综放液压支架

综放液压支架（精选9篇）

综放液压支架 篇1

摘要：系统分析了综放工作面液压支架的结构特点, 并针对陕西水帘洞矿3801工作面液压支架安装过程, 介绍了其具体的安装工艺及安全措施, 可为综放工作面液压支架安装提供参考。

关键词：综放开采,液压支架,安装工艺,结构特点,安全措施

0 引言

煤炭是我国的主要能源, 在我国一次能源结构中, 煤炭占70%, 并且在很长一段时期内, 煤炭作为我国主要能源的地位不会改变。随着我国经济的快速发展, 对煤炭的需求量也迅猛增长。针对厚煤层及特厚煤层的综合机械化放顶煤开采技术的成功应用, 对提高煤炭的开采效率、缓解我国煤炭供应紧张的状况有重要作用。然而, 由于综放开采实际采高较大, 且上覆岩层经常伴随着对支架的冲击载荷, 导致综放工作面来压剧烈, 加上综放工作面液压支架长度较大, 这些均对支架的安装提出了较高要求。因此, 有必要开展针对综放工作面液压支架安装工艺的研究。

本文在系统分析综放工作面液压支架结构特点的基础上, 针对陕西水帘洞矿3801工作面液压支架安装过程, 介绍了其具体的安装工艺及安全措施, 可为综放工作面液压支架安装提供参考。

1 综放工作面液压支架结构特点

液压支架是综合机械化工作面的主体设备, 它能可靠而有效地支撑和控制工作面顶板, 隔离采空区, 保持安全的地下作业空间, 并实现回采工作面及其相关设备的机械化推移。图1为综放工作面液压支架, 从图中可以看出, 综放支架是在传统综采支架的尾部增加了保护后部刮板输送机的设备, 最常见的即尾梁插板结构。因此, 综放工作面液压支架的长度要大于一般综采支架。同时, 由于综放开采主要针对厚煤层及特厚煤层, 实际开采高度很大, 加之放煤后支架前移导致上覆岩层对其会产生较大的冲击作用, 造成工作面来压剧烈, 这就要求综放支架需要具有较大的工作阻力, 而顶梁、掩护梁、前后连杆及底座、护帮结构则需要较大箱型、筋板厚度及材料强度, 以提高支架整体的强度、刚度、稳定性。由此可见, 综放开采液压支架相对综采支架具有长度大、重量大、体积大的特点, 这就导致综放工作面液压支架的安装比传统综采支架难度大很多。

2 综放工作面液压支架安装工艺

2.1 工程地质概况

本工作面位于矿井西侧3采区, 煤层倾角6°, 平均厚度9.4 m, 顶底板为中、细粉砂岩, 采用综放开采, 采高3.5 m, 开采方法为走向长壁后退式, 切眼采用锚杆、锚索联合单体支柱进行支护。

2.2 支架安装过程中的安全措施

为了保证支架安装过程中工作人员的安全, 结合工作面工程地质状况及切眼支护情况, 制定如下安全措施: (1) 施工前, 准备好需用材料及工具, 并认真检查其完好性, 使用的工具应齐全, 并放在顺手处。 (2) 进入巷道时, 班组长必须由外向里逐架检查顶板及围岩状况, 发现隐患及时处理, 未处理完毕, 严禁作业。 (3) 严格敲帮问顶, 及时处理浮矸浮煤, 并清理巷道内杂物, 保持巷道畅通, 保证行人、运料的安全。 (4) 扩帮、换棚过程中要时刻注意巷道周围顶板、两帮及支架的变化情况, 发现问题立即处理。 (5) 由下向上逐棚扩帮, 放炮后必须先行临时支护, 使用前探杆或打带帽点柱, 预防冒顶事故发生。 (6) 必须坚持“先支后回”的原则, 严防顶板冒落伤人。在拆除原有支护前应先加固临近支护, 拆除原有支护后必须及时除掉顶帮活矸, 架设替换棚子。 (7) 架设或拆除支架时, 在一架未完工前不得中止工作。如果可能连续施工, 每次工作结束前必须接顶封帮, 确保工作地点安全。 (8) 架设棚架前应对工作场所内的顶板和两帮进行仔细检查, 敲帮问顶, 发现有危岩、浮石应及时处理。在确认顶板和两帮没有安全隐患后方可进行支护工作。 (9) 扩帮后的巷道支架及帮顶背护必须符合质量标准要求。巷道支护和围岩之间严禁空顶空帮, 巷道空顶、空帮处必须用背板背紧背实。 (10) 扩帮时应采用镐刨的方式逐步推进, 需要放炮时宜采用浅打眼、少装药、放小炮的方式, 严防冒顶事故发生。 (11) 跟班矿长、带班人员及安全员现场监督指导施工, 遇有重大问题及时汇报, 并采取措施处理。

2.3 支架运输及井下卸车工艺

(1) 装车时, 起吊设备、工具、绳索、钩环等要详细检查。起吊时要掌握好重心, 避免碰、撞、摆、滑, 工作人员要戴安全帽, 严禁将手脚、头部伸入物件下面, 其他人员要撤离危险区。按照支架尾梁在前、前梁在后的顺序起吊装车, 并按规定用卡具、导链捆绑牢固。 (2) 制定好合理、安全、方便的运输路线。 (3) 入井运输支架时, 主斜井绞车必须用动力制动, 速度控制在0.5 m/s范围内。工作人员必须对钢丝绳、绳卡、钩环进行检查, 确保运输安全。 (4) 起吊顶梁时, 在安装位置平行于支架用单体液压支柱配合∏型钢梁 (或11#矿工钢) 并排打两架抬棚, 并在抬棚上用钢丝绳扣吊挂一个10T定滑轮, 将绞车钢丝绳与捆绑在支架尾梁上的钢丝绳用卸扣体相连, 然后将捆绑顶梁的卡具、导链取掉, 用绞车钢丝绳通过定滑轮缓缓地起吊顶梁至合适位置, 再将平板车用麻绳从支架下方拉出。拉平板车时用棕绳牵拉进行, 严禁任何人员进入支架下方用手直接推车。卸车时, 支架车两侧及前后严禁站人。 (5) 下放支架顶梁, 在顶梁下面用圆木垫起, 落稳顶梁并接实底板。 (6) 支架顶梁卸车后, 用单体液压支柱将支架顶梁调向, 使其与切眼中线垂直, 并将支架垫平垫稳。 (7) 支架卸车至使用单体支柱顶推就位的整个过程中, 支架车及架间范围内, 除操作人员以外, 任何人员不得停留或作业。 (8) 借助单体支柱调向、就位时, 柱头必须加垫旧胶皮或柱帽, 除一人操作相关支架外, 5 m范围内不得有其他人停留或作业, 以防单体支柱打滑或崩弹伤人。

2.4 支架安装工艺

(1) 起吊顶梁。每两根单柱为一组, 支撑起两根∏型梁, 钢梁与切眼中线垂直, 单体柱必须放在见底板的柱窝或柱鞋中, 不得打在浮煤或浮矸上。单体柱要迎山有劲, 并用12#铅丝双股与∏型钢梁固定好, 然后将40T溜子大链拴牢在两根∏型钢梁上。4个手拉葫芦用绳套挂在钢梁上, 单柱打足初撑, 将顶梁拉到1.5 m以上可安装立柱的高度, 安装4根立柱。安装立柱时, 顶梁下面必须打好木垛。 (2) 立柱安装好后, 由工作面上顺槽乳化液压泵站接出一根供、回液管路至该支架上, 给支架对角的立柱同时注液, 顶梁接顶后再给其余两根立柱注液, 打足初撑。 (3) 将捆绑的夹具、倒链取掉, 并回吊起吊抬棚。 (4) 调整顶梁方向, 使其与切眼垂直。首架顶梁具有定位性质, 要确保安装正确。 (5) 为确保安装后的顶梁与上下顺槽平行、与切眼垂直, 安装前从工作面切眼的中线向前返一条平行线, 安装所有顶梁以此线为准。 (6) 安装第二架顶梁时可省去两根单柱和一根∏型梁, 将另两个手拉葫芦挂在安装好的顶梁上。顶梁接顶后, 只有用托梁套和连接销将两架顶梁连接为一个整体后, 才能撤掉手拉葫芦。以此类推往下连接。 (7) 安装液压管路系统时, 要把接头、接口冲洗干净, 检查密封圈是否完好, U型卡子要插入到位。 (8) 安装上、下挡矸板, 螺纹连接处必须上黄油。

