履帶行走支架在殘煤短壁開采設(shè)計(jì)中的應(yīng)用

馬進(jìn)功

(1.中國(guó)煤炭科工集團(tuán)太原研究院有限公司，山西 太原 030006； 2.山西天地煤機(jī)裝備有限公司，山西 太原 030006)

履帶式行走液壓支架(以下簡(jiǎn)稱“行走支架”)是目前短壁開采中重要的安全裝備，因其行走方式為履帶液壓行走，被廣泛用在房柱式或旺格維利開采工作面。國(guó)外最初雛形是1979年在錨桿鉆車基礎(chǔ)上改裝，僅靠機(jī)架中間和支承臂上的四個(gè)千斤頂支撐頂板的簡(jiǎn)易支架；1980年后美國(guó)采礦委員會(huì)首次提出[1]，奧地利沃斯特·阿樂卑尼采礦和巷道公司于1987年首先試制成功，同年美國(guó)弗萊徹公司成功研制，由履帶行走底盤和四柱支撐掩護(hù)式支架組成、工作阻力達(dá)到6000kN，在美國(guó)和澳大利亞得以推廣使用[2]。我國(guó)最早由神東煤炭公司與煤科總院太原分院于1999年共同研制成功，2000年6月開始陸續(xù)在神東公司下屬礦井中使用，使工作面資源回收率提升了15%～20%，不僅填補(bǔ)了國(guó)內(nèi)的空白，而且推動(dòng)了短壁開采技術(shù)的發(fā)展[3，4]。經(jīng)過近20年的應(yīng)用，國(guó)產(chǎn)設(shè)備已完全替代進(jìn)口，成功應(yīng)用于中等穩(wěn)定或穩(wěn)定頂板下的邊角煤開采。

對(duì)于行走支架邊角煤工作面的巖層控制作用，國(guó)內(nèi)的研究偏少，僅少數(shù)學(xué)者開展了針對(duì)性的研究，如李志強(qiáng)[5]基于工作面頂板垮落特征與壓力顯現(xiàn)規(guī)律，確定了行走支架工作阻力，給出了影響工作阻力的主要因素；王焱金[6]等總結(jié)行走支架結(jié)構(gòu)參數(shù)以及在神東大柳塔煤礦的應(yīng)用數(shù)據(jù)，說明了其在采場(chǎng)的支撐作用；周凱[7]采用數(shù)值模擬研究行走支架力學(xué)行為，證明了相關(guān)煤柱可減小的可行性，為提高回采率提供了理論支撐。實(shí)際上，國(guó)內(nèi)在使用行走支架時(shí)，往往重視其立柱支撐作用對(duì)架前操作人員的保護(hù)，忽略了其支護(hù)阻力對(duì)于采場(chǎng)礦壓的預(yù)測(cè)與監(jiān)控作用。為此，本文分析了國(guó)產(chǎn)行走支架的技術(shù)特點(diǎn)、主要作用，利用工作阻力公式與數(shù)值模擬分析得出了行走支架在采場(chǎng)中的受力影響因素，并在盛平煤礦邊角煤開采得到實(shí)踐應(yīng)用，為全面認(rèn)識(shí)和研究行走支架在邊角煤開采中的作用提供了重要的理論支持。

1 行走支架使用特點(diǎn)

1.1 主要技術(shù)特征

國(guó)產(chǎn)XZ系列履帶行走支架在使用上已經(jīng)可以完全替代進(jìn)口，其在支護(hù)原理上與長(zhǎng)壁開采掩護(hù)式支架相類似，不同的是，其自帶動(dòng)力系統(tǒng)，在受壓下可進(jìn)行液壓驅(qū)動(dòng)履帶式行走。對(duì)煤層地質(zhì)條件的適應(yīng)能力好，不同機(jī)型的支撐高度分別為1.2～2.2m、1.7～3.0m、1.9～3.5m、2.1～4.0m、2.45～4.6m和2.55～5.0m，額定工作阻力均為7000kN，初撐力均為3959kN，機(jī)身重量從25～37.5t，爬坡能力可達(dá)10°。行走支架具有逃逸功能，頂梁與掩護(hù)梁對(duì)于頂板的適應(yīng)能力強(qiáng)，其還具有以下功能[8-10]：履帶對(duì)底板壓應(yīng)力小，接地比壓僅0.13MPa；采用液壓牽引，牽引速度可到25m/min，無級(jí)調(diào)速，左、右行走部采用完全相同的兩套獨(dú)立傳動(dòng)系統(tǒng)，實(shí)現(xiàn)靈活轉(zhuǎn)動(dòng)、快速移動(dòng)；配置了自動(dòng)卷電纜裝置，降低勞動(dòng)強(qiáng)度，提高工作效率，卷電纜時(shí)低發(fā)熱提高了可靠性；操作上可以有線遠(yuǎn)程控制、無線遙控，遙控器操作，內(nèi)置天線，信號(hào)好、工人操作性強(qiáng)。

