徐亞軍，張 坤，李丁一，朱 軍，張德生

(1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部,北京 100013; 2.煤炭科學(xué)研究總院 開采設(shè)計研究分院,北京 100013; 3.山東科技大學(xué) 機械電子工程學(xué)院,山東 青島 266000; 4.遼寧工程技術(shù)大學(xué) 機械工程學(xué)院,遼寧 阜新 123000)

隨著煤炭開采技術(shù)的發(fā)展，越來越多的礦區(qū)開始采用超前支架進(jìn)行巷道超前支護(hù)。但是在實際使用中發(fā)現(xiàn)現(xiàn)有超前支架適應(yīng)性不強，與巷道錨護(hù)系統(tǒng)匹配性也有待提高,具體表現(xiàn)為現(xiàn)有超前支架支護(hù)強度經(jīng)常出現(xiàn)過支護(hù)(支護(hù)強度過高)或欠支護(hù)(支護(hù)強度不足)現(xiàn)象，超前支架行走過程中對巷道頂板反復(fù)支撐，造成巷道頂板和錨護(hù)系統(tǒng)破壞。如何提高超前支架的適應(yīng)性，減少超前支架對巷道頂板和錨護(hù)系統(tǒng)的破壞已成為當(dāng)前迫切需要解決的問題。文獻(xiàn)[1]對液壓支架自適應(yīng)控制進(jìn)行了定義，給出了支架圍巖自適應(yīng)控制策略。文獻(xiàn)[2]提出了綜采工作面液壓支架-圍巖自適應(yīng)控制方法，介紹了相關(guān)自適應(yīng)控制裝置。文獻(xiàn)[3]介紹了放頂煤液壓支架自適應(yīng)控制系統(tǒng)基本原理，利用液壓支架質(zhì)量綜合監(jiān)測保障系統(tǒng)，結(jié)合電液控制系統(tǒng)實現(xiàn)放頂液壓支架自適應(yīng)控制。文獻(xiàn)[4]介紹了一種液壓支架支護(hù)阻力自適應(yīng)分析方法。文獻(xiàn)[5]以ZY17300/32/70型兩柱掩護(hù)式液壓支架為例，研究基于粒子群算法求解最短時間的液壓支架最優(yōu)過渡姿態(tài)，縮短液壓支架動作時間，實現(xiàn)液壓支架移架速度自適應(yīng)控制。文獻(xiàn)[6]主要研究如何提高大傾角工作面液壓支架適應(yīng)性的相關(guān)原理與方法。文獻(xiàn)[7]介紹了8 m超大采高工作面超大煤量自適應(yīng)連續(xù)運行基本原理及其實現(xiàn)方法。文獻(xiàn)[8]介紹了液壓支架綜合工況自適應(yīng)監(jiān)測原理。文獻(xiàn)[9]介紹了一種能夠前后、左右擺動的超前液壓支架頂梁結(jié)構(gòu)。

上述工作為筆者的研究創(chuàng)造了有利條件。應(yīng)該看到，當(dāng)前研究主要針對工作面液壓支架的自適應(yīng)控制問題，很少考慮超前支架的自適應(yīng)原理與方法。為了解決上述問題，筆者提出了超前支架自適應(yīng)支護(hù)理論，介紹了超前支架自適應(yīng)支護(hù)原理及其實現(xiàn)方法，研制了相關(guān)的自適應(yīng)結(jié)構(gòu)與控制裝置，以減少超前支架對巷道頂板與錨護(hù)系統(tǒng)的破壞，更好地維護(hù)巷道頂板，實現(xiàn)超前支架高可靠性支護(hù)。

