1.5m中心距8000kN两柱掩护式液压支架设计与应用.pdf

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第 1 9卷 第1期 总第 1 1 6期 2 0 1 4年 2月 煤矿 开采 C 0AL MI NI NG T E CHNO L OGY V o 1 . 1 9 N o . 1 S e r i e s N o . 1 1 6 F e b r u a r y 2 0 1 4 1 . 5 m 中心距 8 0 0 0 k N两柱掩护式液压支架设计 与应用 佟友 天地科技股份有限公司 开采设计事业部 ,北京 1 0 0 0 1 3 [ 摘要] 为解决 1 . 5 m 中心距两柱掩护式支架工作阻力不能超过 6 8 0 0 k N的技术瓶颈,采用支 架结构优化和新型立柱相结合的技术方案,将支架工作阻力提高到 8 0 0 0 k N,提高 了支架支护强度。 在实际应用中解决花图沟美 日煤矿6 - 1 煤层在前期开采 中出现支护强度不足,支架压死损坏情况, 保证了原有刮板输送机和采煤机的继续使用,节省了投资,对具有类似条件矿井有一定参考作用。 [ 关键词] 1 . 5 m中心距;8 0 0 0 k N ;液压支架;工作阻力;选型设计 [ 中图分类号]T D 3 5 5 . 4 1 [ 文献标识码]B [ 文章编号]1 0 0 6 6 2 2 5 2 0 1 4 O 1 - 0 0 3 7 0 2 De s i g n a n d Ap p l i c a t i o n o f 8 0 0 0 k N T wo - p r o p S h i e l d P o w e r e d S u p p o r t wi t h 1 . 5 m Ce n t e r Di s t a n c e 1 项 目概况 3 液压支架选型设计 花图沟美 日煤矿井 田内主要可采煤层 3层 ,分 别为6 - 1 h 6 - 1 ,6 - 2号煤层。目前开采 6 1 煤 层 ,此煤层 1 6 1 2采区 2 0 1 2年底开采完毕 ,工作 面 配套设备为 Z Y 6 0 0 0 / 1 1 . 5 / 2 6 9 2架 支撑掩护 式支架、Z Z 8 0 0 0 / 1 4 / 2 6 中部布置 4 4架 掩护式 液 压支 架 、MG 4 0 0 / 9 3 0一WD 型 电牵 引 采煤 机 及 S G Z 7 6 4 / 8 0 0型刮 板输送 机。 目前 除使 用 的 4 4架 Z Z 8 0 0 0 / 1 4 / 2 6型支架底 座没有变形损 坏外 ,其他 在用的 9 2架 Z Y 6 0 0 0 / 1 1 . 5 / 2 6型支架底座均出现不 同程度地变形 、开焊及断裂 。研究表明 ,主要原因 在于液压支架支护强度不够 。为此 ,矿方要求对工 作面液压支架重新选型设计,要求在满足原有设备 的基础上,增加支架的支护强度,确保工作面安 全 、高效 生产 。 2 矿井地质条件 花图沟井 田位于内蒙古 自治区鄂尔多斯市准格 尔旗境内,行政区划属准格尔旗羊市塔镇管辖 ,矿 井年产量 2 . 0 M t/ a 。地表多被第三系半胶结的砂质 泥岩及第四系黄土、风积砂土覆盖。井田内地形复 杂,剥蚀切割强烈 ,树枝状沟谷 、冲沟发育 ,为典 型的高原丘 陵剥蚀 区地貌。 目前开采 煤层 6 1 , 为井 田内主要可采煤层 ,煤层厚度 1 . 2 5 2 . 6 9 m, 平均厚 2 . 2 1 i n 。厚度变异系数 1 6 . 8 % ,全 区可采。 顶板为深灰色泥质粉砂岩、泥岩;底板以深灰色泥 岩为 主。煤层埋深 5 6 . 7~1 7 5 . 7 m,平均 1 1 8 . 1 i n , 属于浅埋深煤层 。 花图沟美 日煤矿支架损坏 的主要原因在于初撑 力不足 、支护强度不够 ,要解决上述问题有 2种方 法一是将支架中心距增大到 1 . 7 5 m;二是支架中 心距 保 持 1 . 5 m 不 变 ,但 立 柱 缸 径 需 增 大 到 b 3 4 0 m m规格。前者 由于中心距 的变化 ,现有机组 和刮板运输机 等设 备满足不 了配套 要求 ,无法使 用 ,大大增加了投资。为了节省资金 ,提高设备的 利用率,在满足地质条件要求的前提下,尽可能选 用 1 . 5 m中心距液压支架 ,但需要加大支护立柱规 格 ,以提高支护强度。 3 . 1 支架主要参数的确定 3 . 1 . 1 支护强度的确定 计算支架支护强度 ,一般采用下面 2种方法计 算 ,取其 中的最大值 。 1 按岩石容量法公式计算 寺 。 ㈩ 式中,P为支护强度,k N / m ;h为采高,m; y为 顶板岩石容重,k N / m ; K 为岩体碎胀系数;n为 安全系数 。 2 根据现场实测数据的回归公式计算 P 7 2 . 3 h4 . 5 p7 8 . 9 B 一1 2 . 2 4 N一6 2 . 1 2 式中, 为基本顶周期来 压步距 ,m;B 为控顶 距 ,m;N为充填系数 ,直接顶与采高的厚度 比。 煤层原始参数见表 l 。 将表 1中的参数分别代入式 1 、 2 ,得 按 岩 石 容 量 法 公 式 计 算 支 架 支 护 强 度 P [ 收稿日期]2 0 1 3 - 0 8 2 9 [ D O I ]1 0 . 1 3 5 3 2 / j . e n k i . c n l 1 3 6 7 7 / t d . 2 0 1 4 . 0 1 . 0 1 0 [ 作者简介】佟友 1 9 7 7 - ,男,河北秦皇岛人 ,工程师,从事液压支架研究工作。 [ 引用格式]佟友. 1 _ 5 m中心距8 0 0 0 k N两柱掩护式液压支架设计与应用 [ J ]. 煤矿开采,2 0 1 4 ,1 9 1 3 7 3 8 , 4 8 . 3 7 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m 总第 1 1 6期 煤 矿 开 采 2 0 1 4年第 1期 表 1 6 - 1 上 煤层原始参数 h 1 , 2 . 4 2 5 8 0 4 . 6 0 7 5 0 k N / m ,根据现 场实测 数据 的 回归公式 计算 , 支架支护强度 P 8 3 4 k N / m 。 通过以上采用理论计算法 、现场实测回归公式 等进行论证 ,比较分析计算结果可知,支架支护强 度取 0 . 8 4 MP a 左 右能够满足工作面要求 ,但 是在 实际使用中此支护强度的支架柱窝出现开裂 、底座 主筋母材有局部断裂现象,且在使用中工作面中部 经常出现压死架现象 ,另外偏帮现象也 比较严 重, 实际证明按照传统支护强度的计算方法在美 日煤矿 并不适用,应该充分考虑浅埋深煤层矿山压力显现 的复杂情况。在上一采区中部损坏的4 4架支架由 Z Z 8 0 0 0 / 1 4 / 2 6型支架替代使用,在应用中没有出 现问题 ,证 明美 日煤矿 6 - 1 煤层 1 6 1 5采区额定支 护强度定为 0 . 9 0 MP a左右 比较合适 。 3 . 1 . 2 支架额 定工 作 阻力确 定 工作阻力可按公式 Q C P B S c / K 进行 计算 。式 中,Q为 液压 支架 额定 工 作 阻力 ,k N / 架 ;C为备用系数 ,一般取 1 . 1 ~1 . 2 ,取 1 . 1 ;B 为控 顶 距 ,取 4 . 6 m;S 为 支 架 中 心 距 ,1 . 5 m 1 . 7 5 m ;K c为支撑效率,二柱掩护式支架取 0. 8 8。 将各参数代入计算得Q 7 7 6 2 . 5 k N / 架 3 . 1 . 3 支架结构高度的确定 由于平均煤厚 2 . 2 1 I n ,易知 ,支架最大采高 以 2 . 4 m为宜 ,考虑到顶板下沉量 、过机空间等要求 , 最大结构高度选用 2 . 6 m。根据立 柱行程及配套要 求 ,最低结构高度确定为 1 . 3 m。 综上所述 ,考虑到与 原有设备 的配套性 采 煤机,刮板输送机,支架搬运车等 ,应该选用 1 . 5 m中心距 的液压支架 ,但 由于 1 . 5 m 中心距 液 压支架受立柱缸径的限制,最大工作阻力仅达到 6 8 0 0 k N,工作阻力 提高幅度不 大 ,难 以满足实 际 生产的需要 ,为此天地科技股份有限公司研发了新 型 b 3 4 0 m m抗冲击双伸缩立柱 ,可把液压支架的工 作阻力提高到 8 0 0 0 k N,相 比于 6 8 0 0 k N工作阻力的 支架提高 1 8 % ,最终确定支架型号为 Z Y 8 0 0 0 / 1 3 / 2 6 。见图 1 。 3 . 2 支架主要技术参数 根据上述计算结果和工作面生产能力及配套设 备要求 ,确定液压支架主要技术参数如下 支架高度1 3 0 0 2 6 0 0 rn m;支架宽度1 4 4 0 1 6 1 0 ra m;支架 中心距1 . 5 m;初撑 力 P 3 8 图 1 Z Y 8 0 0 0 / 1 3 / 2 6型两柱掩护式液压支架 3 1 . 5 MP a 5 7 1 6 k N;工作 阻力 P4 4 . 0 8 MP a 8 0 0 0 k N;支护强度 1 . 01 . 1 2 MP a ;底座前 端对 底板 比压 2 . 7~ 4 . 