2.5 安装的质量标准及技术要求

(1) 液压支架安装必须按线施工, 不得出现吃、涨线现象。 (2) 液压支架下侧护板要安一组打开一组, 禁止打开上侧护板, 侧护板定位销拆下后必须及时回收。 (3) 安装的液压支架顺直, 成一条直线。 (4) 液压支架结构件不得损坏。 (5) 支架的各部结构灵活、可靠、固定牢固、安装齐全, 组装时把立柱的挡块安齐安牢。组装好的液压支架管路连接正确, U形销牢固, 无单腿销、无铅丝代替U形销。 (6) 液压支架安装要升上劲, 达到支架初撑力。

3 结语

本文系统分析了综放工作面液压支架的结构, 其相比综采支架具有长度大、重量大、体积大的特点。同时针对陕西水帘洞矿3801综放工作面液压支架安装工程, 给出了综放工作面液压支架安装过程中的安全措施、支架运输及井下卸车工艺、综放支架安装工艺及安装的技术要求。

参考文献

[1]杜金波, 吴继园, 刘镇书, 等.综放工作面液压支架安装工艺[J].中州煤炭, 2000 (6)

[2]钱鸣高, 缪协兴.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报, 1996, 21 (3)

[3]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

液压支架导向套锻造工艺研究 篇2

关键词：液压支架；导向套；扩孔；复合模具；锻造

中图分类号：TD355 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）05-0023-02

液压支架立柱及千斤顶是煤矿综采设备液压支架的重要组成部分，它对液压支架的实用性、安全性和可靠性起重要作用。导向套是各种立柱、千斤顶的重要零件，其加工工艺的优劣，对立柱及千斤顶的加工、拆装、维修以及提高经济效益具有重要意义。

1 研究内容

1.1 导向套的作用

导向套装在缸体的外端，在活柱（杆）伸缩时起导向作用；导向套承受外部载荷，对活柱（杆）形成的横向力、弯曲、振动等产生影响；在缸口固定密封和导向环，形成缸筒上腔的密封腔；当柱（活）塞运动至缸口时，柱（活）塞与导向套接触，限制活柱（杆）的行程。

1.2 导向套在材质上应具备的性能

导向套应具备一定的强度，防止磨损及变形；应具备良好的致密性，在高压作用下不渗漏；应具备良好的耐腐性能，不能锈蚀。

大同煤矿集团中央机厂是煤机装备制造的专业化工厂，液压支架是工厂的主导产品，故多年来针对导向套制造工艺进行了反复认真的研究，下面分别以ZZ5600/14/28型液压支架及ZF13000/25/38型液压支架立柱导向套为例进行说明。

导向套呈薄壁套筒类零件如图1所示：

从图中可以看出，冲孔后，外型凸缘及外圆部分较图纸要求尺寸D、d均单边留余量3～4mm，而内孔由于锻造工艺所限，加工余量在15mm以上，严重造成材料及工时的浪费。

为了解决这一问题，2011年，我们锻造分厂成立了液压支架立柱（千斤顶）导向套锻造攻关小组，对锻造工艺进行了大胆改进，即在原工艺的基础上，增加两次扩孔工艺，在制坯时，将外围尺寸缩小，一般按D减30～40mm，d减30～40mm，进行镦粗冲孔工艺，然后按照锻造体积不变的原理，对内孔进行扩孔，使外形尺寸相应达到图纸要求尺寸。经实践，收到了良好的效果，每件导向套可节约原料10%～15%，按每年生产液压支架1000架左右，立柱（千斤）导向套8000余件左右，年节约价值10多万元，同时，节省加工工时2小时/件，年节约价值10余万元。改进后工艺如图3所示：

与此同时，对于壁厚较大的导向套，如大采高液压支架立柱导向套，我们采取了用缸筒所用厚壁27SiMn无缝钢管边角料进行组合模具翻边达到局部变形的新工艺，如图4所示：

这一改进，在保证立柱导向套强度不受影响的情况下，每件可节约原材料40%左右，同时保证了导向套内外圆同轴，减小了加工余量，利用了边角料，提高了材料利用率，2012年共用此工艺生产导向套1200余件，节约原材料60多吨，节约成本40余万元。

2 效果与应用前景

以上两项工艺改进，为立柱、千斤顶导向套锻造开拓了新的加工工艺，也为类似薄壁套筒类零件的锻造提供了参考价值，在两年的实践中，为中央机厂创造了可观的经济效益，随着同煤集团煤机板块的整合，液压支架的生产规模将向专业化迈进，年生产支架数量的不断增多，将会创造更为优异的成绩，尤其是随着大同煤矿集团11个千万吨矿井的陆续建成，应用管材采用复合工具翻边锻造新工艺的应用，将会成为中央机厂导向套锻造的发展

方向。

参考文献

[1] 王国法.液压支架技术[M].北京：煤炭工业出版社，1999.

[2] 朱正才.套筒类胎模改进设计[J].机械研究与应用，2009，（6）：61-62.

[3] 陈炎嗣，郭景仪.冲压模具设计及制造技术[M].北京：北京出版社，1991.

[4] 吴斌.活塞锻造模具设计及成型工艺[J].新技术新工艺，2009，（1）：84-85.

作者简介：仝利（1965-），男，山西大同煤矿集团中央机厂工程师，研究方向：煤矿机械配件的制造。

综放工作面液压支架撤除工艺创新 篇3

液压支架是煤矿机械化开采的主要设备之一, 液压支架通过与围岩相互作用, 控制工作面作业区顶板岩层, 为工作面提供安全作业空间, 它的适应性和可靠性是决定综采成败的关键, 因此, 液压支架的发展成为煤矿机械化开采技术发展的各个阶段的突出标志。在工作面采掘工艺和机械化程度提高的影响下, 以及工作面推进长度和多变地质条件的制约, 导致频繁地安撤工作面。可是, 近些年以来, 由于采煤工作面撤除工艺技术不够先进, 不利于工作面安撤效率的大大提高。为此, 需要提高工作面的撤除工艺与迅速安装技术, 降低员工的劳动强度、减少物与人的不安全运行状态、确保施工的高效性和安全性。下面, 笔者对综放工作面液压支架撤除工艺的创新进行了阐述。

1 撤除前的准备

(1) 网的铺设。工作面采掘到距离采线12 m位置需要铺设塑料网双层与顶网菱形金属网, 其中, 在下面的是菱形金属网。这两层网需要进行严密地搭接, 防止撤除时的流矸和流煤。支架到达既定地点的过程中, 在支架前铺设菱形金属网到煤壁下面0.3的位置, 在下垂到煤层底板铺设塑料网。在首次进行铺网的过程中务必一次性地铺至支架的中梁, 避免网被支架损坏。 (2) 钢丝绳的铺设。在推进4m的铺网之后上钢丝绳, 使用4.5m的钢丝绳, 每隔0.3m打上一个扣子, 跟网相连接, 确保8根0.6m的钢丝绳间距。施工的时候拉紧钢丝绳, 在上下顺槽的外帮柱腿固定两端。 (3) 将圆木穿在支架上。为了方便调向输送支架, 在停止采掘的时候, 将两根圆木穿在每台支架前梁的垂直工作面, 以便于对顶板的维护。 (4) 煤壁的打锚杆。为了避免在撤除的时候片帮煤流的出现, 将双排的木锚杆打在煤壁上, 保留一定的间距, 交错地布置背板, 背板跟煤壁紧紧地贴在一起, 以及保留相应长度的锚杆尾端外露长度, 打牢固和打紧。

