液压支架工作阻力

关键词： 残煤 复采 采高 采煤

液压支架工作阻力（精选八篇）

液压支架工作阻力 篇1

近年来, 随着开采深度增加, 地质条件逐渐复杂化, 回采工作面液压支架大量使用, 液压支架选型、工作阻力设定和顶板管理问题日见突出。本文基于悬臂梁假说及岩体力学, 结合上覆岩层的岩性特征, 通过分析和计算, 得出液压支架的工作阻力范围和顶板的周期来压步距, 为工作面液压支架的选型、工作阻力设定和工作面顶板管理提供研究方法和理论依据[1]。

1 模型设计

现在有多种液压支架选型设计模型, 大多数可以近似为分离的顶部挡块模型, 如图1所示。

在此模型中, 在每个单独岩层被认为是一个以煤面为铰接点的悬臂梁, 每个地层的自稳长度由各地层岩性决定, 根据悬臂梁模型引用以下公式计算得到液压支架荷载。

式 (1) ~ (5) 中, DF为额定阻力屈服系数, 取值1.25;L为第一层岩层的悬臂梁长度, m; (qn) 1为上覆n层岩层对第一层岩层产生的单位长度均布载荷, k Pa;S为支架宽度, 取1.75 m;hn为第n层地层悬臂梁厚度, m;T0为岩层极限抗拉强度, MPa;γn为第n层岩层的提体积力, k N/m3;Frd为支架载荷, k N;Fs为支架支柱工作阻力, k N;α为支架支柱与水平线的夹角, 取65°;FY为屈服载荷, k N;En为不同岩层的弹性模数, GPa。

以上数据会随着液压支架型号和宽度的改变而改变。必须强调的是, 在这个模型中使用下列假设:支架长度是4.5 m, 支架宽度是1.75 m, 支架支柱与煤壁间的距离为4.9 m, 支架支护长度为6.1 m, 支架支柱与水平线成65°夹角, 从而保证支架提供足够的水平力, 预防未支护的顶板冒落。这些参数中的任何变化将导致不同的液压支架能力要求[2]。

2 实例计算

假设图1所示第一层岩层控制的岩层为两层, 即n=3。各岩层厚度、体积力及弹性模量见表1。

根据模型设计中引用的公式计算各量:

a) 第一层本身的载荷, q1=γ1h1=23×4.0=92 (k Pa) ;

b) 考虑第二层对第一层的作用, 则:

c) 计算到第三层, 则第一层的载荷为:

d) 计算到第四层, 则第一层的载荷为:

由于 (q4) 1< (q3) 1, 所以只需考虑第一、二、三层对第一层载荷的影响, 因此图1中所示的第一层岩层所受的载荷大小为174.7 k Pa。则第一层岩层的悬臂梁长度为14.6 m。

2.1计算支架载荷支柱工作阻力及屈服载荷的最小值

2.2 计算支架载荷支柱工作阻力及屈服载荷的最大值

3 结语

数据表明工作面周期来压步距为14.6 m, 工作面液压支架工作阻力在周期来压时会达到最大值, 需要采用强制放顶措施或提前采取顶板预裂措施, 保证顶板及时垮落, 以保证液压支架正常工作。以上计算是在假设的条件下得出的数据, 在实际工作中要在开采区域内有计划的施工钻孔, 对每个钻孔的地层数据结合不同液压支架的参数进行分析和计算, 选出最适合的液压支架型号、工作阻力范围, 同时对顶板安全管理提出相应的安全管理措施, 从而为煤矿安全生产提供数据支持。

参考文献

[1]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.

液压支架检修工岗位工作标准 篇2

一、岗位标准

1、熟悉本岗位工作标准及操作顺序，并严格对照执行;

2、按时上岗;不脱岗、串岗、睡岗，班中不干与本岗位无关的活;

3、严格按规程、措施及操作标准和程序施工，杜绝违章，确保安全;

4、按时参加矿上及区队组织的各种学习活动，确保业务、操作技能的的不断提高。熟悉避灾路线和措施，能妥善避灾;

5、必须经过专业技术培训，取得安全技术工种操作资格证后，持证上岗;

