煤礦大采高工作面液壓支架選型分析

姚一龍，鐘祥熙，高小虎

(陜西黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

大采高是礦井厚煤層開采應用最為廣泛的方式，由于采煤方法的不同，支架的選取也不同，進而影響采煤工作面的生產環境。尤其是深部開采的大采高工作面，良好的支架性能是安全生產的重中之重。我國大采高大約20世紀90年代在寧東礦區、神華集團神東分公司等礦區試驗應用[1]，并取得良好的效果。

我國大采高綜采技術與裝備的發展現狀及趨勢表明，一次采全高液壓支架具有無可替代的優勢，也是未來厚煤層開采的必然趨勢[2]。近年來，大采高工作面頂板斷裂關鍵塊的穩定性[3]、采煤工作面覆巖結構特征、運動規律研究[4-6]、工作面礦壓顯現規律研究[7-8]等得到了長足的發展。大采高工作面與支架組成了“頂-支-底”的動態控架結構，支架的工作狀態及承載性為動態工作面形成穩定的空間。目前針對深部大采高特定條件下支架分析較少，通過地質普查、理論分析提出支護方式和設備選型，利用三維數值計算及力學分析驗證所選設備的安全性和實用性，并在生產實踐中得到驗證，從而保證安全、均衡開采。

1 工程背景

1.1 井田特征

陜西黃陵二號煤礦于黃龍礦區中部，黃陵礦區西北部，是典型的瓦斯油型氣共生礦井和智能化生產礦井[9-11]，是國家批建的14個大型煤炭生產基地的主要生產礦井之一，是陜煤集團所屬主要優質動力煤產地之一。該礦地質構造為一傾向北西—北西西的單斜構造，煤層傾角一般1°～5°。整個井田被延安組呈單斜構造將井田一分為二，其一位于井田西部，長約28 km，寬約3.5 km，幅度20～30 m；其二位于井田中部，長約34 km，寬約2.6～5 km。

1.2 圍巖特性

礦井初期普查勘探結果表明：二號井四盤區2號煤層，地表標高在+1 157～+1 364 m，井下標高在+711～+732 m，平均埋深約550 m；工作面及附近鉆孔揭露的煤層厚度最大7.09 m，最小5.1 m，平均約為6.1 m。四盤區各工作面煤層上覆巖層依次為細砂巖、粉砂巖、細砂巖、粉砂巖的疊加，煤層賦存條件如圖1所示。煤層頂、底板圍巖特征見表1。

表1 煤層頂底板特性

隨著工作面回采，煤巖內部應力及儲能在時間和開采位置的不斷變化下，不斷卸壓與移動，使圍巖裂隙發育更加充分，易造成工作面漏頂掉矸、煤壁片幫等礦壓顯現現象。

1.3 生產條件

目前四盤區為單翼開采，各工作面走向長度×傾斜長度約為2 632 m×300 m，共布置175臺支架。煤層屬穩定-較穩定煤層，采煤法選用長壁后退式一次采全高模式，全部垮落法管理采空區頂板。

針對二號井2號煤層開采環境與煤層賦存特征的全面調查分析，為后續大采高均衡、持續與快速經濟開采模式、確定關鍵回采裝備合理選型，以及安全開采奠定了堅實的地質基礎。

2 支架力學特性分析

2.1 支架與圍巖相互作用關系

支架運動與圍巖的互作用是一種雙饋動力學的過程[12]。大采高工作面給其頂板運動帶來了較大的空間，使得頂板的懸臂長度、回轉角度和斷裂釋放能量的程度增加，支架承受的破斷頂板大范圍運動帶來的動載，易導致支架倒架、壓架等現象。深部大采高液壓支架的初撐力必須滿足調節頂板、煤壁剪切破壞、支架水平抗推翻結構和承載力，適應頂板大尺度回轉運動對支架穩定性影響的雙重調節機制。

因此根據煤層及覆巖特點，選用工作阻力高的二柱掩護式支架。該支架能適用于頂、底板是中等穩定的長壁工作面。初步得出液壓支架的中心距為1 750 mm。

2.2 支架高度確定

支架支護高度確定如下式所示。

最大高度：Hmax≥Mmax+S1

(1)

式中，Mmax—設計工作面最大高度，6.0 m；S1—偽頂冒落高度，0.20 m。

最小高度：Hmin≤Mmin-S2

(2)

式中，Mmin—設計工作面最低高度，3.20 m；S2—頂板最大下移量和支架前移的最小可縮量，0.25 m。

由上述計算得出，支架最大伸長高度為6.20 m，最小收縮高度為2.95 m左右。

2.3 支架支護強度的校驗

支架支護強度計算公式為

P=(6～8)×M×γ

(3)

式中，P—支架支護強度，t/m2；M—采高，取6.0 m；γ—頂板巖石密度，取2.5 t/m3。

經計算液壓支架的支護強度為：90～120 t/m2。由此可知支架額定工作阻力在9 000～12 000 kN之間，支架初撐力大約為60.0%～85.0%的額定工作阻力，則初撐力在6 000～9 350 kN之間。