1.2 短壁工作面行走支架支護(hù)優(yōu)勢(shì)

短壁工作面回采主要是指支巷兩側(cè)以35°～45°斜開口的采硐作業(yè)。行走支架替代了刀間煤柱的一部分支撐作用，減小煤柱寬度，提高了資源回收率，增加了安全性，主要體現(xiàn)在以下三方面：

1)推動(dòng)了短壁采煤工藝的發(fā)展。一方面，行走支架解決了國(guó)內(nèi)早期(2000年)旺格維利采煤法在回采時(shí)留設(shè)大量刀間煤柱使頂板大面積懸頂、不能及時(shí)垮落、工作面回收率低等問題，減少了煤柱尺寸；另一方面，在提高了開采效率和資源回收率，尤其是穩(wěn)定頂板條件下塊段式工藝的發(fā)展，使工作面資源回收率達(dá)到85%，且頂板隨采隨冒，實(shí)現(xiàn)安全生產(chǎn)。

2)改善了人員和設(shè)備的安全環(huán)境。旺格維利式短壁開采時(shí)，工人通常在行走支架前方操作，防止地質(zhì)異常時(shí)頂板冒落傷人。在遇頂板較破碎區(qū)域時(shí)，其支撐作用可以有效避免連采機(jī)被破碎帶冒落矸石壓機(jī)，可協(xié)助連續(xù)采煤機(jī)自主逃逸。

3)提升了對(duì)采場(chǎng)巖層移動(dòng)的預(yù)控能力。開采期間，可以利用行走支架立柱的壓力變化情況分析頂板來壓規(guī)律，對(duì)采空區(qū)頂板來壓起到預(yù)警與預(yù)測(cè)作用。

2 行走支架支護(hù)作用與支護(hù)阻力

行走支架主要在兩種短壁開采工藝中使用：一是旺格維利式全風(fēng)壓短壁開采[11-15](配置2臺(tái))；二是塊段式短壁開采(配置4臺(tái))。以旺格維利式全風(fēng)壓短壁開采為例，在回采工藝中，均有兩臺(tái)行走支架放置在沿采硐開口處后方，跟隨連續(xù)采煤機(jī)在后退式回采時(shí)向前交替移動(dòng)，并盡可能地靠近連采機(jī)，向前移動(dòng)期間，支巷頂板錨桿支護(hù)來承受支架移動(dòng)時(shí)釋放的頂板載荷增量，如圖1所示。

由圖1可以看出，連續(xù)采煤機(jī)開采工作面支巷長(zhǎng)度一般為50～140m，由于支巷內(nèi)采用錨帶網(wǎng)索支護(hù)，錨桿支護(hù)形成的壓應(yīng)力區(qū)護(hù)頂，架后直接頂很難達(dá)到隨采隨冒，隨著架后空頂面積增加，直接頂未達(dá)到垮落極限前，行走支架用于抵抗沿采空區(qū)切頂線的作用力，與煤柱共同支撐頂板壓力[16-24]。

圖1 短壁開采工藝下履帶行走支架布置

按照輔助面積理論[5]，煤柱支撐其上及兩側(cè)巷道寬度一半范圍內(nèi)的上覆巖層重量，即煤柱與行走支架各自支撐懸頂面積的一半，受力狀態(tài)如圖2所示，每臺(tái)行走支架的支護(hù)面積參照?qǐng)D2計(jì)算：

圖2 支架在采場(chǎng)的受力狀態(tài)

每臺(tái)支架支護(hù)面積S計(jì)算如式(1)：

式中，S為單臺(tái)支架的支護(hù)面積，m2；L1為支架后方空頂長(zhǎng)度，m；L2為支架接頂長(zhǎng)度，m；W1為采硐跨度，m；W2為支巷寬度，m；d為采硐寬度，m；α為采硐與支巷夾角，(°)。

根據(jù)文獻(xiàn)[12]，行走支架承擔(dān)的直接頂載荷為：

式中，N直為直接頂載荷，MPa；Hi為第i層直接頂厚度，m。

對(duì)于老頂載荷，常以測(cè)定的動(dòng)載系數(shù)η來估算行走支架的工作阻力，即：

P=N直×η

(3)

