加大综采工作面几何参数对大采高支护设备发展的新要求.pdf

综 述 加大综采工作面几何参数 对大采高支护设备发展的新要求 赵宏珠,戴秋梁 中国煤炭海外开发有限公司, 北京 100011 [摘 要 ] 提高综采工作面单产主要靠加大工作面几何参数和提高配套设备能力及可靠性, 而 工作面采高加高、长度加长、推进速度加快、巷道断面加大后,特大采高工作面矿压具有鲜明特征, 由于单位时间采动影响范围扩展, 使大采高工作面上覆岩层呈大体积的运动, 导致工作面矿压显现变 得十分强烈。为此, 特大采高支架设计应从其围岩立体动态、矿压显现强烈出发, 对特大采高支架设 计支护强度、支架结构高度上限、防片帮机构、支架稳定性、防止煤壁片帮和工作面设备整体稳定性 等方面都提出新要求。由于巷道断面加大和工作面采高加高, 推进速度加快等使回采巷道超前支承压 力范围发生变化, 对其超前支护提出新要求, 因此研制特大采高工作面超前支护支架迫在眉睫。 [关键词 ] 工作面几何参数; 特大采高; 综采工作面矿压; 支护设备 [中图分类号 ] TD823125 4 [文献标识码 ] A [文章编号 ] 1006-6225 2009 06 -0001-06 Requirement of Supporting Equipment for Large -heightM ining because of Enlarging GeometricalParam eters of Ful- lmechanizedM ining Face ZHAO Hong -zhu , DAIQiu -liang China CoalOverseas Develop ment Co. ,Ltd , Beijing 100011,China Abstract Output increase ofm ining face is acquired by enlarging geometricalpara meters ofmining face and equipment ability and re - liability . Afterm ining height ,length ,speed and roadway section are increased ,overlying strata take on large -scalemove mentbecause ofm ining influence area enlarging, which result on underground pressure behavior stronger .Therefore ,powered support design for large heightmining should be based on dyna m ic state of surrounding rock ,strong underground pressure behavior and be focus on sup - porting strength and structure height of support ,anti- spalling structure ,support and equipment reliability . Advanced abut mentpres - sure changew ith increase of roadway section , m ining height and speed ,so ne w supportwith large height is needed for advanced sup - porting . K ey words geometricalpara meters ofm ining face ;extre mely large mining height ;underground pressure of ful- lmechanized m ining face ; supporting equipment [收稿日期 ] 2009- 04- 07 [作者简介 ] 赵宏珠 1937- , 男, 北京人, 教授级高级工程师, 从事煤炭科技、工矿和贸易工作 50年, 享受政府特殊津贴。 