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两柱式液压支架稳定性分析及控制 ① 佐江宏1,2, 高林生3, 高文蛟3 (1.河南理工大学 能源科学与工程学院,河南 焦作 454003; 2.山西潞安环保能源开发股份有限公司 五阳煤矿,山西 长治 046205; 3.华北科技学院 安全工程学院,北京 010201) 摘 要 基于某矿 8101 大采高工作面生产地质条件下存在的液压支架倾倒、下滑失稳情况,建立了大采高液压支架的力学模型,分 析了影响大采高支架稳定性的因素。 当煤层倾角大于 11.3时应采取防滑措施,当煤层倾角大于 20.03时应采取防倒措施。 提出 了安装防滑千斤顶、带压移架、优化移架顺序(成组移架,组间由下而上,组内由上而下)、提高工作面推进速度等措施,并应用于实 践,有效控制了支架的下滑、倾倒,保证了工作面的安全高效回采。 关键词 大采高工作面; 支架稳定性; 控制措施; 防倒防滑 中图分类号 TD32文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2015.03.005 文章编号 0253-6099(2015)03-0018-04 Analysis and Control of Stability of Two⁃leg Hydraulic Roof Support ZUO Jiang⁃hong1,2, GAO Lin⁃sheng3, GAO Wen⁃jiao3 (1.School of Energy and Engineering,Henan Polytechnic University, Jiaozuo 454003, Henan, China; 2.Wuyang Coal Mine, Shanxi Lu′an Environmental Energy Development Co Ltd, Changzhi 046205, Shanxi, China; 3. Safety Engineering College, North China Institute of Science and Technology, Beijing 010201, China) Abstract Aiming at the two⁃leg hydraulic roof support being off balance on the 8101 workface with large mining⁃height, a mechanical model was established specially for analyzing the factors influencing the stability of hydraulic support under such circumstances. It was found that as the coal seam with a dip angle greater than 11.3, anti⁃slip measures should be taken, while some anti⁃topping measures should be taken as dip angle greater than 20.03. The proposed measures include installing slipping⁃free lifting jack, sliding advance of support with overburden pressure, as well as optimizing advancing movement sequence and increasing advancing speed. The practical application showed an efficient control of toppling and sliding, which guaranteed the retreat mining safely and efficiently. Key words workface with large mining⁃height;support stability;control measure;anti⁃topping and anti⁃slip 厚煤层分层开采和放顶煤开采在厚煤层开采历史 上扮演着很重要的角色。 