式中，P為工作阻力，kN；η為動(dòng)載系數(shù)，采場(chǎng)來壓不明顯的Ⅰ類頂板取1.05，采場(chǎng)來壓明顯的Ⅱ類頂板取1.05～1.15，采場(chǎng)來壓強(qiáng)烈的Ⅲ類頂板取1.15～1.3，根據(jù)經(jīng)驗(yàn)，開采期間行走支架處于免壓圈內(nèi)[5]，架后直接頂不垮落，因此，動(dòng)載系數(shù)要小于同類條件下長(zhǎng)壁工作面，η可取1.0～1.05，頂板巖性越好，值越小并無限接近1。

3 工程應(yīng)用

3.1 工作面概況

山西臨汾盛平煤礦使用短壁開采技術(shù)回收2#煤層邊角煤資源，其2208工作面位于井田北部，傾角3°～5°，厚度比較穩(wěn)定，煤層平均厚度為3.1m。煤層容重1.35t/m3，屬于低瓦斯煤層，煤層埋深為210～300m，2208連采工作面儲(chǔ)量約21萬t，工作面兩側(cè)采空、一側(cè)背靠大斷層，是典型的殘采煤區(qū)。工作面頂?shù)装迩闆r見表1。

表1 煤巖層力學(xué)參數(shù)

直接頂為砂質(zhì)頁巖、細(xì)粒砂巖，厚度為3.5m，直接底為泥巖和砂質(zhì)泥巖，厚度為1.2m。短壁工作面主要配套中國(guó)煤炭科工集團(tuán)太原研究院的國(guó)產(chǎn)設(shè)備，主要包括1臺(tái)連續(xù)采煤機(jī)、1臺(tái)梭車、1臺(tái)連運(yùn)一號(hào)車、2臺(tái)行走支架，采用全負(fù)壓旺格維利式采煤法進(jìn)行巷道布置，支巷長(zhǎng)度62～82m，刀間煤柱寬度為1.0m，巷道布置如圖3所示。

圖3 短壁工作面巷道布置

3.2 行走支架撐頂數(shù)值模擬分析

3.2.1 數(shù)值模擬模型

結(jié)合山西臨汾盛平煤礦短壁開采現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際，將支巷的回采分為三個(gè)階段，即：開采初段、開采中段和開采末段。開采初段是指當(dāng)前支巷在初次采硐至完成巷道長(zhǎng)度1/3；開采中段是指從巷道長(zhǎng)度1/3到2/3；開采末段是指巷道長(zhǎng)度2/3直至采完。行走支架編號(hào)分別為1#、2#，其中，1#在采空區(qū)側(cè)，2#在實(shí)體煤側(cè)。

數(shù)值模型尺寸為196m×144m×56.1m，共159868單元，202377節(jié)點(diǎn)。模型底部固支，邊界限制法向位移，頂部采用應(yīng)力邊界代替覆巖重量，重力g=9.81m/s2。行走支架采用Extrusion模塊，錨桿間排距均為1m，采用Fish語言控制分步開挖，每循環(huán)開挖一對(duì)左右側(cè)采硐，運(yùn)算500步，再進(jìn)行下一對(duì)開挖，采硐不同顏色為區(qū)分回采次序。開采模型如圖4所示。

圖4 開采模型(m)

3.2.2 模擬方案與結(jié)果分析

建立刀間煤柱寬度(又稱相鄰采硐間煤柱)分別為1.0m、1.25m、1.5m、1.75m等4種不同方案下的支架頂梁和立柱的受力情況進(jìn)行對(duì)比分析，為了更貼近現(xiàn)場(chǎng)工藝，模擬時(shí)每回采一組采硐，支架移架一次。兩臺(tái)行走支架短壁工作面數(shù)值模擬如圖5所示，其中，支架輪廓內(nèi)彩色部分為應(yīng)力張量(大小和方向)。

圖5 兩臺(tái)行走支架短壁工作面數(shù)值模擬結(jié)果

將三個(gè)開采階段(分別對(duì)應(yīng)圖中的初期、中期和末期)1#和2#行走支架各個(gè)立柱工作阻力最大值數(shù)據(jù)進(jìn)行整理得出分布規(guī)律，如圖6所示。由圖6可知：

圖6 在不同開采階段下模擬不同刀間煤柱寬度 與支架立柱壓力關(guān)系

1)在煤柱寬度相同時(shí)，支架工作阻力在不同的開采階段數(shù)據(jù)各不相同，且P末段>P中段>P初段，同一開采階段P1#>P2#，立柱壓力P邊前>P邊后>P中前>P中后，說明在每個(gè)不同開采階段，四個(gè)立柱對(duì)頂板的支撐作用不同，邊柱的承載作用要明顯大于中柱，且工作阻力同開采范圍的大小呈正相關(guān)作用。

