综放液压支架

关键词： 综放 液压 支架 工作面

综放液压支架（精选九篇）

综放液压支架 篇1

山西某矿综放工作面煤层倾角25°, 煤层厚度6.5 m, 埋深400 m左右。结合该矿综放工作面地质条件, 依据工作面液压支架与围岩相互作用原理, 在综合考虑矿井安全和经济的情况下, 对该矿综放工作面液压支架合理支护强度进行具体研究分析。

1 理论分析

1.1 工作面支架与围岩关系

(1) 支架和围岩是相互作用的一对作用力与反作用力, 两者应互相适应, 使其大小相等, 而且尽可能地作用在一个作用点上。

(2) 支架受力的大小及其在回采工作面分布的规律与支架性能有关, 事实证明恒阻式支架的受力比较均匀。

(3) 支架结构及尺寸对顶板压力的影响。在支架架型选择合适时, 可以用最小的工作阻力维护好顶板[4]。

1.2 工作面支架工作阻力与顶板下沉量的关系

前苏联学者在对工作面支架进行调压试验, 得到工作面阻力与顶板下沉量关系曲线, 该曲线呈近似的双曲线, 称为“P—ΔL”曲线。“P—ΔL”关系是支架围岩相互作用的综合体现, 支架工作阻力与顶板下沉量的关系实质上是基本顶给定变形条件下支架与直接顶相互作用的结果。即在一定工作阻力以上, 支架工作阻力增加对顶板下沉量影响较小, 但低于此值则影响极大。

影响支架支护强度的主要因素: (1) 上部平衡结构的层位; (2) 平衡结构下部岩层应力传递。这两个因素只是围岩活动的表现, 其深层的因素是顶板特性及开采环境条件 (图1) 。

工作面上覆岩层平衡结构的形式和位态是确定支架工作阻力的基础, 该平衡结构的层位不仅受地质及开采条件的影响, 而且还要受支护体支护载荷的影响。支护强度大, 顶板变形量就小, 支护状态好, 反之亦然。支架的合理最低工作阻力应该使工作面处于安全支护状态下, 减小上部结构运移的影响。

1.3 工作面液压支架支护强度的计算

根据该矿实际情况, 运用载荷估算法、放顶煤顶板结构分析计算法和实测统计法来计算工作面液压支架支护强度[5,6]。

(1) 载荷估算法。P= (4~8) Kγcosα。根据该矿具体情况, 系数取6, 则P=883.7 k Pa。

(2) 按放顶煤顶板结构分析计算法。。其中, Md为顶煤厚度, 取3m;α为煤层倾角, 取25°;Kp为碎胀系数, 根据该矿顶板取1.25;γ1为煤的容重, 14 k N/m3;Kd为放顶煤综采动载系数, 取1.4。

代入数据计算得, P=877.7 k Pa。

(3) 实测统计法。经过多年的实测统计, 煤炭科学研究总院提出, 按顶板分类对液压支架额定支护强度的要求进行计算, 额定支护强度下限PH=72.3hm+4.5Lm+78.9Bc-10.24N-62.1。其中, hm为工作面煤层采高, 取6.5 m;Lp为基本顶周期来压步距, 取22 m;Bc为控顶距, 取5 m;N为直接顶厚度与采高之比。代入数据计算得, PH=890.3k Pa。

2 数值模拟

2.1 数值计算模型

采用FLAC3D数值模拟软件, 进一步对该矿综放工作面液压支架支护强度进行研究分析, 在不影响计算结果的前提下对模型 (表1) 进行了简化, 简化后的模型长×宽×高为100 m×100 m×120 m, 计算模型共划分31 670个单元, 34 256个节点。模型采用Mohr—Coulomb强度准则判断岩体是否破坏。

2.2 模拟过程

由于工作面中部顶板压力和下沉量要大于两端, 为了加快计算速度, 数值模拟过程仅对工作面中部控顶区进行监测。通过监测某一时刻控顶区顶煤的下沉量变化来确定合理的支护强度[7]。

此次模拟的支护强度范围取0~1.4 MPa, 从0开始每隔0.2 MPa监测一次。在工作面中部控顶区5 m范围内, 距离煤壁每隔1 m取一个点作为监测点, 记录不同支护强度作用下顶板的下沉量。

2.3 模拟计算结果及分析

由表2的监测数据可以得到工作面支护强度与顶煤下沉量的关系曲线 (图2) , 可以看出该曲线呈近似双曲线形状, 这与实际情况相吻合。在控顶区无支护情况下, 距煤壁5 m处的顶煤下沉量达到78cm, 距离煤壁1 m处的顶煤下沉量也有34 cm。当支护强度为0.4 MPa时, 顶煤下沉量有所缓和, 最大下沉量为37 cm;当支护强度为0.6 MPa时, 控顶区顶煤下沉量基本保持稳定, 顶煤最大下沉量为23cm, 如果继续增加支护强度, 顶煤下沉量仍变化很小;当支护强度增至0.8 MPa时, 顶煤下沉量仅比支护强度0.6 MPa时小5 cm。继续增加支护强度更是如此, 对控顶区顶煤的下沉影响不大。

cm

虽然不同的控顶位置顶煤的下沉量不同, 但总体的下沉趋势应该是一致的, 即控顶区顶煤的下沉量随着支架支护强度的增大而减小。从图2中可以明显看出, 当支护强度小于0.6 MPa时, 增大支架支护强度对控制顶煤下沉量作用非常明显, 而当继续增加支架支护强度时, 其作用逐渐减弱。可见支架支护强度0.6 MPa是控制顶煤下沉量的一个拐点, 在支护强度为0.6 MPa时, 顶煤的下沉量已被控制在一个较小的范围内。

图3和图4为不同支护强度下工作面周围垂直方向的位移和应力云图。从位移云图中也可看出顶煤位移随支护强度增加而减小的趋势, 应力云图也无异常。因此, 通过数值模拟研究表明, 该矿综放工作面支架合理支护强度为0.6 MPa。

由于数值模拟过程中没有考虑动压的影响, 因此实际支架支护强度为动载系数与支护模拟强度的乘积。动载系数k的计算公式:

式中, qy为计算支护强度;M (γm+2γ1) 为充满采空区对应的直接顶岩重与煤层开采厚度自重载荷强度之和。

通过计算得到动载系数为1.4, 所以该矿经过数值模拟分析得到的支架合理支护强度为0.84MPa。综合理论计算和数值模拟得到支护合理支护强度, 为安全起见, 最终确定工作面的合理支护强度为0.89 MPa。

工作面额定工作阻力主要取决于工作面支护强度的确定和支护顶板的控顶面积。综合考虑支架与采煤机、刮板输送机的配套, 确定顶梁长度Ld=4.5m, 梁端距Lk=0.35 m。则额定工作阻力:

式中, F为支架额定工作阻力;B为支架中心距, 取1.5 m;η为支架支撑效率, 取0.9。

代入数值计算得, F=7 194.2 k N/架。

综合以上计算结果, 考虑一定安全富裕系数和国内近期配套趋势, 确定支架工作阻力为7 600 k N。

3 工业性试验

根据理论计算和数值模拟得到的支架合理支护强度, 对选择的液压支架在工作面进行工业性试验, 观测支架的运行状态, 分析综放面液压支架与围岩运移的适应性, 为综放工作面安全回采提供理论与技术支持。

