超前支架
-
2023年3月17日发(作者：儒家)巷道超前支架全支撑态动力学模型
卢进南;毛君;谢苗;张睿
【摘要】设计了一种用于综掘巷道工作面顶板支护的迈步式超前支护装备,为提高
该装备的工作稳定性,避免共振的产生,介绍了支护装备的结构和工作原理,利用拉格
朗日方法,建立超前支架全支撑状态多自由度振动系统的动力学模型.基于自动控制
理论,对超前支架动力学模型进行拉普拉斯变换,得到传递函数.基于现代控制理论,建
立超前支架振动系统状态空间模型并给出参数,利用Matlab软件建立模拟动力扰
动下超前支架系统的仿真模型,对振动系统进行仿真,得出系统动态响应.利用锤击试
验得到振动系统模态参数,结合仿真结果,得到超前支架易产生共振频率为42.3～
42.9Hz.利用实验样机和测试仪器,对超前支架不同工作状态进行了振动实验,得到
了前6阶的频率和阻尼比.
【期刊名称】《煤炭学报》
【年(卷),期】2015(040)001
【总页数】8页(P50-57)
【关键词】超前支架;动力学模型;迈步式;拉格朗日;状态空间
【作者】卢进南;毛君;谢苗;张睿
【作者单位】辽宁工程技术大学机械工程学院,辽宁阜新123000;辽宁工程技术大
学机械工程学院,辽宁阜新123000;辽宁工程技术大学机械工程学院,辽宁阜新
123000;辽宁工程技术大学机械工程学院,辽宁阜新123000
【正文语种】中文
【中图分类】TD353
责任编辑:常琛
卢进南,毛君,谢苗,等.巷道超前支架全支撑态动力学模型[J].煤炭学
报,2015,40(1)::10.13225/.2013.1918
LuJinnan,MaoJun,XieMiao,csmodelofadvancedpowered
supportinheadingunderfullsupportsituation[J].JournalofChinaCoal
Society,2015,40(1)::10.13225/.2013.1918
目前,我国巷道掘进临时支护主要采用窜管前探梁支护和单体支柱配合的铰接横梁
支护,这2种支护方式存在几个突出问题:临时支护时间过长,延缓整个综掘速度,造
成了采掘失调;工人架设支护频繁、劳
动强度大;不能完全杜绝空顶作业,安全性差[1-4]。巷道超前支架可实现一掘多锚,更
重要的是可以将掘进和支护作业平行化,明显提高综掘速度。工人工作均在支架的
保护之下,杜绝了空顶作业,支架上安装自行铺网设备,减轻了工人的劳动。由此可见,
这种设备可以有效解决目前巷道掘进所面临的问题。设备在综掘工作面应用工况示
意如图1所示。
王永岩等[5]应用边界罚单元与有限元相结合,计算了开巷初期巷道周边应力集中的
大小及其分布状态,为开巷初期预测临时支护压力和进行临时支护的设计提供了参
考。侯友夫等[6]研制了一种可适应巷道高度和宽度两方向变形的新型大可缩量巷
道支架,并对支架整体支护性能进行优化。陈加胜等[7]设计了一种巷道掘进的配套
临时支护液压支架,阐述了支架结构组成及液压系统布置,认为临时支护支架具有良
好的经济效益和社会效益。康红普等[8]对目前主要巷道支护理论进行评价,认为目
前支护理论的发展可以保证煤矿安全高效生产。然而,目前国内对巷道临时支架的
研究主要侧重于支架结构性能,整体设计偏重于经验设计,没有将超前支架设计方法
与巷道围岩支护理论进行有机结合。笔者在介绍了超前支护结构和工作原理的前提
下,利用结构动力学、拉格朗日方法、拉普拉斯变换等知识,建立超前支护的振动模
型和传递函数,并利用辅助软件对不同激励下超前支护的振动特性进行仿真。借助
超前支护实验用样机,利用单点激励、多点采集的方法,对样机不同工作状态进行模
