综采面的支护设计精要.ppt

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1、1,第四章 综采面的支护设计,液压支架的选型、计算,2,近年来综采在采煤机械化中所占的比例有长足发展，然而，综采工作面的效率与安全状况并不令人满意，综合机械化采煤的效率与安全很大程度上取决于液压支架与地质条件的适应情况。本章在对不同类型煤层顶底板分类及对支架设计要求分析的基础上，论述了支架合理选型的方法，并简要介绍端头与超前支护。,3,第一节 综采面矿压特点及对支架设计的要求第二节 现有的典型架型与实际支撑能力第三节 合理工作阻力的确定方法第四节 支架选型第五节 端头支护和超前支护,4,第一节 综采面的矿压特点及对支架设计的要求,一、工作面顶板分类及矿压描述的常用指标煤层及顶底板条件是液压支架

2、选型的依据，也是支架设计的基础。因此，进行顶板分类及掌握各类顶板条件下的矿压显现特点是支护设计的必要条件。,5,（一）顶板分类 基本要求：对顶板进行分类，必须从顶板控制的原则和具体方法出发，具体考虑顶板管理方法的差别和效果。例如，考虑支架选型计算得要求及具体方法步骤时，首先要确定支架选型是以防止切顶事故为主，还是以防止支柱缩量超限及保证必要的工作空间为主；在日常顶板管理中，是否要进行老顶来压的预测预报，是否要在来压前夕架设特别支架，来压前后是否需要分别管理等等。,6,（二）矿压描述的常用指标 1）岩性指标岩性指标以顶板岩性为基础，包括顶板岩层的岩石力学性质（单向抗压强度）、分层厚度、节理和裂隙

3、的发育情况等。通常由实验室试验和现场实测两种方法测定。综合指标强度指数D来表示，根据对全国近百个工作面的统计结果有如下关系式存在：,7,式中：D强度指数；c1节理裂隙影响系数；c2分层厚度影响系数；压直接顶岩层的岩石单向抗压强度，MPa 2）工程指标工程指标是指在进行回采的过程中可以直接观测到的参数，包括顶板的挠曲情况、端面顶板破碎程度和运动步距等。这些参数利用井下动态观测法可直接测出。,8,（1）直接顶端面挠曲情况 直接顶强度越高，受裂隙破坏程度越低，则自承载能力越高，稳定性越好。相反，分层厚度小、强度低、受原生裂隙和因超前支承压力作用产生的次生裂隙切割的直接顶回采暴露后，如果得不到及时支护

4、或支护不当，很快由自行挠曲发展到冒落。直接顶端面挠曲情况由安设在工作面内靠煤壁侧和靠老塘侧的动态仪读数变化情况进行判断。,9,（2）端面顶板破碎度端面顶板破碎度E是端面顶板冒落面积（冒高超过100mm）与端面顶板悬露面积的比值。在现场使用中，将面积比简化在具体观测剖面中的端面冒顶宽度与悬顶宽度的比值式中：a顶梁第一顶点到顶梁前端的距离，m；b端面距，m；c片帮深度，m；d冒顶宽度，m；s端面悬顶距，s=a+b+c，m.,10,（3）直接顶垮落步距（Lz，Lk+Ls）Lz基本上不受支护形式和生产工艺影响。（4）老顶步距及厚度（C0,C，ME）在自然垮落条件下，C0、C基本上回采工作影响。（5）采

5、空区填充系数（N）（6）顶板下沉量（h）每米采高对应的下沉量控制在100mm以内，能保证工作面顶板完整。（7）煤壁片帮（s）,11,直接顶分类,单轴抗压强度、分层厚度f、节理裂隙间距d,D=C1C2C,C1=0.2255(d+1)+0.0503C2=0.1541(f+1)+0.0697,强度系数,12,直接顶分类表,13,基本顶分级,不明显,明显,强烈,非常强烈,基本顶的分级指标是基本顶初次来压当量(pe)，由基本顶初次来压步距(C0)、直接顶充填系数(N)和煤层采高(hm)按式(4)确定。基本顶的分级指标见表6。pe=241.3ln(C0)-15.5N+52.6hm式中 pe基本顶初次来压当

6、量，kNm2。,14,基本顶分级,基本顶分级表,15,（三）各类级顶板矿压显现特点 1）直接顶（1）1类顶板顶板岩性：多为分层厚度比较小的页岩、炭质页岩、粘土岩、粉砂岩等。顶板特点：强度低，原生裂隙发育，初次垮落步距小于8m，采空区内形不成悬顶，随采随冒。矿压特点：随工作面推进，在超前支承压力作用下，岩层内部原生裂隙继续扩张，同时形成许多再生裂隙。受裂隙切割的顶板裸露后，如果得不到及时支护，端面顶板下沉速度明显增大，容易冒顶，E较高。,16,（2）2类顶板顶板岩性：多为分层厚度在250500mm的砂质页岩、厚层页岩、泥质石灰岩等。顶板特点：裂隙间距在250500mm，初次垮落步距918m。矿压

