中位放顶煤液压支架总体结构设计

2013届本科毕业设计（论文）设计题目：ZFS1600/12/26型液压支架的设计设计专题题目：ZFS1600/12/26型液压支架掩护梁设计设计主要内容和要求：1.设计要求：完成液压支架总体方案确定及设计主要零部件设计完成设计图纸（折合0＃）3～4张2.主要工作参数：设计题目：ZFS1600/12/26顶板条件：Ⅱ级1类工作阻力：1600N推溜力：100kN拉架力：150kN底板比压：1.0Mpa泵站压力：32Mpa煤层倾角：15º院长签字：指导教师签字：摘要液压支架是综采工作面支护设备，它的主要作用是支护采场顶板，维护安全作业空间，推移工作面采运设备。液压支架的种类有很多，但其基本功能是相同的。根据液压支架各部件的功能和作用，其组成可分为4个部分：⑴承载结构件，如：顶梁，掩护梁，底座，连杆，尾梁等。起主要功能是承受和传递顶板和垮落岩石的载荷。⑵液压油缸，包括立柱和各类千斤顶。其主要功能是实现支架的各种动作，产生液压动力。⑶控制元部件，包括液压系统操纵阀，单向阀，安全阀等各类阀，以及管路，液压，电控元件。其主要功能是操作控制支架各液压油缸动作及保证所需的工作特性。⑷辅助装置，如推移装置，护帮装置，伸缩梁装置，活动侧护板，防倒防滑装置，连接件，喷雾装置等。这些装置是为实现支架的某些动作或功能所必须的装置。关键词：液压支架，支护设备，掩护梁，操纵阀

AbstractHydraulicsupportisasynthesescoalcuttingworkingfacesupportfacility，itsprimaryfunctionissupportingcoalcuttingtoptray，attendancingsafeoperationspace，processingworkingfacecoalcuttingtransportationdevice.There'smanykindsofhydraulicsupport，butthesefundamentalfunctionisthesame.Accordingtothefunctionandeffectionofeachpartialhydraulicsupport，there's4partsasfollows:(1)Supportstructuresection,suchasheadpiece、coveringgirder、underframe、pitman、tailboom.Burdenofreceiving、transferingtoptrayandrockyplaysanimportantroleinit.(2)Hydraulicram，itincludecrutchandmanyjack.Itsprimaryfunctionisrealizingdifferentkindsofmovementofbracketandproducinghydraulicpower.⑶Controlsection，itincludeshydraulicscontrolvalve、non-returnvalve、reliefvalveandsoon.There'salsopipeline，hydraulicpressure，electriccontrolelement.Itsprimaryfunctioniscontrolbracketeachhydraulicrammovementandensuringrequireddouble-shiftworkcharacteristic.(4)Auxiliarydevice,suchasprocessdevice、protectdevice、flexgirderdevice、activitysiderack、preventfallandnon-skiddevice、junctionpiece、spraysystem.Thesedeviceareobligatoryoneswhichcanrealizethecertainmovementorfunctionofbracket.Keywords：hydraulicsupport，supportfacility，coveringgirder，controlvalve.

前言放顶煤采煤方法，就是在开采煤层的底部，或在特厚煤层中部位置，布置采煤工作面，利用工作面矿山压力的作用或辅以爆破等方法，竟顶煤破碎并促使其垮落，而后将垮落的顶煤有工作面后方或工作面支架前方放出。放顶煤采煤方法在很早以前就用于开采厚煤层。如我过以前使用过的高落式采煤法，就属于这种采煤方法。在当时，放顶煤开采是不正规的，完全手工式的，而且煤炭损失特别大，长期以来受到严格限制。随着煤层开采技术的发展，特别是煤矿支护设备的发展，放顶煤采煤法已经发展成为一种正规的采煤方法。放顶煤开采方法的应用条件，也由开采残留煤柱、极不稳定的特厚煤层，发展到稳定的各种倾斜煤层的常规工作面，特别是赋存稳定的长壁工作面的开采。放顶煤开采方法按工作面的巷道不止方式可分为：缓倾斜、倾斜特厚煤层预采分煤层（铺网或不铺网）放顶煤开采法；缓倾斜、倾斜特厚煤层顶采中间层放顶煤采煤方法：缓倾斜、倾斜特厚煤层一次采全厚放顶煤采煤法；急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤采煤法。按放顶煤工作面的回采工艺方式可分为：炮采放顶煤开采；普通机械化放顶煤开采；综合机械化放顶煤开采。中位放顶煤液压支架是当前我国应用数量较多，分布面较广的综放支护设备。中位放预煤液压支架已不仅是一种单纯维护工作面空间的文护设备，还是一种依靠矿山压力破碎煤体，具有放煤功能的综采设备。中位放顶煤液压支架按其结构型式可分为两类：单铰点中位放顶煤支架和四连杆中位放顶煤支架。