煤矿大采高（精选7篇）
随着我矿大采高工作的全面开展，我矿各单位积极协调配合，全力以赴大采高工作面的建设，涌现出一个个感人的故事。本期栏目开始，我们特设大采高人物专栏，为大家讲述《和大采高有关的故事》。今天故事的主角是我矿机电科科长赵子双。赵子双担任机电科长短短3年来，机电科连续3年被评为“矿先进集体”，他个人也被评为“2011集团公司劳动模范”。特别是在大采高设备运输过程中，他积极组织协调，无时不刻地跟踪着各种设备，全力保证设备顺利到位。
在路上
“拆开所有的设备达不到了解，那我就不用当机电科长了。”赵子双一边认真地画着井下各类设备的分布情况，一边为笔者详细地讲解着工作面的生产原理。看着那些条理分明的设备分布图，笔者深深被折服。
1998年，我矿引进了第一台综掘机。正当大家为结束炮采而欢呼雀跃时，新的问题出现了：这台50型综掘机不太听话，经常发生故障。由于对机器的不熟悉，加之这台综掘机引进时便已有多年工作史，大家一时傻眼了。赵子双二话没说便深入井下，在工作面现场边看书边摸索，拆开部件，认真琢磨，几天后硬是驯服了这台综掘机。
现在，他只要俯下身子在发生故障的设备旁仔细听声、摸索部件，便可以知晓问题所在了。能够有如此纯熟的维修经验，与他多年来孜孜不倦的钻研精神是分不开的。这种坚持不懈的努力一直伴随他到现在。
要说工作中没有困难，那是假的。为了保证大采高工作面所需设备能够早日到位，赵子双积极组织协调，曾多次派单位职工到远在郑州的设备生产厂家“蹲点”，想方设法磨破嘴皮督促厂家即时生产，只要设备一下流水线，第一时间护送设备“回家”。
2011年7月初，得知大采高超前支护已经到达两渡，大家欣喜若狂：离大采高投产又近了一步！运输车辆走到何家广场附近的铁路涵洞前，一下子傻眼了：由于这批超前支护都是为大采高工作面特意定制的，体积硕大，以至于无法顺利通过涵洞。这可怎么办？眼睁睁看着满满23车的设备，赵子双一声令下：拆！炎夏的七月，酷暑难耐，他组织科里十多个同志，光着膀子，对设备进行二次卸装，硬是卸了整整三天，最终将23车的超前支护安全运送到大采高设备储存库。
谢桥煤矿隶属于淮南矿业 (集团) 有限责任公司, 位于安徽省颍上县东北部, 距颍上县城约20km, 距淮南市约70km, 属煤与瓦斯突出矿井, 矿井采煤机械化程度为100%, 掘进机械化程度近80%。该矿1242 (3) 工作面位于矿井西翼13-1煤层四阶段, 平均煤厚4.8m, 平均倾角14°, 上、下顺槽约3100m, 开切眼长度360m。
2大采高综采面成套设备选型依据
大采高综采工作面成套设备主要由液压支架、采煤机、刮板输送机、转载破碎机及胶带运输机组成, 其中, 液压支架、采煤机、刮板输送机为综采面主要设备, 俗称工作面“三机”设备, 其选型方案除满足工作面地质条件及生产能力外, 更重要的是设备之间做到匹配合理, 选型不当, 影响工作面稳定生产, 主要选型依据如下:a.综采成套设备生产能力与工作面生产任务相适应;b.采煤机牵引速度与支架移支速度相适应;c.刮板输送机能力应大于采煤机生产能力;d.乳化液泵站输出压力与流量满足液压支架初撑力及移支速度要求;e.工作面输送机的结构形式及附件必须能与采煤机的结构相匹配;f.刮板输送机的中部槽与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和连接结构相互匹配;g.采煤机的采高范围与支架最大和最小结构尺寸相适应, 采煤机截深与支架推移步距相适应。
3 1242 (3) 大采高综采面设备验算
3.1采煤机。根据矿压理论, 工作面顶板的压力强度按6~8倍采高的上覆岩层的重量近似计算, 取8倍采高的上覆岩层的重量计算得出1242 (3) 工作面顶板压力支护强度, 结合支架的支护面积, 可得出支架的工作阻力。