7、特点：在工作面推进过程中，由于老顶岩梁周期性断裂和超前支承压力作用，直接顶会出现周期性的破碎带。因此，机道上方顶板破碎度呈显明显周期性变化。,17,（3）3、4类顶板矿压特点：分层厚度大，裂隙不发育，比较完整。矿压特点：初次垮落步距大于18m，推进过程中在采空区内经常出现悬顶，并按一定步距周期性垮落。在工作面推进过程中，端面顶板破碎度很低，几乎为零。,18,（1）级顶板三种情形：一是老顶岩梁强度低，C025m，C8m；二是厚煤层下分层开采时，老顶岩梁已预先断裂成块，运动剧烈程度明显削弱；三是冒高大，充填效果好，允许老顶运动的空间小，最终沉降值因而很小。顶板运动效果在工作面内的压力显现变化平缓，

8、没有明显的周期性。,2）老顶,19,（2）级顶板工作面内压力显现有明显的周期性。C0一般为2545m，C为815m。老顶岩梁数目一般为1-2个。上位坚硬岩梁来压时，可能对下位岩梁产生动压冲击，容易造成直接顶板的下切。,20,（3）、级顶板顶板岩梁多为砂岩、中粒石英砂岩等。强度高，来压步距大，初次来压步距大于45m。老顶由一个或多个岩梁组成。在工作面推进过程中，相对稳定阶段压力显现不明显，一旦岩梁断裂来压，工作面压力明显上升，来压时的压力显现是来压前的34倍，甚至更高。,21,二、各类级顶板对支架设计的要求顶板,（一）12、12顶板1、2类直接顶即破碎和中等稳定顶板，、级老顶即来压不明显和明显的

9、顶板。对12、12顶板对支架设计的要求：利用较高初撑力，提高支架支撑效率，确保工作面顶板移架后早期移近量小，移近速度低，以提高梁端距空顶处顶板稳定性。利用四连杆机构，控制端面顶板，选取双扭线最佳段为支架工作范围，确保工作面端面附近支架有较强的控制能力。利用伸缩梁或可旋转180的挑梁，在移架前、采煤后及时支护刚刚暴露的梁前顶板，减少顶板早期破坏。,22,利用顶梁侧护板等护顶装置，提高支架对顶板的封闭程度，以此提高支架的护顶能力，防止破碎岩块窜入回采空间影响生产，威胁人和设备的安全。利用防片帮装置，减少片帮深度和面积，从而提高煤壁的稳定性。利用完善的挡矸装置，防止采空区破碎岩块窜入回采空间，确保顺

10、利移架。利用邻架操作，保证移架工人的安全；利用灵活、快速的操作阀，保证快速移架，以免因移架引起顶底板移近量过大，使顶板难以控制。,23,1、2类直接顶和、级老顶综采面具有老顶来压步距小而稳定，强度缓和，支护阻力小而分布均匀，直接顶特别是端面不稳定，受移架影响严重等矿压特点。要求：支架初撑力高，控制端面顶板能力强，及时支护，护顶能力强，挡矸、护帮装置齐全，能快速邻架操作移架。,24,（二）34、34顶板对支架设计的要求,、级老顶即来压强烈的顶板，3、4类直接顶即稳定和坚硬顶板。对此类级顶板综采工作面液压支架设计的要求：利用较大支撑能力，并使后柱阻力高于前柱，确保支架具有足够的切顶能力，能有效地对

11、付强烈的老顶来压。利用四连杆机构，增强抵抗水平推力的能力，防止支护毁坏。利用连杆机构，使支架尽量减少梁端距。利用掩护梁挡好采空区矸石，防止矸石窜入支护工作空间；利用侧护板，防止架间窜矸漏矸。利用大流量安全阀，确保支架受冲击载荷时少受损坏。,25,34、34顶板综采工作面矿压特点：老顶来压步距大、强度高，支护阻力大而分布不均，直接顶稳定，支架易损坏。支架要求：具有支撑能力大、抗水平推力强；切顶性能好、支架安全阀流量大等性能。,26,（三）分层开采对支架设计的要求1）分层开采的矿压显现垮落带的高度随开采分层数而增加，但增加的幅度逐层减少，因此多数情况下，下分层支架的静载较顶分层大。下分层支架受载无

12、上覆岩梁断裂时的冲击载荷，只有岩块间咬合失稳而产生载荷增加，故支架的动载较顶分层小。跨落后的直接顶形成再生顶板，其强度、刚度、粘结力均大为降低，其力学参数随块度水分、粘结料、压实时间及再生层厚度而变化。再生顶板一般无悬顶，能随垮落而充满支架后方采空区，但采空区矸石涌入的侧压力较大，并随采高和顶板压力增加而增高。,27,无论上行还是下行垮落法开采，分层综采工作面都要求上下分层支架有区别。对于上分层，由于顶板为实体岩石，故要求支架支架工作阻力较大；而底板为较弱的煤体，则要求支架底座比压分布较均匀，接触比压小；由于上分层要为下分层铺网，故要求支架设置铺网和洒水装置。对于下分层，由于顶板为破碎岩石，故