在毕业前借助设计这次很难得的机会，在老师耐心的指导下，利用自己在大学所学的书本知识和实习结合，对中位放顶煤液压支架的掩护梁的结构和受力分析设计和计算。由于时间仓促和本人水平有限，在设计过程中会有缺点和不合理的地方，恳请老师给予宝贵的意见，并给予批评和指正。目录1.放顶煤开采概述1.1我国厚煤层分布与赋存状况91.2国外放顶煤开采发展历史141.3国外放顶煤液压支架161.4放顶煤综采技术的优越性252.中位放顶煤液压支架总体结构设计2.1液压支架的工作原理272.2液压支架的主要技术特征与工作参数292.3液压支架总体方案设计303.中位放顶煤液压支架架体部分的设计计算3.1铰接式顶梁掩护支架453.2放顶煤液压支架结构件的强度计算与校核504.设计液压元件及系统4.1拟定支架液压系统635.中位放顶煤液压支架的使用与维护73后记751.放顶煤开采概述1.1我国厚煤层分布与赋存状况我国煤炭资源十分丰富，1985年全国另计探明煤炭总储量为7822亿tl其中厚煤层的储量占首位，接近总储量一半。根据1988年我国统配煤矿统计，原煤产量按薄、中厚及厚煤层的比重分别为10．40％、43．97％及45．63％；若以可采储量统计，则分别为17．36％、37．84％及44．80％。我国厚煤层赋存几乎遍及全国，其中以东北及西北地区尤为丰富，15个省46个矿务场赋存有5m以上的持厚煤层，储量超过100亿t，但地质条件比较复杂。厚煤层可来储量所占比重员高的省及自治区为甘肃(93．96％)，新疆(70．N％)及宁夏(65．06%)。在山西、河南、河北、山东及陕西省，3．5—8m厚煤层的储量也占很大比重。1.1.1缓倾斜厚煤层整层垮落一次采全高综采。近年来，国内外采用大采高支架(结构高度大于3．5m)、利用整层垮落一次采全高方法开采缓倾斜厚煤层(采高在3．5—5m之间)取得了较好的经济技术效果。我国大采高支架己研制l0余种架型，可分为两柱掩护式和四柱支撑掩护式两类；支架结构高度为3．8、4．2、4．5、4．7及5．0米；支架阻力从800、2000、2400、3200、3600、4000、4800、5200、5600至l0000kN／架。从支架使用效果看可分为三种情况：（1）架型与煤层赋存条件适应，使用效果较好的有德国6320—23／45型，BY320—23／45和BY360—25／50型掩护支架，并在开滦范各庄矿、林南仓矿及邢台东庞矿，均实现了年产百万吨。（2）实际采高在3．5m左右，末完全显示出大采高特点的有QY320—20／38型、ZY400—18／38型及BY480—22／42型支架，在徐州庞庄矿70l采煤工作面、兖州兴隆庄矿5301采煤工作面和西山官地矿1830l采煤工作固使用，前两种分别达到工作面月产66139t和69568t。（3）因架型或参数与煤层赋存条件不适应，试验效果不佳的有铜川局李家塔矿使用的Jz—1型掩护支架和金华山矿使用的Yz—I、II型掩护支架，以及开滦范各庄矿试用的BYZ型掩护支架。大采高支架不仅在中国，在原苏联、德国、波兰、法国、捷克和斯洛伐克等国多数使用效果较好，然而，也还存在不少问题，主要是：（1）架型或参数与煤层赋存条件不适应，尤其表现在支架工作阻力偏低，造成支架变形，损坏严重，乃至被迫停产。（2）支架稳定性差，造成支架倾倒。这主要是由于支架高宽比过大，加之零、部件间隙过大，当使用在倾角大于12。左右的煤层时，形成支架顶梁组件向支架顶、底面垂直线的倾斜下方严重偏移，受载后使支架零、部件损坏、甚至倾倒。（3）掩护梁易开裂，四连杆变形。造成这种损坏的主要原因是，底座与顶梁发生水平错动并产生扭转变形造成的。（4）两柱式掩护支架的平衡千斤顶易损坏。主要原因是当掩护梁与顶梁间夹角过大，使平衡千斤顶活塞杆全部伸出形成刚性受力时，造成导向套被拉出缸口或结构件耳子拉裂、销轴变形。（5）煤壁易片帮，工作而与巷道交接处的端头三角煤矿难以维护。由此可见，要使大采高支架在缓斜厚煤层整层一次采全高达到高产、高效、降低成本、节约费用的目的，就必须解决好上述存在的问题，做到充分了解煤层的赋存条件，合理选择支架工作阻力及主要技术参数；优化结构设计，保证足够的安全系数，认真加强管理和维护，“选好配套设备才能获得良好的使用效果。1.1.2放顶煤综合机械化开采放顶煤综合机械化开采的实质是：在开采煤层的底部(沿底扳或在煤层中某一高度范围的底部)布置综采工作面，除用正常的三机(采煤机、输送机及液压支架)采煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方法使工作面上方的顶煤破碎，并随工作面推进而在前方或后方放出并回收，这样的采煤法称为放顶煤综采。我国在缓斜中硬厚煤层、三硬(顶板坚硬，底板坚硬、煤质硬f=4)厚煤层，三软(底板抗压强度＜0．8MPa，顶煤及煤质松软f=0．3一0．6)厚煤层；倾斜厚煤层(约37。)及急斜斜厚煤层水平分段综采等均取得较好的经济技术效果，并在采煤工艺和放顶煤液压支架装备水平上有新的突破。1．缓斜中硬厚煤层放顶煤综采该类综采放顶煤工作面是我国放顶煤工作面最多、技术经济效果最好的一类，截止到1992年底共装备了30多个。这类煤层硬度f＝1．2—3，煤层开采厚度在5—20m，工作面长度为38—200m，主要分布在东北地区、山西和山东等省。由于各工作面地质条件相差较大，以及使用的先后不同，加之设备选型、组织管理技术水平等原因，取得效果也大不相同。如早在1984年研制的综采放顶煤液压支架(FY400／14／28型)及放煤工艺在沈阳局蒲河矿缓斜特厚煤层中试验时，开始效果尚好，后因支架稳定性差，四连杆强度不足而损坏严重，加之设备配套等问题，支架不能前移，造成煤层发火中止了试验，但人们已看到达种放顶煤综采技术的前景。1987年平顶山矿务局一矿引进了匈牙利vHP。732型高位插底式放顶煤液压文架，并进行了试验。该煤层厚8．2m、倾角9。