煤矿（矿山）综采液压支架设备选型设计、工矿分析检测实用手册第八篇.pdf煤矿（矿山）综采液压支架设备

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详细说明：煤矿（矿山）综采液压支架设备选型设计、工矿分析检测实用手册第八篇pdf,煤矿（矿山）综采液压支架设备选型设计、工矿分析检测实用手册第八篇第八篇液压支架工况分析与动态检测、采动围岩的变形与移动煤层开掘形成工作面切眼后,岩体应力发生重新分布,煤壁深处产生支承应力。当工作面推进一定距离后,下位岩层跨度不断增加,超过其强度极限时,即产生变形、移动并导致垮落。随着工作面的继续推进,下位岩层逐层冒落。而上位岩层形成一岩梁结构,即煤壁—回采工作面支架一采空区已冒落的矸石”的支撑体系,其支承压力分布情况一般为如图8-1-1所示的形态。其中a为应力增高区,b为应力降低区,c为应力不变区。由于煤壁与已冒落的矸石具有截然不同的特性,因此支架的性能对支架受力状况就有很大的影响。 YH 图8-1-1工作面前后支承压力分布当上位岩层岩梁跨度增加到一定程度后,就会产生变形和下沉。图8-1-2所示分别表示了顶板绝对下沉、底板臌起及顶底板相对移近曲线。在缓斜及倾斜工作面底板臌起量比较小,常常可以忽略不计,故顶底板移近量可被顶板下沉量近似代替。顶板下沉量是衡量顶板状态的一个重要指标,一般用S表示 20 0 100 目-50 00工作面 700 采空区 +100 +50 图8-1-2工作面顶底板移近曲线 l—顶板绝对下沉曲线;2—顶板相对移近量(下沉)线;3—底板臌起曲线当支承应力达到强度极限时,上位岩层开始断裂,作用在液压支架上的外载荷明显增加,形成初次来压。直到上位岩层垮落后,作用在液压支架上的外载荷又有明显的减小。据大量实测资料统计,我国现有的生产工作面中,初次来压步距为10~30m的约占54%, 30~55m约占37.5%,其余为大于55m的情况上位岩层的初次来压比较剧烈,来压时支架所受的载荷与平时支架所受载荷的比值 l124· 第一章液压支架荷载的分析与检测 (即动压系数)一般为2左右,有时可达3或更大。初次来压一般要持续2~3d才能将工作面推移过去。来压时工作面顶板下沉速度急剧增加。图8-1-3所示为开滦矿务局唐矿5084工作面来压前后顶板下沉速度的变化规律,在初次来压时,顶板下沉速度达到 3mm/h 73mm/h 20 0 3.304.0 ch) 图8-1-3工作面来压前后顶板下沉速度变化图随着回采工作面推进,上位岩层在初次断裂以后,裂隙带岩层形成“结构”将始终经历稳定一失稳一再稳定”的变化。这种变化将呈现周而复始的过程,故称为周期来压。其表现形式是,顶板下沉速度急剧增加,顶板下沉量变大,液压支架立柱受载普遍增加,有时还可能引起煤壁片帮、立柱折损、顶板发生台阶下沉等现象。从采动围岩的变形和移动规律不难发现,作用在液压支架上的外载荷也是作周期性的变化。二、支架与围岩关系的定性分析支架与围岩的关系,一方面表现在围岩运动规律决定着支架载荷的变化规律,另一方面表现在支架性能与结构影响着围岩的运动规律。故可用回采工作面支架阻力与顶板下沉运动之间的关系曲线来表示它们之间的关系。图8-1-4所示为工作阻力一顶板下沉曲线图。图8-1-4(a)为我国学者在矿压实验室进行调压试验得到的支架工作阻力一顶板下沉曲线。图8-1-4(b)为国外学者在回采工作面进行实测得到的支架工作阻力一顶板下沉曲线。从图中可以看到,支架工作阻力一顶板下沉曲线上存在这样个临界点(如当工作面采高为1.5m时,阻力一下沉曲线的A点),将整个曲线划分为两个部分。