2 安装小支架

要么结合场地的大小撤二组或者是先撤一组的端头支架, 运输一个车盘装好的小支架到达指定位置, 确保两组小支架一起下车盘, 通过四个平衡千斤顶联接两组小支架, 并且往里面拖拉, 以及调整好, 运输推移横梁到达指定的位置, 且借助一字联接头联接两组小支架, 之后以相同的策略拖拉另外两组的小支架到达指定位置之后, 再进行安装。对小支架进行安装的过程中, 需要实时地单体支柱进行更改, 确保有效地支护顶板和确保安装空间。在结合需要回出铁硼、大致调好小支架和停采线以里的单体柱子之后才能够顺利地撤除支架。

3 撤除正常支架

在抽出正常支架之后, 往外面拖拉到不会对小支架产生制约的时候, 由空碴的一边对小支架进行拉动, 坚持循序渐进的原则, 并且通过平衡千斤顶对它的位置进行调整, 以保障其跟空间相适应, 再到达下一个的循环。

4 撤除小支架

在工作面固有支架剩下四组没有撤除的时候, 然后将支架强化顶板支护撤除, 在对小支架进行拉动之前, 借助工字钢间隔它的前梁, 在剩下一组支架的时候, 将单体支柱支在小支架的工字钢下, 进而对顶板进行维护。紧接着, 拆开和拖出推移横梁且装上车, 然后把小支架尽量地靠近小支架, 拆除后面的两个调平千斤顶, 往外面拖拉一直到组装酮室, 再进行装车, 并且在对小支架进行抽撤的时候, 实时地对木垛和单体支柱进行补打, 从而对顶板进行维护。往外面拖拉最后一组的小支架, 将后面单体支柱回出, 然后撤除一系列的小支架和最后的一架。

5 综放工作面液压支架新撤除工艺的优点

在综放工作面液压支架撤除时使用了小支架, 这就在初期减少了传统液压支架调掩护架的空顶面积, 传统的无支架支护面积是11×6.5m2, 现在的是5×6.5m2, 这就更利用早期对顶板的支护, 小支架的前梁在满足强度的前提下可以做得薄些, 加大顶、底板的空间以利于调架;同时减少了在掩护支架调整、掩护支架拉移过程中拉不动的问题;由于小支架比较轻, 拉移相对容易。更为重要的一点是在掩护架调正后单体支柱回撤过程中的困难, 节省了人力、提高了安全系数, 在拉移小支架的过程中不影响掩护区域外的其它工作, 尤其在工作面支架较多的情况下更显得顺利快捷, 在顶板破碎或遇到压力大的工作面时, 可以实现将小支架的间距增大或缩小以利于对顶板维护, 也可以使用5组小支架。小支架还可以实现邻架操作, 或在使用电磁先导阀情况下实现摇控等操作移架。

6 综放工作面液压支架撤除新工艺的效果

(1) 为煤矿职工创造良好、安全的工作面环境, 有效地避免了钢丝绳的断裂和绞车位移等事故的发生。

(2) 综放工作面液压支架撤除工艺的创新, 有效的减少了井下工作人员, 同时也减少了繁琐的工序, 降低了职工的劳动强度。

(3) 综放工作面液压支架撤除工艺的创新, 减少了撤除工艺的时间, 节约综放工作面的设备租赁费用。该套设备可以反复周转使用, 可以降低钢丝绳和回柱绞车的投入。

(4) 在综放工作面液压支架撤除工艺的创新, 使得在撤除过程中, 能够有效的避免设备损坏。

7 结论

总之, 本文重点结合在综放工作面实施的液压支架撤除工艺, 我们不难发现, 这套装车系统与支架撤除有着显著的长处。其中, 主要体现为:在撤除的时候, 可以有效地防止损坏设施;减少了撤除的时间, 提高了撤除的效率, 节省了设备的租赁成本, 这套设施能够周转和重复地使用, 能够使得回柱绞车与钢丝绳的投入减少;撤除的时候, 能够使得繁琐的工序与人员减少, 使得员工的劳动强度降低;为员工的安全创设了良好的工作氛围, 防止出现回头轮迸出、绞车出现位移, 钢丝绳断裂等的情况。

摘要：随着科学技术的迅速发展, 综采放顶煤技术在高产高效矿井中的应用越来越多, 由于综采液压支架体积大、吨位重, 挪移液压支架和装卸液压支架都变得十分困难, 尤其是在采煤工作面技术时, 工作面直接顶为破碎的顶煤, 压力大, 支护更困难, 从而使综放工作面液压支架的撤除工作变得更加复杂。本文阐述了综放工作面液压支架撤除工艺创新, 对今后工作具有一定的借鉴意义。

关键词：综放工作面,液压支架,撤除,创新

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1999.

放顶煤液压支架的创新与发展 篇4

摘 要：当前我国煤炭行业主要采取综采的技术，使得在实际的施工过程中对放顶煤液压支架的需求增加，本篇文章对放顶煤液压支架以及技术进行简单的阐述，并深入分析了放顶煤液压支架的发展现状，从而提出放顶煤液压支架存在的问题，支出放顶煤液压支架的创新与发展，希望能够对以后放顶煤液压支架技术的使用提供一定的启发。

关键词：放顶煤液压支架；创新；发展现状

中图分类号： TD355 文献标识码： A 文章编号： 1673-1069（2016）25-232-2

1 关于放顶煤液压支架的简述

我国对于放顶煤液压支架的研究最开始是在20世纪80年代，经历了20多年的迅速发展，已经成为全世界放顶煤液压支架发展最迅猛、数量最多的国家。各种放顶煤液压支架的研制使得煤层开采工艺进入了一个新时代。放顶煤液压支架的发展与运用使得采煤机的机械化水平得到较大的提高。放顶煤液压支架由液压元件、金属构成，动力来自高压液体，实现支撑、切顶、移架和推送输送机等功能。放顶煤液压支架在支护能力、强度、安全性、可行性等方面都有较高的优势。

1.1 放顶煤液压支架的类型

放顶煤液压支架主要分为落煤窗式放顶煤液压支架和掩护尾梁插板式放顶煤液压支架这两种。前者分为掩护式和支撑掩护式两种结构，依据输送机的数量可分为单输送机和双输送机两类。后者则主要以支撑掩护式为主，其中又包括正四连杆式和反四连杆式这两种情况。

1.2 放顶煤液压支架出现的问题

虽然我国在放顶煤液压支架技术方面取得了不小的成就，但是与某些发达国家相比，还是有不少方面需要提高。首先是我国的产煤量和综采涉及的范围与技术之间不适应；其次是在放顶煤液压水平控制方面，还是具有一定的差距，尤其是材料、工艺、支架性能方面还是有待提升。

2 放顶煤液压支架的创新分析

伴随着放顶煤液压支架技术的不断发展和进步，低位放顶煤技术已经成为当前煤炭行业综放工作的重要内容，主要是以正四连杆与反四连杆、两柱掩护式、单摆杆方式等多种支架形式。在实际的应用中，放顶煤液压支架在综放工作中具有相当重要的意义和价值，具备极高的实用性。

2.1 正四连杆柱液压支架

正四连杆柱液压支架广泛地应用在综放的工作面中，并且具有很好的发展前景，优势相当明显。具体表现在，正四连杆柱液压支架具有很强的稳定性、操作性以及高产能力，而且在实际的运用中具有较高的人性化。但是正四连杆柱液压支架由于前后排立柱之间的受力是不平衡的，使得正四连杆柱液压支架的支护能力很难得到很好的发挥，这样的问题主要凸显在放煤环节。若出现拔后柱的现象，就会直接影响了工作面的顺利推进。

