大采高放顶煤液压支架围岩耦合三维动态优化设计.pdf

第 36卷第 1期煤 炭 学 报Vo. l 36 No . 1 2011年1月JOURNAL OF CH I NA COAL SOCIETYJan. 2011 文章编号 0253- 9993 2011 01- 0145- 07 大采高放顶煤液压支架围岩耦合三维动态优化设计 王国法, 刘俊峰, 任怀伟 天地科技股份有限公司 开采设计事业部, 北京 100013 摘 要 分析了大采高综放顶煤破碎规律、 直接顶和基本顶的破断规律, 揭示了大采高综放开采矿 压显现剧烈的原因; 建立了大采高放顶煤支架围岩耦合的组合悬臂梁模型, 提出大采高综放支架支 护强度的确定方法; 提出基于支架围岩耦合模型和有限元分析的大采高放顶煤液压支架三维参数 优化动态设计方法, 发明了大采高放顶煤液压支架新型放煤结构; 进行了大采高放顶煤支架总体配 套与工作过程仿真研究。 关键词 大采高放顶煤支架; 支架围岩耦合; 优化设计; 组合悬臂梁 中图分类号 TD3554 文献标志码 A 收稿日期 2010-05-26 责任编辑 柴海涛 基金项目 十一五国家科技支撑项目 2008BAB36B03 作者简介 王国法 1960, 男, 山东文登人, 研究员, 博士生导师。Te l 010- 84262016, E- mai l wangguofa tdkcsj com Design and opti m ization of high seam-caving coal hydraulic support based onmodel of support and wall rock coupling WANG Guo-fa , LI U Jun -feng, REN Hua- iwei CoalM ining Technology D epart ment, T iandi Science and Technology Co. , L td. , Beijing100013, China Abstract Analyzed the law of the top -coal break and i mmediate roof andmain roof failures on high seam-caving coal working face , revealed the reasonwhy them ining pressurewas so intensely in high sea m-caving . Themodel of a com- bined cantilever bea m based on support andwall rock coupling wasbuilt and the of support density calculating was given . Based on the finite element analysis for the high seam-caving support andwall rock coupling, a design and opti m ization of the high seam-caving support was researched . A kind of caving coalmechanism was invented . For a visual i mpression , itwas si mulated of working process of the high seam-caving support and its related m ining e - quip m ents. Key words high seam-caving hydraulic suppor; t support and wall rock coupling; opti m ization and design ; model of a combined cantilever beam 机采高度在 35m 以上的放顶煤开采称为大采 高放顶煤开采 [ 1]。