1 超前支架自適應(yīng)支護(hù)原理與方法

1.1 超前支架自適應(yīng)支護(hù)定義

超前支架自適應(yīng)支護(hù)是指超前支架具有根據(jù)巷道載荷變化與圍巖變形自主調(diào)整支護(hù)阻力、支護(hù)狀態(tài)與支護(hù)方式的能力。根據(jù)結(jié)構(gòu)形式和控制方式的不同，將其分為支護(hù)姿態(tài)自適應(yīng)、支護(hù)阻力自適應(yīng)與支護(hù)方式自適應(yīng)3種類型。其中，支護(hù)姿態(tài)自適應(yīng)包括頂梁姿態(tài)自適應(yīng)、整體支護(hù)狀態(tài)自適應(yīng)，支護(hù)阻力自適應(yīng)包括支護(hù)阻力大小自適應(yīng)、支護(hù)阻力分布形式自適應(yīng)和支護(hù)阻力升降速度自適應(yīng)，支護(hù)方式自適應(yīng)包括移架方式自適應(yīng)和行走方法自適應(yīng)。超前支架通過支護(hù)姿態(tài)自適應(yīng)、支護(hù)阻力自適應(yīng)、支護(hù)方式自適應(yīng)3種方式自主調(diào)節(jié)自身狀態(tài)、支護(hù)阻力和行走方式，在保護(hù)自身結(jié)構(gòu)不受破壞的條件下，有效維護(hù)錨護(hù)系統(tǒng)完整性，更好支護(hù)巷道頂板。

1.2 支護(hù)姿態(tài)自適應(yīng)原理與方法

1.2.1頂梁姿態(tài)自適應(yīng)原理與方法

由于礦井地質(zhì)條件復(fù)雜多樣，巷道頂板經(jīng)常起伏變化、凹凸不平，為了更好地支護(hù)頂板，要求頂梁必須具有前后傾斜、左右擺動的能力。根據(jù)上述要求，研制了能夠前后傾斜、左右擺動的超前液壓支架自適應(yīng)頂梁結(jié)構(gòu)。以圖1所示的巷道單元支架為例，左右立柱的柱帽上都設(shè)有限位板(圖1中綠色梯形塊)，當(dāng)頂梁縱向方向擺角超過設(shè)計角度α?xí)r，限位板與立柱的柱頭接觸限位，限制頂梁前后方向最大擺動量。

圖1 超前支架頂梁前后擺動示意Fig.1 Swing back and forth of canopy with advanced powered support

若頂梁縱向均布載荷集度為P，頂梁長度為l，前后擺角為α，假設(shè)左右立柱受力相同，有

(1)

式中，Q為支架表面垂直載荷，Q=Pl,kN;G為頂梁重力，kN;f為頂梁表面摩擦力，f=μQ，kN;F為單根立柱工作阻力，kN;N為限位塊受到的水平力，kN;μ為頂梁與頂板間摩擦因數(shù)。

頂梁與頂板間摩擦因數(shù)μ=0.2～0.3[10]，由式(1)可知，頂梁最大擺角α=arctanμ=11.3°～16.7°，考慮到頂梁前后擺動時立柱頂端有水平力N，為了防止立柱在水平力作用下失穩(wěn)，實際使用時，頂梁前后擺角一般取5°～10°。當(dāng)巷道沿工作面走向方向最大變化角度不超過設(shè)計角度α?xí)r，在立柱支撐力作用下，頂梁能夠自主調(diào)節(jié)姿態(tài)，充分地接觸巷道頂板，避免了點接觸現(xiàn)象發(fā)生，以適應(yīng)巷道頂板起伏變化。上述結(jié)構(gòu)既保護(hù)支架結(jié)構(gòu)不受破壞，又能給巷道頂板以很好地支護(hù)。

頂梁除了有上述縱向方向傾斜變化功能，還應(yīng)有橫向方向調(diào)節(jié)能力。假設(shè)頂梁橫向均布載荷集度為q(kN/m)，頂梁寬度為B(m)，頂梁橫向擺角為β，支架表面垂直載荷為Q(Q=qB)，取頂梁為研究對象，由圖2(b)可知，若兩根立柱受力一致，有

