超前支架.pdf

收稿日期 ２００４ － ０２ － ０４ 作者简介 石永奎（１９６６ － ） ，博士 ，教授 ，主要研究方向为矿山压力与岩层控制 、采矿信息系统 、三维建模与仿真 。 文章编号 １００３ － ５９２３（２００４）０３ － ００１５ － ０２ 自移式超前支架支护效果分析 石永奎 １ ，３ ， 李法柱 ２ ， 宋志安 １ ， 王振武 ２ （１ ．山东科技大学 ，山东 泰安 ２７１０１９ ； ２ ．淄博矿业集团 葛亭煤矿 ，山东 济宁 ２７２１７５ ； ３ ．东北大学 ，辽宁 沈阳 １１０００４） 摘 要 介绍了自移式超前支架主要特征 ， 技术参数 ， 对自移式超前支架的支护能力进行了分析 ， 通过理 论分析和现场矿山压力测试 ， 证明所设计的自移式超前支架结构合理 ， 性能稳定 ， 安全可靠 ， 在条件适宜的矿 井具有推广价值 。 关键词 自移式超前支架 ； 超前支护 ； 支护效果 中图分类号 TD３５５ ． ４ 文献标识码 A 1 概述 根据枟煤矿安全规程枠规定 采煤工作面所有安 全出口与巷道连接处 ２０ m 范围内 ，必须加强支 护 ； 综采工作面在此范围内的巷道高度不得低于 １ ． ８ m 。 即采面两巷 ２０ m 范围内必须采取超前加 强支护 。 传统的采面两巷超前支护主要以单体液 压支柱配以金属铰接顶梁进行支护 ， 根据巷道断面 及顶板压力情况确定支护参数 ， 以确保安全出口的 畅通 。 单体柱配以铰接顶梁进行超前支护存在 支 护强度低 、 支护速度慢 、 劳动强度大和成本高 、 安全 性差等问题 。 针对这些问题 ， 在借鉴综采面液压支 架的基础上 ， 提出了采用超前支架代替它进行超前 支护的支护方式 ，其超前支架的布置如图 １ 所示 。 胶带运巷 、 轨巷靠近采空处各布置有端头支架 １ 、 ３ ， 轨巷端头支架前布置有超前支架 ５ 、 ７ ， 端头支架 ３ 与超前支架 ５ 、 超前支架 ５ 与 ７ 之间安设推拉千 斤顶 ４ 。 2 自移式超前支架主要特征 自移式超前支架安放在轨巷内 ， 与安放在该处 的端头支架排成一列 ， 如图 １ 所示 。 自移式超前支 架的结构如图 ２ 所示 。 其机构特点如下 （１） 自移式超前支架采用主副架结构 ，主（或 副）架底座 、 顶梁采用分段铰接结构 ， 增加了对于顶 底板不平的适应性 ； 主（或副）架有四棵立柱支撑 。 （２） 在主（或副）的后部顶梁设有尾梁与挑梁 千斤顶 ， 可支护架间的顶板 。 图 １ 端头支架和超前支架布置图 １ － 胶带运巷端头支架 ； ２ － 排头支架和工作面支架 ； ３ － 轨巷端头支架 ； ４ ， ６ ， ９ － 推拉千斤顶 ； ５ ， ７ － 超前支架 ； ８ － 调架千斤顶 ； １０ － 转载机 （３） 主（或副）架中间设有四连杆 ，有底座 、前 后连杆 、 顶梁组成的四连杆能保证在支架调高范围 内 ， 顶梁不出现“前仰后爬”现象 ，使顶梁端部的运 行轨迹为一前倾型双纽线 ， 前后偏差 ７０ mm 。 （４） 靠推拉千斤顶实现支架前移 。 （５） 主副架顶梁之间 、 底座之间设有防倒调架 千斤顶 。 （６） 自移式超前支架主要技术参数如表 １ 所 示 。 表 １ 自移式超前支架主要技术参数 支撑高度１ ． ８ ～ ３ ． ０ m额定初撑力７８８７ ． ６８ kN 支架中心距１ ． ４ ～ １ ． ８ m工作阻力１０１７３ ． ３ kN 立柱缸径／柱径Φ２００／１８５支护长度１１ ． ０ m 支护强度０ ． ４６ MPa推拉千斤顶行程１ ． ０ m 支架重量２４ ． ７ t循环推拉步距０ ． ６ m ５１矿山压力与顶板管理 ２００４ ．№ ３ 图 ２ 自移式超前支架 １ － 顶梁 ； ２ － 立柱 ； ３ － 底座 ； ４ － 前后连杆 ； ５ － 挑梁千斤顶 ； ６ － 尾梁 3 自移式超前支架适应性分析 超前支架的作用主要是维持工作面两巷围岩 的稳定性 ，提供有效的作业空间和足够的通风断 面 。 对超前支架的要求是 ， 必须保证支架的工作阻 力能承担起顶板的作用力 。 3 ． 1 超前支架支护能力分析 根据葛亭矿的地质条件和开采条件 ， 超前支架 受力可以按照普氏免压拱理论进行分析 ， 如图 ３ 所 示 。 图 ３ 顶板冒落拱 由于顶煤较厚 ，其冒落形状为拱形 ，按照普氏 理论 ， 巷道两帮的破坏范围为 c ＝ kcγH v １００σm － １ htan ４５ － Φ ２ 式中 kc 巷道周边应力集中系数 ， 当宽高比为 ３ ． ５／２ ． ４ ＝ １ ． ４５ 时 ，kc＝ ２ ． ４ ； γ 岩石平均体密度 ， 取 ２ ． ５ t／ m ３ ； υ 采动影响系数 ， １ ． ２ ； H 埋深 ， 取最大值 ４００ m ； σm 顶煤单向抗压强度 ， ２０ MPa ； Φ 顶煤内摩擦角 ， ５０ ； h 巷道高度 ， ２ ． ４ m 。 代入上述参数得 c＝ ０ ． ３８ m 顶板最大松动范围可按下式预计 b ＝ （ L／２ ＋ c） fm 式中 fm 顶煤坚固性系数 ， 取 １ ． ２ ； L 巷道宽度 ， ３ ． ５ m ． 得 b＝ １ ． ７７ m 按照最危险的情况考虑 ， 顶板松动范围内的煤 岩体的重量全部作用在支架上 ， 则超前支架需承担 的顶板作用力为 pb＝ bγ ＝ ０ ． ０４４ MPa 超前支架的支护强度为 pz＝ P S ＝ １０ ． １７ １１ ３ ． ５ ＝ ０ ． ２６４ MPa 由此可见 ， 超前支架的支护强度是顶板压力的 ６ 倍 ， 足以维持围岩的稳定 ， 保证巷道的安全 。 3 ． 2 实际支撑能力测试 为了检验超前支架的实际支护效果 ，在 １３０５ 面进行了巷道矿压观测 。 本次观测分别在轨巷和 运巷内各设两个断面 ， 分别测量其顶底高度和两帮 宽度随工作面推进距离的变化规律 。轨巷从 ２００２ 年 ２ 月 １０ 日中班开始测量 ，到 ３ 月 ５ 日止共观测 ２０ 次 。 以观测数据为基础 ，绘制了累计移近量与 工作面推进距离关系曲线图 ， 如图 ４ 所示 。 图 ４ 轨巷收敛变形曲线 （a） 断面 Ⅰ ； （b） 断面 Ⅱ （下转第 １９ 页） ６１ ２００４ ．№ ３ 矿山压力与顶板管理