综采工作面参数加大是国内外高产高效发展趋 势, 随其发展的综采、综掘和辅助运输成套设备的 研发也紧随其后, 不断前进。 厚煤层储量在我国煤炭储量中约占 44 。大 采高综采是对厚度不小于 315m 的煤层一次采全高 的开采方法, 与分层开采相比, 大采高综采具有生 产能力大、单产高、巷道布置与工序简单、巷道掘 进量与维护量小、回采工效和煤炭采出率高、设备 搬家倒面次数少和节约假顶材料等优点;与放顶煤 开采相比大采高综采具有工序减少,煤炭采出率 高, 含矸率少及采面煤尘少等优点。大采高综采目 前已成为我国开采缓倾斜厚煤层的主要发展方向。 大采高综采成套设备中液压支架、排头支架、 端头支架、超前支护单体支柱和支架等支护装备是 实现其高产高效安全生产的关键性设备。 从上世纪 80年代初我国厚煤层开采为了简化 工艺、减少掘进、降低成本、提高产量, 将机械化 分层开采部分的改为一次采全高开采,其液压支架 结构高度受我国采煤机制造水平所限,最大高度为 417m, 采高约 415m。本世纪初随着我国采煤机研 制水平的进步,液压支架结构高度向 615 m 发展, 已投入使用的液压支架最大高度已达 612m,采高 达 610m, 综采工作面日产达 25k, t 使国产大采高 液压支架大于 318m支架 上了一个新台阶。 1 第 14卷 第 6期总第 91期 2009年 12月 煤 矿 开 采 Coalm ining Technology Vo1114No 16 SeriesNo191 Dece mber 2009 近两年在综采工作面采高已向 7m 发展,工作 面长度已达 300m, 推进长度已达 4000m,日推进 度达 20余米, 回采巷道宽达 6 m,高达 415m 以上 的条件下, 综采工作面要求年产达 1210 M t以上, 对特大采高综采成套设备, 特别是支护设备提出新 的要求。 1 当代大采高液压支架工作面矿压特征 111 随采高加大, 来压步距减小、动载系数升高 1 按我国基本顶分级标准,神华矿区基本 顶分为 2种级 初次来压步距为 25 50m,周 期来压步距为初次来压步距 1/3左右, 动载系数为 112 114 和 级初次来压步距为 50 80m, 动载系数为 114 116。 2 神华矿区随采高加大,基本顶来压步距 有减少的趋势。其中,级顶板初次来压步距由 3514m 减少至 2712m,级顶板周期来压步距由 1818m减少至 1510m。 3 神华矿区 7个大采高工作面,随采高加 大, 基本顶来压强度动载系数 有明显升高的 趋势。其中,级顶板初次来压强度由 1105升高 到 1137 , 周期来压强度由 1112升高到 119 ,级 顶板周期来压强度由 1118升高到 118 。 4 其他矿区 7个工作面统计,寺河和东庞 矿采高在 415 612m,其动载系数比采高 318 412m的要大得多, 其平均值分别为 2和 113 ,采 高大者比采高小者高 54。 在同样 级基本顶条件下, 中厚煤层液压支架 工作面基本顶初次和周期来压时动载系数分别为 1137和 1131 ,而大采高工作面基本顶来压强度比 中厚煤层工作面基本顶来压强度也约高 50 。 然而,级基本顶条件下, 当代大采高工作面 基本顶来压强度大的实测值,与中厚煤层 级 基本顶条件下的动载系数十分接近。 总而言之,即使是基本顶属级, 在采高大于 415m以后, 其基本顶来压强度即动载系数已升至 基本顶来压强烈及极强烈阶段,平均值可能大于 2 。在选择液压支架支护强度和工作阻力时必须按 支架承受基本顶来压强烈阶段的载荷来考虑。寺河 矿采高 512m 和 612m 工作面实测支架工作阻力, 最大值分别为 7826k N和 9609kN,而平均值分别为 4845kN和 3382k N, 其最大值和平均值之比分别为 1162和 2184就完全证明了这一点。 