近 10 a来, 放顶煤开采技术研究 在我国取得了重要进展, 综放开采成套装备和工艺技 术得到广泛推广应用, 已经成为我国厚煤层高效开采 的主要途径之一 [ 2- 4]。放顶煤技术的适应范围不断 扩大, 从 5 9 m 中硬煤层到 三软 和硬煤放顶煤, 并逐步发展到 10m 以上特厚煤层的放顶煤开采 [ 5]。 放顶煤液压支架始终是综放开采的关键技术之 一, 其架型成为放顶煤技术发展阶段的主要标志。四 柱正四连杆式低位放顶煤液压支架和四柱反四连杆 式低位放顶煤液压支架是目前的主导架型, 新型两柱 掩护式放顶煤液压支架逐步得到推广应用, 适应中小 煤矿的轻型放顶煤液压支架也得到快速发展 [ 6]。 国家煤矿安全规程第 68条规定 放顶煤采放比 不得大于 1 3 , 为解决 10m 以上厚煤层的安全高效 开采, 实现放顶煤技术的新突破, 研发大采高放顶煤 液压支架及综放工艺是有效途径。 2003年煤炭科学研究总院北京开采装备技术研 究所根据兖州矿业集团有限公司和大同煤矿集团有 限责任公司塔山煤矿、 中煤平朔煤业有限责任公司安 煤 炭 学 报 2011年第 36卷 家岭煤矿等矿区条件, 研制了 38 42 m 的大采高 放顶煤液压支架, 结合大采高综采和放顶煤工艺的优 势, 增大了工作面通风断面, 优化了采放比, 增大了支 架的放煤空间, 解决了 12 20 m 特厚煤层开采技术 难题 [ 7- 8]。大同塔山煤矿和平朔安家岭煤矿综放工 作面月产均突破百万吨, 不断刷新放顶煤工作面产量 纪录。 2008年经国家科技部批准, 特厚煤层大采高 综放开采成套装备技术研究 列为 十一五 国家科 技支撑计划重大项目, 其中研制 52m大采高放顶煤 液压支架是重要课题之一。 1 大采高综放工作面支架围岩耦合关系与支 护强度的确定 综放开采与单一煤层开采在围岩性质方面的差 异就是支架上方存在一层经前方支承压力破碎后强 度较低的顶煤。该顶煤的存在, 不仅增大了直接顶的 厚度, 而且改变了直接顶的整体力学特性。因此采场 上覆岩层及其结构形成的载荷在通过直接顶和顶煤 传递到支架时, 将引起支架与围岩力学体系特性的改 变。特厚煤层综放开采的工作面压力显现中, 顶煤和 直接顶的作用突出, 基本顶的直接作用减弱。 11 大采高综放顶煤破碎规律 煤层厚度的加大在两个方面影响工作面支架的 受力 顶煤的自重; 影响对基本顶和直接顶载 荷的传递。由于基本顶的载荷属于给定变形状态载 荷, 即基本顶的回转角度是基本确定的, 其通过直接 顶的传递后, 到顶煤的回转角度和下沉量也是基本确 定的, 且呈周期变化, 而顶煤此时处于破碎和严重损 伤状态, 可以视为塑性体, 传递到工作面支架的上覆 岩层载荷取决于本身在上覆岩层载荷的作用下能够 产生多大的变形量, 以及自身结构的稳定性。 12 直接顶的垮落 在顶煤、 直接顶和基本顶组成的力学体系中, 顶 煤的强度和刚度低于直接顶, 而直接顶的强度和刚度 又低于基本顶 [ 9] 。因此, 由基本顶运动引起的煤壁 前方的强大支承压力不仅使强度、 刚度最低的顶煤产 生较大的垂直变形和向采空区方向的水平移动, 而且 也使强度和刚度较低的直接顶在基本顶和顶煤的共 同作用下, 在煤壁前方一定的范围内断裂, 形成若干 下沉台阶 [ 10]。在支架上方, 断裂后的直接顶, 随着顶 煤的放出, 因其自重及基本顶岩块的作用而垮落 [ 11]。 直接顶的垮落和顶煤的垮落一同构成了支架载 荷的给定载荷 部分。一般认为直接顶的范围为 无法形成结构的能够充填煤炭采出空间的顶板。根 据此标准塔山煤矿特厚煤层的直接顶厚度将会大大 增加。为此首先确定直接顶的厚度范围。直接顶的 厚度为能够充填采出煤炭空间的顶板岩层, 其和两个 参数有关 一是采出煤层厚度; 二是顶板的碎涨系数。 