支护强度:q=n×m×v=8×5×2.6×10-3=1.04 MPa
式中:q—支架的支护强度;n—支架载荷相当采高岩重的倍数, 一般6~8, 取值8;m—采高, 这里取最大采高5.0m;v—上覆岩层密度, 这里取2.6t/m3;工作阻力:P=q×S=1.04×106×7.875=8190N
式中:P—支架工作阻力;S—支护面积, 支架的支护面积S=4.5×1.75=7.875m2;
支架选型。根据以上计算, 为确保支架具有较好的稳定性, 并考虑矿井安全运输实际条件, 选用中心距1.75m、ZZ13000/28/65D型电液控支架 (四柱式) , 支架采用两级护帮结构。该支架主要参数如表1。
3.2刮板输送机。考虑井下供电具体情况, 选用SGZ1000/3*1000型刮板机, 主要技术参数如表2。
3.3采煤机。考虑煤机通用化、系列化要求, 选用7LS6型给出主要技术参数如表3。
3.4转载机。采用槽宽1200mm、运量可达3500t/h的SZZ1200/700型转载机, 主要技术参数如表4。
3.5顺槽皮带机。选用DSJ120/200/4*355型伸缩带式输送机, 主要技术参数如表5。
3.6破碎机。选用PCM375型锤式破碎机, 主要技术参数如表6。
4 1242 (3) 大采高综采面设备选型效果分析
谢桥煤矿1242 (3) 大采高综采面, 因顺槽、开切眼长度长, 是目前华东地区第一大面, 通过前期论证及生产实践证明, 该面选型设备能够满足生产高效、安全的目标, 实现日产量2万吨。为保证该面高产、安全除配置上述设备外, 还采取以下主要保产措施:a.刮板输送机配置阀控式液力耦合器, 以确保刮板机能正常启动;b.考虑顺槽较长, 配备无极绳乘人装置;c.优化出煤系统, 提高运输效率;d.提高工作面外围系统稳定性。
参考文献
[1]张宁, 富强, 刘文岗.鄂尔多斯地区大采高综采设备配套选型与实践[J].中国矿业, 2008, 17 (9) :57-60.
面大，跨度大，煤岩体比较破碎，支护困难的特点，依据强力一次支护理论及原则，采用高预应力强力锚杆锚索组合支护系统支护，并进行矿压监测，监测结果，强力支护系统能够很好的抑制围岩的离层破碎，防止巷道变形破坏。
关键词：全煤掘进 永久大巷 锚网支护 高预应力
0 引言
目前大采高开采是我国中厚煤层开采的首选方法，其具有资源回收率高，能实现高产高效，经济效益好等优点，尤其适合6.0m以下的厚煤层开采。但是，由于所需巷道断面较大，且工作面超前支撑压力较大，矿压显现明显、煤体强度低等，易造成巷道两帮及顶底板移近量大，严重影响了大采高工作面工作效率的发挥，非常有必要对大采高回采巷道的支护技术进行研究。
霍尔辛赫井田位于山西长子，设计生产能力3Mt/a，主采煤层为3#煤层，平均厚度为5.6m，煤层结构简单，3207工作面首次采用大采高技术进行开采，由于巷道跨度较大，煤体较为破碎，给巷道支护带来巨大难题，必须进行系统研究来解决此问题。
1 现场地质与生产条件
试验地点为霍尔辛赫3207工作面开切眼，沿3#煤层顶板掘进。巷道布置平面如图1。埋深约450m。平均厚度5.6m，全长225m。煤层平均厚度5.6m。3207工作面最大水平主应力为16.41MPa，方向为N10.5°E，最小水平主应力为8.54MPa，垂直主应力为11.43MPa。地应力水平属于中等应力水平。顶板围岩及煤体强度测试结果表明，顶板之上0～1.2m为泥岩，强度为29.29MPa；1.2～5.1
m细砂岩，强度平均值为67.51MPa；5.1～8.6m砂质泥岩，致密完整，强度平均值为63.71MPa；8.6～10.0m为细砂岩，致密坚硬，强度为107.74MPa。3号煤层煤体强度平均值为11.76MPa。
