掘锚一体机

掘锚一体机（共4篇）

掘锚一体机 篇1

近几年来, 国家对煤矿安全越来越重视, 已经使采掘机械化程度达到很高的水平, 但是再高的机械化程度还是需要人来操纵, 危险也就在所难免。再者, 现在掘进工作面都是先掘进后支护, 并且为了确保安全国家对“空顶”长度有严格限制, 这就势必造成掘进与支护互相制约, 严重影响掘进效率。为了适应市场需求, 我公司适时推出EBZ150D型掘锚一体机, 并且采用无线遥控技术, 使掘进工作更安全更人性化。EBZ150D型掘进机是我公司推出的新机型, 该机具有掘锚一体化、机身矮、功率大、适应大倾角、破岩能力强及智能化等特点。能有效减轻工人的劳动强度, 提高操作者的安全性, 并且能大幅度提高掘进效率。EBZ150D型掘锚一体机大体上由两部分组成-掘进机和机载锚杆机, 掘进机的所有工况都能采用手动和遥控两种控制方式, 并加装了位移传感器, 使它具有防干涉和自动截割等功能。锚杆机同样采用手动和遥控两种控制方式, 使工人的危险程度降到了最低。这次设计的难点并不是电器元件和程序上的问题, 因为随着电气控制技术的发展, 计算机技术已广泛应用到掘进机等矿山设备上, 但由于掘进机本身的工况比较复杂, 有十几个动作, 再加上三台机载锚杆机又有十几个动作, 设计一套方便、小巧、便于操纵的遥控器就成为此次攻关的难点。

1 遥控功能的设计思想

因为本机带有机载锚杆机, 而且掘进与锚杆不是同时工作的, 为方便功能的实现所以设计为两套单独的遥控器:第一套遥控器要实现掘进机的截割、行走、后支撑、铲板等各部的各种动作;第二套遥控器则是要实现机载锚杆机的各种伸缩及翻转功能。两套遥控器在功能上需要互锁, 显示的内容要清晰明了, 遥控器发射体积要小, 重量要轻, 便于操作者携带及操作。

2 本机遥控部分硬件包括

两套配套使用的遥控接收机 (安装在电控箱外侧壁上) 、遥控发射机 (遥控操作手柄) 、PLC可编程控制器 (CPU226) 、PLVC4阀用可编程控制器及与液压阀体组合在一起使用的防爆矿用双电磁铁。

3 遥控功能的实现

如图1所示:当操作者按下遥控发射机按键, 对应按键操作信号二进制代码过内部编码调制, 以高频无线电信号方式发送。配套的接收机与可编程序控制器 (CPU226) 通过RS485通信端口连接, 在收到信号之后通过Modbus协议建立通信, 并通过阀用可编程控制器 (PLVC4) , 去支配相应的电磁阀动作, 以实现各种相应的功能。

开关量的控制比较简单:以星轮正转为例, 操作者按下遥控发射机按键的星轮正转按键, 接收机收到信号之后与PLC建立起联系, 通过图2的PLC程序我们可以看到:V213.0由开点变成闭点, 控制左星轮正转与右星轮反转线圈Q2.4、Q2.7得电, PLC的扩展模块的相应输出点得电, 相应控制星轮状态的电磁阀得电, 星轮正转开始运行。模拟量控制是通过PLC的模块输出点控制PLVC, 进而控制双向电磁铁来实现的模拟量的变化。我们控制电磁铁的模块输出电压范围为0~10V, 我们设计为每片电磁铁控制两种功能, 以行走的前进和后退功能为例:当模块的输出电压为0~1V、4.5~5.5V、9~10V均为动作的死区, 输出电压为1~4.5V时执行行走前进功能:电压为4.5V时为前进的最慢速度, 到1V为前进最快速度, 每0.5V为一个档, 共分为8个档;输出电压为5.5V~9V时执行行走后退功能:5.5V时为后退的最低速度, 到9V为后退的最高速度。这样当通过遥控器按键调节相应动作的速度时, 实际上是通过PLC的程序去调控电磁铁的输入电压以实现对掘进机行走的速度控制, 掘进机就可以以可调的八种速度实现前进和后退的功能。

