支架阻力（精选5篇）
支架阻力 篇1
摘要：为准确得出综采工作面矿压显现规律, 采用KJ24型支架压力监测系统, 实现了综采工作面支架工作数据实时监测。通过对支架运行特征与工况分析, 验证了支架选型的合理性, 为综采工作面安全高效的生产, 起到至关重要的作用。
关键词：综采面,支架阻力,监测
1 综采工作面概况
顺和煤矿2102 工作面位于21 采区上山西翼, 东侧为21 采区轨道上山保护煤柱, 西侧为工业场地保护煤柱, 南侧为2104 工作面 ( 未采) , 北侧为FS10-1断层 ( H = 0 ~ 50 m) 保护煤柱, 地面标高为+ 36. 0 ~+ 37. 31 m, 井下对应标高为- 550 ~ - 640 m, 工作面平均走向长1 002 m, 倾斜长145. 8 m, 煤层厚度1. 3 ~ 4. 1 m, 平均厚2. 6 m, 正常涌水量60 m3/ h, 最大涌水量200 m3/ h, 可采储量45 万t。采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化采煤法。
工作面综采设备主要有: MG300 /700-QWD型双滚筒采煤机; SGZ730 /400 型可弯曲刮板输送机;ZY4000-16 /35 型液压支架102 架。支架主要技术参数: 支撑高度1. 6 ~ 3. 5 m, 支撑宽度1. 43 ~ 1. 60m, 初撑力3 090 kN, 工作阻力4 000 kN, 支护强度0. 71 MPa。
2 2102 综采工作面矿压规律实测分析
2. 1 观测目的
( 1) 分析2102 综采工作面矿压显现规律, 为工作面安全生产提供指导。
( 2) 分析支架运行特征与工况, 评价支架适应性, 为以后支架工作阻力确定提供基础。
( 3) 验证支架选型的合理性, 为后续工作面的支架选型积累经验。
2. 2 观测内容及方案
2102 综采工作面观测主要内容为支架压力观测, 观测仪器采用KJ24 型支架压力监测系统, 主要监测综采面支架工作阻力, 该仪器采用先进的自动化监测技术、无线传输技术。此次监测沿工作面倾斜方向每5 架设置1 个测站, 共设置20 个测站。
2. 3 工作面支架工作阻力曲线
利用KJ24 支架压力监测系统的数据处理软件, 可以连续显示支架载荷的变化曲线。
选取10#支架、20#支架、……、100#支架的监测数据进行分析。通过分析可以得出以下结论:
( 1) 在给出支架初撑力后, 支架阻力处于增阻状态, 但仍有部分支架处于减阻状态, 应加强初撑力控制及顶板控制, 保证支架正常工作状态。
( 2) 部分支架压力超过额定工作阻力后能及时卸载, 支架安全阀工作状态良好。
( 3) 个别支架个别时段支架初撑力较小, 支护性能没有充分发挥, 来压时工作面压力较大, 支架处于急增阻状态。
( 4) 个别支架左右柱受力不均匀, 应加强推采期间工作面支架维护管理。
( 5) 来压时, 支架安全阀频繁开启, 循环末阻力经常达到支架额定阻力。
2. 4 工作面周期来压分析
以日加权阻力和日最大工作阻力对来压步距进行分析, 以支架平均阻力与其均方差之和作为判断顶板周期来压的主要指标[1,2]。数据计算公式为:
时间加权工作阻力 ( Pt) : 一个采煤循环内以时间为加权计算的平均工作阻力。
式中, σp为日加权阻力或日最大阻力的均方差; n为天数; pti为第i天的日加权阻力或日最大加权阻力;为日加权阻力或日最大加权阻力的平均值。
顶板来压依据:
习惯上常以动载系数K作为衡量基本顶周期来压强度的指标, 动载系数可表示为K = Pz/ Pf。其中, Pz为周期来压期间支架平均工作阻力; Pf为非周期来压期间支架平均工作阻力。
各支架周期来压日加权阻力判据见表1。
kN
工作面日推进距离按照1. 9 m计算, 通过分析各支架日加权阻力及最大阻力曲线图, 得出工作面基本顶周期来压步距 ( 表2) 。
m
整理分析工作面周期来压数据可以得出, 基本顶周期来压步距为11. 8 ~ 14. 5 m, 平均13. 4 m。
2. 5 支架工作阻力频率分布
评价支架的工作性能和顶板冲击程度主要是由支架的工作阻力在不同区间的百分比来确定的, 支架合理的工作阻力分布为一个近似的正态分布形式。此次将支架的工作阻力划分为若干个区间, 每个区间宽度为800 k N, 对支架工作阻力在各区间段占的频率进行统计, 统计结果见表3。
通过分析表3 可以得出, 支架工作阻力大致成正态分布, 整个工作面大部分支架工作阻力分布在额定阻力的40% ~ 100% 之间, 工作面支架工作阻力在额定阻力的60% ~ 100% 的比例较大, 其中10#、20#、30#、40#、50#、60#、70#、80#、90#、100#支架的工作阻力高于额定阻力60% 的比值, 分别为77. 98% 、82. 54% 、84. 31% 、85. 81% 、87. 30% 、86. 48% 、87. 92% 、86. 71% 、86. 02% 、76. 14% , 说明支架长期处于高阻力应力状态。
支架工作阻力超出额定工作阻力的比例分别为0. 08% 、0. 39% 、1. 53% 、0. 21% 、1. 37% 、2. 39% 、0. 24% 、0. 39% 、0. 41% 、0, 整体来看超出额定工作阻力比例较小, 说明支架额定工作阻力能够满足工作面顶板控制要求。
2. 6 支架受力分析
2. 6. 1 支架初撑力分析