2 支护原则
针对霍尔辛赫煤业3207开切眼的生产与地质条件，采用强力一次支护理论，依据以下原则进行支护：①一次支护原则，即初始支护时保证巷道支护强度，防止巷道变形破坏后进行二次支护及修巷等。②高预应力及预应力扩散原则，要求支护系统具有较高的预应力及预应力扩散能力，从而保证支护系统的刚度及具有抵御巷道变形的能力。③高强度高刚度低密度原则，通过提高支护材料的强度及支护刚度，来降低支护密度，从而提高掘进速度。④可操作性原则。⑤经济合理性原则，尽可能降低支护成本。
3 支护设计方案
根据强力一次支护理論并结合现场工程实践，确定霍尔辛赫煤业3207开切眼采用高预应力强力锚杆锚索组合支护系统。
3.1 巷道断面设计
根据现场设备安装及通风等要求，3207开切眼断面为：宽8.5m，高3.65m，掘进断面31.025m2，两次掘进成巷，首次沿采空区侧掘进4.0m宽，二次沿工作面侧掘进4.5m宽。
3.2 巷道支护方案
顶板及外侧帮锚杆采用500#钢左旋无纵筋强力锚杆进行支护。锚杆直径为22mm，长度为2400mm，屈服强度不低于500MPa。内侧帮采用直径22mm，长度2400mm的玻璃钢锚杆支护，顶板锚杆采用一支k2335和一支Z2360树脂锚固剂加长锚固，帮锚杆采用一支Z2360树脂锚固剂加长锚固。金属锚杆预紧扭矩不得低于400Nm。玻璃钢锚杆预紧扭矩为40Nm。首次掘进时，顶锚杆间距800mm，帮锚杆间距1000mm，二次掘进顶帮锚杆间距分别为900mm和1000mm。锚杆排距均为900mm，顶板每排打设12根锚杆，帮每排每帮打设4根锚杆。
顶板采用φ21.6mm的1×19股高强度低松弛预应力强力锚索补强，索体破断载荷不低于550kN，延伸率不低于7%，长度分别为8300mm，采用一支K2335和两支Z2360的树脂锚固剂进行锚固。锚索间距为1600mm、1650mm和1800mm，每两排锚杆打设4根锚索，锚索排距1800mm。
4 井下监测数据分析
为了分析评价支护效果，在霍尔辛赫3207开切眼中安设了测站，对巷道表面位移、顶板离层等进行了监测。
4.1 表面位移监测
采用双十字布点法监测得出，两帮移近量为43～80mm，顶板最大下沉量最大12mm。巷道两帮移近量和顶板下沉量均比较小，支护完全满足生产需求。
4.2 顶板离层监测
顶板离层仪深部基点与浅部基点位置分别为顶板8.0m及2.3m，每30m打设一组测站。现场监测可以得出，巷道深部与浅部离层均比较小，深部最大为4mm，浅部最大为7mm，能够满足现场施工要求。
5 结论
①霍尔辛赫煤矿大采高开切眼，跨度大，煤体比较破碎，极易发生巷道变形破坏，支护难度大，依据强力一次支护理论，巷道支护应具有足够的强度和刚度。②根据霍尔辛赫3207开切眼现场工程特点，高预应力强力锚杆锚索组合支护系统通过采用强力锚杆和锚索，增加了支护系统的强度和刚度，从而有效控制了巷道变形。③在霍尔辛赫煤业3207开切眼进行了巷道表面位移及顶板离层监测，说明支护系统成果解决了厚煤层大采高开切眼支护难题。
参考文献：
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[3]林健，赵英利，吴拥政，等.松软破碎小煤体小煤柱护巷高预紧力强力锚杆锚索支护研究与应用[J].煤矿开采，2007，12（3）：47-50.
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[5]吴建星.锚杆托板的力学性能研究[D].北京：煤炭科学研究总院硕士学位论文，2009.