13、要求支架工作阻力较小。,28,2)下分层支架设计应满足的要求：具有较高的支架初撑力，防止顶板早期破碎；利用带压移架防止支架反复支卸破坏顶板、产生网兜，尽量保证再生顶板和人工假顶的稳定性；做到及时迅速移架，减少下分层顶板暴露时间和面积，防止顶板冒落、流矸；设置防倒装置，歪斜倾倒；利用四连杆和侧护板及人工假顶等，提高支架护顶能力，以防梁端和其他部位漏矸、窜矸，威胁人和设备安全，影响生产；设置机械铺网和向采空区洒水装置，保证人工假顶铺设质量或提高破碎岩石再生能力；为了适应下分层采高变化大的特点，立柱伸缩比宜大些。,29,（四）大采高工作面对支架设计的要求 1）矿压显现特点用综采设备一次回采3.5m以

14、上的厚煤层称为大采高综采。特点：采高增加使支架载荷相应提高，但并非线形正比关系。采高增加，煤壁的片帮范围及深度增加，端部冒顶增加。采高增加，支架易倾倒，稳定性差。,30,2）对支架设计的要求，一般为掩护式支架。为了保证大采高支架在移架时支架运动的稳定性，掩护梁所受的垮落矸石水平推力要大于移架时顶梁及掩护梁侧护板所受到的摩擦阻力，以保证移架过程中架体上部不出现滞后现象。此外，支架在平时掩护梁的推力可使架体受到一个指向煤壁的水平推力，以阻止顶板向采空区方向变形移动。由此推算，当采高为44.5 m时，掩护梁倾角应为6065,这足以保证移架过程中掩护梁上矸石能沿梁体下滑的掩护梁最小倾角为1719。,3

15、1,两柱掩护支架的上柱窝位置对顶梁前端部的承载能力影响很大，从而也是影响端面冒落度的重要参数。虽然将上柱窝前移有利于增加梁端承载能力，但却易使平衡千斤顶受力过大而损坏，故在直接顶属不稳定或中等稳定条件下，顶梁柱在支柱前后长度比，应为11.5，使梁前端部有700800 kN/m2的支护强度。,32,平衡千斤顶应有足够的工作阻力及行程，应认真考虑支柱根数和布置。当支架处于拉架状态时顶梁卸载而掩护梁受载，此时平衡千斤顶受拉。如顶梁仰角过大，应操作千斤顶收回行程，提起掩护梁，使支架在下一循环开始时能恢复良好的工作状态。据此推算平衡千斤顶工作阻力在最大采高为3.53.5 m时应为700750 kN。当支

16、架顶梁前端冒空，顶梁与掩护梁接近直线状的情况下，即使用工作阻力较大的双平衡千斤顶亦难以改变支架成正常状态。为此，应在掩护梁上设置具有足够强度的机械限位装置，在限位时千斤顶仍有2530 mm的行程。,33,第二节 现有的典型架型与实际支撑能力,一、液压支架的结构液压支架的基本部件：顶梁液压支柱底座掩护梁推移装置操纵装置挡矸板。,34,结构上没有掩护梁，对顶板的作用是以垂直支撑为主的支架。,支架具有较大的支撑能力，靠立柱和顶梁直接支撑顶板，维护工作空间，顶板在顶梁后部切断垮落。支撑力集中在顶梁的后部，而在煤壁附近无立柱支护区由支撑力较弱的前探梁维护。,一般适用于支撑稳定和坚硬的顶板。按支架结构与动

17、作方式的不同，支撑式又可分为垛式和节式两种。,液压支架架型1）支撑式,35,（1）节式支架,图4-6 节式支架,36,（2）垛式支架,图4-7 BZZC型垛式液压支架,37,优点：支撑效率高，立柱阻力完全用于支撑控顶区内顶板；每米工作面的支撑力高，放顶线的支撑能力大，结构简单，价格便宜。缺点：支架端部支撑能力弱；对顶板的覆盖率及对架间和采空区的挡矸能力低；对顶板水平力的承受能力差。适应条件：支撑式支架随下位岩层为中等稳定以下的煤层难于适应，在破碎顶板下工作十分困难，较适用于直接顶稳定和老顶来压较强烈的煤层，尤其是薄煤层。,1）支撑式,38,2）掩护式,支架顶梁较短，支撑能力较弱，主要靠掩护作用

18、维护工作空间，适用于松软顶板。,图4.8 G320-13/32型掩护式支架,39,2）掩护式,ZY3600/20/45型掩护式液压支架,40,3）支撑掩护式 支撑掩护式支架一般适用于老顶级，动压系数约为1.5以上，直接顶为中等稳定以上的工作面。对底板的强度不限。总之，支撑掩护式支架适用范围较宽，可适用于2-4级顶板。,图4.9 支撑掩护式支架,41,ZZ9900/29.5/50型支撑掩护式液压支架,42,4）纯掩护式 特点：没有顶梁，对顶板只起掩护作用。,43,图4.11 不同架型顶梁上载荷分布a、b垛式；c、d支撑掩护式；e掩护支撑式；f纯掩护式,液压支架架型,44,45,二、液压支架实际支