支架的初撑力直接影响到支架的支护效果, 初撑力的大小对防止顶板离层、工作面煤壁的片帮起着重要作用。支架的初撑力应该尽可能大一些, 但是由于液压管路损失和机械强度极限等原因限制, 支架初撑力不可能太大, 一般说来支架的初撑力能达到额定初撑力的85% 以上属于合理的范围[3,4,5]。
为了分析工作面支架初撑力的合理性, 采取了数理统计方法分析了初撑力的分布区间以及各支架左右柱初撑力的平均值 ( 表4、表5) 。
kN
从表4 可以得出, 支架实际平均初撑力2 148. 5kN, 占额定初撑力的67. 1% 。从各支架初撑力频率分布可以看出, 工作面支架的初撑力大都处于额定初撑力的60% 以上, 但是实际平均初撑力并未达到额定初撑力的85% 以上, 说明整个工作面虽然大部分支架基本达到了初撑力要求, 但个别支架个别时间初撑力太低, 还需要加强现场管理, 确保初撑力的合格率。
2. 6. 2 支架左右柱受力分析
工作面采用的ZY4000 /16 /35 液压支架工作阻力为4 000 kN, 每根柱子的额定工作阻力为2 000kN。一个记录仪有2 个通道, 分别监测支架的左柱和右柱, 为了确保所测的数据能充分说明支架立柱受力情况, 对各架的左右立柱分别统计了循环末阻力, 再对统计时间段内的循环末阻力求平均值, 即定义为平均循环末阻力, 详细统计见表6。
通过统计支架左右立柱循环末阻力, 对支架左右柱的工作状态以及支架的工作状态有进一步的了解。
从表6 可以看出, 支架循环末阻力大部分达到额定工作阻力的80% 以上, 由左右立柱比值可知, 支架左右柱受力均匀。
2. 6. 3 工作面倾向支架压力分布
从对监测数据的统计 ( 表7) 分析可知: 工作面中部支架工作阻力偏大, 两侧支架工作阻力相对较小, 符合顶板O型破裂特征。支架的循环末阻力为2 954. 3 ~ 3 694. 6 kN, 平均循环末阻力为3 480. 5kN, 是额定工作阻力的87% , 能够满足要求。
3 支架选型
3. 1 架型的选择
综采工作面支架能否适应工作面煤层地质条件是综采工作面安全生产的关键。根据综采工作面矿压显现规律及支架相互作用关系, 综采工作面支架选型过程中需考虑煤层地质条件、生产技术条件、经济条件等。
3. 2 支护强度确定
2102 综采工作面选用的ZY4 000-16 /35 型液压支架实际提供的支护强度为:
式中, q为工作面支架实际支护强度; Q为支架额定工作阻力, 4 000 kN; Ks为支撑效率, 0. 95; Lk为支架最大控顶距, 4. 06 m; B为支架中心距, 1. 5 m。
支架工作阻力的确定一直是工作面设备选型中的重要问题之一。目前支架阻力确定方法为取8 倍采出厚度的岩层重力来确定支架的工作阻力。
3. 2. 1 估算法确定支架支护强度
该种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑8 倍采高的顶板岩层质量。支架支护强度计算公式为:
式中, q为工作面支架所需支护强度; k为支撑上覆岩层与煤厚比值, 一般取8; h为工作面最大采高, 取2. 6 m; γ 为顶板岩石密度, 取2. 5 × 103kg / m3; g =9. 8 N / kg。
将数据代入公式计算得, 该工作面的支护强度q = 0. 51 MPa。
支架工作阻力P = q LkB / Ks= 3 269 kN。该结果与顶板岩层的碎胀系数有关。
3. 2. 2 基于阻力实测的支架工作阻力的确定
合理工作阻力为取循环末阻力的平均值加上一倍均方差, 即:
支架平均循环末阻力为2 954. 3 ~ 3 694. 6 kN, 均方差为527. 5 ~ 724. 7 kN, 支架合理的工作阻力为3 481. 8 ~ 4 419. 3 kN, 平均为3 950. 6 kN。而工作面所选支架额定工作阻力为4 000 kN, 可见, 所选支架基本能够满足工作面生产的要求, 但工作面回采期间, 支架安全阀频繁开启。
4 建议
( 1) 基本顶周期来压距离为11. 8 ~ 14. 5 m, 平均为13. 4 m。
( 2) 支架循环末阻力为2 954. 3 ~ 3 694. 6 kN, 平均循环末阻力为3 480. 5 kN, 是额定工作阻力的87% 。
( 3) 支架的实际平均初撑力为2 148. 5 kN, 占额定初撑力的67. 1% , 低于要求的85% , 应加强初撑力的管理, 避免因初撑力过低造成顶板向支架施加过大的冲击载荷, 发生冒顶、煤壁片帮等事故。
( 4) 支架左右柱总体受力均匀。
( 5) 支架选型合理, 基本能够满足工作面生产要求。
5 结语
此次技术方案的实施, 准确地得出了2102 综采工作面矿压显现规律, 可为工作面安全生产提供指导。分析了支架运行特征与工况, 评价支架适应性, 为以后支架工作阻力确定提供基础; 同时验证支架选型的合理性, 为后续工作面的支架选型积累了丰富的经验。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]陈炎光, 钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.
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[5]曲秋扬, 毛德兵.大倾角大采高综采工作面支架工作阻力分布特征研究[J].中国煤炭, 2014 (3) :45-48.