，工作面长87一120m，煤层硬度f＝l一1．8，采高2．8m，放煤高5．4m，试采3年采完2个工作面，平均月产44206t，最高月产55000t，回采率79．6％，平均工效25．5t／工，获得了初步成功。在对王庄矿插底式单输送机放顶煤液压支架进行较大改进后，一种新型不插底单输送机放顶煤液压支架在潭村矿投入使用，采用单轮间隔均匀放煤，丙采一放，1991年工作面产量l82万t。1992年又装备了“四个一”，即一矿、一面、一条原煤运输线、日产煤l万t，工作面年产原煤达230万t，创国内外放顶煤综采最高绍录。同时该局王庄矿还创造了低位放顶煤支架综采面月产27万t的国内最高绍录。2．缓斜硬厚煤层放顶煤综采对于煤质硬度大于3的厚煤层能否采用放顶煤开采，在1990年以前一般均认为是“禁区”，但在硬煤层中，若层节理发育并呈脆性的煤层可否采用放顶煤综采，经对放顶煤矿压理论分析后，开始认为选用高阻力支架和注水软化顶煤等措施后，还是可以试验的。于是，首先在晋城矿务局凤凰山矿进行丁试轧并采用了zFs5200／17／32型强力放顶煤支架，尽管工作面多次遇到无炭拄，使支架不能正常运行，但也曾出现日产7000t的好水平。3．留斜软厚煤层放顶煤综采我国软厚煤层的赋存分布较为广泛，储量丰富，如东北的辽源、西北的乌鲁木齐、淮南、淮北，山西轩岗及河南郑州矿务局等。其煤层厚度一般为5—20M，，除前两周为急斜煤层外，其他均为缓斜。目前一般以f＜l的煤称为软煤。在软厚煤层中采用放顶煤综采的有利条件是，可以不考虑顶煤能否破碎的问题，但实践表明，由于煤的强度极低，当支架梁端支撑力不足以及支架封闭性能不良时，会造成顶煤的破断角前倾，矿山压力向煤壁方向转移，形成前方顶煤破碎、目落，煤壁片帮，使支架顶梁上方冒空不能接顶，造成支架难于前移；同时软煤层的底板常是抗压强度小于1．0MPa的软底，又会出现支架底座前端压入而使支架前倾，因而常有放顶煤开采“怕软不怕硬”的说法。经过近几年广大煤矿企业包括煤机厂科技人员及工人的共同努力，已较为成功地解决了这一难题。4．倾斜厚煤层放顶煤综采在倾斜厚煤层实现放顶煤综采是国内外来煤工艺改革的一大难题，因为它不仅要解决顶煤冒落，而且要解决工作面设备的正常推进，包括支架、输送机和采煤机的下滑及支架防倒、采煤机的爬坡、端头的锚固及维护等问题。在倾角小于15。的缓斜工作面中一般不需考虑上述问题，而急斜工作面通常在特厚煤层中采用水平分段综采放顶煤开采，其工作面呈近水平状态，也无问题可言。因此，倾斜煤层综来放顶煤开采乃是国内一大攻关项目。石炭井矿务局与郑州煤机厂共同开发、研制的成套综放支架(低位放顶煤液压支架、过渡支架及端头支架)在乌兰矿532l工作面使用，从1992年l1月5日至1993年2月28日正常运行后，通过了宁夏科委的鉴定，取得了良好的技术经济效果，填补丁我国的空白。1)工作面概况。乌兰矿三层煤为该矿主来煤层，平均煤厚6．79m，倾角17。一37。，煤质硬度系数f＝0．6一1．2，工作面长44．5m，走向长166．6m。煤尘具有爆炸危险，指数为32％，煤自燃发火期18个月，宜接顶为泥质粉砂岩，老顶为浅灰色中厚层状细砂岩，平均厚度为7．21m。工作面主要设备zFsB3200／16／28型低位放顶煤支架29架ZFG3400／20／30型过渡支架4架zTE8900／20／30型端头支架2架MXP—240型采煤机l台SGD—630／l10型前部输送机l台SGD—630／110型后部输送机l台SZZ—730/110型转载机l台SGW-44型胶带输送机l台。2)回采工艺。经该局、矿生产实践，总结出“二刀一放，单轮顺序放煤，四个由下而上”的新工艺方法。“二刀一放”即放煤步距为两次截割步距之和1．2m，这样可保证放煤结束后，上方及后方的矸石同时到达放煤口，实现最大限度地回收顶煤。一般放煤步距与顶煤厚度有关，厚度大则步距也应加大，否则将使顶煤丢入采空区，降低回收率。“单轮顺序放煤”这是由大倾角煤层的放煤规律所决定的。因放煤漏斗向倾斜上方发育，且放煤口之间形成的脊背煤也向上偏斜，这种放煤顺序可保证上覆顶煤依次回收，否则将会由于上下放煤漏斗相交见矸而过早关闭放煤口，降低煤炭回收率。“四个由下而上”即割煤、移架、推溜及放煤均由下向上进行，这样可以保证下方支架对上侧支架的支撑定位和移架导向。由于工作面呈伪斜布置(5。一7。)，这样不仅可使巳发生的支架上窜或下滑及时调整，确保输送机不下滑，而且端头支架起到锚固作用，支架不会出现倒架。3)几种主要技术经济指标分析(1)提高了资源回收率。工作面回采率达84．9％，采区回采率达77．7％。经实践验证，故顶煤工作面煤炭损失主要包括：①初采损失，即由于顶板末初次垮落暂不放煤的损失，约占3％一6％；⑧末采损失，一般离停采线约8—12m开始不再放顶煤而铺设金属顶网，以便于回撤设备，这部分煤损约占2％一6％；②放煤口高度损失，因放煤口窝底板有一定高度，造成部分煤炭移架后损失，一般占3％一4％(中位放煤可达6％一12％)；④放煤工艺不合理引起顶煤垮菠不规则造成的损失。由以上各项可见，工作面愈长（120—150m)，相对煤损愈小，回采率增高。乌兰矿原分层铺网开采时四个区段的回采率仅58％一64％，平均为61％，其煤损较放顶煤开采时高出16．4％。(2)提高了产量和工效。532l试验工作面从1992年11月6日投产至1993年2月，前2个月主要试验设备的配套和性能，2月份最高日产达12881，15天完成16369t，工效提高到19．44t／工。(3)安全可靠、经济效益好。根据对以前开采的三层煤统计，百万吨死亡率为3.18人，而该倾斜煤层采用综放开采四个月未发生过轻伤以上事故，支架防倒防滑功能及支护顶板的全封闭(前探梁也具备侧护板)性能可靠。综放比分层开采，吨煤增收14．74元，经济效益十分显著。为了扩大使用范围，充分发挥综放设备和管理效朗，该局又增订了45台液压支架，准备在面长120m的三层煤投入使用。