在放顶煤工作面, 直接顶的厚度又在放顶煤前后存在 不同, 因而在矿压显现上表现为放顶煤前后的差异。 直接顶总厚度 MZ n i 1M i h - SA KA- 1 式中, n为采空区已冒落的岩层数; Mi为已冒落岩层 的厚度; h为煤层采出厚度, 考虑机采高度和顶煤采 出率, h hj hfk, hj为机采高度, hf为放顶煤高度; k 为顶煤采出率; KA为已冒岩层碎胀系数; SA为基本顶 下位岩梁触矸处的沉降值 恒小于该岩梁的基本顶 沉降值 So。 以塔山煤矿为例, 在厚煤层大采高综放开采条件 下, 直接顶对工作面支架的作用同样有两部分组成 自重产生的载荷, 由于采空区侧煤矸此时的充填 不充分, 且直接顶下部的煤层可伸缩量较大, 所以直 接顶断裂后, 无法形成结构, 处于单悬臂梁状态, 并将 自身重量通过顶煤传递到工作面; 对基本顶的载 荷传递作用。直接顶的作用同样要考虑顶煤冒放前 后的不同。工作面开采推进阶段, 不放顶煤, 此时顶 板运移相当于一次采全高的情况。采出煤层厚度小, 采空区充填充分, 影响岩层范围小。当顶煤开始放出 时, 按照工作面 4m 采高和 75 的顶煤采出率, 20 m 煤层采出厚度达到 16 m 以上。根据上述的公式计 算, 按 14的充填系数, 直接顶厚度达到 40 m 以上。 现场观测直接顶分 3次垮落, 即直接顶分为 3层, 厚 度在 10 15m之间。 13 基本顶的断裂和垮落 根据众多放顶煤工作面的矿压观测结果分析, 基 本顶初次来压前, 在煤壁前方一定范围内开始有反弹 现象出现。随着工作面的推进, 基本顶一般在工作面 煤壁的前方断裂, 在工作面的后方完全垮落。这是由 于在放顶煤开采过程中, 作为上覆岩层断裂的回转支 点的顶部煤体的刚度较小所致。基本顶来压前, 煤壁 前一定位置出现反弹现象, 随着工作面的推进, 该处 的压力进一步降低, 在工作面更靠近煤壁一定范围 内, 煤体压力增大。当断裂位于工作面前方某一位 置, 基本顶完全断裂, 此时断裂线前、 后方煤体的压力 略呈波状, 靠近工作面煤壁内的压力梯度增高。 可见, 放顶煤开采时, 支架上方破碎的顶煤和煤 壁上方断裂的顶煤的力学刚度均很低, 不能抗衡上覆 岩层的运动。与普通的综采相比, 回采工作面煤壁支 架与围岩的力学平衡体系中支架的支护作用减弱了, 146 第 1期王国法等 大采高放顶煤液压支架围岩耦合三维动态优化设计 变成主要是工作面前方煤体与上覆岩层的力学平衡 体系, 基本顶运动的回转支点在煤壁前方。所以, 在 特厚煤层放顶煤综采工作面, 基本顶一般在工作面的 前方断裂。 14 大采高综放支架围岩耦合关系模型 大采高综放开采, 由于煤层厚度加大, 在两个方 面影响工作面支架的受力 一是顶煤的自重, 即为施 加给支架的 给定载荷增加; 另一方面即影响对基 本顶和直接顶载荷的传递。 特厚煤层大采高综放开采条件下, 直接顶对工作 面支架的作用同样由两部分组成 一是自重产生的载 荷, 由于采空区侧煤矸此时的充填不充分, 且直接顶 下部的煤层可伸缩量较大, 所以直接顶断裂后, 无法 形成结构, 处于单悬臂梁状态, 并将自身重量通过顶 煤传递到工作面; 二是对基本顶的载荷传递作用。直 接顶的作用同样要考虑顶煤冒放前后的不同, 工作面 开采推进阶段, 不放顶煤, 此时的顶板运移规律相当 于一次采全高的情况, 采出煤层厚度小, 采空区充填 充分, 影响岩层范围较小。当顶煤开始放出时, 直接 顶岩层的厚度增加。据此分析, 结合矿压观测结果, 建立大采高综放支架围岩耦合模型, 如图 1所示。 图 1 大采高综放组合悬臂梁模型 Fig1 The geologicalmodelof high sea m-caving 模型主要突出了直接顶和顶煤的作用, 表现在 1 直接顶厚度增加, 根据顶板钻孔资料和现场 观测, 直接顶可以分为 3层, 从下到上依次为 Z1 、 Z2 和 Z3 , 其对工作面的影响力也各不相同。