凉水井煤矿液压支架选型.pdf

第 1 5卷 第4期 总第9 5期 2 0 1 0年 8月 煤 矿 开 采 Co a l mi n i n g Te c h no l o g y V o 1 ． 1 5 N o ． 4 S e r i e s N o ． 9 5 Au g u s t 2 01 0 凉 水井 煤矿 液压支架 选型 马俊 陕西神小 森凉水井矿业有限责任公 司，陕西 神木 7 1 9 3 1 9 [ 摘要] 根据凉水井煤矿地质条件，通过对液压支架选型中几个重要参数支架高度、初撑 力和工作 阻力加 以分析 ，对该矿 综采工作面所需参数提 出了建议。 [ 关键词 ] 液压支架 ；选型；参数 [ 中图分类号]T D 3 5 5 ． 4 2 [ 文献标识码]B [ 文章编号]1 0 0 6 6 2 2 5 2 0 1 0 0 4 - 0 0 8 5 - 0 3 P o w e r e d S u p p o r t L e c t o t y p e f o r L i a n g s h u ij i n g C o l l i e r y 凉水井煤矿井 田东西宽 5～1 0 k in，南北长 4 ． 3 ～ 1 0 ． 8 k in。首采 区位 于井 田的东南部 ，首采工作 面4 2 1 0 1和第 2个工作面 4 2 1 0 2均布置在首采 区， 为相邻的两区段。据勘探和地质分析可知 煤层厚 度由东 向西 逐渐变薄 ，地层 倾角乎缓 ，倾角不足 1 。 ，无构造异常和岩浆活动。南部地形较低 ，高程 1 2 3 5 m左右 ，北部地 面标高 1 2 5 5 m 左右 ，相对高 差 2 0 m。该 区多年平均降水量为 4 3 5 ． 7 0 ra m ，并多 以暴雨形式集 中于 7～9月 ，砂地 降水入渗系数可 达 0 ． 3 0 ． 6 ，具有较好 降水 汇水条件 ，降水垂 向 渗透补给强度较大 ，最终形成风化岩裂隙水。瓦斯 分带属 C O ， 一 N ， ，无瓦斯危险，无地热危害。 1 液压支架选型参数确定 液压支架选型主要 的参数包括 支架高度 、初 撑力和合理的工作阻力 。 1 ． 1 液压支架高度 液压支架 的高度必须适应工作面推进方向上煤 层厚度的变化 。 H⋯ M⋯ S1 ，．、 H⋯M S2 0 式 中， ， i 为 支架 的最 大和 最小 高度 ，m； ， j 为煤层 的最 大和最小厚度 ，m； S 为在 最大采高时，支架高度留有 的富余量 ，一般取 0 ． 1 ～ 0 ． 3 m； S 为在最小采高时 ，顶板可能的下沉量 ， 一 般取 0 ． 3 0 ． 4 m； Ⅱ为立柱的卸载高度 ，一般取 5 0～ 1 00mm。 根据地质资料和实测可知 ，煤层 的厚度变化范 围是 2 ． 6 5～3 ． 6 5 m，经实测 ，采煤 高度为 2 ． 7 0～ 3 ． 2 0 m，则要求支架的高度范围为 2 ． 2～3 ． 5 m。 1 ． 2初撑 力 初撑力是液压支架的一个重要参数 ，我 国液压 支架 的初撑力一般为额定阻力 的 6 0 ％ 一8 0 ％，提 高支架的初撑力可 以减少直接顶的离层，增加顶板 稳定性 ，可以提高支架对巷道顶板 的支撑能力 ，减 少工作面顶板破碎度及煤壁片帮，可压实顶梁上和 底座下的浮矸 ，提高支撑系统的刚度 ，可以充分利 用支架额定支撑能力 ，减少顶底板 的相对移近量。 实测表明，随着初撑力与额定工作阻力 比值的 增加 ，实测支架平时工作阻力按指数 曲线增长 ，其 回归方程及曲线方程如下 B P ． A e T 2 式 中，P ． 