112 随工作面加长,支架受载有明显增大的趋势 1 神华矿区大采高工作面随面长的加大支 架工作阻力在增加,工作面 长由 150m 延长至 300m, 其支架工作阻力最大值由 3590kN 增大至 11371kN, 增大了 2倍以上。 2 其他矿区也是如此。工作面长由 150m 延 长至 22115m, 其支架工作阻力最大值由 321917kN 增大至 9609kN, 增加近 2倍。 此外, 从矿区观测资料中还可看出, 大采高长 工作面一般基本顶是分段来压,而工作面中部支架 受载高于工作面上、下两端, 基本呈拱型分布,如 图 1所示。这一特点指出支架工作阻力确定应以中 部最大值为准, 而两端排头和端头支架工作阻力是 可以酌情减少的。 图 1 神华矿区 300m工作面支架 载荷与架号 位置 关系 113 随采高加大,工作面加长, 煤壁片帮加剧 1 上湾矿 51101工作面采高 510m,面长 240m, 来压和平时煤壁均会发生片帮,但不特别 严重; 片帮深度和高度中上部大, 下部小,观测期 间煤壁片帮深度平均 247mm, 片帮高度平均 315m, 占采高 5m的 70;片帮壁长平均 3214m,占工作 面总长度的 1315 。周期来压期间片帮深度为 350 500mm,高度 4 6m;平时片帮深度为 100 200mm,片帮高度 2 3m。而 51104工作面面长增 至 300m, 煤壁片帮比较严重。 2 邢台东庞煤矿最早对大采高工作面煤壁 片帮作过系统研究,在使用 BY3200/23/45型掩护 支架工作面观测,煤壁片帮深度与采高不呈线性关 系,经回归分析得 C1 M - 21059 171632 1 式中,C为煤壁平均片帮深度,m; M 为采高,m。 由图 2可以看出,在 2类顶板条件下,煤壁 片帮深度随采高增大而加深, 其增长速度由剧增到 缓增。采高 1 4m 时,片帮增长速度比较快,而 采高超过 4m,片帮增长速度变缓。但在其他矿区 也有片帮深度与采高呈线性关系, 即片帮深度随采 高增大而加深, 如回归公式 2 总第 91期煤 矿 开 采2009年第 6期 C2 4518 6417 Mn 143 ,C 0179 2 C3 - 7216 3516 Mn - 126 ,C 0184 3 图 2 邢台东庞矿煤壁片帮深度与采高非线性关系 利用 1, 2, 3 式,以采高 7m计, 计 算 片 帮 深 度 分 别 为280mm,17616mm 和 49817mm。数值不同主要因煤壁硬度等状况不同所 致。 3 晋城寺河矿 2307工作面采高 6m, 煤壁片 帮有 3种形式。采高小于 6m 煤壁片帮较浅,随着 采高加大采高最大 613m ,片帮深度加大,最 深达 1200mm,片帮深度小于 600mm 占 9211 , 大于 900mm 占 719 。片帮深度加大的原因一 是采高加大, 二是支架初撑力低。 此外,晋城矿区多次在大采高综采工作面遇有 软煤区, 煤壁片帮深度和长度都加大, 造成片帮引 起冒顶, 冒顶加深片帮,最深达 4 5m,使工作面 推进十分困难,严重影响生产。 总之,大采高综采工作面煤壁片帮是不可避免 的, 煤壁片帮显现程度受采高、面长、煤壁前方支 承压力分布、支架初撑力和工作阻力、基本顶来压 强度、工作面推进方向、支架顶梁接顶程度、梁端 距大小、煤层硬度和煤壁暴露时间长短等因素影 响, 在设计支架时对其护帮装置必须十分重视。 114 大采高综采工作面采动影响范围大 大采高采动影响巷道布置, 断面选择, 回采巷 道及超前支护方式和范围的选择。 1 寺河矿 33014工作面是大采高综采工作 面, 该工作面超前支承压力影响范围为 20 35m, 平均 28m,工作面支承压力峰值在距巷道煤壁 719m,工作面前方 1213m 处,应力集中系数 313 ; 工作 面 前 方 塑 性 区 域 为812 1412m,平 均 11116m。 2 寺河矿研究认为在多条巷道布置方式 中采面相邻的煤巷一般要经过掘巷、超前压力、滞 后压力和二次采动等影响,影响强度与地质条件、 煤柱宽度和开采技术等因素有关。 