°, 坡度±0, 沿煤层底板掘进1 150 m, 外错21132工作面下巷8 m布置。巷道断面为半圆拱形, 采用全断面锚网 (索) +U36拱型可缩性支架, 空帮预留让压、拱顶背网后背木复合支护, 棚距800 mm。拱顶打φ22×2 600 mm钢筋锚杆, 每根锚杆配2390树脂药卷1支, 锚杆间排距700 mm×700 mm;帮打φ20×2 500 mm钢筋锚杆, 每根锚杆配3550树脂药卷1支, 锚杆间排距700 mm×700 mm;实煤体段拱顶打φ17.8×8 000 mm锚索, 间排距1 500 mm×1 500 mm, 锚索盘为2块方形钢板托板 (规格为300 mm×300 mm×10 mm、200 mm×200 mm×10 mm) , 巷道净宽5 600 mm、净高4 100 mm, 用于运料、行人及回风。

201150工作面下巷自21区煤轨皮带下山开口, 方位125°, 坡度±0, 沿煤层底板掘进1 252 m, 用于运煤、进风。下巷外段200 m布置在己采毕的延伸工作面的采空区下部, 再往里1 052 m巷道布置在实煤体内。下巷外段200 m巷道采用梯形断面, 锚网+工字钢复合支护, 两帮采用锚菱形金属网, 采用φ20×2 500 mm钢筋锚杆, 间排距700 mm×700 mm, 顶部背设背板和金属网。工字钢支架梁长5 000 mm, 腿长3 500 mm, 上宽4 700 mm, 下宽6 100 mm, 净高3 200 mm, 棚距600 mm。下巷实煤体段的支护方式与上巷相同。20150下巷为矿井重点冲击地压防治区域。

2.5 腰巷布置及支护方式

21150工作面腰巷在工作面外部, 其设计方位与采区下山方位相同, 沿采区延伸工作面采空区下方布置, 沿煤层倾向掘进, 主要担负下巷运料、进风、行人需要, 巷道采用梯形棚断面, 锚网+工字钢复合支护, 两帮采用锚菱形金属网, 采用φ20×2 500 mm钢筋锚杆, 间排距700 mm×700 mm, 顶部背设背板和金属网。工字钢支架梁长3 600 mm, 腿长3 100 mm, 上宽3 300 mm, 下宽4 500 mm, 净高2 850 mm, 棚距600 mm。

3 液压抬棚支架技术参数

21150工作面使用的液压抬棚支架由河南南车重型装备有限公司设计和生产, 每架抬棚支架主要由1根顶梁、1根底梁、2根立柱、4个连接销子和其它辅件组成, 主要技术参数如下: (1) 立柱中心距1 500 mm, 支架高度2 275~4 665 mm, 顶梁长度2 800 mm, 截面宽280 mm、高230 mm;底梁长度2 500 mm, 截面上宽360 mm、下宽600 mm, 高230 mm。 (2) 立柱缸径200 mm, 柱径185 mm, 行程2 390 mm, 其中液压行程1 250 mm, 机械行程1 140 mm。 (3) 顶梁和底梁各设计2个柱窝, 立柱上、下两端为球面设计, 分别与顶梁和底梁的柱窝对应, 用销子连接。 (4) 梁体由16 Mn钢组焊, 每架总质量3.3 t。 (5) 安全阀开启压力35 MPa, 支架工作阻力2 200 k N。

4 液压抬棚支架的安装方法及注意事项

液压抬棚支架与一般巷道支架垂直布置, 打设在巷道断面的中间部位, 具体可根据设备布置情况向一侧适当调整。安装方法主要采用倒链和其它一些辅助工具人工操作, 安装人员一般为4人, 现场施工由1人统一指挥, 确保安全, 具体方法及注意事项如下: (1) 清挖基础:清理现场杂物和浮煤, 并按设计位置挖出支架底座的基础; (2) 安装底梁:吊运并安装支架底梁到位; (3) 安装立柱:吊运、安装2根立柱, 将立柱下端与底梁相应位置用销子连接牢固, 并将立柱机械行程调到合适位置; (4) 安装顶梁:吊运、安装支架顶梁, 将顶梁起吊到立柱上方, 并与2根立柱上端分别用销子连接牢固; (5) 升柱抬顶:将操作阀和液压管路连接到位, 并缓开操作阀进行升柱作业, 在升柱过程中, 要用长工具及时调整顶梁位置, 防止偏斜, 并保证支架立柱与巷道底板垂直; (6) 背设支架:根据现场实际情况, 将液压抬棚支架顶梁与巷道顶板和原金属支架梁之间用背木打紧背实, 不得空顶, 以保证最佳的支护效果。 (7) 安装作业人员严格执行相关安全措施和操作规程, 禁止违章作业。

5 液压抬棚支架安设的范围和数量

根据21150工作面的实际情况, 确定需要加固的回采巷道共计930 m, 每3 m巷道安设1架, 共需安设液压抬棚支架310架。具体情况如下: (1) 21150工作面上巷超前支护段150 m需安设50架; (2) 21150工作面下巷超前支护300 m需安设100架; (3) 21150工作面上巷外段100 m需安设33架; (4) 21150工作面下巷外段200 m需安设67架; (5) 21150腰巷180 m需安设60架。

21050工作面下巷 (超前) 支护断面如图1所示, 21150工作面下巷外段 (沿空) 支护断面如图2所示。

1.锚索;2.钢筋锚杆;3.全螺纹锚杆;4.金属网;5.U36拱形支架;6.卡缆;7.钢筋网;8.背木;9.液压抬棚;10.轨道;11.皮带

1.全螺纹锚杆;2.金属网;3.工字钢梁;4.工字钢腿;5.钢筋网及背板;6.液压抬棚;7.轨道;8.皮带

6 支护效果及综合效益分析

6.1 支护效果评价

21150工作面上、下巷和腰巷共930 m, 巷道采用液压抬棚支架加强支护以后, 在3条巷道内建立了支架位移观测站进行定期观测。结果发现, 采用抬棚支架对巷道支架中间部位的加固效果是十分有效的, 巷道顶底板移近量在160 mm以内, 同时由于顶部支护力量的加强, 支架腿受力明显减小, 两帮的锚网层的变形量在300 mm以内, 由于两帮预留空帮让压空间, 支架腿基本不变形。局部帮压较大处, 及时进行局部落底和松帮卸压即可保证巷道整体稳定, 不必再进行反复巷修工作。