为支架平均工作阻力 ，A，曰为常数 ，但 随地质技术条件而变化 ， 为系数。 设 尸 『1 为支架 的初 撑力 ，P 为支 架 的额定 阻 力 ，研究表 明，随着支 架 P 。 ／ P 比值 的增加 ，P 。 值也增加 ，但 当 P 。 ／ P 值达 到 6 0 ％ ～8 0 ％ 以后 ， P ． 曲线斜 率逐 渐减少 ，因此 ，为了使支架发挥较 高的支撑水平 ，又考虑到立柱安全阀开启压力会 出 现低于 额定 开 启 压力 1 0 ％ 的工 况 ，故 P 。 ／ P 取 7 0 ％ ～ 9 0 ％合适 ，对于凉水井煤矿地质条件而言 ， 工作面上方顶板属于中等稳定顶板 ，因此宜选 P 。 ／ 尸 H为 7 5 ％ ～8 5 ％合适 。 1 ． 3工作阻力 确定支架合理工作阻力 的方法采用 2种 实测 统计法和理论分析法 。为了选择合理的支架类型 ， 决定采用这 2 种方法对支架的阻力分析，综合取最 大者为支架阻力的参考值。 1 ． 3 ． 1 实测 统计 法 支架在工作面支设时工作面阻力随着时间 t 变 化 曲线 为支 架 运行 特 性 ，一般 呈 现 为初 撑增 阻 A p ，相对平衡和移架前增阻 △ P 这 3个 阶段 ，增 [ 收稿 日期]2 0 0 9 0 8 1 1 [ 作者简介]马俊 1 9 7 3 一 ，男 ， 陕西富平人，助理工程师，现就读工程硕士。 8 5 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m 总第 9 5期 煤 矿 开 采 2 0 1 0年第 4期 阻值 △ P△ P l △ P 2 。 支架的最大阻力 P P 。 △ P。 大量统计资料表明当支架初撑 力低 于支架- 围岩相对平衡阻力时，同一循环的支架时间加权平 均工作阻力 P 与相对平衡阶段的工作阻力相近。 学 ， P t 一 3 支架的时间加权平均工作阻力在每个循环是不 一 样的，据统计，其服从正态分布 ，故支架合理的 工作阻力可用下式表示 PP ， 4 式中， 为标准方差 ，k N；K为置信度系数 。 若以支架每个循环最大工作阻力的平均值 P 作为统计值 ，则 取 1～1 ． 3 ，则支架的合理工作 阻力为 PP 1～1 ． 3 5 当工作面周期来压时，应按周期来压间统计的 支架阻力来确定合理工作阻力。由邻近矿资料可知 周 期 来 压 期 间支 架 的最 大 工作 阻 力 平 均 值 为 7 4 5 2 ． 3 8 k N，标准方差 为 1 3 4 ． 2 6 k N，则最终 支 架的支护阻力为 P P 1 1 ． 3 S - 7 5 8 6 ． 6 4～ 7 6 2 6 ． 9 1 k N 1 ． 3 ． 2 理 论分析 法 确定合理的支护阻力 ，首先必须根据顶板结构 的稳定性研究支架与围岩的相互作用关系，以便确 定最危险状态下的顶板压力。 浅埋煤层采场周期来压 时，顶板主要有 “ 短 砌体梁”和 “ 台阶岩梁”2种结构形状 ，这 2种结 构都属于滑落失稳类型，支架主要承受结构失稳形 成的压力 ，最危 险状 态的载荷 可 以说是 “ 给定 ” 的，支架工作处于 “ 给定失稳 载荷 ”状态 ，必须 提供必要的支护力才能维持顶板结构稳定 ，即由支 架和顶板结构共同作用来平衡顶板 的滑落失稳力 ， 维持顶板结构的稳定性。虽然浅埋煤层工作面支架 处于 “ 给定失稳载荷”状态 ，但 控制顶板结构稳 定所需的支护阻力不是恒定值 ，而是随岩块的回转 运动而变化 ，此外关键块上的载荷层也不是上方岩 柱的静态重量 ，存在载荷传递效应。 首先 以 “ 短砌体梁”结构为例 ，说 明支护阻 力的确定方法。