圖2 超前支架頂梁左右擺動示意Fig.2 Swing left and right of canopy with advanced powered support

(2)

式(2)同樣說明了自適應(yīng)頂梁具有轉(zhuǎn)化作用力分力方向的結(jié)構(gòu)特性。由式(2)可知，頂梁最大擺角β=arctanμ=11.3°～16.7°，實際設(shè)計中，頂梁左右擺角通常取10°～15°。取頂梁和立柱為研究對象，由圖2(a)可知，底座固定座受到的水平力為

N=Q(sinβ-μcosβ)/2

(3)

該水平力主要由底座固定座承擔(dān)，由于固定座高度較低，穩(wěn)定性較好，有效地保證了立柱結(jié)構(gòu)不受破壞。頂梁左右擺動主要由柱頂銷(圖2(b)中藍(lán)色銷軸)限位。分別取頂梁和柱頂銷為研究對象，由圖2(b)，(c)可知，當(dāng)頂梁向左、右橫向偏轉(zhuǎn)角超過設(shè)計擺角β時，柱頂銷兩端分別通過固定耳座和柱帽耳孔進(jìn)行限位，其產(chǎn)生的轉(zhuǎn)矩M由柱頂孔兩端的接觸力矩進(jìn)行平衡，即

M=fa，M=Tc=tb

(4)

式中，M為頂梁轉(zhuǎn)矩，kN·m;a為圖2(b)中摩擦力f到立柱銷軸中心孔的垂距;T為固定耳座、柱帽耳孔對柱頂銷的作用力,kN;t為柱頂孔對柱頂銷的作用力，kN;b為作用力t間的距離,m;c為作用力T間的距離,m。

由于b比c短，由式(4)可知，t>T，說明柱頂銷中部的受力比兩端要大。為此，將立柱上的柱頂孔設(shè)計為錐形對稱結(jié)構(gòu)以對頂梁擺動進(jìn)行限位;同時為了避免柱頂銷剪切破壞，將柱頂銷設(shè)計為如圖2(c)所示的兩端直徑較小、中部直徑較大的紡錘形結(jié)構(gòu)。

1.2.2整體支護(hù)狀態(tài)自適應(yīng)原理與方法

當(dāng)超前支架設(shè)有穩(wěn)定機構(gòu)時，不能簡單地采用前面介紹的頂梁結(jié)構(gòu)進(jìn)行自適應(yīng)調(diào)控。對于帶有穩(wěn)定機構(gòu)的超前液壓支架在支護(hù)過程姿態(tài)發(fā)生變化時(圖3)，需要采用超前液壓支架姿態(tài)控制系統(tǒng)進(jìn)行支護(hù)狀態(tài)調(diào)整[11]。具體方法是在底座、頂梁、掩護(hù)梁上安裝角度傳感器，在立柱上設(shè)置壓力傳感器收集支架姿態(tài)與支護(hù)阻力參數(shù)信息，獲取支架幾何參量，通過支架多維度姿態(tài)控制器實時感知支架姿態(tài)，判斷支架平衡狀態(tài)，通過電液控制系統(tǒng)調(diào)控立柱支護(hù)高度和相關(guān)千斤頂行程，改變頂梁和掩護(hù)梁姿態(tài)，調(diào)整支架支護(hù)狀態(tài)(圖3)。通過上述方法，實現(xiàn)超前支架支護(hù)狀態(tài)自適應(yīng)調(diào)控。

圖3 液壓支架各傳感器示意Fig.3 Each sensor of advance powered support

2 支護(hù)阻力自適應(yīng)原理與方法

研究表明，超前支架的支護(hù)阻力曲線沿工作面走向近似線性變化[12]，具有一定梯度分布特性，越接近采空區(qū)支護(hù)阻力越大。上述分布規(guī)律對初撐力和支護(hù)阻力都適用，因此超前支架沿工作面走向方向的初撐力和支護(hù)阻力也應(yīng)采取梯度分布形式進(jìn)行布置，只有這樣超前支架的支護(hù)阻力才能與巷道的載荷分布規(guī)律相一致。