支架阻力 篇2
近年来,我国的综合机械化采煤技术水平有了很大的提高,综合机械化煤层开采技术已经成为我国中厚煤层矿井首选的采煤手段。液压支架属于综合机械化采煤工艺所使用的主要设备之一,并与采煤机、刮板输送机等配套使用,主要起支护煤层顶板,采煤安全防护的作用,但是,由于煤矿回采工作面液压支架的推广使用,液压支架对顶板的支护问题越来越突出,液压支架的设计和使用所涉及的因素很多,从矿压控制的角度出发,需要注意两点:①液压支架对煤层顶底板条件的适应程度;②液压支架应对直接顶有足够的支撑能力,即开采后形成的围岩结构在受到支架的支撑后能保持稳定,若支架选型过小会导致顶板载荷超过支架的工作阻力导致支架压死,垮落顶板出现台阶下沉;支架选型过大则出现顶板虽然稳定,但支架工作阻力有一部分处于浪费状态,因此液压支架工作阻力的确定成为了综采工作面设备选型中的难题之一。目前对综采工作面支架工作阻力的确定方法[1]主要有以下4种:统计类比法,估算法、工程类比法和数值分析法。本文主要以某煤矿首采工作面为背景来介绍分析利用UDEC数值模拟方法确定综采工作面液压支架的工作阻力和液压支架的选型。
1 矿井概述
某煤矿首采工作面埋深为406.6~506.49 m,平均埋深450 m,开采C8煤层。该工作面采用走向长壁后退式采煤法,垮落法处理采空区。因顶底板岩层岩性偏软,稳定性较差,因此采用支撑掩护式液压支架(ZZ4400/18/38型)支护顶板,其工作阻力为4 400 k N,支护强度0.67~0.78 MPa,支撑高度1.8~3.8 m,控顶距为4.5 m。
根据现场条件可知,该矿首采工作面煤层层位稳定,厚度变化不大,结构较简单,且无大中型断层、陷落柱等构造。煤层平均厚2.85 m,倾角为5°~12°,平均倾角为6°,该煤层密度1 470 kg/m3。
该工作面煤层层位稳定,地质构造简单,直接顶板为炭质泥岩;顶板岩性主要粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、砂岩(粉砂岩),不存在伪顶;底板岩性主要黏土岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩;由此可见,顶、底板岩性主要属软质岩组类,饱和单轴抗压强度低,显然稳定性差,采高计为2.8 m。根据综合柱状图和岩石力学参数测点结果,本次数值模拟所选用的煤岩体力学参数见表1、表2。
2 UDEC模型的确定
2.1 UDEC离散元软件简介
通用离散元程序是一个处理不连续介质的二维离散元程序。UDEC[2]用于模拟非连续介质承受静载荷或动载荷下的响应,非连续介质是通过离散的块体集合体加以表示。不连续面处理为块体间的边界面,允许块体沿不连续面发生较大位移和转动。该软件特别适合于固体介质在荷载(力荷载、流体、温度等)作用下静、动态响应问题的分析,如介质运动、大变形、或破坏行为甚至是破坏过程研究。即便UDEC程序的开发初衷旨在满足节理岩体的研究需求,并具有大量岩土工程相关行业内成功应用历史,但离散单元法理论本身并不限于特定工程行业,从本质层次上描述固体介质物理组成结构、力学特征的理论优势更是逐渐将UDEC程序拓展到其他非岩土工程领域[3,4,5]。
2.2 模型的建立
根据钻孔资料及工作面现场条件可知,将直接顶板及煤层块体划分为1.5 m,基本顶划分为3.0 m。
模型两侧限制沿工作面推进方向的水平位移,底边限制垂直方向位移。块体破坏准则取MohrCoulomb准则[6,7,8,9,10],模型尺寸为150 m×300 m。离散元模拟模型如图1所示。
3 模拟结果及其分析
UDEC可以设定观测点观测采动过程中垂直方向的位移,用以模拟顶板下沉量,并可以设置结构单元用于模拟液压支架对顶板的支撑,在煤壁附近设置2个结构单元,每个单元独立赋予工作阻力并输出轴向位移,两个单元的工作阻力之和为综采支架上的载荷,为了取得较准确的结果,分别给液压支架设置工作阻力为P=0.4,0.5,0.6,0.7,0.8,0.9MPa六种取值,通过分析比较这6种支架工作阻力下不同观测点轴向位移的大小,研究顶板下沉量与支架支护强度之前的规律。5个观测点分别为距煤壁1,2,3,4,5 m处,采用UDEC软件模拟输出的轴向位移与工作阻力之间的关系如图2所示。
由图2可看出,随着支护强度的增加,顶板的最终下沉量在逐渐变小,说明增大支护强度可以降低顶板下沉量。但顶板下沉位移随时间变化规律基本没有因位置不同和支架支护强度不同而有所变化。
为了确定合理的支护强度,统计了不同支护强度下不同位置处的顶板最大下沉量,得出支护强度与顶板最大下沉位移关系如图3所示。
4 支架工作阻力的确定
采用给定变形法分析模拟[10,11,12,13,14,15]结果,根据该矿顶板岩性主要为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、砂岩,直接顶板为炭质泥岩,属于较松软不稳定顶板,其允许的顶板下沉量在0.35~0.4 m,故设定最大允许下沉量SCRI=0.4 m。
模拟过程中首先给定支架一个支护强度,检测支架最大垂直位移Smax,当Smax>SCRI时,视作顶板压力超过了支架的额定工作阻力,支架过载,顶板发生了台阶式下沉。由图3可以看出顶板下沉位移量随着支架支护强度的增大而减小,而当支架支护强度小于0.7 MPa时,支架支护强度的增大对控制顶板下沉作用较为明显,顶板下沉量均超过了最大允许下沉量;而当支架支护强度大于0.7 MPa时,支架支护强度的增大对控制顶板下沉作用逐渐趋于稳定,此时顶板下沉位移已经达到一个变化较小的值。