浅埋煤层工作面周期来压时顶板最 危险的状态如图 1 所示 。 工作面支架的支护 阻力 P 由直接顶岩柱重量 8 6 图 1 “ 短砌体 梁” 结构 的 “ 支架一 围岩” 关系 和基本顶滑落失稳所传递的压力 R 。 组成 P l k b ∑h y g R D 6 基本顶结构滑落失稳作用于支架的压力为 R Db R 7 其中 尺≥ P。 ㈣ 式中， 尺为短砌体梁滑落失稳的支护力， 将其代入 式 7 D ≥ 4 i 1一s i n 0 1 一3 s i n 0 12 c o s 0 1 4 2 i s i n 0 1 c o s 0 l 一2 P 。 9 周期来压期间基本顶关键块上载荷层的计算仍 然借鉴太沙基岩土压力计算原理，顶板载荷 P 。 的 构成如图2所示。 图2顶板载荷 基本顶关键块上的载荷层处于采场上覆岩层的 离层区，该区的载荷层处于非压实状态 ，表明浅埋 煤层工作面关键块上的载荷也不是载荷层的全部重 量，存在载荷传递效应 ，载荷传递 系数 ＆ 可以表 示为 K 。 K K ，其中 为载荷传递岩性因子，K 为载荷传递的时问因子。 由图2可知，基本 顶关键块 的载荷 P 。 由基本 顶关键层重量 P 。 和载荷层传递的重量 P 组成 。 P 1 P cP z 1 0 P 。h l y 1 1 P zK G h l l Z 1 2 式中，h为基 本顶关 键层 厚度 ；f 为关 键块 长度 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m 马 俊 凉水井煤矿液压支架选型 2 0 1 0年第 4期 周期来压步距或者初次来压步距 ； 为基岩体积 力 ；h 为载荷层厚度 ； 为载荷平均体积力 ；K 。 为载荷传递系数 。 由于载荷层厚度大 ，仍然按太沙基土压力计算 原理近似估算载荷传递系数 ，作用于基本顶岩块 的 载荷为 P z “y l ff 1 3 由于 K。 K r K ，联立式 1 2 和 1 3 可得 来压时载荷传递系数 1 4 此时可得周期来压时的载荷传递岩性因子为 K r 5 式中， 为载荷层 的内摩擦角 ； 人为载荷层侧应力 系数。由式 1 0 、 1 1 、 1 2 可得作用于关键 块的载荷为 P l h l TK G h I l T 1 1 6 由式 6 、 9 可得 ，控制顶板所需 的支护 阻力 为 6 Z h ,g 1 7 按与 “ 短砌体梁” 结构支护阻力计算相 同的 方法 ，可以求得 “ 台阶岩梁 ”结构 条件下控制 顶 板所需的支护阻力为 6 Z h ,g 6 P l 1 8 考虑支架支护效率 ，工作面支架工作阻力为 Pc 一 Pm 1 9 ／ x 其 中， 为支架的支护效率 。 根据工作面的相关资料可知 工作面周期来压 步距为 l 2 ． 71 7 ． 2 m，平均为 1 5 ． 5 m；初次来压步 距约为 5 0 ． 7 5 m。基本顶关键层厚度为 h1 4 m，基 岩体积 力 2 4 k N ／ m ，荷 载层平 均厚 度 为 h 3 ． 5 m，荷载层平均体积力 y 1 8 k N ／ m ，直接顶 厚度 为 0 ． 5 m，采高 2 ． 6 5～3 ． 6 5 m，平均 为 3 ． 1 i n ， 载荷层厚度为 8 0 m，支护效率 0 ． 9，控顶距 为 6 m 。 1 ． 3 ． 3确 定控 制 顶板 所 需要 的 支架 阻力 I 按 “ 短砌体梁”结构进行计算 当 f 1 2 ． 7 m时 ， 岩体回转角 0 】a r c s i n_l b 1 1 6 。 1 岩块块度 h i 1 ． 