6.2 经济效益分析

(1) 没有使用液压抬棚费用投入: (1) 材料费用:巷道至少需投入2次/月巷修材料共计0.67万元/m, 总费用417.48万元; (2) 人工费用:平均需投入巷修人员240人/月, 平均工资按0.45万元/人, 总费用2 808万元/月, 以上两项合计为3 225.48万元。

(2) 使用液压抬棚费用投入: (1) 材料费用:巷道平均需投入0.03万元/m, 总费用27.9万元; (2) 人工费用:平均需投入巷修人员70人/月, 平均工资按0.45万元/人, 总费用为819万元/月; (3) 液压抬棚租赁费用:液压抬棚采用以租代购, 租赁费用为0.067万元/架·月, 总费用为540.02万元。三项合计为1 386.92万元。

(3) 经济效益。使用液压抬棚支护与之前相比, 可节约费用1 838.56万元/月。

6.3 安全效果

21150工作面上、下巷和腰巷采用液压抬棚支护以后, 巷道支护强度大大提高, 有效地控制了巷道的变形和支架的损坏, 防止冒顶事故的发生, 保证了顶板安全。特别在21150工作面下巷的重点防冲区域, 使用液压抬棚进行加强支护以后, 可有效防止冲击地压对支架的突然破坏, 保证在发生冲击地压时巷道内的设备和人员安全。另外, 由于巷修工程量的减少, 只需在工作面检修期间进行少量的维护工作就可以满足正常的安全生产, 工作面正常回采时不安排人员作业, 有效地控制了防冲区域内的工作人员和工作时间, 降低了事故风险, 为全矿安全管理创造了良好的条件。

7 结论

悬移液压支架液压管路的改造 篇4

1 改造方案

此次改造, 主要将主管路与操纵阀之间的连接管路 (操纵阀进、回液, 4根支柱的总回液管路、邻架操作管路共4根管路) 经顶梁绕至顶梁前端后, 折回连接至托梁上方的主管路上, 简单地说, 就是将手动操纵阀与主管路连接管路前移至托梁与前支柱中间, 释放出行人和操作空间, 保证安全通道的畅通, 改造前后管路布置如图1所示。

改造只需加工4根Ø10 mm液压管路 (长度分别为5 300, 3 000, 1 800, 700 mm) 、增加1个Ø10 mm回液断路器、1个Ø10 mm四通、3个Ø10 mm弯头, 共计约500元。改造的主要技术参数见表1。

2 改造步骤

(1) 将操纵阀主进液接口处加1个Ø10mm弯头, 5 300 mm高压胶管一端接操纵阀主进液接口处Ø10 mm弯头上, 另一端绕过操纵阀向上经顶梁中间空隙接至支架主进液管路上, 多余管路弯成弯。

(2) 将操纵阀主回液接口处加1个Ø10mm弯头, 700 mm 高压胶管一端接操纵阀主回液接口处的Ø10 mm弯头上, 另一端绕过操纵阀向后绕到后支腿中间, 再加接1个Ø10 mm回液断路器后, 与后支柱回液管路连接。

(3) 将原来的支柱回液管路上的三通更换成四通后, 四通上再加1个Ø10mm弯头, 1 800 mm高压胶管一端接四通刚加的弯头上, 另一端接至支架主回液管路上, 多余管路弯成弯。

(4) 将原2.4m邻架操作管路更换成3.0 m高压胶管, 高压胶管一端接至操纵阀原邻架操作接口处, 另一端绕至顶梁侧面管路通道内后从支架中引出, 连接至下一架的移架液控单向阀进液口。

3 技术要点

(1) 改造方案中所用液压管路的长度必须测量准确, 支架前方管路预留的管路必须能保证托梁往后退到最后位置后还有100 mm的预留量, 防止液压管路被拉断。

(2) 在操纵阀主回液管路上 (700 mm管路) 添加1个Ø10 mm回液断路器, 以免支架回液主管路上的余液顺着管路回流到操纵阀内, 防止升降支柱时产生的余压使操纵阀出现误动作或发生窜液现象。

(3) 合理布置邻架操作管路, 按照预先设定的管道路线绑好、扎牢, 防止移架过程中挤压管路。

(4) 插接的管路必须先检查接头处是否有密封圈、密封圈是否损坏等情况。检查无问题后, 接通主进液管路, 进行试压。

4 存在的问题及建议

(1) 移架过程中, 必须注意3 000 mm的邻架操作管路, 防止在移架过程中挤压该管路。

(2) 根据现场实际, 正确处理好多余管路弯成弯后的伸缩空间。

5 结语

液压管路改造后, 支架上的管路整体上比以前整齐、简洁, 释放了顶梁下方的作业空间, 行人方便, 提高了工作面质量标准化水平, 减少了职工维护液压管路的时间, 保证了安全通道的畅通。目前, 全矿所有悬移液压支架工作面将全面推广应用该项新技术。

摘要：整体顶梁组合悬移液压支架自2008年被米村矿引进后得到了推广应用, 但是手动操纵阀与主管路间的连接管路正好布置在行人帮上部, 布置位置不合理, 移架后, 弯曲下垂的连接管路直接影响工作面行人及工作面采煤施工人员正常施工。对液压管路进行改造后, 顶梁下方行人帮空间被全部释放出来, 行人方便。同时工作面采煤施工人员在操作手动操纵阀时很方便, 加快了推、移架速度, 提高了工作面安全生产水平。