整体工作 面支架 - 围岩关系为如图 1所示的组合悬臂梁模型。 2 Z1对工作面的影响最大, 主要体现在其回 转变形上。由于在直接顶岩层的采空区充填很不完 全, 所以直接顶 3个岩层均属悬臂梁结构; Z2和 Z3 的自重在不同的阶段通过 Z1传递到工作面。在此结 构中, Z1的回转决定工作面的压力峰值和基本来压 步距。 3 工作面支架载荷的确定从两方面进行考虑, 一方面是参与施加载荷的因素, 包括控顶区顶煤的自 重 Gm、 直接顶岩层的自重 GZ; 另一方面就是如 何传递到工作面支架。从上述模型可以看出, 工作面 最危险的状态即为直接顶 Z3的重量全部传递到直接 顶 Z2 , 直接顶 Z2又将自重和 Z3的重量全部传递到 Z1岩层。顶煤的重量也按照最危险状态考虑全部施 加到工作面支架。顶煤破碎后对上覆载荷有较强的 卸载作用, 引入传递系数 k。 GZ LZ1HZ1 LZ2HZ2 LZ3HZ3 其中, LZ1、 HZ1、 LZ2、 HZ2、 LZ3、 HZ3分别为直接顶各岩层 的长度和厚度。得出工作面所需的支护强度为 P GZ GmLZ1 LmL k 式中, Lm为基本顶 Z1断裂线到支架后部切顶线的距 离; L 为计算长度; k 1 , 与煤层硬度、 顶煤厚度、 夹矸 条件、 破碎程度等有关。 2 大采高放顶煤液压支架总体结构参数三维 动态优化 21 基于支架围岩耦合模型的支架参数优化 支架围岩耦合模型充分考虑围岩的动态特性, 通 过支架和围岩实时的相互作用关系, 将围岩下沉、 断 裂等变化以力、 力矩和边界条件等形式传递给支架; 支架对此做出响应, 并以力、 力矩的形式将响应结果 传递给围岩, 围岩因此而改变其垮落特性及应力、 应 变场的分布 [ 12]。通过对支架围岩耦合模型的研究, 将其用于支架的计算和参数优化, 可全面了解、 改进 支架的力学性能和支护效果。 如图 2所示, 基于支架围岩耦合模型的支架参数 优化以支架顶梁长度、 支架中心距、 最大最小高度等 结构参数为优化变量, 以顶板应力分布及支架前端底 板比压等围岩力学状态为优化目标函数。 p p - pj j 1 , 2 , , n m in 其中, pj f l, hm ax, hm in, a, b; k l, hmax, hmin, a, b; p 为以支架参数迭代计算出来的顶板支护强度 pj与第 1节中以围岩参数计算得到的结果的绝对差 值, 当其小于等于给定的收敛条件 时, 认为支护强 度合理; 地板前端比压 的优化目标是使其最小; 函 数 f 和 k分别为支架围岩相互作用力学分析基础上 得出的支架参数对围岩力学状态作用效果的表达式; l为顶梁长度; hmax和 hm in为支架的最大、 最小高度; a 为支架中心距, 可选值设为 150 、 175和 205 m; b 为顶梁柱冒中心与底座柱窝中心的水平距离。以支 架围岩耦合关系为基础的支架参数多目标优化建立 了支护强度 p 和地板前端比压 与支架结构参数间 的关系, 将支架结构计算与工作面围岩力学状态模拟 直接联系起来, 有效提高了支架设计的效率, 求得的 147 煤 炭 学 报 2011年第 36卷 最优解也更符合工程实际。 图 2 支架围岩耦合力学分析模型 F ig2 Analysismodel of support -rock coupling 在优化计算前, 首先应选定支架的架型, 确定支 架的相关参数作为优化函数的自变量; 然后建立多目 标优化函数并进行计算; 当计算结果收敛于一组稳定 值后得出合理的优化结果。对于大同煤矿集团塔山 煤矿来说, 在 12 20m特厚煤层放顶煤开采过程中, 顶煤厚度大, 冒放空间大, 顶板的运移范围增大, 支架 与顶板间相互作用的合力作用点变化范围大。根据 塔山煤矿大采高综放工作面矿压观测, 在顶板周期来 压期间, 交替出现后立柱或前立柱增阻现象。