19、撑能力,液压支架升架质量，直接影响到支架对顶板的初撑力，也影响到支架由初撑状态进入到恒阻状态所需的时间（即该段活柱缩量大小），如图4.19所示。,支架由于受临近支架卸载移架和顶底板中裂隙扩展或浮矸浮煤压缩的影响，多数处在多增阻状态下工作（图4.20），整个支护循环中的平均阻力小于终工作阻力，更小于额定工作阻力。,图4.20 实测支架循环工况,图4.19 液压支架特性曲线,46,液压支架对顶板的支护特性与单体支柱不同，随工作面推进，存在着支架反复卸载、前移、再支撑的过程。在支架卸载前移过程中，卸载时对顶板的支撑力几乎消失，使临近的未移支架所受压力升高，沿工作面煤壁方向明显出现支架受载不均现象（如

20、图4.21）。,图4.21 沿煤壁方向支架受力分布,47,（二）液压支架实际支撑能力 支架对顶板的实际支撑力应当是沿工作面煤壁方向整个支架控顶范围内的阻力平均值 RT=KYBKYZRB 式中 RT液压支架的实际支撑能力，kN/架；KYB液压支架承载不均匀系数；KYZ液压支架增阻系数；RB液压支架额定工作阻力，kN/架。,48,一、我国液压支架合理工作阻力的确定 目前主要采用的方法有：据支架与围岩相互作用关系式位态方程的计算法 载荷估算法实测统计法临界阻力法理论分析法,第三节 合理工作阻力的确定方法,49,（一）支架围岩关系位态方程法在即定采高下，围岩组成及各部分运动规律不随所用支护手段的改变而

21、发生明显的、质的变化。在同一顶板条件下，不管是采用单体支柱支护，还是使用液压支架，顶板控制设计的基本要求和所需支护强度计算方法是相同的。,50,注意：单体支柱工作面的支护密度可以根据具体开采条件进行调整。综采工作面液压支架一旦布置好，支护密度（支架间距）是不能随意变动的，这就要求液压支架的额定工作阻力PB直接与控顶要求的支护强度PT相适应，即 PB=PT/KY KY=KYBKYZ式中 KY液压支架支护效果影响系数；在位态方程PT的计算中 KT 一般按“给定变形”方程取值，而综采支架则应按每米采高顶底板移近量不超过100mm计算hi，KT 一般取23，将其代入位态方程，计算出PT。,51,例子,

22、某综采工作面钻孔柱状如图4-22所示。选用国产ZYB-35型四柱支撑掩护式支架。,图4-22 钻孔柱状图,52,例子,支架参数：工作阻力：4000kN/架（0.734MPa）；支护面积：5.45 m2；顶梁宽度：1.5 m初撑力：1884kN/架（0.346MPa）；最大高度：3.5 m；最小高度：1.7 m。根据相邻单体支柱工作面矿压观测得到以下参数：直接顶厚度，mz=2.5m(无悬顶)老顶第一岩梁：mE1=4.1 m，C110m；老顶第二岩梁：mE2=6.5 m，C2=20-25m；老顶第二岩梁（mE2）来压前夕顶板下沉量h020.150.2m。由于该岩梁厚度大强度高，来压时会对下部岩粱产

23、生明显的动压冲击现象，造成顶板沿煤壁处台阶下沉。,53,问题：为此，需要对所选液压支架在该顶板条件下的适应性和控制效果作出判断。分析：显然，在这类顶板条件下，控制设计的关键就在于排除上位坚硬岩梁来压时对下位岩梁的动压冲击。因此，要求支架阻力满足在坚硬岩梁来压前使得下位岩梁与它相贴紧的要求。按位态方程式估算，在所选支架阻力下，支架对下位岩梁的位态起到了限制作用，坚硬岩梁来压前将顶板下沉量控制在小于等于h02，即0.150.2m。,54,式中，PT=PBKY 可知，所用支架基本满足坚硬岩梁来压时动压冲击的要求。,55,（二）载荷估算法估算法：支架合理工作面阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直

24、接顶岩重Q1，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷Q2：P lk=Q1+Q2=ihili+Q2式中hi、li、i分别为第i层直接顶的厚度、悬顶距及容重。当直接顶随回采而冒落时，li等于控顶距lk，则合理支护强度P应为,56,图4.23 支架受力图,57,由于载荷Q2难于精确地计算，故可按不来压时的支架载荷作为仅是直接顶的载荷，再乘以来压时动压系数n可得,若考虑直接顶的初始碎胀系数为1.251.5，动压系数一般不超过2，则，p=(48)M,在顶板条件较好，周期来压不明显时可取低倍数，而周期来压比较剧烈时则可用高倍数。,58,经实测资料分析，Q2与老顶初次来压步距C0具有明显的线性关系，故上式也可用

25、下式表示。P=200+8C0 式中，200大致就相当于,59,（三）实测统计法,支架合理工作阻力P可用下式表示：式中，标准均方差，kN，k置信度系数，,Pt同一循环的支架时间加权平均工作阻力。若允许有3%的支架时间加权平均工作阻力大于额定工作阻力而使安全阀开启，则k值约为2，故上式为：,60,若以支架最大工作阻力Pm作为统计值，则k可取11.3，支架合理工作阻力P为：当工作面有明显老顶来压现象时，应按来压期间统计的支架阻力来确定合理工作阻力。应当指出，上述计算一般应用在支架初撑时的阻力低于支架围岩平衡必需的阻力时，计算结果较准确，对于高初撑支架，结果可能偏高。,61,综采面支护强度计算方法（行