其中一部分曲线近似为直线规律变化,而另一部分曲线近似呈双曲线规律变化 1125· 第八篇液压支架工况分析与动态检测 600 临界点 500 A 100 200 0500 s(mm) a-采高1.5mb-采高2.2m 采高3m a 100 a 华 0 200 400 支架工作阻力(kPa) a-前苏联;b-英国;c-原联邦德国 b 图8-1-4支架工作阻力一顶板下沉关系曲线 (a内实验室试验曲线;(b外工作面实测曲线由此可见,临界点以下的双曲线部分所对应岩层的下沉量随着支架工作阻力的增加而按“双曲线”关系递减。也就是说,在“双曲线”所对应的顶板岩层内,具有一定工作阻力的支架对应着被该工作阻力控制,并使之相对不产生运动的一定厚度的顶板岩层。因为双曲线”所对应的顶板岩层的弯沉运动是可以而且也是能够被该厚度岩层所对应的支架工作阻力控制的,故将“双曲线”部分对应的顶板岩层定义为可控岩层,如图8-1-5所示。而临界点以上直线部分所对应顶板岩层的下沉量基本上不随支架工作阻力的变化而变化。也就是说,在支架具备了控制可控岩层运动工作阻力的基础上,不管支架工作阻力再增加多少,其直线部分所对应岩层的下沉量基本上处于不发生变化的恒定状态。可见直线部分所对应岩层的下沉量是不可能、也是不能够被支架工作阻力控制的,故称之为不可控岩层。不可控岩层所对应的下沉常量S,为不可控下沉量。 1126 第一章液压支架荷载的分析与检测上临界层面下临界层面该曲线对应不可控岩层 P 临界点 2 该曲线对应可控岩层 765 分代、支架工作阻力一顶板下沉曲线支架工作阻力与围岩运动关系对应图 1—可控岩层;2—不可控岩层;3—直接顶岩层(必控岩层)垮落带岩层; 4一老顶岩层(程控层岩);5—老顶断块离层裂隙带;6—整体弯沉裂隙带; 7一无裂隙整体弯沉带临界点所对应的岩层层面就成为可控岩层与不可控岩层的分界层面,也就是支架受载上限的分界层面,故称之为上临界层面。同时把临界点所对应的阻力称为支架的上极限工作阻力Pm。不可控岩层在运动过程中能够形成一个整体力学平衡结构。通过该力学平衡结构, 可将不可控岩层本身运动所产生的矿山压力传递和转炫到工作面前方的煤体及后方采空区垮落的矸石上去。也就是说,不可控岩层的运动是由工作面前方煤体及后方采空区中垮落的矸石来控制的。这种运动不仅是不能够也是不可能被支架工作阻力控制的,也是不需要支架工作阻力控制的,故也可称不可控岩层为不需控岩层。在不可控岩层的运动过程中,将强制被支架控制的可控岩层与之进行同步弯沉运动,所以说“可控岩层的被控制是相对的”。可控岩层的下部直接位于煤层之上,且其一般由力学特性较差的岩层组成。在工作面推进后因其自重作用产生垮落运动,故称之为垮落带岩层,也称为直接顶岩层或下位岩层。为了保证采场中工作人员及机电设备的安全,采场上方的直接顶岩层因自重而产生的垮落运动必须被支架工作阻力所控制。从矿山压力控制的角度出发,采场上方的直接顶岩层可以称为“必控岩层”。而把支架能够平衡必控岩层重量所必须具备的工作阻力称为支架下限工作阻力P。可见采场上方直接顶岩层的上层面就成为支架受载下限的分界层面,故称之为下临界层面。而可控岩层的上部一般是由整体性较强、硬度较高、强度较大且具有一定厚度的岩层所组成。这种岩层的力学性质和赋存条件决定了其周期性的运动方式,故称之为老顶岩层或上位岩层。综上所述,在采场上方可控岩层完全被支架工作阻力控制的情况下,工作面顶板的下沉量就取决于采场上方不可控岩层的不可控下沉量。但通过加快工作面的推进速度,减少煤层采高和改变煤岩层的力学性质,还可以减少采场上方不可控岩层下沉量。