2.1 初撐力分布形式自適應(yīng)控制原理與方法

初撐力計算公式為

(5)

其中，F(xiàn)0為初撐力;P0為立柱下腔壓力;D為立柱內(nèi)徑。由式(5)可知，立柱缸徑不變時，超前支架初撐力取決于立柱下腔壓力，因而控制好立柱下腔壓力即可控制立柱初撐力。初撐力自適應(yīng)調(diào)控可以通過電液控制系統(tǒng)來實現(xiàn)。調(diào)控原理如下:根據(jù)超前支架前期載荷分布形式的數(shù)據(jù)采集結(jié)果，給出初撐力沿工作面走向分布形式，計算出不同位置處超前支架初撐力大小。液壓支架移架升架接頂時，壓力傳感器實時測量立柱下腔壓力，當(dāng)立柱下腔壓力達(dá)到設(shè)計數(shù)值時即停止供液。電液控制系統(tǒng)可以根據(jù)系統(tǒng)設(shè)定數(shù)值自動調(diào)整超前支架初撐力，進(jìn)而實現(xiàn)初撐力分布形式自適應(yīng)調(diào)節(jié)。

2.2 支護(hù)阻力自適應(yīng)控制原理與方法

文獻(xiàn)[13]提出用“低初撐、高工阻”的支護(hù)方法來避免超前支護(hù)對頂板的過支護(hù)，以減少超前支架對頂板的破壞。根據(jù)上述思想，設(shè)計了立柱支護(hù)阻力自適應(yīng)控制系統(tǒng)，具體原理如圖4所示。立柱初撐時，操縱閥處于A位，立柱下腔和立柱上腔與供液管路P相通，立柱采用差動供液方式進(jìn)行供液，初撐力為立柱上下環(huán)腔面積差乘以供液管路P的供液壓力，立柱初始工作時支護(hù)阻力較低，以達(dá)到低初撐力的目的。

圖4 支護(hù)阻力自適應(yīng)控制系統(tǒng)Fig.4 Self-adaptive control system for supporting load of powered support

立柱正常工作時，操縱閥處于B位，立柱上腔與供液管路P相通，立柱下腔被封閉，立柱下腔壓力隨外載增加而升高。立柱下腔壓力達(dá)到設(shè)定數(shù)值時，順序閥動作，液動換向閥換向，液動換向閥E口導(dǎo)通，立柱上腔與回液口O相通，差動供液方式解除，此時立柱支護(hù)阻力為立柱下腔壓力乘以立柱下腔面積。當(dāng)立柱下腔壓力達(dá)到安全閥設(shè)定數(shù)值時，安全閥開啟，立柱達(dá)到額定工作阻力。

采用上述方法的立柱支護(hù)阻力曲線如圖5所示。圖5中，P0為泵站壓力;P1為立柱第1次峰值壓力時立柱下腔壓力;P2為順序閥動作壓力;Pmax為安全閥開啟壓力;F1為立柱上下腔與泵站供液口相通時立柱初撐力;F1max為順序閥動作時立柱支護(hù)阻力;F2為立柱上腔與泵站回液口相通時立柱支護(hù)阻力;F2max為立柱上腔與泵站回液口相通時立柱工作阻力;ΔFmax=F2max-F1max。圖5中，曲線1為差動供液時(立柱上腔與泵站出口壓力管路相連)，立柱支護(hù)阻力曲線;曲線2為非差動供液時(立柱上腔與泵站回液口管路相通)，立柱支護(hù)阻力曲線。若立柱下腔面積為S1，上腔面積為S2，不考慮系統(tǒng)背壓影響，有