7、熟知液压支架结构、性能、工作原理、技术特征。

二、工作标准

(1)接班

1、进入接班地点：准时进入工作面，认真检查支架情况;由检修组长同上一班支架组长在工作面进行现场交接。

2、询问工作情况：结合班前会安排，检修组长向上班组长询问了解支架工作及故障情况遗留问题。

3、认真检查支架的支护情况，接顶护帮不好要查明原因，以便针对性处理。

4、逐一对支架进行全面检查，了解各部工作情况及各部件完好情况。

5、问题的处理：检查完毕后，把发现的问题落实清楚责任，准备上岗作业。

6、履行交接班手续。

(2)作业

1、在班组长下达开工命令后，支架检修工按自己的工作任务迅速进入工作岗位，开始工作。

2、检修开始前要根据本班检修内容，准备好所需工具及零配件，安排好检修程序，并通知泵站司机给工作面开泵送液。检修中，不得随意停泵。

3、检修前，应对工作区的煤壁及安全出口两帮进行敲帮问顶，及时处理活帮，敲掉活煤，发现接顶不严或顶板不好，及时维护好顶板、煤帮之后，方可开始作业。

4、逐一操作支架手把，检查液压管路是否有漏液、破管、密封损坏现象。

5、人员站在支架下安全处，逐架把损坏的弯头、两通进行更换，把查出的破管及损坏密封及时更换，更换之后把旧件收集，统一回收。

6、备用的各种液压软管及管接头等必须用专用堵头堵塞，更换时要清洗干净。

7、人员站在支架内，拧开供水阀门，观察管路是否破损，喷嘴雾化状况是否良好，根据发现的问题及时进行维修处理。

8、逐架动作查看支架阀组，发现有变形、串漏液情况，根据实际及时更换阀组或阀片。

9、沿工作面逐架检查各部的连接有无脱销变形。

10、发现脱销，立即补够上齐;变形要及时更换。

11、人员站在支架顶梁下，详细检查前后立柱和各部千斤顶的缺销变形、密封损坏、串漏液及柱面光洁等的损坏情况，发现问题报告班组长，并及时处理。

12、当检修发现特殊情况时，要立即采取安全措施，及时向班长汇报，组织处理。

13、检修人员多人作业要协调配合好，站在安全地点卸下更换件的高压管路，打出更换千斤顶两端的固定销卡，取下液压千斤顶。

14、由2—3人合作，首先人工将液压千斤顶的一端安装到位，并打上固定销卡。

15、将液压千斤顶扶到位，将其另一端打上固定销，并连接上相对应的高压管路。

16、按操作规程及时处理好死架、垛架和倒架。

17、支架底座、顶梁等大件更换要严格执行补充措施的有关规定。

(3)交班

1、支架检修完后，重新将检修过的支架认真检查，将设备存在的问题重新落实。

2、将支架卫生全部清理一次，对更换下的旧件及剩余件及时运到指定地点。清点好工具。

3、向接班人汇报本班工作情况。

4、接受、协助接班人现场检查。

5、发现问题立即协同处理;对遗留问题，落实责任向上汇报。

6、履行交接手续。

7、上井汇报，填写记录。

三、技术标准

1、检修前支架应采取可靠的稳固措施。

2、当检修地点20米内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员。

3、大的零部件检修时，要制定专项检修计划和安全技术措施并贯彻落实到人。

4、综采工作面所有支架要编号管理，要分架建立检修档案。

5、检修人员入井前，要向有关人员了解支架工作情况。

6、准备好足够的备件、材料及检修工具;凡需专用工具拆装的部件必须使用专用工具。

7、检修负责人应向检修人员讲清检修内容、人员分工及安全注意事项。

8、检修支架顶上的部件时，应搭好牢固的工作台。

9、接班后应对所有支架巡查一遍，对现场急需的问题应优先安排检修。

10、.检修时，各工种要密切配合;必要时采煤机和刮板输送机要停电、闭锁、挂停电牌，以防发生意外。

11、支架液压系统的各种阀、液压缸不准在井下拆卸和调整，若阀或液压缸有故障时，要由专人负责用质量合格的同型号阀或液压缸进行整体更换。

12、在拆卸或更换安全阀、测压阀及高压软管时，应在各有关液压缸卸载后进行。

13、在更换管、阀、缸体、销轴等需要支架承载件卸载时，必须对该部件采取防降落、冒顶、片帮的安全措施。

14、向工作地点运送的各种软管、阀、液压缸等液压部件的管路连接部分，都必须用专用堵头堵塞，只允许在使用地点打开。

15、液压件装配时，必须用乳化液冲洗干净，并注意有关零部件相互配合的密封面，防止因碰伤或损坏而影响使用。

16、处理单架故障时，要关闭本架的断路阀。处理总管路故障时，要停开泵站，严禁带压作业。

17、组装密封件时，应注意检查密封圈唇口是否完好，加工件上有无锐角或毛刺，并注意密封圈与挡圈的安装方向必须正确。

18、管路快速接头使用的U 形卡的规格、质量必须合格，严禁单孔使用或用其他物件代替。

19、检修工作完毕后，必须将液压支架认真检查，并进行试压动作几次，确认无问题后方可使用。

20、检修时卸载的立柱、千斤顶要重新承载。

21、检修完工后，各液压操作手把要打到零位。

22、认真清点工具及剩余的材料、备品、备件，并做好检修记录。

23、拆管前要关闭支架来液方向的系统截止阀，并操作手把，将系统内高压释放，防止高压液喷出及高压管弹起伤人。

液压支架工作阻力 篇3

关键词：薄煤层；液压支架；压力监测；周期来压

中图分类号：TD355.3 文献标识码：A 文章编号：1006—8937（2012）23—0165—02

综采液压支架是综采工作面的大型装备，数量多且管理困难，在工作面推进过程中经常遇到歪斜、倒架、挤架等失稳现象，造成整个工作面条件恶化，使得工作面推进困难，不得不投入大量时间和精力去调整，如果调整不当，将严重影响工作面安全生产和高产、高效。薄煤层综采受工作面布置、煤层厚度、断层等条件以及管理因素的影响，支架支护性能低，且随着工作面设计走向长度的不断增加，液压支架初撑力、工作阻力往往达不到要求，进一步增加了支架的管理难度。本文分析了薄煤层综采工作面液压支架管理遇到的常见难题，结合现场管理经验，研究了液压支架倒架、挤架、调斜产生的原因，并提出了提高液压支架管理水平的具体措施。此外，采用红外监测系统对液压支架初撑力、工作阻力进行了监测，通过数据分析，初步确定了工作面周期来压步距，为控制支架支护性能的稳定提供了理论指导。

1 工程概况

该矿井薄煤层可采区域含煤面积约占全井田的71%，储量为58.03 Mt，约占矿井总储量的15%，煤层位于山西组中、下部，平均厚度1.37 m，不稳定系数为5.09，属不稳定型煤层，且该煤层为典型的“三软”煤层，顶板松软、煤壁松软、底板松软，煤壁对顶板支承力差，工作面易发生片帮、漏冒，工作面支护较难管理。目前该矿井已回采完3个薄煤层工作面，正在回采的31118工作面走向长度944 m，倾斜长度195 m，平均煤厚1.56 m，最小煤厚0.10 m，直接顶为砂质泥岩，老顶为香炭砂岩，平均总厚度为13 m，直接底为砂质泥岩，老底为大占砂岩，平均总厚度为18.6 m，煤层整体呈单斜构造，局部底板起伏较大。工作面采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板，工作面支护采用ZY3400/12/23型掩护式液压支架，共计129架，端头支护采用整体顶梁液压支架，工作面液压系统由乳化液泵站提供动力，型号为：BRW315/31.5，额定压力31.5 MPa。

液压支架主要技术参数为：支护展开高度2 300 mm，收缩高度1 200 mm，额定工作阻力（P=40.4 MPa）3 400 kN，初撑力（P=25 MPa）2 616 kN，平均支护强度0.4～0.48 MPa，对底板前端平均比压0.97～1.63 MPa，支架中心距1 500 mm，适应工作面的倾角：≤15°，支架宽度最大（伸出侧护板）1 600 mm，最小（收回侧护板）1 430 mm，移架步距600 mm，操作方式为邻架手动操作，及时支护。

2 液压支架失稳的原因及对策

2.1 引起支架失稳的因素

根据现有的研究结果和已回采的薄煤层工作面经验，液压支架支护的稳定性主要受以下几方面的影响：

①工作面倾角影响。由于工作面均采用走向伪倾斜布置，即运输巷（下付巷）标高低于回风巷（上付巷）标高，受工作面倾角的影响，支架在拉移过程中必然受重力的作用，存在自然下滑的趋势。

②工作面刮板输送机影响。液压支架与工作面刮板输送机通过推溜油缸、推杆、十字头等连接，互为基础前后推拉，在工作面推进过程中，一但输送机出现了上窜下滑的趋势，势必带动支架发生歪斜，相互挤压，甚至倾倒。

③顶板垮落的影响。由于采用全部垮落法管理采空区，工作面推进后，支架尾部受到的顶板压力相对于支架前段减少，移架时极易造成支架尾部下摆，底座前段则相对上摆，同时，采空区跨落的煤岩在重力作用下向采空区下段滚落，将加大对支架尾部向下的冲击。

④移架操作影响。工作面采用跟机移架的方式，在拉移过程中易受人为因素的影响，如伸缩梁未及时伸出而引起煤墙片帮、架前冒顶，拉架后支架超高、过低引起架间漏冒，使得支架不再接顶、架间受力不均，这些因素都将加剧支架间的挤、咬甚至倒架、死架的发生。

⑤其他因素影响。工作面液压系统特别是长距离供液压力损耗、乳化液浓度不合格、管路密封及阀组损坏引起的漏液窜液、操作时供液不足等，使得支架初撑力往往达不到要求，导致支架支护性能及稳定性降低。此外，工作面在回采过程中遇到断层、钻场、老巷等工程地质条件变化时，尤其是遇到直接顶初次跨落、老顶初次来压和周期来压时，支架也极易失稳甚至被压死。

2.2 处理液压支架失稳的措施

该矿井薄煤层工作面倾角在1°～16°之间，仅局部有较大起伏，由于支架本身的稳定性，其下滑力不足以对其造成较大的倾倒，因此，现场采用的措施主要有以下几个方面：

①控制工作面伪斜量。工作面伪斜量控制不当引起刮板输送机上窜下滑的趋势时，应立即采取措施调整，可通过机尾、机头加刀来增加或减少工作面伪斜量，控制住输送机的窜动，同时利用侧护板、单体柱及抬底座油缸及时调整支架方向。

②加强移架等现场管理。支架工必须严格执行带压擦顶移架，采煤机过后及时伸出伸缩梁，移架后持续注液保证支架初撑力合格；采煤机司机、推溜工应严格按照正规循环方式作业，保证工作面煤壁和运输机平直，改善工作面支护条件，减少支架尾部受到采空区煤岩的冲击作用。

③加强液压系统管理。必须保证乳化液配比浓度合格，检修工要及时更换损坏的管路、接头、密封等元件，及时处理油缸、阀组等支架故障，架间的浮煤必须清理干净，避免液压管路长期暴露在恶劣的环境下，从而减少支架拉移时底座的受力不均。

3 液压支架监测分析

3.1 压力监测系统

采用KBJ红外矿压监测系统对薄煤层工作面液压支架进行了同步监测，该系统由压力监测记录仪、红外传输数据采集仪、红外通讯适配器、数据处理软件构成，压力监测记录仪有两个压力测孔，通过液压管路与支架立柱相连，每个采面安设有10～14块压力监测记录分机，每隔5 min自动记录1次支架压力数据，通过数据采集仪收集监测分机的数据，传至地面上通过红外通讯适配器将数据传送到计算机处理，如图1所示。

3.2 支架受力及工作面矿压规律分析

在31118薄煤层综采工作面回采过程中，从工作面端头液压支架起每隔10架安装一台压力监测记录仪，共布置14台，自2012年2月5日～2012年6月1日，监测得到了支架的初撑力和末阻力数据，部分初撑力数据如图2所示，根据工作面日推进度，对监测的支架末阻力数据通过时间加权处理，得到了随工作面推进的液压支架整体末阻力变化曲线，如图3所示。

由图可知，实测支架平均初撑力12.11 MPa，最大初撑力为52.42 MPa，初撑力不足10 MPa的约占30%。为降低液压系统的负荷便于维护，液压泵站压力一般为

20 MPa，因此，支架初撑力多未达到额定值80%的标准，支架初撑力普遍较低，仅在来压期间较高。支架末阻力加权平均值为20.57 MPa，最大值为54.04 MPa，支架安全阀开启值设置为40 MPa，开启率低，说明工作面来压时支架工作阻力总体达到要求。