5．急斜特厚煤层水平分段放顶煤综采由于煤田地质构造时原因，我国急斜特厚煤层多数倾角大于55’综上所述，放顶煤综采十几年来在我国得到了迅速的发展。放顶煤综采技术的推广使用，托宽了综合机械化开采厚煤居的使用范围，简化了矿井的采掘系统和生产组织，在提高劳动生产率和产量，降低煤炭生产成本，保证安全生产等方面均取得了比较显著的技术经济效果。当然，放顶煤综采也存在一些急待解决的问题。主要是，(1)煤尘大，比分层开采高出l一3倍，甚至更高；(2)回来率偏低，一般在80％左右，(3)自然发火问题尚未得到很好的解决；(4)对高瓦斯矿井，瓦斯涌出量大，有局部积聚的危险；(5)液压支架的系列化和功能的完善，特别是过渡支架和端头支架的配套性、适应性、可靠性尚需进一步发展；(；)顶煤冒落规律及顶煤冒落对掩护梁的冲击载荷的理论计算和实际显现也需要进一步的观察与研究等。这一切都需要科研、制造、生产各部门通力合作，不断创新总结经验以便把我国厚煤层放顶煤开采技术与放顶煤液压支架提高到世界最高水平。1.2国外放顶煤开采发展历史放顶煤开采方法很久以前就用于符厚煤层开采。早在100多年创，法国、西斑牙和南斯拉夫等困就已应用放顶煤开采。在当时，只是作为复杂地质条件下的一种特殊采煤方法。目前，法国仍然部分采用房注式和仓储式采煤方法。本世纪的40年代末和50年代初，法国、南斯泣夫等国开始应用长壁和短壁工作面放顶煤开采，工作面文护使用单体金属文校和金属顶梁，采用刮板输送机运送煤炭，工作面为爆破落煤。最初，为了更好地控制工作面顶板，留有顶煤护顶，回采时回收部分顶煤，以减少煤炭损失。在取得成功和积累经验的基础上发展成为回采特厚煤层的一种主要开采方法。同时指出，特别适用于不规则将厚煤层的开采。这种采用金届摩擦支柱及金属顶梁支护的炮采放顶煤开采法如图1—2b1所示。当煤层厚度大于9m时，一般采用2个长壁分层开采工作面，一个在上部先采顶分层，让顶煤垮落破碎，然后由下分层工作面回收顶煤。其开采方法如图l·2·2所示。当煤层为6—9m时，只采用一个回来工作面沿煤层底部开采，同时在架后回收顶煤。其主要工艺过程为：先推进工作面，尔后进行支柱和前移顶梁，最后让顶煤充分培落并在架后进行回收。其工艺过程如图l—2—3所示。·随着采煤机械化程度的提高，放顶煤开采工作面的机械化也不断取得进步。在工作面煤炭运输方面，起初只用一台输送机出煤，回收6t顶煤通过人工装入输送机运走，放煤与采煤工作不能同时进行，产量低，如图l—3—3所示。为了提高产量，减少工人劳动强度和提高效率，放顶煤工作面发展为采用两台输送机出煤，分别运送工作面采镕的煤炭及放落的顶煤，采煤与放煤可以平行作业，工作面产量有了提高，如图l‘2—4所示。尽管在单体液压支柱支护的放顶煤工作面采用了前、后两部输送机运送煤炭，但工作面的支护工作量大，劳动强度大且不安全，采煤以炮采、风镐为主。整个工作面的机械化程度低，工作面的生产规模小，产量低。将综合机械化开采运用到放顶煤开采工作面后，放顶煤开采技术进入新的发展阶段。由于工作面由液压支架实行可靠、快速的支护，采用采煤机或刨煤机采煤，放顶煤工作在安全、可靠的支架下进行，从而使工作面产量有明显的提高。放顶煤综采工作面一般均用采煤机斜切进刀。法国的此类工作面已使用正面截割式采煤机，采高：．0一2．5m，可避免预开缺口，如图l—2—7所示。其他国家一股用单滚筒或双滚筒采煤机。自70年代开始，法国、前西德、英国等国陆续研制成功了开天宙的支撑掩护式或带伸缩掩护板的支撑式放顶煤液压支架。这两类田1：b汝b1开始米电梁支架故顶煤开采歪孟配有云输送机运友，靠单滚或双滚采煤机采煤，然后从掩护梁上的窗口放出顶煤。这两类支架的主要区别在于：前者将输送顶煤的输送机放支架架底座上，后者则将输送机置于煤层底板上，分别适应于不同的煤层条件，特别是底板情况。80年代初，匈牙利研制成功单输送机前开天窗式放顶煤掩护支架，机采煤炭所放落顶煤均用此单输送机运输，在实际使用中，取得了良好效果。由于在放顶煤工作面实现了综合机械化开采，工作面产量、进尺、工效成倍增加，炸药等材料消耗大为减少，适用的煤层范围也不断扩大，因此在继法国、前苏联之后，南斯拉夫、波兰、捷克、罗马尼亚、西班牙、印度、泰国、土耳其、中国等也陆续采用放顶煤1.3国外放顶煤液压支架放顶煤综采能否成功还取决于能否针对具体的使用条件进行放顶煤液压支架的合理选型与设计。一般说来，它要满足对顶煤只有良好的支护效果，同时还要满足顺利放煤、运煤、行人、通风、移架和对采煤工作干扰小等一系列要求。国外的放顶煤液压支架发展较早。法园60年代初就成批生产放顶煤液压支架。现将各主要放顶煤液压支架生产国家研制、生产、使用的放顶煤支架及其主要特点作一简要介绍。1.3.1法国放顶煤液压支架法国主要生产放顶媒液压支架的为玛雷尔公司。其生产的第一代放顶煤液压支架是带香蕉民架的支撑掩护式支架。1965年生产200架DFl6x26s型用于法国卢瓦尔煤田，1967年生产85架DFl5x25s型用于法国奥弗涅煤田。91970一1979年10年间共生产了482架凹18x28s型支架，出口到西班牙、捷克和南斯技夫等国。其中主要是甫斯拉夫，占407架。在第一代放顶煤支架的基础上，玛雷尔公司又研制了第二代插板式放顶煤液压支架，主要型号有MSl5x35S型、Msl7×28S和MBl8×29S等型早。M517×28S型于l978一U80年出口到南听垃夫146架，M618x29S型在法国1980一1981年使用43架，该型支矩如图l”2—l6所示。该公司还研制了天宙式放顶煤液压支架，型号为F52lx30s型2978—1983年法国共使用了300架，如图l—2—17所示。这两类与支架的技术特征l—2—4。图1·2—比法国MB17×28S型支架图1.3法国FB21×30S型支架图1。