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含CAD图纸+文档 显德汪 煤矿 1.8 Mta 设计 CAD 图纸 文档

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专题部分大倾角支架稳定性研究摘要：在综合机械化高产高效采煤方法不断发展的今天，工作面设备在开采各个环节中的作用不断加强。大倾角工作面设备稳定与否是工作面能否顺利实现开采的关键。大倾角煤层主要是指倾角在2555。的煤层。大倾角煤层多受较剧烈地质构造运动形成，煤层顶底板遭受破坏程度大，顶底板岩石的层理与原生裂隙较发育，较易冒落。大倾角煤层采面的围岩控制方法的选择及支护设计就应遵循本身围岩运动规律和特点。同时从静力学角度对大倾角条件下综放开采液压支架抗倾覆、滑移、扭斜稳定进行了分析,对大倾角综放开采液压支架的3种稳定性进行了研究,分析煤层倾角、顶板压力、支架几何参数、支架工作状态对支架稳定的影响在此基础上介绍了保证大倾角综放液压支架稳定的途径。关键词：大倾角；支架；稳定性；煤层；稳定分析Study on Stability of Hydraulic Support Used in Big Dip Angle Mining FaceAbstract:Mainly studi s on the stability of hydraulic support us d in larg dip angl mining face , analyzes the factors of impacting the hydraulic support stability, the measures of improving the stability of the hydraulic support, the anti- skid and anti- collapse measurs and caving process measures of hydraulic support. Keywords: large dip angle; hydraulic support; stability; measure1 引言大倾角煤层主要是指倾角在2555。的煤层。当煤层的倾角大于35。时，冒落矸石滑落形成采空区的下部填满、上部悬空，从而形成不同于35。以下煤层的岩层移动规律。大倾角煤层多受较剧烈地质构造运动形成，煤层顶底板遭受破坏程度大，顶底板岩石的层理与原生裂隙较发育，较易冒落。大倾角煤层采面的围岩控制方法的选择及支护设计就应遵循本身围岩运动规律和特点。在综合机械化高产高效采煤方法不断发展的今天，工作面设备在开采各个环节中的作用不断加强。大倾角工作面设备稳定与否是工作面能否顺利实现开采的关键。2大倾角支架稳定性分析2.1影响液压支架稳定性的因素液压支架的稳定是影响大倾角综放开采能否成功的关键。由于放顶煤开采支架上方面对的是松软的顶煤，导致大倾角综放开采除了单一长壁开采中遇到的难题外，还在以下几个方面影响支架稳定性：(1)大倾角综放开采中，顶煤在工作面倾角方向上各个位置的受力不同导致了顶煤的冒放性不同，从而要求在工作面不同位置采用不同的放煤工艺，而且在顶煤放出过程中，支架上方顶煤移动会影响相邻支架上方顶煤的状态，进而影响相邻支架的受力状态与稳定性。(2)放顶煤支架后部的低位放煤机构在放煤过程 中受到煤流向下的分力，会对支架掩护梁及尾梁施加侧向力，使支架产生侧向摆动，从而带动支架扭斜。(3)工作面向前推进过程中，由于工作面倾角大，支架降架前移时，会因失去支撑点而偏斜或倾倒，在大倾角综放过程中，由于支架上方为松软的顶煤，这一现象会更加明显，对支架的稳定性影响更大。2.2 提高支架稳定性的措施 大倾角综放液压支架稳定性控制包括单个支架 和相邻支架组的稳定性控制2个方面。其目的在于尽量降低不利因素的影响，有效提高支护系统的稳定性。 (1)合理地提高初撑力和工作阻力 合理地提高初撑力和工作阻力可有效地提高支架工作状态的稳定性，也就是现场常说的“支得牢、 稳得住”。在支架设计时，应尽量选用较大缸径立柱。 (2)尽可能选用中心距1.5m架型 在井下运输、搬家条件允许的情况下，选用中心距15In架型。底座应在保证拉后刮板输送机千斤顶空间的情况下尽量加宽。 (3)保证对顶板足够支撑强度的前提下，尽量减轻支架重量 大倾角煤层走向长壁工作面矿压显现的主要特 征是由于不均匀充填导致沿工作面倾斜方向来压顺序、持续时间、来压强度的不均衡和顶板对支架作用 的载荷较缓倾斜小。同时，由于支架重量与稳定性 成反比关系，因此，只要支护强度能满足要求，应尽量减轻支架重量，以提高稳定性，同时亦有利于支架在工作面的调整和搬家。(4)适当增加初撑力和工作阻力，尽量降低对底板比压提高支架稳定性角度出发，加大支架初撑力，工作时充分利用工作阻力，移架时保持一定的阻力。加大支架阻力必须确保支架与顶底板接触状况良好，以不破坏煤层底板为前提。这主要依靠加大底 座面积，调整合力作用点位置，从而使底板比压降低来实现。 (5)严格控制采高，适当加快推进速度 控制采高也就是控制支架高度。超高开采不仅降低支架的横向稳定性，同时亦造成移架，推刮板输送机困难。因此，应在不降低工作面回采率的前提下，严格控制采高，提高支架稳定性，防止架间的挤、咬现象。(6)提高工作面支护系统稳定性 大倾角工作面支护系统的稳定性除需保证单个支架在工作过程中的稳定外，还应考虑设置排头排尾支架组，使工作面支护系统有相对稳定的整体性和可靠的依托。通常，排头排尾支架组可由35架 工作面基本支架靠附加装置连成整体来组成；端头支架则需要针对具体条件特殊设计与布置。(7)采用特殊回采工艺如下行截煤，上行装煤，带压由下向上逐次移架等，充分利用工艺特点来提高整个工作面设备及系统的稳定性。2.3大倾角综放液压支架的防倒、防滑装置 支架防倒防滑技术问题，基本上是当支架脱开顶板(降柱行走过程)时出现的，当支架支撑在顶底板之间，支架是不存在下滑问题。支架出现倒架，大多是支架上方冒空，顶板局部失去完整性，上部顶板 有向下移动空间，当顶板垮落时，这个倒向力的显现使支架倾倒。 (1)支架防倒措施 如果支架的重心铅直线在支架底座内，支架是不会倾倒的，如果铅直线在底座外部，支架就会倾倒。支架极限倾倒角为24.2。，考虑安全系数时，支架在倾角大于20。的工作面会出现倾倒。支架在使用中力争控制在支架倾倒角之内，如果工作面实际倾角等于或大于倾倒角时，支架要加防倒装置，其主要措施：保证支架顶梁间没有间隙，使它没有倾倒的空间；支架侧护板千斤顶、侧推弹簧使支架顶梁相互靠紧，始终保持有足够的扶正力，防止倒架。在邻架顶梁间增设调架千斤顶，当支架出现倾倒时，以支撑顶板的相邻支架作支点，用千斤顶调整该支架位置。 (2)支架防滑措施支架在前移过程中是否会下滑关键是支架下滑力与支架摩擦力相互作用的结果。如果下滑力大于摩擦力则支架下滑；否则不下滑。支架下滑极限角为18.6。一般来说，工作面倾角大于l5o就要采取防滑措施。减少支架下滑的措施：将工作面布置导向为伪斜，减小工作面实际倾角；推移杆全程推移杆和底座间隙控制在l020mm(单侧)。在任 意位置，推移杆和底座问间隙不变，控制输送机下滑。控制推刮板输送机的顺序来调整输送机的位 置。相邻支架底座之间设置防滑千斤顶，以有初 撑力的支架为支点，调整相邻支架的位置。将输送机和支架间设置防输送机下滑装置，每隔5架一组，推移输送机时，通过控制防滑千斤顶动作，牵动输送机上移。 2.4放煤工艺控制 在放顶煤开采中，放煤量与放出体轴偏角存在着复杂关系。大倾角特厚煤层综放工作面由下向上放煤时，容易造成放出椭球体轴偏角增大，放煤量增加，工作面上部支架容易失稳。顶煤运移规律通过放煤工艺影响支架稳定性，为了防止前部输送机下滑，工作面采用下行截煤，上行装煤推刮板输送机移架的操作方式，其目的是防止前部输送机的下滑，同时支架前部由于和输送机的连接同时也可抵消一部分下滑量，而支架后部由于没有相应的抵消下滑措施导致支架后部产生下滑。为了保证不过量放煤，防止支架失稳，采取由上向下间隔顺序放煤。在支架不失稳的情况下，改为由下向上间隔顺序放煤。试验结果认为，从上向下放煤时，支架稳定性较好，但容易混入矸石。因此，为了加强上段工作面管理，保持支护系统稳定，工作面上段由上向下间隔顺序放煤；其余地段整体按由下向上间隔顺序放煤，有利于顶板的垮落和放顶煤， 放煤量较大。在大倾角的地质条件下，由于大倾角的影响，所产生的前方支承压力的范围是非线性、不对称的，使得在工作面不同位置，顶煤的破碎程度也会有所不同，相应地也应该分析在大倾角特厚煤层地质条件下的顶煤运移规律，从而能够采取最适合的放煤方 式，达到提高顶煤的放出率、降低含矸率和保持支架稳定性的要求。