采面风巷超前支护支架应用技术研究及实践DOC.docx
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采面风巷超前支护支架应用技术研究及实践DOC
综采工作面风巷超前支护支架
应用技术研究及实践
一、开题报告
河南平宝煤业有限公司开采煤层主要以己组煤和戊组煤，己组煤以焦煤、瘦煤为主，煤层瓦斯含量大，瓦斯压力平均2.35MPa，为突出危险性矿井。
己组煤的己15、17—12041采面为集团公司第二个综合自动化工作面。
工作面采用分层开采，先开采上分层，后开采下分层。
己15、17—12041综合自动化工作面位于己二采区西翼上部，采面东邻中央回风井，西至采区边界F7断层,北面与白石山背斜轴间隔一个区段，以南为还未开始掘进的己15、17—12061采面。
采面地面标高+115～+139.5m，采面标高-581～-629.2m。
采面走向长1430m，倾斜长159m，回采斜面积为227370m2，工业储量1273272t，可采储量为1184142t。
采面煤层走向N37°W，倾向N33°E，倾角3°～19°，煤层厚度3.3～8.4m（平均6m），采高4.0m，瓦斯绝对涌出量13.2m3/min，相对涌出量为10.46m3/t，瓦斯压力1.38MPa，按突出工作面管理。
采面以瘦煤为主，水分M=2.3%，灰分A=17.9%，挥发份V=19.21%。
煤的坚固性系数f=0.2～0.4。
平宝公司己组煤平均煤厚6m左右，因突出煤层均采用分层开采，风巷留有底煤，且煤层埋深超过600m，采用传统的单体液压支柱配合铰接顶梁进行支护效果不明显，采面风巷使用超前支护支架的使用技术及管理等方面是个难题。
为此采煤战线把“风巷超前支护支架应用技术研究及实践”作为攻关项目，研究与应用好该项目，对集团公司及平宝公司安全效益型矿井建设和可持续发展具有重要意义。
二、研究报告
（一）现状调查
风巷净宽4.2m，净高3.0m，巷道采用锚索网支护。
本采面采用分层开采，风巷留有底煤，采用单体液压支柱配合铰接顶梁对风巷动压区支护效果不明显，巷道压力显现明显，顶底板变形严重，两帮移近量大。
ZT2×3200/16/32型超前支护支架为集团公司首个在本工作面作为风巷动压区支护的设备，人员对该支架的安装、操作、维护、管理等经验不足，缺乏专业人才。
在使用过程中超前支护支架移架步距为1.2m，采面进刀步距为0.8m，在最后一组支架与煤墙齐处需增设单体柱支护，使用率低。
（二）风巷超前支护形式
风巷超前支护采用4组（8架）ZT2X3200/16/32型超前支护液压支架进行支护，超前支护长度不低于20m。
最后一组支架顶梁距107、108架一级护帮板距离保持在1～3m之间，在此范围内沿超前支架顶梁打二排单体液压支柱进行支护。
超前支护内防倒千斤顶距底板高度不低于1.8m，当高度低于1.8m时，必须进行人工卧底，保证巷道高度。
（三）超前支护支架产品说明
（1）、ZT2×3200/16/32型巷道超前支护液压支架是将巷道永久支护替换为临时超前支护的具体条件而设计的一种支架。
适应矩形或位于超前支护段受压由拱形变为矩形需替棚的巷道。
支护巷道受采动影响的超前支护段的顶板，由于支护强度大，能自移，所以ZT型巷道超前支护支架与巷道π型钢梁或木棚配合使用更安全可靠，大大减轻工人的劳动强度、提高回采效率。
（2）、该支架为两架成一组使用（本工作面使用4组8架），两架之间顶梁间由防倒千斤顶连接。
每一架由前后两节组成，前节的顶梁后部与后节的伸缩梁相连，前节的底座后部与后节的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连，前后节互为依托，达到移架的目的。