通过对已采的 2301 ,2302面和正在回采的 3301面采动影响程度分析, 工作面超前压力较小, 但滞后压力较大。邻巷表面变形有如下趋势 在工 作面前方, 巷道底鼓量、顶板下沉量和两帮移近量 都很小,分别占变形总量的 312 ,30 和 115 ; 工作面后方根据巷道变形程度可划分为 3个区,0 200m为变形加剧区,巷道底鼓量、顶板下沉量 和两帮移近量急剧增大, 分别占变形总量的 82 , 6316 和 92 ;200 300m 为变形趋缓区,三量 分别占 1017 ,6 和 5 ;300m 以后为变形稳定 区,巷道表面变形基本趋于稳定, 此阶段巷道三量 分别占 411 ,014 和 315 。 研究表明, 工作面滞后压力较大,反映在工作 面后方 0 200m 为变形加剧区,因为工作面推进 速度很快, 工作面上覆岩层断裂垮落滞后于工作面 推进, 往往在上覆岩层之间存在 / 自由空间 0,当 其达到一定面积时,冲击式的失稳,造成动载增 加,支架受载猛增。这是大采高高产工作面特有的 矿压显现,反映前述大采高综采工作面随采高加 大,基本顶来压频繁,动载系数高的特点,确定支 架工作阻力和支护强度应特别注意这一特征。 安家岭 S4101放顶煤大采高工作面超前支承压 力作用范围约为工作面前方 30m。峰值位置为工作 面前方 514m处, 应力集中系数为 1126 ,煤柱一侧 的支承压力变化趋势比煤帮一侧更加平稳,应力集 中系数大约为 1115 ,变化范围也为工作面前方 30m, 但在煤壁处下降幅度不大。 综上所述, 大采高工作面煤壁前方支承压力作 用范围约为 30m,在此范围内,于巷道高度大于 5m的条件下,利用单体液压支柱加强支护是十分 困难的。因此, 研制巷道超前支护支架势在必行。 115 加快工作面推进对大采高工作面矿压影响 1 对于 2顶板加快工作面推进可以减少煤 壁片帮。 张集矿通过现场实测研究了厚煤层大采高综采 工作面在不同推进速度时煤壁片帮深度和长度的关 系。当工作面因故停产时,工作面片帮深度和片帮 长度明显增加, 当工作面正常推进时,片帮现象不 明显, 当工作面快速推进时可以避免煤壁片帮。 加快工作面推进速度,可以减少超前支承压力 的影响范围、减少支承压力对煤体的作用时间及降 3 赵宏珠等 加大综采工作面几何参数对大采高支护设备发展的新要求2009年第 6期 低煤壁损伤程度, 从而可以减小煤壁片帮程度。为 此, 设计工作面日推进不小于 712m。 平顶山六矿 412 m 煤层在采面快速推进的条件 下, 片帮和冒顶等矿压显现明显。片帮主要发生在 采面中部和东部, 在初次来压前, 随着采面推进度 加快,片帮深度平均分别为 41217mm和 40611mm。 初次来压时,片帮深度分别为 718mm 和 812mm, 分别增加了 7319 和 10111 ,最大片帮深度为 110m。周期来压和非周期来压期间,采面片帮一 般都在 300 400mm,并无明显不同,端面几乎无 冒顶,这是采面快速推进条件下的显现特征。 结合丁6- 22200综采面地质条件,在实验室 对工作面推进速度分别为 3 5m /d和 10m /d条件 下的顶板活动规律进行了模拟研究。采面快速推进 和一般速度推进相比, 在直接顶垮落前,顶板悬露 相同距离时, 下沉量后者比前者大。前者在距煤壁 7 8m后, 顶板下沉速度有一突变点而加快,直到 顶板发生垮落,低于后者; 基本顶的下沉量和下沉 速度具有和直接顶相同的特点, 即在快速推进时基 本顶断裂前相对稳定, 无明显的失稳征兆, 而当基 本顶断裂时, 其下沉速度则有较大突变。 和一般速度推进时相比,大功率综合机械化采 煤面在快速推进时的顶板下沉量小,因而顶板间的 离层量减小, 顶板的破坏范围和活动程度减小, 顶 板较稳定。 2 对于特大采高工作面,来压强烈顶板条 件下,加快工作面推进可能产生大面积来压,支架 受载增高,立柱和安全阀等可能遭到破坏。 