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      綜放工作面液壓支架支護的設(shè)計與應(yīng)用

      2021-07-28 05:44:14
      機械管理開發(fā) 2021年6期
      關(guān)鍵詞:初撐力端頭校核

      馬 軍

      (陽泉煤業(yè)(集團)有限責(zé)任公司一礦,山西 陽泉 045008)

      1 81403工作面基本情況

      1.1 工作面簡介

      陽煤一礦81403工作面井下位于北條帶十四采區(qū)西北部,東部為十四采區(qū)大巷,南部為81405回采工作面(未掘進),西部為十六采區(qū)(未掘進),北部為81401工作面(已回采)。本工作面上方為圣天寶地清城煤礦與呈祥煤礦9號煤層連接通道(未掘進)。有電力線,無建筑物。高壓線橫穿本工作面中部,工作面回采對高壓電力線及其設(shè)施產(chǎn)生破壞作用。煤層節(jié)理發(fā)育。煤層節(jié)理產(chǎn)狀:54°∠60°。工作面坑透后,圈定兩處異常區(qū),編號為E1、E2異常區(qū)。異常區(qū)為陷落柱和預(yù)測陷落柱影響所致。

      此外據(jù)坑透分析工作面內(nèi)隱伏有四條撓曲,編號為KN1、KN2、KN3、KN4,五處預(yù)測地質(zhì)異常體,編號為A1、A2、A3、A4、A5。工作面走向長1 345 m,傾斜長226 m,開采儲量256萬t。

      1.2 采煤方法及工藝

      工作面采用走向長壁后退式綜合機械化放頂煤一次采全高采煤方法;雙滾筒采煤、落煤和裝煤,液壓支架維護頂板和放頂煤,前后兩部溜運煤;全部垮落法管理頂板。采用綜合機械化低位放頂煤一次采全高采煤工藝,工作面每割一刀煤放一部頂煤,實行“一采一放,追機放頂煤”的作業(yè)方式。

      1.3 工作面支護設(shè)備

      本面安裝153架低位放頂煤液壓支架,其中中間架147架,型號為ZFY7800/17/32D,機頭、機尾各安裝3架過渡架型號為ZFG7000/18/32D;過渡架工作面支架最大控頂距6.26 m,最小控頂距5.46 m;中間架工作面支架最大控頂距6.33 m,最小控頂距5.53 m,移架放頂步距0.8 m,端面距不大于0.34 m。正常情況下,工作面采高控制在2.8~3.0 m之間。

      2 工作面支架設(shè)計校核

      本工作面過渡架采用ZFG7000/18/32D型支架及ZFT-25000/20/38型 支 架,工 作 面 采 用ZFY7800/17/32D型基本架,現(xiàn)對其強度進行校核。本工作面合理支護強度選取549.36 kN/m2。

      2.1 ZFT-25000/20/38端頭架支護強度校核

      動壓影響一般取靜壓時的2~4倍,取3。

      2.1.1 進風(fēng)巷超前段頂板載荷Q進的計算

      式中:Q頂為靜壓情況頂板載荷,kN/m2;γ頂為巖石容重,取25 kN/m3;H為巷道高度,取3.1 m;RP為塑性區(qū)半徑,m。

      式(1)中塑性區(qū)半徑RP的計算公式為:

      式(2)中:Z為巷道埋藏深度,539.4 m;φ為內(nèi)摩擦角,取45°;R0為矩形巷道外接圓半徑,m。

      式(2)中矩形巷道外接圓半徑R0的計算公式為:

      式(3)中:a為巷道寬度,取5.7 m;H為巷道高度,取3.1 m。

      將數(shù)值帶入公式(3)(2)(1)中計算,得出Q進=173.25 kN/m2。

      2.1.2 進風(fēng)巷超前段頂板總壓力F頂?shù)挠嬎?/p>

      式中:L為超前維護距離,取1.5 m。

      將數(shù)值帶入公式(4)得F頂=14 813 kN。

      2.1.3 進風(fēng)巷錨網(wǎng)支護F錨網(wǎng)的計算

      式中:n補為補強錨索根數(shù),18;N破為錨索破斷力,取353 kN;η為錨索支護效率,取80%。

      將數(shù)值帶入公式得F錨網(wǎng)=5 083 kN。

      2.1.4 進風(fēng)巷超前段端頭支架需要承載的頂板壓力F超前

      F超前=F頂-F錨網(wǎng)=14 813-5 083=9 730 kN。

      ZFT25000/20/38型端頭支架的初撐力為19310 kN,大于所需要的頂板承載壓力9 730 kN,完全滿足頂板支護要求。

      實際支護能力P1=25 000/(13.0×1.34×2)≈717.6 kN/m2≈0.718 MPa。式中:25 000 kN為液壓支架額定工作阻力;13 m為支架最大控頂距;1.34 m為支架中心距為雙架。