4 本机的特点

4.1 根据掘进机的工作特点, 遥控功能既有模拟量的控制也有开关量的控制:掘进机的截割头升降、伸缩、回转及行走、后支撑因为使用时应该根据不同现场情况选择不同的速度, 所以这些量采用的都是模拟量控制的, 每种功能有八种速度可供选择, 每按一次“速度+”该功能的速度会增加14%, 从0开始直至增加到最大即:98%。以便根据现场实际情况选择合适的速度进行操作。为实现手柄的定位, 此次液压选的是带磨擦定位的电磁阀。掘进机的星轮、喷雾以及机载锚杆机的各种动作无需调整速度, 因此采用开关量控制, 即按下“开始”就以一种速度运行。图3所示的遥控发射机为掘进机本机动作遥控手柄, 图4所示的遥控发射机为机载锚杆机的遥控手柄。

4.2 掘进与锚杆互锁:因为机器工作时掘进与锚杆不会同时作业, 所以设计为掘进与锚杆遥控功能互锁, 在锚杆的遥控器手柄上有一个“切换”按键, 按下后锚杆遥控器功能开启, 同时掘进遥控器功能闭锁, 这样的设计能使遥控作业操作起来更安全。

4.3 功能分层操作:为在较小的面板空间实现多项操作功能, 掘进机本机的遥控操作手柄共分三层, 通过对按键的操作可实现各种不同的功能。这样的设置无疑提高了编程的难度, 在PLC程序中会有大量的繁琐的并联回路和互锁回路, 像行走掘进互锁、截割头伸出和行走前进并接等等, 但是却节约了遥控器发射机的面板空间, 使发射机能更小巧, 便于携带和操作。遥控发射机的屏幕可显示三行文字, 清晰明了的显示可以使操作者操作简便并且能对当前掘进机的遥控状况有准确的判断。

4.4 反馈功能:为了更好的显示机器工作状况, 本遥控系统还设计带有被控主机系统的运行状态的监控, 即:发射机通过无线方式从遥控接收机读取被控设备运行状态数据, 并根据操作人员的设置在屏幕上实时显示相关数据和故障报警等信息。当按下油泵起动按钮, 等到油泵电机起动完成后, 反馈信号通过接收机返回到发射机, 发射机上显示“油泵运行”。这样的反馈设计就使得操作者对机器工作状态清楚明了, 使现场操作安全性得以足够的保证。我们公司研制出的EBZ150D型掘锚一体机实现了掘进与支护的自动化控制, 并且有操作简便、界面人性化等优点, 现已完成了在山西潞安的王庄煤矿的矿井下工业性试验, 已经达到设计要求。

摘要：着重介绍了一种遥控掘锚一体机的设计思想、工作原理及主要特点, 对此进行了详细的分析。

关键词：机载锚杆机,掘进机,遥控

掘锚一体机 篇2

兖矿集团鲍店煤矿引进国际最先进的掘锚一体机, 并于当年7月份创下实进1100米, 班进最高21米, 日进最高53米的成绩。在井下五采区、六采区连续运转两年多后, 上井大修, 大修期间, 对掘锚机运输系统存在弊端从原理上进行了完整改进, 保证了运输系统顺畅。

1 改进前掘锚一体机运输系统控制原理

ABM20S型掘锚一体机其运输系统采用遥控操作, 首先由司机发出运输机启动的无线电信号, 微处理器接收到信号后发出指令, 运输系统开始按顺序依次启动, 即转载运输机启动→刮板运输机启动→装载运输机启动;停机时, 所有运输机同时停止。在平巷或上山掘进时, 完全满足运输要求;但在遇到下山掘进迎头积水时, 此运输系统受到很大的制约, 主要原因是由于机器本身喷雾冷却系统水量大, 造成迎头积水增多, 而装载运输机和刮板运输机运转速度很快, 大量积水随煤炭落到转载运输机上, 使转载点煤炭在转载运输机上打滑, 造成转载点的煤炭积压。而控制系统只能使所有运输机按顺序启动无法满足转载运输机的单独运转, 使积压转载上的煤炭无法及时运送不出去, 制约了掘进速度。

