支撑掩护式液压支架运动位姿解算

结合支撑掩护式液压支架,根据运动几何学分析给出了以前连杆倾角和顶梁俯仰角为自变量的液压支架各主要部件的位姿坐标解析表达式;建立了前后立柱的2个伸缩长度与前连杆倾角和顶梁俯仰角2个运动变量之间的解算方法;最后设计了解算程序,在给定液压支架结构参数和前后立柱伸缩长度的条件下就可以快速准确地解算出液压支架各主要部件的位姿参量。通过实例计算结果表明,该算法能够满足实时在线解算要求。     

基于机构拓扑结构的悬臂式掘进机空间位姿偏差分析

基于悬臂式掘进机机械结构的拓扑结构分析,分别对悬臂式掘进机行走/支撑并联机构在空间掘进工作平面/滚动平面内可补偿的仰俯角偏差、巷顶距偏差、横滚角偏差,以及其回转并联机构/升降机构在空间掘进水平面内可补偿的水平偏角偏差、水平偏距偏差、车前距偏差进行深入研究分析,建立悬臂式掘进机机身空间全方位位姿偏差数学模型。应用空间机构结构学正/逆解求解思想,利用MATLAB及正解求解出已知各结构回路几何参量状态时,机身动平台的空间瞬时位姿偏差信息及可补偿空间位姿偏差的范围;逆解求出机身处于可补偿空间极限位姿偏差状态时,对应悬臂式掘进机的可调几何结构参量均满足工程设计要求。分析结果表明:通过调节前铲板/后支撑液压油缸驱动量,可实现补偿机身最大仰角偏差26.731°,最大俯角偏差27.468°,可补偿最大巷顶距偏差20.253 7 mm;同时,通过实时动态调整截割臂的截割姿态,可实现补偿机身最大水平偏角偏差36.067°。实验结果同样也验证了结论的正确性、可实施性与高效性。基于拓扑结构分析得到的掘进机机身空间位姿偏差数学模型可为实施智能化悬臂式掘进机实时动态精准纠偏提供有效思路和依据。     

煤层钻孔“双低”防冲机理及应用

针对冲击地压工作面煤层卸压钻孔参数设计依据缺乏问题,通过理论研究和现场实测,研究煤层卸压钻孔的防冲机理和参数设计方法。通过实验室试件试验的全应力应变曲线分析,探索了煤层卸压钻孔"低强度-低密度"防冲机理:卸压钻孔可以改变煤体的物理力学性质,通过降低煤体破坏极限强度和密度,降低了煤体的冲击倾向性,增加了煤体的应变率,在一定范围内形成卸压保护带。卸压钻孔深度采用了现场经验孔深,基于有效应变率,针对煤层条件和卸压孔孔径,设计了卸压钻孔密度参数,已在多个冲击地压矿井现场应用,经钻孔应力监测检验,防冲卸压效果良好。     

自移式吸能防冲巷道超前支架设计与研究

为提高支架抗冲击性能,有效防治巷道冲击地压,针对冲击地压矿井,从防冲角度创新设计了自移式吸能防冲巷道超前支架。支架可调节支护宽度,采用前推后拉实现自动移架,顶梁安装薄壁六边形吸能防冲构件,立柱安装扩径式吸能防冲构件,支架具有吸能让位防冲功能。采用吸能防冲支架支护巷道,将形成“围岩-吸能支护”系统,冲击地压发生时,一是吸能防冲构件通过塑性变形直接耗散围岩冲击能;二是吸能防冲构件让位空间给煤岩提供了一定的能量释放空间,间接耗散围岩冲击能;三是构件恒力变形阶段改善了支架受冲击载荷时的受力情况,也为液压阀开启提供了时间,有效提高了支架抗冲性能;四是支架吸能让位过程中,支架与围岩自调节后又形成新的“围岩-支护”系统,有利于巷道稳定。吸能防冲支架具有较高的支护强度和较强的抗冲击载荷能力,为防治巷道冲击地压提供一种新型支架。     

基于能量耗散率的钻孔防冲效果评价方法

采用理论分析、实验室试验及数值模拟等手段,研究了从能量角度评价钻孔防治冲击地压效果的方法。钻孔前后应力总量计算表明,钻孔对煤岩体的作用在于"调压",并非仅"卸压"。相对于应力角度,从能量角度评价钻孔防冲效果的过程更为简便。不同矿井煤样单轴加卸载试验发现,采用线弹性体弹性应变能计算公式的计算结果要大于实际值,且冲击倾向性越弱,计算误差越大,提出了基于弹性能量指数的修正公式。钻孔围岩弹性应变能的变化受最大主应力的做功特征主导,围岩应力调整过程中,弹性应变能能否积聚与围岩方位及侧压系数有关。在此基础上,提出钻孔耗能率的概念,可定量评价不同钻孔防冲设计之间的优劣,并通过FLAC3D进行数值模拟实现。以钻孔耗能率为评价指标得出,钻孔防冲效果与钻孔孔径呈幂函数关系,与煤层强度呈负相关。与φ100 mm钻孔相比,φ150 mm钻孔耗能效果是其2.9倍,φ200 mm钻孔耗能效果是其6.5倍。     