拱形支架在煤矿巷道中的应用研究 篇5

近年来,随着矿井机械化的发展,拱形支架在煤矿中的使用量有了大幅度地提高,其不仅具有安装方便、施工速度快、在矿井的整个服务年限内能基本上保持其稳定性、使用寿命长等优点[1,2],而且可以弥补最常用的巷道支护方式——锚杆支护中的一些问题。例如:当顶板锚杆达不到足够的锚固深度时,很可能出现了大块的顶板岩石或者顶板岩石连同锚杆都一起冒落到巷道里的现象。这时,采用支架支护则显得尤为重要。另外,在岩层不利的条件下,特别是在软岩巷道中,采用支架支护是最经济的顶板支护手段。目前,它已广泛应用于各种类型的矿井:无烟煤矿和烟煤矿,石棉、铜、铁、铅、银及锌矿等等[3]。可以看出,支架为深部开采、综合机械化采煤提供了很好的支护条件。

现代支护原理的一个基本观点是充分利用和发挥岩层的自承能力上,一方面不能让围岩进入松动状态,以保持围岩的自承能力,另一方面允许围岩进入一定程度的塑性,使围岩自承能力得以最大程度发挥[4,5,6]。支护原理是:根据岩层的不同属性和不同地压来源,从分析地压活动基本规律入手,运用信息化设计方法,使支护体系和施工工艺过程不断适用于围岩变形的活动状态,以达到控制围岩变形,维护巷道稳定的目的。采用该支护原理,对于本文的拱形支架支护,主要考虑以下两个方面:一是巷道断面形状要适应地应力分布的特点,一般应使巷道周边圆滑,以防止应力集中的现象。二是支架结构的参数要和围岩变形状态相匹配,以便发挥其最佳支护效果。

2 拱形支架的力学性能与受力分析

拱的重要特点是其在竖向荷载作用下能产生水平反力,由于这种反力的存在,拱的弯矩常比跨度、荷载相同的梁的弯矩小得多,并主要是承受压力。这使得拱截面上的应力分布较为均匀,因而更能发挥材料的作用。

拱形支架的顶梁为曲梁,采用图1所示的曲梁力学模型进行受力分析[7,8]。取任意点A与中心O的连线和通过中点的垂线间的夹角为θ,其中α为中心角。

在图1中,任意点A坐标

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y=r(cosθ-cosα)

由对称性可知

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式中:R—两端垂直反力;

H—两端水平反力;

p—顶梁载荷集度;

L—支架顶梁跨度。

下面根据力法原理求水平反力H。

取右水平支座反力为基本未知力x。

在极坐标系中令x=1,则其对任意点A的弯矩

M1=r(cosθ-cosα)

δ11=undefined(cosθ-cosα)2dθ

由其他荷载在A引起的弯矩为

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则变位系数

Δ1p=undefined

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由上述推导得水平反力H=pc(c为水平反力系数)

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3 拱形支架承载能力系数

为了具体反映拱形支架的支护特性,将其承载能力与直梁相比较,得到支架承载能力系数的表达式。由力学分析和强度条件,可知二者的最大弯曲应力和临界应力的表达式,由此可分别确定直梁和曲梁的承载临界均布荷载,进而确定出拱形支架的承载能力系数。

支架构件

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则临界应力

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直梁构件

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则支架承载能力系数:

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通过式(5)可以看出支架承载能力系数η与支架半径和跨度有关。以几种具体的工字钢为例,代入上述承载能力系数公式,通过数据的变化趋势可以得出支架承载能力系数η与支架半径和跨度的关系:当跨度一定时,随着支架半径的增大,承载能力系数呈单调递减趋势;即弧半径越小越好。所以在实际支护中,应尽量减少顶梁半径,通常以半圆拱为最好,这样可以充分发挥支架的力学性能。当半径一定时,随着巷道跨度的增大,承载能力系数呈单调递增趋势;即巷道跨度越大越好。所以在实际支护中,在弧半径一定时尽可能使巷道跨度大一些,这样可以充分发挥支架的力学性能。

由上述分析可知,拱形支架的半径和跨度直接影响着其承载能力,要使其力学性能得以充分发挥,应兼顾半径和巷道跨度两项指标,研究结果为拱形支架在巷道中的应用提供了一定的依据。

4 支架构件轮廓曲线寻优

选择合适的巷道断面形状,不仅能保证围岩自身的稳定,而且对支护结构的受力也特别有利。对于巷道断面的选择,不只是满足使用上的要求,更重要的是还必须与围岩所处的原岩应力场或采场附加应力场相适应,使断面形状与压力曲线——最佳拱轴线相一致,以便充分发挥利用围岩与支护自身的强度,提高其自承能力与稳定性,收到更好的支护效果[9,10]。根据合理拱轴线的概念,可知当拱上所有截面的弯矩都等于零而只有轴力时,截面上的正应力是均匀分布的,材料能得以最充分地利用[11]。单从力学观点看,这是最经济的。对于支架构件轮廓曲线进行寻优,本文通过合理拱轴线来进行说明。

下面从合理拱轴线的角度来寻求支架构件的最佳轮廓曲线。对支架构件的受力如图2所示。

对图2进行分析,可知在均布等压的巷道中,合理拱轴线为如下微分方程:

[(H/qx)+f-y]yH=1+y2 (6)

解此微分方程得合理断面为一圆弧形:

(y-f)2+x2=f2 (7)

式中,f—圆半径。

5 主要结论

(1) 采用拱形支架支护巷道,大幅度地提高了围岩的稳定性,充分发挥了支架构件的强度,有效解决了无法利用锚杆(索)支护的软岩巷道中支护的难题。

(2) 曲梁支架的承载力比直梁支架有明显的提高,所以对巷道断面选择拱梯形要比梯形更能提高支护效果。研究结果不仅为巷道断面形状的选择提供了依据,而且为确定拱梯形支架的承载能力提供了依据。

(3) 通过具体的力学分析和数据变化规律,得出了合理支架曲线,另外从合理拱轴线的角度对其进行了证明,并进一步得出了在均布等压的巷道中采用圆弧形支架受力最好。

参考文献

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[4]靖洪文,李元海,等.软岩工程支护理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社

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[6]煤矿支护手册[M].北京:煤炭工业出版社

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[9]聂光国,姜光杰,刘银志,等.软岩巷道支护技术指南[M].北京:煤炭工业出版社.