因此可以得出0.7 MPa是一个比较合适的支架工作阻力,小于这个值时,支架对顶板支护力度不够,顶板下沉较大,可能会出现台阶下沉;大于这个值时,虽然对顶板支护力度足够,顶板下沉量较小,但这种变化不明显,支架支护强度有部分处于浪费状态。
数值模拟结果表示,C8煤层中厚煤层综采工作面合理支护强度不应小于0.7 MPa,高于0.7 MPa的支护强度存在支护阻力浪费,0.7 MPa是一个较合理的选择。
综上3种支护强度的结果,然后分别根据配套尺寸、支架顶梁长度、控顶距计算出支架工作阻力:
式中,P为支架工作阻力;K为不均匀系数,取1.2;Q为支护强度;L为梁端距,取0.8 m;Ld为顶梁长度,取2.5 m;B为支架宽度,取1.50 m。
将数据代入公式计算可以求得:
根据计算结果,所选液压支架工作阻力应大于上面3个值中最大值P3=4 185 k N,因此将工作阻力确定为4 400 k N,再考虑煤层厚度,以此为依据选择液压支架型号为ZZ4400/18/40。
确定支架型号后,还需要模拟支架在工作面推进过程中工作状况,模拟中采用逐次移去20 m煤层块体单元的方式模拟工作面推进过程中回采的过程,输出观测选定支架在工作面推进过程中垂直位移和受到压力的变化,检测所选支架能否符合工作面推进过程中支护要求。
模拟显示,随着工作面推进,支架的垂直位移逐步达到稳定的曲线(图4)。
模拟表明,当推进20 m左右时,由于受顶板初次来压的影响,支架垂直位移显著增加,达到0.35m,随后支架垂直位移趋于平缓,随工作面推进步距稳定在0.24 m。随着工作面推进,支架在法向上受到的顶板压力变化情况见表3。
由表3可以看出,模拟中,顶板来压时支架工作阻力最大值为初次来压时Fmax=3 957 k N,小于支架设计的工作阻力,因此认为所选型的液压支架的工作阻力4 400 k N满足工作面生产支护的要求。
5 结语
利用UDEC模拟综采工作面液压支架的工作阻力具有简便性和可操作性,如果矿井要求液压支架的可靠性高,可采用此方法进行确认。对于建设初期的矿井,通过适当增加顶板的下沉量,可以降低工作面的支架支护强度,从而减少前期的资产投入,但必须保证顶板不产生离层。当支架支护强度小于0.7 MPa时,支架支护强度的增大对控制顶板下沉作用较为明显,顶板下沉量均超过了最大允许下沉量,因此该矿C8煤层液压支架的最小支护强度为0.7 MPa。
支架阻力 篇3
钱鸣高院士的矿山压力与岩层控制[1]教材上写到, 加快工作面推进速度, 可以减少顶板的下沉, 有利于顶板状态的改善, 但是想“甩掉”顶板压力是不可能实现的。也有研究[2,3,4,5]认为, 加快推进速度可以减小工作面低应力区和周围煤岩体破坏区的范围, 工作面前方峰值应力向工作面靠近, 峰值应力变大, 围岩岩体的变形时间缩短, 工作面周围岩体的位移减少。也有一些学者[6]认为, 推进速度过快将容易导致采动集中应力增大, 不利于岩爆、冲击地压及煤与瓦斯突出等动力灾害的防治。
本文就推进速度与支架工作阻力进行研究, 通过分析推进速度对围岩应力的影响, 围岩应力的变化从而对支架工作阻力产生影响, 并通过察哈素煤矿31201 工作面实测统计出推进速度与支架工作阻力的线性减少的关系趋势, 从而为末采支架回撤提供理论依据。
1 察哈素矿31201 工作面地质概况
国电建投内蒙古能源有限责任公司察哈素煤矿位于鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内, 井田面积157. 95km2, 矿井设计生产能力1 000 万t/a。31201 工作面煤层厚度1. 66 ~ 3. 3 m, 平均煤厚2. 7 m, 采用综合机械化采煤工艺, 平均采高为2. 7 m。31201 工作面采用走向长壁采煤方法, 后退式采煤, 自然垮落法控制采空区顶板。该煤层顶底板岩层赋存情况见表1。工作面采用ZY12000 /18 /35D掩护式液压支架进行支护, 支架参数见表2。采用KJ693 煤矿顶板动态监测系统实时监控支架压力变化情况。在工作面上、中、下部各选取一架支架, 进行推进速度与支架循环末阻力线性回归分析。
m
2 支架工作阻力的确定方法
2. 1 经验估算法
经验估算方法是一种人们在实际矿压测量中凭借经验积累起来的方法, 其中具有代表性的方法是采高容重法[7,8]。采高容重法作为一种简单易行且准确度较高的经验方法, 各个国家的经验公式有所不同, 在我国常用4 ~ 8 倍采高容重法, 具体公式如下:
式中, Pt为支架支护强度; h为采高; γ 为顶板岩石体积力; k为采高的倍数。
其中, 31201 工作面采高为2. 7 m, 顶板岩石的体积力为25 k N/m3, 在此记采高的倍数k = 8, 则可求的工作面的支护强度Pt= 529. 74 k N / m2。
液压支架工作阻力:
式中, Qs为液压支架工作阻力; Bc为支架控顶距; Sc为液压支架中心距; Ks为液压支架支护效率。
计算的支护强度Pt= 529. 74 k N / m2, 支架控顶距取6. 2 m, 液压支架的中心距为1. 75 m, 液压支架支护效率为0. 8, 故可求得液压支架的工作阻力为7 184. 6 k N。
2. 2 顶板分类法
由煤科总院提出的顶板分类法[9,10], 在《缓倾斜煤层顶板分类方案》中, 支架支护强度的计算公式为:
式中, hm为工作面最大采高, 3 m; L0为顶板初次来压步距, 取37 m; Be为支架最大控顶距, 取6. 2 m; N为直接顶厚度与采高比, 取2。
代入数据计算得, 支架支护强度为790 k N/m2。
故液压支架工作阻力:
式中, ks为安全系数, 取1. 5; A为有效支护面积, 8m2。
代入数据计算得, 支架的工作阻力为7 584 k N。
2. 3 砌体梁结构分析法