圖5 支護(hù)阻力曲線Fig.5 Support resistance curves

F1=P0(S1-S2)，F(xiàn)1max=P2(S1-S2)

(6)

F2=P0S1，F(xiàn)2max=PmaxS1

(7)

由式(6)，(7)可知，曲線1，2的初撐力差ΔF=F2-F1=P0S2，曲線1，2峰值阻力差為ΔFmax=F2max-F1max=(Pmax-P2)S1+P2S1。不難發(fā)現(xiàn)，上述方法不僅滿足了立柱“低初撐、高工阻”的設(shè)計要求，而且增加了支護(hù)阻力變化幅度范圍，具有峰值助力特性，整個調(diào)節(jié)過程立柱壓力隨外部載荷變化自動調(diào)節(jié)大小，達(dá)到了自適應(yīng)調(diào)節(jié)目的。

2.3 初撐升柱速度自適應(yīng)原理與方法

為了防止液壓支架接頂時對巷道頂板產(chǎn)生沖擊，設(shè)計了基于立柱升降復(fù)合控制系統(tǒng)的超前支架升降速度自適應(yīng)控制裝置，以實現(xiàn)超前支架與頂板平穩(wěn)接觸。如圖6所示，該裝置由位置控制回路和壓力控制回路組成，在頂梁上安裝壓力傳感器檢測頂梁與巷道頂板接觸狀況，支架接頂前采用位置控制回路，實現(xiàn)超前支架快速升降;當(dāng)頂梁接觸巷道頂板時，模糊切換控制器自動切換為壓力控制回路，立柱由快速升高轉(zhuǎn)換為平穩(wěn)升高，實現(xiàn)超前支架平穩(wěn)接頂。

圖6 超前支架平穩(wěn)接頂示意Fig.6 Smooth roadway roof connection of advance powered support

建立單個立柱油缸的電液耦合系統(tǒng)仿真模型(圖7)。假設(shè)頂板為彈性體，液壓缸為單活塞雙作用液壓缸，考慮泄漏量模型的直徑配合誤差為0.02 mm[14]。

圖7 系統(tǒng)仿真模型Fig.7 System simulation model

以金雞灘煤礦ZCZ38400/28/53D超前液壓支架為例，確定仿真模型參數(shù)，見表1，其中，Kp為抗偏差比例參數(shù);Ki為積分參數(shù);Kd為微分參數(shù)。

表1 仿真模型參數(shù)設(shè)置Table 1 Simulation model parameter settings

考慮系統(tǒng)泄漏和泵容積效率，液壓泵的轉(zhuǎn)速為100 r/min，仿真時間為4.0 s，采樣間隔0.02 s，初撐力設(shè)定為3 096 N，分別使用新型螢火蟲算法和神經(jīng)網(wǎng)絡(luò)結(jié)合的PID控制器(改進(jìn)PID控制器)[15]和普通PID控制器進(jìn)行“降架—移架—升架”這一過程的仿真，結(jié)果如圖8，9所示。

圖8 立柱降架過程仿真結(jié)果Fig.8 Support curve of falling process

由圖8(a)可知，改進(jìn)PID控制器在降架過程支撐力在0～0.9 s時緩慢下降，在此時間段內(nèi)支架頂梁與頂板開始分離，保證無支撐時頂板應(yīng)力不發(fā)生突變，有效保護(hù)頂板;0.9～2.5 s時支撐力迅速減少，此時間段內(nèi)超前支架頂梁與頂板分離，為保證超前支架快速移架，支撐力迅速減小; 2.5～4.0 s支撐力穩(wěn)定不變，超前支護(hù)頂梁與頂板完成脫離。而普通PID控制器在降架初期，支撐力存在突變下降且波動較大，會造成小幅度反復(fù)支撐不利于保護(hù)頂板;另外，支撐力下降緩慢，在一定程度上影響支護(hù)效率。