[10]马海涛,贺江生,付士根.采空塌陷影响因素及稳定性分级方法研究[J].中国安全生产科学技术,2008,4(5):37-41MA Hai-tao,HE Hong-sheng,FU Shi-gen.Study onfactors and classifying method of goaf stability[J].Jour-nal of Safety Science and Technology,2008,4(5):37-41

液压支架的分析优化 篇6

液压支架是实现高产高效综合采煤机械化和自动化的重要配套设备, 它以高压液体为动力, 由金属构件和若干液压元件组成, 与采煤机、刮板输送机、装 (转) 载机和乳化液泵站等配套使用, 能实现支撑、切顶、移架和推移输送机等一整套工序[1,2]。本文所研究的液压支架优化设计与分析计算机应用平台, 是为解决煤炭行业的液压支架存在的实际问题, 目的是在保证液压支架结构、性能可靠性的前提下, 通过该平台进行支架总体结构参数的优化设计, 获得最佳设计方案, 并提高设计、生产的质量和效率, 实现液压支架设计的自动化和数据管理的现代化。

1 支架综合分析模型

1.1 液压支架综合分析模型的建立

目前使用的液压支架分为3类, 即支撑式、掩护式和支撑掩护式[3]。支撑掩护式支架是在吸收了支撑式和掩护式两种支架优点的基础上发展起来的一种支架, 因此, 它兼有支撑式和掩护式支架的结构特点和性能, 可适应各种顶底板条件。

本文建立了液压支架综合分析通用模型, 并假设支架各构件为刚性铰接结构, 令坐标系为OXY, 各结构参数如图1所示, 并设pi为各千斤顶的工作阻力。

1.2 液压支架运动学分析

1.2.1 运动学分析公式的建立

在图1中, α, β, γ分别为后连杆、掩护梁、前连杆的水平倾角; (XP, YP) 为P点坐标;β0为AP和AB间的夹角;β1为AC和AD间的夹角;β2为AB和AD间的夹角;L0为AD长度;L1, L3和L4分别为杆AC, AB和BD的长度;θ为运动瞬心压力角;φ0和d分别为CD的水平倾角与长度; (Xo1, Yo1) 为瞬心O1的坐标。四连杆机构的两个极限位置为αmax和αmin:

令液压支架任意工作高度为H:

1.2.2 以高度为自变量的模型处理

支架工作高度H的变化会引起支架四连杆机构几何运动参数和支架力学特性的一系列变化, 工程应用中也习惯要求知道某一确定高度时支架的运动学、力学参数, 因此本文采用以支架工作高度为自变量的优化分析方法。

由公式 (1) 可知, 要以H为自变量进行运动学分析, 只要求解超越方程H-f (α) 即可实现。对于一般的支架四连杆机构来说, αmin处支架不一定工作在最低高度, αmax处支架不一定工作在最高高度。但是, 在该区间一定存在唯一使H取极大值和极小值的两个点αI和αM。若把[αI, αM]作为方程根的搜索区间, 则一定能保证根的唯一性。采用一维最优化算法如0.618法可以求出与支架理论高度区间[hI, hM]对应的[αI, αM]。即:minf (α) 求出αI, hI;min[-f (α) ]求出αM, hM。

液压支架实际高度[h12, h13]仅是[hI, hM]的子区间[4,5]。在单调区间[αI, αM]求解超越方程也可用一维最优化方法求解, 从而统一简化程序, 即:min[H-f (α) ]2求出此时的α。

1.3 液压支架受力分析

1.3.1 分析模型

液压支架平面力学分析是以运动学分析为前提的, 在数据录入阶段, 依据选择的架型, 设置不同的力学相关参数。通过编制计算机程序, 输入各种参数, 可得出支架在每个高度时各部件的受力大小以及支架从高到低变化时各所求参数的变化曲线, 从而找出每个部件受力最大时的相应高度。在进行强度校核时, 按此最大力进行校核。

1.3.2 力学公式的建立

为简便起见, 假设支架顶梁所受外载荷的大小为Q, 方向与顶梁正交, 纵向水平载荷的大小为μQ。由牛顿第三定律可知, Q亦为顶梁对底梁的反作用力, 即液压支架的承载能力。

液压支架力学分析通用程序具体计算过程见图2。

2 液压支架四连杆机构的优化设计

2.1 分析模型

液压支架四连杆机构性能目标和重量目标很难同时达到各自意义下最优。运动性能达到最优时, 无法保证四连杆机构的受力状态最佳或者成本最低;反之亦然。下面以复合型的优化算法为例来说明支架四连杆机构结构参数优化设计数学模型的建立、优化方法的选择和优化实例的计算过程[6]。

由支架四连杆机构的运动学和力学分析可知, 影响四连杆机构结构尺寸、受力状态及各项性能指标的主要参数有Li (i=1, 2, …, 6) 和β0共7个变量。可选择这些参数作为优化设计变量, X=[L1, L2, L3, L4, L5, L6, β0]=[X1, X2, X3, X4, X5, X6, X7]。

采用多目标优化设计, 各分目标函数如下:

(1) 以杆长的加权和为目标, 即:

其中:λi为各杆单位长度的重量。

(2) 以杆力的绝对值之和为目标, 即:

其中:Nf和Nr分别为杆L1和L4所受的作用力。

(3) 以护梁最大弯矩为目标, 即:

f3=max{Mj (X) ;j=1, 2, 3, 4}.