2’4MB17×由于第一代香蕉昆梁式支架存在工人在尾梁处放煤不安全，处理大块煤困难；顶煤排放无法有效控制等，常造成压死输送机的现象。而且，该支架工作阻力也较低，仅1500kN／架。第二代放顶煤支架在此基础上作了较大的改进，基本避免了这些缺陷。土作阻力增加到3000一4000kN／架。支架间安设防倒防治千斤顶，使支架可以在倾角30。的工作面使用。扩大了支架的使用范围。1.3.2英国放顶煤液压支架英国生产放顶煤液压支架的主要有道梯公司和伽力克公司。英国70年代才开始研制放顶煤液压支架。由于英国国内不采用放顶煤开采，其生产的放顶煤液压支架主要用于出口。主要用户是南斯拉夫和西班牙等国的煤矿。英国道梯公司研制的DT400型天窗式放顶煤液压支架，如图l—2—18所示，这种支架将放顶空间置于支架前、后连杆之间，支架的稳定性较高，前梁可以伸缩，支架的综合性能较好。这种支架既可用于一次采全高放顶煤开采，也适应于预采顶层的分次放顶煤开采和分段放顶煤开采。道梯400型放顶煤液压支架的主要技术特征见表l—2—5历示。英国生产的另一种插板式放顶煤液压支架是由伽力克公司1983年为西班牙法斯柯·列尼沙矿制造的。如图l—2—19所示。该支架在短壁放顶煤工作面使用，取得良好效果。煤炭回收率达到85％。该支架的主要特点为：放煤门面积大，便于顶煤垮落进入后部输送机；采用四连杆机构，顶梁对顶板的接触及支架稳定性均较好；后输送机置于支架加长底座上，利用工作面输送机的移溜千斤顶回液进入后部立柱，使后输送机相对于支架向后推出，而放煤线位置不变。图，英国道梯四柱400型天窗式支架图英国伽利克4/430型支架表1—2—5DT400型放顶煤支架主要技术特征1.3.3德国放顶煤液压支架 德国70年代末80年代初开始生产放顶煤液压支架。主要有咸斯特伐利亚公司和赫姆夏特公司。威斯特伐利亚代表产品有Bs2．2型插板式支撑掩护式放顶煤液压支架，如图1—z—2)所焺。该支架调高范围为2—3．3m，装有四连杆机构，可吸收放顶煤时产生的水平推力。如果需要打眼放炮松动顶煤，支架上备有安装钻机的位置。顶梁上还有小孔，可让钻杆通过。这种支架可用于煤层厚度为5—20m的各种放项煤综采工作面。加长的底座既可让后部输送机置于底扳上，又可在移榴时将其拉到支架底座上。德国BS2.2型插板式支架德国另一液压支架制造厂赫姆夏特公司70年代末生产400—18／28型和320—20／30型等放顶煤液压支架。400—18／28型放顶煤液压支架用于南斯拉夫煤矿，支架工作团力为4000kN，最小高度为1．8m，最大高度为2．8m，可用于10m厚煤层的放顶煤工作面，机采高度2．5m。放煤插板也是液压操纵，后输送机放在支架底座上。如图1—2—21所示。320—20／30型放顶煤液压支架工作阻力为3200kN，支架最小支撑高度为2．om，最高为3．om，掩护梁上的放煤装置为一可翻转的放煤梢，利用前输送机运送顶煤。如图l—2—22所示。德国赫姆夏特400-18／28型支架德国赫姆夏特320-20/30型支架1.3.4匈牙利放顶煤液压支架80年代初匈牙利重点研制并成功应用了vHP系列支架。该支架在匈牙利推广使用并出口到我国平顶山矿务局。vHP系列支架总的特点是高位单输送机放顶煤，放煤口面积很大，短伸缩梁对端面顶板有较高的支护强度，而掩护梁上有较充分的顶煤垮落空间。以vHP732型支架为例(图l—2—23)，支架最高可达3．sm，顶梁支护强度为800kN／m：，采用4根立柱，2根支在掩护梁框架上，2根支在放煤槽上，每根立柱工作阻力1000kN，支架工作阻力4000kN。放煤门可向下摆动至水平线下34°，起溜煤槽作用，将煤导入工作面输送机。匈牙利VHP732型天窗式支架1.3.5前苏联放顶煤液压支架前苏联研制并投入使用的放顶煤液压支架主要有KM—8lv型，KM—8lB型KTY型和KAM—lc型。RM—81型放顶煤液压支架为提腿迈步液压支架，该支架的移架动力在支架的顶梁上。支架掩护梁有一组千斤顶支撑并可伸缩，放煤插板采用液压伸缩。支架后部配有专用放顶煤输送机。如图l—2—24所示。KAM—lc型带截割顶煤装置的放顶煤液压支架如图1—2—25所示。该设备最大的特点是：文架带有一个可在垂直面上下截割的液压传动刨煤装置，刨头后有吊挂掩护扳。其下部可用输送机胶带做成的专用导槽将垮落顶煤导入后输送机。排头支架上还装有端面扩板，防止侧向秆石和煤进入支架。支架掩护板分两段，下段为刚性三角形结构，上段可活动调高。这种机组可采硬煤。图1-2-24前苏联KM-8lB放顶煤支架图1-2-25前苏联KAM-1C型放顶煤机组1-截割头；2-导向架；3-液压柱；4-操纵缸1.3.6国外放顶煤端头支架由于放顶煤长壁工作面端头支护空间大、设备多、工艺配合复杂，所以端头支护的好坏，直接影响到综放工作面产量、效率和安全状况。因此发展综放工作面端头的机械化支护势在必行。法国在香蕉式放顶煤支架的基础上，改造成功了一种AcM型香蕉式端头支架。如图l—2—26所示。该支架的文撑高度为1．8—2．8m，质量仅4．35t。另外法国还在放顶煤工作面试验了一种履带式端头支架。这种支架的顶粱和底座均由履带构成，为掩护式架型，可以实现带压独立行走移架。1987年5月匈牙利在北京展出了ovK—lo型放顶煤端头支架的模型。这种端头支架为两架一组，主顶梁长3．83m，活动顶梁可伸缩，最长1．9m，最短1．29贝，底座长5．76m．支架的稳定性较好。两架支柴的总质量仅4．3t。每架工作阻力5200kN，移架及移溜力为700KN，如图l—2—27所示。图法国ACM香蕉式端头支架图匈牙利OVK-10型端头支架1.4放顶煤综采技术的优越性1.4.1合理的集中化生产由于放顶煤综采对所放顶煤的厚度没有严格的要求，核对煤层的变化适应性较强。当煤层厚度不均匀时，对放顶煤综采的影响不大。对于煤层直接顶破碎，有较厚的伪顶或呈大块碎裂含水岩层实行放顶煤开采后，可以避开这些难于控顶条件。