态分析。最后,结合仿真结果和实验数据,得到超前支护整机前六阶的模态参数和极
易引起整机共振的频率范围。
巷道超前支架是由7根顶梁、4个侧护板、4根横梁、28个支撑液压缸、4根推
移千斤顶、4根侧推千斤顶、8个掩护梁、8根平衡千斤顶、8个前连杆、8个后
连杆、8个底座和立柱等部件组成,共同构成整机的主、副两个支撑架组。
巷道超前支架外形结构及三维模型如图2和3所示。在与综掘设备配合工作过程
中,巷道超前支架主要完成升柱、降柱、全支撑、单组支撑、移架、护帮等动作。
这些动作的主要执行机构分别为立柱油缸、平衡千斤顶、推移千斤顶、侧推千斤顶、
顶部支撑液压缸,并通过液压和电控系统控制执行机构完成以上动作。
超前支架的工作原理可以概括为“迈步行走、交互支撑”,设备的支护形式分为
“定支护”和“迈步支护”。
“定支护”就是主、副支撑组同时承受顶板压力,共同起到支护作用。在巷道超前
支架支护掘进巷道的过程中,主、副支撑组在8根支撑立柱油缸的作用下同时升起,
在立柱油缸的作用下,主、副支撑组上方的顶部支撑液压缸与巷道顶板接触并起支
撑作用;“迈步支护”就是随着掘进工作面推移,设备在各个油缸的协调动作下,自动
向前迈步行走。副支撑组下降,主支撑组仍然支护顶板,当副支撑下降至主支撑组顶
梁时,立柱继续收缩完成抬腿动作,至此,副支撑组悬停在主支撑组顶梁上。然后,以主
支撑组为支点,在推移千斤顶作用下,副支撑组向前移动一个步距,并在移架结束后,副
支撑组升柱支护顶板。
超前支架振动系统的简化模型如图4所示。图中,c1,c2,c3,c4为超前支架的阻尼
参数,N·s/m;k1,k2,k3,k4为超前支架的刚度系数,N/m;m1,m2为顶梁下集中质
量,kg;m3为顶梁质量,kg;I1,I2分别为顶梁俯仰和侧倾绕转动轴的转动惯
量,kg·m2;a,b和c分别为顶梁体宽度和顶梁质心到前、后立柱的距离,mm;x1为
左前梁下集中质量垂直位移,mm;x2为右前梁下集中质量垂直位移,mm;x3为左后
梁下集中质量垂直位移,mm;x4为右后梁下集中质量垂直位移,mm;x5为顶梁质心
的垂直位移,mm;θ,ψ为顶梁侧倾角和顶梁俯仰角,(°);x11~x44为顶梁与各立柱接
合处垂直位移,mm;F1(t)~F4(t)为顶板施加与超前支架的激励,N。
顶梁与各立柱接合处垂直位移用广义坐标表示[9]为
利用拉格朗日方程可以比较简单地推导出用广义坐标表示的振动系统的运动微分方
程[10]。假设系统动能为T(J),势能为V(J),瑞利损耗能为R(J),则超前支架系统能量
表达式为
拉格朗日方程表达式为
将式(2)~(4)代入式(5)中,得到系统中各部分运动微分方程为
动力学微分方程的矩阵表示为
其中,M为质量矩阵,为正定的对称矩阵;C为阻尼矩阵,为正定的对称矩阵;K为刚度
矩阵,为正定的对
称矩阵;F为外加的驱动力列阵。将式(6)按式(7)的形式表述,即可得到超前支架振动
系统的质量、阻尼和刚度矩阵。
模态分析方法就是以无阻尼系统的各阶主振型所对应的模态坐标来代替物理坐标,
使坐标耦合的微分方程组解耦为各个坐标独立的微分方程组,从而求出系统的各阶
模态参数。对式(7)进行拉氏变换,得系统的传递函数为
由式(8),结合超前支架质量参数、几何参数及动力学参数,根据所设计巷道超前支架
的图纸、试验样机及实验结果来获取系统的质量、阻尼和刚度矩阵。对于机械系统
来说,状态矢量各元素通常为各独立体的位置和速度[11]。超前支架系统有7个位
置自由度,加上相对应的速度,状态矢量共有14个分量,分别是。超前支架振动系统
的具体参数见表1。
结合式(8)和表1中的数值,即可求得超前支架在不同激励下的振动响应。为了研究