2 电路改进的分析及实施过程

2.1 电路的改进分析

要想使转载运输机单独运行, 最直接的方法是更改处理器内部的PLC控制程序, 使转载运输机单独启动合法;但由于此控制系统是奥钢联与国外电器供应商定制, 可能需要很复杂的洽谈才能解决, 这距离现实太遥远, 且软件本身的专利和保密性, 使我们也无法进行程序的改进升级, 所以只能采用使转载运输机单独运转的方法。首先设想把控制转载运输机的接触器控制电路引出并单独控制使运输机启动, 但此时微处理器马上会检测到转载运输机的单独运行, 由于程序没有改动, 微处理器会认为该项操作违法, 立即输出程序指令使保护继电器动作, 整个运输系统将会拒绝启动。因此改进后的电路关键在于转载运输机机单独启动后, 必须保证用遥控器正常开动其他的运输机。

2.2 实施改进过程与分析

(1) 把转载运输机主接触器吸合时信号反馈线甩掉, 使微处理器检测不到转载运输机的运行。

(2) 引出连接控制转载运输机中间继电器吸合的接点接于用于单独启动的控制按钮中, 并通过其主接触器的辅助接点实现自保。

(3) 串接综合保护继电器的常开点于按钮回路中。使运输机各种电器保护处于正常检测运行状态。当按下转载运输机启动按钮时, 转载运输机的中间继电器并没有吸合, 只是通过按钮使中间继电器的常开接点人为闭合, 接通转载运输机主接触器线圈回路, 使主接触器吸合, 转载运输机运转。

(4) 把第 (1) 步骤中甩掉的反馈线还要重新接到让转载运输机中间继电器吸合的的常开点上。这样用手动使转载运输机启动时, 微处理器检测不到运行反馈信号;但用遥控器操作其他运输机后, 还可以正常检测到转载运输机运行信号, 使运输系统仍然按程序依次启动。

2.3 改进后的性能特点

(1) 转载运输机可以不受任何限制, 随时运行, 不影响整个运输系统的遥控操作。

(2) 所有运输机的任一保护元件动作时, 能够立即切断该控制电路, 完全不改变原有的电气保护原理。

(3) 用遥控器停止运输机时, 可以达到只停装载运输机和刮板运输机, 使转载运输机继续运行, 有效的避免了转载点的煤炭积压。

3 改进前与改进后转载运输机控制系统启动过程对比

3.1 改进前转载运输机及其他运输机启动过程

同时按遥控器上的选择开关+运输机开→控制装置接收信号并由微处理器分析→所有运输机各种保护以及反馈均正常时→各运输机控制电路的本安继电器由微处理器控制依次动作→各电子继电器依次动作→各中间继电器依次吸合→各主接触器依次吸合→所有运输机依次启动。

原遥控转载运输机启动时的流程框图如图1 (局部)

改进后转载运输机单独启动时的流程框图如图2 (局部)

3.2 改进后转载运输机及其他运输机启动过程

首先, 由控制装置微处理器检测并分析→所有运输机各种保护以及反馈均正常时→保护继电器动作→其常开点闭合→按压转载运输机的启动按钮→转载运输机电子继电器常开控制点被短接→转载运输机中间继电器常开点吸合→转载运输机主接触器吸合→主接触器辅助常开点闭合并自保→转载运输机启动。