1 02 当 1 7 ． 2 m时， 岩体回转角 0 2a r c s i n t b l 1 1 ． 7 4 。 2 岩块块度 _ _h 0 ．8 3 根据凉水井煤矿载荷层条件，取得 K c 0 ． 2 5 ， 将相关参数代入计算公式可得控制顶板在周期来压 期间所需要的支架工作阻力 当 f 1 1 2 ． 7 m时，P c 34 9 8 2 ． 6 4 k N 当 f 2 1 7 ． 2 m时，P G 32 3 7 5 ． 3 4 k N 2 按 “ 台阶岩梁”进行计算 一 般条件下 ，浅埋煤层顶板结构 中，0 为 8 ～ 1 2 。 ， 0 为 4～6 。 ； 为 1 2 。 时 ，将参数代人 “ 台 阶岩梁”计算支架阻力公式可得 当 f 1 2 ． 7 m时，P G 36 7 8 1 ． 6 5 k N 当 1 2 1 7 ． 2 m时，P G 38 1 1 1 ． 2 8 k N 综合这 3种方法来说 ，支架的支护阻力 P ≥ 81 1 1 ． 2 8k N 2工作 面支 架选 型建议 根据对工作面支架高度 、初撑力和工作阻力的 分析 ，建议采用支架的参数如表 1 所示。 表 1 工作面支架参数 支架最大高度／ m 初撑力／ k N 工作阻力／ k N 3 建议 和措 施 1 支架立柱初撑力达到额定 工作 阻力 8 0 ％ 的支架应 占总数的 6 0 ％ 以上。 2 无顶梁 台阶控制在 2 0 0 mm 内，顶梁接顶 要好 ，端面距控 制在 1 0 0 0 m m 内，梁端距 控制在 6 0 0 m m 内；支架顶梁仰俯角控制在 9 。 内；片帮冒 顶地段加强管理。 3 推进应保持合理速 度 ，不要太慢 ，推进 速度 应 38 m ／ d 。 4 压力表数据采集 3次／ d ，生产班 应在升 柱之后读取压力表数据 ，检修班读数时间应固定下 来 ；支架立柱活柱伸缩量观测 ，应在升柱 2 h后进 行读数。 5 对于 坚硬难 垮落 顶 板 ， 可采用 放炮 或高 下转 6 7页 8 7 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m 张普 田开滦矿 区深部矿 井软岩巷道 支护技术研究 2 0 1 0年第 4期 图 3 人 工 挖 掘 泄 压 槽 模 拟 效 果 爆破产生的爆炸能量 ，在介质 中传递应力波不仅使 岩石的 自由面产生片落 ，而且通过岩体原生裂隙激 发出新 的裂隙 ，或者促使原生裂隙进一步扩大 ，在 应力波传播过程 中，岩体破碎的特点是 原生裂隙 的触发 、裂隙生长 、裂隙贯通 、岩体破裂或破碎 ； 高速率的载荷容易产生较多裂隙 ，但却限制 了裂隙 的贯通 ，只产生短裂隙。见图 4 。 1 一 注浆 锚 什 ；2 一 加 崮 锚 杆 ；3 一 炮 震 或 升槽 泄 ；4 一 喷 图4模拟震动炮震 动激 隙效果 激发围岩裂隙的方式有多种 ，采用深挖底角基 础 ，在底角基础 掘挖泄压槽或 采用放炮震 动的方 法 ，这种方式施工是通过对围岩受力分析反复实践 和工程类 比而获得 的。在开挖巷道时 ，深挖底角 ， 在底角基础坑内放炮震动激隙，并对底角喷施混凝 土予以置换 。震动由底角向巷道围岩传递 ，能起到 较好的激隙效果 。深挖底角之所以是泄压和激隙的 较好方式 ，是因为底角位于巷道的交叉点 ，应力集 中，将此处挖空后有利于围岩应力的重新分布，在 应力重新分布 的过程 中，围岩裂 隙 自然扩大。此 外 ，选择在底角放炮 ，还可以防止巷道顶部直接受 震动造成的垮塌事故 。 3 ． 2 ． 