2.2 反四连杆液压支架

这类支架主要由我国自主研发而成的，和前面所提的正四连杆柱液压支架相比，反四连杆液压支架能够使前后排立柱之间的受力较为均衡，充分体现了良好的力学性能，从而使后部放煤的空间得到最大的扩展。另外反四连杆液压支架还能够很好地调整人行道的采高，使得人行道能够随着采高的改变而改变，但是若受到一定的阻力时，这种结构布置便具有较大的难度。所以反四连杆液压支架在综放工作中主要起着过渡的作用。

2.3 单摆杆液压支架

这类支架重要运用在中小煤矿当中，具有投入低、质量轻、操作便利等有点，在一定程度上能够提高煤矿开采的机械化。不过单摆杆液压支架对于软顶煤的控制能力较差，稳定性和强度也比较低，没办法提高空间。因此单摆杆液压支架在煤矿开采中属于轻型的支架。

2.4 两柱掩护式液压支架

两柱掩护式液压支架普遍采用的是电液控制，在推移千斤顶上，还装备有位移传感器，与此同时，采煤机上也装备有红外线传感装置，立柱缸的直径超过400毫米。

3 放顶煤液压支架的发展探析

伴随着科技的发展与进步，我国煤矿开采技术特别是综放设备这方面也获得了进步。我国地域广阔、地理条件优越、人口众多，不过煤矿开采的条件却较为复杂，使得综放技术的发展也变得多样化。

3.1 大采高液压支架

一般来说，非常厚的煤矿层厚度在14-20米之间，而大采高液压支架比较适合这种煤层，这比较适合采全高工作。大采高液压支架的支架高为5米，而且都有相应的配套措施，一次性能够采高到20米。采取大采高综放设备，具有几大优势。

一是能够增加支架工作的阻力，在运用过程中围岩横向与纵向所涉及的范围由于大采高液压支架采高而获得了扩大，能够在增加煤矿压力的前提下很好地处理了5米大采高所遇到的阻力问题，通过增加大采高液压支架前端和后端的失稳来增强回转的能力，从而为大采高液压支架提供了强有力的保证。

二是增强了大采高液压支架的初撑力，提升了支撑顶板的主动性，从而使煤壁能够减少压力，确保了煤壁的完整，从而更好地抑制制片帮。在这个过程中，需要借助带压架来确保顶板的支护，从而保证顶板与顶梁之间能够充分接触到，在一定程度上减少了煤壁前支撑力。另外要注意将护帮板与煤壁紧密靠在一起，从而加大侧向的约束力，进一步减少煤壁偏帮的程度。若发生一些异常的现象，便能够很好地控制煤壁片帮。针对异常带来说，为了增强煤壁的稳固性，可以通过降低采高来完成，从而减少采煤机的截深，做好采煤机牵引，减少偏帮的程度。在环境允许的前提下，俯斜开采的方式是比较科学的。

三是大采高液压支架具有很强的稳定性，若采用5米的大采高液压支架，通常情况下为了增加大采高液压支架的初撑力，扩大中心距，可以采取四连杆的参数。这种方式还可以极大地缩短径向与周口之间的间隙，保证大采高液压支架能够更加稳固。

四是若采取通式与双前后连杆液压支架，那么便可以扩大支架的空间，使其稳定性进一步增强。

如图1所示，大采高液压支架具有十分优秀的综合新能，体现在质量小、采煤高度大、采煤阻力小等，但是大采高液压支架运输的难度比较大，所以需要对其进行优化和整体设计，在选择材料时以强度较高为主，并且借助先进技术来降低大采高液压支架的质量。

3.2 直线型与分体组合式液压支架

由于煤矿行业开采的不断深入，煤矿区内会有很多煤柱、小块段煤和边角煤等，这直接影响了工作面布置过程中的回收工作与综放工作。若使用较大的综放设备，那么就难以与边角煤相适应，无法保证工作效率。但是对于中小型的煤矿来说，狭窄的巷道使得大型综放设备难以经过，如图2所示，这时采用直线型与分体组合式液压支架便可以解决这个问题，主要有下面两个特点。一方面是直线型与分体组合式液压支架的顶梁与尾梁、底座与护帮板是分体的，借助铰接能够将顶梁与底座连接起来，从而防止因为顶板不平而出现的偏载现象。另一方面，直线型与分体组合式液压支架的适应性、稳定性都比较强。一条铅垂直线为直线型与分体组合式液压支架的轨迹，使得受力状态比较良好，不过在实际的生产活动中支架复杂性较高，存在着较大的随机性，顶板压力作用的位置、大小甚至是接触顶梁情况都会有相当的影响。

4 结束语

总的来说，在综放设备中液压支架具有相当重要的作用，特别是放顶煤液压支架的使用，使得工作面得到较好的控制与支撑，对煤矿安全作业空间起着重要的维护作用。

参 考 文 献

[1] 苏林军，朱峰.放顶煤液压支架的创新与发展[J].煤炭科学技术，2011（04）：84-88+54.

[2] 钟声，马英.高端放顶煤液压支架设计[J].辽宁工程技术大学学报（自然科学版），2013（05）：676-679.

综放液压支架 篇5

芦岭煤矿9105工作面地表位于矿井井田西部, 回采上限-237 m, 下限-255 m, 属I水平810采区, 开采煤层为9煤, 工作面上部8煤部分未回采。该面总体构造形态为单斜, 煤层发育较稳定, 局部地段煤层已风化, 切眼临近煤层露头带, 靠近切眼50 m左右煤层倾角约20°, 煤层起伏较大, 最大幅度12 m, 机、风巷前200 m段煤层有轻微起伏, 幅度1～3 m。直接顶为厚2.8～5.1 m砂质泥岩, 深灰色, 薄层条带状, 水平层理, 局部含植物化石碎片;直接底为厚7.8～9.5 m泥岩深灰色, 含植物化石碎片。

该工作面采用走向长壁综合机械化采煤法回采, 煤层厚度最小1.72 m, 最大4.03 m。当煤层厚度大于2.8 m, 可采取低位双轮顺序放顶煤工艺, 利用后部刮板输送机适当进行放顶煤, 确保支架不超高使用[1]。工作面支架型号为ZF5800/17.5/28型低位放煤液压支架, 煤机型号为MG300/700-WD型, 前后部刮板输送机型号为SGZ764/630。在回采过程中, 38架液压支架掩护梁在与前连杆连接上方焊接处出现开焊、断裂, 为不影响生产, 保证工作面后期正常推进, 决定更换38架掩护梁。

2 掩护梁断裂原因分析

掩护梁是支架的重要承载构件, 其作用是隔离采空区, 掩护工作空间, 防止采空区冒落矸石进入工作面;同时, 承受采空区部分冒落矸石的纵向载荷及顶板来压时作用在支架上的横向载荷[2]。

2.1 影响因素分析

9105工作面38架液压支架掩护梁发生开焊断裂现象, 支架已无法正常工作, 严重影响工作面生产, 根据现场和掌握资料分析, 主要原因是: (1) 切眼附近两巷各揭露一条断层, 造成工作面开始投产时就进行俯采, 且工作面顶板破碎、底板不平、压力大;工作面俯采及顶板来压再加上掩护梁焊接工艺缺陷是掩护梁开焊断裂的主要原因。 (2) 工作面支架立柱升起高度不够, 支架使用高度降低后, 导致支架的实际支护强度降低, 支架工作状况不佳。 (3) 一般情况下, 由于顶煤超前破碎, 支架所受合力点前移, 导致前立柱受力大于后立柱;但由于俯采坡度大, 导致支架受合力点后移, 后方掩护梁受力增大, 掩护梁焊接位置是强度薄弱处首先受到破坏[1,2,3,4]。