悬臂式掘进机空间位姿的运动学模型与仿真

为实现掘进断面自动截割成形控制,达到无人采掘装备自主巡航目标,研究了悬臂式掘进机空间位姿运动学模型并进行了仿真。将悬臂式掘进机的机械机构简化为一系列平移或旋转关节串联而成的运动链,建立了掘进机空间位姿坐标体系;利用齐次坐标变换和机器人运动学相关理论建立了掘进机机身位姿和截割头相对于大地坐标系的空间位姿矩阵。采用D-H法求解了正向运动学问题即截割头空间位姿精确定位;采用代数法分析研究了逆向运动学问题即截割头轨迹规划及控制的数学模型。以EBZ200机型为例,实验仿真了类S形自下而上矩形截割断面工艺路径,并进行了现场多组试验。试验结果表明：设定巷道断面4 500 mm×4 000 mm,两帮综合最大误差为65 mm,相对控制最大误差为1.4%,达到煤巷断面质量精度要求,且重复精度高、无累计偏差。     

基于空间交汇测量技术的悬臂式掘进机位姿自主测量方法

根据深部危险煤层无人化开采的需求,要实现无人环境下对悬臂式掘进机位姿的高精度测量。提出一种基于空间交汇测量技术的悬臂式掘进机自主位姿测量方法,由悬臂式掘进机搭载激光发射器并发射旋转激光平面,在其后方安装位置固定的激光接收器并通过激光平面获取激光发射器相对于其自身的方位,从而得到悬臂式掘进机相对于由激光接收器确定的巷道坐标系的位姿状态。构建悬臂式掘进机位姿测量的数学模型,运用仿真软件对该模型进行仿真并分析位姿测量精度。仿真表明：在激光发射器与激光接收器相距25 m时悬臂式掘进机定位点的最大测量误差在X轴,测量误差为0.082 3 m;姿态角的最大测量误差为横滚角,测量误差为2.018 4°。基本满足目前煤矿综掘工作面对悬臂式掘进机位姿测量精度的要求。     

基于捷联惯导的悬臂式掘进机位姿解算算法研究

针对煤矿井下高煤尘、光线暗的恶劣环境中掘进机无法实现动态位姿检测的问题,提出了基于捷联惯导的悬臂式掘进机位姿检测方法并对其解算算法做了对比研究。捷联惯导是通过三轴陀螺仪和三轴加速度计实时测得掘进机的角速度和加速度,根据位姿解算算法动态输出掘进机的姿态和位置信息。位姿解算算法很大程度决定着姿态和位置的精度,因此结合掘进机实际掘进工艺的特点,围绕位姿解算算法的适用性和优劣性,对比了四元数和等效旋转矢量两种位姿解算算法,分析了姿态解算误差的影响因素。在有噪声正弦运动和模拟掘进机行走运动两种情况下进行仿真并搭建了利用小车循迹代替掘进机掘进的实验平台进行实验,结果表明,两种算法均能满足掘进机姿态角的解算精度要求,四元数法的姿态解算精度高于等效旋转矢量法|位置的解算误差较大且呈发散状态,这有待于进一步研究。     

煤矿井下钻进钻孔中空间轨迹的实时解算

为了研究随钻测量在顺煤层钻进中的空间轨迹,结合当前常用的几种坐标计算方法,分析各种方法的适用范围。选取最适合的计算方法,根据钻进中当前点的顶角、方位角及钻孔孔深,应用曲率半径法计算出钻孔当前空间坐标,经过无线传感器将数据实时传入电脑,运用C#语言及Direct X开发平台实现三维空间轨迹的实时绘制,进而辅助决策。     

防冲支架的核心吸能构件设计与吸能性能研究

为了解决巷道液压支架在冲击地压发生时结构失效以及立柱折损的问题,设计了一种能够快速变形让位、吸收冲击能的构件,用于门式吸能防冲液压支架中,从而保护液压立柱不损坏并且支架结构不失效。对吸能构件的构型进行设计并且研究了其吸能性能。首先,基于门式吸能液压支架的防冲功能提出吸能构件在承载力、反力变化、吸能方式、吸能量以及稳定性5个方面的性能要求。然后对吸能构件的构型设计及其吸能原理进行了详细论述,并结合数值模拟对构件的屈曲吸能机理进行了分析。最后通过室内实验,研究了1∶1吸能构件的力学性能,实验结果表明:吸能构件承载力均值为2 428 kN;后屈曲反力变化相对比较平稳;压缩量达50%时吸能量均值为357 kJ;吸收能量都转化为构件不可恢复的变形能;屈曲过程稳定且与数值模拟结果非常接近。     