开采深度对巷道围岩的影响十分复杂，除与巷道的围岩性质密切相关外，如受采动影响的巷道，则与护巷方式和周围采动状况等也有密切关系。根据我国的研究成果，可得开采深度与巷道维护之间的一般关系如下：(1) 岩体的原岩应力即上覆岩层重量，是在岩体内掘巷时巷道围岩出现应力集中和周边位移的基本原因。因此，随开采深度增加，必然会引起巷道围岩变形和维护费的显著增长。(2) 巷道的围岩变形量或维护费用随采深的增加近似的呈线性关系关系增长。(3) 巷道围岩变形和维护费用随开采深度的增长的幅度，与巷道围岩性质有密切关系，围岩愈松软，巷道变形随采深增长愈快，反之，围岩愈稳定，巷道变形随采深增长愈慢。(4) 巷道围岩变形和维护费用的增长率还与巷道所处位置及护巷方式有关，开采深度对卸压内的巷道影响最小，对位于煤体内巷道及位于煤体-煤柱内巷道的影响次之，对两侧均已采空的巷道影响最大。3静力学角度研究大倾角支架稳定性液压支架的稳定性是大倾角煤层综采的一个基本问题1 由于重力的法向及切向分量随倾角增加而变化使得切向分力增大而法向分力减小,因此,工作面支护系统所受的工作载荷变小而引起支护系统失稳的外载增大,工作面支架滑、倒及架间挤、咬现象加剧.所以,工作面岩层控制的重点不是提高支护系统的工作阻力,而在于加强支护系统的稳定性2 .结合王家山煤矿分析如下：王家山煤矿四层煤呈单斜构造,煤层走向N80WN80E近似东西,倾SE或SW ,倾角2935,东西两面较陡,中间缓,煤层厚度东厚西薄,最厚23 m ,最薄1215 m ,厚度基本稳定,煤层底板之上普遍有厚01811120 m的泥岩夹层,顶板之下有厚016110 m的高炭泥岩的伪顶,极易垮落,四层煤黑色沥青光泽,条带结构,有大量黄铁矿结核,以半暗煤为主,有亮煤条带,煤层硬度系110 ,煤层裂隙发育程度2类.四层煤44407工作面倾角在3543之间,大倾角使开采工况复杂,支架稳定、移架调架工作难度大.目前,经过一段时间的摸索和研究,王家山煤矿大倾角试验工作面安全生产正常推进。3.1、防倒稳定分析如图1 (a)所示,支架在顶板的压力p (合力为P)、支架自重W、上下邻架挤靠力Ps, Px,初撑力q (合力为Q)、底板反力R作用下处于平衡状态.倾斜煤层的顶板是沿一条接近重力方向的曲线移动3 ,因此它对支架产生的压力也不完全是沿重力方向的,为讨论问题方便,仍认为它沿重力方向.如果顶板压力不断增大,支架支柱达到额定载荷,开启安全阀门调整后,支柱的支撑力就表现为顶板压力的分力.支架所受合力作用点可能要偏出支架下边缘,导致支架倾覆.在力矩极限平衡条件时,底板反力作用点在O点处 (图1 (b) ) ,此时有式中, h为支架高度;为工作面煤层倾角; B为支架底座宽度; b为支架自重作用方向与支架底座下边缘的水平距离; c为重心高度.图1支架抗倾倒稳定计算及防倒示意a半个支架高度从式 (2)可以看出b与成反比.当支架底座越宽、支架重心越低、支架使用高度越低,支架越稳定,适应的倾角与来压强度将越大.王家山煤矿基本架采用低位放顶煤液压支架,支架高度117310 m ,宽度1 4301 600 mm ,采高214218 m.额定工作阻力Pg= 4 200 kN ,初撑力Pch= 3 956 kN (工作阻力的94 %) .支架自重 (含附加设备) 约14 000 kg ,侧推千斤顶 (4根) 推力158 kN、拉力69 kN ,推移千斤顶 (1根) 推溜力433 kN、拉架力630 kN.考虑不利情况,支架工作高度为218 m时,重心高度为112 m.现场观测表明,侧护板 (2个侧护千斤顶) 最大处受力一般在2530 MPa ,其余地段一般在20 MPa以下.经过简单验算可以发现,如果不另加必要的防倒、防滑装置,单个支架是不能够满足大倾角煤层的稳定要求的.如图1 (c)所示,为提高支架的整体稳定性,将支架2个1组设置水平横拉架防倒、防滑千斤顶连接,顶梁上安装一组,底座上前后各安装一组,这样就使支架重心往两支架的中心移动,可以保证重力作用线不偏出O点外侧,以适应更大的煤层倾角.将加防倒、防滑装置 (连杆、侧护板) 后的参数代入式 (1)和 (2) ,得到容许极限顶板压力Pc为当= 43时, Pc= 1 018 kN.可以看出,倾角对于支架倾倒稳定影响很大,必须严格控制支架使用中不超过设计倾角.