由圖8(b)油缸活塞位移曲線可知，改進(jìn)PID控制器在0～1.1 s時立柱緩慢脫離頂板，防止實際工況中振動現(xiàn)象的發(fā)生，抑制頂梁上下波動，避免對頂板反復(fù)支撐破壞;1.1～2.8 s由于超前支架頂梁與頂板已經(jīng)分離，立柱快速下降，提高降柱效率; 2.8 s以后立柱完全回落，為下一步移架做好準(zhǔn)備。改進(jìn)的PID控制器避免了普通PID控制存在降架初期波動幅度過大，整個降柱過程效率低下的問題。

超前支架完成“降架-移架”動作后，超前支架升架過程仿真結(jié)果如圖9所示。由圖9(a)可知，應(yīng)用改進(jìn)PID控制器在升架過程支撐力在0～0.9 s時緩慢增加，有利于保證支撐立柱同步啟動;0.9～2.0 s時支撐力迅速增加，未與頂板接觸前，升柱速度快;2～4 s實行超前支架緩慢接頂策略，此時間段內(nèi)支撐力緩慢增加到最后穩(wěn)定不變，更好地保護(hù)頂板。而普通PID控制器在升架初期，支撐力存在突變增加且波動較大，同步啟動難度大;另外，支撐力上升緩慢，影響升柱效率，在達(dá)到初撐力設(shè)定值時不能平穩(wěn)過渡。

圖9 立柱升架過程仿真結(jié)果Fig.9 Support curve of hoisting process

由圖9(b)可知，應(yīng)用改進(jìn)PID控制器在0～1.1 s時立柱快速上升，提高升柱效率;1.1～2.8 s超前支架頂梁與頂板即將接觸，立柱緩慢上升，防止實際工況中振動現(xiàn)象發(fā)生，抑制頂梁位移上下波動，避免振動對頂板擾動破壞; 2.8 s以后活塞與頂板完全接觸，超前支架達(dá)到初撐力設(shè)定值。改進(jìn)的PID控制器解決了普通PID控制存在升架速度緩慢、頂梁臨近頂板時不能平穩(wěn)過渡的問題。

3 支護(hù)方式自適應(yīng)原理與方法

支護(hù)方式自適應(yīng)特指行走方式自適應(yīng)，包括移架方式自適應(yīng)和行走方法自適應(yīng)兩方面內(nèi)容。

3.1 移架方式自適應(yīng)原理與方法

現(xiàn)有超前支架最大問題是反復(fù)支撐破壞巷道頂板[16-18]。由于采用順序前移方式進(jìn)行移動，移動過程中液壓支架不停降柱、升柱[19]，反復(fù)對巷道頂板加載、卸壓，造成巷道頂板破碎，加之支架擦頂移架時，移架力過大，直接剪切錨桿和錨索，致使錨桿和錨索松動破壞，托盤脫落，無法錨護(hù)，造成錨護(hù)系統(tǒng)失效。為此研制了全方位行走支架(圖10)，采用螺旋推進(jìn)器作為行走部(圖11)，利用乳化液馬達(dá)驅(qū)動行走(圖12)，最大持點是僅需改變左右2個螺旋推進(jìn)器的轉(zhuǎn)速和轉(zhuǎn)向，即可實現(xiàn)前進(jìn)、后退、側(cè)向平移和旋轉(zhuǎn)全方位行走[20]。