2.2 支架掩护梁受力分析

结合现场的情况, 构建支架掩护梁受力模型如图1所示, 支架掩护梁后方散体矸石分别处于AED、ADC和ACB 3个不同的应力场内, 其中AED、ACB为均匀应力场, ADC为极射应力场, AE为滑移线BCDE起始线, AB为滑移线BCDE终止线[5]。

利用散体介质力学理论, 得出了液压支架掩护梁受到的合力P、水平推力Ph、垂直压力Pv分别为:

式中, S为支架掩护梁的宽度;L为支架掩护梁的长度;α为掩护梁与垂线夹角;φ为矸石的内摩擦角;q1为作用在支架顶梁后部水平延长方向的垂直载荷;q2为作用在掩护梁AC上的载荷。

当俯采坡度增大即α角度增大时, 从式 (1) 和式 (3) 可看出P增大, Pv增大。俯采坡度过大会导致掩护梁受力超过其范围, 进而掩护梁薄弱处产生破坏。因此在工作面回采过程中必须控制好俯采坡度, 才能保证支架安全稳定。

3 更换掩护梁方案及施工过程

支架开焊断裂后, 经过对现场条件分析, 认真研究, 决定在工作面现场更换支架掩护梁。由于顶板破碎, 且掩护梁断开失去作用, 支架活柱无法升起, 换架高度不够, 因而提前卧底来提高支架空间。在37、38、39架范围内使棚铺网, 等其完全覆盖尾梁后, 在38架正前方煤壁施工5 m×4 m×1.8 m硐室, 对硐室底板卧底1 m, 卧底范围如图2所示。同时卧底使35～41架前部刮板输送机形成凹窝, 38架前移越过前部输送机, 更换掩护梁, 完毕后拉回原位, 恢复生产。其中顶梁为长4 mπ钢, 硐室使用单体液压支柱为DZ25-25/100型, 所有支柱必须穿鞋, 栓牢防倒绳, 支柱初撑力必须≥70 kN, 具体更换方案如图2所示。

具体施工过程: (1) 准备工作。人工使棚铺网以38架为中心, 在37、38、39架上方, 菱形金属网的下方, 铺设长4 mπ钢梁, 梁距400 mm, 38架担1.5 m, 剩余37、39架均担。钢梁上方依次铺一层4 m×1.2 m菱形金属网和3 m×1.2 m塑料编织网, 网搭接长度200 mm, 搭接处用14#铁丝每200 mm联网, 沿π钢梁每200 mm用14#铁丝把网捆扎在钢梁上。随着工作面推进, 尾梁后方老空侧压网达到1 m以上即可停止人工使棚铺网。铺网做假顶的同时, 为保证换架所需高度, 35～41架用风镐卧底, 以38架为中心, 两边卧底量递减, 38架卧底量500 mm, 最后37、38、39架前部输送机多卧100 mm, 如图2所示。按方案在37、38、39架前方施工硐室, 具体施工断面、支护方式和参数如图2所示。在上端头提前布置一部JH-14回柱绞车, 并用4 mπ钢梁支倾向挑棚, 一梁四柱, π钢棚距0.8 m, 中间两根单体液压支柱间距2 m, 以满足掩护梁从下方通过, 单体液压支柱型号为DZ28-25/100, 所有支柱必须穿鞋, 支柱初撑力必须≥70 kN。为保证前部刮板输送机到煤壁空间可以满足运输掩护梁的要求, 将换架前两刀煤的回采工艺改为:割煤→伸伸缩前梁→推前部输送机→割煤→伸伸缩前梁→回拉前部输送机, 这样前部输送机到煤壁就有足够空间运输掩护梁。煤壁用φ240×2 200 mm半圆木和3 m×1.2 m竹笆背帮, 且伸缩前梁间用小竹笆过顶, 严防片帮漏顶。满足运输空间后, 用JH-14回柱绞车配合滚动轴承起重滑车调向把新掩护梁运到37架, 等待安装。 (2) 更换掩护梁。拆除36～40架托缆装置和前后输送机与各自推移杆连接头的联接, 铺φ300 mm圆木保护电缆, 利用手拉葫芦和千斤顶使支架前移越过前部输送机, 拆除38架掩护梁联接装置, 用4个5 t手拉葫芦起吊, 吊运至39架前方用绞车拉到上端头, 运出工作面。同时用手拉葫芦吊运、安装新掩护梁, 安装完毕后, 用手拉葫芦和千斤顶把38架拉回到位, 与输送机联接, 把托缆装置、电缆和各种管线等复位, 恢复正常生产。

4 结语

更换开焊断裂综放液压支架掩护梁在芦岭矿属首次, 综放液压支架尺寸大且有前后2部刮板输送机大大增加了更换的难度, 此次更换的成功为探索出一个在井下工作面直接更换液压支架大型部件的方法。更换前做了充分的准备工作, 采用有效的方法, 用2个小班完成了更换任务, 大大减小了更换工作量, 缩短对生产的影响, 取得良好的安全经济效益。首次更换成功, 为今后提供了宝贵的实践经验。

参考文献

[1]杜计平, 孟宪锐.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009

[2]李炳文, 万丽荣.矿山机械[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2010

[3]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

[4]刘玉堂.中国厚煤层综放开采技术[J].中国煤炭, 1999, 25 (7) :7-10

综放液压支架 篇6

综放开采技术是回采厚煤层工作面的重要方法, 延长综放工作面采长不仅可以提高煤炭回收率和工作面单产水平, 简化生产系统, 同时还有利于实现矿井的集约化管理和生产。但是, 超长综放工作面较普通长度综放工作面相比, 其周期来压更短、上覆煤岩体更加破碎, 矿压显现强度更为剧烈, 因此要求更先进的支护工艺和支护设备[1,2]。现以S1304超长综放工作面为例, 研究支架对采场的适应性问题。

1 工作面概况

S1304工作面位于南一采区, 东临S1302工作面采空区, 北邻正在掘进的S1306工作面, 西侧为实体煤。该工作面埋深为501 m~524 m, 平均为512 m;煤层厚度为5.8 m~7.4 m, 平均为6.4 m;煤层倾角为2°~7°, 平均为3.5°。工作面走向设计长度为1 062 m, 倾斜长度为302 m, 平均采高为3.2 m, 采放比为1∶1, 属于超长综放工作面。该工作面直接顶为厚3.2 m~4.1m的泥岩~砂质泥岩, 直接顶岩层节理裂隙发育程度较高, 部分区域存在破碎带;基本顶为厚7.5 m~12.7 m的细粒砂岩~中粒砂岩, 岩层以石英和长石为主, 呈厚层状, 致密性较好;直接底为厚1.1 m~1.8 m的泥岩~砂质泥岩, 底板裂隙率较高, 遇水易软化;基本底为厚1.2 m~2.5 m的灰黑色粉砂岩~细粒砂岩, 基本底以厚层为主, 偶有块状。工作面共布置两条回采巷道, 即运输巷道和回风巷道, 采场采用ZF8000/20/38型放顶煤支架, 该型号支架额定工作阻力为8 000k N, 额定初撑力为6 872 k N, 支护高度为2 m~3.8 m。

2 合理支护阻力的确定

合理确定采场所需支护阻力是支架选型的重要依据, 放顶煤工作面支护阻力的确定应考虑顶煤、支架和围岩三者之间的关系。工作面煤体开采后, 工作面上覆岩层会在上方某岩层层位形成平衡拱结构, 该平衡拱结构承担了拱上方的岩层压力, 下方支架承担了平衡拱下方煤体、冒落顶板和平衡拱结构所传递的作用力。因此, 可以依据顶煤自重和平衡拱作用力来确定采场所需的合理支护阻力[3]。对支架受力进行分析, 确定支护阻力计算公式 (1) 如下:

式 (1) 中, W为支架上方顶煤自重, t;F1为支架上方冒落顶板重量, t;F2为支架上方平衡拱作用力, t。

分析可知:

式 (2) ~式 (4) 中, H1、H2为平衡拱结构高度和顶煤高度, m;B为液压支架中心距, m;S1、S2为增量系数和传递系数;L为液压支架控顶距, m;γ1、γ2为支架上方煤体和岩体的容重, t/m3。

将各种参数带入上式 (1) , 可得:

由于1 t约等于10 k N, 故采场支护阻力需2 258k N/架, 选用ZF8000/20/38型放顶煤支架对S1304工作面采场进行支护, 理论上是可行的。

3 现场实测

为了掌握ZF8000/20/38型放顶煤支架在S1304工作面的应用情况, 进行了为期2个月的现场实测, 实测方案:将工作面划为机尾、上部、中部、下部和机头五个区域, 在对应区域分别选取10#、50#、100#、150#和190#架作为实际载荷观测对象。支架载荷选用综采矿压监测仪进行数据采集。

支架载荷分析结果见表1所示, 由表1可知, 该工作面所测各支架最大载荷为8 028 k N~8 102 k N, 平均最大载荷为8 063.4 k N, 为额定工作阻力的100.79%;各支架平均载荷为3 262.4 k N, 为额定工作阻力的40.78%, 平均动载系数为1.81;由此可知, 该工作面支架载荷相对较小, 液压支架能够满足采场支护要求, 但考虑到顶板动载系数较大, 说明顶板来压较为剧烈。合理的支架初撑力可以有效地防止顶板下沉和顶板离层, 统计分析液压支架初撑力对于研究工作面矿压显现规律和顶板控制管理具有重要的作用。S1304工作面液压支架初撑力统计见表2所示。由表2可知, 支架左、右柱受力较为平均, 所测各支架初撑力为2 217 k N~2 986 k N, 只达到额定初撑力的32.26~43.45%;平均初撑力为2 444.6 k N, 仅为额定初撑力的35.57%。由此说明, S1304工作面采场各支架初撑力普遍较低, 这样难以对顶板形成有效的支护, 不利于控制顶板下沉、顶板离层和煤壁片帮, 故应采取合理措施适当提高支架初撑力。

4 结语

理论计算表明, S1304工作面采场所需支护阻力为2 258 k N/架, 选用ZF8000/20/38型放顶煤支架对S1304工作面采场进行支护理论上是可行的。

现场实测表明, S1304工作面支架最大载荷为8 10k N, 平均最大载荷为8 063.4 k N, 为额定工作阻力的100.79%;各支架平均载荷为3 262.4 k N, 为额定工作阻力的40.78%, 平均动载系数为1.81;初撑力为2 217 k N~2 986 k N, 平均初撑力为2 444.6 k N, 仅为额定初撑力的35.57%。由此可知, 支架能够满足现场支护要求, 但考虑到初撑力较低, 应采取适当措施提高支架初撑力, 同时建议加强乳化泵站及供液管路的检修和维护工作, 确保供液系统稳定。

参考文献

[1]王广帅, 李洪彪, 蔡秀凡.超长综放工作面液压支架适应性分析[J].山东煤炭科技, 2013 (1) :116-118.

[2]缪协兴, 罗善明, 程宜康, 等.超长综放工作面支架运转特性分析[J].煤矿开采, 2001 (1) :52-53.

综放液压支架 篇7

1 地质条件

14200工作面老顶为19.24m厚的粉砂岩、中砂岩, 直接顶为2.2m厚的泥岩, 直接底为10.1m砂质泥岩, 老底为5.2m硅质泥岩。煤层平均厚度为4m。煤层倾角5°~11°, 平均7°, 整体上中部较高, 局部褶曲变化较大, 形成因素主要为成煤初期基底不平、地质构造运动和成煤期后古河流冲蚀作用。该工作面顶板岩性松软破碎、伪顶较不稳定, 未揭露断层。

2 液压支架架型选择与支护压力的确定

大采高综放工作面液压支架与普通综放开采有很大区别, 而大采高综放开采成功的关键为工作面液压支架选型是否合理。

2.1 液压支架架型选择

根据我国综放开采液压支架发展现状以及综放支架的选型原则, 考虑到煤层的条件和其他矿井综放开采工作面支架的情况, 建议采用正四连杆式低位放顶煤支架。同时, 支架采用伸缩梁并设置护帮板, 这可以有效避免因端面距过大而引起工作面端面冒顶。按照煤矿大采高综放开采技术要求, 主要依据以下四个方面选择液压支架的架型[2]: (1) 煤层采深较大而强度较低, 可能存在片帮、冒顶, 并且需即时支护, 支架须设置防片帮机构; (2) 工作面推进长度大, 要求设备可靠性高; (3) 工作面瓦斯涌出量大, 需要工作面通风断面大; (4) 支架重量不能太大。

2.2 液压支架支护阻力确定

液压支架支护阻力计算分为两种, 具体分析如下。

(1) 估算法

实验表明, 确定阻力的基本条件为:割煤高度3.4m, 工作面煤层的厚度5.50m, 放煤高度2.26m, 采深560m~580m, 支架支护强度计算公式如下:

式中:q-支架支护强度;Kd-基本顶失稳系数, 取Kd=1.8;qm-岩层自重应力, 取值25kN/m3;qc-顶煤自重应力, 取值13.5kN/m3;

代入数据可得

q=737.6kPa

支护工作阻力公式为

式中:lk-顶距, 取值为0.367 m;ld-顶梁的长度, 取值为4.56m;B-支架的宽度, 取值为1.4m;Ks-支撑效率, 取值为0.85。

代入数据得

p=6442kN

(2) 数值模拟法

根据FLAC3.0数值模拟程序进行如下模拟, 其中支架支护的强度q取0、0.2、0.4、0.6、0.8、1.0MPa, 由数值模拟运算结果, 可得到控顶区内支架顶煤的离层量与支护强度之间的关系。增大支架支护的强度会减小顶煤下沉量, 其中煤壁处顶煤下沉量对煤壁的稳定性有很大影响, 下沉量越小, 煤壁就越稳定。与煤壁前方相距0.4m内的煤体一直受压缩力, 而且压缩量会跟随支架支护强度的增加而减小。特别是, 当支架支护的强度大于0.8MPa临界值时, 顶煤离层量将缩小到0.6mm, 冒顶的问题也会有效防止[3]。所以, 为了防止工作面片帮、冒顶的发生, 支架的支护强度取值需要大于0.8MPa。当支架支护的强度超过0.8MPa, 再增加支护强度对顶煤下沉量影响不大。而且, 支架自重与支架支护强度成正比, 当架支护强度过大时, 增加了支架的运输和安装难度, 煤矿工作面初期的投资也过大, 增加了矿山成本[4]。所以, 在选择支架时, 支架支护的强度不宜太大, 工作面支架支护的强度一般取值为0.8MPa~0.9MPa。根据支架的顶梁长度、配套尺寸以及空顶距, 可计算得出支架工作阻力:

由上述2种方法得到的结果, 再结合煤矿整层开采条件, 支架设计工作阻力确定取7000kN, 工作高度取1940mm~3800mm, 选择ZF7000/1916/38型支架。

3结论

实践表明, 大采高综放开采既可以满足瓦斯煤矿的生产要求, 又具备布局适当、高效率、质量可靠度高与安全性能好等特点。

参考文献

[1]毛德兵, 康立军.大采高综放开采及其应用可行性分析[M].煤矿开采, 2003, 01.

[2]李磊, 等.提高岩巷掘进速度的途径[J].煤炭技术, 2007, 08.

[3]刘结高.大断面岩巷快速掘进实践与探讨[J].中州煤炭, 2008, 02.