定义抗倾覆安全系数K1为极限顶板压力Pc与顶板来压P的比值,当达到额定工作阻力时,顶板来压量的分量为支架额定工作阻力Pg与初撑力Pch的差,所以因此,对于该工作面最大倾角,支架抗倒稳定安全系数K1= 3. 03.2抗滑稳定分析如图1 (b)所示,支架在重力W和顶板压力P作用下,有沿底板坡度下滑的趋势,保证它不下滑的条件是抗滑力大于等于滑动力,即式中, Fkh为防滑装置给以的抗滑力; f为支架底座与煤岩的摩擦因数.支架仅在自重作用下的抗滑安全条件为有关资料表明,金属与煤层之间的摩擦因数一般在01350140之间1 .因此自重条件下支架不下滑的煤层倾角应小于1922,当煤层倾角大于1922时,就必须采取另外的防滑措施.对于倾角为43支架处于额定工作阻力和卸载移架姿态 (P = 0) ,将现场数据代入式 (4) ,分别有支架处于额定工作阻力时定义滑动安全系数K2为抗滑力与滑动力之比, K2= 214 ,抗滑动稳定是有保证的.但其前提是初撑力足够大,且保证支架充分接顶.支架卸载移架时,在自重作用下,需要额外的抗滑力为这说明支架的滑移主要是发生在卸载降架、移架的时候.额外的防滑力有:侧推千斤顶4158 kN +调底座千斤顶2247 kN = 1 126 kN.因此,支架在卸载移架时的稳定可以通过附加设施得到保证.从式 (4)可以看出,初撑力有利于支架的抗滑稳定,而避免上邻架对本架的挤、咬,对支架防滑也是非常必要的.因此,王家山矿作业规程要求:支架垂直煤帮,支撑可靠,不出现下滑及挤、咬现象;按规定的放煤轮次、顺序、放煤时间、放煤量进行操作,严禁超前出顶煤,保证支架接顶严实,支撑可靠;带压移架,遇到松软煤层暂停放煤,要加快移架推进速度;当局部支架出现下滑、歪斜时要停止采煤,尽快调整,避免造成工作面上的挤、咬架;移架时要正确操作,被移支架防滑油缸及相邻支架侧护板油缸处于活动状态,按由下向上的移架顺序,严禁多点、多架同时前移。3.3尾部抗扭分析对于低位放顶煤液压支架,在倾角大的情况下存在着防止支架扭斜的问题,即在放煤过程中,煤流有向下的分力并可能发生滑移,会对支架尾梁施加侧向力,如图2所示.此时如果支架的抗扭能力不够,尾梁就产生侧向摆动,从而带动支架扭斜.作用在支架掩护梁上的滑移的散煤岩体重量G近似按下式计算,即G = lB H, l = Dsin, (7)式中, H为垮落散煤岩体高度; D为尾梁长度;为散煤岩体的容重.如图2 (a)所示,当散煤岩体的下滑力Fh Fkh时,散煤岩体将下滑,即式中, f1为散煤岩体滑动摩擦因数,一般取018019 ;+为自然息落角,+= 3842;为掩护梁的张开角; f2为散煤岩体与掩护梁的摩擦因数,一般取013014.图2支架尾部受扭示意垮落散煤岩体滑移面与底板的夹角; L支架几何中心距底座外缘的距离; l支架掩护梁底板上投影长度;Fn散煤岩体对支架掩护梁的扭动作用力; M1散煤岩体滑移对支架产生的扭矩; M2支架底座摩擦力形成的反扭矩支架掩护梁的扭动作用力Fn为散煤岩体在掩护梁上的滑动摩擦力沿煤层倾角方向的分量,即如图2 (d)所示, Fn和支架与顶底板间的压力产生的摩擦力Fkn要满足力矩平衡,才能保证支架不发生尾斜. Fn与Fkn作用下转动点与顶板压力和支柱工作阻力有关, L的大小与顶板压力分布及支柱工作阻力有关.假设顶板压力在顶梁上如图2 (a)所示的线性均匀分布,可以根据实际观测支架前后液压支柱的大小按简支梁上均布载荷力学平衡条件大致地确定其在前后支柱之间的位置.大倾角液压支架的前柱工作阻力普遍大于后柱工作阻力4 ,5 .王家山煤矿现场观测得到支架前后立柱工作阻力之比k在011110之间,支架前后立柱间距离为112 m ,后立柱到顶梁尾部距离为0157 m ,因此散煤岩体对支架掩护梁的扭矩为通过对均布载荷摩擦力矩的积分,得到支架与顶、底板间作用力产生的抗扭力矩为式中, Lg为顶梁长度; f3为支架与顶、底板之间的摩擦因数,一般取0.350.40.保证支架不发生扭斜的条件为M1M2.定义抗扭稳定系数为对于特定工作面条件,+为固定值,等于散煤岩体的自然息落角.如果倾角比较大,散煤岩体将沿煤层下滑,即= 0.由式 (7) , (10) (13)可以绘出王家山煤矿所采用的液压支架在最大倾角43时,各物理参数f1= 0.85 , f3= 0.35 , k = 0.8 ,= 26 kN/ m3,抗扭稳定系数与支架工作阻力、顶煤垮落高度之间的关系如图3所示.