其中:Mj为各杆受到的弯矩。

采用线性组合加权的方法建立一个多目标评价函数, 即:

其中:ωk为加权因子, 它使各目标函数值到达同一数量级。

性能约束条件如下:

(1) 顶梁端点最大水平变动量小于许用值[ΔXmax], 即:

(2) 掩护梁水平倾角满足条件[βmax]≥β (X) ≥[βmin], 即:

(3) 前连杆水平倾角满足条件[γmax]≥γ (X) ≥[γmin], 即:

(4) 后连杆水平倾角满足条件[αmax]≥α (X) ≥[αmin], 即:

(5) 瞬心O1与P点的连线同水平线的夹角满足条件:

g8 (X) =[θmax]-θ (X) ≥0.

(6) P点与前连杆固定铰点D间的水平距离满足条件:

其中:[ΔX0]为P点的横坐标增量。

(7) 掩护梁两销孔间的距离满足条件:

g10 (X) =L3-[L3min]≥0.

(8) 座底两销孔间的距离, 即:

g11 (X) =L6-[L6min]≥0.

(9) 保证前连杆上铰点在掩护梁结构内, 即:

其中:h0 (X) 为A和D两点间的垂直距离。

共12个约束条件, 具体优化设计时, 可依据实际情况选取, 方括号内为各变量允许值。这样, 由设计变量、目标函数和约束条件三个部分的总和构成了液压支架四连杆机构优化设计的数学模型。

2.2 优化方法及优化程序设计

支架四连杆机构的优化是一个非线性优化问题, 本文采用复合型法进行求解。图3为液压支架四连杆优化设计流程图。

摘要：液压支架是煤矿机械化综采工作面的关键设备, 随着综采技术的发展, 对液压支架设计的要求越来越高。现在很多煤矿企业仍然停留在手动优化四连杆参数的阶段, 导致设计出的液压支架顶梁轨迹摆幅大, 并且优化工作耗时长。介绍了液压支架设计技术、流程。分析其运动轨迹和受力, 建立运动学和平面力学分析模型, 采用多目标数学模型参数优化的分析方法, 对支架四连杆机构进行了优化设计。

关键词：液压支架,优化设计,多目标

参考文献

[1]张杰.液压支架设计软件的开发研究[D].西安:西安科技大学, 2010:1-15.

[2]肖世德, 陶驰东.液压支架总体参数多目标优化设计[J].中国矿业大学学报, 1992 (1) 57-64.

[3]刘晓峰.谈液压支架的技术现状及发展趋势[J].河北煤炭, 2003 (3) :9-10.

[4]杨黎明.机械优化设计[M].北京:国防工业出版社, 2007.

[5]陈秀宁.机械优化设计[M].杭州:浙江大学出版社, 1991.

巷道液压支架 篇7

综掘巷道液压迈步式超前支架是一种应用于综掘迎头巷道的临时支护设备, 其特点为能够在综掘巷道内自主移动, 在掘进成巷过程中及时有效地支护掘进迎头顶板, 保持顶板稳定。随着掘进机前移, 超前支架也随之迈步移动, 通过超前支架的两组支撑装置, 可以进行单组和双组交替支撑, 以保证顶板始终处于支撑状态[1]。

文献[2]针对巷道超前支架容易受到冲击地压的不利影响, 研究了一种基于改进型扰动观测器的支撑力控制策略, 研究结果表明该控制策略能够减小冲击地压对正在支护的超前支架的不利影响;文献[3]对超前支架多缸同步控制策略进行了深入研究, 研究了一种等状态交叉耦合模糊同步控制策略;文献[4]对超前支架-顶板体系建立了力学模型, 使用奇异函数法建立顶板载荷与超前支架耦合作用下顶板与超前支架挠度方程, 其对耦合体系变形规律的研究具有较高的工程应用价值;文献[5]对基于模糊PID控制算法的超前支架在支撑过程支撑力控制策略进行研究, 研究结果表明, 使用模糊PID控制算法的控制效果要优于常规PID控制算法的控制效果。以上文献主要针对超前支架控制策略进行研究, 没有针对超前支架上升过程的电液速度、压力复合控制策略进行深入研究。

为了提高超前支架的支护效率, 实际工作时, 首先使用位置控制将支架的支撑顶梁以最快速度运行到接近顶板的位置, 再通过转换控制器从位置控制平稳切换到压力控制。那么, 在何时、何种情况下切换控制器, 以及控制器采用怎样的结构, 才能够取得最优的切换效果已经成为巷道超前支架装备研究的关键问题之一。

1 超前支架组成及工作原理

超前支架主要分为主支撑组、副支撑组、前进推移机构以及侧帮支护等部件。其中, 主支撑组、副支撑组结构相似, 主要由立柱、纵梁、横梁、顶部阻尼体、平衡千斤顶等部件组成。超前支架结构组成如图1所示。

1.主支撑组2.前连杆3.副支撑组4.平衡千斤顶5.后连杆6.导向板7.立柱组8.底座9.掩护梁10.侧推千斤顶11.推移千斤顶12.侧护板13.横梁14.顶部阻尼体15.纵梁

迈步式超前支架的工作原理分为迈步行走和交互支撑两部分, 设备的支护可以分为定支护和迈步支护两种支护形式。超前支架迎头巷道支护原理如图2所示。在定支护时, 由主支撑组和副支撑组同时承担顶板的压力, 共同起到支护作用。主支撑组和副支撑组的8个支撑油缸同时升起。

