支架工作阻力（精选5篇）
支架工作阻力 篇1
0 引言
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。
液压支架工作阻力的设计,可以根据矿井的要求效果不同,在一定范围内存在差异,但一定要保证矿井的安全生产。对于高支护强度的支架,其优点是可提高设备的可靠性,很好地控制工作面煤壁和端面,但设备成本高,初期投资大。采用支护强度较低的支架具有前期投资小,搬运方便等优点,但是设备可靠性较差。因此,综采工作面支架阻力确定和支架选型的基本原则是确保工作面的安全生产。
综采工作面支架阻力监测与分析 篇2
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.
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[4]范公勤, 徐泽, 张杰, 等.软弱围岩综采工作面支架适应性分析[J].煤矿安全, 2013, 44 (10) :218-221.
支架工作阻力 篇3
1 工作面地质条件
42煤层在一盘区分叉形成两层, 上层为31煤, 下层为42煤。42103综放工作面回采31、42煤, 煤厚3.23m~7.6m, 平均煤厚6.02m;31煤平均煤厚3.41m, 42煤平均煤厚6.7m, 分叉复合区存在0~1.2m的夹矸, 夹矸岩性为砂质泥岩, 煤层分岔复合区倾角变化大, 煤层倾角4~6°。42103工作面煤层上覆松散层厚3.2m~34.82m, 与22煤层间距45~77m, 地质构造简单。工作面回采直接充水含水层为煤系地层延安组裂隙-孔隙承压含水层, 主要表现为支架间淋水, 此外42103工作面上部是22103采空区, 采空区积水成为工作面回采较大的水害威胁。42104工作面与42103工作面相邻, 地质条件基本相同。42103及42104综放工作面长度为230m, 采放比为1∶0.81, 即采3.7m放3m。
2 42103工作面支架参数
42103综放工作面使用的支架为郑州四维公司生产的ZFY12500/25/39D两柱掩护式液压支架, 支撑高度为2.5m~3.9m, 工作面阻力为12500k N, 支架中心距1750mm, 支架具体参数如表1所示。
3 42103工作面支架适应性分析及存在问题
3.1 支架初撑力分析
42103工作面支架初撑力见统计表2。
由表2可知:42103工作面支架初撑力统计均值4637k N~6012/5041k N, 未达到支架额定初撑力7917k N, 工作面的支架初撑力稍小, 不能有效控制上覆岩层离层, 给直接顶和顶煤维护带来了一定困难。
3.2 支架循环末阻力分析
42103工作面支架循环末阻力见表3。
根据实际回采情况和支架循环末阻力统计情况来看, 老顶初次来压时, 支架工作阻力基本满足初次来压时对顶板压力控制的要求。
3.3 存在问题
在正常推进阶段, 支架工作阻力不能完全满足周期来压对顶板压力控制的要求。在实际推进过程中来压期间支架安全阀频繁大面积开启, 支架立柱高压腔频繁泄压导致工作面顶板下沉量大, 工作面严重区域顶板下沉量平均达817mm, 局部支架位置最大顶板下沉量约90mm, 频繁压死支架。特别是工作面中部顶板稍不注意, 便极易产生漏矸、漏顶, 后来将支架安全阀调整到520bar、额定工作阻力相当于13062k N, 情况有所好转。但是, 正常情况下由于煤壁片帮导致煤壁不平整, 支架护帮板不能紧贴煤壁。
综上所述, 42103综放工作面所使用的ZFY12500/25/39D液压支架主要存在工作阻力偏小的问题, 导致无法满足工作面正常开采需要。
4 42104工作面支架支护强度的确定
针对42103综放工作面支架出现的问题, 布尔台煤矿与郑煤集团共同研发适应本矿开采的大阻力放顶煤支架, 支架工作阻力的确定主要采用了工程类比法和顶板结构计算法。详见表4。