因此, 支架架型选择四柱正四连杆式放顶煤支架能更好地 适应这种压力显现规律。采用两前连杆和两后连杆 与掩护梁及底座组成四连杆式稳定机构, 双前、 后连 杆之间设置人行通道的大采高放顶煤液压支架, 架型 结构如图 3所示。 图 3ZF15000/28/52型大采高放顶煤液压支架 F ig3ZF15000/28/52 high sea m-caving support 通过基于支架围岩耦合的支架参数优化, 确定支 架的主要技术特征参数 支架最大高度 5 200 mm, 支 架最小高度 2 800mm, 顶梁长度 5 615mm, 支架中心 距 1 750 mm, 顶梁柱冒与底座柱窝中心的水平距离 402mm, 初撑力 12 818 kN, 支护强度 138MPa 。 22 大采高放顶煤支架整体结构三维动态优化 支架整体参数设计完成后, 可利用三维 CAD软 件进行详细结构的设计, 建立支架的三维虚拟样机, 从而进行动态干涉检查、 连杆优化、 重心求解及有限 元分析等工作, 对详细结构方案进行完善和优化。支 架虚拟样机分析能够有效缩短产品设计周期, 减少实 验成本, 是支架设计工作的重要步骤。 在支架各三维构件装配完成后, 定义它们之间的 约束和运动关系, 使其按照预定的方式和轨迹运动。 顶梁与掩护梁、 连杆与掩护梁和底座间的销轴上添加 旋转约束; 立柱的柱头与顶梁和底座的柱窝间添加同 心约束; 立柱外缸、 中缸和活柱间施加平移运动约束, 使立柱沿其中心线伸出或缩回。按立柱实际的运动 情况, 定义立柱为原动件, 驱动其他构件运动。支架 最低位置和最高位置分别为运动的起始点和结束点。 支架的前连杆、 后连杆、 掩护梁和底座铰接成一 个四连杆机构, 它是液压支架的核心。四连杆机构设 计的优劣, 直接决定着液压支架顶梁运动轨迹, 影响 着支架连杆和掩护梁的受力状况。因而, 需对前后连 杆长度、 底座及掩护梁前后铰点距离等结构尺寸进行 优化。优化程序开发于三维 CAD软件 Pro/E 系统 内, 以充分利用其运动仿真和力学计算功能。 Pro/E 可自动生成优化后的梁端距曲线, 如图 4所示, 其轨 迹始终向前, 变化范围为 344 603mm。 图 4ZF15000/28/52支架梁端距曲线 Fig4 T ip curve ofZF15000/28/52 以底座前端 ACS0为参考坐标系, 重心 ACS1在 x- y 平面内的变化曲线如图 5所示。支架在接近最 高位置时其重心变化较为剧烈, 这种特点在大采高液 压支架尤为明显。考虑到支架在高位时其稳定性会 降低, 因而在设计大采高液压支架时, 必须要考虑到 重心位置的变化对支架稳定性所产生的影响。 图 5ZF15000/28/52支架重心轨迹曲线 Fig5 The center curve of gravity ofZF15000/28/52 经过 Pro/E中的计算和优化, 确定 ZF15000/28/ 52支架四连杆机构的尺寸 前连杆 1 900mm, 后连杆 148 第 1期王国法等 大采高放顶煤液压支架围岩耦合三维动态优化设计 1 760 mm, 底座前后铰点距离 1 052mm, 掩护梁前后 铰点距离 572 mm。 23 大采高放顶煤支架新型放煤机构 大采高放顶煤液压支架的稳定性和放煤机构的 效率是关键技术之一。目前, 放顶煤支架普遍采用双 前连杆和后单连杆的结构, 以满足放顶煤支架在相邻 支架间保留道进入后部输送机维修作业的通道和放 煤观察口技术要求。为提高大采高放顶煤液压支架 稳定性和支护能力, ZF15000/28/52支架采用 175m 中心距。同时, 采用双前连杆和双后连杆, 并在双前 后连杆之间设置进入后部输送机的人行通道和放煤 观察口的新型结构 图 6。这种结构不但满足了放 顶煤工作面维修作业和放煤观察的要求, 而且显著提 高了大采高支架的稳定性。