从式 (11) , (12)以及图3可以看出,支架尾部抗扭稳定系数随顶煤冒放高度的增大而非线性降低,与支架工作阻力呈线性正比关系;由于掩护梁张开角的增大,加大上部散煤岩体的重量,但却减小滑移体在垂直掩护梁方向上的分力,因此,当 45时,抗扭安全系数K3随增大而增大.支架工作阻力在防止支架受扭偏转中有着重要的作用,因此要保证支架的充分接顶且有足够的工作阻力,避免煤壁、架间出现顶煤冒、漏现象,还要尽量使顶梁比较均匀的受力,使扭转支点往后移动,减小扭矩.王家山煤矿实测平均顶煤冒放高度为1515 m.要保证支架尾部不发生扭、斜 (K3 1) ,支架工作阻力要达到9002 000 kN.图3支架抗扭稳定系数K3与顶煤冒放高度、掩护梁张开角的关系(a) (d)掩护梁张开角= 30 , 45 , 60 , 75; 15H = 3 , 6 , 9 , 12 , 15 m4大倾角放顶煤液压支架稳定性动态分析在研究大倾角顶煤运移规律和支架围岩关系的基础上，建立大倾角放顶煤液压支架动态受力模型，分析顶煤运移和冒放对支架稳定性的影响，并提出大倾角放顶煤支架设计以及 回采工艺中应采取的措施大倾角煤层指倾角在 3555。的煤层，属难采煤层，其储量约占我国煤炭总储量的14，年产量占全国总产量的810。我国大倾角煤层主要赋存在西部和东南沿海地区，大倾角煤层开采技术与装备的研究对于东南沿海经济发展和西部地区开发都很有意义。4.1 大倾角放顶煤支架一围岩关系煤层倾角是影响采场矿山压力的主要因素之一。大倾角综放工作面的顶板(煤)不仅受支承压力的作用而变形破坏，而且受倾斜方向重力分力的作用。因此，大倾角煤层的顶板不是沿法向移动，而是沿一条逐渐接近重力作用方向的曲线移动，顶板越不稳定，其移动曲线偏离法线越远。顶板移动的切向分量对支架产生侧向力 ，可能导致支架倾倒。顶板运动方向与煤层法向夹角的变化对支架抗倒能力的影响是显著的。大倾角综放开采过程中，顶煤的始动点距离煤壁的距离 ，沿工作面倾向不同位置有区域 化的特征，这与缓倾斜和近水平煤层开采有明显区别。工作面沿倾向上部顶煤的始动点距离煤壁最远，下部次之，中下部最近。在支架上方，顶煤的水平位移较大，直到采面支架后部位置附近，顶煤的水平位移与垂直位移都剧增至最大值，最终发生顶煤散体垮落。沿煤层倾斜方向，顶板和顶煤的破坏呈“马鞍型”分布 ，其中工作面上端的顶煤和顶板破坏区高度和范围都大于下部。大倾角综放开采除了单一长壁开采中遇到的难题外，还在以下几个方面影响支架的稳定性：(1)顶煤在工作面倾向方向上各个位置受力的不同导致了顶煤冒放性不同，从而客观上要求在工作 面不位置采用不同的放煤工艺，而且在顶煤放出过程中，支架上方顶煤移动会影响相邻支架上方顶煤的状态，进而影响相邻支架的受力状态与稳定性。(2)放顶煤支架后部的低位放煤机构在放煤过程中受到煤流向下的分力，会对支架掩护梁及尾梁施加侧向力，使支架产生侧向摆动，从而带动支架扭斜 。(3)工作面向前推进过程中，由于工作面倾角大，支架降架前移时，会因失去支撑点而偏斜或倾倒，在大倾角综放过程中，由于支架上方为松软的顶煤，这一现象会更加明显，对支架的稳定性影响更大。4.2大倾角放顶煤支架受力分析大倾角综放开采复杂矿压显现规律导致了工作面支架受力复杂性。分析认为大倾角放顶煤支架在工作面的失稳及其趋势主要有以下几种：整体向下倾倒、支架前部下滑、支架后部下滑、支架整体下滑、支架底部下滑导致支架向上倾倒、支架前端顶梁向下扭转、支架后部掩护向下扭转等7种。从影响因素来看，主要有煤层倾角、支架重量、顶底板破碎情况、顶煤冒放状态 、工作面淋水情况等。研究表明，当支架工作阻力一定时，支架尾部抗扭稳定性随顶煤冒放高度增大而非线性降低，直至最终受扭失稳。当顶煤垮落高度一定时，支架抗扭稳定性随支架工作阻力线性增大，支架对顶底板的作用力对支架的抗扭稳定性作用明显。同时，顶梁上顶板压力的分布状态对支架的稳定性也有影响，尽量使支架顶梁受力比较均匀，有利于扭转支点落到支架后部，减小扭矩。大倾角放顶煤开采的顶煤运移规律从两个方面影响工作面支架的稳定性，一是顶煤运移规律通过影响放煤工艺的选择而影响支架的稳定性；二是大倾角工作面下部顶煤的移动规律直接作用于支架，影响支架的动态稳定性。两个因素相互影响，共同作用于支架。