1岩体注浆加固作用机理
岩体注浆主要是指借助液压、气压等方法把某些特定能凝固的浆液注入到煤岩体的孔裂隙中, 这样可以使煤岩体形成强度更高、稳定性更高、抗渗性更好的新结构体, 从而达到使煤岩体具有较高强度或者较低渗透性的目的[6]。当浆液在泵压的作用下被注入到破碎的煤岩体中、渗透到规格不一的孔裂隙中后, 浆液凝固会与周围岩体固结在一起。实践表明: 对于破碎顶板软煤层大采高工作面而言, 采用注浆加固技术是工作面围岩控制的有效手段, 特别是防片帮效果显著[7,8,9]。
2破碎顶板注浆设计方案
为减少霍尔辛赫煤矿3207工作面片帮冒顶对实际日常生产造成的影响, 根据现场开采情况, 利用注浆加固技术进行处理, 提出综合分步实施的围岩强化控制技术方案。
( 1) 注浆孔布置。结合3207工作面的具体情况, 孔距按1. 5 m设计, 孔径42 mm。采用“三花” 或“平行”方式布置, 下排布置浅孔 ( 孔深6 m) , 上排布置深孔 ( 孔深12 m) 。工作面顶部片帮区域注浆钻孔具体布置如图1所示。
( 2) 注浆材料选择。根据注浆孔的深浅不同, 注浆材料选择也有所不同。经现场实验研究: 1浅孔注浆主要采用A、B混合料并添加速凝剂的马丽散注浆材料, 其中水灰比控制在0. 8 ~ 1. 0, 速凝剂掺量为3% ; 2深孔注浆主要选用A、B混合料并添加高渗透性外加剂1号, 水灰比控制在0. 8左右。
( 3) 注浆设备选择。在3207大采高工作面现场注浆过程中, 选用2ZBQ-10 /12型气动双液注浆泵进行注浆作业, 注浆系统设备及工艺如图2所示。
( 4) 封孔。现场采用分段封孔方法, 封孔使用水泥加速凝剂。其中浅孔在1. 0 m处进行封孔, 封孔长度0. 5 m, 而深孔在4 ~ 6 m处进行封孔, 封孔长度1. 0 m, 并最终在孔口处进行封孔, 封孔长度控制在0. 2 m。
( 5) 注浆压力和注浆量。1浅孔注浆压力控制在2. 0 ~ 3. 0 MPa, 浆液扩散半径控制在约2. 0 m, 注浆量为1. 0 t/m浆液; 2深孔注浆压力控制在5 MPa以内, 加固范围控制在顶板8 ~ 12 m, 浆液扩散半径控制在约2. 0 m, 注浆量控制为1. 0 t/m浆液。
3注浆加固施工工艺
现场注浆施工时, 采用先浅孔后深孔的作业顺序。注浆施工方案为: 用煤电钻打孔, 用长2. 5 m的封孔器封孔, 借助双液注浆泵的高压力将马丽散材料充分注入煤层内, 从而达到加固破碎煤岩体的目的。注浆加固施工的一般工艺流程为: 钻孔打眼→ 安装注浆管→连接高压管、注射枪和注浆泵等→将吸管分别插入催化剂和树脂桶→开启注浆泵→冲洗机具→停泵→拆卸注射枪。
4 3207工作面破碎顶板注浆效果分析
霍尔辛赫煤矿3207工作面受地质构造影响, 工作面顶板破碎、片帮现象严重。化学注浆加固材料为无颗粒纯液态浆材, 渗透能力强。在注浆方案实施后, 3207工作面顶板破碎区整体性得到了显著提高, 不发生片帮。注浆加固后, 材料渗入破碎体裂隙, 形成了完整的网状整体。
过破碎带期间, 对3207工作面破碎区域及加固次数进行了统计 ( 图3) 。
由图3统计结果可知: 在2013年3月10日—4月1日期间, 霍尔辛赫3207大采高工作面破碎区范围较大, 其中68#—117#架共50架约75 m范围内发生的片帮次数均达到了10次以上, 其频率最高区域达到21次。
在采用该注浆加固作用 ( 2次以上) 以后, 3207工作面98#—115#架共18架27 m范围推进方向累计约20 m。当3207工作面通过断层带后, 2013年4月2—30日工作面破碎区范围及频次明显降低, 90#—116#架共27架约40 m范围内发生片帮约10次; 109#—117#架约17 m范围注浆加固5 ~ 10次, 推进方向累计20 ~ 40 m。
由此可知, 3207工作面顶板加固后的破碎煤体完整性得到显著的提高, 在外载作用下具有更强的整体变形能力, 不易发生碎裂。说明该注浆加固技术在3207工作面应用效果良好。
5结论
针对霍尔辛赫煤矿松软煤层3207大采高工作面破碎顶板进行了注浆加固技术方案设计, 确定了合理的注浆参数, 并优化了注浆施工工艺。3207大采高工作面顶板破碎带经注浆加固后, 破碎煤体的完整性得到显著的提高, 具有更强的变形能力且不易发生碎裂等; 工作面片帮次数明显得到控制, 保障了3207大采高工作面的顺利安全回采。
参考文献
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[8]王家臣, 杨印朝, 孔德中, 等.含夹矸厚煤层大采高仰采煤壁破坏机理与注浆加固技术[J].采矿与安全工程学报, 2014, 31 (6) :831-837.