可控岩层中的上位岩层被支架工作阻力控制程度决定着顶板下沉量及支架活柱的缩量,也决定着下位岩层的完整性和稳定性;上位岩层被支架工作阻力控制厚度决定着老顶断块离层、断裂带岩层的离层层数及层间离层间隙,同时也决定着回采工作面周期来压的 1127 第八篇液压支架工况分析与动态检测强度。当可控岩层全厚都被支架工作阻力所控制时,就实现了可控岩层与不可控岩层的同步弯沉运动,因而离层现象也就消失,与层间离层间隙成正变的周期来压也控制到最低程度。液压支架额定工作阻力的设计范围应变化在上下极限工作阻力的闭区间上。至于在该闭区间上应该取何值,取决于老顶岩层在保证回采工作面绝对安全及一定开采条件下需要被控制的厚度、跨度及断块与断块之间的力学关系。只要这些参数一经确定,支架合理设计额定工作阻力也就相应地确定了,从而实现既安全又经济的顶板岩层运动的控制。当然老顶岩层被控参数又必须依据煤层及顶底板岩层的赋存条件来确定。叫控岩层安全而经济的被控制程度决定着液压支架的设计。探讨可控岩层在运动过程中的矿山压力显现规律及其对采场安全和开采条件的影响,确定合理的被控参数,又为定量硏究支架初撑力、工作阻力及立柱缩量和支护方式提供了理论上的依据。第二节液压支架载荷的确定方法综采支架载荷确定方法从支架与围岩的关系分析知,支架与围岩之间存在着一对作用与反作用的力。其变化规律取决于围岩的运动规律及支架的结构、性能以及工作状态等。在围岩运动的不同阶段,如围岩变形、直接顶垮落、老顶离层、不可控岩层的下沉,初次来压和周期来压等,上覆岩层作用于支架的外载荷是不同的。但从液压支架的设计和选型而言,最关心的是可控岩层对支架产生的最大载荷,或者说支架维持采场的安全生产所需克服的必需载荷。这一载荷决定了液压支架的关键参数—工作阻力。所以通常所说的液压支架工作阻力的确定方法,实质上就是围岩作用于液压支架上的外载荷的确定方法。国内外对确定支架工作阻力已积累了丰富的经验,许多学者和工程技术人员根据各自的条件和实践,总结归纳岀多种确定液压支架工作阻力的方法,如岩石自重法、顶底板移近量法、实测统计法、临界阻力法、散体介质法、动载系数法、老顶来压步距法以及理论分析法等。这里只介绍有代表性的载荷估算法、老顶来压步距法和理论分析法 1.载荷估算法这种方法认为,作用在液压支架上的载荷应包括受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重Qz和由于老顶来压时形成的附加载荷Q1,如图8-1-6所示。则作用于支架的外载荷P应为: PZ=QZ+ Ql=n2h: ly 式中h1,1,y——第i层直接顶的厚度、悬顶距及容重动压系数,即来压载荷与不来压载荷的比值,一般可取n=2 l128· 第一章液压支架荷载的分析与检测图8-1-6液压支架受载力学模型 2.老顶来压步距法煤炭科学研究总院北京开采硏究所根据相应的综机采面测得的老顶周期来压步距L 及选用支架的采面地质和矿资料,通过回归分析得到支架每沿米额定阻力P1为: PH=410M+49L+460Lk-1660kN/m (1-2) 式中M——采高,m; —控顶距 ,mo 由式(1-2)可作出Pu诺模图,如图8-1-7所示。从图上可由采高M,老顶来压步距L,控顶距Lk求得支架的载荷P1。山西矿业学院靳钟铭教授在现场实测的基础上提出老顶初次来压步距L是影响支架外载荷的关键因素,并经回归分析得到支架强度φ的表达式 qm=K1(200+8Lo) (1-3) 式中K1——富余系数,对于采高小于1.5m的薄煤层工作面,取K1=1;对于坚硬顶板,取K1=1.2~1.3。 (M=3HL=10;L=3)+1600 800 0 LK m) 图8-1-7支架载荷诺模图 M一采高;L一周期来压步距;Lκ一控顶距;P1-每沿米额定支护阻力 1129 第八篇液压支架工况分析与动态检测 3.理论分析法中国矿业大学钱鸣高院士于70年代末80年代初提出的砌体梁理论,对顶板岩层断裂岩块间的平衡关系进行了定量分析和求解,给出了三铰拱岩块在摩擦平衡条件下的支架载荷计算表达式。山东矿业学院宋振骐院士于1983年提岀的传递岩梁理论,以岩梁的控制位态为基础出发点,给出了顶板岩层不同控制方案条件下的支架载荷计算表达式,以及随后研究了支护方案设计的专家系统。如图8-1-8所示,当A岩块前端断裂瞬间,为协助B块实现平衡结构,由砌体梁理论得到其关系式为 TH=2h: Y:+[2-L'tg p-0/2(H-8)JQ/LK (1-4) 式中qm—支架的支护强度,kN/ m q—岩块间摩擦角,(°); 0——岩(煤)破断角,即岩(煤)破断面与垂直面的夹角,(°); H—一老顶岩层厚度,m; δ——B岩块回转下沉量 Q——砌体梁下位岩层中悬露岩块的全部重量。 F F? Q -P, 图8-1-8上覆岩层断裂时受力情况二、综放支架载荷的确定方法由于综放采场煤层采高较大,垮落带岩层总厚度及向下运动距离也较大,故其岩层碎胀系数较大,且在垮落带中可能随机岀现拱式或半拱式结构。这种结构有可能取得自身平衡,所以在矿压显现上表现岀综放支架载荷一般不大于单层或分层综采支架载荷的迹象。过去以采高倍数的岩柱重量估算支架载荷的方法显然不适用于综放支架。在开采单一煤层或分层时,对于四柱式支撑掩护式支架,外力合力作用点基本上作用于前后柱之间且偏后柱,外力呈正三角形分布。所以后立柱工作阻力始终大于前立柱工作阻力。然而,在放顶煤工作面却出现了支架前柱受力大于后柱受力的现象,甚至出现后立柱处于受拉的现象,导致后立柱被拉伸破坏。表8-1-1为现场实测的部分放顶煤工作面支架前后立柱受力状态。造成综放支架偏载的主要原因是顶煤在顶梁前后部易破碎,而且顶煤在支架宽度范围内不够平整引起攴架受扭以及破碎顶煤的变形漏失导致支护系统刚度降低等。 1130· 第一章液压支架荷载的分析与检测表8-1-1部分放顶煤工作面支架前后立柱受力状态前柱力大于整架矿名架型工作面前立柱后立柱后柱力统计百分比后柱受拉编号kN·架 kN 状态(%) 米村 ZFS 400 15011 2256 384 872 89 刘家梁ZFS300 51l1 1297 794 503 78.2 21.6 阳泉一矿 FD400 8603 1668 875 793 23 乌兰矿 ZFSB 320 5321 1206 697 509 37 10.5 由此可见,综放支架受载特点不同于单层或分层综采支架,特别是载荷分布规律有着明显的差别。对于综放支架,加大实际端面初撑支护强度是十分重要的。根据综放支架受载的以上特点,提出了综放支架受载力学模型,如图8-1-9所示由此可得载荷方程 Pz= Qm+Qz+QL-Fi-Nsine-F2 cose K(OM+Qz-Fi-Nsine-F2 cos0 (1-5) 式中Q——顶煤重,QM=M2Lyn(L为悬顶距,y为煤体容重); Q2直接顶重,Q2=hL%2L为悬顶距,Y2为直顶岩体容重); F1——顶板在煤壁断裂线处的摩擦阻力,支架达到最大支撑力时,F1=0; F2块矸和顶煤、岩间的摩擦力,F=Ntg; N——碎矸和部分规则垮落带的侧向撑力; K——考虑老顶载荷Q1(即裂隙体梁结构失稳形成的载荷)的动压系数; 岩(煤)破断角 P 图8-1-9综放支架力学模型 1131

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