其余运输机启动同原来所有运输机操作步骤一样。

4 经济与社会效益分析

掘锚一体机 篇3

为了缓解煤矿开采衔接紧张局面, 国内外煤矿采用掘锚平行作业大幅度提高巷道掘进效率。国外采用掘锚一体机组成巷速度一般在1 000 m/月以上, 国内在使用掘锚机组方面出现了不少问题, 应用效果参差不齐[1,2,3]。余吾煤业煤巷多数沿底板掘进, 一般煤巷宽5 m、高3.5 m, 巷道掘进效率低, 严重制约着矿井的安全高效生产, 为了改善局面, 余吾煤业引进掘锚一体化机组12CM30, 在不改变掘锚一体机组等施工机具的条件下, 实现了掘锚一体化机组煤巷成巷速度的明显提高, 使用初期成巷速度达到200 m/月。但总体比较可知, 成巷效率仍旧不高, 没有充分发挥掘锚一体化机组的优势。为提高煤巷掘进速度, 我国工作者主要对采煤设备作了不少尝试和研究[4,5,6,7], 而影响巷道掘进速度的因素很多, 包括设备、支护技术工艺、管理等, 而支护技术工艺的影响往往被忽略, 实际上它对巷道掘进效率影响很大[8,9,10]。随着煤矿高产高效的发展, 对工作面巷道快速掘进技术提出了更高要求。因此, 文中旨在探索不改变机掘和单体锚杆钻机等施工机具的条件下, 通过改变支护方式, 优化支护方案和参数, 改善支护工艺, 研究适合掘锚机组一体化煤巷快速掘进工艺, 充分发挥掘锚机组优越性, 实现余吾煤业大埋深沿底板煤巷掘进速度的大幅度提高。

1 工程环境及原支护方案

余吾煤业S1203运输巷为实体煤巷, 沿3号煤底板掘进, 地面标高为+912~+930 m, 井下标高为+452~+557 m, S1203运输掘进断面宽5.2 m, 高3.8 m。3号煤厚6.25 m, 平均倾角+4°, 基本顶为中粒砂岩, 厚度13.99 m, 巨厚层状, 直接顶为粉砂岩, 厚度1.82 m, 厚层状。直接底为粉砂岩, 厚度0.63 m。地质力学参数原位测试结果显示, 最大主应力11.22 MPa, 属于自重应力场, 砂岩单轴抗压强度110~130 MPa, 3煤体单轴抗压强度6~15 MPa。S1203运输巷掘进采用掘锚一体化机组12CM30, 原支护方案采用锚网索让压支护系统, 具体为:锚杆杆体直径22 mm左旋无纵筋螺纹钢钢筋, 钢号BHRB500, 顶板采用双钢筋梯子梁, 锚杆排距0.9m, 顶板每排7根锚杆, 帮每排5根锚杆。锚索材料为22 mm, 1×7股高强度低松弛预应力钢绞线, 长度8.3 m, 顶板每排2根, 排距0.9 m。施工工艺:顶板锚杆锚索紧跟掘进工作面施工, 两帮 (1) 、 (2) 锚杆紧跟工作面打设; (3) 、 (4) 锚杆滞后工作面5排打设; (5) 锚杆滞后工作面20 m打设。S1203运输巷原支护方案如图1所示。

2 小承载结构作用机制

2.1 小承载结构提出

为了提高掘锚一体化机组的施工效率, 保证巷道支护强度和安全可靠性, 基于高预应力强力一次支护理论[11,12,13], 提出采用小承载结构控制围岩变形, 其体现在3个方面: (1) 缩短顶板锚索长度; (2) 提高预紧力增强初期支护强度; (3) 优化施工工艺, 将顶板和两帮局部锚杆、锚索滞后打设。最终在巷道掘进初期形成了以锚杆锚索数量少、锚索长度短、加固范围小和支护刚度强的支护承载结构体, 高密度和低预紧力支护结构, 将前者称为小承载结构体, 作为设计掘锚一体化机组快速支护技术的依据。

2.2 作用机理分析

(1) 初期支护强度理论计算。掘锚一体化巷道断面一定条件下, 可用定量计算分析小承载结构运输巷道顶板的初期支护强度。原支护方案中顶锚杆数量为7根, 锚索2根, 锚杆预紧扭矩为300 N·m, 对应锚杆预紧力为50 k N, 锚索初始预紧力为250k N, 巷道宽度5.2 m, 锚索支护排距均为1.0 m, 则巷道开挖初期的平均支护强度为0.16 MPa。基于小承载结构作用掘进一体化支护方案中锚索数量为3根, 锚杆4根, 初期锚索施加预紧力为300 k N, 锚杆预紧扭矩为400 N·m, 则巷道开挖初期的支护强度为0.225 MPa, 采用小承载结构运输巷道初期支护强度较高。