5稳压 胶 结技 术 稳压胶结 ，就是 以科学遴选注浆及注浆压力参 数和稳定注浆压力为手段 ， 使浆液在岩体内的裂 隙 中扩散 、压密、凝结 ，将所及范围的松散破碎围岩 胶结成整体 ，并在巷道围岩体内留存带压浆液 ，形 成浆液胶结加固拱。 3 ． 2 ． 6实时监控 、适 时补 强技 术 就是以主动性支护理念为指导 ，以全程监测监 控为手段 ，不断对岩煤体进行适 时补强 ，从而实现 缓释叠加应力和不 断改善 、提 高巷道 围岩 自身强 度 ，使巷道支护能在较长时间保持稳定的举措 。 4 实 施效 果 开滦矿区于 2 0 0 7年 1月采用 “ 预空置换激 隙 泄压构建 均质 同性 的支护技术 ”后 至今 ，历 时 3 年 2个月 ，通过对现场实际观测结果的分析 ，实施 预空置换 、激隙泄压主动支护技术 ，得到了成功应 用 ，取得了良好 的效果 ，在钱家营、唐山矿 、林南 仓 、东欢坨 和 吕家坨 等 矿 上试 验 应用 修 复巷 道 1 0 3 8 0 m。通过监测监控 的结果 ，巷道 的稳定率达 9 8 ％ ，巷道的移变量稳定在 1 ％ ～3 ％。同比密集 U型钢可缩性支 架支护 ，每米巷道节约成本 5 6 0 0 元 ，同比新掘巷道施工速度提高 1 ． 3 倍 ，节约总费 用 7 2 8 2余万元 ；节约钢材 约 1 0 0 0 0吨。有效地保 证 了煤矿的安全生产 ，充分节约了人力资源 ，节约 了大量的钢材 ，实现了资源的综合利用。 [ 责任编辑 王兴库 ] 、 厂 、 石 ＼ 、 蠕 石 _l 、 、 l 、 ＼ ＼ I 盼 _l 、坊 翰 -、 石 ll 、 ． ＼ 写 l 、 分 上接 8 7页 压预注水工艺和方法进行处理 。由于工作面设计长 度为 2 0 0 m，注水孑 L 应采用双 向布置方式 ；为 了保 证钻孔的渗水部分处于难垮落的坚硬岩层中以及顶 板有足够垮落高度 ，孔底高度一般应为 6～l O倍采 高 ；孔 深 ≤ 1 2 0 m，仰 角 ≥ 1 0 。 ；孔 间距 为 3 0～ 4 0 m；封 孔 终 端 距 直接 顶 23 m 以 上；注水 量 3 0 0 m 左右；注水压力应根据注孑 L 长度和流量计算 确定 ；注水超前开采时间为 6～ 9 d ；注水钻孔选用 Y Z 一 9 0钻 机或 F R A钻机 ， 日进控制 在 3 0～4 0 m； 封孔可采用砂浆封孔或橡胶封孔器。 6 及时处 理支架上方 的破碎顶板 ，尤其在 周期来压之前 ，保持支架整体支护的平衡。 [ 参考文献] [ 1 ]钱鸣高 ， 平五 ．矿 山压力与岩层控制 [ M]．徐 州 中国矿 、 I k 大学出版丰 _卜 ，2 0 0 3 ． [ 2 ]钱呜高 ，刘听成 ．矿 山压 力及其 控制 修 订本 [ M]．北 京 煤炭工业出版社 ，1 9 9 2 ． [ 3 ]黄庆享 ．浅埋煤层 长壁 开采顶板结构及岩层 控制研究[ M]． 徐州 中国矿业大学出版社 ，2 0 0 0 ． [ 4]黄』 人亨 ，IX l ,,J , 明 ，杨俊哲 ，等 ．浅 埋煤层 高产 高效工作 面来 压特征与顶板支 护分析[ J ]．矿 山压力 与顶板 管理 ，1 9 9 9， 3 ／ 4 5 3 5 6 ． [ 5 ]徐 永圻 ．煤 矿开 采学[ M]．徐 州中 国矿业 大学 出版 社 ， 1 9 9 9 ． [ 6 ]侯忠杰 ，吴文湘 ，肖 民 ．厚土层薄基岩浅埋煤层“ 支架一 围 岩” 关系实验研究 [ J ]．湖南科技 大学学报 自然科 学版 ， 2 0 0 7 1 9 1 2 ． [ 责任编辑 王兴库] 6 7 学兔兔 w w w .x u e t u t u .c o m