由上可知，二號井2號煤層大采高工作面液壓支架確定為架型是二柱掩護式支架，支撐高度2.8～6.2 m，支護強度不小于12 000 kN，支架中心距為1 750 mm。結合國內、外高產高效工作面經驗，回采工作面的支架頂梁要求采用整體剛性結構，不使用鉸接頂梁，以使掩護式支架具有結構簡單、操作方便、造價較低、便于維修的特點。支架前梁的護幫板為一級、二級2個，支架底座帶有千斤頂的剛性底座。最終選用的掩護式液壓支架型號為ZY12000/28/63D。

3 支架參數優化

3.1 數值模型計算及荷載約束

在深部、大采高等條件下，回采過程中采高大、支架重心高，容易造成支架不穩定與可靠性低的難題。為確保支架主要部件滿足在工作過程中的受力，通過上述結論利用力學特性分析對支架進行三維數值計算，如圖2所示。對ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架進行力學變化分析。

受頂板在頂梁上均布載荷，給模擬支架前、后端分別施加P1(1.56 MPa)，P2(6.36 MPa)的力，支座底面全部約束，約等于支架工作壓力(12 000 kN)。假定傾斜頂板對支架產生的力沿重力方向，當頂板壓力逐漸增大，直至支架立柱到達額定載荷，安全閥開啟。立柱的支撐力為頂板壓力，支架所受合力作用點可能要偏出支架下邊沿，將會導致支架歪斜、傾倒。

根據力矩極限平衡要求，底板反力作用點在O點處，如公式(4)(5)所示。

(4)

b=(B/2)cosα-csinα

(5)

從式(5)可看出b與α成反比。支架穩定性高是因為支架底座越寬，其適應性越強。

3.2 應力與位移計算

采動影響下的工作面的支承壓力分布情況，如圖3所示。

A-減壓區；B-增壓區；C-穩壓區；D-極限平衡區；E-彈性區

通過Analysis system理論分析，對各構件的位移與應力結果如圖4～7所示。

在正常支護時，結合圖4支承壓力分析：工作面前上方應力大，導致端頭位移量最大(95.41 mm)；位移沿著與端頭鏈接的頂梁依次減少，與液壓柱連接處有少量位移(10.6 mm)。四連桿和底座處于穩定狀態。

圖4 位移分布

移架過程中，除底座外其余均產生位移。頂梁端頭處的位移量最大，為14.88 mm；四連桿位移量少，為1.653 mm?？傮w上呈現由上到下，依次減少，底座無位移，如圖5所示。

圖5 移架時位移分布

由圖6可知，頂梁與下部連接處所受的力最大，為592.5 MPa。頂梁一直處于支護狀態，上部均有受力；距連接處的間距越遠，受力越小，最小為22.15 MPa。

圖6 頂梁等效應力布

圖7與圖6基本相似，連接上下構件受力最大，中部最小。由于受力方向不同，上部的受力內側向上，最大137.8 MPa；下部與上部相反(內側向下)，最大受力為126.9 MPa。

圖7 連桿的應力分布

由此得出，在與煤層接觸地方位移量大且構件連接處受力大。綜上所述，該支架具有穩定性、可靠性，且該支架滿足實際工作需要，滿足安全生產。

4 應用效果

二號井四盤區418工作面選用的ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架，采用電液閥控制移架。利用PM35電液控制系統監測大采高支架運行情況，其中85架運行情況，如圖8所示。

上部-工作阻力；下部-初撐力

由圖可知，生產期間85#支架工作阻力在495～923 kN之間，初撐力在268～460 kN之間。工作阻力普遍在700～800 kN之間，平均工作阻力約700 kN。連續監測的8457次的過程中，工作阻力多次出現波峰變化。初撐力普遍在350～400 kN之間，平均初撐力約為365 kN。

隨著工作面的連續回采，支架來壓期間的工作阻力與工作面推進距離關系，如圖9所示。

圖9 支架工作阻力與工作面推進關系

在推進到18 m時工作阻力最小，為9 473 kN；推進到130 m時工作阻力最大，為11 608 kN。隨著推采距離的加大，工作阻力越大并趨于12 000 kN。

監測結果表明：12 000 kN的支架阻力能滿足二號井開采與頂板管理要求，由此表明二號煤礦大采高支架的關鍵參數符合現場開采條件。開采實踐證明，ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架能夠滿足生產需求，能最大限度地提高資源回收率，實現礦井安全平穩生產。

5 結論

通過圍巖特性及理論計算，確定出支架為掩護式液壓支架，參數為ZY12000/28/63D。依據數值計算可知，支架頂梁及護幫板受力最大，其次為支架各連接構件。ZY12000/28/63D型掩護式液壓支架能夠滿足安全生產必須的工作阻力、周期來壓、支撐力等，能夠保證礦井正常生產和平穩發展。