(2) 短锚索宽承载效应。锚索不同预应力形成的应力分布如图2所示。随着预应力增加, 锚索预应力场的应力值与有效压应力区范围不断增加。在高预应力下, 锚索预应力场的应力值大, 有效压应力区几乎覆盖了巷道顶板的大部分区域, 大幅度提高了锚固范围内煤岩体的抗变形能力。

一定预紧力下不同长度锚索应力分布情况如图3所示, 随着锚索长度增加, 有效压应力区的范围在高度方向上逐渐增加, 但在宽度方向上变化不明显, 锚索长度增加有减小的趋势, 中部及以上部分压应力逐步减小, 该部分围岩的支护作用不断减小;两锚索之间中部围岩的压应力逐步减小, 表明锚索对其间围岩的支护作用不断减小。在预应力一定的条件下, 锚索越长锚索预应力的作用越不明显, 主动支护性越差。

(3) 大护表预应力扩散效应。无配套钢带锚杆形成的有效压应力区无论在锚杆尾部还是中部, 都是彼此独立的。特别是在顶板表面附近, 有效压应力区呈圆形分布, 相互不连接, 预应力扩散范围小, 锚杆不能有效支护锚杆之间的围岩。有钢带时, 预应力扩散范围大, 锚杆能有效支护锚杆之间的围岩。钢带实现了锚杆预应力的有效扩散, 显著提高了对锚杆之间围岩的支护作用, 支护系统的整体支护效果明显改善。

(4) 让压结构损伤效应。锚杆支护系统中让压结构主要构件是让压环, 为了分析原支护方案中让压结构的力学性能, 在实验室进行一组3个让压环样品抗压试验, 让压环变形破坏如图4所示。让压环最大承载力分别为180, 192, 194 k N, 承受至最大载荷过程中一直压缩变形, 让压环承载力超过最大承受载荷后, 变形非常快, 且变形量大, 最终承受力分别为114, 126 k N, 最大压缩量分别为17.7, 19.6, 19.3 mm。当承受48 k N载荷时, 让压环压缩量分别为0.48, 0.96, 1.44 mm, 让压环承受较小载荷下就发生变形。另外, 让压环为金属双面, 预紧力施加过程中, 大大降低预紧扭矩转换预紧力的效率, 造成锚杆初始预紧力损失, 井下实测, 施加预紧扭矩400N·m, 采用让压环扭矩转换率降低30%, 大大减弱巷道开挖初期的维护效果, 可见, 让压环对发挥锚杆支护中具有重大的损伤作用, 造成巷道开挖初期, 高预紧力难以实现。

3 快速支护技术及工艺

针对S1203运输巷围岩工程环境, 结合掘锚一体化机组12CM30工作特征, 依据小承载结构作用机制, 基于高预应力强力一次支护理论, 提出S1203运输巷快速支护技术及施工工艺, 快速支护方案如图5所示。

(1) 锚杆、锚索支护密度。锚索长度由8.3 m缩短为5.3 m, 顶板锚杆数量由7根缩减为4根, 两帮由5根缩减为4根, 锚杆锚索规格不变。顶锚杆排距0.9 m, 间距1.4 m。

(2) 护表构件。加大护表面积, 提高预应力扩散效果。顶板护表构件由双钢筋托梁变为W钢护板与钢筋托梁配套使用, 两帮采用单体锚杆配W钢护板, W钢护板长450 mm, 宽280 mm, 厚度4 mm。

(3) 高预紧力[14,15]。取消了让压环, 相较于原支护方案, 大幅提高了初始预紧力。新支护方案下, 锚索初始预紧力不低于300 k N, 锚杆预紧力矩不低于400 N·m, 且不能超过550 N·m。

(4) 锚杆角度。保证了锚杆基本垂直顶板打设, 增加了有效支护范围, 降低了锚杆破断率。依据外侧两顶钻臂距巷帮为510 mm, 内侧两顶钻臂距巷帮为1 500 mm, 确定外侧2根锚杆垂直顶板打设, 打设角度不超过1°;内侧2根锚杆打设角度偏向巷道内侧6.9°, 最大角度不超过8°。