根据现场观测和图2可知，该薄煤层工作面初次来压步距为8 m，基本顶来压步距25 m，周期来压步距平均为18 m，工作面来压期间，支架工作阻力突然增大，工作面容易发生片帮、冒顶事故，支架容易被压死。因此，当工作面推进到周期来压步距的倍数时，应加强工作面顶板管理，必须保证支架有足够的初撑力，使支架处于良好的工作状态。

4 结 语

通过对薄煤层综采工作面液压支架失稳原因的分析，在已回采的薄煤层工作面和31118工作面中，通过控制工作面伪斜量，降低了运输机对支架失稳的影响，采取加强移架、液压系统维护等现场管理的措施，能够较好地改善支架初撑力不足、稳定性差等问题，根据液压支架压力监测的分析，在工作面推进到18 m的倍数时，支架受力将大幅增加，此时应加强工作面顶板管理，保证充分发挥液压支架的支护性能。

参考文献：

液压支架工作阻力 篇4

液压支架是综合机械化采煤工作面不可缺少的配套液压动力设备。支架高度和工作阻力是支架选型最重要的2个指标参数, 对支架的宽度、重量、油缸直径等参数起着决定性作用, 也是工作面其它设备配套选型的重要依据[1,2,3]。合理的支架高度能够最大化地采出地下煤炭资源, 且能使工作面快速推进, 是工作面高效生产的关键因素;合理的支架工作阻力能够有效地控制矿山压力, 确保采场作业人员和设备的安全, 是工作面顶板控制和安全生产的最重要因素。现在, 多数矿井工作面采用全部垮落法处理采空区顶板, 直接顶随采随垮, 液压支架的适应性较强, 易于控制采场围岩应力。而在一些矿区的煤层顶板, 或某些矿区的个别煤层顶板较坚硬, 直接顶即为基本顶, 采空区顶板不易垮落, 工作面支架所承受的围岩应力增大, 易出现采空区顶板大面积垮塌及支架压架现象。可见, 在液压支架选型时, 特别是在坚硬顶板条件下, 研究液压支架的高度和工作阻力, 对于煤矿综采工作面安全高效开采具有重要意义。

1 矿井煤层顶底板概况

成庄煤矿是晋城煤业集团的主力生产矿井之一, 生产能力为830万t/a。井田内含煤地层中可采及局部可采煤层有3层, 煤层编号自上而下为3#、9#、15#, 可采煤层平均厚12.15 m。成庄煤矿矿井地质柱状图如图1所示。

成庄矿主要可采煤层具体情况为: (1) 3#煤层:3#煤层位于山西组下部, 沉积稳定, 上距K8底界32.23 m, 下距K7顶面6.12 m。厚4.30~7.68 m, 平均6.44 m, 硬度为0.2~0.4。结构简单, 含夹矸0~4层, 一般1~3层, 夹矸厚度不大, 单层最大厚度0.35 m, 一般小于0.20 m。煤层顶板多为粉砂岩, 底板多为泥岩, 少数为粉砂岩, 为全区稳定的主要可采煤层, 也是矿井目前的开采煤层。 (2) 9#煤层:位于太原组中部, 下距K3灰岩19.48 m, 距15#煤40.29 m, 沉积较稳定。厚0.15~2.00 m, 平均厚1.09 m, 含矸0~2层, 结构简单。顶板为粉砂岩, 底板为粉砂岩, 局部为泥岩, 为较稳定的大部分可采煤层。 (3) 15#煤层:位于太原组底部, 下距K1奥灰岩顶面9.76 m。厚1.29~5.63 m, 平均3.68 m。结构复杂, 含夹矸0~7层, 一般1~4层。顶板为K2石灰岩, 个别地段为泥岩;底板为泥岩, 局部为粉砂岩。为全区稳定的主要可采煤层。

成庄矿分5个盘区进行开拓。目前, 该矿3#煤层一盘区、二盘区已开采完毕, 三盘区即将开采完毕, 主采四盘区和五盘区。现15#煤层一盘区开拓延伸, 首采工作面即将圈定, 需要对首采工作面的开采设备进行选型配套, 而液压支架的高度和工作阻力必须优先确定, 进而对其它开采设备进行配套选型。

成庄矿15#煤层顶板为石灰岩 (K2) , 厚6.49~12.92 m, 平均10.44 m;抗压强度11~74.9 MPa, 平均34.93 MPa;抗拉强度0.95~5.09 MPa, 平均2.27 MPa。参照开采条件相似且相邻的凤凰山矿、寺河矿二号井15#煤层工作面的相关参数, 基本顶的初次来压步距平均为34.5 m, 周期来压步距平均为15.8 m。底板岩石以泥岩为主, 局部为粉砂岩或细砂岩, 一般厚2.2~4.5 m, 平均3.8 m, 抗压强度4.6~19.6 MPa, 平均9.67 MPa, 抗拉强度0.71~1.27 MPa, 平均1.01 MPa。

根据文献[2, 3]中顶底板分类有关内容, 该矿15#煤层直接顶为Ⅲ稳定顶板或Ⅳ类坚硬顶板, 且以Ⅳ类坚硬顶板为主, 基本顶 (直接顶) 分级应为Ⅲ级来压强烈顶板, 底板属于Ⅱ类松软或Ⅲ较软类型。

2 支架高度确定及架型选择

2.1 液压支架高度确定

为了掌握成庄矿15#煤层的厚度情况, 在一盘区施工32个地质钻孔, 二盘区施工24个地质钻孔, 其它盘区施工了23个地质钻孔。根据地质钻孔中显示的煤层厚度绘制出15#煤层等厚线图, 对矿井区域内各盘区15#煤层的厚度做了具体的划分, 并计算出相应的面积。

成庄矿15#煤层各盘区煤层厚度分布情况如表1所示。

从表1可看出, 成庄矿15#煤层中, 多数区域煤厚集中在2.5~4 m, 从一盘区至其它盘区, 4 m以上煤厚的区域逐渐增多。各盘区煤厚2.5~5 m所占的比例均在90%左右, 二盘区2.5~5 m煤厚所占比例高达97.94%。因此, 可以将支架最低高度定为2.4 m, 最大高度定为4.5 m, 即支架高度2.4~4.5 m, 从而可以大大提高支架对煤层厚度的适应性, 也能大大提高煤炭资源的回收率。

2.2 支架架型选择

根据15#煤层围岩可控程度选择支架架型。按照采煤工作面围岩可控程度分组, 成庄矿15#煤层围岩属于较难控围岩或难控围岩类型, 因此, 应该选择四柱支撑掩护式液压支架。另外, 15#煤层≥3.5 m厚区域也较大, 支架选型时, 宽度及控顶距参数设计应该参照大采高工作面支架参数。

选择四柱支撑掩护式的优点在于, 在回采过程中, 支架能有效抵御由采空区坚硬顶板垮落的大块矸石对支架尾梁的巨大冲击力, 避免出现支架仰俯角、歪斜度过大现象, 杜绝倒架事故, 且四柱支撑掩护式支架能提供足够大的切顶力。另外, 晋煤集团其它矿井15#煤层工作面开采均采用四柱支撑掩护式支架, 具有现场实践经验。

3 支架工作阻力计算

3.1 采高容重法

按采高容重法经验公式计算, 要求支架能够支撑4~8倍采高的岩石质量, 则支架的实际工作阻力公式为:

式中:M为采高, 取4.5 m;R为容重, 取2.5×103kg/m3;g为重力加速度, 取9.8 N/kg;B为支架中心距, 取1.75 m;lK为支架最大控顶距, 取5.9 m;α为煤层倾角, 取0。

经计算, 支架实际工作阻力为9 106.65 k N。

在实际生产过程中, 支架的支撑效率往往不能达到100%, 因此, 理论工作阻力应大于实际所需的阻力, 即:

式中Ks为支架的支撑效率, 支撑掩护式支架取0.85 (支掩式掩护支架Ks=0.65~0.75;支顶式掩护支架Ks=0.8~0.9;支撑掩护式支架Ks=0.8~0.95;支撑式支架Ks=0.9~0.96) 。

经计算, 支架的理论工作阻力为10 713.71 k N。

3.2 顶板结构法

按顶板结构支架阻力公式计算, 基本顶初次来压时支架工作阻力公式为:

式中:mZ为基本顶下方垮落岩层的厚度, m;RZ为基本顶下方垮落岩层的容重, kg/m3;mE为基本顶岩层的厚度, m;RE为基本顶岩层的容重kg/m3;CE为基本顶初次垮落步距, m。