随着煤炭开采技术的发展, 厚煤层综采一次采全高技术以其优越性得到了广泛应 用,特别是近几年来随着大采高液压支架的发展,5~7 m 的厚煤层采用大采高综采工艺已成为采矿技术的发展 趋势,该工艺可实现一次采全高,减少了巷道工程量, 提高了煤炭采出率和生产效率,取得了较高的经济效 益。 在生产中也发现,大采高综采技术也存在一些弊 端,如邢台东庞矿使用 BY360-25/50 和 BY320-23/45 支架,工作面地质条件较差,片帮冒顶严重,工作面常 发生支架失象和顶板台阶下沉现象[1-2]。 大采高支架 自身重心高、质量大,导致其稳定性较普通支架差,不 能很好适应煤层倾角、围岩等的变化。 神东煤炭公司 补连塔煤矿煤层赋存稳定,煤厚在5~6 m,引进美国先 进的 JOY8670-2.4/5.0 型支架,在生产过程中出现了 严重的支架失稳问题[3-5]。 某矿 8101 工作面为首个大采高工作面,工作面后 半部分地质构造复杂,且局部煤层倾角较大,因此,研 究影响支架稳定性的因素,采取相应措施控制支架稳 定性,对 8101 工作面安全高效开采有重要意义。 1 工程概况 某矿 8101 工作面所采为沁水煤田 3 号煤,煤层厚 度稳定,平均 6.0 m,煤层倾角平均为 10左右,局部达 20,位于西史村向斜和东史村背斜之间,整体为一向西 南方向倾斜的单斜构造。 工作面开切眼长度为 270 m, ①收稿日期 2015-01-17 基金项目 中央高校基本科研业务费项目(3142014029) 作者简介 佐江宏(1970-),男,山西壶关人,工程师,硕士研究生,主要研究方向为矿山压力与围岩控制。 第 35 卷第 3 期 2015 年 06 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.35 №3 June 2015 运输顺槽长为 936 m,回风顺槽长为 866 m。 伪顶为黑 色砂质泥岩和泥岩,厚度不稳定,一般为 0.3 m,节理较 发育,稳定性差。 直接顶位于 3 号煤层或伪顶之上,由 灰黑色泥岩、炭质泥岩、细砂岩组成,厚度不稳定,为 0~12 m,一般为 5~8 m,层理、节理发育,为Ⅲ类稳定顶 板。 老顶为灰白色石英长石中粒砂岩,有时为变条带状 砂岩,致密坚硬,节理不发育,厚度为 1.38~25.10 m,平 均为 8~12 m。 底板多为深灰色粉砂岩,薄层水平层 理,厚 0~5 m,其下为灰色细砂岩,中粒,厚层状。 支架初选型号为 ZY15000/33/72D 双柱支撑掩护 式,护帮板长度为 1100 mm + 1620 mm + 830 mm;支撑 高度为 3 300/7 200 mm;初撑力为 12 370 kN;工作阻力 为 15 000 kN;支架底座宽为 1 750 mm;支架重 41 t。 2 大采高综采支架稳定性分析 2.1 大采高综采支架稳定性存在的问题 从横向和纵向两个方面研究分析液压支架的稳 定性。 1) 横向稳定性问题。 主要是指顶梁相对原来的 底座偏离原来的横向位置,在现场应用中具体分以下 3 种情况① 顶梁和底座相对角位移发生改变,即支 架在横向方向发生扭转;② 顶梁和底座相对线位移发 生变化,即支架在横向方向发生倾倒;③ 顶梁和底座 平面不平行,之间存在一横向夹角。 2) 纵向稳定性问题。 主要是指顶梁相对原来的 底座偏离原来的纵向位置,在现场应用中具体分以下 3 种情况① 支架向采空区方向倾倒;② 支架向煤壁 前方倾倒;③ 顶梁与基平面不平行。 由以上分析可知,大采高支架稳定性是一个横向 和纵向相结合的三维问题。 但实际上大采高综采支架 更容易发生横向失稳,因此本文主要侧重点为横向稳 定性问题。 2.2 支架受力状态模型建立 支架横向力学模型[6]如图 1 所示。 支架自重 G, 支架受到顶板作用力的合力为 Q,上下邻架挤压力分 别为 Ts与 Tx,支架受到底板反作用力为 R,支架与顶 底板之间的摩擦力分别为 Qyf1与 Rf2,f1和 f2分别为 支架与工作面顶板、底板间的摩擦系数,在以上 6 个力 矩的合力作用下支架处于稳定状态。 对支架左下侧 O 点求合力矩,得 Tsh + Rc = Qe + Ga + hQyf1 + T xh (1) 式中 h 为液压支架高度;a 为支架重心作用线到 O 点 的垂直距离,a= B 2 cosα-hgsinα;e 为顶板合力到 O 点 的垂直距离,e=hsinα- B 2 cosα。 Tx Ts hg Qz Qy Rf2 Qy f1 Q b O c B R h e G a 图 1 支架受力分析图 分析式(1)可得,支架倾倒除了与支架的重心高度、 自重、底座宽度、采高、工作面倾角有关外,还与顶板对 支架的作用力大小和方向以及相邻支架间挤压力有关。 