(5) 施工工艺。选用12CM30掘锚机组配套设备及风动帮钻来完成铺网、打眼和锚杆安装工作。每次掘进循环进尺为1.1 m, 每次循环打设4根顶锚杆、2根帮锚杆 ( (1) (2) ) 及2根顶锚索 ( (1) (2) ) , 先施工顶锚杆后施工顶锚索, 顶锚杆采用掘锚机组自带顶钻机同时施工, 施工锚索的同时, 施工两帮上部两根锚杆, 两帮底角锚杆 ( (3) (4) ) 、顶板中部锚索 ( (2) ) 滞后补打。

4 支护效果评价

为检验巷道支护效果, 结合井下施工状况, 设置了矿压综合观测站, 分别对巷道表面位移、顶板离层及锚杆、锚索受力进行了监测, 掘进期间巷道变形监测结果如图6所示, 巷道掘进期间顶板的最大下沉量为28 mm, 两帮最大移近量50 mm, 没有底鼓。

锚杆受力变化曲线如图7所示, 顶锚杆平均受力100.5 k N, 两帮锚杆平均受力83.73 k N, 顶板锚杆初始预紧力平均为69.47 k N, 两帮锚杆平均预紧力为59.27 k N。回采期间巷道两帮、顶板下沉量、底鼓量分别为275, 45, 101 mm, 在回采工作面前40m范围内, 围岩变形剧烈, 锚杆受力最大达到211k N, 顶板锚索受力最大达到393 k N, 无锚杆锚索破断现象, 支护设计方案保证工作面正常回采。

采用快速支护工艺后, 巷道掘进速度有了明显提高, 从每天7.2 m提高到12.6 m, 单进水平提高75%, 与原支护方案相比, 每米巷道支护成本费降低约543.8元。综上分析可知, 基于掘进一体化机组的快速支护工艺取得了较好的技术和经济效益。

5 结论

(1) 基于高预应力强力支护理论, 提出了控制巷道变形的小承载结构, 分析认为, 小承载结构的主要特征是锚杆数量小、锚索长度短、护表面积大及预紧力高, 采用高预应力强力锚杆、锚索在一定加固范围内形成宽而强的承载结构, 承载结构在巷道开挖初期具有高抗变形能力, 能够有效控制围岩变形。

(2) 采用理论计算、数值模拟和实验室试验综合方法分析了小承载结构控制围岩变形作用机制, 主要依靠短锚索的宽承载效应、大护表构件预应力扩散效应及初期高支护强度实现控制围岩变形。区别于余吾煤业传统支护方式, 优化了锚杆支护结构, 避免了让压环损伤作用。

掘锚一体机 篇4

掘锚机组是在悬臂掘进机和连续采煤机基础上研发改进而成的一种新型掘进机器, 是广泛应用于矿井煤巷实现高效掘进的掘锚一体化设备。其既能挖掘装运, 又能进行锚杆支护施工, 可以实现煤巷快速掘进。同时经过改进, 掘锚机组克服了悬臂掘进机和连续采煤机两者的诸多缺陷, 具有掘进速度快、生产效率高、操作安全可靠、使用成本降低等优点。目前, 该类设备在澳大利亚、英国和美国等国得到广泛应用。

1 掘锚一体化技术发展状况

为适应锚杆支护技术高速发展, 实现矿区煤巷的快速高效掘进, 世界几个主要采煤国如美国、澳大利亚、英国等, 目前已广泛采用掘锚机组掘锚一体化技术, 通过掘锚机组可实现掘、锚同时作业。与连续采煤机和锚杆钻车交叉换位施工的技术相比, 掘锚一体化掘进技术适用范围更广, 支护效果、掘进效果得到大大改善, 被看作是煤巷掘进的一次技术革新。掘锚机组是掘锚一体化技术的核心, 它结合了连续采煤机和锚杆钻机的技术, 发展历程主要分为三个阶段。