砌体梁学说[11,12]认为, 工作面支架的作用应及时支撑控顶区内直接顶岩层, 同时要对上覆岩层可能形成砌体梁结构的基本顶岩层给以作用力, 以平衡其部分载荷, 不让其沿工作面形成切顶及大量高差较大的台阶下沉, 其公式为:
式中, ∑h为直接顶厚度, 5. 1 m; H为岩层厚度, 20. 56 m; θ 为岩块破断角, 取20°; φ 为岩块间的内摩擦角, 取35°; δ 为岩块回转下沉量, 取0. 5 m; L为初次来压步距的1 /2, 故为18. 5 m; Q为工作面顶板上方裂隙带下位岩层中暴露岩块的全部质量。
将数据带入公式计算, 可求得液压支架的工作阻力为8 015. 4 k N。
通过以上3 种方法求得液压支架的工作阻力的大小分别为7 184. 6, 7 584. 0, 8 015. 4 k N。由表2可知液压支架的额定工作阻力为12 000 k N。从而可以知道, 察哈素煤矿31201 工作面的液压支架能够满足工作面安全生产的要求。
3 推进速度与围岩应力
3. 1 推进速度对矿压显现的影响
谢广祥教授[13]以谢桥矿13#煤层综放工作面为工程背景, 通过运用FLAC3D数值软件模拟和相似材料模拟实验方法, 对不同推进速度下厚煤层综放面釆场围岩应力、位移、破坏变化情况进行了深入研究, 得到以下结论: 加快工作面回采速度, 煤壁前方支承压力范围减小, 支承压力峰值增大且靠近煤壁, 工作面前方和上方受开采扰动影响的破坏带随着工作面推进度增加而有所减小。实际生产中, 适当加快综采面推进速度, 可以减小巷道变形破坏, 且直接顶受采动损伤破坏较小, 直接顶质量不能充分地传递到支架上, 导致工作面液压支架的工作阻力相对于正常推进速度下的工作阻力偏小。
刘全明博士[14]利用FLAC3D和3DEC数值模拟, 以神东某矿综采工作面地质及开采技术条件为例研究了不同推进速度 ( 时步100, 500, 1 000) 的矿压显现规律。研究表明: 不同推进速度工作面超前支承压力、煤壁水平位移、顶板断裂位置均存在明显差异, 随着综采工作面推进速度的加大, 工作面超前支承压力峰值距离、影响范围呈减小趋势, 峰值大小及集中系数、煤壁水平位移量呈现减小趋势, 工作面覆岩断裂位置位于采空区后方并远离采空区。通过现场观测, 支架工作阻力随着工作面推进速度的增加而减小。
3. 2 推进速度对围岩加载速率的影响
( 1) 推进速度对岩体力学特性的影响。地下开采对开采体是卸载过程, 反过来也是对周围岩体的加载过程。推进速度的不同造成了单位时间开采截深的变化, 从而影响了围岩的加卸载过程以及加载速率的变化, 国内外学者[15,16]分别利用不同的材料做过加载速率效应研究, 研究结果表明, 加载速率对强度、变形有影响。普遍认为, 随着加载速率的增大, 岩石的峰值强度随之增大。加载速率对岩体的弹性变形几乎没有影响, 只有当变形超过弹性范围后才显示出塑性变形的差异。加载速率对岩体力学特性产生影响的原因, 实质上是岩体变形特性的时间相关关系的表征。将岩体视为黏弹性体, 在相同载荷的作用下, 加载速率越快, 岩体的黏性变形时间就越短, 岩体的黏性变形越不容易得到充分发展, 总的变形量也就越小。
( 2) 推进速度对岩体破坏方式的影响。推进速度的不同, 造成围岩加载速率的不同, 围岩的加载速率不同导致岩体破坏的方式也有所不同[17,18]。从不同应变速率下的岩体载荷—位移全过程曲线来看, 其变形及破坏有以下特征: 在高加载速率下, 岩体变形量小, 屈服阶段很短, 变形速度比弹性阶段快, 变形量的大小又决定了岩体变形能的多少, 显然岩体变形能积累多少与加载速率有直接关系。而弹性变形能积累程度又决定了岩体破坏时的弹射规模和程度。岩体内弹性变形能积累得越多, 岩体破坏时释放的弹性变形能就越多, 弹射程度量级自然就越大。岩体破坏时的变形能释放的多少, 显然对支架工作阻力的大小又有明显影响。所以, 推进速度的变化会对支架工作阻力产生影响。
4 推进速度与工作阻力的线性回归
在对察哈素煤矿31201 工作面进行矿压监测的过程中, 分别在工作面上, 中, 下部选取支架33#, 92#, 120#支架进行矿压监测, 研究工作面推进的200个循环过程, 将每个循环的初末阻力及每个循环所经历的时间选出, 通过每个循环所使用的时间及每刀进尺量0. 8 m, 可相应求出工作面推进1 刀的推进速度, 分别对工作面选取的3 个支架进行推进速度与支架循环的末阻力进行线性回归, 回归曲线及回归方程如图1—图3 所示。
从33#、92#、120#支架的散点趋势图可以看出, 随着推进速度的增加, 循环末阻力大体上呈减小的趋势, 且对趋势线进行线性回归, 得到线性回归方程: 33#支架回归方程为y = - 1 386. 5x + 7 761. 7;92#支架回归方程为y = - 130. 89x + 8 205. 1; 120#支架回归方程为y = - 2 818. 7x + 9 689. 6。从三者的线性回归方程可以看出, 方程均呈下降的趋势。且从3 个支架的散点图可以看出, 工作面最快的推进速度为1. 4 m/h, 即工作面进1 刀最短时间为35min, 且正在工作面推进中, 这样的循环非常少。建议采煤队在采煤工程中, 尽量避免减少停机时间, 加快推进速度, 增加产量, 同时还可以减小支架承受的工作阻力。
5 结论
( 1) 通过分析支架工作阻力的来源, 并用经验公式法、顶板分类法以及砌体梁分析法计算了察哈素煤矿31201 工作面支架的工作阻力, 计算的支架工作阻力小于工作面支架的额定工作阻力, 所以现有的支架能够满足工作面的生产要求。