（3）、ZT型巷道超前支护液压支架主要由金属结构件、液压系统组成。
主要金属结构件有：
顶梁、底座、前、后连杆、掩护梁和中间伸缩梁等。
液压控制系统除了立柱、移架千斤顶、防倒（伸缩梁）千斤顶外，还包括各种液压控制元件（操纵阀组、安全阀、液控单向阀等）和液压辅助元件（管接头件、胶管等）。
支架各结构件之间及结构件与液压元件间均通过销轴、螺栓等连接，管路连接采用快速接头、U型卡，拆装维护方便。
（4）、支架的主要技术特征
⒈型式：
四连杆支撑掩护式
⒉支撑高度：
1.6～3.2m
⒊支护宽度：
0.56m（单架）
⒋初撑力：
（P=31.5MPa）2×2616KN
⒌工作阻力：
2×3200KN
⒍支护强度：
（平均）1.19MPa（单架）
⒎泵站压力：
31.5MPa
⒏操作方式：
手动本架操作
⒐立柱
缸径：
φ230/φ180mm
杆径：
φ220/φ160mm
行程：
842/758mm
初撑力：
（P=31.5MPa）1308KN
工作阻力：
（P=38.52MPa）1600KN
⒑移架千斤顶
缸径：
160mm
杆径：
120mm
行程：
1300mm
推力/拉力：
（P=31.5MPa）633/277KN
⒒防倒千斤顶
缸径：
110mm
杆径：
85mm
行程：
1000mm
推力/拉力：
（P=31.5MPa）300/121KN
⒓伸缩梁千斤顶
缸径：
125mm
杆径：
105mm
行程：
1400mm
推力/拉力：
（P=31.5MPa）386/114KN
⒔护壁千斤顶
缸径：
100mm
杆径：
70mm
行程：
155mm
推力/拉力：
（P=31.5MPa）247/126KN
工作阻力：
（P=33.0MPa）262KN
⒕前梁千斤顶
缸径：
140mm
杆径：
105mm
行程：
140mm
初撑力：
（P=31.5MPa）485KN
工作阻力：
（P=33.0MPa）508KN
⒖伸缩梁千斤顶4根
缸径：
100mm
杆径：
70mm
行程：
600mm
推力/拉力：
（P=31.5MPa）247/126KN
三、工业性试验
（一）超前支护支架选择
本面选用ZT2×3200/16/32型巷道超前支护液压支架8架4组。
支架初撑力2×2616kN，工作阻力2×3200kN，支护强度1.19Mpa，底座比压1.7Mpa。
估算巷道每组支架的支护强度P，顶板压力Q，底座比压W。
①采面8倍采高顶板岩石对支架的压强：
P=8MY=8×3×2.5×9.8×1000×10-6=0.588MPa
其中：
M—采高，取3.0m；
Y—顶板岩石综合容重，取2.5t/m3。
②采面8倍采高顶板岩石作用在支架上的力：
Q=P×S=0.588×103×3.82×0.56=1258kN
S—支架前梁端面积S=长×宽=3.82m×0.56m
W=Q/S`=1258÷（4.13×0.56）=0.545Mpa
S`—支架底座面积S`=长×宽=4.13m×0.56m
③支护强度的验算：
ZT2×3200/16/32型巷道超前支护液压支架工作阻力2×3200kN，支护强度1.19Mpa，底座比压1.7Mpa。
Q=1258kN<3200kNP=0.588MPa<1.19MPaW=0.545Mpa<1.7Mpa
工作面风巷选用此支架能够满足巷道支护要求。
（二）超前支护支架的安装
（1）、概述
己15、17—12041综合自动化工作面风巷设计使用ZT2X3200/16/32型超前支护支架。
该支架单体长4.5m，宽1.3m，最低降架高度1.6m，自重9吨。
支架地面调试组装工作完成后，再有计划的进行井下安装工作。
（2）、安装前的准备工作
1、安装前首先组织人员认真检查工作面安装作业场所、行车路线的顶板状况，如有冒顶或顶板破碎等隐患要及时处理，严格落实隐患排查和整改制度。