在迈步支护时, 超前支架需要随着掘进机的向前推移工作以迈步的方式交替向前行走。在行走的过程中, 要求主支撑组和副支撑组交替与顶板接触, 承受顶板的全部压力, 使得顶板始终得到有效支护[6,7]。迈步向前行走时, 主支撑组首先需要保持支撑状态不变, 将副支撑组下降至主支撑组横梁上, 主支撑组立柱继续收缩, 使得主支撑组的底座抬离地面悬于空中, 此时推移油缸将副支撑组向前推移, 当推移至一个迈步距离后停止推移, 并且将副支撑组立柱伸出, 使得副支撑组的底座再次压到巷道底板以支撑整个机架, 副支撑组的纵梁被顶起, 与主支撑组共同支撑顶板, 这样一个迈步过程结束, 以此往复即可完成迈步行走。

超前支架的液压系统如图3所示。超前支架立柱油缸与顶梁相连, 通过电液伺服阀控制立柱油缸有杆腔和无杆腔内流量的变化, 可以控制顶梁升降的快慢, 当顶梁与顶板接触后, 可以控制两腔内压力差, 实现不同的压力控制。磁致伸缩位移传感器可以监测顶梁的实时位置, 安装在电液伺服阀出口的油压力传感器用于监测油缸两腔压力。

1.顶板2.超前支架顶梁3.超前支架立柱油缸4.底板5.油缸位移传感器6.油压力传感器7.电液伺服阀8.油泵

2 位置压力复合控制方法

2.1 位置、压力控制机理

由超前支架液压系统原理图 (图3) 可以得出图4、图5分别为对其液压缸位移进行控制和对其液压缸输出力进行控制的传递函数框图。图4中, Us为压力的设定值;Ue为电液比例阀放大器输入电压信号;Ur为力传感器输出电压信号;Ka为电液比例阀放大器的增益;Ksv为电液比例阀阀芯位移的增益;Gsv为电液比例阀传递函数;xv为电液比例阀阀芯位移;Kq为电液比例阀流量增益;Kce为比例阀的压力流量系数;βe为液压油综合体积弹性模量;V为液压缸容积腔总体积;Ap为液压缸等效作用面积;pL为液压缸两缸压强差;p为液压缸输出力;m为负载等效质量;BL为液压缸的阻尼系数;KF为力传感器的反馈增益;K为负载的弹性系数;xp为液压缸位移;QL为系统流量。

视电液伺服阀为理想滑阀, 通过上述分析可以得到电液伺服阀的基本流量方程、液压缸的流量连续方程和平衡方程:

式中, Ct为液压缸总泄漏系数。

由式 (1) 通过拉普拉斯变换并简化解得阀芯位移到液压缸输出力之间的传递函数:

为了简化系统动态特性, 将电液伺服阀的传递函数用二阶振荡环节近似表示, 可得其传递函数:

式中, ωsv为电液伺服阀的固有频率;ζsv为电液伺服阀的阻尼比[8]。

通过对电液伺服和压力控制的机理进行分析可以看出, 在进行位置控制时, 由于反馈信号取自位移传感器, 液压缸输出的力会随着负载力变化而变化, 力环属于开环, 负载力是系统的干扰量;在进行力控制时检测信号取自液压缸两腔压力差, 位置环属于开环, 是系统的干扰量。

可以看出这两种需求在控制上, 其控制器的结构、参数均不相同, 因此不可能用一个控制器同时进行压力和位置的控制。

2.2 并联复合控制方法分析

目前对电液位置或电液压力的单独控制已经有了非常成熟的研究, 但是对于如何将两种控制方式进行有机融合, 实现平稳的切换还有待研究。现在对于电液位置、压力的复合控制主要通过并联方式进行实现。并联方式的压力与位置控制原理如图6所示[9?11]。

所谓并联控制, 就是分别对位置和压力控制回路进行设计, 通过设定的位置转换点和转换开关将系统从位置回路转到压力控制来实现的。并联控制的优点是, 可以将现有的非常成熟的电液位置、压力控制策略应用于其单独的控制回路;缺点是由于是两种控制回路同时工作, 如果在转换点转换不当就会对系统产生较大冲击, 如果在转换点未及时完成由位置到压力控制的转换就会使超前支架系统施加很大的支撑力于被支撑的顶板, 对整个巷道的稳定性有很大的影响。

2.3 模糊切换控制方法

针对并联复合控制方法存在的问题, 设计了一种模糊切换的电液伺服位置、压力复合控制系统, 其原理如图7所示。该系统在并联切换复合控制系统基础上增加了一个模糊切换控制器, 为了便于分析和实现, 在位置闭环控制回路中采用普通PID控制器, 在压力闭环控制回路中采用模糊控制器。模糊切换控制器实际上是一个单输入单输出的一维模糊控制器, 其输入为安装于支架与被支撑顶板之间的力传感器, 其输出为切换因子α。其工作原理是, 通过力传感器检测出支架与支撑顶板的接触情况, 通过模糊控制器计算出切换因子α的值。在压力控制回路中, 将电液伺服系统输出的压力与设定值进行比较, 之后乘以切换因子α, 作为压力闭环系统的输入;在位置控制回路中, 将电液伺服系统输出的位移与设定值进行比较, 之后乘以切换因子 (1-α) , 作为位置闭环系统的输入;当传感器检测到支架与被支撑顶板之间的作用力为0时, 支架并没有运行到与顶板接触的位置, 此时切换因子α输出在0附近, 压力控制回路的输入为0, 即系统处于位置控制回路中;当传感器检测到支架与被支撑顶板之间的作用力不为0时, 支架已经与顶板接触, 此时切换因子α输出在1附近, 位置控制回路的输入为0, 系统处于压力控制回路中。这样切换因子的作用使得系统在由位置切换到压力控制过程中过度平缓, 不至于出现突然切换而引起的振荡及冲击, 能够对超前支架以及巷道顶板进行保护。对于电液伺服力和位置的模糊控制器和PID控制在文献[12-13]中已经有了非常详细的叙述, 在此不再赘述。