( 2) 在理论方面, 研究分析推进速度与围岩应力的关系, 主要给出了推进速度的不同对矿压显现的影响以及对顶板围岩加载速率的影响, 最终分析得到, 推进速度的变化会对支架工作阻力产生影响, 且随推进速度的增加, 支架工作阻力呈减小的趋势。
( 3) 统计31201 工作面33#、92#、120#支架的推进速度与循环末阻力, 最终通过数理统计及线性回归, 求得推进速度与末阻力的线性函数, 得到随着工作面推进速度的增加, 支架的工作阻力减小。
摘要：为了使察哈素煤矿31201工作面在末采段的支架能够安全回撤, 实现贯通时顶板无来压的目标, 运用理论分析与现场实测, 研究推进速度对支架工作阻力的影响。首先对支架工作阻力的确定方法进行介绍, 其中包括3种方法;其次通过对推进速度与围岩应力的理论分析, 得出随着综采面推进速度的增加, 支架工作阻力减小;最后, 将实测支架工作阻力与推进速度进行线性回归, 得出随推进速度的增加, 支架循环末阻力下降。掌握这一规律能够有效指导末采, 保证支架安全回撤。
支架阻力 篇4
1 工作面概况
21051 工作面位于- 150 m水平、11 采区东翼, 地面标高+ 301. 0 ~ + 328. 5 m, 井下标高- 54. 000~ + 11. 278 m, 该工作面上部为11031 工作面采空区, 下部为21071 工作面, 左至专用回风井井筒保护煤柱, 右至边界保护煤柱。工作面设计开采煤层为二1煤层, 可采走向长400 m, 倾斜长68 m。该工作面工作面煤层厚度最小3. 0 m, 最大6. 0 m, 平均厚4. 5 m。工作面可采储量17. 5 万t, 预计服务年限为10 个月。工作面煤层倾角38° ~ 43°, 平均41°。工作面温度低于22 ℃, 工作面相对瓦斯涌出量为1. 70 m3/ t, 绝对涌出量为0. 49 m3/ min, 为瓦斯工作面, 煤尘有爆炸危险性, 属Ⅲ类不易自燃煤层。
工作面采用走向长壁后退式采煤法, 采空区处理方法采用全部垮落法。21051 采煤工作面在2014年12 月27 日至2015 年1 月7 日在21051 切眼安装53 架悬移支架, 3 月17—19 日下端头安装6 架悬移支架、5 月10—12 日上端头安装3 架悬移支架, 工作面选用ZH2000 /17 /24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护 ( 表1) 。
工作面直接顶平均厚度3. 35 m, 岩性为砂质泥岩; 基本顶平均厚度为9. 08 m, 岩性为中粒砂岩。直接底平均厚度0. 55 m, 岩性为泥岩; 基本底平均厚度为7. 58 m, 岩性为细粒砂岩 ( 表2) 。
工作面直接充水水源为: 煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层、底板岩溶裂隙承压水。21051 采煤工作面在回采过程中受上部采空区水影响, 在掘进21051 回风巷期间已进行了探放水, 对回采无影响。就煤层底板直接充水含水层而言, 回采前已对底板灰岩水进行了探查, 并进行了评价, 对回采无影响。根据21051 工作面下隅角回采期间观测正常涌水量4 m3/ h, 最大涌水量8 m3/ h。
2 矿压观测及分析情况
2. 1 观测周期、方法
( 1) 观测周期: 1 月15 日—6 月10 日。
( 2) 观测方法: 每5 架悬移支架之间设置一个观测站, 前后立柱上各安装一块压力表, 直接由跟班队长 ( 验收员、班组长) 观测数据, 每班观测3 次, 其中1 次为支柱初撑力。同步对煤厚、推进度、上隅角瓦斯浓度进行观测。
2. 2 矿压观测数据分析
此次观测周期为1 月15 日零点班至6 月10 日四点班, 共观测138 d, 观测数据24 115 次。生产科对观测期间柱压进行分析, 柱压低于9 MPa共512次、占总数2. 12% , 柱压在9 ~ 12 MPa ( 不含12MPa) 共2 704 次、占总数的11. 21% , 柱压在12 ~ 15MPa共10 768 次、占总数的44. 65% , 柱压在15MPa以上的共10 131 次、占总数的42. 01% ( 表3) 。
2. 3 顶板周期来压与瓦斯、推进度、煤厚关系分析
2. 3. 1 顶板周期来压分析
观测周期1 月15 日至6 月10 日内, 21051 回风巷推进130 m, 21051 运输巷推进121. 5 m, 工作面平均推进125. 75 m, 现21051 采煤工作面平均煤厚4. 5 m, 采煤工作面平均采高2. 2 m。通过悬移支架前后支柱压力曲线图分析出压力变化规律即可判断出顶板周期来压。1 月15 日至6 月10 日, 在前、后柱柱压观测曲线图中, 前、后柱压分别显示周期来压20、22 次。周期来压最长的为8 d, 一共8 次 ( 2 月8—15 日、后柱; 4 月8—15 日、前柱; 4 月12—19日、后柱; 4 月27 日至5 月4 日、后柱; 5 月5—12日、后柱; 5 月20—27 日、前柱; 5 月28 日至6 月4日、前柱) 。周期来压最短的是3 d, 一共2 次 ( 1 月15—17 日、前柱; 5 月13—16 日、前柱) 。
根据前、后柱压分析: 悬移支架前立柱平均压力15 MPa, 后立柱平均压力14 MPa, 最大柱压30 MPa ( 均在前立柱, 1 月份5 次、3 月份1 次) , 时间在1 月15 日8 点班位于5#架前柱。周期来压步距平均为5. 5 m, 工作面来压显现程度不明显。
2. 3. 2 周期来压与煤厚及瓦斯关系
在监控系统查阅瓦斯含量与现场实际煤层厚度, 发现在瓦斯高情况下煤层较厚, 其中: 2 月28 日至3 月9 日瓦斯较高 ( 最高3 月2 日, 瓦斯浓度0. 32% ) , 期间煤层平均为4. 78 m。另外, 在观测发现瓦斯含量与柱压无明显关系 ( 图1) 。