成庄矿15#煤层上方直接赋存6.49~12.92 m (平均10.44 m) 的K2石灰岩坚硬顶板, 即认为是基本顶。因此, mZ=0;mE取最大厚度, 即mE=12.92 m;RE=2.5×103kg/m3;CE=34.5 m (凤凰山矿、寺河矿二号井15#煤顶板实测) 。

经计算, 基本顶初次垮落时, 支架工作阻力为9 555.56 k N。考虑到支架支撑效率:F理=F/Ks

经计算, 基本顶初次垮落时支架的理论工作阻力为11 241.84 k N。

3.3 行业标准计算

根据文献[3]行业标准, Ⅰ~Ⅳ级基本顶额定支护强度下限计算式为:

式中:N为直接顶充填系数, 本验算取0;C0为基本顶周期垮落步距, 15.8 m;其他符号同上。

经计算, 基本顶额定支护强度下限为799.86 k N/m2。

液压支架工作阻力计算式为:

经计算, 液压支架工作面阻力为9 715.95 k N。

综上计算分析可得, 成庄矿15#煤层开采液压支架工作阻力应不得低于12 000 k N。

4 工程类比

类似顶板条件下, 凤凰山矿15#煤层XV1304工作面选用ZZ8000/17/32型支撑掩护式支架, 最大控顶距lK凤=5.76 m, 支架中心距B凤=1.5 m, 采高M凤=2.4 m。经计算, 基本顶额定支护强度液压支架工作阻力F凤=6 474.76 k N。运用工程类比法, 成庄矿15#煤工作面支架阻力F=12 004.71 k N。

另外, 根据文献[4], 凤凰山矿XV1304工作面基本顶初次垮落期间, 液压支架工作阻力多数在4 000~7 000 k N之间, 最高达到7 457.5 k N。此外, 支架安全阀整定值在7 000 k N左右, 回采期间部分支架频繁卸载, 支架末阻力都保持在较高水平。凤凰山矿15#煤层XV1304工作面支架工作阻力理论计算为6 474.76 k N, 实测最高7 457.5 k N, 成庄矿15#煤层工作面支架工作阻力理论计算需9 715.95 k N, 则参照凤凰山矿开采实践, 预计成庄矿15#煤层工作面液压支架工作阻力最高Fmax=11 190.64 k N。

通过工程类比可见, 成庄矿15#煤层开采液压支架工作阻力选择不低于12 000 k N是合理的。

5 结语

成庄矿15#煤层开拓延伸, 一盘区首采工作面即将圈定, 工作面液压支架高度和工作面阻力两个重要参数的确定迫在眉睫。通过对15#煤层施工地质钻孔, 根据煤层的赋存情况, 确定了支架最低高度2.4 m, 最大高度4.5 m。充分考虑该煤层顶板为稳定的坚硬顶板特性, 通过运用采高容重法、顶板结构法及行业标准计算方法对液压支架的工作阻力进行计算, 可知该矿15#煤层开采支架工作阻力应不低于12 000 k N。最后通过与开采条件相似的凤凰山矿15#煤层工作面开采工程类比验证, 得知所选取的支架工作阻力是合理的。

摘要：液压支架高度和工作阻力是综采工作面支架选型最重要的2个指标参数。为了确定成庄煤矿15#煤层开采液压支架的高度和工作阻力, 依据该煤层地质钻孔中显示的煤层厚度绘制了15#煤层等厚线图, 并分盘区计算出不同煤层厚度范围相应的面积, 根据煤层厚度的集中度确定了液压支架的高度。运用采高容重法、顶板结构法及行业标准计算方法, 对该矿坚硬顶板条件下液压支架的工作阻力进行了计算。通过与顶板条件相似的凤凰山矿15#煤层工作面开采工程类比可知, 成庄矿15#煤层开采液压支架工作阻力选择不低于12 000 kN是合理的。

关键词：坚硬顶板,液压支架高度,工作阻力,工程类比

参考文献

[1]宋德军.“两硬”条件大采高液压支架工作面阻力计算[J].太原理工大学学报, 2006, 37 (5) :568-571.

[2]王高利, 涂敏.厚硬顶板综采工作面支架合理工作阻力的确定[J].煤炭技术, 2008, 27 (1) :60-62.

[3]MT554-1996, 缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类[S].

液压支架工对液压支架的操作与维护 篇5

1、液压支架在工作面安装事项

（1）注意顶底板状态，防止顶板冒落；

（2）运送支架时要平稳，联接要牢固，支架下端不能站人；（3）支架整架安装时要降至最低高度；（4）支架要有防倒防滑的措施；（5）导向滑板要平整；

（6）安装后支架应立即支护顶板。

2、操作液压支架前的注意事项

在操作液压支架前，应先检查管路系统和支架各有关部件的动作是否有阻碍，要消除顶、底板的障碍物。注意软管不要被矸石挤压和卡住。管接头要用“U”形销插牢，液压系统不漏液不窜液。开始操作支架时，应提醒支架周围工作人员注意，以免发生事故。操作支架应观察顶板情况，发现问题及时处理。

3、液压支架在使用中的注意事项

（1）移架前必须做好准备工作。观察顶板、清除影响移架的障碍物，检查油管不得被矸石挤压和埋压，支架各部分状况是否良好。

（2）能立即支护的支架要及时支护，距采煤后滚筒不得超过3-5ｍ。如在采煤机前发生片帮，顶板暴露面积大，支架应超前支护。对破碎顶板要及时采取措施。移架时，顶梁不宜下降过多，可采用“擦顶移架”或“带压移架”。相邻两架支架不得同时进行降柱与移架，当支架移动速度跟不上采煤机前进速度时，可根据顶板情况进行隔架或分段移架，支架要接顶升紧达到初撑力。（3）综采工作面一般不允许放炮，如出现较硬夹石层、过断层或有火成岩侵入必须放炮时，需履行审批手续，采取可靠的掩护措施。放炮后，要加大风量，尽快排除有害气体和煤岩尘。

在支架内运送器材时，应注意防止擦伤、碰坏支架的部件。以免影响支架正常使用。

（4）在倾斜煤层中，支架的推移顺序一般要求从下向上进行，移架速度要快，随时调整支架，不得歪斜，并保持中心距相等，移架后必须使支架成一直线，支架要与顶板接触严密，如顶梁上有大量矸石，应予以清除。移架时，梁端距要符合要求。当发现支架受力不好或歪架、顶梁咬架时要及时处理。支架操作完毕、操作手把必须放到零位。

（5）在进行液压支架的液压系统故障处理时，应先关闭进、回液断路阀，以切断本架液压系统与主管路之间的连接通路。然后将系统中的高压液体卸压并放出，再进行故障处理；故障处理完毕后再打开断路阀，恢复供液。在需处理故障时，必须与泵站司机联系，待停泵后方可进行故障处理。

4、液压支架的完好标准

（1）支架零部件齐全、完好、连接可靠；

（2）立柱与各种千斤顶的活柱与缸体镀层无严重锈蚀和脱落，动作可靠，无严重损坏和变形，密封良好；

（3）各种阀密封良好，不窜液，漏液，动作灵活可靠。安全阀动作值符合规定，过滤器完好，操作时无异常声响；

（4）金属结构件无影响使用的严重变形，焊缝无影响支架安全使用的裂纹；（5）软管与接头完整无缺、无漏液，排列整齐、连接正确，不受挤压，V形销安装正确完备；

（6）泵站供液压力符合要求，乳化液配比度符合标准。

5、液压支架常见故障和处理方法

液压支架在使用过程中，经常会发生的各种故障、产生原因及其处理方法见下表。

6、液压支架倾倒的预防措施和处理方法

支架倾倒的主要原因是超高回采、过断层和老硐、顶板破碎而端面冒顶；底软使底座下陷；移架时降柱过多，立柱自动卸载或误动作；支架歪斜后未及时调整等。所以预防支架倾倒的主要措施有：

（1）控制好下出口几组支架是整个工作面防倒的关键。要保证工作面最下端处于巷

道内呈水平状的第一架支架的架设质量；

（2）严格控制采高，使有效采高低于支架最大支撑高度200-300ｍｍ；（3）坚持顺序上行移架，带压移架、擦顶移架、移后调架的原则，要一次移够，不要反复升架，频繁调架，必要时可用邻架推移千斤顶支紧输送机槽后再移架，以保证移架行程；