总结国内关于综放工作面矿压规律的研究, 都集中在来压步距, 支架工作阻力、超前支承压力、覆岩移动规律方面, 研究手段和理论都已基本成熟, 但是由于煤矿的特殊性, 地质条件和开采技术条件不同, 矿压规律也不同。因此, 本文采用理论分析、数值计算及现场实测研究某矿8103工作面矿压显现规律。
1 工程概况
8103工作面为某矿首采工作面, 主采5#煤层厚度7.28~10.23m, 平均厚度9m。工作面标高平均1270m, 地面标高1670m。工作面长度220m, 推进长度1500m。煤层伪顶为厚度0.6~5m的灰黑色泥岩, 直接顶为平均厚度7.5m的白色细砂岩, 老顶为平均厚度20.56m的灰白色细砂岩, 老底为平均厚度10.62m的灰白色中粒砂岩互层。采用单一走向长壁后退式综合机械化放顶煤开采方法, 工作面割煤高度4m, 放煤高度5m, 采放比为1:1.25.采煤机采用EickhoffSL~500型, 前刮板运输机采用PF6/1142, 前刮板运输机采用PF6/1342, 支架选用ZF13000/30/45型低位放顶煤支架支护顶板, 采用一刀一放多轮间隔顺序放煤的正规循环进行作业, 循环进度和放煤步距均为0.8m。
8103工作面开采过程中, 覆岩破断、运动与裂隙演化规律不清楚, 工作面超前支护范围不明确, 因此需要对8103综放面矿压规律进行研究。
2 综放面来压步距理论计算
8103工作面为首采面, 四周皆为固支煤壁, 随着工作面推进, 直接顶发生初次垮落, 老顶强度大, 呈悬露状态。为了分析采动影响下工作面覆岩运动规律及计算老顶的来压步距, 此时可将老顶视为一悬露的“板”模型。老顶处于极限悬露状态时, 作用于板的四边弯矩为负值, 最大主弯矩Mmax1在长边中部, 而在采空区板的中心弯矩为正, 其最大主弯矩为。依据薄板理论得:
式中:μ—泊松比;λ0—采空区几何形状系数, λ0=a0/b;q—岩层随动载荷;, kPa;a0—工作面推进距离, m;b—工作面长度, m。
将M=h2RT (h为老顶岩层厚度, RT为老顶岩层抗拉强度度) 代入上式, 求得四周固支条件下老顶初次断裂步距为:
2.1 老顶初次来压步距
根据8103工作面煤层综合柱状图和各岩层的力学参数, 结合老顶随动岩层载荷的计算公式[1]可求得随动岩层载荷q为0.54MPa。通过老顶的抗拉强度RT=1.2MPa、泊松比μ=0.2、第一层老顶厚度h=20.56m、可求得顶板步距准数37.3。
2.2 老顶周期来压步距
老顶的周期来压步距通常依据“悬臂梁”理论来求解, 依据材料力学悬臂梁公式, 周期来压步距可由式4计算得出:
将工作面参数带入到得到周期来压步距17.86m。
综上所述, 通过理论计算得:8103综放工作面开采过程中, 初次来压步距为46.0m, 周期来压步距为17.86m。
3 综放面矿压规律数值模拟
3.1 模型建立
为了形象直观的得到综放面不同推进距离下上覆岩层移动规律, 以某矿8103面地质开采条件为原型, 采用离散元UDEC2D模拟软件模拟大采高综放面不同推进距离顶板垮落情况布规律。为计算方便, 采用平面应变模型, 模型长200 m, 高200 m。模型上部施加10 MPa上覆岩层重力, 模型底部及左右均为固定边界, 计算模型如图2所示, 力学参数如表1所示。
3.2 模拟结果
不同推进距离下顶板垮落情况如图2、图3所示。
从图2、图3可以看出:当工作面推进20m时, 直接顶初次垮落, 范围较小;当工作面推进30m时, 直接顶大范围垮落;当工作面推进到45m时, 老顶初次垮落, 认为老顶的初次来压步距为45m;当工作面推进到60m时, 老顶第一次周期来压出现, 认为老顶的周期来压步距为15m。
4 现场实测
为了掌握8103综放面开采的矿压显现规律, 对8103首采面矿压进行观测, 通过对实测数据的统计规律分析结合矿压理论, 对工作面支架等支护设备选型及其利用作出科学合理的评价, 并为本工作面后续工作面开采顶板管理提供可靠的技术支撑。