对于低位放顶煤支架，在大倾角综放工作面放煤过程中，煤流有向下的分力，会对支架掩护梁及尾梁施加侧向力，使支架产生摆动，从而带动支架扭斜。另外，由于散煤体的滑落，放煤时不是一个支架受影响，而是放煤口开启支架以上的若干支架(受影响支架数量与煤层倾角等有关)同时受力并产生一定的叠加，共同作用于放煤口开启支架。支架在工作面倾角受力情况如图1所示，为尾梁上破碎煤矸对施加给支架的垂直方向合力。为煤层倾角，F。为促使破碎煤矸下滑的作用力，F：为破碎煤矸对支架的正压力 。图 2中可以看出 ：式中，F3 为尾梁上部破碎煤矸对支架尾梁的正压力，0为掩护梁尾梁与顶梁的夹角。当破碎煤矸在支架尾梁滑动时，破碎煤矸对支架尾梁的摩擦力为沿尾梁与垂直平面的交线方向。式中，f为破碎煤矸与支架掩护梁、尾梁的摩擦系数，而对支架扭转产生影响的摩擦分力为 fsince。其产生的力矩为Ml=Ff(L+l2)破碎煤矸对支架的扭转并不是作用于单一支架，由于煤层倾角的影响，正在放煤支架顶部的破碎煤矸的滑动和放出会导致相邻支架上部顶煤的滑移，从而使相邻支架也出现扭转。如图3，支架的扭转力矩主要通过侧护板的相互作用来维持平衡，所以，上部支架的扭转力矩会叠加到下邻支架。随着工作面煤层倾角的增大和破碎煤矸与支架顶梁、掩护梁之间摩擦系数的减小，其影响支架的数量也相应增加。并且与煤层厚度和工作面各种参数有关，其通过影响顶煤的破碎程度影响放顶煤时工作面支架的影响范围。4.3 大倾角放顶煤支架稳定性技术支架出现倒架，大多是支架上方冒空，顶板局部失去完整性，上部顶板有向下移动空间，当顶板垮落时，这个倒向力的显现使支架倾倒。支架防倒防滑技术问题，基本上是当支架脱开顶板 (降柱行走过程 )时出现的，所以重点研究支架前移过程中防倒防滑。针对上述研究内容，大倾角放顶煤支架设计中应考虑采取如下措施。4.3.1 支架防倒技术研究支架极限倾倒角为24.2。，如工作面实际倾角大于倾倒角时，支架设计中要考虑增加防倒装置，其主要措施为：(1)减少支架顶梁间隙；支架侧护板千斤顶、侧推弹簧使支架顶梁相互靠紧，始终保持足够扶正力，防止倒架。(2)在邻架顶梁间增设调架千斤顶，当支架出现倾倒时，以支撑顶板的相邻支架作支点，用千斤顶调整该支架位置 (见 图4)。图4 调架千斤顶4.3.2 支架防滑技术研究支架在前移过程中下滑极限角为18.6。一般来说，工作面倾角大于15。就要采取防滑措施 ：(1)推移杆全程导向，推移杆和底座间隙控制在1020mm (单侧)。推移杆在任意位置，推移杆和底座间间隙不变，控制输送机下滑。(2)相邻支架底座之间设置防滑千斤顶，以有初撑力的支架为支点，可以调整 相邻支架 的位置。(见图5)(3)将输送机和支架间设置防输送机下滑装置，每隔5架1组，推移运输机时，通过控制防滑千斤顶动作，牵动输送机上移。4.3.3 采煤工艺方面(1)将工作 面布置为伪斜 ，减小工作面实际倾角(2)推溜方式。大倾角工作 面普遍采用从下向上推溜移架方式，以一次8节槽子计算，先推一次机头即可将运输机上移约30mm。(3)严格控制采高，加快推进速度。(4)采用合理地回采工艺，如下行割煤，上行装煤，带压由下向上逐次移架等，充分利用工艺特点来提高整个工作面设备及系统的稳定性。(5)工作面上部易采用由上向下的顺序放煤，以确保支架的稳定性，而在工作面中下部采取由下向上的顺序放煤，以提高顶煤的回收率。4.4 结论大倾角综放液压支架稳定性控制包括单个支架和相邻支架组的稳定性控制两个方面。(1)合理地提高初撑力和工作阻力可有效地提高支架工作状态的稳定性，在支架设计时，应尽量选用较大缸径立柱。(2)在井下运输、搬家条件允许的情况下，选用中心距1.5m型支架。底座应在保证拉后溜千斤顶空间的情况下尽量加宽。(3)保证支撑强度的前提下，尽量减轻支架重量，以提高稳定性，同时亦有利于支架在工作面的调整和搬家。(4)增加初撑力和工作阻力，降低底板比压。加大支架阻力必须确保支架与顶底板接触状况良好，以不破坏煤层底板为前提。这主要依靠加大底座面积，调整合力作用点位置，从而使对底板的比压降低。(5)提高工作面支护系统稳定性。大倾角工作面支护系统的稳定性除需保证单个支架在工作过程中的稳定外，还应考虑设置排头排尾支架组，使工作面支护系统有相对稳定的整体性和可靠的依托。通常，排头排尾支架组可由35架工作面基本支架靠附加装置连成整体来组成；端头支架则需要针对具体条件特殊设计与布置 。