26、业标准）1）IIII级老顶额定支护强度Pt。,2）IV级老顶延米支护阻力下限Ph。,3）支架额定工作阻力Ps,-支撑效率，支撑式：；纯掩，；掩护支撑，；支撑掩护，,K-备用系数，Iva，；IVb，,Sc-支架中心距,62,行业标准计算综采面支护强度例子1）基本顶分级 pe=241.3ln(C0)-15.5N+52.6hm=241.3ln(103)-15.51+52.62=936.7 pe=241.3ln(203)-15.51+52.62=1104.0 II级老顶，IV级老顶2）II级老顶额定支护强度Pt。pt=72.32+4.510+78.93.65+10.21-62.1=425.73kPa；

27、IV级老顶延米支护阻力 pt=1.23.65(241ln(60)+52.62.5-15.51-455)=2837.1kPam,3）支架额定工作阻力Ps,Ps=425.733.651.5/0.9=2589.8kN,Ps=2837.11.5/0.9=4728.5kN,63,各级老顶必需的支护强度和沿米阻力下限,64,（四）临界阻力法临界工作阻力就是使支架围岩处于相对平衡状态必需的最低支架阻力。大量实测资料及调压试验确定，支架初撑力P0与时间加权平均阻力Pt或末阻力Pm之间存在如下回归方程：Pt=AtBtlnP0 Pm=AmBmlnP0 此曲线为对数曲线式中At、Bt、Am、Bm为经验公式常数。,6

28、5,图4-24 支架的临界初撑力,66,曲线特点：Pt、Pm起初随P0迅速增长，随后增长速度逐渐减慢，由曲线的最大曲率点可决定支架临界初撑力Pok。Pok=0.71Bt支护阻力确定：(1)为保证稳产高效，避免机道顶板破碎及移架中顶板下沉速度急剧增加，求取支架的初撑支护阻力P0应将Pok乘以安全系数K1，对于稳定、中等稳定及不稳定顶板，K1分别为1.1，1.2及1.35。P0=K1Pok(2)将Pok带入式Pt=AtBtlnP0得时间加权临界阻力Ptk，自移支架的额定工作阻力PH 应以Ptk为基础，并考虑安全系数K2取1.52PH=K2Ptk(3)对于稳定和坚硬顶板，尚需考虑每延米阻力：PH=5

29、8M+14C+36(Lk-1)RH=410M+49C+460Lk-1660,67,（五）理论分析法,砌体梁学说：工作面支架的作用应及时支撑控顶区直接顶岩层，避免直接顶和老顶离层而破碎；同时要对上覆可能形成砌体梁结构的老顶岩层以作用力，用以平衡其部分载荷，不让其沿工作面形成切顶以及大量的台阶下沉。,68,图4.25 上覆岩层断裂时受力情况,69,当A岩块前端断裂瞬间，为协助B块实现平衡结构，其关系式为：,式中，PH合理支护强度，kN/m 2；岩块间摩擦角；岩块破断角（破断面和垂直面的夹角）；ME老顶岩层厚度；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。,70,71,阳泉某矿，柱状图如

30、右。C=11.5m，Lk=4m。岩块间摩擦系数tan=0.8；B岩块回转下沉量=ME/6,理论分析法计算例子,72,灰岩,自身可能平衡的岩层：2.20m灰岩，4.24m细砂岩,细砂岩,支架每延米工作阻力：,支护强度：,73,二、国外液压支架合理工作阻力的确定,（一）岩石自重法根据顶底板运动的特点，采用采高的倍数和岩石密度的乘积来计算支护强度，公式为：W=kM 式中，W液压支架支护强度，Mpa；k煤层赋存条件决定的系数，随国家的不同而不同；日本、印度取5，波兰去68，德国取12，美国取16。M采高，m；岩石密度，kN/m3。采高越大，一般来说，液压支架工作阻力越偏大。,74,（二）顶底板移近量法

31、此种方法主要有前苏联、英国、法国采用，研究发现顶底板移近量与支架支护强度之间存在着双曲线关系，从而寻找两参数变化的等速点，根据此确定支架的工作阻力。计算式中许多系数不得不从实验室中实验获得，这样就容易与实际情况产生误差。,75,（三）统计法 德国埃森采矿研究中心以液压支架端面顶板冒落高度和台阶下沉作为衡量支护强度是否够的指标.当端面高度大于30cm或台阶下沉大于10cm，长度占采面10%以上时，则表明支护强度不够。通过对比支架支护强度、顶板冒落高度和顶底板移近量法等指标，获得合理的支架支护强度的经验数据.,76,三、初撑力的确定,液压支架初撑力是指支架架设时对顶板岩层的支撑力。作用：压缩顶梁和