超前支架在工作时的振动及其自身的稳定情况,考虑实际应用时,环境和激扰力对超
前支架的影响,通过参阅文献得到激扰力的频率范围,结合数值仿真方法,研究超前支
架振动体系在不同激励方式下的振动响应。设计超前支护实验样机,借助江苏东华
测试仪器,对超前支架的固有频率及其在不同支护工况下的振动情况进行实验,以得
到不同工况下,超前支架系统的固有频率和阻尼比。
巷道超前支架工作在综掘工作面,使其产生振动的主要原因有掘进机自身振动、掘
进机截割扰动、邻近区域采煤或爆破振动及锚固作业振动等。这些振动的振源各异,
但都是以应力波形式在岩体内传播,最终使超前支架产生振动[12]。由于煤岩体具
有很强的各向异性、掘进机自身振动的随机性、临近区域作业扰动的不可测性,超
前支架受到的激扰力是具有很强随机性的随机应力波,这给数值仿真造成了很大困
难。根据已有的研究成果,岩体开挖类动载在数值计算时,可简化为谐波的一段[13-
15]。
根据大量关于悬臂式掘进机截割煤岩体方面的研究成果,掘进机截割煤岩时的扰动
频率范围在250~300rad/s[12-14]。为了研究梁下质量的垂直振动,取激励频率分
别为260,270,280,290rad/s,梁下质量垂直振动可简化为基础作简谐运动时的有
阻尼系统,振动的时域响应如图5所示。
如图5所示,当激励频率从260rad/s上升至270rad/s时,振动频率明显降低,稳态
振幅由2mm迅速攀升至40mm。这2条曲线在3s之前均经历了瞬态振动过程,
这是因为考虑了巷道的来压,由于巷道来压打破了原系统的静平衡,使超前支架处于
振动状态,这一过程是超前支架振动的初始条件。
当激励频率由270rad/s增加到290rad/s时,振动频率明显增加,稳态振幅由40
mm下降至13mm,由图5可以清楚地看出,梁下质量垂直振动固有频率接近270
rad/s。在激励频率为270rad/s时,系统振动响应突然变大,响应频率突然下降。因
此,在掘进机截割时,应对截割速度、煤岩体物理性质及动态响应、掘进机自身振动
数据进行详细的测量分析,尽量避免使超前支架的扰动频率接近超前支架梁下质量
垂直振动的固有频率,防止超前支架由于过大的振动而损坏和降低超前支架自身的
稳定性。
为求得超前支架系统的固有频率及其振型,设计了超前支架实验样机,采用单点力锤
激励、多点分布施振法对超前支架不同支撑工作状态下的模态进行试验。试验平台
由超前支架、顶板加载试验台、16通道DH5922N动态信号测试系统、力锤、
DH5857电荷适调器、计算机及20余个DH311E三向加速度传感器组成,实验平
台实物如图6所示。
在对实验样机进行实验时,主要是研究顶梁系统的模态参数及不同工况下的振动响
应,因此,测点主要布置在顶梁上。由于高频模态的振型驻波波长比较短,为了恰当地
描述这些模态,就需要比较多的响应点,实验时选取20个测试点,并分布在顶梁的各
节点和中段处。为模拟超前支架在支撑状态下的振动形态,边界条件设为简支约束
边界条件,力锤激励点不能与节点重合。同时,为使各节点响应值最大,力锤应均匀地
敲击实验样机,避免连击。
试验结果通过16通道数据采集系统进行采集分析,此时的信号为时域信号,需要对
时域信号进行模态参数识别,这里采用现今国际上最新流行的、识别精度较高的
Polymax方法,即多参考点最小二乘复频域法,提取振动系统模态参数。
4.1样机的模态实验
为研究超前支架装备在不同支护状态下的振动特性,首先对实验样机进行模态分析,
得到稳态图如图7所示。
利用模态判定准则MAC值方法,对模态分析实验结果进行验证,若第n阶模态与自
身完全相同,则MAC值等于1,若两者相差较大,则MAC值接近于0,得到的MAC