综放工作面支架井下封存技术 篇8

1方案比较

1.1回收上井

3109外工作面支架按传统模式回收, 通过轨道运输上井检修, 然后重新下井进行3107外工作面支架安装。

2007年5月初, 对三水平轨道下山及三水平大巷等支架回收线路进行了现场调查。三水平轨道下山200 m巷道无法通过支架车, 三水平新泵房至三水平轨道下山底高度不够, 需落道36 m, 深度0.4 ～0.6 m;行人下山底至三水平大巷、四部猴车底高度不足, 需落道35 m, 深度0.4 m, 井下需整修巷道270 m。其优点是支架可上井认真检修, 安装新工作面支架状态最好;缺点是井下整修工作量较大, 三水平轨道下山整修200余m, 三水平大巷整修70余m, 需要安排岩巷队整修, 耗费工时1 800个, 支架上井下井需4个月, 消耗大量人力、物力、财力。

1.2井下大巷存放

3109外工作面支架按以往模式回收, 通过轨道运输至三水平南北大巷卸车, 在大巷存放并进行检修, 待3107外工作面掘进完毕后倒运至3107外工作面进行安装。

三水平南大巷可存放支架40组, 北大巷-550 m石门可存放40组, 剩余46组支架没有存放地点。优点是减少支架上、下井轨道运输时间, 不需要大量整修井下巷道, 节省上下井过程的人力、物力、财力;缺点是支架井下检修倒运至新工作面安装, 支架状态一般, 支架存放运输途经三水平南北大巷前, 必须扩帮200余 m以满足井下存放需要, 耗费工时800个, 整修工作量较大。

1.3就地封存就近安装

3109外工作面结束后将回采巷道密闭, 支架就地封存, 待3107外工作面掘进完毕后倒运至3107外工作面进行安装 (图1) 。

3109外综放工作面结束后, 及时将各种材料、配件回收上井或倒运至新面, 10 d内回收完工作面前后大槽、运输巷转载机、胶带, 通风区及时在回采巷道进行密闭, 将工作面支架就地封存;待上部3107外工作面掘进完毕, 在3107外工作面正对3109外工作面终采线方向掘中切割, 距贯通前20 m开启3109外工作面, 与3109外工作面停采位置贯通, 并增设必要的通风设施, 然后3109外工作面安装设备扩出架道, 同时3107外工作面开始安装前后部输送机。以上工作完成后, 回撤3109外工作面支架, 直接运至3107外工作面进行安装, 3109外工作面回收完毕后进行永久密闭, 同时3107外工作面安装完毕。优点是减少支架上下井轨道运输时间, 运输路线不需要整修, 节省三水平南北大巷扩帮200余 m工程量, 节省大量人力、物力、财力;缺点是支架就地存放, 井下检修倒运至新面安装, 支架状态一般, 存在自然发火隐患。

1.4比较结果

三矿对以上3套方案进行综合比较, 认为就地封存就近安装方案技术上可行, 经济上合理。3109外工作面支架2006年5月投产使用, 井下使用时间仅1 a, 主要构件完好, 立柱、千斤顶和其他零部件未出现过大的损坏现象, 支架状态较好, 而且该工作面生产期间未出现过CO。经研究决定, 选择就地封存就近安装方案。

2封存安全技术措施

(1) 3109外工作面结束时, 其净高必须达到2.2 m, 架间、架前、前后槽两帮浮煤杂物清净, 每组支架底座处顶梁下打2根木点柱, 前梁边打1根单体加强柱, 以防止封存期间在顶板压力作用下支架高度过低。

(2) 3109外工作面停产前, 不扩煤墙侧出架道, 工作面必须及时支护, 严禁空帮、空顶, 煤墙按要求打齐木锚杆, 严禁偷工减料。

(3) 3109外工作面结束后, 工作面上、下两端头必须垛好煤袋, 煤袋必须接帮接顶, 并注一定数量的罗克休封闭, 防止漏风。

(4) 3109外工作面结束后, 必须在10 d内回收完各种材料、配件、设备, 然后及时在通风区建密闭墙, 且保证密闭墙质量合格。

(5) 3109外工作面支架封存前, 要认真检修每一组支架, 更换坏立柱、千斤顶、操作阀、单向阀、液压管、密封圈等配件, 防止支架自降。对每组支架立柱、千斤顶活柱除锈、抹油。

(6) 3109外工作面支架停产前3 d供液乳化液浓度不低于5%, 封存前对工作面所有支架、上下两端头单体支柱进行2次注液, 保证初撑力符合规定要求。

(7) 3109外工作面出支架前, 及时安装运输设备, 按措施要求扩出出架道。

(8) 3109外工作面支架封存密闭后, 通风区要每班安排瓦检员对回采巷道密闭及有害气体进行检查, 发现问题及时汇报处理。注浆队必须定时定量向工作面采空区进行注浆, 保证注浆质量。运输巷密闭要留有泄水孔, 安排专人在运输巷排水。

(9) 积极组织3107外工作面掘进贯通, 减少3109外工作面支架封存时间。

(10) 3109外工作面支架运出后必须安排专人进行检查、检修, 更换损坏的立柱、千斤顶、操作阀、单向阀等, 否则不得在3107外工作面安装使用。

(11) 扩出架道、支架回收、支架安装、巷道贯通等项目必须制定专项措施, 否则不准施工。

3结语

(1) 鹤壁煤电三矿3109外综放工作面支架在井下工作面封存, 通过采取切实可行的安全技术措施, 成功实现了短时间支架安全转移安装, 减少了支架上下井运输环节, 3109外综放工作面从回收到3107外工作面安装完毕历经1.5个月, 缩短工期2.5个月, 保证了工作面正常接替, 节约了大量的人力、物力、财力, 带来了可观的经济效益。

综放采场来压阶段支架载荷的计算 篇9

1 综放采场支架围岩关系

随着采场推进，顶板岩层将产生变形、破断、垮落，低位顶板岩层载荷将作用给煤壁、支架和矸石上，高位顶板岩层形成拱结构，其载荷转移到采空区后方矸石和超前煤壁的煤体上，即高位顶板岩层载荷不需支架承担.从采场顶板控制的角度来看[6,7]，低位顶板是指基本顶范围以下的岩层，通常认为是顶板6～8倍采高范围内的岩层，高位顶板是指基本顶上方的岩层.低位顶板与煤壁、支架、矸石可看作是一力学系统，采场支架的作用是协助煤壁和矸石控制低位顶板运动产生的载荷.若支架的支护强度偏小，更多的顶板载荷将作用在煤壁上，可能导致煤壁失稳，甚至造成“压架”事故；若支架的支护强度偏大，虽有利于控制煤壁失稳，但需增加投入，因为支架支护强度的提高是以增加材料为代价的.可见，准确确定支架的合理支护强度或需承担的载荷，是采场支架围岩关系研究的核心内容.

基于上述描述，可将综放采场支架围岩关系概括为顶煤、直接顶、基本顶组成的“荷载体”与支架、煤壁、矸石组成的“承载体”相互作用.支架承担的载荷包括顶煤及直接顶自重和基本顶运动作用给支架的载荷.实践中，顶煤及直接顶自重易确定，而基本顶运动作用给支架的载荷较难确定.

2 综放采场来压阶段支架载荷计算模型

现场观测结果表明，采场来压阶段支架承担的载荷最大.为满足采场顶板控制要求，所选支架的支撑能力应不小于来压阶段顶板运动施加给支架的载荷[8].而确定支架支撑能力的关键是确定顶板来压阶段基本顶运动施加给支架的载荷.研究表明，基本顶断裂后迅速下沉，以冲击载荷的形式作用于支架，此时支架承担的载荷最大，即来压阶段支架承受的载荷R为

式中，RI为顶煤及直接顶自重；RP为来压阶段基本顶运动产生的冲击载荷.姜福兴[9]根据冲量矩定理推导出RP的计算公式

式中，Q=mg,g为重力加速度，m为基本顶岩块质量；ω为基本顶岩块触矸时的角速率；dg为基本顶触矸完成时的矸石压缩量，一般取dg=0.1l,l为采高.