2)在煤柱寬度不同時(shí)，工作阻力明顯受煤柱不同寬度的影響，總體上呈現(xiàn)明顯的P1.0m>P1.25m>P1.5m>P1.75m。

3)不論是在支巷開采的初段、中段還是末段，單個(gè)支架P采空區(qū)側(cè)>P實(shí)體煤側(cè)，邊前柱、邊后柱、中前柱、中后柱的壓力差在末段時(shí)要大于中段、中段大于初段，不論是邊柱還是中間柱均為ΔP末>ΔP中>ΔP初，采空區(qū)側(cè)立柱壓力是實(shí)體煤側(cè)的3～4倍。煤柱寬度增加后立柱壓力降低，且邊柱壓力的下降幅度大于中間柱的下降幅度，說明刀間煤柱的寬度變化與立柱壓力是影響邊立柱壓力的因素之一。因此可初步認(rèn)為，在現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐中，兩側(cè)邊柱的壓力變化是分析預(yù)測(cè)采空區(qū)側(cè)頂板壓力和載荷變化的依據(jù)之一。

3.3 行走支架礦壓監(jiān)測(cè)分析與應(yīng)用效果

根據(jù)式(3)計(jì)算支架工作阻力：L1=0(支架后方均為錨桿支護(hù)，無空頂)，L2=6m，W1=9m，W2=5.5m，d=3.3m，α=45°，η=1.05，h=4.1m，γ=25kN/m2，則P=3777kN，由于單臺(tái)支架工作阻力3777kN≤7000kN，認(rèn)為滿足使用要求。

為了驗(yàn)證公式的正確性，對(duì)支架壓力數(shù)據(jù)進(jìn)行實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)[14]，換算后的單臺(tái)支架工作阻力分布分析如下：行走支架工作阻力小于3800kN占到監(jiān)測(cè)總量的18.21%，初步分析行走支架的初撐力較低，支架增阻慢，末阻力未達(dá)到初撐力；而3800～4800kN占到監(jiān)測(cè)總量的70.13%(理論計(jì)算的結(jié)果3777kN接近這個(gè)范圍，證明了理論計(jì)算結(jié)果可指導(dǎo)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用)，立柱壓力最大值在1000～1200kN，占到了觀測(cè)總量的60.45%，明顯低于理論值，主要是支巷長(zhǎng)度僅為62～82m，再加上頂、幫錨桿支護(hù)，使得開采期間頂板來壓不明顯，兩幫的錨桿支護(hù)增加了刀間煤柱強(qiáng)度，使得觀測(cè)的工作阻力比預(yù)計(jì)要小。支護(hù)阻力在5200kN以上情況僅占到1.32%、單立柱壓力大于1400kN也僅占0.5%，表明了行走支架支護(hù)阻力對(duì)頂板支撐作用比模擬的要小，7000kN的額定值工作阻力完全滿足現(xiàn)場(chǎng)礦壓要求。

盛平礦2208短壁開采工作面使用兩臺(tái)履帶行走支架配合連續(xù)采煤機(jī)開采，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用期間，采空區(qū)頂板實(shí)現(xiàn)了周期性垮落，行走支架對(duì)支巷頂板壓力的實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)成為了分析采場(chǎng)上覆巖層移動(dòng)的重要參考。開采期間，工作面取得了月最高產(chǎn)量2.4萬t、平均月產(chǎn)量1.8萬t，短壁出煤量占到了當(dāng)年全礦產(chǎn)量的62%，為小礦井殘煤資源的成功回收積累了豐富的開采經(jīng)驗(yàn)。

4 結(jié) 論

1)行走支架在邊角煤短壁開采中具有重要的支撐與來壓預(yù)警作用，其受力變化受到架后采空區(qū)巷道長(zhǎng)度、支架頂梁長(zhǎng)度、支巷寬度、采硐跨度W1及進(jìn)刀角度、采硐寬度、直接頂巖層厚度以及動(dòng)載系數(shù)(頂板巖性)、支撐邊界的不同等因素影響。

2)行走支架的工作阻力受不同的開采階段影響，呈現(xiàn)：P末段>P中段>P初段、四個(gè)立柱壓力P邊前>P邊后>P中前>P中后；工作阻力受不同煤柱寬度的影響明顯，且P1.0m>P1.25m>P1.5m>P1.75m；工作阻力明顯受到自身在巷道內(nèi)位置影響，且P采空區(qū)側(cè)>P實(shí)體煤側(cè)。