（4）升架前一般将下侧护板伸出，使支架垂直顶板或有一定迎山，然后按顺序升柱，升架后检查相邻支架侧护板对齐即可；

（5）发现支架有倒、咬、歪现象时，要立即处理。处理措施有：

1、一旦支架发生倾倒，有防倒防滑装置的，应充分利用。也可用斜撑柱扶架，用柱子顶，移架前在支架倾倒方向顶梁下支一根斜撑柱子，并系 上安全绳，以防伤人；

2、用千斤顶校正支架。在支架上方用千斤顶拉顶梁，在下方用千斤顶向反方向拉底座；

3、用绞车拉正支架。当支架严重倾倒，而且是多架倾倒时，可用绞车逐架拉正。

液压支架及输送机下滑的预防及其处理措施

1、锚固输送机。利用工作面配用的锚固装置对输送机的机头、机尾进行锚固，以防止输送机沿工作面下滑，进而利用相互制约关系防止液压支架的下滑；

2、上行顺序推移。采用上行顺序推移工作面输送机和移架可有效肪止两者的下滑；

3、调斜工作面。将工作面调成伪斜，实行伪仰斜推进，是防止输送机和液压支架下滑的有效措施。

发现液压支架及输送机下滑后，要及时采取措施予以处理，主要措施有：调斜工作面或增大伪斜角度，上调支架及其向上牵引输送机。

7、液压支架压架的处理措施

1、附加初撑力法。在顶底板较松软或金属网假顶下，可用单体支柱设在被压“ 死”的支架的顶梁下方，并同时向这些支柱及被压支架供液，进行反复支撑；

2、挑顶法。在支架底座的前方底板打眼，装小药量放炮，放炮后将崩碎的岩块掏出，使支架底座下降；

3、松顶松底法。当支架上的矸石非常破碎或是金属网假顶时，可将顶梁上的破碎矸石挖掉，以求支架活动而移架，当支架有少量行程时，便可 操作移架；

4、防压环法。若支架上的支柱带有防压环装置，当支架压“死”后，应摘去防压环，活柱可有少量行程，便可直接移架。

8、撤除液压支架的一般步骤

（1）支设撤除液压支架所需的临时支护，清理杂物，固定好变向滑轮；（2）将被撤除的支架的邻架操作改为本架操作，缩回侧护板和伸缩梁；（3）降柱、解除主油管（应降至最小高度为止）；

（4）拴好钢丝绳与支架的连接装置，开动绞车，将支架牵引抽出并调向，然后运出工作面。

液压支架工安全操作规程

一、准备

（1）工具：扳子、钳子、螺丝刀、套管、小锤、手把等；

（2）备品配件：U形销、高低压密封圈、高低压管、常用接头、弯管等。

二、检查

（4）检查支架前端、架间有无冒顶、片帮的危险；

（2）检查支架有无歪斜、倒架、咬架，架间距离是否符合规定，顶梁与顶板接触是否严密，支架是否成一直线或甩头摆尾，顶梁与掩护梁工作状态是否正常等；

（3）检查结构件：顶梁、掩护梁、侧护板、千斤顶、立柱、推移杆、底座箱等是否开焊、断裂、变形，有无联结脱落，螺钉是否松动、压卡、扭歪等；（4）检查液压件：高低压胶管有无损伤、挤压、扭曲、拉紧、破皮断裂，阀组有无滴漏，操作手把是否齐全、灵活可靠、置于中间停止位置，管接头有无断裂，是否缺U形销子；

（5）千斤顶与支架、刮板输送机的联接是否牢固（严禁软联接）；（6）检查电缆槽（挡煤板）有无变形，槽内的电缆、水管、照明线、通讯线敷设是否良好，挡煤板、铲煤板与联接是否牢固，溜槽口是否平整，采煤机能否顺利通过；

（7）照明灯、信号闭锁、洒水喷雾装置等是否齐全、灵活可靠；（8）支架有无严重漏液卸载现象，有无立柱伸缩受阻使前梁不接顶现象；

（9）铺网工作面，网铺的质量是否影响移架，联网铁丝接头能否伤人；（10）坡度较大的工作面，端头的三组端头支架及刮板输送机防滑锚固装置是否符合质量要求。

三、处理

（1）顶板及煤帮存在问题，应及时向班长汇报或由支架工用自行接顶或超前撅顶等办法处理；

（1）支架有可能歪架、倒架、咬架而影响顶板管理的，应准备必要的调架千斤顶、短节锚链或单体支柱等，以备下一步移架时调整校正；

（2）更换、处理液压系统中损坏的软管、插牢# 形销；

（3）清理支架前及两侧的障碍物，将管、线、通讯设施吊挂、绑扎整齐；

（4）和班长、电钳工等积极处理上述存在问题，不得带“病”强行移架。

四、正常移架操作顺序

（1）收回伸缩梁、护帮板、侧护板；

（2）操作前探梁回转千斤顶，使前探梁降低，躲开前面的障碍物；（3）降柱使主顶梁略离顶板；

（4）当支架可移动时立即停止降柱，使支架移至规定步距；（5）调架使推移千斤顶与刮板输送机保持垂直，支架不歪斜，中心线符合规定，全工作面支架排成直线；

（6）升柱同时调整平衡千斤顶，使主顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到初撑力；

（7）伸出伸缩梁使护帮板顶住煤壁，伸出侧护板使其紧靠相邻下方支架；

（8）将各操作手把扳到“零”位。

五、过断层、空巷、顶板破碎带及压力大时的移架操作顺序（1）按照过断层、空巷、顶板破碎带及压力大时的有关安全技术措施进行立即护顶或预先支护，尽量缩短顶板暴露时间及缩小顶板暴露面积；

（2）一般采用“带压移架”，即同时打开降柱及移架手把，及时调整降柱手把，使破碎矸石滑向采空区，移架到规定步距后立即升柱；

（3）过断层时，应按作业规程规定严格控制采高，防止压死支架；（4）过下分层巷道或溜煤眼时，除超前支护外，必须确认下层空巷、溜煤眼已充实后方准移架，以防通过时下塌造成事故；

（5）移架按正常移架顺序进行。

六、工作面端头的三架端头支架的移架顺序

（1）必须两人配合操作：一人负责前移支架，一人操作防倒、防滑千 斤顶；

（2）移架前将3根防倒、防滑千斤顶全部放松；（3）先移第三架，再移第一架，最后移第二架；

（4）移第二架时，应放松其底部防滑千斤顶，以防被顶坏。

七、移架操作注意事项

（1）每次移架前都先检查本架管线，不得刮卡，清除架前障碍物；（2）移架时，本架上下相邻两组支架推移千斤顶处于收缩状态；（3）带有伸缩前探梁的支架，割煤后应立即伸出前探梁支护顶板；（4）铺设顶网的工作面，必须先将网放下后再行移架；（5）采煤机的前滚筒到达前应先收回护帮板；

（6）降柱幅度低于邻架侧护板时，升架前应先收回邻架侧护板，待升柱后再伸出邻架侧护板；

（7）移架受阻达不到规定步距，要将操作阀手把置于断液位置，查出原因并处理后再继续操作；

（8）邻架操作时，应站在上一架支架内操作下一架支架；本架操作时必须站在安全地点，面向煤壁操作，严禁身体探入刮板输送机挡煤板内或脚蹬液压支架底座前端操作；

（9）移架的下方和前方不准有其他人员工作。移动端头支架时，除移架工外，其余人员一律撤到安全地点；

（10）假顶网下可采用“带压移架”：保持一定初撑力，紧贴或略脱离假顶网前移支架，要防止刮坏网或出现大网兜造成冒顶。

八、推移工作面刮板输送机

（1）先检查顶底板、煤帮，确认无危险后，再检查铲煤板与煤帮之间 无煤、矸石、杂物后方可进行推移工作；

（2）推移工作面刮板输送机与采煤机应保持12-15米距离，弯曲段不小于15米；

（3）可自上而下，自下而上或从中间向两头推移刮板输送机，不准由两头向中间推移；

（4）除刮板输送机机头、机尾可停机推移外，工作面内的溜槽要在刮板输送机运行中推移，不准停机推移；

（5）千斤顶必须与刮板输送机联结使用，以防止顶坏溜槽侧的管线；（6）移动机头、机尾时，要有专人（班长）指挥，专人操作。（7）慢速绞车移机头、机尾时，必须按回柱绞车司机有关操作规定执行；