3 仿真分析

模糊切换控制器是一个单输入单输出的一维模糊控制器, 需要对输入的力信号p和输出的切换因子α进行模糊化与解模糊, 由于模糊切换控制器在控制系统进行位置与压力切换, 主要发生在支撑力为0和设定最大值时, 切换因子α对应为0和1时, 支撑力p在0与最大值左右时, 对模糊切换控制器作用影响较大, 因此在设定支撑力p和切换因子α的模糊论域时, 在0和1附近需要选取得相对密集, 此时, 采用均匀划分论域的常规方法就不适用。设定支撑力p变化范围为[0, 0.5]kN, 并用模糊子集CP1={NB, NM, NO, NS, O, PS, PO, PM, PB}表示真实值子集{0.5, 0.475, 0.425, 0.4, 0.25, 0.1, 0.075, 0.025, 0}。设定切换因子α变化范围为[0, 1], 用模糊子集CP2={VB, MB, B, NB, M, NS, S, MS, VS}表示{1, 0.95, 0.9, 0.85, 0.5, 0.15, 0.1, 0.05, 0}。

根据实验测量以及专家经验可以得出模糊切换控制器的规则, 然后构建p和α这两个输入输出参数的模糊规则表, 见表1[14]。

按照超前支架模型样机的实际工况对控制系统仿真模型中的各个参数进行确定, 如表2所示。独立的压力控制器采用模糊PID控制器, 其模糊PID参数分别为:KPP=0.9, KPI=1.2, KPD=0.2;独立的位置控制器采用常规PID控制器, 其PID参数分别为:KXP=0.8, KXI=0.5, KXD=4.0。

采用直接切换方式时, 设定当液压缸位移达到390mm时进行由位置控制到压力控制的切换;采用模糊切换方式时, 切换控制器通过检测顶梁与顶板接触力的大小自动进行切换, 因此不需要对位置转换点进行设定。

采用模糊切换控制方式与采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制仿真对比, 得到了液压缸位移与速度曲线如图8所示, 液压缸两腔的压力与输出力曲线如图9所示。分析仿真曲线可以看出, 从第6s开始下达动作指令后, 液压缸以最大速度迅速上升直至接近指定位置时, 速度迅速降低, 系统由位置控制转换为压力控制, 液压缸两腔压力迅速增大, 建立起压力, 直到满足设定压力为止, 在功能上能够满足系统需求。然而在性能上, 利用模糊切换控制的方法能够具有更好的平滑过渡的能力。由速度变化曲线可以看出, 在使用直接切换时, 在转换点位置处液压缸速度输出有明显波动, 这势必造成液压缸位置的失控, 由液压缸两腔压力与输出力曲线可以看到这一点, 输出力瞬间最大值达到7kN, 远超过设定的4kN的支撑力, 在实际应用中, 有可能造成顶板失稳等灾害[15,16,17,18]。

4 实际控制分析

4.1 实验样机组成

为了研究分析本文模糊切换控制器的实际应用效果, 在超前支架模型样机上进行实验, 并与直接切换的并联复合控制方法进行对比, 超前支架模型样机如图10所示。在实验室研制的实验平台由以下三大部分组成。

(1) 迎头顶板模拟实验框架。迎头顶板模拟实验框架可通过调节框架顶部加载液压缸组的油压, 对模拟顶板进行不同载荷的工况模拟。迎头顶板模拟实验框架的加载液压伺服系统可以实现静力学加载曲线压力值的保压调控, 也可以按照多种激励作用下的动力学加载曲线压力变化规律对模拟顶板进行加载实验。

(2) 超前支架实验样机。与原型机相同, 实验模型样机具有双组支撑、单组支撑、交替支撑以及液压迈步移动功能;利用双组交替支撑结构使超前支架在交替移动时, 模拟巷道顶板始终存在有效支撑, 并且保证顶板受力基本保持稳定。样机上安装有位移、压力、油压等传感器和电控装置。

(3) 测量基准框架。研制的模拟实验平台可以进行模拟顶板性能实验和超前支架-顶板体系的静、动力学实验。迎头顶板模拟实验框架和超前支架实验样机在实验时分别通过压力传感器、位移传感器、油压传感器等采集实验数据, 并将监测数据传输到控制系统中。

为了在进行复合控制时对液压缸的位移进行监测来实现满足控制精度的闭环控制, 选用MTS电流输出型高精度磁致伸缩位移传感器来对各个液压缸的位移进行监测, 以弥补普通液压缸没有内置位移传感器的缺憾。该传感器采用直流24V供电, 输入信号为4~20mA标准电流信号, 分辨率为0.0015%, 非线性度为满量程的±0.01%, 能够满足测量需求。选用CFBLY-5T轮辐式压力传感器来监测支架与被支撑顶板的支撑力。

4.2 实验过程及结果分析

进行实验时, 首先将超前支架调整至主支撑组支撑顶板, 副支撑组未支撑顶板状态。副支撑组降低至最低点时, 顶梁距离顶板距离为400mm, 因此在使用直接切换方法时, 设定位置转换点为390mm。当采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 副支撑组油缸在位置控制作用下以200mm/s的速度快速上升, 至390mm转换点时系统自动切换到压力控制, 副支撑组油缸继续上升直至与顶板接触。

采用模糊切换控制方式对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 则不需要对位置转换点进行设置, 只需要对模糊控制器输入信号的范围进行设定, 该输入信号由顶梁与顶板之间的力传感器得到, 其变化范围为0~0.5kN。

通过实验对比, 得到液压缸位移与速度曲线如图11所示, 液压缸两腔的压力与输出力曲线如图12所示。

对比仿真曲线与实测曲线, 可以看出两者趋势基本相同, 只是由于实测曲线采样频率造成些许差别。进一步研究表明, 采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 切换步骤繁琐, 需要对压力与位置同时设定一个精确的值, 若位置设定较低, 则系统提前进入压力控制, 由于压力控制时, 若系统回路增益很低会造成液压缸运行速度极其缓慢, 如果位置设定较高, 则系统在切换过程中, 由于惯性有可能造成过冲, 使得压力猛增, 无法控制, 对顶板造成冲击, 并引起超前支架设备的较大的振动。