32、底座下浮煤、浮矸等中间介质，增加支架与围岩力学系统中的总体刚度，使支架设计支撑能力尽快发挥作用，并能改善直接顶岩层内的应力分布状态和提高稳定性。,77,1）按防止直接顶与老顶之间离层的要求确定初撑力 此时，初撑力应当能承受住直接顶的重量，即,式中，P0B支架初撑力，MPa；q 工作压力损失系数，1.8左右；,由上式计算出的值是控制直接顶所必须的初撑力的最低限，从维护直接顶稳定和完整的角度，还应考虑一个安全系数K（1）,78,2）依据P0B与PB间有合理比值的观点确定支架初撑力,在进行支架设计时，目前一般多从寻求支架初撑力与额定工作阻力间合理比值的角度来确定初撑力。根据14个综采工作面统计庆测初

33、撑力和额定初撑力之比为0.714，均方差为0.11。因此，设计时应考虑设计初撑力的利用率，一般设计初撑力高一些较好。实测表明，随着初撑力与额定工作阻力的比值E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，如下及图4-27所示。,79,1阳泉一矿506(2类)2石嘴山一矿2297(2类)；3范各庄矿1375(2类)；4南屯矿8307(3类)；5范各庄矿1477(2类)；6范各庄(1类)；7南屯矿7304(2类),80,由式公式(5-23)及图4-27可知，随着支架P0/PH的增加，Pt值也增加，但当P0/PH值达到6085后，Pt值曲线的斜率迅速减小。因此，为了使支架发挥较高的支撑

34、水平，又考虑到支柱安全阀开启压力通常要低于额定压力的10%，故P0/PH值合理值宜取达到6085。1、2类顶板，P0/PH宜选7585；2、3类顶板，P0/PH值取6075为宜。初撑力的适当提高，并不会增加支柱的开启率，因为高初撑力可减少支架的增阻值，从而减少顶板下沉量及安全阀开启率。,81,第四节 支架选型,一、液压支架选型的内容和要求液压支架架型选择是指针对具体顶板类型和顶板岩层组成情况选择不同的支架类型。不仅包括支架的架型及额定工作阻力，支护强度等参数，而且涉及顶梁、护帮、底座、侧推及阀组等主要部件的选型及其参数的决定。,82,二、影响液压支架选型的因素和顺序 根据顶板岩石力学性质、厚度

35、及岩层结构及弱面发育程度确定直接顶类型；根据老顶岩石力学特性及矿压显现特征确定老顶级别；根据底板岩性及底板抗压入强度及刚度测定结果，确定底板类型；根据矿压实测数据计算额定工作阻力或根据采高、控顶宽度及周期来压步距，估算支架必需的支护强度和每米阻力；根据顶底板类型、级别及采高，初选必需的额定支护强度，初选支架类型；,83,考虑工作面风量，行人断面，煤层倾角，修正架型及参数；考虑采高、煤壁片帮（煤层硬度和节理）的倾向性及顶板端面冒落度，确定顶梁及护帮结构；考虑煤层倾角及工作面推进方向，确定侧护结构及参数；根据底板抗压入强度，确定支架底座结构参数及对架型参数的要求；利用支架参数优化程序（考虑结构受力

36、最小），使支架结构优化。,84,图4-28 支架选型顺序,85,三、液压支架选型方法目前液压支架选型有两种方法：系统分析比较法；综合评分法。（一）系统分析比较法 分析比较法就是对要选择的多种方案的各个属性、部分、方面分别研究比较决定的方法。根据矿山地质条件来分析、比较决定支架各部分的类型及参数。其选型原则为：,86,选型原则：主要根据直接顶、老顶的厚度、物理性质、层理和裂隙发育情况及类级；结合采高、开采方法等因素确定支架的额定工作阻力、初撑力、几何形状、立柱数量及位置、移架方式、顶板覆盖率。下位顶板的稳定性对液压支架选型尤为重要。例如，经分析认为，目前适用最广的架型为两柱支顶式掩护支架及支撑掩

37、护式支架，而前者可适用于老顶级，动压系数为1.21.5，直接顶较稳定，采高小于5m的煤层；后者主要适用于 II级以上老顶，动压系数约为1.5以上，直接顶中等稳定以上的煤层。,87,对“三软”煤层，目前采取的架型有两种两柱掩护支架。一种是短顶梁的支掩式托梁掩护支架，插底式支架（缩小控顶距）；另一种是采取对顶板全封闭方式的支顶式掩护支架，有长侧护板的整体顶梁+伸缩梁，加大立柱倾斜角度，增大指向煤壁的水平力；根据煤厚变化范围及其规则程度，确定支架最大和最小高度、活柱伸缩段数、加高装置。结合煤层的强度和节理发育程度确定是否采用护帮装置，以及装置的形式和尺寸。煤层厚度小于2.7m时，一般不使用护帮装置；

38、,88,煤层倾角数据主要用于确定支架稳定性，如防倒、防滑装置、锚固站及调架装置；底板抗压入强度及平整程度用于确定底座类型是整体刚性底座或弹性连接的分底座；根据底板载荷集度分布确定底座面积。根据煤层的瓦斯含量及释放方式确定支架的最小过风断面是否能满足通风要求；此外，应选对地质构造变化适应能力强的架型。根据以上原则对可选择的支架架型及各部件的几个方案进行比较后，决定采用某类型及其参数。,89,1）支架选型要素及评价直接顶、老顶、底板、采高、倾角、片帮、瓦斯。评价Ri：5、4、3、2、1、无关。兼顾上下方的采动、两侧采动，构造，深部开采，水等因素的影响。2）确定重要性系数W3）综合确定架型和参数Q=