值如图8所示。
从图8可知,除本振型之间外,各阶振型之间的MAC值基本在0.7以内,绝大多数在
0.2以内,说明各阶振型的相关度较低、正交性较好。根据振动力学原理,不同阶固
有振型之间互相正交,因此试验所得的各阶模态是正确的。
图7中,如果每次增加计算模态数后,得到的极
点和留数都基本不变,则在该频率处注上符号“s”;如果只有模态频率不变,则注上
符号“f”;仅模态阻尼比不变,则注上符号“d”;如果只有留数不变,则注上符号
“v”。因此,只有稳态图中稳定的“s”频率才可确定是真实的模态频率,根据所得
到的稳态图,提取出各阶模态参数见表2。
超前支架实验样机的第3和第4阶振型如图9所示。
4.2不同工况下频响实验
为了研究超前支架装备在不同支护状态下的振动情况,分别对超前支架实验样机在
全支撑和顶板来压两种工况进行了模态实验。
超前支架实验样机的全支撑状态,是指样机的主、副支撑组均处于伸出状态,对顶板
起到全支撑的作用。此时,模拟顶板上部安装的液压缸处于缩回状态,模拟顶板上端
无压力。通过模态实验,得到全支撑工况下的实验样机的响应如图10和11(a)所示。
为模拟超前支架装备实际工况,在实验样机处于全支撑的情况下,通过安装在模拟顶
板上部的液压缸对实验样机进行加载,并进行模态实验,得到频响及稳态图如图
12,11(b)所示。
不同工况下,实验样机的模态参数见表3。
从表2可知,超前支架第4阶振型的固有频率为42.353Hz,当掘进机截割扰动频率
范围在250~300rad/s变化时,能引起超前支架产生共振。理论计算得到超前支架
固有频率在270rad/s附近,即42.9Hz,而试验得到的第4阶固有频率为42.353
Hz,二者十分接近。模态实验同时得到了超前支架其他阶模态参数,但由于其他阶的
固有频率与掘进机截割扰动频率相差较大,故不会在这些频率范围内引发共振。
由表3可知,当超前支架系统处于工作状态,即超前支架全支撑,掘进设备处于掘进过
程时,其固有特性发生了较明显的改变。结合本文实验结果,可深入研究综掘巷道冲
击地压、掘进设备以及掘进工作面顶板对超前支架稳定性的影响,以及超前支架对
掘进工作面顶板的支护效果。
(1)介绍了巷道超前支架的组成及动作原理,阐述了该支架对综掘巷道临时支护的重
要作用。
(2)基于拉格朗日方法,建立了超前支架全支撑态的动力学模型,并给出系统各分运动
的运动微分方程。
(3)分析了不同激励频率下梁下质量垂直振动响应,得到在270rad/s时振动频率迅
速降低、振幅突然变大的结果。说明梁下质量垂直振动固有频率接近此激振频率,
巷道掘进时应使扰动频率避开此固有频率。
(4)借助超前支架实验样机,对样机自身模态进行了实验。实验结果表明,样机的第4
阶固有频率为42.353Hz,与掘进设备的扰动频率非常接近,极易出现共振现象,需对
超前支架的机械结构进行完善。
(5)利用力锤固定点打击和多点采集的方法,对实验样机全支撑和顶板来压两种工况
进行振动试验,得到超前支架系统的稳态图以及前6阶模态参数。
【相关文献】
[1]董春江.芦岭煤矿掘进巷道超前支护方式的应用及选择[J].矿业安全与环保,2002,29(1):51-52.
ationanduseoftunnelingroadwayadvancedsupportwayin
LulingCoalMine[J].MiningSafetyandEnvironmentalProtection,2002,29(1):51-52.
[2]袁亮,薛俊华,刘泉声,等.煤矿深部岩巷围岩控制理论与支护技术[J].煤炭学报,2011,36(4):535-
536.