晋城寺河矿 613m高支架于 2307工作面使用, 其工作面长度 220m, 走向长度 3600m,最大采高 612m,最高日产 30125, t 最高月产 780k; t年产 6185 M , t 最快日进约 17m。基本顶周期来压步距平 均为 2614m,动载系数最高为 2144 ,平均为 1149 。 基本顶周期来压步距呈现 / 一大一小 0 的情况。 如此快的推进度, 使得工作面支架隔 1d承受 1次 大的周期来压,此来压十分剧烈, 曾使立柱涨缸数 十根;安全阀长期处于高压状态,安全阀开启频 繁, 据统计安全阀开启的占 6018 。 2 对大采高液压支架参数和结构的新要求 在各大采高矿区的围岩和高产的矿井能力要求 的条件下,工作面采高大向 7m 发展 、工作面 长度长向 300m 以上发展 、工作面推进度快 向 15 20m /d发展 ,其单位时间内采动空间很 大, 如此大的开采强度,导致采面基本顶来压时显 现十分强烈,形成了上述矿压特点。因此,设计特 大采高支架必须从立体动态的分析围岩活动, 按其 特殊的矿压显现考虑。 211 特大采高支架支护强度和工作阻力确定 1 按顶板分类确定特大采高支架合理支护 强度的分析。 如对基本顶级顶板条件下, 按国家采煤工作 面顶底板分类的支护强度建议方案, 合理的支护强 度应为 采高按 7m计 q7m q4mM2- M1 680 7- 4 100 0198 MPa 从采矿实践和大采高工作面矿压观测来看,此 值显然偏小。由前当代大采高工作面矿压特征第一 点分析,即使基本顶属于 级,在采高大于 415m 以后, 基本顶来压强度已升至来压强烈和剧烈阶 段,动载系数约为 2 ,在选择液压支架支护强度及 工作阻力时必须按支架承受基本顶来压强烈阶段的 载荷考虑, 即按或级基本顶来确定特大采高支 架合理支护强度和工作阻力。 依此, 如表 1所示, 对于神华矿区上湾矿 1 - 2 煤层和大柳塔矿 5 - 2煤层设计 7m 高支架, 其支护 强度不应小于 113 MPa ;对于晋城寺河矿设计 612m 高支架时,支护强度选择 1108 1111 MPa是正确 的。实践证明, 支护强度大于 0192 MPa是合理的。 表 1 推荐的合理工作阻力值 采高 /m 34567 基本 顶来压 工作阻力 / kN 架- 1 31203750440050005650 支护强度 /kPa450550650750850 级, 来压明显 工作阻力 / kN 架- 1 56506000635067507150 支护强度 /kPa750800850900950 级, 来压强烈 工作阻力 / kN 架- 1 6750 750825090009750 支护强度 /kPa9001000110012001300 级, 来压剧烈 2 按随采高加大,大采高支架工作阻力与 工作面采高呈正比增加确定合理工作阻力,可按下 式计算 P1 P低 M高- M低C1 式中,P1为 P 与 M 成正比的支架合理工作阻力, kN;P低为低采高支架实测工作阻力,kN; M高为 高采高支架结构高度,m; M低为低采高支架结构 高度,m;C1为采高增加 1m 工作阻力增值,kN / m,见表 2 。 依上式,神华矿区设计 7m 支架,如不考虑其 4 总第 91期煤 矿 开 采2009年第 6期 他因素影响上覆煤柱集中压力等 , 其支架工作 阻力应大于 12987kN。 表 2 神华矿区大采高工作面采高增加 1m 工作阻力增值 C1 序号 采高 /m 实测支架工作阻力 最大值 /kN C1/ kN m- 1 13185940 241062971780 351384401640 4612113003178 平均2202 3 按随工作面加长,大采高支架工作阻力 与工作面长呈正比增加确定合理工作阻力, 可按下 式计算 P2 P低 M高- M低C2 式中,P2为 P 与 l成正比的支架合理工作阻力, k N;C2为面长增加 1m 工作阻力增值,kN /m, 见 表 3。 