5现场支架防滑、防倒措施（1）严格控制采高，提高支架自身稳定性，工作面采高必须严格控制在2.6-2.9m以内，工作面支架活柱最少必须留不少于200mm余量；工作面必须沿巷道底板推采。（2）严格执行“少降快移”、“带压移架”的移架原则，移架时，侧护板始终处于打开状态。立柱降移量不能大于100mm，前梁始终超前伸开撑到煤壁，并充分接顶，有效地防倒架。（3）工作面若顶板破碎或局部片帮，要及时拉超前架，加强控制顶板。（4）上下端头支架，在拉架之前要随时起架，保持支架底座与工作面底板一致。（5）工作面下端头排头支架的稳定是稳定中间支架的关键因素之一，因此将工作面端头架（下端头）1#架与3#架用防倒千斤顶连为一体，防止其倾倒或下滑。（6）中间架4#架与5 #架，5#架与6#架分别用防倒千斤顶连为一体，拉架时由下向上以下方支架为支撑向前移架，支架间距超过规定时，先调底座间距，然后调倾斜度，保持支架平稳，杜绝前倾后仰，调整以后再拉支架，防止个别支架下倾造成中部倒架。（7）液压支架顶梁、底座必须平行于顶底板，严禁悬空。（8）因煤硬度较低，易产生架前、架间漏煤，因此必须及时将碎煤、碎矸清理干净，使支架受力均匀，达到平衡。（9）将工作面调成伪倾斜减小煤层倾角，对于有倾倒趋势的支架必须当班进行调整。6结 语大倾角综放开采液压支架的稳定性是此类采煤工艺中的重点和难点.实践证明,放顶煤开采工作面支架所受动载的显现普遍不强烈,周期来压对支架影响明显缓和6 ,大倾角综放工作面由于沿倾向顶板拱的形成,承受更多的上部压力,将使矿压显现更不明显.因此,支架大部分时间是在准静载的条件下实现稳定,然而,这并不意味着可以放松对工作面来压的警惕.由于大倾角综采工作面工艺情况复杂,各种因素都可能影响支架的稳定和开采进度,因此,加强对工作面的观测是极其必要的.对于工作面顶板的管理要求严格,制定完整有效的操作规程,严格控制顶板状态和支架工作姿态,出现不正常情况要及时纠正,使工作面的推进在有效的控制之下.从本文的分析以及王家山煤矿的工业性试验来看,对于大倾角综放工作面,只要采取必要的措施,优化开采工艺,严格作业规程,是能够实现大倾角综放的安全高效生产.参考文献:1 师贺庆.倾斜厚煤层综放开采技术探讨J .矿山压力与顶板管理, 2001 (1) : 4446.2 伍永平,东风.大倾角综采支架稳定性控制J .矿山压力与顶板管理, 1999 (3 , 4) : 8285.3 陈炎光,钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制M .徐州:中国矿业大学出版社, 1994. 314.4 余本胜,李小军,王志鹏.大倾角综放采煤方法的实践研究J .煤矿开采, 2002 (1) : 1921.5 孟凡刚.轻型放顶煤支架在大倾角煤层开采中的应用J .煤矿机电, 2000 (5) : 107108.6 吴 健,张 勇.综放采场支架-围岩关系的新概念J .煤炭学报, 2001 , 26 (4) : 350355.参 考 文 献1 徐永圻.采矿学.徐州：中国矿业大学出版社，20032 林在康、左秀峰、涂兴子.矿业信息及计算机应用.徐州：中国矿业大学出版社，20003 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毕业论文主要内容和要求：按照采矿工程专业毕业设计大纲要求，完成一般部分显德汪矿1.8Mt/a新井设计和专题部分大倾角工作面支架稳定性研究，英译汉中文字数3000以上。院长签字： 指导教师签字：摘 要本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。一般部分为显德汪矿1.8 Mt/a的新井设计。显德汪于邢台市西南约35km，南部与邯郸地区武安市相接。东距京广铁路褡裢车站25km，有两条主要公路邢（邢台）渡（渡口）、邢（邢台）都（都党）及通向各村的简易公路，交通极为方便。井田边界东以F1断层为界，与章村矿三、四井相邻；北部以K2及第3勘探线为界；西以煤层露头线为界；南部与邯郸矿务局郭二庄矿为邻，东西宽约4km，南北长约5km，面积约20km2。主采煤层二层，即2号煤层和9号煤层，平均倾角12，厚约9.0 m。井田工业储量为188.31Mt，可采储量140.87 Mt，矿井服务年限为60.2a。井田地质条件相对简单。