1.1 第一阶段

在1955年, 第一代掘锚机组在美国诞生, JOY公司在ICM-2B型连续采煤机基础上, 加装了2台锚杆钻机, 这样初步形成了掘锚机组。在1962年, 该公司又发展了改进的6 CM4型掘锚机组。机组改进后的挖掘面更大, 其主要特点是机组两侧分别搭载了2台锚杆钻机, 其工作顺序是先掘煤后支护。但是掘锚工序不能同时作业, 掘锚机组的锚杆钻机位置是固定的, 不能调整方向, 而且锚杆钻机数量较少等, 存在不少弊端, 致使许多机型使用效果不理想, 并没有得到实际应用。

1.2 第二阶段

1988年, JOY公司澳大利亚分公司, 为适应澳大利亚矿区的长壁工作面顺槽掘进的需要, 因地制宜对12CM连续采煤机进行了较大的技术改进。首先, 将截割滚筒加宽到4.5~5.0 m, 使滚筒两端能够伸缩便于机组进退。其次, 截割臂和截割头结构均改为“T”字型结构, 留出足够空间布置多台锚杆钻机。在机组滚筒后安装了2台帮锚杆钻机和4台顶板锚杆钻机, 命名为12CM20掘锚机组, 后经过改进增加配置, 发展成为12CM30掘锚机组。这两种机型工作方式均是先截割后支护, 不能掘锚平行作业。与第一代掘锚机组相比, 第二代掘锚机组在总体设计上合理考虑了锚杆钻机的安装位置, 缩短了锚杆支护到迎头的距离。尽管不能掘锚平行作业, 但锚杆钻机能够满足按实际所需的锚杆布置方式进行锚杆支护。

1.3 第三阶段

从20世纪90年代开始, 第三代掘锚机组发展至今, 其技术已有长足进步。尽管第二代掘锚机组在总体结构设计上合理考虑了锚杆钻机的位置, 但其设计指导思路总把割煤放在首位, 而把锚杆支护放在其次, 致使锚杆支护与切割不能同时进行。随着技术的革新, 第三代掘锚机组在总体设计时, 把切割与锚杆支护同时考虑, 把锚杆钻机作为掘锚机组的重要组成加以考虑。与第二代掘锚机组相比, 第三代掘锚机组已实现掘锚平行作业。1990年, 奥地利的Voest Al Pine公司结合澳大利亚某煤矿实际需要, 开发了型号为ABM20的掘锚机, 其主副机架都可以滑动, 从而实现掘锚平行作业。该机组配备了4台顶板锚杆钻机、2台帮锚杆钻机和其他临时支护装置。公司在1992年将其改型为ABM 30掘锚机, 使其截割和装运能力加大, 同时减少了锚杆钻机台数。

掘锚一体化技术可在顶板条件不好的单巷及双巷内掘进, 经过多年发展, 掘锚机组在国外已相当成熟并得到了广泛应用。全球现有150多台掘锚机组在使用, 在澳大利亚、英国等国都取得了良好的效果, 在大断面煤巷掘进中年进尺达15 000~20 000 m。

2 掘锚一体化技术特点分析

掘锚机组将掘进作业与支护有机地结合起来, 减少了掘进作业与支护的交换工作时间, 使其能够在同一机组上完成掘进和支护工作, 大大提高了生产效率。目前, 掘锚机组主要有两种:一种是以连续采煤机为基础的掘锚机组;另一种是悬臂式掘进机。很多试验已证明, 在快速掘进、锚杆支护效果以及作业环境改善等方面, 掘锚一体化技术均有很大的技术优势。

2.1 提高掘进工效

从国外的应用情况可看出, 采用掘锚一体化技术施工, 可以大大提高成巷速度和掘进工效。其优势有以下几点:

1) 掘锚机组采用了横截割滚筒, 在4.8~5.5 m宽范围内的巷道中可一次成巷, 大大提高了生产率。横截割滚筒如图1所示。

2) 掘锚机组能够实现割煤与锚杆支护施工的平行施工, 可以避免停机支护, 并能够保证生产安全。

3) 掘锚机组安装了导轨式强力液压锚杆钻机, 功率是单体风动锚杆钻机的两倍。机组一般安装2台侧帮锚杆钻机和4台顶锚杆钻机, 成巷快, 单排锚杆支护时间约为5~10 min。

4) 掘锚机组的掘锚循环时间在30 min以内, 正常使用时日进长度为40~50 m, 月进长度为1 000~1 200 m。

2.2 锚杆支护质量和效果改善

掘锚机组能得到广泛使用还有一个重要原因是生产安全可靠。采用掘锚一体化作业, 锚杆支护质量得到显著提高, 支护效果大大改善。同时, 锚杆在顶板暴露后能够及时安装, 避免了顶板在锚杆支护前发生离层的可能, 安装锚杆的位置距迎头一般有1.5~2.0 m。另外, 机组配备有临时支护系统, 顶推力一般为40 k N, 可实现对顶板的预压缩。预压缩锚固的优势在于将施加的顶推力大部分转化成锚杆的预紧力, 从而提高锚杆及时支护效果。

2.3 改善作业环境

使用掘锚机组巷道成型好, 且能够改善作业环境和提高安全性。其掘巷为一次成巷, 彻底消除悬臂式掘进机操作时的超欠控现象, 巷道成型质量好。另外, 操作时主要工序都实现了机械化, 并且始终有支护系统的保护, 这样劳动强度低, 而且能够保证作业安全。

3 掘锚一体化在国内的应用

尽管掘锚一体化技术在国外的应用已很成熟, 但由于我国煤矿锚杆支护技术起步较晚, 对掘锚一体化技术的研究也未能取得长足进展, 所以掘锚机组在我国的应用还处于试验阶段。

2003年, 晋城煤业公司成庄矿最先引进ABM20型掘锚机。此后, 鲁能集团上榆泉矿、淮南矿业公司及神东公司等先后引进ABM20型掘锚机, 机型结构如图2所示。

早在2003年, 晋城煤业集团在成庄矿区四盘区巷道采用ABM20型掘锚机进行试验性作业, 其巷道尺寸宽4.9 m, 高3.3 m。在2004年, 试验中2月掘进进尺为250 m, 3月为400m, 4月为550 m。试验期间最高班进尺为12 m, 最高日进尺为30 m, 设备具备了月进900 m的能力。在2005年1月, 山西鲁能电煤公司上榆泉煤矿使用ABM20型掘锚机, 创出了月进1 338 m的国内使用掘锚机的最好成绩。

尽管掘锚机组在国内试验取得了初步成效, 但掘进进尺还有待进一步提高。ABM20型掘锚机体型庞大, 对巷道条件要求高, 适应范围较小。相比国外多采用多巷联合掘进、煤柱留设及巷道断面大的技术, 而国内矿区多采用单巷掘进、无煤柱开采、巷道断面小的方式, 从适应性、巷道断面、顶板空顶距方面国内外都存在较大差异。所以我国对掘锚联合机组的应用必须结合国内实际, 才能研制出适合我国煤矿的掘锚机组及其配套施工技术。

4 结语

随着我国煤矿开采能力不断增强, 加快煤巷掘进速度已成为首要考虑的问题。掘锚机组掘锚一体化技术是煤巷快速掘进技术的发展方向, 其技术优势明显, 拥有广泛的应用前景。所以应重点研究发展掘锚一体化技术, 在实际应用时要根据我国煤矿的地质条件进行分析, 同时要解决锚杆支护技术及后配套技术的难题。

摘要：随着煤矿挖掘技术的迅速发展, 掘锚机组掘锚一体化已成为当今煤巷快速掘进的发展方向, 是煤矿开采技术的重要技术革新, 也是高产高效矿井技术的关键组成部分。介绍了掘锚机组掘描一体化技术应用与发展, 同时分析了掘锚一体化技术的优势, 并以国内矿区为例说明掘锚一体化技术是实现快速高效掘进的有效途径。

关键词：掘锚机组,掘锚一体化,煤矿,巷道

参考文献

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