2. 4 矿压观测分析结论
回采观测期间工作面未发生顶板、瓦斯超限等事故, 支护状态良好, 结合观测实际数据, 柱压定为9 MPa满足安全生产需要, 且能够满足《煤矿安全规程》规定中支柱合格率不得低于90% 的规定[1,2,3]。
3 参考其他相似矿井分析
( 1) 常村矿1107 工作面基本情况。1107 工作面可采储量为90. 77 万t。根据实测地质资料显示, 工作面煤层厚度变化较大, 工作面煤层赋存属于复杂型。二1煤层赋存于山西组下部。煤层产状: 走向105° ~ 115°, 煤层倾角由西向东逐渐增大, 平均18°。该工作面煤层厚度相对较稳定, 最小1. 4 m, 最大7. 5 m, 平均4. 25 m。切眼长度为219 m, 安装ZH1600 /17 /25F型分体顶梁组合悬移液压支架210架, 工作阻力1 600 k N。常村矿柱压定为12 MPa。
( 2) 金鑫矿12071 工作面基本情况。12071 采煤工作面开采山西组二1煤层, 二1煤层全区发育, 结构简单, 层位稳定。煤层走向90° ~ 110°, 倾向0°~ 20°, 倾角32° ~ 39°。根据12071 工作面两巷及切眼掘进时期探煤数据, 该工作面煤层厚度在1. 0 ~5. 5 m, 平均煤厚3. 25 m。12071 采煤工作面为单斜构造, 地层走向90° ~ 110°, 倾向0° ~ 20°, 倾角为32° ~ 39°, 地质构造类型为中等。12071 采煤工作面采用走向长壁后退式采煤方法, 人工落煤, ZH2000 /17 /24Z型整体顶梁悬移液压支架支护, 全部垮落法控制顶板。金鑫矿柱压定为9 MPa。
( 3) 参照其他类似矿井分析。富山煤业与金鑫矿顶底板岩性、顶底板厚度基本相同, 富山煤业煤层倾角略大, 煤层厚度略大于金鑫矿。富山煤业与常村矿顶底板岩性、顶底板厚度基本相同, 常村矿有一层厚0. 2 m泥岩伪顶 ( 不考虑) , 煤层厚度基本一致, 但煤层倾角比富山矿小。
综上所述, 富山煤业与常村矿、金鑫矿比较发现, 金鑫矿与富山矿条件基本相似, 9 MPa适合富山煤业实际。
4 支柱工作阻力理论计算
( 1) 工作面压强。P工作面压强= 9. 8hγk = 215. 6k N / m2。其中, P工作面压强为工作面压强; h为工作面最大采高, 2. 2 m; γ 为顶板岩石容重, 取25 k N/m3; k为工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比, 一般取4 ~ 8, 因煤层顶板岩石硬度系数低, 直接顶厚度薄, 压力显现不明显, 此处取4。
( 2) 悬移支架面积。S支架面积= ab = 2. 688 m2。其中, S支架面积为支架受力面积; a为支架长度; b为支架宽度。
( 3) 悬移支架每架立柱面积。S支柱支撑面积= 4πr2= 49. 06 × 10- 3m2。其中, S支柱支撑面积为支架受力面积; r为支柱半径。
( 4) 每根支柱压力。P每根支柱压力= P工作面压强×S支架面积/ S支柱支撑面积= 11. 81 MPa。
根据以上计算所得, 悬移支架支柱工作阻力应达到11. 81 MPa, 实际取值12 MPa, 满足安全需要。
5 结论
通过大量数据观测和参考相邻矿井类似条件下悬移支架工作阻力的选择, 以及对悬移支架支柱工作阻力的理论计算综合考虑, 支柱工作阻力取值12MPa能够满足大倾角悬移支架工作面回采期间顶板安全需要。实践验证, 对悬移支架的支柱工作阻力的确定采取矿压观测科学分析和理论计算、参考条件相似矿井的方案是可行的, 能够对安全生产提供技术、科学支撑。
参考文献
[1]刘文修, 崔云生, 郭俊强.悬移支架在采煤工作面的应用[J].中州煤炭, 2009 (6) :66-67.
[2]郭奉孝, 魏胜利.矿山压力观测与控制[M].北京:煤炭工业出版社, 2015.
支架阻力 篇5
煤矿综采工作面液压支架的工作阻力监测对研究顶板来压规律、了解采场上覆岩层活动规律、预防顶板事故都有至关重要的作用[1,2,3]。测量液压支架工作阻力的传感器称为支架压力传感器。它的选型必须满足煤矿仪器设备的特殊要求[4,5],同时适应支架工作阻力变化和顶板来压规律的特点[6]。用于液压支架工作阻力监测的压力传感器种类很多,包括粘贴箔式金属应变片、振弦式、压阻式、光纤光栅式等压力传感器。研制适用于支架工作阻力测量的高可靠性压力传感器一直是学者们研究的重点[7,8,9]。 硅基SOI( Silicon on Insulator,绝缘体上硅) 压力传感器是近几年国内发展迅速的传感器,在军事、航天、 医疗中都有成功的应用[10],在煤矿使用较为少见。 将硅基SOI压力传感器应用于井下压力测量,提高监测的可靠性,具有重要的意义。
1压力传感器比较
粘贴箔式金属应变片压力传感器早期在矿山压力监测中应用较多。它的灵敏度很低,非线性、滞后和重复性通常仅为1% ~ 2% ,因此,综合精度不高, 且需要进行温度补偿,适用于缓慢变化或静态压力的测量。振弦式传感器工作性能稳定,不易受到电磁干扰,较为适合在煤矿井下的恶劣环境中使用,但是它对钢弦和弹性体的要求很高,若材料选取不当, 则无法测量工作阻力,不能承受高压力冲击。用于井下压力监测的压阻式压力传感器主要有溅射薄膜压力传感器和硅基压力传感器。溅射薄膜传感器将绝缘材料、电阻材料与弹性不锈钢膜片融合为一体, 提高了传感器的稳定性和工作温度。一些硅基SOI传感器采 用MEMS ( Micro-Electro-Mechanical System,微机电系统) 技术,在体积、耐高温、稳定性、 价格方面均具有优势。光纤光栅传感器具有结构轻便、耐腐蚀、抗电磁干扰能力强等优势,但光纤熔接和维护较为不便。表1为各种压力传感器的性能比较,各种压力传感器的性能差异是相对的。