由专人负责清理作业场所物料，并运到指定位置码放，保证作业空间及退路畅通，及时拉底清渣保证底板平整。
2、由专人负责对己15、17—12041风巷及所有工作场所顶板及支护等存在的隐患进行排查处理，并根据整架装车后高、宽尺寸对沿线巷道帮、顶进行排查，确定无卡碰情况才能正式下井运输支架。
3、指定专职电工对安装工作所需要的供电线路、开关、绞车等设施进行调试，排除一切隐患保证正常运转。
4、安排专人维护运输轨道，保证运输轨道各项安全设施完好，对运输车辆进行隐患排查，确定完好才能装车。
5、下井前支架应进行动作试验，确认无误后将支架降到最低位置，装车入井，支架装入平板车应固牢，刹紧防止运输过程中倒架。
6、由专人指挥，对高压管路进行铺设并检查，确认无误后，进行通压工作，试压时采用先低压逐步调至规定泵压的方法缓慢进行，严防高压冲击使管路突然脱开而造成高压伤人等意外发生，管路无“跑、冒、滴、漏”现象，确保压力不小于30MPa。
7、备足安装使用物料，工具及应急物品。
8、所有参与安装人员熟悉避灾路线，配备好劳动保护用品。
（3）、运输安装顺序
地面装车—副井入井→-600m轨道石门大巷→己二集中轨道巷→己15、17—12041采煤工作面风巷→安装地点→起吊卸车→推移到位→安装防倒千斤顶→对接液压系统→升架→调试→试生产。
（4）、支架安装要求
技术要求：
安装超前支架伸缩梁朝前倒下支架，卸车安装处使用单体柱配合工字钢梁，分别架设两架对棚（每根钢梁确保一梁四柱），作为起吊梁，进架时支架的前节顶梁在后方，支架运输到位后使用2台10T手动葫芦配合单体支柱起吊支架，使用手动葫芦配合单体支柱调整支架位置；具体要求及参数如下：
1、安装位置：
本次安装超前支架位于己15、17—12041工作面风巷机尾向外30m处，两架一组依次向外安装。
2、安装长度：
超前支架安装从机尾向外30m处到50m处，共安装4组，8架超前支架。
3、安装空间：
巷道净宽不低于4.0m、净高不低于2.5m。
4、安装前首先组织人员认真检查风巷、绞车窝等所有作业场所的顶板状况，由专人负责把单体柱、木料、及其它物品运到指定位置。
5、由专人负责对风巷安装点前后10m范围内及所有工作场所顶板存在的隐患进行处理，加强维护。
6、超前支架与巷道中心线平行安装，每组超前支架与巷道为同一中心线；安装前，首先确定第一组超前支架中心位置，然后依次定出各组中心位置。
7、安装每组支架前先将起吊支架的两架对棚架设好，棚距4.0m，柱跟垫上道木防止钻底，架棚时柱头使用垫板或事先割好的皮带块，柱头和钢梁要与顶帮锚网连锁，以防倒棚伤人，棚梁使用大板刹实背牢，柱子要升确保支撑有力。
8、支架车进到位后，四轮掩实并使用好戗柱和其他防跑车装置，摘掉钩头。
9、将两台手动葫芦分别固定在立柱起吊环上，用导链拴牢起吊环，指定专人开始拉紧导链，拆卸刹车钢丝绳，支架吊离平板车时人员躲开支架及绳道，发出信号向外拉出平板车，然后在安装支架前方打上防跑车戗柱，开始松拉导链使支架底座缓慢着地。
10、利用手动葫芦牵拉和单体支柱支顶将支架按照中心靠帮移到安装位置；每组支架安装时先安装下帮，再安装上帮，两架安装到位后安装防倒千斤顶，安装完毕后按照支架与巷道中心线调正支架，中心偏差不超过100mm。
11、接通整组支架供液系统试压，确定无误后升紧立柱。
12、安装第二组支架，工序与第一组支架安装相同，待第二组支架安装完毕后，安装两组支架中间梁和移架千斤顶，依次按照上述工序逐组安装。
安全技术措施
1、运输、安装工作由跟班干部统一指挥，确保安全生产。
2、运输前要检查绞车是否完好，确认无误方可使用，开车前，专人检查各部绞车及部件是否完好，压柱牢固可靠并有防倒装置，信号、按钮灵活可靠，严禁带隐患开车。