由式(2)可知，计算冲击载荷RP的关键是推导基本顶岩块触矸时角速率ω的表达式.ω值与基本顶岩块的受力状态、位态有关.

3 综放采场来压阶段支架冲击载荷计算

3.1 综放采场来压阶段顶板结构

根据综放采场实测结果，煤壁至采空区基本顶触矸点之间有2个岩块铰接形成结构，岩块Ⅲ触矸，呈近水平状态，如图1所示.来压前，岩块Ⅰ在煤壁前方断裂；来压开始时，断裂位置已移至煤壁，且基本顶已回转θ1，最大沉降量为G，岩块Ⅰ,Ⅱ处于一直线上；岩块Ⅰ,Ⅱ铰接被破坏后，岩块Ⅰ将迅速回转至θ，对支架造成冲击.岩块Ⅰ,Ⅱ的长度约等于1倍的周期来压步距[5]，故θ1=θ/2，岩块Ⅰ的二次沉降量为0.5G.

岩块Ⅰ触矸时的受力状态如图2所示.当岩块回转θ后，铰接处块体DBF被压碎，而DE处仍有水平推力作用，FE部分则处于x轴下方.DE挤压面上的合力作用点位于受压面中点G处，合力为Th，其对O点的力臂为DE/2.在图中建立坐标系，e为水平推力Th的力臂.确定Th值是计算ω的关键.文献[9]认为Th=sσc，式中s为岩块Ⅰ,Ⅱ铰接面的面积，σc为岩体抗压强度.该认识只关注到了块体DBF被压碎瞬间的水平受力状态，并未考虑块体压碎后铰接面上的摩擦力.为此，本文引入采用三角拱平衡原理[4,10]得到的Th表达式.

当岩块Ⅰ和Ⅱ相互铰接时，岩块之间形成较大的水平挤压力，处于三铰拱式平衡状态，如图3所示，图中q为均布载荷.根据三角拱平衡原理[6]，岩块成拱且使岩块保持平衡的水平推力Th为

式中,c为采场周期来压步距；h为基本顶岩块厚度.

3.2 来压阶段支架受到的冲击载荷

如图2，当岩块回转θ时，D点为直线DF与BC的交点，BC的方程为

将式DF的方程x=c代入式(4)，得

水平推力Th的力臂e=yD/2.视sinθ近似等于θ，则

设水平推力做功为W，在顶板回转到θ时，其水平推力为Th，力臂为e，则此刻顶板转过一微小角dθ时，单元功d W为

当顶板从θ=0转到θ时，水平推力做的功为

将Th和e的表达式代入上式，整理得

岩块Ⅰ和Ⅱ组成的结构失稳后，岩块Ⅰ从θ1角度向下回转至θ角度，在触矸开始时，其角速度可由动量定理求解

式中，W为支架做的功，W=R0NSθ1;R0为支架初撑力；NS为支架作用合力点距煤壁距离；m=ch LRρ，其中LR为支架中心距，ρ为岩层平均密度；I0为转动惯量，I0=mc[2]/3.

由式(10)得

将式(11)代入式(2)，得到来压阶段支架受到的冲击载荷为

由式(12)可知，来压阶段支架受到的冲击载荷与支架初撑力成反比，即现场可通过提高支架初撑力，从而降低基本顶运动对支架的影响.另外，可以看出，综放采场来压阶段支架除承担顶煤及直接顶自重外，还需承担基本顶岩块一半以上的重量，从而为现场支架选型提供了依据.

4 工程应用

4.1 工程概况

山东某矿1306综放工作面标高为-987.4∼-934.7 m，对应地面标高为+43.2 m，走向长1 110 m，倾斜长196 m，回采煤层厚1.4∼8.6 m，平均5.7 m，倾角0◦∼10◦，平均4.5◦，普氏系数f=0.8∼2.3，平均1.6.根据工作面内ZS-9钻孔揭露情况，煤层厚7.8 m，直接顶为泥岩、粉砂岩互相层，厚约28 m，基本顶厚16 m.采场内共布置131个液压支架，额定工作阻力为12 000 kN，中心距为1.5 m，最大控顶距为5.3 m，额定初撑力为8 800 kN.采煤机割煤高度为3.0 m，放煤高度为4.8 m.经现场观测，采场周期来压步距约20 m.

4.2 来压阶段支架载荷计算

(1)顶煤及直接顶自重计算

根据采场矿压理论，顶煤及直接顶自重RI是指支架控顶区域内顶煤及直接顶的重量，即

式中，LK为支架最大控顶距；T和MZ分别为顶煤厚度、直接顶厚度；γc和γ分别为煤体、直接顶容重.

取LK=5.3 m,LR=1.5 m,T=4.8 m,MZ=28 m,γc=14 kN/m[3],γ=25 kN/m[3]，并代入式(13)，得RI=6.1 MN.

(2)冲击载荷计算

取c=20 m,θ=0.015 rad,h=16 m,R0=8.8 MN,NS=4 m,dg=0.3 m,ρ=2.5 t/m[3]，并代入式(12)，得支架受到冲击载荷为RP=7.2 MN.

据此，1306综放采场来压阶段支架受到的冲击载荷为7.2 MN，支架载荷为13.3 MN，是额定工作阻力的1.1倍，预计来压阶段基本顶岩块间铰接若发生失稳，将导致支架安全阀开启，甚至造成压架事故.

4.3 现场验证

1306采场平均推进84.7 m时，发生第2次周期来压，造成采场连续16个支架的安全阀开启，次日有65个支架的安全阀开启，同时造成全面片帮，个别支架前梁上方空顶高度达1.5 m，顶煤最大下沉0.9 m，部分支架的活柱行程仅有5 cm.图4所示为采场支架阻力变化曲线.可以看出，来压前后支架阻力由35 MPa增加到44 MPa，换算为支架载荷约为13.11 MN，与理论计算结果13.3 MN基本一致，从而证明采用本文方法估算综放采场来压阶段支架载荷是可行的.

采场推进过程中允许少数支架安全阀开启，发挥支架“缩柱让压”特性，从而避免因支架额定工作阻力设计过大造成的材料损失.但采场大面积支架安全阀开启，易造成压架，因此，要求支架额定工作阻力不能过小.综合上述分析和观测结果，认为试验采场支架额定阻力以13 MN为宜，从而实现“技术可靠、经济合理”的采场顶板控制目标.

5 结论

本文依据综放采场支架围岩关系，建立来压阶段支架载荷的计算模型，引入三角拱平衡原理推导来压阶段支架冲击载荷的计算公式，并将计算模型应用于工程案例，指导了综放采场支架选型，验证了该计算模型的有效性.得到结论：(1)综放采场来压阶段支架载荷为顶煤及直接顶自重与基本顶运动产生的冲击载荷之和；(2)来压阶段支架除承担顶煤及直接顶自重外，还需承担基本顶岩块一半以上的重量；(3)现场可通过提高支架初撑力，降低基本顶运动对支架的影响.

摘要：基于综放采场支架围岩关系,建立了综放采场来压阶段支架载荷计算模型,引入三铰拱平衡原理推导出来压阶段支架冲击载荷的计算公式.以山东某矿1306综放工作面为例,应用上述模型和公式,得到来压阶段支架冲击载荷为7.19 MN,支架载荷为13.3 MN,与实测结果 13.11 MN基本一致,验证了计算模型的有效性,从而为综放采场来压阶段支架载荷计算和支架选型提供了理论依据.

关键词：综放采场,来压阶段,支架载荷,冲击载荷

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