8103工作面采用KJ513矿山压力检测系统, 对工作面液压支架的支护阻力实时在线监测。整个监测系统实现了井下到井上集中控制与管理。工作面矿压监测区布置见图4所示。
下部第8站监测结果如图5所示。
从图5可以看出:
初次来压步距为46.5m, 周期来压步距为10.7~15.2m不等, 平均13.0m, 来压影响范围1.8-3.0m。非来压期间, 支架平均工作阻力为6975kN, 平均支护强度为21.69MPa, 占额定支护强度的53.7%。来压期间, 支架阻力平均10459kN, 支护强度32.53MPa, 占额定支护强度的80.5%, 动载系数1.41~1.60, 来压明显。每天的最大工作阻力平均9225kN, 是额定工作阻力的71.0%。
同时, 为进一步了解煤壁前方支承压力分布, 随工作面推进, 在运输巷超前工作面60m内安设10台钻孔应力计, 监测不同推进距离下煤壁前方60m的支承压力分布情况, 为工作面超前支护范围与强度奠定基础。具体布置示意图如6所示。
从图6可以看出:
(1) 工作面自开切眼开始推进到40m过程中, 煤壁前方支承压力峰值集中系数逐渐增大, 集中系数由1.5增加到2.45, 峰值点位置逐渐向煤壁深处转移, 与煤壁距离由5m增加到15m左右。超前支承压力范围由20m增加到40m。
(2) 当工作面由40m推进到60过程中, 支承压力峰值点应力集中系数基本保持不变, 维持在2.35~2.45之间, 峰值点与煤壁的距离变化也不大, 维持在13~15m。超前支承压力范围保持在40m。
5 结论
以某矿8103综放面地质和开采条件为背景, 采用理论分析、数值模拟以及现场实测的方法研究了某矿8103综放面的矿压显现规律, 得出如下结论:
(1) 将顶板视为一悬露的“板”, 建立力学模型, 计算得出8103工作面的初次来压步距为46m, 周期来压步距为16m左右。运用UDEC软件模拟得到老顶的初次来压步距为45m, 周期来压步距为15m。
(2) 采用KJ513矿山压力检测系统对液压支架的支护强度及工作性能进行了监测, 得出支架的工作阻力10405kN, 占额定支护阻力的80.5%, 动载系数1.41~1.60, 来压明显。非来压期间, 支架平均工作阻力为6975kN, 占额定支护阻力的53.7%。
(3) 采用钻孔应力计对工作面前方支承压力分布规律进行了研究, 得出正常开采阶段超前支承压力影响范围40m, 应力集中系数为1.85~2m, 峰值点距煤壁13~15m。
摘要：大采高综放面矿压规律是指导工作面安全高效高回收率生产的依据, 以某矿8103工作面地质和开采条件为背景, 采用理论分析、数值模拟、现场实测等研究手段对大采高综放面矿压显现规律进行了研究。研究成果得出:8103工作面初次来压步距为45m左右, 周期来压步距为1315m, 来压期间, 支架工作阻力为10400KN, 占额定工作阻力的70%, 动载系数为1.45左右;超前支承压力影响范围40m, 应力集中系数为1.852m, 峰值点距煤壁1315m。研究成果为8103工作面顺利回采奠定了基础。
关键词：大采高综放,矿压规律,数值模拟,现场实测
参考文献
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摇臂在滚筒式采煤机中承担着安装截割部传动系统、支撑采煤机截割滚筒和调节滚筒高度的任务。在采煤机工作过程中,作用在截割滚筒上的截割阻力和牵引阻力传递到摇臂上,使摇臂承受着强烈波动的动载荷。摇臂在这种动载荷作用下发生结构振动,如果激振力中的某个主要频率成分与摇臂的某个模态频率足够接近,就会在摇臂上激发剧烈的振动响应,影响采煤机正常工作,严重时可能导致摇臂断裂及其他零件的破坏。随着采高范围的加大,采煤机截割功率和摇臂的结构尺寸都日益增大,因此摇臂的振动问题就更加突出,对摇臂动力学特性的研究也就更为必要。本文应用UGS软件建立某新型大采高电牵引采煤机摇臂的三维实体模型,并应用ANSYS软件对其进行结构模态分析。