3、连接液压支架各管路接头必须干净，无煤尘，试压时，所有人员应躲至安全地方，发现问题要及时处理。
4、将顶梁与连杆机构安装好后，必须在连杆和掩护梁之间用硬木楔上，使之固定不动；防止安装前梁时，连杆移动而造成意外事故。
5、安装工作必须由专人指挥，运输、起吊等分组作业，所有参与人员必须熟悉行车路线及作业环境，各组组长负责业务保安工作。
6、调架、拉移支架时，手动葫芦必须栓牢，单体支柱柱跟、柱头必须垫上木料或垫板，手动葫芦必须悬挂牢固，由专人逐项检查，起吊时人员躲开支架。
7、安装期间安排专人及时巡回检查所有场所的支护情况，发现异常，及时加固维护。
8、绞车司机开车时必须注意力高度集中，注意绞车滚筒缠绳绞车负荷情况，发现异常情况，立即停车，待隐患排除后再开车，严禁死拉硬拽，损坏设备。
9、工作中，人员要远离绳道，开车时严禁横跨绞车绳，严格坚持“行车不行人、行人不行车”制度。
10、支架安装工作必须由专人指挥，所有人员及时躲离绳道及手动葫芦等断链可能飞出及弹到的方向，待支架落地放稳后，方可上前，严防意外发生。
11、在运输起吊支架的过程中，班长必须清点现场人员，躲离运输路线，杜绝出现在支架的正下方，必须躲到安全地点。
（三）超前支护支架的维护
1、基本要求：
检修工应熟练掌握支架的相关知识，了解各零部件结构、规格、材质、性能和作用，熟练地进行维护和检修，遵守维护规程，及时排除故障，保持设备完好，保证正常安全生产；
2、液压系统维修前，应将泵站及截止阀关闭，并确保操纵阀、单向阀及双向锁内液体无压力。
3、维护内容：
包括日常维护和拆检维修，维护的重点是液压系统，日常维护要做到:
一经常、二齐全、三无漏洞。
一经常——维护保养坚持经常；二齐全——连接件齐全、液压及电器元部件齐全；三无漏堵——阀类无漏堵、立柱千斤顶无漏堵、管路无漏堵；液压件维修的原则是：
井下更换、井上拆检；
4、维修前做到：
以清楚、二准备。
一清楚——维护项目重点要清楚；二准备——准备好工具尤其是专用工具，准备好备用配件；维护时要坐到了解核实无误、分析准确、处理果断、不留后患；确保设备不带病运转；
5、坚持维修检修制度：
坚持日小检、周中检、月大检、季总检的检修制度，不断总结使用经验，验证故障规律，总结出经验教训。
6、超前支架液压系统常见的故障分析
序号
部位
故障现象
可能原因
排除方法
一
立
柱
乳化液外漏
1、液压密封件不密封；
2、接头焊缝裂纹。
1、更换液压密封元件；
2、更换上井拆检补焊。
立柱不升或慢升
1、截止阀未打开或打开不够；
2、泵的压力低，流量小；
3、操纵阀漏液或内窜液；
4、操纵、单向、截止阀等堵塞；
5、过滤器堵塞；
6、管路堵塞；
7、系统有漏液；
8、立柱变形或内外泄漏；
1、打开截止阀并开足；
2、查泵压、液源、管路；
3、更换上井检修；
4、查清更换上井检修；
5、更换清洗；
6、查清排堵或更换；
7、查清换密封件或元件；
8、更换上井拆检；
立柱不降或慢降
1、截止阀未打开或打开不够；
2、管路有漏、堵。
3、操纵阀动作不灵；
4、顶梁或其它部位有蹩卡；
5、管路有漏、堵。
1、打开截止阀；
2、检查压力是否过低、管路堵漏；
3、清理转把处塞矸尘或更换；
4、排除蹩卡物并调架；
5、排除漏、堵或更换。
立柱自降
1、安全阀泄液；
2、单向阀不能锁闭；
3、立柱硬管、阀接板漏；
4、立柱内渗液。
1、更换密封件或重新调定卸载压力
2、更换上井检修；
3、外漏查清更换检修；
4、其它因素排除后仍降，则换立柱上井检查。
达不到要求支撑力
1、泵压低，初撑力小；
2、操作时间短、未达泵压停供液，初撑力达不到；
3、安全阀调压低，达不到工作阻力；
4、安全阀失灵，造成超压。
1、调泵压，排除管路堵漏；
2、操作上充液足够；