（8）移设后的刮板输送机要做到：整机安设平稳，开动时不摇摆，机头、机尾和机身要平直，电动机和减速器的轴的水平度要符合要求；

（9）刮板输送机推移到位后，随即将各操作手把扳到停止位置。

九、工作面遇断层、硬煤、硬夹石层需要放炮时，必须把支架的立柱、千斤顶、管线、通讯设施等掩盖好，防止崩坏。移架前，必须把煤矸清理干净。

十、工作面冒顶的处理

（1）主顶梁前端顶板破碎局部冒顶时，将顶梁用半圆木刹顶，再升柱使其严密接顶；

（2）支架上方空顶有倒架危险时，应用木料支顶空间。处理时先在顶梁上打临时支柱护顶，人员站在安全地点，用方木或半圆木打木垛。木垛最下一层的两端要分别搭在相邻两支架顶梁上并与顶梁垂直。移架时注意 交替前移，以保持木垛完整；

（3）煤质松软片帮时，要在支架与煤壁间支棚刹顶帮，以防止继续片帮造成大冒顶；

（4）当支架上方与前方有较大面积的片帮冒顶时，可采用撞楔护顶方法处理：

①在冒顶两侧各架设2-3架棚子，棚子高度应大于支架高度，其中第一架应大于支架0.5米以上；

②棚子间距0.6-1.0米，要挖柱窝0.2-0.3米，迎山合适有劲，背实背牢，稳固；

③将削尖的半圆木平面朝下，从第二架梁下斜穿入第一架梁上打入，随打随用长钎子捅出前阻的煤矸，若大锤打击力不足，可采用0.2米直径的坑木用粗绳吊挂在棚梁上进行撞楔；

④撞楔间距约0.25米，撞楔间隙用木板背严。

（5）移架前应在煤帮侧打上抬棚托住棚梁，以便拆除阻碍移架的棚腿。

十一、割煤后，支架必须紧跟移设，不准留空顶。

十二、移完支架后，各操作手把都扳在停止位置。

十三、清理支架内的浮煤、矸石及煤尘、整理好架内的管线。

十四、班长、验收员验收，处理完毕存在问题，合格后方可收工，清点工具，放置好备品配件。

液压支架工作阻力 篇6

工作面端头是工作面与上下巷贯通地点，充填采煤工作面端头空间相对要大，以便布置运矸转载皮带机及其配套的机电设备，同时也是设备物料运输和工作面人员进出通道。传统的充填采煤工组面上巷端头采用单体支柱配合长梁进行支护，并且巷道后方的充填物料自然堆积无法进行夯实。因此，上巷端头位置支护和管理意义重大，必须设计适用于充填开采工作面的新型端头支架。

1、7608（底）层充填工作面概况

1.1地质概况

7608（底）工作面地面位于邢台矿工业广场东南。工作面偏西北方向是矿山救护队新建大楼，最近处不足100m，另外工作面北部对应地面位置处有交通设施、管线设施等。工作面的开采预计会对矿山铁路专线、矿至工人村公路、救护大队新建办公楼等地面建筑设施造成一定的影响。

1.2煤层赋存情况

7608（底）工作面走向长度584～588m，倾斜长度约为59.5m，本工作面所采煤层为2号煤，属复杂结构厚煤层，工作面区域内，煤层平均厚度为6.14米，煤层倾角2～14度，平均9度左右。整个煤层分为上下两个自然分层，上分层平均厚度为3.14米已回采完毕，现余厚平均为3.0米。工作面工业储量为12.7万吨，可采储量为11.8万吨（工作面回采率为93%），服务年限10个月。

2、充填工作面新型端头支架设计

2.1新型端头支架设计目的

工作面回采期间，机尾顺巷布置有运矸转载皮带机，因此没有空间安装占巷支架支护顶板，为避免机尾空顶采取π型梁配单体支柱的支护方式，顺巷打四道π型梁支护，随工作面的推进进行迈步交替支护；这种作业方式导致工人劳动强度大，需要支、回、搬运一定数量的单体支柱和π型梁，并且有短时间的空顶作业，具有一定的危险性；其次，没有支架占巷导致巷道后方4m宽范围内无法对充填物料进行捣实，充实率低。为解决上述问题，有必要研究、设计一种分体式端头支架用于支护机尾三角区顶板，实现运矸转载皮带机的通过和巷道后部的充填捣实作业。

2.2端头支架技术特点和要求

从7608（底）工作面充填工作面的初采技术条件即可看出，工作面两端头受采动影响最大，矿压显现复杂。而且机尾端头区是运矸设备的交接點，设备布置密集，更是行人、运料的咽喉部位，既是顶板维护的重点，又是顶板管理的难点。由此可以总结得出端头支护必须要具有以下方面的技术特点和要求：①要求端头液压支架采用分体式设计，适用于井筒和巷道断面规格较小的老矿井应用；②要求端头液压支架用于支护机尾三角区顶板，支架中间可以通过运矸转载皮带机；要求端头支架必须要有良好的横向与纵向稳定性，实现工作面机尾三角区零空顶；同时要有足够的立柱空间满足运矸转载皮带机通过。③端头支架高度和宽度必须能适应巷道宽度和高度的变化，更好的实现顶板支护；④要求设计同端头液压支架配套的捣实机构，实现对架后充填物料的夯实；⑤要求设计端头液压支架自动拉移装置，使支架自身具备拉移功能。

2.3端头支架结构设计

ZT13200/18/34型自移式端头支架组用于充填工作面生产，代替单体支柱支护机尾三角区，具有操作简单、自移并可自动调整宽度的优点，是保证巷道设备和作业人员安全的一种新型端头支护设备。经过实际的装备运用和技术改进，现已成型并在逐步推广使用。①技术特征。端头液压支架高度为1.8-3.4米，宽度为3.162-3.562米，初撑力为11868KN（P=31.5Mpa），工作阻力为13200KN （P=31.5Mpa），对底板比压为1.8Mpa，支护强度0.5Mpa。②端头支架的结构。支架承载件结构：端头液压支架采用支撑式分体结构，整体分为三个部分，即：侧架、中间架和拉移梁机构。左右侧架分别由前底座、后底座、前顶梁、后顶梁、立柱、反四连杆机构等部分组成；中间架由两组侧架和多块顶梁连接板组成，其后部安装有捣实机构，用于夯实架后的固体充填物料。

图 充填端头液压支架组结构示意图

3、ZT13200/18/34型端头液压支架组应用效果

通过对7608（底）工作面自2014年7月3日至2014年10月15日在线矿压监测数据进行分析得出以下结果：①充填开采初期，工作面没有安装端头支架占巷，采用DW—2.8/3.2单体配合“π”型长梁进行加强支护，沿运矸巷运矸转载机两帮各打两道长梁，长度为10米，两道长梁相互迈步前进。运矸巷后方充填物料通过运矸转载机卸载后，无法进行密实充填，后部顶板下沉较明显，相邻的39-42#液压支架工作阻力较大明显高于工作面中部，工作面机尾部分的充填体未能有效控制顶板运动，其顶板部分载荷由支架承担，支架后部悬挂的充填刮板输送机机尾使用底座支撑，拉移底座困难。②充填开采中期，设计安装的端头液压支架支护起运矸巷后部7.5*3.6m范围的顶板，支架后部的捣实机构可以有效的对充填物料进行夯实。根据在线矿压监测数据显示，端头充填液压支架的工作阻力由安装初期的20MPa下降到16MPa；随后，将39-42#液压支架与工作面中部液压支架进行了对比，结果显示随着工作面的推进，两者工作阻力数值差越来越小；充填刮板输送机机尾部采用吊挂方式固定后，刮板链运行平稳，同时避免了拉移底座带来的工作量。

结语

ZT13200/18/34型端头液压支架组的设计和使用，改变了传统实现了的充填采煤工组面上巷端头顶板管理问题，实现了充填开采上巷端头支护的机械化，减轻了工人劳动强度，提高了端头区的安全性；实现了对巷道的充填，从而提高了整个工作面的充填效果；同时可多处理矸石粉煤灰混合物料7000m3，减少矸石、粉煤灰对环境的污染及矸石处理所占用的土地，经济和社会效益显著。

（作者单位：冀中能源股份有限公司邢台矿）

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液压支架工作阻力 篇7

大采高一次采全厚采煤法具有回收率高、生产能力强、安全性好等显著优点, 且取得的经济和社会效益非常显著, 是我国厚煤层安全高效开采的主要采煤方法之一[1,2,3,4]。在残煤复采中采用大采高采煤法时, 由于残采工作面随着时间的推移, 煤柱自然风化、破裂、长时间承载蠕变, 使得煤体产生新的裂隙以及开采引起次生裂隙发育, 导致残煤复采工作面在顶板压力作用下经常出现架前冒顶, 大范围片帮等问题, 严重影响安全生产。而合理的支架阻力既能支撑顶板来压, 又能缓解煤壁压力, 因此, 要求所选择的支架要有合理的支护能力。