39、WiRi取Qmax。计算初撑力和工作阻力；支架结构优化,（二）综合评分法,90,91,掩护支架：I.插底；II.不插底；III.支顶式。支撑掩护式：（1）支顶；（2）支顶支掩式支撑式：节式；垛式a-整体顶梁；b-铰接顶梁；c-可伸缩或折叠式顶梁；d-弹性分底座；e-刚性整体底座；f-顶梁侧推千斤顶；g-顶梁底座侧千斤顶。,92,93,94,综合评分法应用举例,范各庄矿l 477工作面，直接顶l类，老顶I级，底板2类，采高3.43m，煤层倾角510，低瓦斯，煤层硬度f2，局部小构造较多，采深300 m，一侧开采，上部20 m内的5煤层已采。(现场实际使用G320-2.34.5，满足要求)：1）本

40、专家系统为您提供开采方法可行性验证意见为：局、矿一工作面名：范各庄-1477煤层倾角10煤层厚度3.43m煤层硬度f2底板类别2直接顶类别1老顶级别2可采用综采一次采全高,95,2）咨询结果（综采架型及参数）(1)建议采用的支架架型为：两柱支顶式掩护支架顶梁：铰接前梁；伸缩前梁底座：整体刚性底座；半刚性底座侧推结构：双侧直角活动侧护板支护方式：及时支护护帮装置：铰接护帮护帮板与顶梁铰接，伸出时只能支托煤壁立 柱：单伸缩加机械加高(或单伸缩)控制系统：直接邻架防倒滑装置：排头锚固排头支架采用底推、斜拉或其它锚固装置,96,(2)建议的支架参数如下：单位面积初撑力Q0h310.65kN/m2单位面

41、积额定工作阻力Qh不低于470.94kN/m2每延米阻力Rh1953.4kN/m初撑力与额定工作阻力之比为0.68支架最大高度为3.8m,97,第五节 端头支护和超前支护,一、端头支护端头是指采煤工作面与工作面运输巷和回风巷接合的部位。4个组成部分：I工作面机头(机尾)设备区，即工作面端部5-10 m的排头支架部位II巷道端头区，即工作面与巷道交叉部位；III工作面前方支承压力剧烈影响区，一般超前10-30 m地段；IV工作面后方矿压显现剧烈区，一般至工作面后方10-20 m。端头特点：由于顶板暴露面积大，处于采场沿走向和倾斜支承压力叠加处，维护困难且作业交叉，支护结构复杂，人员往来频繁，因此

42、该处是顶板控制的簿弱环节，是顶板事故多发地段，约占工作面顶板事故的1530，应作为顶板控制的重点内容。,98,99,(一)端头顶板破坏规律采面端头的主要作业是在直接顶下完成的，而直接顶又受老顶的制约。端头的老顶变形和破断与不同支承条件下的矩形薄板结构类似，使端头老顶形成两邻边固支一弧形斜边自由的“弧三角形悬板“结构(图4-31)。当悬板达到极限跨距时，在固支边与自由边交点处弯矩最大，导致破断。随工作面推进，悬板不断发生有规律的破断，其破断始于两端最大弯短处，并沿着弧形主应力线方向扩展。“悬板”下的工作空间可以得到该结构的保护，维护条件比中部好。但在不易形成“悬板”结构的端头将得不到保护，维护较

43、困难。,100,101,端头老顶形成弧三角形悬板，使该处老顶下沉量小，而该处直接顶，因采动影响，支承煤体的失稳，促使直接顶提前加剧松裂，与老顶间发生大量离层，此板裂岩体可毫无预兆地从围岩中松动冒落，尤其在端头地区进行永久支护与临时支护交替作业时，可能引起“悬板”的突然破坏，造成端头意外事故。巷道断面与采面在煤层内相对位置的不一致极易形成台阶，如巷道上部留有煤顶，而工作面一次采全厚，或巷道挑顶挖底掘进而开采的煤层较薄，势必造成部分煤体处于易于破裂的单向应力状态；而端头处断面的不规则更增加支护的难度，由于卸载频繁，松裂岩体易垂直下沉倾翻或沿层理面滑移旋转。,102,(二)端头支护方式 单体支柱端头

44、支护。根据顶梁和联系结构又分为单体支柱+铰接顶梁支护、长钢梁支护、十字顶梁和网状顶梁支护；液压端头支架支护，主要架型有SD型、BT型和DZY型等支撑掩护式端头支架，以及将工作面液压支架前梁加长并增加前柱的改装式端头支架，此外还有滑移顶梁式简易端头支架等，锚杆端头支护；混合式。,103,(三)对端头支架的要求 要提供较大的无立柱空间，以放置和移设运输机头、转载机等大型设备。端头支架与各种设备间的配置关系要合理，要求在空间三个自由度有足够的摆角及移动量，增大灵活性和适应性，既要有配套性，又有一定的通用性与不同架型、高度的工作面支架以及运输设备配套。支架结构简单，支卸灵活，移设方便。能为其它设备前移