放煤机构采用强扰动式 尾梁插班放煤机构, 其尾梁放煤角 与水平夹角 可 达到 20 65 , 插板具有破碎大块煤矸的功能。 图 6ZF15000/28/52支架双前后连 杆之间的人行通道和放煤结构 F ig6 The aisle and caving structure between legs 3 基于有限元分析的大采高放顶煤支架结构 优化设计 安全性和可靠性是液压支架最重要的指标, 因此 必须找出支架工作过程中每个零部件所承受的最大 载荷, 进行相应的强度校核。在此基础上将零部件的 某些结构参数设为优化变量, 以应力最小、 重量最轻 为优化目标, 进行详细结构的有限元优化, 从而使支 架在取得良好支护效果 基于支架围岩耦合模型的 支架参数优化 、 最佳受力状态 支架整体结构三维 动态优化 的同时拥有最佳结构和最低制造成本。 采用 Workbench 110软件完成支架的有限元分 析及优化。Workbench 110是在 ANSYS基础上开发 的协同仿真平台, 它建立了与 CAD系统间的直接双 向参数互动关系, 可直接导入 Pro /E等软件建立的模 型而没有任何损失; 并且可以自动生成零件间的接触 关系, 大大节约了前处理的时间。根据 液压支架通 用技术条件 , 支架应进行顶梁偏载、 扭转、 集中载 荷、 底座扭转等试验, 以测试相关零部件的强度 [ 13]。 这里以顶梁扭转测试为例说明强度分析和结构优化 的过程。当支架承受扭转载荷时, 支架顶梁所承受的 扭转载荷最大, 其有限元计算及优化流程见图 7 。 图 7 支架有限元计算及优化流程 Fig7 The FEA opti mization chart for hydraulic support part 首先, 根据支架三维动态优化中的计算得出支架 顶梁在扭转工况下所承受的最大扭转载荷; 然后将其 施加在顶梁初始结构上, 进行有限元分析计算, 进而 以最大应力值和最小重量为目标进行优化, 得出顶梁 的合理结构参数。根据 液压支架通用技术条件 顶 梁扭转加载的载荷和边界条件进行加载, 并考虑零部 件的重力, 进行有限元分析, 结果如图 8所示。 图 8ZF15000/28/52扭转工况下的整体应力分布 F ig8 Equivalent stress distribution on hydraulic support 从图 8可以看出, 支架顶梁最大等效应力为 65439MPa 。顶梁结构以箱型截面为主, 其主要力学 性能由箱型结构的参数决定, 因而对箱型截面几何尺 寸进行优化可达到减轻顶梁质量、 节约制造成本的目 的。顶梁在扭转工况下同时承受弯曲和扭转应力的 作用, 其截面的几何参数和应力分布如图 9所示 [ 14]。 在箱型截面上取 B、 t、 t1、 t2、 t3和H 六个参数作为 截面几何优化的变量, 凡由截面的几何属性决定的 量, 如坐标值、 截面积 Ai、 惯性矩 Ii等均为这些变量 149 煤 炭 学 报 2011年第 36卷 图 9ZF15000/28/52支架顶梁简化 箱型截面的几何参数及应力分布 Fig9 Geo metric parameters and stress distribution on si mplifiedmodelof canopy 的函数, 故箱型结构的最大等效应力 eqv m ax可表示为 eqv m ax B, t , t1, t2, t3, H py,MZ [ ] 式中, B 为左、 右腔室宽度; t为左右腔室上下盖板厚 度; t1为左右两边竖板厚度; t2为中间腔室上下盖板厚 度; t3为中间筋板厚度; H 为截面高度; 为系数; [ ] 为材料的许用屈服应力。 在载荷一定的情况下, eqvmax由截面上的 6个几 何参数决定, 且在这些参数的变化范围内, 总可以找 到一组参数, 使得 eqvmax的值最小。另外, 由于成本 原因要求截面面积最小或结构的质量最轻。