      且P1>Pt(通過理論計算得出理論要求的壓力Pt=549.36 kN/m2≈0.549 MPa),所以端頭支架的支護遠遠超過理論要求的壓力,完全滿足頂板支護要求。

      2.2 ZFG7000/18/32D型過渡架支護強度校核

      支架的額定工作阻力為7 000 kN,最大控頂距為6.26 m,支架中心距為1.5 m。同上計算得出實際支護能力P2≈0.745 MPa,P2>Pt(0.549 MPa),支架支護能力達到要求。

      2.3 ZFY7800/17/32D型基本架支護強度校核

      支架的額定工作阻力為7 800 kN,最大控頂距為6.33 m,支架中心距為1.5 m。同上計算得出實際支護能力P3≈0.821 MPa,P3>Pt(0.549 MPa),支架支護能力達到要求。

      2.4 支架參數(shù)對照表(如表1所示)

      表1 支架參數(shù)對照表

      控頂距的選擇:中間架最大、最小控頂距分別為6.33 m、5.53 m,過渡架最大、最小控頂距分別為6.26 m、5.46 m,均能夠滿足要求。

      3 礦壓觀測分析

      3.1 支護效果分析

      工作面支護情況良好,支架工拉架后及時將立柱升緊達到初撐力,來壓時工作面情況:每次來壓時工作面有片幫現(xiàn)象,局部頂板冒落,安全閥卸載現(xiàn)象,個別安全閥損壞導(dǎo)致來壓時支架行程變小、支架立柱自降及尾梁自降等情況發(fā)生。回、進風(fēng)巷超前壓力顯現(xiàn)正常。

      通過礦壓觀測統(tǒng)計,工作面直接頂初次跨落步距24 m,基本頂初次來壓步距45.3 m,工作面頂板周期來壓步距13.38 m。最大平均值達到32 MPa,持續(xù)距離約1.8 m,然后壓力值開始呈下降趨勢,壓力值正常,周期來壓期間工作面壓力顯現(xiàn)不明顯,支架工作狀態(tài)正常,支架設(shè)計初撐力得到較好的發(fā)揮,部分支架最大循環(huán)末阻力已達到額定阻力的95%,支架的額定能力已得到充分發(fā)揮。

      液壓支架平均初撐力為28.56 MPa,初撐力平均值與額定初撐力的比值為82.6%;最大初撐力為35.8 MPa,初撐力最大值與額定初撐力的比值為119%。

      3.2 壓夜支架及頂板管理措施

      1)加強采煤工作面液壓支架初撐力管理。保證泵站壓力,定期對液壓系統(tǒng)進行反沖洗,及時更換損壞的支架千斤立柱,杜絕竄漏液,同時嚴(yán)格規(guī)范工人操作,支架拉出后要將支架調(diào)平升緊,必須保證支架初撐時間,避免支架出現(xiàn)錯茬。嚴(yán)格控制工作面的端面距超過0.34 m,要及過架。兩巷支設(shè)超前時,要保證初撐力合格,鉆底量超過100 mm要穿鐵鞋。

      2)加強工作面兩巷落山退錨放頂管理,保證兩巷的壓力得到及時的釋放,利于端頭的維護。加強采煤工作面端頭維護和安全出口管理。采煤工作面所有安全出口與巷道連接處超前壓力影響范圍內(nèi)必須加強支護,此范圍內(nèi)的巷道高度不得低于1.8 m,人行道寬度不小于0.8 m。

      3)隊組技術(shù)人員要掌握好本工作面的平均來壓步距,分析好周期來壓的時間段,隊組根據(jù)分析情況及每次周期來壓情況,提前加強支架的閥組檢修,保證支架的初撐力;加強端頭支護,保證超前及端頭支護的單體柱要穿好柱鞋,保證支護強度,當(dāng)工作面發(fā)生片幫及局部冒落等情況時,要及時地提前過架維護頂板,仍然達不到維護效果時要采取上木梁或注膠等維護措施加強工作面的維護。

      4 結(jié)語

      通過在陽煤一礦81403工作面液壓支架的選型及應(yīng)用,該型號支架滿足工作面支護強度要求,在頂板支護上能提供較高的初撐力,也驗證了各類地質(zhì)條件的可靠性能,和其他綜采設(shè)備配套良好,實現(xiàn)了頂板支護的安全,為工作面安全高效推進提供了有效裝備。

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