2.3 支架倾倒力学分析 支架升架后与顶梁接触产生的挤压力和摩擦力有 利于防止支架倾倒;支架降架或移架时顶板与支架间 作用力沿顶梁平面向下的分力不利于支架稳定。 根据 合力矩平衡原理,分以下 3 种情况讨论 1) 支架自重和顶板合力的作用线均位于 O 点右 侧,这种状态下支架不会翻倒。 2) O 点刚好位于顶板合力作用正下方,自重作用 线在 O 点右侧,这种状态下一般支架不会翻倒,但如 果 Q≫G,则可能接近于临界翻倒状态。 3) O 点左侧为顶板合力作用线,右侧为自重作用 线,此时由 Q 及 G 的比值决定支架是否翻倒,则式(1) 变换为 Tsh + Rc + Qe = Ga + hQyf1 + T xh (2) 式中 R 为支架受底板的支撑力,R=(Q+G)cosα。 若支 架处于翻倒的临界状态时,取 c= 0;Qy为垂直于顶梁 平面的 Q 值分力,Qy=Qcosα;f1为顶梁与顶板之间的 摩擦系数,由于顶板条件的变化,f1变化范围较大,参考 本矿相邻工作面的实测值,取 0.3。 此时,Ts =T x=0,假 定顶梁沿倾斜方向受均布载荷,则有 Q(hsinα - B 2 cosα) = G( B 2 cosα - hgsinα) + 0.3Qhcosα(3) 整理得 Q(hsinα - B 2 cosα - 0.3hcosα) = G( B 2 cosα - hgsinα)(4) 91第 3 期佐江宏等 两柱式液压支架稳定性分析及控制 令 λ= Q G ,则 tanα = B + Bλ + 0.6hλ 2hλ + 0.8h (5) 式(3)确定了支架是否翻倒,若右侧值小于左侧 值,则支架不会翻倒,反之,支架会翻倒。 某矿 8101 工作面采用 ZY15000/33/72D 型双柱 掩护式液压支架,取 B = 1.75 m、h = 6 m、hg= 0.4 h、Q 值的变化范围为 0~Qmax,Qmax=15 000 kN,G=410 kN, 则 λ 的变化范围为 0~36.5。 由式(5)确定的 h⁃α 关系 如图 2 所示。 24 23 22 21 200 5 10 15 20 25 30 35 40 ,4BD0D4Dλ 091 图 2 h 与 α 的关系 由以上分析可得 1) 当 λ=0 时,相当于支架不受顶板作用力,tanα= B 0.8h,α=20.03,支架质量与翻倒特征无关,其翻倒状 态取决于支架宽度和采高,即由其自稳性决定。 2) 当 λ≠0 时,支架翻倒情况与自重有关。 自重 越大,λ 越小,极限角变小,支架易失稳翻倒;在支架质 量一定时,顶板压力越大,极限角 α 越大,但极限角 α 增幅在减小,即支架不接顶时最易失稳倾倒,因此,取 支架翻倒状态的临界角 α= 20.03。 工作面带压移架 有利于防止支架翻倒。 3) 顶板中等稳定以上、倾角变化平缓的地质条件 下可优先选用大采高支架,且选择重心低、质量轻、底 座宽的支架。 2.4 支架下滑力学分析 当支架沿工作面横向方向所受的下滑力大于支架 与底板支架最大摩擦力时,支架有下滑趋势。 下滑力 FX为 FX= (Q + G)sinα + Ts(6) 抗滑力 FK为 FK = T x + (Q + G)cosα f2+ Qcosα f1(7) 临界状态时FX =F K,即 Qcosα f1 + T x + (Q + G)cosα f2= (Q + G)sinα + Ts (8) 由式(8)得,支架是否下滑受工作面倾角、支架自 重、顶板所受作用力、支架初撑力、支架间相互作用力、 支架与围岩摩擦力等因素影响。 当支架处于正常工作状态时,其自动、工作面倾角 等为固定值,为防止支架下滑,可提高初撑力、支架与 围岩摩擦力、提高架间相互约束能力。 在单架支架且不考虑支架间相互作用力的情况 下,Tx =T s=0,据式(8)有 Qcosα f1+ (Q + G)cosα f2= (Q + G)sinα(9) 令 λ= Q G ,得 α = arctan f2+ λ 1 + λf1 (10) λ=0,即为支架悬空不接顶的情况,支架是否下滑 仅与支架与底板的摩擦系数 f2有关,与支架质量、结 构等因数无关。 摩擦系数 f2并非固定值,查阅相关资料,取值范 围可在 0.2~0.82 之间,对应的临界角为 11.3~39.3。 影响 f2值的因素较多,因此对 f2取值时应谨慎,最好 现场进行摩擦系数测定。 f1的值主要取决于顶板的围岩性质,f1在一定条 件下较为稳定,参考本矿相邻工作面的实测值,取固定 值 0.3,由式(10)分析得,不同 λ 值摩擦力 f2与极限角 α 的关系如图 3 所示。 ,4BD0D4Dλ 091 45 40 35 30 25 20 15 100 10 20 30 40 f20.2 f20.4 f20.6 图 3 α 与 f2的关系 分析图 3 可得 1) 支架下滑与支架承载情况无关,随 f2值增大, 极限角 α 增大,因此为了防止支架下滑可尽量增大 f2值。 2) 顶板压力越大,极限角 α 也越大,但增加的幅 度在减小,趋于 0。 3) 随着 λ 增加,f2值越小,极限角 α 增加的幅度 越大。 4) 当顶板压力为 0 时,即在降架过程中支架最易 发生滑动失稳。 因此,带压移架是防滑的有效措施,压 02矿 冶 工 程第 35 卷 力越大,防滑效果越好。 5) 8101 工作面底板条件稳定,摩擦系数 f2取值 一般在 0.2~0.3 之间;λ=0,则极限下滑角 α=11.3~ 16.7。 为了保障安全,取该支架的极限下滑角为 11.3。 3 影响支架稳定性的因素 影响支架稳定性因素很多,一般可以从 3 个方面 考虑,即生产地质条件、支架物理结构和采煤工艺。 在 生产地质条件中,主要因素为煤层倾角、断层褶皱等构 造、煤层及顶底板强度等。 在支架结构中,影响因素包 括支架质量、重心位置、初撑力、工作阻力、防倒防滑装 置等。 在采煤工艺中,影响因素包括割煤方式、割煤高 度、拉架方式、工作面推进速度等[7]。 下面从以下 4 个因素来分析支架稳定性 1) 煤层倾角。 工作面倾角越大,支架越易发生倾 倒、下滑失稳。 支架重力沿坡面向下分力大于底板与 支架底座间摩擦力时易失稳。 支架重力作用线超过支 架底座边缘易翻倒。 2) 支架物理结构。 大采高支架较普通支架质量 大、重心高,但是宽度增加幅度不大,因此稳定性相对 变差。 3) 支架受力状态。 工作面片帮冒顶时,支架顶板 受力不均衡,易引起支架失稳。 当支架与顶板或底板 接触不严密时,无法充分发挥支架的工作阻力,也易引 起顶板的破坏和支架失稳、咬架等现象。 4) 支架在工作面中的位置。 工作面两端头支架 的其中一侧是无约束状态,相对于中间,处于两侧约束 状态的支架易发生失稳。 因此现场往往将两端头支架 采高调小一些,由两端头向中间慢慢过渡到正常采高, 过渡段顶板和底板不平行,会使支架稳定性变差。 4 大采高支架稳定性控制措施 根据以上对支架受力分析结果,结合某矿 8101 大 采高工作面的生产地质条件,对液压支架和回采工艺 采取如下防倒防滑措施 1) 支架设计方面。 从影响支架稳定性的自身因素 出发,本矿选用了自重较轻、重心较低、底座较大的 ZY15000/33/72D 型低位放顶煤液压支架。 在现场应用 中,应合理提高支架的初撑力和工作阻力,同时在底座 前方和尾梁连杆处安装防滑千斤顶,在相邻顶梁上安装 放倒千斤顶,滑块下方安装输送机防滑千斤顶。 2) 支架拉架方面。 在工艺上超前移架及时支护 顶板,移架时少降快拉、带压移架。 移架顺序采用成组 移架,组间由下而上,但组内由上而下,在防止支架下 滑的过程中,对支架下滑也起到了一定补偿作用。 3) 采煤工艺方面。 合理提高支架初撑力和工作 阻力可有效提高支架稳定性;采煤机割煤时尽量保证 顶板和底板的平整,以防出现局部倾角过大、底座不 实,使支架失稳;同时应加快推进速度,充分利用工艺 特点,实施端面煤岩体片帮冒漏控制措施,保证工作面 支架⁃围岩系统的整体性和稳定性[8]。 某矿 8101 工作面后半部分现场实践效果表明,液 压支架稳定性良好,有效防止了支架倾倒下滑事故的 发生,支架立柱倾向偏倒角向上最大为 8,向下最大 为 2。 有效控制了顶板稳定性,冒漏现象明显减少, 端面顶煤冒漏最高0.5 m,实现了平均采高6 m 的大采 高工作面安全高效开采。 5 结 语 1) 通过力学分析,选择了低重心、宽底座、轻质量 的 ZF15000/33/72D 型液压支架,该支架是保证 8101 工作面安全高效生产的前提,实践也证明此支架对某 矿 8101 工作面地质条件适应性较好。 2) 某矿 8101 工作面液压支架临界滑倒倾角为 11.3,而煤层的倾角一般为 10,局部达 20,因此支架 必须采取防倒防滑措施。 3) 采用带压移架的方式拉架,顺序上采用成组移 架,组间由下而上,但组内由上而下,在防止支架下滑 的过程中,对支架下滑也起到了一定补偿作用。 4) 在工艺上可适当加快推进速度,提高支架初撑 力和工作阻力,提高支架⁃围岩系统的整体性和稳定性。 参考文献 [1] 何富连,钱明高,刘学锋,等. 大采高液压支架倾倒特征与控制条 件[J]. 中国矿业大学学报,1997,26(4)20-23. 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