在综放工作面布置7个测站, 测站分别布置在工作面5#、25#、41#、59#、75#、95#和111#液压支架处。采用KJ-327型矿山压力监测仪对工作面支架的载荷及其工况进行连续不间断地监测, 在未安设自动监测系统的支架上安装机械式压力表进行监测。

通过对工作面支架采集的液压信息进行整理后, 发现工作面液压支架工作阻力分布以区间24~30 MPa所占比率最大, 工作面支架工作阻力>36MPa占总体支架工作阻力比例不大, 且主要分布在工作面中部。

在来压期间, 个别支架工作阻力超过额定阻力, 少数支架工作阻力值大于安全阀开启值, 导致安全阀开启, 给工作面安全带来隐患, 应加强工作面支护管理。总体上, 支架运行状态基本满足工作面的支护需求, 支架工作状态良好, 支架性能可以得到充分发挥。

4 结论

根据山西某矿综放面煤层实际赋存条件, 通过理论分析和数值模拟计算对该矿综放面液压支架合理支护强度进行了研究分析, 并进行了工业性试验。

(1) 支架支护强度和顶煤下沉量呈近似双曲线关系, 与实际情况相吻合。增加支架支护强度能显著减小顶煤下沉量, 当支护强度接近某一值 (合理支护强度) 时, 再增加支护强度, 对控制顶煤下沉量效果不明显。

(2) 综合理论分析和数值模拟结果, 为了安全起见, 选择其最大值, 确定了工作面支架合理支护强度, 并为综放工作面选择了额定工作阻力为7 600k N/架的综放液压支架。

(3) 工业性试验表明, 支架运行状态基本上能满足工作面的支护需求, 实现了对工作面顶板的有效控制, 支架性能得到了充分发挥, 符合矿井安全和经济的原则, 保证了矿井的正常生产和矿工的安全。

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]李晓豁, 沙永东.采掘机械[M].北京:冶金工业出版社, 2011.

[3]曾勇伟.综采液压支架及“三机”配套选型系统软件的研制与应用[D].徐州:中国矿业大学, 2008.

[4]翟新献, 苏承东, 李仕明, 等.综放工作面顶煤承载能力和支架工作阻力的探讨[J].重庆大学学报, 2007, 30 (8) :54-58.

[5]吕梦蛟.神东矿区长壁采场矿压显现规律与支架选型[J].煤炭科学技术, 2010, 38 (11) :48-52.

[6]季俊成.综采工作面三机配套设备的合理选择[J].煤炭技术, 2011, 30 (4) :16-17.

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】

综放液压支架 篇3

地质条件较差的铜川矿区于2006年首次在柴家沟煤矿1211工作面进行综采放顶煤端头及过渡液压支架工业性试验。经过现场使用证明, 综采放顶煤端头及过渡液压支架可大大改善采煤工作面的端头作用环境, 应用前景广阔。到目前为止, 柴家沟煤矿已先后引进了ZFT14000/20/32S型和ZFT26000/22/32型综放端头液压支架及ZFG3600/16/26H和ZFG5600/22/30H型过渡液压支架, ZFT26000/22/32新型综放端头液压支架和ZFG5600/22/30H新型过渡支架在前者的基础上不断地改进和发展的。

1 新型ZFT26000/22/32型综放端头及过渡液压支架的研制

ZFT26000/22/32型综放端头支架的型式为二架一组中置式, 顶梁和底座均采用分段铰接式 (三节) , 使其更好地适应巷道顶底板起伏变化以及运输和安装。端头支架中间不设四连杆机构, 保证了工作面端头前后运输机电机 (减速机) 与转载机搭接所需的空间。端头支架四排立柱合理布置, 不但具有足够的支护强度和较好的受力点, 而且能保证设备布置所需的空间。端头支架靠下帮的顶梁设置了合叶式侧护板, 支护下帮煤壁, 保护行人的安全, 如图1所示, 参数如表1所示。

为保证工作面机头 (机尾) 段前后部溜子驱动系统的使用空间, 方便工作面设备的配套连接, 工作面和过渡支架中心距均设计为1.5 m, ZFG5600/22/30H型放顶煤过渡支架采用反四连杆大尾梁低位放顶煤架型, 保证了侧向稳定和抗扭能力, 支架前、后设计紧凑。另外, 工作面前、后部运输机与转载机、端头支架均不连接, 有一定的自由度, 以便运输机上窜 (下滑) 时互不干涉, 对工作面倾角变化具有一定的适应性。

2 ZFT26000/22/32型综放端头及过渡液压支架现场应用分析

2.1 工作面地质条件

1213工作面为综采放顶煤工作面, 是目前柴家沟煤矿最长、最宽的工作面。该工作面地面标高+31.71～+35.1 m, 工作面标高-441～-634 m, 走向长1 838～1 853 m, 倾向长211 m, 煤层厚2.20～7.30 m, 平均5.6 m。倾角1°～15°, 平均9°, 工作面工业储量341.3万t, 回采煤量258.7万t。工作面直接顶为砂质泥岩, 厚3.77～15.11 m, 平均7.48 m;老顶为细砂岩, 厚4.09～23.26 m, 平均12.53 m;直接底为泥岩, 厚0.20～11 m, 平均3.40 m;工作面煤层结构简单, 含少量夹矸, 厚0.20～0.6 m。

工作面两道在设计停采线往里585 m处拐向约6°。回采过程中工作面要过一条探巷和一条放水巷, 其中放水巷走向延伸横穿整个工作面。工作面内揭露f153∠40°H=14.0 m、f456∠70°H=7.0 m、f149∠45°H=6.0 m等三条落差大于5.0 m的断层, 其中溜子道f153断层破矸约70 m, 对回采影响较大。

2.2 工作面配套设备

工作面设备配套情况如表2所示。

2.3 工作面采煤方法及顶板管理

2.3.1 采煤方法及回采工艺

工作面采用走向长壁后退式采煤法, 全部垮落法管理顶板。工作面为综采放顶煤开采工艺, 由专职放煤工单轮间隔放煤, 割煤一刀, 放煤一次, 一采一放, 循环进度0.6 m。

2.3.2 工作面顶板管理

工作面直接顶初次跨落步距为25.0±3.0 m, 悬顶距1.0 m, 完整性指数0.90, 属于II类顶板。工作面老顶初次来压步距42.0±5.0 m周期来压步距16.0±3.0 m。

工作面顶板支护强度直接顶初次跨落时为19.99～30.19t/m2, 老顶初次来压时为30.64～35.13t/m2, 周压来压时为31.99～35.25 t/m2。

2.4 支架应用情况分析

工作面下端头布置一组ZFT26000/22/32型端头支架和两台ZFG5600/22/30型过渡支架, 上出口布置三台ZFG5600/22/30型过渡支架。一年来, 工作面已累计推进1 200 m左右。在工作面的推进过程中发现, ZFT26000/22/32型端头 (过渡) 支架与ZFT14000/20/32S型配套端头支架相比具有以下优点:

(1) 增强了下出口的支护强度, 提高了出口安全可靠性, 稳定性好。1213工作面ZFG5600/22/30型过渡支架平均支护强度增大0.14 MPa;端头支架的平均支护强度增大0.29 MPa, 支架对上下出口顶板支护强度提高了许多, 有效地控制了巷道顶板的下沉, 保证了出口的作业空间。同时, 由于1213工作面ZFT26000/22/32型端头支架前立柱为双立柱, 在稳定性上比ZFT14000/20/32S型支架要强。这套支架更有利于出口的顶板管理, 使出口支护质量得到保证, 从而提高了安全生产的可靠性。

(2) 支架结构设计合理, 防老塘窜矸效果好。由于1213工作面新型端头支架和过渡支架在匹配性上比ZFT14000/20/32S型支架好, 因此减少了从支架尾梁架缝间的老塘窜矸量, 再加上在工作面后部溜子机头又加了一块挡板, 从而整体上增强了防老塘窜矸的效果, 减少了煤矸石的清理量, 保护了端头支架后立柱的油管及接头, 确保了安全生产。

(3) 高压管路布置合理, 减少了油管的磨损破断。由于1213工作面端头支架高压管路吊挂固定点的布置比ZFT14000/20/32S型支架合理, 从而杜绝了因拉大块煤矸石、拉转载机和移支架等操作环节对高压管路的磨损和破断, 同时也方便了工人对支架的维修和操作。

(4) 端头支架实现了放煤, 减少了资源损失, 利于工作面防灭火管理。由于1213工作面端头支架在尾梁处设置了放煤口, 经这一段时间的实践, 取得了较好的放煤效果。这样使巷道上部原来无法回收的煤炭, 通过端头支架放煤而回收一部分, 不但提高了工作面资源的回收率, 而且可以使下支矸窝随采随冒, 不需采取打墙堵漏风等处理措施, 节约了材料费, 减少了采煤工作面防灭火作业人员和采空区漏风量, 降低了“一通三防”管理工作的难度, 提高了安全生产的可靠性。

(5) 过渡支架放煤效果好, 资源回收率提高。采用新型端头支架后, 端头支架完全处于巷道中, 过渡支架放煤效果更好。据测算, 端头 (过渡) 支架放煤后, 工作面顶煤回收率提高了3%以上, 顶煤损失减少, 同时转载机下帮也减少了浮煤丢失, 工作面煤炭资源回收率提高明显。

(6) 减少工作面下出口作业人员, 减轻出口工的劳动强度, 提高工作效率。使用ZFT26000/2232新型端头支架后, 出口工工作量和出口维护人员更少, 每班出口工人数由原来的2～3人作业减少为1人作业, 每班可节约1～2人, 每天减少作业人员5人。

(7) ZFT26000/22/32型端头配套支架的结构更合理, 改进效果明显。针对ZFT14000/20/32S型配套端头支架使用过程中发现的问题, 在ZFT26000/22/32型端头配套支架的设计制造中进行了改进: (1) 过渡架尾梁加长, 与端头支架配套更合理, 过渡支架与端头支架连接处后尾老塘窜矸减少。避免了煤块和矸石对端头支架后立柱高压管路及接头的磨损。 (2) 端头支架之间的连接平衡千斤顶在连接方式上作了改进, 设计更加合理, 避免了拉断事故。 (3) 端头支架尾梁设计了放煤插板, 实现了端头支架放煤。 (4) 在使用过程中遇巷道起伏, 转载机不再出现飘高出槽现象。 (5) 工作面运输机机头架实现了与端头支架配套使用, 不再影响工作面运输机机头架的安装, 运输机卸煤高度更加合理。

3 结语

液压支架连接头结构设计研究 篇4

【关键词】液压支架;连接头;结构设计

1、前言

液压支架主要是采用高压液体为动力，由许多元件与金属构件共同组成，用来防护与支撑矿井下的煤壁以及回采工作面的顶板。液压支架能够实现切顶、支撑、推溜以及自移等等工序，与采煤机上的大运量刮板输送机有机结合配套使用，这样就能够有效提高矿井下的生产效率与安全性。因此，液压支架连接在现代化的矿山生产中使用极为广泛。

2、液压支架连接头功能

连接头主要作用就是将刮板输送机与液压支架有机连接起来，实现两者之间传力的作用。在工作的时候，连接头就要移动支架和推动运输机进行作业，要完成这两个环节有机操作。因此，连接头除了还承受正常的拉压扭弯的交变应力之外，加之矿井下作业的环节比较差，且空气中湿气较重，还有可能会出现诸多意料不到的因素，导致连接头受力情况恶化。一旦连接出现损坏就可能导致刮板输送机与液压支架不能正常工作，可能会出现停机而停止生产，造成巨大的损失。

3、液压支架连接头结构设计

无论连接头材料还是结构上都必须要达到相应标准，才能承受较大拉扯力，才能确保刮板输送机与液压支架正常工作。本文就的从材料选择与结构设计上探究连接头。

3.1液压支架连接头选材要求

因为液压直接连接头至关重要，其选材上都不得马虎，必须要有一定的标准，必须要满足权威部门相关数据标准。对于新出来的材料，都必须要经过冶炼、性能检测、热处理、金相分析等工艺测试，相关的工艺参数必须符合标准才能投入使用。

3.2液压支架连接头结构模型设计

液压支架主要在作为矿用的支护设备，连接头仅仅是液压支架设备中的一个零部件，按照生产图纸上的要求采用锻件。本文就的从连接头几何形状入手，分析连接头的技术难度、可锻性、工艺特点等。

1）连接头初锻设计。在设计的过程中，要按照连接头形状以及大小、批量及不同的规格具有不同的特点，将连接头的设计分为了初锻与终锻两种情况，两次都使用了合模结构的形式。就是将上下两个模合二为一来使用

2）连接头终锻设计。经过初锻之后，连接头上有一端以及基本成型了，这个时候就需要再次加热，放进终锻模具之中，将连接头的另一端也成型，然后将飞边打磨掉，最后就两个成型后连接起来就成为了连接头锻件。

根据整个工艺，再结合连接头形成过程进行工艺分析，可知去制造过程为：制胚，模锻，切边三个基本工步。

4、液压支架连接头问题分析

按照平常所设计，连接头大都使用了铸钢结构，具有了连接可靠、制造方便等优点。但是铸钢也存在较大问题，那就是冶炼与结晶过程之中，内在并不均匀。有很多研究表明，这种不均匀在一定条件下有效提升材料弯曲强度与硬度，但是却恶化了铸件的韧性与塑性，严重一些的还会降低铸件的抗拉强度，这样势必造成铸件在使用中不能够充分的发挥金属材料潜在的性能。在很多矿井下采用这种连接头，经过大冲击、坚硬顶板的负载条件之下，就会导致连接头出现了严重断裂现象，必将影响到正常的生产。从很多使用实际情况来看，主要还存在如下一些问题：

①进行数控气割之时，因为气割的厚度都达到了150mm到200mm以上，加之气流的影响，就会造成切割线出现偏斜，不能够将切割面达到垂直度的要求。而且还有出现横截面较小，不能满足受力的状况而出现断裂，必然不能够正常的使用。