因此，在特厚煤层中实施放顶煤综采，可以扩大综合机械化开采购使用范围，提高煤矿的讥械化开采水平。在特厚煤层中实施放顶煤综采，在不降低矿井产量的情况下，可以大幅度减少矿井中同时生产的采区和工作面的数量。在煤层条件合适的情况下，一般矿井只有l一2个采区同时生产，而采区只有l一2个区段同时生产，区段只需一个放顶煤综采工作面生产并且一次将区段内煤层全厚回采完毕。因此，提高了煤层的生产能力，使矿井生产设备和生产人显大为减少，而且放顶煤与底层综采相结合，可以实现工作面生产的高产和高效。放顶煤开采的合理集中化生产，使采煤工作面运输、采区运输和矿井运输系统更为简单，更便于管理和充分发挥运输系统的设备效能，降低煤炭运输成本。放顶煤综采的合理集中化生产，减少了同时生产的采区和工作面的数量，也就减少了采掘和运输设备的数量，可节省大量的设备购置费。问时，由于生产能力的提高，使采、掘、运等各种设备得到充分利用，缩短设备的更新周期，加快矿井没备的更新改造和技术进步。放顶煤综采的合理集中化生产，还使矿井通风网络大为简化，降低矿井通风阻力，这不仅可使放顶煤开采工作面瓦斯涌出量大，需供风量大的要求得到满足，还可降低矿井通风费用，缩短厚煤层回采周期，不需多次启闭采空区，对防止与避免煤炭自燃比较有利。放顶煤综采的合理集中化生产的另一个突出的特点是，虽然工作面能高产高效，但工作面推进速度并不需要很快，因而减少工作面的搬迁次数，并使由于搬面而造成煤炭生产的产量波动及辅助工作员大为减少，节省大量的生产费用。1.4.2改善矿井采掘关系放顶煤综采的合理集中化生产，极大地缓和了紧张的矿井采掘关系。由于放顶煤综采同采的采区和工作面数大为减少，矿井开拓煤量和准备煤量较易满足。开拓巷道，如岩石大巷、集中运输石门，以及采区上山、区段集中巷、主要溜煤眼及联络巷等准备巷道的年掘进员可大为降低，使万吨掘进率及掘进队的数量、人员及机电设备也就大为减少。在回采区段内，与具有相同回采煤量的分层综采相比，放顶煤综采所需的回采巷道，如上下平巷、开切眼、联络巷以及相应的掘进队及设备等也大力减少。1.4.3简化采区的巷道布置由于在特厚煤层中进行放顶煤综采，煤层的全厚一次回采完毕，巷道受采动影响小，所以巷道的维护时间短。因此，采区内各类巷道可以布置在煤层中。例如，改岩石上山为煤层上山，取消区段集中岩巷，取消各种岩石联络巷、石门和溜煤眼。对于煤层上山，为便干维护和防止发火，可对巷道采取加网喷射混凝土或在巷道顶帮铺设混凝土背板。实行放顶煤综采，巷道可沿煤层底板布置，使系统十分简单，而且巷道掘进费用大为降低。2.中位放顶煤液压支架总体结构设计2.1液压支架的工作原理液压支架的基本工作原理如图。其主要组成部分有顶梁﹑立柱﹑底座﹑推移装置﹑操纵控制装置。1、顶梁2、立柱3、底座4、推移千斤顶5、安全阀6、液控单向阀7、8操纵阀9、乳化液泵站10、输送机为了实现液压支架的主要功用，液压支架必须具有升（架），推（运输机），降（架），移（架）四个基本动作，这些动作都是有乳化液泵站提供的工作乳化液的动力实现的。当操纵阀各手把处于中立位置时，乳化液泵站停止向液压支架供液。当阀把手向右则由泵站提供的工作乳化液经阀（左位）和液控单向阀进入立柱的下腔，同时立柱上腔经阀回液，实现升架。当阀手把向左，则工作乳化液进入立柱上腔，并同时解除液控单向阀的单向性，使立柱下腔回液，实现降架。阀用来转换通向推移千斤顶的通路，手把向右，工作乳化液进入推移千斤顶前腔，后腔回液，这时，支架在已经降架卸载的状况下，以输送机为单点向前移架，手把向左，则工作乳化液进入推移千斤顶后腔，前腔回液。这时，支架已经撑紧顶板承载的状况下以支架为支点将输送机推向煤壁。液压支架的承载过程分为初撑，增阻和恒阻三个阶段，并可通过液压支架的工作特性曲线来说明。液压支架的工作特性曲线是指液压支架在承载过程中支撑力随时间的变化关系。支架在工作液化液作用升架后，从顶梁接触顶板至立柱下腔压力到达泵站工作压力为定值时称为初撑阶段，用时间T。表示。立柱到达泵站规定工作阻力时支架对顶板的支撑力称为支架的初撑力。对立柱垂直支顶的支架，其初撑力为：初撑阶段结束后，立柱下腔闭锁承载，直至其压立达到立柱安全阀调定压力为止的撑阻阶段用时间t1表示。支架增阻性能是液控单向阀对立柱下腔的闭锁来实现的，而支架对顶板的最大支撑力则是有立柱安全阀的调定值保证的。立柱下腔到达安全阀调定压力的支撑立称为支架的工作阻力。读立柱垂直支顶的支架，其工作阻力：支架到达最大支撑力后，顶板对支架载荷继续增加时，则立柱安全溢流，支架略降而实现恒阻让压的工作特性，此为恒阻阶段，用时间t0表示。支架的恒阻特性不但能防止支架过载起安全保护作用，而且能防止顶板因支撑力过大而早晚破裂，而且还对相邻支架有均衡载荷的作用，保证了全工作面支架承载能力的充分发挥。2.2液压支架的主要技术特征与工作参数2.2.1工作阻力支架的结构尺寸，强度和支撑能力，甚至上取决于工作阻力大小，设计时应合理地按顶板载荷确定工作阻力，支架具有的工作阻力要大于或等于支架工作时要承受的顶板载荷，取2800Kn。得D=180mm。式中：n—每架立柱数D—立柱缸径Pa—立柱安全阀动作压力，MPa2.2.2支架的初撑力初撑力是指泵站的工作压力下，支架对顶板的最初支撑能力，初撑力的大小取决于泵站工作压力，立柱数和立柱缸径。最大值由泵站溢流所限定，即：取初撑力式中—泵站工作压力，公斤/cm2。2.2.3移架力和推溜力移架阻力与支架结构、重量、煤层厚度及顶板、底板条件等有关。本架的拉架力为150MPa，推溜力为100MPa2.3液压支架总体方案设计中位放顶煤液压支架是指放煤口设在掩护梁上，并且采用两部输送机且后输送机置于支架底座上的液压支架。2.3.1中位放顶煤液压支架的分类中位放顶煤液压支架是当前我国应用数量较多，分布面较广的综放支护设备。