表 3 神华矿区大采高工作面面长增加 1 m工作阻力增值 C2 序号 工作面 长度 l/m 实测支架工作 阻力最大值 /kN C2/ kN m- 1 11503590 219562795918 3300113004718 平均5318 依上式, 同样神华矿区设计 7m 支架,如不考 虑 其 他 因 素 影 响,其 支 架 工 作 阻 力 应 大 于 11660kN。 利用上列 3种方法算出支护强度或工作阻力, 在确定设计支架支护强度或工作阻力时,应取其最 大值, 再加 10 的安全系数合理。如神华矿区设 计 7m高支架支护强度要求大于 114 MPa是正确的。 212 特大采高支架结构高度上限分析 当前我国特大采高支架结构高度上限已制造出 的达 613m,正在讨论研发的将达 7m。 从煤层赋存条件考虑,拟开采区域的煤层平均 厚度应是开采的最佳采高,而该采高值决定了支架 结构的最佳高度。据工作面平均厚度考虑,7m 高 支架是能开采大部分特厚煤层资源的。上湾矿 1 - 2煤层平均厚度为 716m, 补连塔矿 1 - 2煤层平均 厚度为 710m, 上湾矿 2 - 2煤层平均厚度为 6154m, 大柳塔矿 5 - 2煤层平均厚度为 7108m 。这是确定 7m高支架结构高度上限的必要条件。 从支架设计和制造能力及支架稳定性方面考 虑,7m高支架的结构高度上限是其可行条件,然 而上覆岩层受采动压活动规律才是确定特大采高支 架结构高度上限最重要的可行条件。 为研究采高对上覆岩层活动和支架受载的影 响,曾做过 4台比例 1B100的相似材料模型, 采高 分别为 315m,415m,515m,615m。 不管采高大小, 采面上覆岩层断裂垮落过程是 相近的。从开切眼起,推进至一定距离后顶板初次 垮落,推进 65 70m 时基本顶初次断裂垮落,而 后每隔 20m 左右断裂 1次, 断裂高度大小相间, 呈大小周期来压显现。从表 4来看, 不同采高上覆 岩层断裂垮落又有以下异同点。 1 不同采高采面上覆岩层断裂垮落共同点 表 4 不同采高相似材料模拟采面上覆岩层断裂垮落参数 参数来压步距 /m断裂垮落高度 /m自由空间高度 /m断裂垮落角度 / b 采高 /m3154155 15615 315415515615 hh /Mhh /Mhh /Mhh / M 315415515615315415515615 初次垮落2828565610129201442013650177 215215315530303030 初次来压6566687041114 153133 152173162130 234560608060 注 M 为采高;h为断裂垮落高度。 基本顶初次来压步距及垮落高度相近; 上覆岩层断 裂垮落角相近,约 60b ;基本顶周期来压步距相 近, 周期断裂高度随采面推进而增大。 2 不同采高上覆岩层断裂垮落不同点基 本顶初次垮落后, 采空区内自由空间高度随采高加 大而增大;基本顶周期断裂高度随采高加大而变 化。当采面上覆岩层断裂垮落后自由空间较高时, 随采高加大而增大,如自由空间高度为 2 4m, 采 高为 315m,415m,515m,615m 时,周期断裂高 度分别为 25m,28m,31m,36m;采面上覆岩层 断裂垮落后自由空间高度随采高加大而增高,尤其 是采高达 615m时, 在整个回采过程中自由空间始 终是存在的,而且大于 3m。这对支架受载和采面 围岩稳定性是十分不利的;开切眼和停采线一侧的 断裂 角 均随 采 高 加 大而 扩 大,采 高 为 315m, 415m,515m,和 615m 时,开切眼一侧断裂边界 角分别为 40b ,50b ,65b ,60b ;随采高加大, 地表 下沉盆地深度也在加大。 总之, 采高加大对基本顶来压步距及初次断裂 垮落高度影响不明显,对上覆岩层断裂垮落后产生 的自由空间影响很大,特别是采高达 615m 时,由 于自由空间的存在和加大,使上覆岩层断裂垮落过 程延长,对支架的动载作用加剧, 将影响采面围岩 稳定程度, 使支架受载加大, 支架稳定状态变坏。 5 赵宏珠等 加大综采工作面几何参数对大采高支护设备发展的新要求2009年第 6期 在大采高 综采高产 实践中,晋城 515m 和 612m高支架工作面动载系数较高,在基本顶来压 时曾因上覆岩层大面积断裂垮落, 造成支架立柱暴 缸, 安全阀损坏。