②因为传送机的联接板断头都是圆弧状，那么输送机与连接头的接触面也相应为圆弧面才能给相配合，但是实际操作中考虑到数控切割只能够出现直线状，就会将连接头与输送机的接触面转变为线接触，增大了磨损程度进而降低使用的寿命，并且直线切割还要确保连接够的强度，就只有使用加长连接头中心距离方法作为弥补，必将影响到移架的距离以及工作面的空顶距离。鉴于这些存在的问题，必须进行相应改进才能满足生产需要。

5、改进液压支架连接头结构

①根据实际使用情况对连接头结构进行相应的改进，就是将连接头改为了铆焊结构设计。具体如下图：

其中1为连接耳板（推杆），2是输送机连接的耳板，3是加强肋板。

在本研究结构设计中采用的是Q345板材，使用数控切割下料，能够满足各种比较复杂形状的下料要求，其中两种连接的耳板都使用了互相交错对接箱型结构，还使用2到3快肋板相互进行连接，不但具有良好工艺性能还有可靠焊接强度，大幅度降低了制造成本。这种改进技术投入到生产使用中，以使用效果良好、性能可靠受到使用者一致好评。

②经过改进之后的连接头具有如下一些优点：1）方便制造，中间连接板的断面能够随着切割的各种形成曲面结构，不但降低了互相磨损还提高了连接的精度；2）节省了原材料的投入降低生产成本；3）选材的要确保塑性、强度硬度以及韧性具備良好性能。

6、结束语

对液压支架连接头结构进行巧妙的改进，有效的增加了连接头质量，降低了断裂现象与严重变形现象，方便了生产降低了因接头损坏而带来的停机损失。而且这种设计不但方便用户还带来社会效益，极大满足了生产上对液压支架结构需求，具有十分广袤的应用前景。

参考文献

[1]高昆.液压支架连接头结构研究[J].河北能源职业技术学院学报,2008（2）:165-168.

[2]李金花.液压支架连接头结构设计探讨[J].煤矿机械,2006（7）；179-182.

[3]刘齐,卢云杰.液压支架结构件焊接防变形支撑间距初论[J].煤矿机械,2009（11）:27-29.

[4]杨家山.液压支架连接头的模具设计及热处理工艺研究[J].魅力中国,2010（13）:165-167.

综放液压支架 篇5

兖州矿业(集团)有限责任公司南屯煤矿是1座年生产能力400×104t/a的特大型现代化矿井,综合机械化开采的煤层为二叠系山西组3上煤层和3下层煤,主采3上层煤平均厚度5.21 m。93上05工作面位于南屯煤矿九采区南部,本面开采煤层为3土层煤,该面范围内煤厚变化不大,但局部煤层倾角达到35°,属于典型大倾角边角煤开采工作面。由于工作面倾角大于垮落岩石的自然安息角,冒落的顶煤及顶板会沿工作面底板向工作面采空区滑滚,顶煤的冒放规律与常规条件不同。同时由于倾角的增大,工作面支架由于重力分量作用产生倒、滑及架间挤、咬现象,将严重影响工作面的高产高效生产。因此实现该工作面高产高效必须要解决工作面支架稳定性问题。

1 大倾角综放支架受力模型

大倾角厚煤层综放工作面,由于特殊的地质条件,支架在工作面受到上覆岩层的重力作用,重力沿法向及切向的分量随倾角的变化而变化。倾角增大,支架所受的切向分力增大,法向分力减小,从而向下的下滑力增大,从而加大了支架侧向载荷,支架的倾向受力模型如图1所示。

H为支架高度;a为工作面煤层倾角;B为支架底座宽度;b为支架自重作用方向与支架底座下边缘的水平距离;c为重心高度;p为支架在顶板的压力;P为支架在顶板的压力p(合力为P);W为支架自重;PS为上下邻架挤靠力;PX为上下邻架挤靠力;q为初撑力;R为底板反力。

2 工作面支架的防倒防滑措施

为了防止工作面支架及前后输送机的倒滑,工作面采取了一系列的防倒滑措施,通过实践发现,这些措施可有效地控制设备倒滑。

2.1 工作面支架软链接防倒装置

工作面中间支架为ZFQ6500-18/35型放顶煤液压支架,设计适用角度为25°,支架配有调架千斤顶与防倒滑千斤顶的耳座或销孔。根据理论计算及结合国内大倾角工作面的生产经验,工作面最大倾角达到35°情况下,工作面支架需装上防滑千斤顶与防倒滑千斤顶。鉴于此套支架的防倒、防滑装置在相邻工作面使用时,多次发生连接头和千斤顶的损坏,且在降架、移架时千斤顶与顶梁经常相互干涉,故在该工作面使用软链接防倒装置,安装方法如下:在工作面倾角大于15°的地方或在工作面倾角小于15°而支架有倒滑倾向的地方,每5架为1组,每组中相邻的支架用1根防倒千斤顶(链)和前后2根防滑千斤顶相连,这样支架间可以互为调正、导向。

2.2 过渡支架防倒滑措施

下过渡支架对整个基本支架起到定位的作用,将端头处的过渡支架用防滑千斤顶及防倒千斤顶联结好,这个支架组为基本支架起导向定位的作用。其措施是:在每2架的底座间前后各设1调架千斤顶,两顶梁间设1防倒滑千斤顶。割煤时要保证第一架处底板平整,拉架前用调架千斤顶和防倒滑千斤顶调正后再拉移,拉移支架后用单体支柱辅助调整。然后再以第一架为导轨拉移2#、3#过渡架。

2.3 中间支架的防倒滑措施

使用液压支架的防倒防滑千斤顶,并用液压单体支柱辅助调整歪斜支架。在工作面倾角大的地方支架应自下而上依次拉移,在拉移前如果支架间距超过规定时,用上方支架的调架顶调整支架位置,先调底座间距,然后再调倾斜度,调整后以下方支架为导轨拉移支架,以防个别支架下倾造成倒架。如拉移后支架还歪斜,再用下方支架的防倒滑千斤顶调整。拉移支架时可用单体支柱辅助调整防倒。

对于低位放顶煤液压支架,在倾角大的情况下存在着防止支架扭斜的问题,即在放煤过程中,煤流有向下的分力,会对支架尾梁施加侧向力,此时如果支架的支撑力不够时,尾梁就产生侧向摆动,从而带动支架扭斜。解决这一问题的主要途径在于保证支架有足够的初撑力和支护强度。同时,一旦发生扭斜时,可用安装在支架底座后端的防滑千斤顶将其调正。

2.4 控制顶煤防止支架倒滑

在工作面倾角较大的区段,采用在金属网下上工字钢顶或工字钢腿制造假顶的方法控制好顶煤的完整,防止出现支架歪倒现象。

2.5 减少后部运输机下滑对支架的影响

在大倾角工作面,后部运输机所处的底板倾斜角大,设备自重和下放煤体所产生的斜面分力较大,刮板输送机极易产生下滑,从而加大了支架的纵向扭矩,因此后部运输机的防滑对支架防滑也起到极为重要作用。为此,支架设计采用一个“燕尾”形防滑托板,分别同支架底座后部用耳销连接,与后部运输机设置的导槽配合,使支架、后部运输机互为支点,不仅防止了后部运输机的下滑,同时也平衡了支架纵向扭距,减小了支架的扭动,形成1种新的有特定防止支架及后部运输机下滑的“燕尾”装置。