本文针对圣华煤矿4号煤残煤复采工作面, 通过理论计算和运用计算机数值模拟方法, 分析了残煤复采工作面片帮的机理, 并对大采高液压支架阻力与煤壁片帮的关系进行了系统研究, 得出了支架阻力与煤壁片帮之间的作用规律, 为类似工程的支架选型提供一定的参考。

1 工作面概况

圣华煤矿4号煤残煤复采工作面煤层赋存稳定, 煤层标高约为+850m, 巷道长度为836.5m, 工作面长度为162.5m, 煤层倾角为8°, 采煤方法为大采高一次采全厚, 4号煤残煤复采工作面如图1所示。4号煤层位于山西组中下部, 下距K3中粗砂岩0.60~3.90 m, 平均距离为1.81 m。煤层厚度为3.32~6.33m, 平均厚度为5.60m, 含1层夹矸, 偶含3层夹矸, 夹矸厚度为0.06~0.50m, 结构简单。其顶板为中粒砂岩, 多有泥岩、炭质泥岩伪顶;直接底板为泥岩、粘土岩, 平均厚度为1.81m, 老底为粗砂岩。顶板岩层硬度系数较大, 4号煤层硬度系数较大, 底板泥岩硬度系数较小。

2 残煤复采煤壁片帮机理

煤壁片帮是煤体在矿山压力作用下, 煤体破碎后滑塌下来的一种矿压显现现象[5,6]。对于残煤复采工作面煤体而言, 由于受旧时乱采乱挖的影响, 煤体中裂隙会非常发育, 形成许多交错的破裂面, 从而使煤体的抗剪能力降低。煤层开采时, 液压支架和煤壁共同承载着顶板的压力, 若支架阻力不够, 就会在煤壁前方产生较大的支承压力P, 在该压力作用下, 这些破裂面将会使煤体形成块状结构, 如果煤壁前方存在自由面, 块状煤体则会在重力作用下滑动、垮落, 直至形成散体介质的自然安息状态, 从而造成重力滑落式片帮 (图2 (a) ) ;如果煤壁前方没有自由面, 在较高支承压力作用下, 尤其在顶板来压期间, 煤壁将发生剪切式破坏, 当煤壁内的剪应力大于其抗剪强度时, 煤体将沿着破裂面滑动, 从而造成压剪式片帮 (图2 (b) ) 。

3 合理支护阻力计算

对于大采高残煤复采工作面, 合理的支架工作阻力既要能够支撑顶板, 减小老顶的回转变形, 又要能够承受大部分的顶板来压, 从而缓解顶板对煤壁的压力, 消除片帮以及端面冒顶。较高的工作阻力能够减小煤壁压力从而缓解片帮。顶板计算模型如图3所示。

对A点取矩, 有

式中:p为支架所承受的上覆岩层荷载;Lp为煤壁到破断点A的距离;Ls为支承作用力合力作用点到破断点A的距离;T为水平合力;R为支架工作阻力;h为直接顶厚度;φ为基本顶的转动角;L为老顶从煤壁到接触点的距离;q为基本顶上覆岩层载荷;γ为顶板岩石视密度。

从式 (2) 可以得出, 煤壁处的压力随液压支架工作阻力R的增大而减小, 因此, 提高支架工作阻力可以减小煤壁压力, 从而缓解煤壁片帮。本文采用经验估算法来计算支架的合理阻力。顶板压力相当于采高的4~8倍岩柱的重量, 则

式中:g为重力加速度, 取9.8m/s2;根据圣华煤矿地质条件, 顶板比较坚硬, 顶板岩石视密度γ取为2.8t/m3;S为每架支架支护的顶板面积, 取5.7m2;M为采高, m。

根据圣华煤矿4号煤地质情况, 可得

若按8倍采高估算, 则支架的合理阻力为6 882kN。

综合以上计算分析, 取8倍采高, 同时考虑残煤复采工作面顶板条件的复杂性, 为了保证支架安全稳定运行, 设安全系数为1.3, 从而计算得到支架合理阻力为8 947kN。

4 数值模拟分析

本文针对圣华煤矿4号煤地质条件, 应用UDEC数值模拟软件, 对支架阻力与煤壁片帮的关系进行模拟, 并比较在相同支架阻力下, 残煤和实体煤地质条件中煤壁片帮的情况。数值模型的力学参数见表1。

4.1 模型尺寸及边界条件

设计模型采用平面应变模型。根据圣华煤矿地质条件, 先建立一个尺寸为113m×40m的实体煤模型, 残煤开采时, 工作面煤柱留存均匀, 空巷宽度为7m, 煤柱宽度为13m。利用上述所建立的实体煤模型, 在模型内部开挖宽度为7 m的空巷, 宽度为13m的煤柱, 所建立的模型如图4所示。

模型上边界采用应力边界条件, 上表面按采场上覆岩体的自重考虑施加均匀的垂直压应力2.8 MPa;模型的左边界、右边界、底边界采用零位移边界条件, 具体约定如下:

(1) 水平约束左右边界, 设置VX=0, UX=0, 即假定水平方向的速度和位移等于零;VY=0, UY=0, 即垂直方向的速度和位移等于零。

(2) 设置模型的上边界为自由边界, 上覆岩层的自重载荷向该边界施加作用力。

(3) 设置模型的下边界在水平和垂直方向运动, 假定VX=0, UX=0, VY=0, UY=0, 全约束模型的下边界。

4.2 数值模拟方案的确定

残煤复采大采高工作面来自上覆岩层的压力由煤壁和支架共同承担, 但当支架的工作阻力不够时, 煤壁随之会承担大部分力, 从而引起煤壁片帮。运用UDEC数值模拟软件对液压支架工作阻力分别为6 000, 7 000, 8 000, 9 000kN时煤壁的片帮情况进行模拟。

4.3 不同支架工作阻力对煤壁片帮的影响分析

图5—图8分别为工作阻力为6 000, 7 000, 8 000, 9 000kN时的煤壁位移矢量分布 (图5—图8中, 横坐标、纵坐标分别为残煤复采大采高工作面的长度与高度, 单位为m) 。

(1) 当支架工作阻力为6 000kN时, 由图5可知, 在实体煤条件下, 煤壁的破坏深度达到5 m, 破坏面积达到55 m2。由于支护阻力较小, 控顶区顶板下沉非常明显, 同时煤壁向外鼓出的程度很大, 顶板断裂回转迫使直接顶向煤壁方向转移, 从而使煤壁前方煤体出现了大量塑性破坏区域, 主要是以剪切破坏为主。而在残煤条件下, 煤壁的破坏深度达到7m, 破坏面积达到77m2, 整个煤柱几乎被破坏。

(2) 当支架工作阻力为7 000kN时, 由图6可知, 在实体煤条件下, 煤壁的破坏深度达到3 m, 破坏面积达到34 m2。而在残煤条件下, 煤壁的破坏深度达到6m, 破坏面积达到67m2。与工作阻力为6 000kN时相比, 由于支护阻力加大, 控顶区顶板下沉量均明显减小, 同时煤壁向外鼓出的程度也都进一步减小, 煤体内部仍以剪切破坏为主, 而在煤壁处由于上面的挤压, 以拉伸破坏为主。

(3) 当支架工作阻力为8 000kN时, 由图7可知, 在实体煤条件下, 煤壁的破坏深度达到1.5 m, 破坏面积达到23 m2, 控顶区顶板已经看不出有下沉趋势, 煤壁前方塑性区也明显减少, 同时煤壁向外鼓出的程度已经不太明显, 此种状态下煤壁发生片帮的概率很小。而在残煤条件下, 煤壁的破坏深度达到4m, 破坏面积达到43m2。随着支护阻力的加大, 控顶区顶板下沉量只是进一步减小, 煤壁向外鼓出的程度也进一步减小, 煤体内部仍以剪切破坏为主, 煤壁处以拉伸破坏为主。

(4) 当支架工作阻力为9 000kN时, 由图8可知, 在实体煤条件下, 随着支护阻力的继续加大, 煤壁稳定性很好, 几乎没出现片帮现象。在残煤条件下, 煤壁的破坏深度达到1m, 破坏面积达到12m2, 随着支架阻力增大, 对控顶区顶板的支护作用得到进一步加强, 控顶区上部顶板下沉基本停止。工作面前方煤壁出现剪切现象, 此种状态下煤壁发生片帮的概率较小。