5 结语

液压锚杆钻车在掘进巷道中的应用 篇8

随着综采设备性能的大幅提升, 掘进设备严重滞后, 采用传统工艺进行掘进的现状已远远不能满足高产高效的现代化矿井建设需求。另外, 传统施工工艺不但劳动强度大, 而且存在很大施工安全隐患。为此, 本文介绍了由山西天巨重工机械有限公司煤机分公司研发的CMM2-15型矿用液压锚杆钻车。该设备可以根据巷道高度情况通过平台升降使作业人员进行上下调整, 从而很方便地实现巷道内不同高度、不同角度锚杆 (索) 孔、炮眼孔、探测孔的机械化施工, 同时还能实现顶帮同时作业。大大缩短了支护作业时间, 提高了支护效率。整机结构合理、紧凑, 工作灵活, 操作方便。

1 施工巷道概况

巷道沿3#煤层底板掘进, 整体为一单斜构造, 煤层平均倾角+3.7°, 厚度6.0 m, 老顶为细粒砂岩, 厚0 m~12.72 m;直接顶为粉砂岩-炭 (砂) 质泥岩, 厚度为0 m~10.25 m;伪顶为炭质泥岩, 厚度为0 m~0.60 m;直接底为炭质泥岩, 厚度为0 m~0.32 m;老底为粉砂岩, 厚度为0 m~3.83 m。

巷道断面为矩形, 高3.6 m, 宽5.0 m, 采用全断面一次成巷的作业方式;

顶板锚杆布置:排距800 mm, 每排7根锚杆, 间距750 mm;

锚索布置:每排布置2根, 间距1 800 mm, 排距800 mm;

帮部锚杆布置方式:排距800 mm, 每帮5根锚杆, 间距750 mm。

2 施工工艺

机组出煤→退机组→敲帮问顶→进液压锚杆钻车→敲帮问顶→上钢筋托梁→油缸升起将顶板顶住→打设两排顶板锚杆→打设两排锚索→打设两排帮锚杆→退锚杆钻车、进掘进机→进行下一循环。

3 锚杆钻车概况

3.1 主要结构

煤矿用液压钻车的主要结构有:机体部、行走部、推进器 (机载锚杆钻机) 、钻臂部分、前部支撑、操作系统、液压系统、电器系统等。

3.2 技术参数

本机型号为CMM2—15, 主要技术参数如下:

a) 最大定位支护断面:18 m2;

b) 巷道高度:3 m~4 m;

d) 工作范围, 宽×高:4.5 m×4 m;

e) 工作状态稳车方式:临时支撑;

f) 运行状态最小转弯半径:2.5 m;

g) 机重:15 000 kg。

4 现场应用情况及效果分析

4.1 掘进效率的提高

a) 试验期间, 割煤两排需用时50 min左右, 最快用时40 min。锚杆钻车支护两排用时需140 min左右, 最快用时110 min。其中, 锚杆钻车打设1根锚杆需用时3 min, 打设1根锚索用时不超过20 min (在传统工艺支护中人工打设1个锚杆用时5 min, 打设1根锚索用时25 min) ;

b) 经过1个月的试验及生产工艺优化, 使用液压锚杆钻车支护两排用最快用时100 min。打设1根锚索最快用时15 min, 实现了零点班、八点班、四点班正规循环“6-6-4”的高效率掘进, 将原有的“4-4-2”提高了6排, 相当于1个正规循环多了1个生产班作业。

4.2 劳动强度的降低

锚杆钻车施工时, 钻车司机及打眼人员始终坐在钻车平台上, 只需2个人站在钻车旁递钻杆及锚杆 (索) , 操作简单, 强度低。同时打帮锚杆时, 也采用湿式打眼, 不会产生较大煤尘。采用钻车打眼时, 噪音也比传统锚杆钻机小很多。

使用锚杆钻车大大降低了工人劳动强度, 明显改善了工人劳动环境。

4.3 存在的问题

a) 钻车电控箱位于机身内部, 钻车启停操作不方便, 维修难度大;

b) 前部支撑支护顶梁油缸销容易折断, 给安全生产带来隐患;

c) 使用锚杆钻车钻臂紧固锚杆时, 由于搅拌器的安装角度很难与原打设锚杆角度一致, 常造成搅拌器折断;

d) 由于余吾煤业公司井下煤层酥软, 需要装有逼帮装置, 而锚杆钻车没有有效的逼帮装置, 顶板的临时支护也只是小范围的 (3 m×1.5 m) 。如果巷道条件变坏, 会存在很大安全隐患。

5 操作经验与改进措施

针对出现的问题, 经过一段时间的试验、研究, 在生产实践中进行了改进, 得到了以下经验措施:

a) 从电控箱内引接远程控制开关, 实现钻车启停操作方便, 且便于检修;

b) 由于前部支撑支护顶梁销容易折断, 对销连接处进行加固, 目前, 未出现断销, 通过实践证明此方法可行;

c) 在搅拌器下方焊制变向装置, 在紧固锚杆时可以适当调整角度, 杜绝了搅拌器经常折断的现象。具体改造方式见图1;

d) 对前部支撑支护顶梁进行了改装, 在原临时支护横梁上增加2根由Φ10 cm钢管焊制的护顶梁并挂设迎头护网。钢管梁下方焊制Φ22 mm的螺栓, 然后配合8 mm厚的钢板安装在临时支护顶梁上。这样既消除了迎头煤墙无保护的隐患, 又增大了顶板控制范围。改造后, 进行临时支护时, 不使用绞顶大板:上顶网及顶钢带一次完成, 在支护过程中不需要调整护顶架位置, 每循环可以节省工时15 min, 而且消除了由于绞顶大板体积大、质量重在抬运安装过程中带来的安全隐患。给职工创造了安全良好的作业条件。具体改造见图2 (临时支护装置改造前图) 、图3 (临时支护装置改造后图) 。

6 结语