液压并联机器人位姿误差分析及计算

分析了液压并联机器人位姿误差的产生原因及影响因素,提出了任意位姿下的位姿误差计算方法。针对并联机器人设计阶段给出的各结构参数的误差范围,给出了计算最大位姿误差的方法。对设计和评价液压并联机器人具有一定的指导作用。     

基于多传感器组合的钻锚机器人机身定位方法研究

针对目前煤矿钻锚作业仍以人工为主,作业强度大、环境恶劣且效率低的问题,为提高效率、保障工人生命安全,研发了煤矿钻锚机器人以提升钻锚作业自动化水平。针对工况环境下的钻锚机器人机身定位困难、干扰大、精度低、效率低等问题,提出了一种基于激光测距传感器和激光雷达的组合传感器定位方法。根据钻锚作业需求,研究基于分布式激光测距传感器的钻锚机器人与掘进工作面之间的距离信息,建立"机器人-工作面"定位模型,解算钻锚机器人前移过程中与掘进工作面的位置关系;以机器人后端顶部锚杆为目标,利用激光雷达扫描获取锚杆与钻锚机器人的动态点图信息,建立"机器人-锚杆"定位模型,解算钻锚机器人后移过程中与锚杆的空间位置关系。搭建组合定位系统,通过样机试验验证表明:"机器人-工作面"定位模型距离误差≤10 mm,偏航夹角误差≤1°;"机器人-锚杆"定位模型距离误差≤20 mm,偏航夹角误差≤1.5°,可以实现煤矿巷道钻锚机器人机身自动、准确、实时的定位目标。     

钻屑法探测巷道围岩应力及预测冲击危险新探究

 围岩应力是引起采矿工程巷道支护变形和破坏、产生冲击动力等现象的根本作用力之一;钻屑法是预测冲击地压的常用方法。本文利用插值法,把巷道掘进期间的钻屑数据连接起来,获得整条巷道的煤粉量数据;再根据煤粉量、围岩应力、冲击地压三者之间的关系,给出了整条巷道不同区段的冲击危险等级。文中以某矿23130工作面下巷掘进期间的钻屑数据为例,用插值的方法给出了整条巷道不同区段的冲击危险情况,预测的结果与随后的事实很好地相符。该方法为钻屑法探测巷道围岩应力、预测冲击危险提供了新的研究思路。     

干热岩资源高效钻采技术理论探讨

水力压裂开采干热岩是目前干热岩资源开发普遍优选的方法,本文在阐述其应用现状及特点的基础上,分析了水力压裂技术应用于干热岩资源开发存在的技术问题及诸多不确定因素。提出了注入井水平对接与压裂组合开采方案以及注采井水平对接开采方案,分析了两种方案涉及的技术可行性。     

煤矿小断面岩巷钻爆法快速掘进技术研究

煤矿中岩巷的掘进速度往往是煤炭开采时间的决定性因素,岩巷的快速掘进是煤矿生产的保证,但是不合理的爆破方案、落后的掘进设备以及繁杂的工程管理往往制约着岩巷的掘进效率。岩巷掘进水平关系到煤矿正常生产接续,针对阳煤集团一矿某高抽巷掘进速度较慢的实际,首先对制约试验巷道掘进进尺水平的因素进行分析,根据分析结果对爆破参数进行了优化设计,尤其是针对掏槽爆破孔的重新设计,最后对爆破效果进行多方位的对比检测。试验结果显示,优化的爆破方案能够有效地提高巷道掘进效率,巷道的单循环进尺、大块率、炮眼利用率等指标明显优于原爆破方案,月进尺也由70 m/月提高到85 m/月,圆满完成并超过矿上给定的指标。     

基于地质动力区划的近直立特厚煤层冲击地压危险性评价

基于地质动力区划方法,确定了乌东煤矿冲击地压主要影响因素及其相互作用关系,对乌东井田发生冲击地压的地质动力环境进行了评价。乌东矿区位于博格达断裂带体系中,断裂带北缘处于强烈的压缩状态中,井田受构造活动的影响强烈。地质动力区划方法确定了断裂活动特征与井田构造形式,在分析了近直立特厚煤层原始应力的基础上,建立了近直立特厚煤层冲击地压的危险性评价方法,确定了乌东煤矿南采区冲击地压点主要发生在高应力区和应力梯度区。应用FLAC3D数值计算方法,确定了开采活动对乌东煤矿冲击地压的影响,并对冲击地压危险区域进行了划分与预测。研究表明,在构造应力的影响下,乌东井田围岩能够产生较大的压缩应变,积聚较高的弹性潜能,为冲击地压的发生提供了能量条件,开采活动使工作面所在煤体的弹性能更加接近由稳态向非稳态转变的临界,增大了冲击地压发生的危险性。在南采区的高应力区和应力梯度区应加强冲击地压监测和采取解危措施,避免冲击地压的发生。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。