2新型硅基SOI压力传感器结构
新型硅基SOI压力传感器主要分为2个部分: 一是受压弹性膜片,二是控制电路。受压弹性膜片是由硅基SOI应变计与17 -4PH不锈钢弹性体通过玻璃胶的微熔技术制成,如图1所示。
1 - 传感器国标 DN10 快速接口; 2 - U 型卡; 3 - 连接油管腔体; 4 - O 型圈; 5 - 受压膜片不锈钢弹性体; 6 - 电路板; 7 - 硅基 SOI 应变计
硅基SOI应变计采用一种双层电阻栅结构的单片SOI膜片,如图2所示,该结构是由上海复旦大学沈绍群教授所发明。它的上表层是2 ~ 5 μm的器件薄膜层,用以制作硅栅电阻和热压脚,材料为P型或N型单晶硅; 下表层是12 ~ 15 μm的衬底层, 材料也是单晶硅。每一层表面均生长一层绝缘薄膜,相互之间形成耐绝缘高压的SOI结构。整个结构分为左右对称的电阻栅,组成半个惠斯顿电桥。 每个体电阻分别由4个电阻条通过3个浓硼埋层区串接而成。在体电阻底部采用Si3N4薄膜作为基底,固定体硅栅电阻和金属电极热压脚的相对位置。
1 - 浓硼埋层; 2 - 硅栅电阻; 3 - 硅衬底; 4 - 绝缘层; 5 - 热压脚; 6 - 基底
这样的受压膜片有如下优点: 1采用MEMS技术,应变部分能够做到小于0. 4 mm2,使用灵活方便。2应变部分与受压不锈钢弹性体在高温下通过玻璃粉烧结而成,能在大于350 ℃ 的高温环境下正常工作。3采用半导体体电阻材料作为惠斯顿电桥电阻,其灵敏度高、温漂小。4电阻条外表被绝缘薄膜包裹,绝缘性能能够通过AC 500 V耐压测试要求,并且保护电阻条防潮,不受外界环境污染。 5体电阻设计为电阻栅的形状,能够获得高阻值桥路电阻,保证电阻栅位于弹性膜的应力峰值区,从而提高精度。
传感器的控制电路主要把获得的电压信号转变为远程传输的CAN总线数字信号,同时在本地显示。控制电路结构如图3所示。控制电路主要由单片机系统、信号处理部分、显示部分、CAN总线收发部分、时钟及存 储等部分 组成。 单片机选 用AT89C51CC03,它内部集成了CAN总线控制器,可将模拟信号转换为数字信号并进行远程传输。由于液压支架工作阻力的变化反映的是工作面采煤循环支架降、移、升的全过程,变化剧烈,瞬间会出现高压冲击,所以,传感器的采样程序设计不同于其他传感器,采用定值定时采样模式。定值采样是指设置一个压力阈值P0,这个阈值的选取与具体煤矿的工作面条件、支架参数相关。将高速采样得到的压力P与前一压力值比较,若变化量超过P0,则把这个压力值P记录下来并进行传输。定时采样是指设定固定时间周期记录压力值P。定值定时采样设计的优点: 1高速采样能够获得充足的数据信息。 2设定阈值记录,可保证数据的有效性,过滤无用数据。3当数据在较长时间内的变化不超过阈值时,定时记录数据,以保证数据的连贯性。
3SOI压力传感器的工程应用
SOI压力传感器已应用到KJ21顶板灾害监测系统中[11]。KJ21顶板灾害监测系统由井下传感器、井下分站、中继器和地面主机组成。传感器数据通过CAN总线远程传输至地面主机,地面主机接收数据并进行分析处理以及灾害预测预警。下面以扎莱诺尔铁北矿为例,介绍SOI压力传感器在分析工作面压架原因中的应用。
3.1SOI压力传感器的安装
铁北矿右三片工作面右部至301公路保安煤柱线,左部至新二采区回风下山,上部至新二采区右二片下巷,下部至新二采区右三片付巷。走向长度为1 800 m,工作面长度为165 m,煤层顶板由炭质泥岩、泥岩、泥质砂岩互层组成。工作面采用ZF8000 / 18 /35型正四连杆低位放顶煤液压支架。该工作面于2014年7月15日发生了大面积切顶来压事故, 工作面大部分支架不同程度处于压死状态,工作面无法正常推进。为了分析压架原因,解决工作面生产问题,右三片工作面安装了KJ21顶板灾害监测系统,SOI压力传感器沿工作面布置方向共分为3个测站,分别位于工作面的上部( 11,12号支架) 、中部 ( 40,70,71号支架) 和下部 ( 101号支架) ,如图4所示。
3.2初撑力分析
从系统监测数据来看,所观测的6个支架的初撑力都偏小,不到额定初撑力( 7 753 k N) 的60% , 有的支架初撑力长时间保持在2 000 ~ 3 000 k N, 12号支架工作阻力曲线如图5所示。初撑力较低, 导致支架对顶板的初始支撑作用较小,不能有效防止顶板与顶煤的离层和下沉,长时间的初撑力不足使工作面顶煤与顶板下沉量达到一定程度,导致整体下沉或切顶发生。
3.3前后柱受力分析
右三片工作面支架额定工作阻力为8 000 k N, 支架为四柱支撑掩护式支架,每个立柱额定工作阻力PH为2 000 k N,前后柱受力对比见表1。从表1可看出,支架存在严重的受力不均问题,平均来看, 前柱工作阻力较大,后柱较小,造成支架支撑效率不高。
3.4安全阀开启分析
71号支架工作阻力曲线如图6所示。从图6可看出,由于支架前后柱受力不均衡、顶板压力大等原因,造成支架安全阀频繁开启。安全阀频繁开启对工作面顶板支护非常不利,一是导致顶板急速下沉,容易被支架压死; 二是引起安全阀疲劳损坏,支架不保压。
经对比分析,新型硅基SOI压力传感器使用过程中监测的数据与矿方技术人员记录的现场情况高度一致。通过分析发现,初撑力低、前后柱受力不平衡、安全阀频繁开启以及安全阀疲劳导致支架不保压等问题是造成右三片工作面经常压架的主要原因。与矿方沟通后,采取加大泵站压力、排查供液管路质量、强化工人规范操作及排查乳化液质量等措施,使压架问题得以缓解。
4结语