45、提供足够的动力和可靠的支点。如拉架力不小于500kN，推输送机头和转载机的总力不小于800 kN，还要适应采煤机自开缺口的需要。要有足够的初撑力及支护强度，有侧向抗力和护帮能力，有相应的可缩量，支设可靠，能保证足够的断面及人行通道。,104,能与原巷道支架及工作面排头支架间具有良好的配合关系，尽可能减少丢失顶底煤和工作面下端的三角底煤。能根据条件控制端头支架的前移方向，防止工作面设备的下滑及倾倒。端头处在采面边缘，由于顶板一侧煤柱支撑，有时采空区呈三角悬顶，面积较大。在不采用沿空留巷时，端头支架应有较大的切顶能力。,105,(四)支护参数 1）支护强度实测表明，工作面上、下区段内支护强度为全工

46、作面支护强度平均值的80，仅为工作面中段的70。端头支架架的安全阀基本不开启，这是因为端头一般处于老顶“弧形悬板“的保护之下。按端头矿压特点，其支护强度可按下式估算：,式中，1、m1“悬板”下位岩层的密度及总厚；2、m2形成稳定的“弧三角悬板”岩层的密度和厚度；k安全系数，取24。,一般综采工作面端头支架的支护强度以不低于工作面支架的支护强度为宜,106,2）初撑力和稳定性工作面端头支架支设和移置频繁，具有临时支护的性质，且端头处顶板为稳定的弧三角悬板与离层、侧向暴露的碎裂直接顶的配合，具有复合顶板的特点。因此要求支架有较高的初撑力和增阻特性，以保证及时支护。一般初撑力以不低于工作阻力的80。

47、同时要求有完备的锚固装置以保证端头支架的稳定性。,107,3）结构特点端头支架的顶粱长度l应保证有宽度足够的无立柱空间(图4-32),式中，a1、a2前探梁、后探梁长度；b1采煤机自开缺口宽度；b2行人、移架所需宽度；c输送机头宽度。,由于顶梁较长及为了适应顶板的不平，一般采用前后铰接方式，以保证大跨度条件下具有足够的抗弯强度。立柱一般为分列式布置，前、后柱距离较大，当端头顶板较稳定时，也可取消四连杆机构，但必须加强底座的锚固装置，因为支架底座是工作面输送机和平巷转载机搭接、推移、锚固的基础，又是工作面支架倾倒、滑移的支撑物。,108,109,110,111,112,二、超前支护,(一)超前支

48、护范围指上、下两巷距工作面煤壁20m范围内支护方式需超前改变和加强支护的范围。(二)超前支护方式1）梯形棚平巷的超前支护方式靠近煤壁线10 m范围内，在原棚梁下采用双排金属铰接顶梁和单体液压支柱支护。10-20 m范围内，采用单排金属铰接顶粱和单体液压支柱支护，如图4-33所示。,113,2）金属拱形支架平巷的超前支护方式若平巷为金属拱形支架(可锚杆支护)超前3-5m替棚时，采用十字铰接顶梁与金属支柱配套支护。其高度不小于1.6m，行人侧宽度不小于0.7m。距煤壁20 m范围内，在拱形梁下加打单排金属铰接顶梁和单体液压支柱；或只在拱形梁下加打中柱，在柱顶和拱形梁间垫好短木板。超前替棚可采取全十

49、字梁或半十字梁布置方式。按照机采工作面平巷断面为7m2左右，巷宽为3m左右，一般采用以下几种半十字梁布置方式。第一种方式：沿上、下平巷横断面摆4个十字顶梁，沿巷道轴向，在两个十字顶梁之间接一根0.6m长的短粱；在运输平巷下帮接一根0.6m长的短梁，除输送机上方顶梁下不打单体支柱，进入机尾后方补打单体支柱外，其它每个顶梁下订一根单体支柱；在回风平巷上帮接一根0.6m长的顶梁，除轨道上方顶梁下不打单体支柱，进入控顶区扑打单体支柱外，其它每个顶梁下订一根单体支柱。,114,第二种方式：回撤拱形支架后，在巷道中间摆0.6m长的铰接顶梁，两边各接十字顶梁，往外两边再接0.6m长的铰接顶梁。当平巷片帮严重

50、时，可将片帮一侧0.6m长的顶梁，改换为1.0 m或1.2m长的顶梁。第三种方式：回撤拱形支架后，在平巷中间摆1.2m长的铰接顶梁，往外两侧各接一个十字顶梁。然后在运输平巷上帮、回风平巷上帮再接一根0.6m长的短梁。除机头、机尾上方顶梁外，在每个顶梁下打一根单体支柱。,115,116,3）双向铰接顶梁支护方式是在“十字”顶粱的基础上改进的，克服了十字顶梁长度短，用于端头及两巷超前支护结构铰点太多，支柱支撑位置较固定，侧臂力矩大，容易在焊接部位损坏，运输不便等缺点。双向铰接顶梁是将侧向连接的耳子和接头直接焊在普通金属铰接顶梁的中间两侧，供横向铰接使用。双向铰接顶梁的连接方式，分沿走向和倾斜两种。