表土层平均厚度80 m。矿井采用全立井，主石门与阶段运输大巷、采区上、下山相结合的开拓方式，主、副井位于井田中部。设计两个生产水平，即每个煤层布置一个水平，一水平标高-160m，二水平标高-290m，回风水平标高-160m，最大开采深度-520m左右。矿井正常涌水量为120 m3/h，最大涌水量为240 m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质牌号为无烟煤；矿井绝对瓦斯涌出量为1.84 m3/min，属低瓦斯矿井；煤层有自燃发火倾向，发火期36个月，煤尘具有爆炸危险性。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度233 m，采用一次采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班生产，一班检修。生产班每班3个循环，日进6个循环，循环进尺0.6 m，日产量5617.86 t。大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用1.5 t固定箱式矿车。主井装备一套12 t双箕斗和一套12 t单箕斗带平衡锤提煤，副井装备一对3 t矿车双层单车罐笼带平衡锤担负辅助运输任务。矿井采用中央并列式通风。通风容易时期矿井总需风量4608 m3/min，矿井通风总阻力2096 Pa，风阻0.35 Ns2/m8，等积孔2.03 m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量4608 m3/min，矿井通风总阻力2746 Pa，风阻0.46 Ns2/m8，等积孔1.74 m2，矿井通风中等困难。设计矿井的吨煤成本110 元/t。专题部分题目是大倾角工作面支架稳定性研究。翻译部分是一篇关于神经网络应用程序在采矿工业中的应用的的论文，英文原文题目为：Practical Neural Network Applications in the Mining Industry。关键词：立井；两水平；上下山开采；大采高；中央并列式ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.8 Mt/a new underground mine design of Xiandewang coal mine. Xiandewang coal mine lies in Xingtai, Hebei province. As Peitun railway run across the east part of the mining field connect to Longhai railway, the traffic is very convenient. Its about 5.23 km on the strike and 4.18 km on the dip,with the 20.03 km2 total horizontal area. The minable coal seam of this mine is 2 with an average thickness of 5.0 m and 7 with an average thickness of 4.0 m and an average dip of 8.9. The proved reserves of this coal mine are 188.31 Mt and the minable reserves are 140.87 Mt, with a mine life of 60.2 a.The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 120 m3/h and the maximum mine inflow is 240 m3/h. It is bituminous coal 44 with low mine gas emission rate and coal spontaneous combustion tendency, and its a coal seam liable to explosion.The first level is at