通过分析在不同支架工作阻力下煤壁的运动情况, 得出了如下结论: (1) 在实体煤和残煤条件下, 煤壁片帮的程度随着支架工作阻力的增大而减小, 且煤壁片帮最大深度与支护强度基本呈线性关系。 (2) 在同等支架工作阻力条件下, 残煤条件下的煤壁片帮程度要远大于实体煤条件下的煤壁片帮程度。 (3) 在实体煤条件下, 当支架工作阻力为8 000kN时, 煤壁片帮情况已经不严重, 而在残煤条件下, 支架工作阻力要达到9 000kN才能够控制顶板的下沉和煤壁的破坏深度, 此时液压支架承担了大部分上覆岩层压力, 从而不向煤壁转移。

所以, 圣华煤矿4号煤残煤复采工作面液压支架的合理工作阻力确定为9 000kN, 与利用估算法计算得出的支架阻力相吻合。

5结论

煤壁片帮是制约残煤复采大采高综采的一个主要难题。通过分析残煤复采煤壁片帮的机理以及不同支架工作阻力下, 残煤和实体煤工作面煤壁片帮情况, 得出以下结论:

(1) 在残煤复采条件下, 煤壁片帮可通过提高支架工作阻力来得到有效控制。

(2) 为了有效控制煤壁片帮, 在残煤条件下液压支架工作阻力要大于实体煤条件下液压支架工作阻力。

(3) 通过理论计算和数值模拟, 确定圣华煤矿4号煤残煤复采工作面液压支架工作阻力为9 000kN。

参考文献

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[3]尹希文, 闫少红, 安宇.大采高综采工作面煤壁片帮特征分析与应用[J].采矿与安全工程学报, 2008, 25 (2) :222-225.

[4]张银亮, 刘俊峰, 庞义辉, 等.液压支架护帮机构防片帮效果分析[J].煤炭学报, 2011, 36 (4) :691-695.

[5]华心祝, 谢广祥.大采高综采工作面煤壁片帮机理及控制技术[J].煤炭科学技术, 2008, 36 (9) :1-3.

液压支架工作阻力 篇8

祁东煤矿7131工作面走向长度1 680 m, 倾斜长度167 m, 该工作面内71煤层产状变化不大, 平均倾角13°, 煤层厚度1.9~4 m, 平均3.0 m。直接顶为灰-深灰色泥岩, 平均厚度1.6 m;老顶为浅灰色中砂岩, 单向抗压强度为108 MPa, 平均厚度14.4 m, 直接底为灰~深灰色泥岩, 单向抗压强度为35.5 MPa, 平均厚度约2 m。

工作面采用MG400/920-QWD型采煤机双向穿梭采煤, SGZ800/800型双中心链可弯曲刮板输送机运输, ZY10000/23.5/42液压支架支护顶板, 支架参数如表1所示。BRW-315/31.5型乳化液泵布置在机巷中, 泵站的额定压力31.5 MPa, 通过高压胶管向工作面支架供液。

1 工作面支架工作阻力实测分析

1.1 监测方案的确定

工作面第3架、8架、13架、18架、23架、28架、36架、44架、52架、60架、68架、76架、84架、91架安装支架监测压力仪, 对支架压力进行在线监测, 在线监测压力仪布置如图1所示。

1.2 支架阻力实测结果分析

支架初撑力频率分布如图2所示。支架初撑力主要分布在2 000~8 000 k N之间。其中, 4 000~6 000 k N之间所占的比例最大, 支架初撑力平均值为5 216 k N/架, 为额定初撑力的65.9%, 距设计的初撑力值还有较大差距。造成工作面支架初撑力较小的主要原因是:顶板破碎, 支架接顶不实;升柱时注液时间较短, 未达到规定值就停止升柱;支架立柱不完好、操作阀窜液或管路漏液等。

初撑力不足会导致直接顶的离层与破碎, 致使支架不能通过直接顶传递对老顶取得平衡而失去支撑效能, 导致煤壁片帮、支架前梁空顶, 甚至发生重大事故。需加强对初撑力的管理, 提高初撑力, 确保回采安全。

7131工作面支架工作阻力67.4%分布于6 000~10 000 k N。工作面实测支架平均工作阻力为6 280 k N/架, 为额定工作阻力的62.8%, 支架最大工作阻力9 130 k N, 为额定工作阻力的91.3%。由此看来, 该支架正常开采时支护阻力是充足的, 能够适应工作面的顶板压力, 特别是老顶来压时的冲击载荷。支架工作阻力频率分布如图3所示。

1.3 支架运转特性的分析

为进一步分析工作面支架的适应性, 将现场实测数据做进一步的统计分析, 得到支架的运转特性分布频率表, 如表2所示。在一个采煤循环内, 工作面使用的支撑掩护式液压支架的支护阻力特性曲线呈初撑式、一次增阻式、二次增阻式、多次增阻式和降阻式等几种类型[1]。其中, 一次增阻式所占比例为61.2%, 在工作面支架的运转特性类型中所占比例最高;二次增阻式和初撑式分别为18.7%和10.4%。由此可知, 工作面支架在大部分时间内处于增阻状态, 少量支架由于支架顶梁接顶或移架等因素影响, 未能充分发挥支护作用。一次增阻说明初撑力不足, 并且在循环内难以达到支架与顶板的相对平衡;二次增阻说明支架初撑力略低于顶板平衡所需的值, 经过顶板下沉, 支架下缩后, 支架围岩进入相对平衡状态。需提高初撑力, 减少多次增阻, 有利于支架性能的稳定和支护效果的充分发挥。

2 顶板载荷理论分析

工作面液压支架支护强度的合理确定是围岩控制的关键, 下面采用不同采高下液压支架的支护强度进行综合论证[2]。

2.1 采高倍数容重计算法

直接顶及老顶来压时支护强度计算式为:

式中, P为考虑直接顶及老顶来压时的支护强度, k Pa;n为老顶来压与平时压力强度比值, 称为增载系数, 取2;γ为岩石容重, 2.8 t/m3;∑h为顶板冒落高度, m;M为采高, m;K为碎胀系数, 取1.25~1.5。

2.2 经验计算法

倾斜煤层液压支架的支护强度经验计算式:

式中, P为支护强度, MPa;M为开采厚度, m;γ为顶板岩石容重, 取2.8t/m3;d为顶板动载系数, 取1.3;α为煤层倾角, 取13°;B为附加阻力系数, 取1.2;n为不均衡安全系数, 取1.75;K为顶板岩石碎胀系数, 取1.3。

根据计算结果, 取数值较大的为经验公式计算法的支护强度。

2.3 实测统计计算法

支护强度的确定在《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, P为额定支护强度, MPa;M为工作面煤层采高, m;Lp为老顶周期来压步距, m;BC为支架控顶距, m;N为直接顶厚度与采高之比。

按照以上3种估算方法计算得出煤厚3 m、3.5 m、4 m和4.5 m支架的支护强度, 如表3所示。

对所得到的计算结果比较分析, 其结果基本在一个较合理的范围内。为了能够更好地满足安全生产使用要求, 选择较大支护强度有利于提高支架的适应能力及可靠性, 同时提高了支架的初撑能力, 有利于抑制架前顶煤冒落和减少煤壁压力。理论计算得出适应7131工作面煤层开采的液压支架支护强度应取1.0 MPa。支架额定支护强度1.15 MPa与理论计算结果相比较有一定的富裕系数, 所以支架支护强度能满足生产需要。

3结论

(1) 通过实测分析支架工作阻力多分布在6 000~10 000 k N之间, 其中支架最大工作阻力为9 130 k N, 为额定工作阻力的91.3%, 且支架多为一次增阻型, 这说明支架基本能够适应工作面的顶板压力。

(2) 针对祁东煤矿7131工作面的具体地质条件, 分别对采煤厚3 m、3.5 m、4 m和4.5 m的顶板载荷进行综合论证, 验证了实测结果的可靠性。

(3) 回采期间尽可能提高液压支架的初撑力, 减小顶板的破碎度和维护顶板的完整性;在特定的煤层开采地质条件下降低采高;加快工作面推进速度, 避免煤壁长期在静止状态下处于顶板压力作用影响, 有利于控制煤壁的片帮和支架前方的端面漏冒。

摘要：为了研究祁东煤矿7131综采工作面ZY10000/23.5/42液压支架的适应性, 通过在线监测压力观测分析了液压支架的初撑力和工作阻力对工作面顶板控制效果及支架运转特性。采用理论计算方法对不同采高条件下顶板载荷进行了估算, 提出了防治冒顶与煤壁片帮的措施, 对工作面的安全生产具有指导意义。

关键词：高阻力,顶板载荷,适应性

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