因此,7m 高支架在使用过程中 防止采高超高是十分重要的。 213 7m 高支架防治片帮冒顶的措施及装置 1 大采高综采煤壁片帮和冒顶特征 如前 所述,大采高综采煤壁片帮是不可避免的, 有专家 采用有限元与离散元相结合的方法进行数值方法模 拟。以煤层 12m 厚,采高 3 5m 为例, 模拟结果 表明随着采高增大,超前支承压力峰值逐渐增 大, 或与煤壁距离增大。这一现象表明煤壁破坏程 度逐渐变的严重; 随着采高增大, 煤壁水平位移也 逐渐增大,但采高增大到 410m 以后, 增大趋势减 缓, 原因是煤壁发生拉伸破坏后,应力得到释放, 煤体位移量增幅减小。 2 防治煤壁片帮及冒顶的措施 预防和治 理煤壁片帮及冒顶可从机械装置及采矿技术两方面 采取措施。合理地选择护帮装置、充分发挥回转千 斤顶作用,使顶梁尽量接顶,及时支护、及时调 架、加快推进、提高初撑力、控制采高、采用俯斜 及仰斜开采、加固煤壁、减少采煤机械截深、带压 移架、保证泵压的措施对减少片帮和冒顶都是有利 的, 护帮装置应具有一定支承能力和调节余地, 在 正常情况下, 护帮板应能伸进煤壁 20 40mm 以支 撑已经片帮的煤壁,而当移架步距不足时, 也能支 护煤壁; 在支撑高度最小时,应不妨碍人员和采煤 机通过。 当采煤机通过支架时, 护帮板收缩,移架后又 伸出支护煤壁。为保证护帮板和正确工作位置, 千 斤顶两腔油路上装液压锁。 护帮推力的作用点随采高、煤质和顶板压力而 变, 一般把护帮装置推力的作用点放在距顶板 1/3 采高的地方。 新设计 7m 高支架护帮装置应为折叠式,护帮 长度不低于 317m为宜。 214 7m 高支架稳定性分析及提高稳定性的措施 1 提高大采高支架横向稳定性 把排头 3 架组成锚固站, 锚固输送机,设置底座调架机构, 加大顶梁活动侧护板的千斤顶, 以提高调架能力并 安装液压锁, 加大底座面积,减小四连杆机构轴向 及径向连接间隙, 选择 1175m 支架中心距等。新 设计 7m支架中心距确定 2105m是正确的。 2 提高大采高支架纵向稳定性 当支架支 撑高度为 415m 时,向前或向后相对偏斜 1b , 梁 端距就会变化 70mm。若采煤机仰斜采煤,上仰 6b , 采煤机滚筒就割顶梁;若采煤机仰斜采煤,前 倾 6b , 则空顶距将达 800mm,容易发生冒顶事故。 为此, 可增设调节输送机机构。当支架支撑高度达 7m时, 梁端距选为 722mm是正确的。 3 巷道尺寸加大后对超前支护的要求 目前我国大采高综采工作面回采巷道宽度已达 6000mm,高度已达 4500mm, 还有加高的趋势。综 采工作面的快速推进对超前支护的要求越来越高, 传统的依靠单体支柱进行超前支护的方式从支护能 力、支护高度、支护速度、自动化程度、安全性等 方面都不能适应,回采巷道超前支护成为制约大采 高工作面高产高效的瓶颈。因此, 研发特大采高综 采工作面回采巷道超前支护已迫在眉睫。 在发展超前支护支架时应考虑下列要求 1 支护强度合理,超前支护作用以 / 护 0 为主。为降低支架对回采巷道顶板的反复支撑破 坏,确定支架对回采巷道顶板的超前支护作用应以 /护 0 为主, 支架初撑支护强度不宜过高, 依靠初 撑力与锚杆力联合支护防止采动影响顶板下位岩层 过早离层破碎; 但是,神东矿区大采高工作面回采 巷道高度达到 4000 4500mm, 周期来压时,两侧 回采巷道压力显现较强, 煤壁爆帮和片帮严重,支 架工作阻力则应充分考虑该因素, 同时兼顾可能存 在的采空区侧向采动压力对回采巷道的不良影响。 2 支架对回采巷道通风的不良影响小。一 般回采巷道超前支护支架都采用窄掩护梁和窄连杆 结构, 显著降低了支架四连杆机构的阻风面积,有 利于保持回采巷道通风顺畅。 3 支架结构设计力求降低支架对顶板的反 复支撑破坏。运输巷道支架采用电液控制系统或先 导控制系统,操作人员可以灵活地调整电液控制系 统的参数, 设置带压移架功能,避免顶梁对顶板的 反复支撑破坏。 