3、按要求调安全阀开启压力；
4、更换安全阀。
二
千
斤
顶
不动作
1、管路堵塞，或截止阀未开，或过滤器堵；
2、千斤顶变形不能伸缩；
3、与千斤顶连接件蹩卡。
1、排除堵塞部位，打开截止阀清洗过滤器；
2、来回供液均不动，则更换上井检修；
3、排除蹩卡。
动作慢
1、泵压低；
2、管路堵塞；
3、几个动作同时操作，造成流量不足（短时）。
1、检修泵、调压；
2、排除堵塞部位；
3、协调操作，尽量避免过多同时操作。
个别连动现象
1、操纵阀窜液；
2、回液阻力影响。
1、拆换操纵阀检修；
2、发生于空载情况，不影响支撑。
达不到要求支撑力
1、泵压低，初撑力低；
2、操作时间短，未达到泵压，初撑力小；
3、闭锁液路漏液，达不到额定工作阻力；
4、安全阀开启压力低，工作阻力低；
5、阀、管路漏液；
6、单向阀、安全阀失灵，造成闭锁超阻。
1、调整泵压；
2、操作充液足够，达泵压；
3、更换漏液元件；
4、调安全阀压力；
5、更换漏液阀、管路；
6、更换控制阀。
千斤顶漏液
1、外漏主要是密封件坏；
2、缸底、接头焊缝裂纹。
1、除接头O形圈井下更换外，其它均更换上井检修补焊。
2、更换上井检修补焊。
三
液
控
单
向
阀
不能闭锁液路
1、钢球与阀座损坏；
2、乳化液中杂质卡住不密封；
3、轴向密封损坏；
4、与之配套的安全阀损坏。
1、更换检修；
2、充液几次仍不密封，则更换检修；
3、更换密封件；
4、更换安全阀。
闭锁腔不回液，立柱、千斤顶不回缩
1、顶杆断折、变形顶不开钢球；
2、控制液路阻塞不通液；
3、顶杆处损坏，向回路串液；
4、顶杆与套或中间阀卡塞，使顶杆不能移动。
1、更换检修；
2、拆检控制液管，保证畅通；
3、更换检修，换密封件；
4、拆检
四
安
全
阀
不到额定工作压力即开启
1、未按要求额定压力调定安全阀开启压力；
2、弹簧疲劳，失去要求特性；
3、井下误动了调压螺丝。
1、重新调压；
2、更换弹簧；
3、更换上井调试。
降到关闭压力而不能及时关闭
1、调座与阀体等有蹩足现象；
2、特性失效；
3、密封面粘住；
4、阀座、弹簧座错位。
1、更换上井检修；
2、更换上井换弹簧；
3、更换检修；
4、更换上井检查。
渗漏现象
1、主要是O形圈损坏；
2、阀座与O形圈不能复位。
1、更换上井换O形圈；
2、更换检查阀座、弹簧等。
外载超过额定工作压力而安全阀不能开启
1、弹簧力过大、不符合要求
2、阀座、弹簧座、弹簧变形卡死；
3、杂质脏物堵塞，阀座不能移动，过滤网堵死；
4、动了调压螺丝，实际超调
1、更换弹簧；
2、更换上井检修；
3、更换清洗；
4、更换上井，重调。
（四）超前支护支架的操作技术
1、操作支架采用本架超做，操作人员在本架操作移架时，严禁所移支架内及两侧站立其他人员。
2、支架前移时，先把护壁板收回，降柱即同组中一侧支架前、后立柱同时迅速收回，当支架刚刚脱离顶板时（一般在50mm～200mm）停止降架。
3、移架。
操作人员到同组中另一侧支架同时操纵推移、伸缩梁操纵阀使支架迅速移步到位，保证一排支架成一条直线。
伸缩梁伸出时严禁当顶梁使用支撑顶板。
4、移架时如发现阻力过大，应迅速查明原因，并采取相应措施，严禁硬拉。
5、升柱，同时操纵本架前后立柱升操纵阀使前、后立柱迅速升起支撑住顶板保压10～20s,使支架完好地接触住顶板，达到支架初撑力要求。
6、拉移支架时，严禁支架碰击风巷上、下帮的管线，当巷道变窄，支架护壁板影响拉移支架时，将支架护壁板摘掉。
当支架移动不慎偏移路线时应用首架防倒千斤顶进行调整到合理位置。
7、移架时注意支架上的钢梁（或木棚），防止其落下砸伤人。
8、要爱护设备，不准用金属件、工具等物碰撞液压及电器元件，尤其要注意防止碰、砸伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层以及挤坏胶管接头。