圖10 支架三維實體模型Fig.10 3D model of powered support

圖11 全方位行走部實物樣機Fig.11 Prototype of omnidirectional walking part

圖12 螺旋推進(jìn)器行走部Fig.12 Walking part of screw propeller

圖13為螺旋推進(jìn)器旋向與行走方向的關(guān)系，圖中左右側(cè)螺旋推進(jìn)器的旋向分別為左旋和右旋。如圖13(a)所示，左側(cè)螺旋推進(jìn)器向左旋轉(zhuǎn)，右側(cè)螺旋推進(jìn)器向右旋轉(zhuǎn)，若左右螺旋推進(jìn)器轉(zhuǎn)速都為ω、中徑都為r、螺旋升角為γ，左右側(cè)螺旋推進(jìn)器y方向移動速度vy相互抵消，超前支架沿x方向前進(jìn)或后退速度為vx=2ωrsinγ;如圖13(b)所示,左、右螺旋推進(jìn)器都向左旋轉(zhuǎn)且轉(zhuǎn)速都為ω、中徑都為r，左右側(cè)螺旋推進(jìn)器x方向移動速度vx相互抵消，超前支架沿y方向側(cè)向平移速度為vy=2ωrcosγ;如圖13(c)所示,左側(cè)螺旋推進(jìn)器左旋，右側(cè)螺旋推進(jìn)器不動，超前支架原地旋轉(zhuǎn)。

圖13 螺旋推進(jìn)器旋向與行走方向的關(guān)系Fig.13 Relation between rotation direction and traveling direction of screw propeller

由于基于螺旋推進(jìn)器的支架具有全方位行走功能，因此可以采用換位前移的方式進(jìn)行移架。即將巷道中的最后一架超前支架直接移動到超前支架組的前方，變成第一架超前支架，通過行走方式的自適應(yīng)，有效解決現(xiàn)有超前支架反復(fù)支撐破壞巷道頂板和錨護(hù)系統(tǒng)難題。

3.2 行走方法自適應(yīng)原理與方法

如前所述，全方位行走支架最大特點是操作簡單，僅需改變左右兩個螺旋推進(jìn)器的轉(zhuǎn)速和轉(zhuǎn)向，即可實現(xiàn)前移、側(cè)移和旋轉(zhuǎn)全方位行走[21-22]。該特點決定了該型支架易于實現(xiàn)智能行走。如圖14所示，在超前支架上布置紅外發(fā)射器、紅外接收器和超聲波測距裝置，超前支架根據(jù)紅外發(fā)射器和紅外接收器判斷超前支架行走方向，通過前后部測距裝置測量超前支架到兩幫煤壁距離dL1,dL2,dR1,dR2以及到相鄰超前支架間的距離dl1,dl2,dr1,dr2(圖15)，比較上述參數(shù)差值，判斷超前支架判斷超前支架在巷道中的位置，以及是否在巷道中發(fā)生偏轉(zhuǎn)。通過上述方法修正支架位置信息，及時調(diào)整支架行走方式和行走狀態(tài)，實現(xiàn)超前支架自動導(dǎo)向自動行走與就位，智能行走流程如圖16所示，δ為系統(tǒng)設(shè)定的控制裕度。