YuanLiang,XueJunhua,LiuQuansheng,ndingrockstabilitycontroltheoryand
supporttechniqueindeeprockroadwayforcoalmine[J].JournalofChinaCoal
Society,2011,36(4):535-536.
[3]孙淑娟,王琳,张敦福,等.深部巷道开挖过程中围岩体的时程响应分析[J].煤炭学
报,2011,36(5):738-740.
SunShujuan,WangLin,ZhangDunfu,-historyresponseanalysisofsurrounding
rockmassinprocessofexcavatingdeeptunnel[J].JournalofChinaCoal
Society,2011,36(4):738-740.
[4]吕祥锋,潘一山,李忠华,等.高速冲击作用下锚杆支护巷道变形破坏研究[J].煤炭学
报,2011,36(1):24-26.
LüXiangfeng,PanYishan,LiZhonghua,ndeformationandfailureofroadway
ofrockboltingunderimpactloading[J].JournalofChinaCoalSociety,2011,36(1):24-26.
[5]王永岩,段克信.开巷初期临时支护压力预测的新方法[J].煤炭学报,1999,24(5):462-464.
WangYongyan,topredictthesupportpressof
theinitialperiodoftunnel[J].JournalofChinaCoalSociety,1999,24(5):462-464.
[6]侯友夫,刘肖健.大可缩量巷道支架的设计研究[J].煤炭学报,1999,24(6):634-635.
HouYoufu,andresearchonlargeshrinkageroadwaysupport[J].
JournalofChinaCoalSociety,1999,24(6):634-635.
[7]陈加胜,高明中.快速掘进配套临时支护液压支架设计[J].煤矿机械,2011,32(2):12-14.
ChenJiasheng,licsupportsdesignoftemporarysupportforquick
tunneling[J].CoalMineMachiner,2011,32(2):12-14.
[8]康红普,王金华,林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报,2010,35(11):1810-1814.
KangHongpu,WangJinhua,ndapplicationsofroadwaysupport
techniquesforcoalmines[J].JournalofChinaCoalSociety,2010,35(11):1810-1814.
[9]方子帆,邓兆祥.汽车振动系统状态空间模型的研究[J].中国机械工程,2005,16(4):353-354.
FangZifan,chonthestatespacemodelofvehiclevibration
system[J].ChinaMechanicalEngineering,2005,16(4):353-354.
[10]icalvibrations[M].NewJersey:PrenticeHall,Inc,2010:330-
331,359-360.
[11]FranklinGeneF,DavidPowellJ,ckcontrolofdynamic
systems[M].NewJersey:PrenticeHall,Inc,2014:234-560.
[12]杨小林,侯爱军,梁为民,等.隧道掘进爆破的损伤机理与振动危害[J].煤炭学报,2008,33(4):400-
402.
YangXiaolin,HouAijun,LiangWeimin,mechanismandvibrationeffectsin
tunnelblasting[J].JournalofChinaCoalSociety,2008,33(4):400-402.
[13]龙源,冯长根,徐全军,等.爆破地震波在岩石介质中传播特性与数值计算研究[J].工程爆
破,2000,6(3):5-6.
LongYuan,FengChanggen,XuQuanjun,npropagationcharacteisticsof
blastingseismicwaysinarockmediumandnumericalcalculation[J].Engineering
Blasting,2000,6(3):5-6.
[14]李夕兵,李地元,郭雷,等.动力扰动下深部高应力矿柱力学响应研究[J].岩石力学与工程学
报,2007,26(5):925-926.
LiXibing,LiDiyuan,GuoLei,nmechanicalresponseofhighlystressedpillarsin
deepminingunderdynamicdisturbance[J].ChineseJournalofRockMechanicsand
Engineering,2007,26(5):925-926.
[15]曹安业,范军,牟宗龙,等.矿震动载对围岩的冲击破坏效应[J].煤炭学报,2010,35(12):2007-2008.
CaoAnye,FanJun,MuZonglong,ailureeffectofmining-inducedtremoron
roadwaysurroundingrock[J].JournalofChinaCoalSociety,2010,35(12):2007-2008.