9、操作过程中若出现故障，要及时排除，操作工也应带一定数量的密封件和易损件，一般故障操作工应能排除；若个人不能排除的要报告，汇同维修工及时查找原因，采取措施迅速排除，不能及时排除的要更换。
10、在底板上支架前方有大块冒落矸石或煤块，或底板支架前方凹陷太深等情况应移开煤块矸石，采取垫木移架或其它方法处理后方可移架，移架时速度要快，要一次到位，并应随时调整支架，使移后的支架与底板垂直。
（五）超前支护支架的改造
超前支护支架在使用过程中也暴露出一些不完善的地方，在支架最后一架距离采面进时，在正常生产过程中影响采煤机的进程，如果在生产过程中提前拉移超前支架，暴露出的顶板需补打临时支柱支护，在一定程度上又增加了工人劳动强度，为了进一步降低工人劳动强度，在原来超前支护支架的末端重新加工一个伸缩的端头，依靠千斤顶对顶板进行支护，移架时伸缩端头随支架向前移动，减少人工搬运，降低了劳动强度。
下为超前支架连接顶梁及改造前、改造后支护示意图。
（图一、图二、图三所示）
图一超前支架连接梁示意图
图二改造前支护效果图
图三改造后支护效果示意图
（六）风巷超前支护动压区压力显现特点
压力显现主要表现在巷道两帮及顶底板移近量的变化，通过采用“十”字位移法观测风巷动压区顶底板及两帮移近量的变化，比较采用超前支护支架与采用单体液压支架支护动压区的效果。
1、采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护压力显现特点
采用单体液压支柱配合铰接顶梁对动压区支护方式为：
支护长度50m，三排支护，柱距1.2m，排距1.0m。
在距风巷上出口16m、36m、56m分别设三个观测站，每个观测站设两个观测点，每天对各个观测站、观测点进行量取巷道两帮及顶底板的距离，具体如下表：
表一原始测点数据统计表
日期
测站
测点
两帮相对距离/cm
顶底板相对距离/cm
距煤壁距离/m
两帮日相对移近量/cm
两帮平均移近量/cm
顶底日相对移近量/cm
顶底平均移近量/cm
1
I
1
326
225
16.3
2
322
234
II
1
351
236
36.3
2
341
228
III
1
354
264
56.3
2
352
235
2
I
1
323.5
219
13.2
2.5
2.75
6
6
2
319
228
3
6
II
1
353
257
33.2
-2
-6
-21
-11.5
2
351
230
-10
-2
III
1
350
234
53.2
4
8
30
20
2
340
225
12
10
3
I
1
317.5
211
10.9
6
5
8
8
2
315
220
4
8
II
1
352
250
30.9
1
1
7
5.5
2
350
226
1
4
III
1
349
231
50.9
1
1
3
3
2
339
222
1
3
4
I
1
317
215
8.2
0.5
1.75
-4
5.5
2
312
205
3
15
II
1
351.5
249
28.2
0.5
0.25
1
2
2
350
223
0
3
III
1
348
228
48.2
1
0.5
3
2.5
2
339
220
0
2
5
I
1
313
200
5.6
4
3
15
6
2
310
208
2
-3
II
1
350
247
25.6
1.5
1.25
2
2.5
2
349
220
1
3
III
1
347
227
45.6
1
1.5
1
1.5
2
337
218
2
2
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