2.6 采煤工艺方面采取的支架防滑措施

a)将工作面布置为伪斜,下端头超前上端头,使之减少工作面实际倾角;b)采用从下向上的推溜方式;c)严格控制采高,加快推进速度。

3 结语

对于大倾角煤层的工作面,因煤层倾角大于35°,支架极易下滑、倾倒,同时垮落的煤(矸石)会向下滑滚,对支架的尾部产生向下的冲击力,使支架斜摆,加之大倾角煤层除顶板破坏垮落外,底板也可能出现破坏滑移,从而引发工作面支护系统失稳。因此,只靠单机(架)的防倒、防滑性能不能很好解决这一问题,还须把相邻的多副支架组合成一个防倒、防滑组,把每副支架与刮板输送机组成另一个防滑组,把端尾支架与刮板输送机组成又一个防滑组,使这些防滑组形成一个防滑系统,当单机(架)下滑(倒)时,防滑组阻止,当防滑组下滑时,防滑系统阻止,这样就从根本上解决了大倾角综放工作面上支架的稳定性问题。

摘要：叙述了了支架在大倾角工作面上的受力特征和稳定性状况,提出,大倾角综放工作面液压支架防倒防滑装置以及提高支架稳定性和支护可靠性的措施,拓宽了综放支架的适用范围。

综放液压支架 篇6

窑街煤电公司三矿皮带斜井七采区为资源整合采区, 煤层总体构造形态为褶曲向斜构造, 煤层赋存条件极为复杂, 走向弯曲多变, 断裂构造发育, 煤层受破坏严重, 已探明的断层有F604逆断层、F15正断层、F604-1逆断层、F604-2逆断层、F15-1正断层、F15-3正断层、F15-4正断层、F15-7正断层、Fm正断层等, 断层倾角58°~85°, 落差20~200m不等。北部煤层受大型构造运动作用, 含煤地层倾覆倒转, 煤层倾角60°~80°, 平均厚度35m;南部煤层褶曲, 倾角70°~80°, 平均厚度35m。构造扭曲应力造成区域内煤层松软、破碎。煤层伪顶为0.4m左右炭质泥岩或炭质粉砂岩, 结构松散、易冒落。直接顶为粉砂岩或细砂岩, 厚度1.0m左右。老顶为灰黑色油页岩与砂岩互层, 底板为炭质泥岩或砂质泥岩, 局部为粉砂岩。

2 岩体物理力学性质工作面压力特征

根据窑街煤电公司和西安科技大学“三下”采煤课题组在相邻采区现场地质调查和相关研究提供的岩石力学试验结果, 计算采用的煤和岩体的力学参数见表1。

2.1 顶煤垮落阶段工作面压力

顶煤初次大范围垮落阶段的围岩压力。工作面在第一次割煤后, 支架承受的载荷为3100k N。在随后工作面的推进过程中, 支架所受的载荷上下波动。当工作面推进到19m处时, 采空区悬空的顶煤。

出现小范围自然垮落。顶煤垮落前, 工作面支架所受的载荷为3366k N。当工作面推进到33m处时, 顶煤出现第一次大范围垮落, 在垮落前的31m处, 工作面压力达到了3581k N。

工作面煤层厚度达15m, 在直接顶岩石垮落前, 顶煤共出现了5次大范围的垮落, 在顶煤垮落的过程中, 均伴随着压力升高的现象。顶煤垮落时, 工作面推进距离和支架所承受围岩压力见表2。

2.2 直接顶垮落阶段压力

工作面推进80m距离后, 覆岩运动逐渐活跃, 工作面围岩压力相对较高。当工作面在81m处, 降架前支架所受载荷为3499k N, 降架后有顶煤垮落;当工作面推进到83m处时, 升降架的过程中, 顶煤的离层向上发展, 压力为3489k N;当工作面推进到85m处时, 采空区悬空的顶煤和直接顶出现断裂垮落, 压力为3581k N;当工作面推进到87m处时, 又有一层直接顶岩石垮落, 压力为3788k N;当工作面推进到89m处时, 压力达到3891k N的阶段峰值, 在降架时, 直接顶又发生垮落, 压力降低到3641k N。

2.3 老顶垮落阶段压力

工作面推进到97m处, 支架承受的围岩压力达到3 716k N, 随后在支架后有顶煤发生垮落;在103m处时, 支架后巨大的、呈悬臂梁式悬空的顶煤垮落时, 支架所承受的压力为4020k N;当工作面推进到111m处时, 支架所承受的压力达到3900k N, 在移架中, 架后悬空的顶煤呈大块垮落, 随后岩层发生多次垮落, 压力随之降低。

2.4 老顶周期来压压力

当工作面推进到123m处时, 近4m厚的顶煤在支架尾梁处断裂、垮落, 顶煤垮落前支架所受压力为4049k N;而当工作面推进到125m处时, 支架后悬臂式悬空的顶煤呈大块垮落, 并且垮落向上发展, 顶板岩石同时发生周期性大范围垮落, 此时支架所受载荷为3094k N。当工作面推进到141m处, 悬臂顶煤冒落时的压力为3594k N。

工作面在149m处, 支架后顶煤垮落, 支架所受载荷为4038k N;工作面151m处时, 顶板大面积垮落, 垮落前压力为4089k N。

工作面在正常的推进过程中, 不但煤岩垮落呈现出周期性的特征, 支架所受载荷也呈现出周期性变化的特征, 下限为2400k N, 上限为4100k N, 平均为3296k N。在多数情况下, 在煤岩垮落前, 压力均会达到一个峰值, 而在煤岩垮落后, 压力又得到缓解。

综合分析后得出如下结论:

1) 工作面在回采过程中, 应力的重新分布, 使煤岩的破坏范围逐步增大。当工作面推进18m左右时, 工作面上方煤层开始冒落, 当工作面在33m处, 顶煤首次发生大范围垮落, 垮落前围岩压力最大3600k N左右;

2) 工作面推进80m后, 围岩运动进入活跃阶段, 直接顶垮落极限距离约80m左右, 在垮落阶段, 工作面最大压力为3890k N;

3) 老顶垮落极限距离为110m左右, 在垮落阶段, 围岩的最大压力为4020k N;

4) 顶板岩层的周期垮落距25m左右。在工作面正常开采阶段 (或顶板的周期垮落间) , 工作面最大压力在4100k N以下;

5) 材料模拟实验数值计算的结果显示, 支架所受最小载荷2400k N, 最大为4089k N, 稳定工作后液压支架平均受力在3000k N左右。覆岩冒落前后支架载荷的比值为1.4。考虑到现场的煤质比较硬, 煤层较厚以及工作面斜切对支架工作性能的影响, 取动载系数1.3~1.35, 则支架的最大载荷为3800KN~4000k N。为保证现场的安全生产, 采用的支架阻力应不低于4000k N;

6) 分析模拟支架单元随着工作面的推进单元内力的变化规律, 发现在开采初期, 单元内力明显偏大, 进入正常开采后支架模拟单元内力基本稳定;对比工作面推进过程中支架模拟单元内力变化, 看出在开采初期, 支架单元的内力基本是逐渐增大, 进入正常开采阶段后, 支架单元的内力总是沿先增大后减小的趋势变化, 支架单元的最终应力总小于最大应力。因此在开采初期应当加强支架管理, 做好现场监察工作, 确保工作面正常推进;在工作面推进过程中, 特别是采深变化大的阶段, 更应当加强支架内力监测和变形监测, 根据现场的施加情况调整合适的支架规格;同时建议支架的架设过程中适当提高支架的初撑力。