中位放顶煤液压支架已不仅是一种单纯维护工作面空间的支护设备，还是一种依靠矿山压力破碎媒体，具有放煤功能的综采设备。中位放顶煤液压支架按其结构型式可分为两类：单铰点中位放顶煤支架这种支架的掩护梁通过销轴直接与底座联接。目前这类产品主要有：FYS3000／19／28、ZFS4400／16／26、ZFS4000／19／28(A)、ZFS5400／17／26.5、ZFS6000／20／30等。该类中位放顶煤支架在顶煤破碎及放煤过程中，对顶板给予支架的不均衡作用力，单铰点式支架有较强的抗偏载能力；并且在顶煤运动过程中采空区垮落的顶煤与运动的矸石对支架掩护梁产生较大的动载，单铰点式支架同样具有很强的抗水平力能力。单铰点支架通常称圆弧形支架，即支架梁端到煤壁的距离随架高变化呈圆弧曲线运动。但在放顶煤采煤中，采高变化较小，端面距基本固定在某一范围，在结构上具有极好的稳定性。与四连杆联接型式相比，后输送机有较大的纵向工作空间和过煤高度。2．四连杆中位放顶煤支架这种中位放顶煤液压支架与普通支架基本相同，支架掩护梁与底座采用四连杆联接后输送机的纵向运动和放煤空间位于前后连杆之间。目前这类产品主要有：ZFS3000／16.5／26、ZFS4500／16／26、ZFS4000／16／28等。此类支架因前连杆占有一定空间，为满足后输送机的工作要求，使支架的纵向长度较单铰点支架为长。由于支架使用了四连杆机构使粱端运动呈双纽线轨迹。这种中位放顶煤支架，在特殊情况下还可兼作普通支架使用。该支架受力状态好，抗扭能力强，尤其对于倾角大于15°小于35°的大倾角工作面，顶板的作用力将使支架受到严重偏载，实践证明四连杆机构较单铰点具有更强的抗扭能力。为此，四连杆型式的放顶煤支架更适合于倾角较大煤层的放顶煤开采。中位放顶煤支架具有受力状态好，抗扭能力强，不易倒架，不易损坏且煤尘较小等优点，其不足之处为：(1)后输送机置于底座上，挡煤板与架间浮煤易损坏中部槽，人工清理浮煤劳动强度大，效率低。（2）由于掩护梁不能摆动，仅靠放煤机构对垮落下来的大块煤进行二次破煤的能力欠佳。另外，中位放顶煤支架一般为支撑掩护式架型，还可按支柱位置不同分类，可分为四柱支顶式支架(4柱支在顶梁上)和四柱支顶支掩式支架(2根前柱支在顶梁上，2根后柱支在掩护梁上)。早期在我国使用四柱支顶式中位放顶煤支架有很多缺点：如后输送机过煤高度小；对于垮落的顶煤进行二次破碎的工作机构不可靠；放煤口尺寸小等。后经改造、改进，如我国研制的ZFS4400／16／26支架，目前在我国已成为一种主要高产架型，受到广泛欢迎。这类支架一般顶梁较长，因此在移架过程中对顶煤的反复支撑次数多，能对顶煤进行多次加、卸载，使顶煤内部发生周期性的交变应力变化，对促进顶煤破碎产生积极作用。这类支架适合于中硬煤层(f＝1.5～3)放顶煤开采。四柱支顶支掩式中位放顶煤支架，缩短了顶梁长度。在移架过程中减少了反复支撑次数，顶梁下仅有单排前柱支撑，可使顶梁对顶煤有更好的接顶效果，尤其对于三软煤层维护煤壁片帮和梁瑞冒顶，这种支架具有极好的适应性能，故适用于较软煤层(f=0.3～l.5)放顶煤开采。最后还有—种放顶煤支架，这类支架可以归类于中位掩护式放顶煤液压支架。研制出的这种架型已应用于三软煤层上、下巷处当过渡支架使用。这种架型的最大特征是纵向尺寸小、重量轻，后输送机工作空间极大．便于设备维修。但受到结构布置空间限制，影响到放煤位置的设置，无法设计理想的二次破煤机构。中位掩护式放顶煤支架适合于煤质软、节理发育、易破碎的放顶煤条件使用。2.3.2中位放顶煤液压支架的主要结构中位放顶煤液压支架不仅要支护顶煤，而且更把后部顶煤放到输送机上。中位双输送机放顶煤液压支架的设计必须首先完成下面两项主要工作内容：1)支架高度的确定。现有中位放顶煤支架的高度一般都在1650～3000mm范围内。选择该支架的高度，应该在保证行人、通过采煤机和不影响处理顶板事故、不影响通风断面的原则下，尽量将支架最大高度定得低些，以提高稳定性，减轻重量。确定的支架最大高度应超出实际采高200mm。同时支架最大高度降低后可把液压操纵和控制系统都置于支架顶梁上，使底部空间简单整洁，便于清理浮煤。当煤层中的软、硬煤分层面(或煤矸分层面)在支架工作高度以上时，应增加支架最大高度，以便支架顶部为硬煤，有利于维护顶煤和顺利放煤。2)支架后输送机空间设计。双输送机中位放顶煤支架的后部空间是运输顶煤的通道。放顶煤采煤工作面有60％以上的煤要从后输送机运出，同时这又是拉移和维护后输送机的空间。在满足支架构件强度的条件下，应加大空间尺寸。近年来由于高产、高效大功率采煤机的应用，使滚筒截深已从600mm增为800mm，而后输送机为适应这种大步距，更要求加大支架的纵向空间。这里“过煤高度”是指放煤时，后输送机垂直中心线上可以通过煤炭的最大高度。过煤高度的确定要考虑落煤块度的大小及放煤高度，一般要求过煤高度不小于650mm。确定放煤口高度时，还要根据采空区矸石的充填程度。必须使随采随垮的直接顶充填高度超过放煤口，否则在移架时顶煤就要充填放煤口下端的后部空间，造成煤炭损失，降低回采率。支架底座与掩护梁铰接点或支架后连杆上铰点的设计高度应为0.85～lm，以保证放煤口低于直接顶垮落充填高度，同时把支架后部空间与采空区完全隔开，防止丢煤、涌矸及采空区残煤自燃。中位放顶煤支架的主要部件包括顶梁、掩护梁、底座、放煤装置及推移机构等。2.3.3顶梁中位放顶煤支架的顶梁是直接支撑顶煤和间接支撑直接顶及老顶部分载荷的承载部件，除满足—定的刚度与强度外，还要求对顶板覆盖率要高，以减少降、移支架过程中漏煤。由于顶煤易产生裂隙、破碎及垮落，要求顶梁能尽可能适应这种变化，具有良好的接顶性能，避免因局部压力而引起损坏。顶梁的结构型式主要有以下几种：1．铰接式顶梁铰接式顶梁由伸缩前梁、主梁、前梁千斤顶、伸缩梁千斤顶组成，其结构下图所示，这种顶梁的前梁与主梁是通过销铀铰接而成，它对顶板有较好的接顶能力。