1 摇臂三维模型的建立及边界条件
根据摇臂的二维工程图建立的三维实体模型如图1所示。考虑到摇臂上的一些细小结构(如小孔、圆角等)对整体的模态特征影响很小,为了提高建模及后续计算的效率,在建模时把这些细小结构都予以忽略。
把图1所示的三维实体模型导入ANSYS环境中,定义材料属性和单元类型、划分有限元网格,得到摇臂的有限元模型如图2所示。
根据摇臂在采煤机上的设计安装条件对图2所示的摇臂有限元模型施加如下约束:约束左端6个铰接耳孔的所有平动自由度,保留其绕销轴的转动自由度;约束摇臂上部调高油缸铰接点处在摇臂摆动平面内的2个平动自由度。
在此基础上,定义分析类型为“模态分析”,设置计算和提取模态的阶数等参数,即可对摇臂模型进行模态分析。
2 分析结果及讨论
根据实际需要,计算并提取了摇臂的前16阶模态,表1列出了前16阶模态的固有频率,第1阶～6阶模态的振型如图3所示。
由图3中可以看出:摇臂第1阶模态的振型特征为整体沿侧向(沿Z轴方向)的弯曲振动,摇臂行星头部分的振动幅值较大;摇臂第2阶模态的振型特征为整体沿竖直方向(沿Y轴方向)的弯曲振动,同样,摇臂行星头部分的振动幅值较大;摇臂第3阶模态的振型特征为整体绕纵轴线(X方向)的扭转振动,在该阶模态中,摇臂行星头处的振动幅值依然属于最大;摇臂第4阶模态的振型特征为整体绕竖直轴线(Y轴)的扭转振动,最大振幅仍然发生在摇臂行星头端部;第5阶模态的振型特征为摇臂整体沿Y轴方向的弯曲振动,最大振幅发生在摇臂根部靠近电机的部位;第6阶模态的振型特征为摇臂整体沿Z轴方向的弯曲振动,最大振幅在摇臂行星头端部。
由以上分析结果可见,摇臂的前16阶模态频率均在680 Hz以下,频率较低,这是由于设计摇臂时为了保证其具有足够的强度和刚度,一般都设计得比较笨重,摇臂的质量偏大。偏于笨重的摇臂有利于对振动的抑制,可避免摇臂振动的幅值过大。
3 结论
由上述分析可得到如下结论:该摇臂的各阶模态频率偏低,表明摇臂质量较重,有利于对摇臂的振动进行抑制;第5阶模态振型的最大振幅发生位置正好是摇臂断裂的多发位置,在摇臂设计中应对此模态给予足够的重视;除第5阶外,其余各阶模态对摇臂整体的强度和可靠性影响不大。
参考文献
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1 大采高支架失稳类型
1.1 支架下滑模型
工作面沿走向推进, 在倾斜方向上, 由于支架自身重力和顶梁后的顶煤或者矸石的作用力, 支架有沿倾斜方向下滑的趋势。支架处于临界下滑状态的平衡方程为:
其中:G为支架重力;T为顶煤或顶板对支架的作用力;为煤层倾角;f1为底板对支架的摩擦系数;f2为顶板对支架的摩擦系数;P为支架的支撑阻力;S为顶梁的承载面积。
由公式 (1) 可知, 当支架处于非工作状态时, 支架的支撑阻力P为0, f1 (G+T) cos= (G+T) sin, 即f1=tan, 表明在非工作状态下, 支架的稳定性取决于底板岩石物理力学参数, 由于底板的摩擦系数一般最大为0.3, 则支架临界稳定倾角最大为17°, 根据《煤矿安全规程》中规定:工作面倾角在15°以上时, 必须有可靠的防滑装置。根据力学模型尤其针对大采高支架, 在底板摩擦系数降低倾角在10°-15°或者的时候, 必须设立侧面防滑千斤顶, 确保支架适应更复杂变化的地质条件。
1.2 支架倾倒模型
M为支架不平衡力矩;Ht为支架重心高度;为煤层倾角;G为支架重力;H为采高;B为支架宽度, 一般为1.5m;T1为底板对底座的支撑力;T2为顶板与顶梁间的作用力;T3为邻架对顶梁的作用力;f2为支架顶梁与顶板间的摩擦系数;K为有效支撑系数, 随着增大有加大趋势。