3 综采工作面支护阻力的理论计算

确定支架合理工作阻力的方法主要有:载荷估算法、实测统计法、理论分析法等。此处采用载荷估算法与材料模拟和数值模拟相结合的办法工作面液压支架所需的合理工作阻力进行综合分析, 以满足生产实际的需要。

3.1 支架工作阻力

经验估算法认为, 支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重Q1, 还要承受当老顶来时形成的附加载荷Q2。

式中:hi———第I层直接顶的厚度;

li———第I层直接顶的悬顶距;

Υi———第I层直接顶的体积力。

有研究表明, 直接顶及老顶来压时的支护强度 (p) 与支架支撑的岩柱重量有如下关系, 即顶板压力相当于采高 (M) 的4~8倍。

当顶板来压不剧烈时取较小的倍数, 来压剧烈时取较大的倍数。另外在放顶煤工作面, 支架直接支撑的是煤层, 所以, 计算中还应考虑煤体的重量。故工作面支护强度应当为:

式中:M1———采高, m;

M2———顶煤高度, m;

γ1、γ2———岩石容重、煤容重。

最大支撑力P应当为:

工作面相似材料模拟实验围岩压力最大时为4089k N, 一般情况下围岩压力下限为2400k N, 上限不超过4100k N。对照实验中得出的最大压力可以看出, 上述计算结果与实验数据相近, 故可以认为, 工作面来压时的最大压力为4100k N左右。

3.2 支架架型选择

目前综采液压支架主要有支撑式、掩护式和支撑掩护式三类。但应用于综采放顶煤的液压支架, 目前普遍采用支撑掩护式支架。这种类型的支架具有支撑能力大, 切顶性能、防护性能好, 且具有较好的稳定性和较大的通风断面, 对中等及以下稳定性顶板 (煤) 适应性强等特点。在具体选择时, 考虑到支架立柱之间有较宽的行人通道 (宽度一般≥0.7m) 和较宽的操作空间, 应优先采用“两排四柱直立式”支撑掩护式液压支架。同时考虑到放顶煤开采的特殊要求, 尾梁 (掩护梁) 要具备较大的摆角和高度, 以便满足放顶煤和后部运输机过煤的需要。从有利于顶煤有效松动方面考虑, 支架在满足工作面“三机配套”的同时, 应尽量加大顶梁及掩护梁长度, 以提高顶煤松动和放出效果。

3.3 支架高度的选择

支架高度与工作面采高有关, 一般按下式选择:

式中:Hmax, Hmin———支架最大、最小支撑高度, m;

Mmax, Mmin———工作面最大、最小采高m;

S1, S2———分别为支架前、后柱处顶板最大下沉量m;

H———支架支撑高度富裕量, 一般200mm;

a———支柱伸缩余量, 一般不小于50mm。

与此同时, 在确定支架最小高度Mmin时, 还应考虑采煤机的高度, 要保证采煤机处于支架最小高度Hmin情况下, 机面与支架顶梁底面仍要保持一个过机富裕高度, 过机富裕高度一般≧300mm为宜。

3.4 支架初撑力的选择

和普通的分层开采一样, 放顶煤开采工作面顶部的压力是由煤壁、工作面支架和采空区已冒落的矸石所形成的支撑体系共同承担。由于这一体系中围岩 (煤体) 结构的差异, 造成支架性能对支架的受力状况有很大的影响。根据现场多年的实践表明, 支架结构及性能的设计, 必须与回采工作面围岩条件和运动规律相适应, 在支架受力的过程中, 应尽可能使其与顶板压力相一致, 这样才能使支架结构设计及经济又合理。

从液压支架对顶板的特性来分析, 初撑力是液压泵站提供给支架对顶板的支撑力。初撑力的作用是用来减缓顶板的自然下沉, 增加顶板的稳定性, 使支架立柱尽快进入恒阻阶段。初撑力的大小应根据顶板性质来确定。一般来说, 在顶板没有离层的情况下, 初撑力应尽可能大, 即接近工作阻力;若顶板在支架撑紧前就已离层, 则过大的支撑力会导致顶板进一步破碎, 不利于工作面移架。所以, 最大初撑力应控制在顶板极限所允许的范围内。近年来, 对于放顶煤工作面液压支架, 初撑力有增大的趋势, 这有利于提高对顶煤的破碎和放出效果。对于皮带斜井七采区的煤层条件, 一般为支架工作阻力的80%为宜。

4 综放支架选型应考虑的其他问题

1) 综采支架选型要与工作面采煤机、刮板运输机及端头特殊支架的特性相适应。对于有条件的工作面, 应优先选用端头支架;当后部刮板运输机机头较高时, 应在端头支架与基本架之间选用过渡支架, 端头支架的架设长度一般要比后部运输机机头长度长0.5m, 一般架设2付过渡支架, 长度3.0m;

2) 支架选型要与采煤工作面地质条件、煤层特性、矿山压力、顶煤的垮落特性、松散煤体的放出规律等特点及顶底板条件相适应;

3) 支架选型要与工作面煤层倾角、布置方式相适应。急倾斜厚煤层放顶煤开采工作面布置方式主要有水平分层、斜切分层和伪倾斜开采等几种方式。如采用倾斜方式布置, 要考虑到支架的防滑问题;

4) 支架的结构特性要与工作面煤层特性相适应。对于煤层比较松软的构造煤、采高大于3.0m的工作面为防治片帮, 支架要护帮装置。对于倾角大于15°的工作面, 要有调整装置。对于放顶煤工作面, 顶板作用于支架顶梁的合力应位于顶梁的后半部分;

5) 支架及配套设备的选型要充分考虑本矿现有设备的特性, 以降低初次投资费用。

摘要：主要针对窑街三矿皮带斜井七采区急倾斜特厚松软煤层综采设备选型中的有关问题进行探讨和分析, 为松软构造煤层科学合理地选择综采支架提出了意见和建议。

关键词：松软煤层,支架选型,分析探讨

参考文献

三软煤层综放支架优化设计探讨 篇7

Ⅲ010301综放工作面切眼长度为172.5m, 工作面走向长度为1398m, 主采煤层3煤结构复杂, 厚度8.45m~11.5m, 平均9.28m, 较稳定, 煤层倾角21º30ˊ~28°, 平均23º20ˊ煤层普氏系数为f介于0.5~1.20, 直接顶为泥岩, 灰黑色, 薄层状, 较破碎, 最高厚1.7m, 平均0.77m。基本顶为沙质泥岩和细砂岩, 平均厚度2.78m, 泥岩较破碎, 直接底为砂质页岩, 浅灰色薄层状, 节理发育, 厚度为f=0.25, 因此属“三软”煤层。

2 支架优化设计

Ⅲ010301综放面选用平顶山ZF7800/18/35支撑掩护式支架, 由于前期这台支架前梁没有侧护, 存在一定的安全隐患, 后来从新改装加上前梁侧护, 改装后的支架在实际生产中存在很多问题, 本文针对性提出了相应的解决方案及建议。