根据上述计算, 最终确定布尔台煤矿42104工作面采用2.05m宽、工作阻力18000k N的大阻力放顶煤支架, 具体参数如表5所示。
5 结束语
截至目前, 42104综放工作面已回采1600m, 从现场应用情况来看, 郑煤ZFY18000/25/39D液压支架克服了工作面压力大的问题, 支架状态明显好于42103综放工作面所用支架, 工作面片帮情况也明显好转。总体来看, 使用18000k N大工作阻力液压支架能够很好地满足本矿42煤综放工作面的要求。
摘要：为了选择适合布尔台煤矿42煤煤层开采条件的工作面放顶煤液压支架, 实现矿井安全高效生产, 在布尔台矿42103综放工作面ZFY12500/25/39型放顶煤支架应用经验及矿压观测资料基础上, 分析该矿42103工作面直接顶初次垮落、基本顶初次来压、基本顶周期来压及非周期来压时支架受力状况, 针对该工作面支架额定工作阻力不足及所用支架存在的问题进行研究, 发现工作面选用ZFY18000/25/39液压支架对布尔台煤矿42煤层开采条件具有较好的适用性。
关键词：放顶煤,大阻力液压支架,适用性
参考文献
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[2]任永强, 于海勇.两柱式放顶煤支架支撑效率分析[J].煤炭科学技术, 2011, 39 (4) :94-96.
支架工作阻力 篇4
目前, 我国许多煤矿在开采厚度小于7 m煤层时, 为了提高厚煤层开采效率和资源回收率, 选择了综合机械化一次采全高技术。在大采高工作面设计时, 最重要的环节便是“三机”配套的确定, 其中计算支架工作阻力是这个环节的难点和重点, 需要结合上覆岩层破断特征进行计算[1,2]。
1 工作面基本概况
30301 工作面是银河煤业首个大采高工作面。该工作面煤厚5.7~6.5 m, 平均厚度为6.2 m, 埋深170 m, 煤层向西北倾斜, 倾角0~1°, 顶底板岩性如表1 所示。30301 工作面宽241 m, 走向推进长度1 079 m。采用郑煤ZY13000/30/65 型双柱掩护式液压支架, 额定工作阻力13 000 k N。
2 30301 工作面周期来压规律
2.1 工作面矿压监测方案
30301 工作面共布置142 台支架, 每台支架均可实时记录工作面推进过程中顶板作用在支架上的压力。为研究工作面周期来压规律, 在5#~140#架中, 每5 架作为一个测点, 对该支架所存储的压力数据进行提取, 通过数据处理、分析, 得出30301 工作面推进过程中周期来压规律。
2.2 周期来压特征
30301 工作面周期来压步距为9.2~20.8 m, 平均13 m, 动载系数1.51~1.74, 平均1.62;周期来压持续长度为2.0~6.0 m, 平均3.8 m;周期来压时支架循环末阻力在15 955~18 134 k N之间, 平均17 652 k N。
30301 工作面周期来压矿压显现强烈, 端面漏顶严重, 漏矸最大高度达2~3 m, 宽1 m, 长20 m, 片帮深度达2 m, 工作面支架活柱下缩量普遍达到253 mm以上, 最大达1 m, 安全阀开启严重。例如, 2015- 08- 24T4:00 班, 工作面周期来压时, 周期来压步距为13.5 m, 支架活柱下缩量为210~299 mm, 平均253 mm;端面漏矸高度0.5~1.0 m, 片帮深度0.6~1.0 m;来压时支架安全阀开启率大, 达74%。
3 大采高工作面矿压显现机理
3.1 “悬臂梁”结构形成条件