4 运输巷道超前支护支架采用左右 2组分 体连杆机构与整体掩护梁配合的架型结构,极大地 适应运输巷道设备配套要求和煤矿井下狭窄空间运 输、安装要求, 同时结构稳定,适应煤矿井下复杂 顶、底板工况。 运输巷道超前支架的结构严格按照转载机、破 碎机的配套要求设计,支架在运输巷道中布置于工 作面端头支架前方,左、右底座在运输巷道中按 / 骑 0转载机的方式安装, 同时在破碎机底槽上焊 下转 58页 6 总第 91期煤 矿 开 采2009年第 6期 封圈为标准设计, 直径为 311mm,O型密封圈槽 底直径为 7512mm,装配后 O型密封圈外径 按 最大计算 为 7512mm 311mm 2 8114mm, 螺 纹高度 h 015413P,P 为螺距,螺距为 3mm,则 h 116239mm,缸 筒 螺 纹 小 径 d 85 - 2h 8117522mm,与装配后 O型密封圈外径单侧只差 01176mm, 如果加工误差过大, 或者装配不合理, 那么缸筒上的螺纹很容易刮坏 O型密封圈,考虑 这种情况的发生,现在 80mm 缸径千斤顶在保证 缸口强度的情况下, 缸口螺纹直径都改为 M90 , 单 侧方向增大了 215mm,这样保证装配时就不会刮 坏密封圈。如图 1所示。 图 1 缸口螺纹尺寸比较 4 结论 造成立柱千斤顶泄漏原因是多方面的, 可以通 过设计、加工、装配和使用的全过程中进行有效控 制, 日常维护和检修, 也是防止漏液的一个措施, 从而保证液压支架立柱千斤顶工作性能的稳定。 [参考文献 ] [ 1] 马晓东 1液压支架立柱及千斤顶漏液现象分析及处理[ J] 1 煤矿现代化,2006 S1 1 [责任编辑 张银亮 ] 上接 6页 接用于推移支架的耳板,超前支护支架与破碎机互 为支点, 通过推移油缸推拉前移, 推移步距与工作 面液压支架的推移步距相同。 运输巷道超前支架同时安装了 2套电液控制系 统, 支架工可以在本架直接完成对超前支护支架的 控制,也可以在端头支架内对超前支护支架进行远 程电液操作。 5 回风巷道超前支护支架组由前架和后架 2 架支架串联组成, 在前后架底座之间并联 2套分别 控制的推移机构, 实现前后架相互推拉移架。推移 机构能适应巷道底板 10b 起伏变化。 顶梁与掩护梁采用 / 十字头 0 连接,使顶梁 对回采巷道顶板条件适应性好, 同时可有效缓解窄 四连杆机构所承受的扭转力矩。 支架同时采用了本架和邻架 2种手动液压控制 方式。前、后架支架都可以从本架控制系统直接控 制本架动作, 同时又可以从前架支架来远程控制后 架支架动作。 6 超前支架顶梁采用多级铰接式设计,且 两侧都设计了侧翻梁, 人行道侧的侧翻梁上又增设 了二级侧翻梁, 可以有效扩大支护面积, 保护人员 与设备安全。 [参考文献 ] [ 1] 赵宏珠, 宋秋爽 1 特大采高液压支架发展与研究[ J] 1采矿 与安全工程学报,2007 3 1 [ 2] 赵宏珠 1大采高支架采面煤壁片帮规律及防护[ J] 1 山东煤 炭科技,1990 2 1 [ 3] 宋朝阳 1寺河矿大采高采场矿压规律研究[ J] 1矿山压力与 顶板管理,2005 2 1 [ 4] 高玉斌, 等 1 寺河矿 612m大采高综采工作面设备选型研究与 实践[ J] 1煤炭工程,2008 5 1 [ 5] 黄乃斌, 等 1 大采高倾斜长壁采场矿压规律研究[ J] 1矿山 压力与顶板管理,2005 4 1 [ 6] 马允刚, 等 1 /三软0 厚煤层综采一次采全高实践[ J] 1煤 炭工程,2008 2 1 [ 7] 王 伟, 夏 紧 1 快推综采面矿压显现规律与控制[ J] 1矿 山压力与顶板管理,2005 4 1 [ 8] 闫少宏 1大采高综放开采煤壁片帮冒顶机理与控制途径研究 [ J] 1 煤矿开采,2008 45- 8 1 [ 9] 翟桂武 1大采高综采面顺槽超前支护支架及其应用[ J] 1煤 炭工程,2008 7 1 [责任编辑 邹正立 ] 58 总第 91期煤 矿 开 采2009年第 6期