2.1 前梁侧护尺寸优化

前梁侧护设计太高, 达到570mm高, 由于三软煤层及容易引发片帮漏顶, 一旦漏顶支架采高由作业规程要求的2.6m降到2.1m, 有的甚至达到2.0m。导致采煤机过不去, 所以支架侧护不易过长, 在实际生产中达到370mm (参考北京煤机和波兰支架) 刚好合适。

2.2 伸缩梁末端结构优化

由于煤层酥软, 采用支架顶铺菱形网开采, 而此支架伸缩梁与网接触部分是直角, 如图1所示, 在打出伸缩梁的时候容易顶网, 将网顶扯在前梁端, 所以在设计是应该设计成平滑曲线, 如图2所示。

2.3 前梁结构设计优化

2.3.1 前梁局部开裂的优化设计

前梁为伸缩梁设计滑道加固不结实, 尤其是图3 (a) 中A段和C段。在实际生产中伸缩梁打出, 前梁承受不了伸缩梁负载, 导致A部和C部开裂 (A、C厚度为20mm钢板) , 这种情况在开采一年之中出现十分之一的概率 (总计115台支架) 。所以在设计时应当加固薄弱环节如图4所示。

2.3.2 全封闭式滑道的设计优化

前梁为伸缩梁设计的滑道, 除了预留2个不到100×100mm见方的口外, 其它采用全封闭式的设计, 如图5所示, A为预留口, 导致伸缩梁在收缩过程中带进去的煤粒将伸缩梁阻死。阻死后的伸缩梁需要用高压液体伸进A口冲洗干净煤粒后, 方可伸缩自如。所以在后续生产中, 经常用乳化液高压液体冲洗伸缩梁, 导致工作面乳化液浓度达不到要求, 致使液压系统处于半瘫痪状态, 为安全生产埋下严重的隐患。建议设计成半封闭状态, 可参考波兰支架。

2.4 护帮板结构优化

护帮板应有倒角, 防止收护帮板时尖角挂网、撤网, 人员处理时占用生产时间。

结语

本文针对Ⅲ010301综放面选用的平顶山ZF7800/18/35支撑掩护式支架在生产实践中遇到的无前梁侧护防片帮漏顶、伸缩梁末端结构问题及护帮板结构问题, 提出了相应的解决方案, 确保了工作面的安全高效生产。

参考文献

[1]王建国.三软煤层电液控制放顶煤液压支架设计[J].煤炭科学技术, 2012 (12) :97-100.

[2]钱玉军, 冉玉玺, 樊军.三软煤层综放工作面液压支架的设计要求[J].煤矿机电, 2008 (04) :113-114.

综放液压支架 篇8

淮南矿业集团潘三矿1251 (3) 工作面设计为不等长工作面, 东至1532 (3) 采空区, 西至-650 m西一石门, 南到1261 (3) 轨道顺槽, 北至1241 (3) 运输顺槽, 煤层平均倾角28°, 最大倾角45°, 该面为超大倾角、双沿空工作面。切眼采用66架ZZQ6000-21/42 (B) 型液压支架和机头3架ZZQG6000-21/42 (A) 型过渡液压支架支护顶板。该面煤层赋存稳定, 煤层厚度为2.7~7.5m, 平均3.6m, 构造地质条件较复杂。直接顶为复合顶板, 老顶为泥岩。

2 支架对接实施过程

2.1 对接技术分析

1251 (3) 工作面设计为不等长工作面, 在轨顺距切眼198~412m段, 工作面沿推进方向逐渐变长, 需要分六次进行加架。由于该面为超大倾角、双沿空工作面, 支架对接的难度和风险前所未有。主要表现为:一是对接中的煤垛管理困难, 二是支架下移难, 三是工作面链板机机尾上移困难。

2.2 对接前的准备工作

对接前将工作面支架与待接支架采成同一直线, 工作面链板机抵过车后, 煤机再割一硐煤, 保证链板机煤壁和老塘侧各有一个步距, 便于对接过程中有足够的空间。并且链板机机尾20节溜子方向与煤壁、支架方向一致, 利于链板机溜槽合茬。对接前, 卧底保证待接支架溜槽位置与工作面在同一平面。

2.3 创新施工工序

在以往支架对接方案中, 采用的是先移链板机机尾, 再向下移支架, 造成施工空间狭小, 现场操作难度大, 这在大倾角工作面中存在极大的安全威胁, 不利于安全作业。为降低对接难度实现安全对接, 改变支架对接工序:采取了先向下移支架, 然后一次性把链板机机尾拉到位, 实现了安全、快速。

该面预留的支架硐室为破顶作业, 造成工作面支架和对接支架之间形成1至3米的落差, 并且对接中存在一定的煤垛, 最大为6.7米, 甚至部分对接支架已被压死, 支架下移时, 如操作不当, 就会造成支架倾倒, 带来重大安全隐患。根据现场具体情况, 在支架下移前, 通过打眼放炮支架底座底板, 将支架硐室底板与工作面底板卧成同一平面。然后通过四个锚固千斤顶, 分别固定在支架前梁、底座及两后立柱上, 布置锚固千斤顶具体位置如图1所示。逐步将支架往下移。

在以往支架对接方案中, 均采用绞车将机尾往上拉移, 但根据该面特殊情况, 不适用。且顶板破碎, 如果采用起吊锚索来作为生根点不牢固可靠, 安全威胁极大。经现场研究采用待接支架顶梁作为生根点, 这样就保证生根点安全可靠。通过两个18/38支架推移千斤顶拉移机尾溜槽, 两个普通千斤顶用作起吊, 如图2所示。然后逐步将机尾溜槽拉移到规定位置。做到机尾溜槽安全快速上移。

3 结论

通过6次支架安全对接, 到完成支架对接位置, 工作面增长29米, 在支架对接起止范围内, 多回收煤碳9153吨, 经济效益十分可观。在对接过程中所取得的丰富经验, 为今后大倾角工作面支架对接提供了理论技术基础。

摘要：通过潘三矿1251 (3) 大倾角双沿空工作面六次支架对接, 根据工作面倾角大的情况, 改变以往支架对接技术, 安全实现了支架对接, 为今后大倾角工作面支架对接提供了理论技术基础。

浅谈综放工作面支架回撤的关键技术 篇9

塔什店煤矿距库尔勒市31 km, 距焉耆县47 km, 井田位于塔什店矿区西南缘, 地处霍拉山与库鲁塔克山之交汇处。地势呈东西高, 中间低, 北高南低之势。海拔在+1119~+1272 m之间, 相对高差约153 m, 是原煤核定年产能180万吨的机械化矿井, 矿井采用走向长壁后退式采煤方法, 大倾角强力胶带运输机提升, 氮气、黄泥注浆防灭火, 计算机智能全过程监测监控管理系统进行安全生产监控、六大系统完善, 锚杆、锚网、锚索、钢筋托梁联合支护方式管控顶板及围岩。

金川煤矿综放工作面所采煤层为8-2+3+4煤层, 回采区域内赋存稳定, 平均厚度7 m, 工作面采用综合机械化放顶煤开采工艺, 其综放工作面的设备配置情况为:

1.ZF5000/17/28支撑掩护式液压支架88架、ZFG5500/18/28端头架6架;