1 MP a ;移架步距 8 0 0 m m;立 柱缸径为 3 4 0 mm的双伸缩立柱 ;操纵方式 邻架 控制。 3 . 3 d 3 4 0 mm立柱结构特点 目前国内立柱缸径排列为 , 3 0 0 m m, 3 2 0 m m, b 3 6 0 m m⋯,无 3 4 0 ram规格 , b 3 4 0 mm缸径 的立柱 属于新开发设计产品。 此立柱在设计 中采用 了大缸底结构 ,有效地减 少 了7 0 ram的固定段长度 ,增大了伸缩比,使支架 具 有 相 对 较 高 的 支 撑 效 率 ;由 于 外 缸 增 大 到 3 4 0 ra m,中缸壁厚能够加大 ,从而使一级、二级 及外缸 的缸径配比更加合理 ,受力均匀 ,增加 了立 柱 的可靠性 ,安全阀开启压力达到 4 4 . 1 MP a ,比同 类立柱开启 压力高出 1 0 % ;立柱 缸 口连接设计采 用 了矩形螺纹 ,螺纹在密封外侧 ,拆装容易 ,密封 可靠,并且螺纹外侧加装 0型密封,使螺纹不易 生锈,如图2 所示;立柱增加了旁路安全阀, 增强 立柱的过载保护 ,提高 了立柱的抗冲击能力。 a 传统立柱缸E l 处结构 b ≯ 3 4 0 mm新型立柱缸口处结构 图2 立柱缸口结构对比 4应用情况 经过重 新选 型 设 计 后 的支 架 和原 有 设 备 于 2 0 1 3年 3月初在花 图沟美 日煤矿 6 1 煤 层 1 6 1 5 采区开始 使用。煤 层平 均 厚 2 . 2 1 i n 2 . 4 m 占 8 0 % ,倾 角 2 ~ 3 。 ,工 作 面 长 2 0 0 m,配 套 MG 4 0 0 / 9 3 0 - WD型采煤机 、S G Z 7 6 4 / 8 0 0型刮板输 送机。截至 2 0 1 3年 8月底,工作面正常生产了 6 个月 , 1 6 1 5 采 区全 部采完 , 共 推进 了1 4 0 0 n q , 1 6 1 6采区已推进5 0 m,总共生产原煤 1 . 0 M t ,经受 下转4 8页 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m 总第 l 1 6期 煤矿 开采 2 0 1 4年第 1期 式 中, 和 i 为最大应 力和最小应 力 ,可通 过有限元分析 和曲轴受力分析结果求 得 ,分别 为 8 0 . 6 5 MP a和 5 9 MP a 。式 1 6 中的各 系数参 见文 献 [ 1 4 ]可得 ,见表 2 。 表 2 4 2 C r Mo A曲轴疲劳强度安全 系数计算 中的各种 系数 系数 数值 一 l/MP a / MPa /MP a 口 4 6 0 1 1 7 0 2 . 2 8 0 . 6 2 O . 3 3 根据计算,该曲轴的安全系数 n为 3 . 6 9 ,对 于乳化液泵曲轴这种载荷确定较精确 、材料性质较 均匀的轴类 ,许用安全系数 [ n ]可选为 1 . 5 ,因 此 n [ n ] ,满足大功率曲轴的设计要求。 4 结 论 1 通过对 曲轴 的动载荷和截面 内力进行 分 析 ,得到了曲轴各个截面应力 与曲拐转角 的变 化关系,得出了曲轴最危险工位及最危险截面,即 在 2 1 0 。 工作位置时,曲轴受到最大等效应力为 8 9 . 5 MP a ,产生在第 1截面,即第 1主轴颈与 曲臂 的连接平面内。 2 采用有 限元分析方法 ,对 曲轴在最危 险 工作位置时进行整体应力分析。有限元结果与曲轴 的动力学分析结果保持一致 ,即最大等效应力发生 在第 1 截面 ;并且根据有限元方法所得 的最大等效 应力约为 8 0 . 6 5 MP a ,与动力学分析结果相近 ,从 而验证了有限元方法的正确性。 3 计算所得 的曲轴疲劳强度安全 系数 n为 3 . 6 9 ,大于许用安全系数 [ t/, ] ,属于高安全性使 用情况 ,满足高压大流量 乳化液泵 曲轴 的设计要 求。 [ 参考文献] [ 1 ]李 然 .乳 化 液 泵 阀 座 拉 升 器 疲 劳 裂 纹 扩 展 有 限 元 分 析 [ J ].煤炭科学技术 ,2 0 1 3 , 4 1 5 1 0 4 1 0 7 . 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Z Y 6 8 0 0 / 0 8 / 1 5 . 5型强 力薄煤 层液压 支架 的 研制 [ J ].煤矿开采 ,2 0 1 3,1 8 4. [ 责任编辑 徐亚军 ] 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m
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