随着采高的增大, 覆岩中在正常采高条件下能形成铰接结构的关键层因回转空间变大而发生失稳, 呈现“悬臂梁”状态。该结构具有一定的自承能力, 并未随工作面的推进及时垮落, 在时间上有一定滞后性。悬臂梁上方关键层在破断后形成铰接结构, 使得大采高工作面覆岩中形成了“悬臂梁”结构[3]。该结构对工作面来压特征具有控制作用, 大采高工作面关键层回转空间示意如图1 所示。
随着煤层开采, 顶板岩层不断垮落到采空区, 由于岩体跨落后具有一定的碎胀性, 导致冒落矸石与未破断的关键层之间存在一定空间。该空间高度则是破断关键块体允许回转量, 依据参考文献[4], 可得以下计算公式:
式中:Δ 为关键块体允许回转量, m;M为煤层开采高度, m;Kp为采空区直接顶跨落后碎胀系数;∑hi为开采煤层至关键层间直接顶厚度, m。
根据“砌体梁”结构失稳模型[4], 关键块体回转量最大值为:
式中:Δmax为关键块体最大回转量, m;h为关键层厚度, m;q为关键层及上覆载荷层压强, MPa;σc为关键块体抗压强度, MPa。
悬臂梁结构的形成条件为:
3.2 工作面支架工作阻力确定
工作面采高和关键层赋存层位的差异造成采场覆岩关键层不同的破断特征。覆岩关键层不同的破断特征会引起不同的工作面矿压显现规律。因此, 确定大采高工作面支架的工作阻力, 需要依据煤层开采后覆岩关键层形成的结构进行计算, 这样才能符合现场管理顶板的要求。
大采高工作面开采时, 当关键层距离开采煤层较远时, 关键层破断后形成“砌体梁”结构, 当关键层处于垮落带时, 在煤层开采时会形成“悬臂梁”结构, 当覆岩中存在多层关键层时, 工作面矿压显现可能会受到“悬臂梁”结构和“砌体梁”结构的共同作用。
“砌体梁”结构时, 工作面支架工作阻力[5]:
式中:P为支架工作阻力, k N;B为支架宽度, m;lk为支架控顶距, m;φ 为岩块间摩擦角, (°) ;θ为岩体破断角, (°) ;δ 为关键块体下沉量, m;Q0为关键块体及所控制岩层的荷载, k N;γ 为岩层密度kg/m3。
“悬臂梁”结构时计算模型如图2 所示, 工作面支架工作阻力为:
式中:h2为亚关键层1 及上覆所控制岩层厚度, m;α 为裂隙带底界面岩体破断角 (°) ;δr为裂隙带底界面铰接岩块的下沉量, m;Qr为裂隙带底界面铰接岩块及上部所控制岩层的载荷, k N。
“悬臂梁”结构和“砌体梁”结构共同作用时, 计算模型如图3 所示, 工作面支架工作阻力为:
式中:∑h2为两亚关键层间岩层厚度, m;h1为亚关键层2 厚度, m;α 为裂隙带底界面岩体破断角, (°) ;δ1为亚关键层2 铰接岩块下沉量, m;Q3为亚关键层2 铰接岩块及上部所控制岩层载荷, k N。
4 结论
(1) 实测了30301 工作面周期来压步距9.2~20.8 m, 平均13 m, 来压显现强烈, 工作面片帮严重, 支架活柱下缩量大。
(2) 大采高工作面垮落带中会形成“悬臂梁”结构, 裂隙带中会形成“砌体梁”结构, 两种结构形态共同对采场矿压显现特征产生影响。
(3) 依据大采高采场覆岩关键层破断形态, 给出了工作面支架工作阻力的计算公式。
参考文献
[1]赵宏珠, 宋秋爽.特大采高液压支架发展与研究[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (3) :265-269.
[2]弓培林, 靳钟铭.大采高采场覆岩结构特征及运动规律研究[J].煤炭学报, 2004, 29 (1) :7-11.
[3]闫少宏.特厚煤层大采高综放开采支架外载的理论研究[J].煤炭学报, 2009, 34 (5) :590-593.
[4]钱鸣高, 石平五, 许家林.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010:182-185.
支架工作阻力 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