2.MG200/530-WD采煤机1部;

3.SGZ730/200×2刮板运输机2部;

4.SZZ730/160桥式转载机1部及MCP-300破碎机1台;

5.DJS100型皮带输送机1部;

6.BRW200型乳化液泵 (两泵一箱) ;

7.开关串车、配套电缆1套。每个工作面在回采到末期时, 都会提前为回撤做准备:停采线前22 m左右不能放顶煤, 工作面割煤向前推进约10 m;然后开始制作拉架通道:每刀架顶上支护锚网、打锚杆并固定废旧钢丝绳, 此工序向前推进约8~9 m, 在保障支架尾梁后的锚网全部都压到底板上时, 支架停止推进。摘掉支架与前溜连接的推拉头, 用单体支柱将前溜向前推进约3 m, 割煤高度不低于2.6 m, 顶板上网打锚杆、锚索, 形成拉架通道。推进到位时通道中每1.5 m架设一根工字钢梁, 一端架设在支架顶梁上, 另一端在煤壁侧用单体支柱做支撑;施工完通道后就需要在相应位置设置绞车峒室安装回撤用绞车, 上三角煤处抹角2 m×2 m, 便于支架从工作面向上顺槽拐弯。

上述工作做完后就开始回撤工作:回撤流程一般是:从下顺槽回撤皮带机、转载机、破碎机, 前、后溜链条, 前、后溜头相关部件及部分后溜槽。从上顺槽回撤串车 (选择合适位置架设一泵一箱给工作面支架供液) 、所有电缆、大部分前溜槽及采煤机。这些设备回撤完成后, 就进入了回撤最关键也是最难的一项工作———支架回撤, 它的困难点主要在于以下几方面:

1.自身承受的压力大。设备长7 m、宽1.5 m、高2.8 m, 全部横向排列被压在长近150 m区域的地底下, 并且每个设备顶上承受着近百吨的压力;

2.自身重量重, 近20吨一台, 要移出它必须整体移出, 不能拆开, 移出时牵引设备不好布置, 施工困难;

3.现场空间狭小, 在操作中如有不慎, 设备顶上的煤体会下沉挡住设备出来的通道, 给设备的运出增加更多的困难。

通过近几年的工作面回撤, 我矿逐步优化撤除支架的流程及关键技术有以下几方面:

1.将轨道从工作面上端头延伸至工作面30#支架左右, 并安设装车平台, 用于支架装车;装车平台随工作面支架的逐步撤除随时调整上牵使用, 但每次调整重新固定时, 必须固定合格并保证底板较为平整, 不允许放置在斜坡上。

2.在1#支架的下方支设2个木垛加强支护, 然后拆除1#架、2#架之间的高压进回液管路, 并将敞口端用专用堵头、棉纱等物品堵塞, 以防进入杂物。架间液管要随着支架撤除逐步进行, 方便支架回撤以及相邻支架支护顶板。

3.选择一状态良好的单体, 前端垫上木板顶在1#支架底座加强部位或顶梁局部眼孔内, 后端垫上木板顶在2#支架底座上起重孔内或立柱底部位置, 单体受力后停止供液;用Ф10高压管路一端通过截止阀与高压液连接, 一端与1#支架阀组中其中一个接口连接, 之后撤出闲杂人员, 由一人操纵阀组, 使支架缓慢降下约0.2 m左右后, 停止降柱, 以防顶板下沉严重;收回侧护板及护帮板、伸缩梁, 并将侧护板用固定销对其固定至原始状态。同时将安装在工作面中部的回柱绞车的钩头通过90链子及相应连接环等与1#支架背帮板销轴部位连接, 并加装保险绳, 将钢丝绳张紧不能受力。然后使用远距离供液枪供液 (供液管路长度不小于6 m) 使支架慢慢离开原位置, 随着支架的外出, 发信号开动绞车, 这样1#支架前梁将向工作面上部调向进入拉架通道。当1#支架撤出以后, 立即在1#支架原位置支设木垛, 待1#支架位置顶板维护好后, 按以上方法将2#支架调向至45°时, 升起支护好顶板, 然后利用上述方法将3#支架抽出并上拖装车, 在相应位置支设木垛控制顶板。

4.3#支架抽出后, 再通过上述方法将4#支架抽出与通道成45度, 将其升起接顶接实, 作为第一个掩护架。由于4#架上侧空间问题, 将5#支架抽出直接升井以腾出空间, 5#架抽出后将4#架根据空间情况略为上移调正靠向煤壁侧, 然后视情况选择6#或7#架抽出作为老塘侧掩护支架, 保持掩护架的前梁位置距待抽支架下侧1.5 m左右。

5.为加强撤除支架安全管理, 保证撤除支架时作业人员的安全空间, 在每一架支架向前抽出后, 及时在距上帮支架不大于一米的位置按支架方向打两排单体, 每排3~4根, 底垫木鞋顶撑半圆木维护锚网及钢丝绳;一般视顶板情况保持4排单体, 随着支架的回撤逐步交替前移单体支护, 单体支撑越好支架越容易回撤。

6.中间支架依次逐架撤除, 当撤到最后5个支架时, 每拉移一次掩护架, 升架前在老塘侧和中间掩护支架顶梁上各挑一根工字钢梁, 每排间隔0.75 m, 老塘端支木柱, 为撤除掩护支架创造条件。撤除最后2个过渡架:先将掩护支架交替前移, 将4#掩护架拉至靠工作面下端过渡支架前方, 在原4#架后侧打斜撑点柱并支设木垛1个, 降低4#支架, 撤走4#架;将6 (或7) #掩护架扔按上法撤走, 撤除两过渡架上方的支护钢棚及单体, 牵拉靠上帮过渡架至下帮过渡架前方, 在原上帮过渡架后侧打设木垛1个, 交替牵拉支架并打木垛。撤除支架过程中, 可将用不到的绞车一起撤除。支架拖出关门位置后及时在关门位置打设2个关门木垛, 并设置“禁止入内”的警标。最后将支架拖运装车后运走。

7.按以上方式撤除工作面支架时, 发现有液管漏液或立柱、支柱失效时, 应及时处理, 防止泄液造成顶板下沉;回柱、单体辅助出架供液时, 必须使用长不小于1.5 m的卸荷手把远距离操作, 人员躲在有效支护保护下, 不得正对回弹位置;当支架在钢丝绳牵引过程中, 区域人员必须躲在向拉架通道侧有锚网保护的支架架怀中, 不得探头, 防止发生伤害。

金川煤矿运用这种技术回撤设备, 每个工作面全部作业时间约为20天, 其中回撤支架的平均速度每天约9架。完全能在《煤矿安全规程》规定的时限内完成回撤及空区封闭工作, 确保采空区不会在回撤期间发生空区浮煤自燃现象。

摘要：煤矿每一个综放工作面在回采完成后都要将设备全部拆除出来, 本文介绍回撤过程中最困难的一项设备的回撤工艺流程, 通过在实践中不断摸索和完善, 做到在安全的前提下优化各环节, 为在规定时限内完成回撤任务提供技术支持。

关键词：煤矿,综放工作面,回撤,支架中

参考文献

[1]朱秀社, 羿其德.复杂开采条件综放工作面生产成套技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.