圖14 傳感器布置示意Fig.14 Sensor arrangement

圖15 液壓支架測距示意Fig.15 Indication of measurement distance

圖16 自動行走流程Fig.16 Automatic walking process

4 應(yīng)用實例

2012年單元式超前支架最早在新汶礦業(yè)集團(tuán)龍固煤礦試驗成功，2014年開始在淄博礦業(yè)集團(tuán)唐口煤礦和新河煤礦等礦區(qū)推廣使用。計算參數(shù)如下:工作阻力Q=4 000 kN，最低高度2 060 mm，最大高度4 500 mm，頂梁質(zhì)量1 500 kg，摩擦因數(shù)取0.2，a=0.15 m，b=0.3 m，c=0.15 m，具體參數(shù)見表2。頂梁正常狀態(tài)如圖17(a)所示，由圖17(b),(c)可知，頂梁前后擺角10°，左右擺角15°。頂梁前后擺角為10°時，由式(1)可知，頂梁表面受到的集中力、限位板水平力分別為Q=2F/(cosα-μsinα-G)，N=Q(sinα+μcosα)，代入數(shù)值得Q=4 195 kN，N=1 539 kN。頂梁左右擺角為15°時，由式(2)可知，Q=3 849 kN，此時每根底座固定座受到的水平力為N=518 kN，T=385 kN,t=770 kN。需說明的是，該型支架最早在龍固礦試驗時沒有采用自適應(yīng)頂梁結(jié)構(gòu)，很多柱頂銷都出現(xiàn)了不同程度的損壞。改用自適應(yīng)性頂梁結(jié)構(gòu)后，液壓支架適應(yīng)能力大幅提升，柱頂銷很少損壞(圖18)。至此以后，由于結(jié)構(gòu)簡單、質(zhì)量輕，單元式超前支架開始在越來越多的礦區(qū)推廣應(yīng)用[23]。唐口煤礦采用液壓支架工況監(jiān)測系統(tǒng)進(jìn)行支護(hù)狀態(tài)自動監(jiān)測，提高了液壓支架適應(yīng)能力。螺旋推進(jìn)器的試驗結(jié)果表明，5 t載荷條件下，側(cè)向平移、前移后退運行平穩(wěn)。利用同步閥保證左右液壓馬達(dá)流量均衡性，側(cè)向平移直線度良好，水平移動速度3 m/min[24]，前進(jìn)方向直線度偏差在30 mm/m左右。

圖17 頂梁不同狀態(tài)照片F(xiàn)ig.17 Canopy in different state

表2 ZQ4000/20.6/45單元式超前支架主要技術(shù)參數(shù)Table 2 Main Technical Parameters of ZQ4000/20.6/45 powered support

圖18 單元支架井下照片F(xiàn)ig.18 Unit powered support

5 結(jié) 論

(1)超前支架自適應(yīng)支護(hù)是指超前支架具有根據(jù)巷道載荷變化與圍巖變形自主調(diào)整支護(hù)阻力、支護(hù)狀態(tài)與支護(hù)方式的能力。根據(jù)結(jié)構(gòu)形式和控制方式的不同，將其分為支護(hù)姿態(tài)自適應(yīng)、支護(hù)阻力自適應(yīng)與支護(hù)方式自適應(yīng)3種類型。

(2)對于沒有穩(wěn)定機構(gòu)的超前支架，為了避免立柱受側(cè)向力，利用自適應(yīng)頂梁轉(zhuǎn)化作用力方向，頂梁具有前后、左右擺動能力，最大擺動角在10°～15°，通過頂梁姿態(tài)的自適應(yīng)來減少立柱的側(cè)向受力，提高支架穩(wěn)定性。對于設(shè)有穩(wěn)定機構(gòu)的超前支架，采用傾角傳感器和壓力傳感器獲取支架幾何參量，通過支架多維度姿態(tài)控制器感知支架實時姿態(tài)，通過電液控制系統(tǒng)改變立柱支護(hù)高度和相關(guān)千斤頂行程，實現(xiàn)超前支架支護(hù)狀態(tài)自適應(yīng)調(diào)控。

(3)螺旋推進(jìn)器僅需改變轉(zhuǎn)速和旋向，就可實現(xiàn)超前支架前進(jìn)、后退、側(cè)向平移、旋轉(zhuǎn)，基于測距的自主導(dǎo)向系統(tǒng)，實現(xiàn)超前支架自動行走，行走速度3～4 m/min，直線度偏差30 mm/m，將其作為超前支架行走部，采用換位前移方式進(jìn)行移架，可解決超前支架智能行走以及反復(fù)破壞巷道頂板和錨護(hù)系統(tǒng)難題。

(4)超前支架支護(hù)阻力存在非等強分布特性，通過超前支架初撐力分布形式、支護(hù)阻力大小以及升架接頂速度的自適應(yīng)調(diào)控，解決超前支架與巷道頂板和錨護(hù)系統(tǒng)協(xié)調(diào)匹配性難題，提高超前支架適應(yīng)巷道圍巖變化能力，實現(xiàn)超前支架自適應(yīng)支護(hù)。