当支架处于临界倾倒状态时, 由公式 (2) 可知, 临界状态时底板对底座的支撑力T1为0且邻架对顶梁的作用力T3可以忽略不计, KT3H≈0, 即必须满足。条件简化为, 从力学模型可以看出, 在特定的煤矿地质条件下, 在生产过程中可以采用一定的措施等效降低煤层倾角和顶板岩层的摩擦系数, 同时可以优化支架的结构参数, 实现支架的最优稳定性。
2 大采高液压支架稳定性的影响因素
力学模型中对支架有影响的因素归结为:采高、倾角、底板摩擦系数、支架结构参数、回采布置及工人操作经验。
(1) 工作面倾角。根据下滑模型中保证支架稳定需满足f1≥tan。在倾角较大的工作面 (特别是大于15°) , 支架的下滑趋势加大, 下滑过程也导致支架倾倒的概率。
(2) 采高的变化。工作面随着采高的增加, 煤壁片帮深度加大, 致使端面冒漏, 支架间的相对活动范围变大, 导致重心升高加剧了支架的不稳定性。
(3) 支架结构及性能参数。主要指支架的整体架型结构、高度、宽度、重量及重心位置。采高加大后, 支架的支撑高度增加, 重量加大, 重心升高, 而支架宽度变化不大, 使支架稳定性变差。
(4) 支架受力状态。支架受力状态与设计工作阻力和顶板活动有密切关系。在支架的工作阻力较小时, 顶底板摩擦阻力降低会导致支架下滑, 甚至倾倒。在工作面倾斜方向上, 基本顶会形成“反砌体梁”结构作用于支架上, 加大了沿倾斜方向上的下滑分力, 增加了支架失稳的概率。如果顶板活动剧烈, 导致个别支架支撑高度过低作用力小, 导致相邻支架咬架, 也加剧了支架失稳。
(5) 工作面地质条件。工作面地质条件决定了岩石力学参数, 我们可以采取适当措施优化采煤方法, 尤其是对于松软煤层或者顶底板有淋水时, 顶板摩擦系数降低, 加剧对支架倾倒的影响。
3 防止液压支架倒架及提高稳定性的措施
(1) 工作面支架采用带压移架。支架带压移架会加大顶底板的摩擦力, 降低了支架沿工作面下滑的可能性。
(2) 提高支架初撑力和工作阻力。加大初撑力和工作阻力, 可使顶板与支架良好接触, 加大支架失稳阻力, 避免咬架, 有效地提高支架工作状态的稳定性。
(3) 提高工作面支护系统稳定性。大采高工作面支护系统的稳定性除需保证单个支架在工作过程中的稳定外, 还应增强相临支架的调架能力, 设置排头排尾支架组, 使工作面支护系统有相对稳定的整体性和可靠的依托。当工作面倾角较大时, 中部支架也要增设防倒千斤顶, 当工作面倾角大于10°尤其是超过15°, 在每10架液压支架范围内增设一个斜拉防倒千斤顶。
(4) 改善支架的结构性能。支架采用四连杆机构加大抗扭能力, 在生产中要采用更优化的生产工艺, 减小精细部件的误差。对于支架宽度, 可以选用1.75m的宽支架, 甚至可以研发更宽的支架。在保证整体结构稳定的同时, 要提高支架的阻力, 可以采用直径较大支柱, 得到更高的阻力。对于支架尤其掩护梁支架可以加大顶梁或者掩护梁的面积, 增加受力范围, 提高支架稳定性。
(5) 回采工艺。工作面的布置可以采用伪倾斜布置, 降低“有效”角度, 使其小于15°, 满足煤矿作业规程要求。对于工作面下部可以采用圆弧面代替倾斜面, 从根本上改善了支架受力状态, 使工作面支架与端头支架加大接触面积, 能有效降低端头支架的侧向作用力, 在保证端头支架的稳定性也减小了工作面支架失稳的概率。
4 总结
(1) 就大采高失稳类型, 提出了大采高支架失稳的力学模型, 揭示了影响支架稳定性的因素, 说明了各个因素间的关系。
(2) 在大采高开采过程中, 要掌握失稳的影响因素, 主体原则为“预防为主, 治理辅助”, 采取有效措施防倒防滑, 提高装备的整体性能, 还要加强管理, 提高整个工作面的效率, 加快煤矿工作面的推进, 向着建设高产高效矿井更进一步。
摘要：本文针对大采高开采过程中的支架稳定性, 提出了支架稳定性的下滑和倾倒两种力学模型, 并分析了不同力学模型的影响因素及相应的解决方法和措施。
关键词：大采高,液压支架,稳定性,力学模型,影响因素
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