由此, 设 定目标函数为最大等效应力和最小质量, 进入 Ansys workbench中的 DesignXplorer模块, 给定上述状态变 量的变化范围。程序自动改变设计参数集并进行迭 代计算, 直至求得若干局部最优解 也称设计样本 点 。最后, 设定多个目标函数的优先级和目标极 限, 在设计样本点中找出最优的设计方案。 优化完成后, 程序自动给出结果 B 4325 mm; t 30 mm; t1 25 mm; t2 30 mm; t3 25 mm; H 550mm。优化后的顶梁应力云图如图 10所示, 最大 等效应力为 59626MPa , 与优化前的 65439MPa相 比下降了 89 , 质量由原来的 85 t下降到 81 t 。 4 大采高放顶煤支架总体配套与工作过程仿 真 液压支架设计完成后, 需要与采煤机、 刮板输送 机和输送机配套完成工作面采煤的各种动作。为直 观检验液压支架的使用效果和 三机一架 的协调工 作能力, 采用虚拟现实技术进行大采高放顶煤支架总 体配套与工作过程的仿真。 虚拟现实的关键技术主要包括实时三维建模技 术、 实时显示处理技术、 触觉力反馈技术和自然交互 技术等。采用的技术步骤 三维实体建模 模型渲染 场景构建 交互控制。采用 Pro/E软件建立支架、 采煤机等综采设备的三维实体模型, 再将模型导入到 3DSMAX环境下进行场景渲染, 即用 3DMax软件构 图 10 优化前、 后顶梁的受力云图对比 F ig10Stress distribution contrast of canopy bet ween opti m ized before and after 建煤壁、 顶底板等工作面环境, 构建综采工作面开采 环境。 3DS MAX环境下实现交互控制比较困难, 为此 将渲染数据导入交互控制软件 Virtools Dev中进行漫 游、 动画、 仿真等交互控制。该方法解决了 3DS MAX 建模难题, 克服了 Pro/E贴图、 渲染不足缺点, 实现了 精确的工作面综机设备虚拟仿真与交互控制, 仿真数 据真实可靠 [ 15]。大采高放顶煤支架总体配套与工作 过程的仿真结果如图 11所示, 用户可直观的观察大 采高放顶煤液压支架及其他配套设备的工作运转情 况, 并通过控制命令实现支架的升降、 推溜、 采煤机的 开停机等控制。大采高放顶煤支架总体配套与工作 过程的仿真模拟了井下工作面采煤过程的真实情况, 帮助设计人员在产品设计阶段就能够清楚的知道未 来设备运转的过程及可能出现的问题, 对产品方案及 早进行改进, 从而避免问题的发生。 5 结 论 1基于本文提出的组合悬臂梁模型分析, 可合 理揭示特厚煤层大采高综放矿山压力显现加剧的原 因; 得出大采高综放支架支护强度确定公式为 P GZ GmLZ1 LmL k 2基于大采高综放液压支架与围岩耦合关系, 150 第 1期王国法等 大采高放顶煤液压支架围岩耦合三维动态优化设计 图 11 大采高放顶煤支架总体配套与工作过程的仿真结果 Fig 11 W orking process si mulation for high seam-caving equipment 建立大采高综放液压支架三维动态参数优化模型, 进 行大采高放顶煤支架整体结构三维动态优化和基于 有限元分析的大采高放顶煤支架结构优化设计是保 证支架可靠性和适应性的有效手段, 按本文方法设计 研制的 ZF15000/28/52型大采高放顶煤液压支架达 到了预期目标。 3发明的大采高放顶煤液压支架双前后连杆 间设置宽通道和放煤观察口, 扰动放煤机构等新结构 经理论分析和试验检验证明是成功的, 是大采高放顶 煤液压支架架型的发展方向。 参考文献 [ 1] 闫少宏,尹希文. 大采高综放开采的几个理论问题的研究 [ J]. 煤炭学报, 2008 , 33 5 481- 485 . 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