该结构目前在小位放顶煤支架中大量采用，它适合于中硬煤层、II类中等稳定的直接顶下使用。该结构与普通支撑掩护式支架的顶梁基本相同。在设计中应注意以下几点。1)顶梁长度。中位放顶煤支架为防止煤壁片帮及增加支架反复支撑的次数，宜采用先移架后推溜的及时支护方式，这比滞后支护方式的顶梁要长一个移架步距，即600mm。为防止采煤机工作时截割顶梁，在设计时要求最小梁端距在支架的采高范围内为300mm。设计顶梁长度时首先考虑局部长度，而后根据要求确定顶梁总体长度。2)护帮板中位放顶煤支架的采高大都控制在2400—2600mm，在这种采高范围内因中硬煤层很少出现煤壁片帮，故一般不再设计护帮板。3)外伸缩式(手套式)前梁为套在梁体外的半封闭壳体，靠两根工字形结构件导向及承载，并配以伸缩梁千斤顶构成手套式伸缩梁(图2—8—11)。前粱的总体长度要控制在1.2一1.4m，伸缩梁行程一般需达到采煤机滚筒截深600一800mm，以便在采煤机过后及时护顶，以防冒顶。工作宽度为1.5m的液压支架，前梁宽度不要超过1350mm，这是为了防止工作面支架歪斜引起移架过程小前梁咬架，使支架不能正常推移。在放顶煤前梁设计中要注意前梁与主梁体上平面间要形成高约30mm的台阶，使前梁低、主梁高。这样可在支架处于工作状态时伸缩粱能顺利伸出。前梁与主梁由销轴饺接，并通过前梁千斤顶支承，设计时要求前梁能上万摆动15°，保证与顶板有良好接触，维护好机道上方顶煤，从而保证正常作业。另外，在前梁下部要设计起吊耳子，供维修工作面设备用。（4)侧护板的结构型式。顶梁侧护板的结构型式如下图所示。通常使用于放顶煤支架的有两种类型：一种侧护板是双侧可调式，即使用时固定一侧，另一侧则为活动侧护板。另一种为单侧活动侧护板，可根据要求将一侧侧护板与顶梁体制成一体，而另一侧则为活动侧护板。对于中心距为1.5m的支架，要求侧护板收拢后的宽度要小于1450mm。顶梁侧护板的侧向宽度，要按支架移架时的升降高度来确定，即：考虑当本架工作、邻架降、移时，应保证相邻两架间侧护板不脱离接触。侧护板要前窄后宽，这样既保证人行、通风断面又满足侧护板的工作要求。顶粱侧护板和掩护梁侧护板在搭接、铰接处，除考虑动作灵活可靠外，应尽量减小搭接缝隙，以提高密封性能。2.3.4整体刚性顶梁整体刚性顶梁可使用长侧护板防止漏顶煤，它常用于中位支顶支掩式液压支架。上图a为内伸缩式(抽屈式)整体顶梁，图b为外伸缩式(手套式)整体顶粱。支顶支掩式放顶煤液压支架的顶梁。它具有普通掩护式支架的特点，其顶梁长度较短，因此，减少了对顶煤的反复支撑次数，并有极好的接顶能力，尤其对于煤体强度f＜l，直接顶裂隙发育的三软煤层，支架受载的合力作用位置靠前的条件下采用这种类型的顶梁，能减少对顶煤的反复支撑次数，维护梁端顶煤完整，提高支架梁端的支撑能力。所以中位支顶支掩式放顶煤液压支架适用于I类不稳定顶板的三软煤层。另外在设计中还要注意以下问题：（1)护帮板。适用于三软条件的中位放项煤支架控制煤壁片帮，但护帮板控制片帮并不可靠，因此三软条件放顶煤支架也可不设护帮板。而是选取最佳工艺，严格控制采高、进刀方式、俯采方式等，防止片帮与冒顶。（2)侧护板。支顶支掩式放顶煤支架的顶梁侧护板结构与支顶式的相同。在设计时根据工作面推进方向确定侧护板形式，一般沿工作面倾斜上方为固定侧护板，下方为活动侧护板。活动侧护板通过弹簧筒和侧推千斤顶与梁体连接，以保证活动侧护板靠紧邻架的固定侧护板，解决对煤顶密封和防倒、调架。双侧可调式侧护板可随工作面推进方向变化而进行调整。整体刚性顶梁宜用于三软放顶煤工作面，为提高顶煤的密封性能，在设计顶梁护扳长度时应尽量加长侧护扳长度，提高顶板覆盖能力，为使支架封得住，移得动，一般侧护板前边缘离梁端200一250mm为宜。2.3.5掩护梁中位放顶煤支架的掩护梁为钢板焊接的箱式结构。掩护梁上端与顶梁饺接，下部与前、后连杆或宜接与底座铰接。支顶支掩式支架在掩护梁上部焊有立柱柱窝。活动侧护板装在掩护梁的两侧。掩护梁中间开有放煤口。由于放煤机构的布置特点，从侧面看掩护梁，其形状有直线型、折线型两种下图所示。中位放顶煤支架的掩护梁主要受载于采空区垮落矸石自重、顶煤垮落的冲击和上覆岩层的动载，其特点是受强大小、方向和作用点变化大，除实测统计分折外，计算都是在假定条件下进行的，故设计掩护梁时外载也难以准确确定。在掩护梁的结构设计中要解决如下问题。掩护梁结构型式a-直线型；b-折线型1．放煤口位置和尺寸的确定设计综放液压支架的合理放煤口位置和尺寸，并选择相应的合理放煤步距，对提高煤炭回收率有重要意义。综放工作面顶煤垮落角是顶煤煤体强度和稳定性的重要标志，亦由此反映顶煤的垮落情况。为提高顶煤回收率，为使每次放煤步距中垮落的顶煤均能流入放煤口，应让顶煤能位于放煤口后边缘起按煤的自然安息角所作的斜线之前方。这与顶煤垮落角a、放项高度M2、支架放煤口位置有关，如图2—8—16所示。当随采随垮的直接顶很厚时，支架放煤口位置须满足如下关系；式中L1——支架切顶线到放煤口后边缘的水平距离，L2一—放煤步距；M’——放煤口高度，——煤的自然安息角。在设计支架时，放煤口位置和尺寸的确定非常重要。目前中位放顶煤支架的放煤口长度为1000一1800mm，而实际放煤步距是600—1800mm。图2·8—26放煤口位置图如果不考虑移架过程松动煤体向来空区的水平位移，在每次放煤将顶煤放净的必要条件是石L1L2，式中L3为放煤口水平投影长。如果L2＞L3，会丢失部分顶煤，当L2＜L3，又可能混入部分矸石，因此获得最大顶煤放出量和最小含矸率的合理步距为L2L3。因此放煤口长度，可根据实际情况，略大或稍小于放煤步距。放煤口应尽量加宽设计，中心距为1.5m的支架因受结构和强度要求，放煤口宽度大都选900mm，放煤口越宽越能减少架间放煤的脊背损失。此地放煤口尺寸还要考虑冒落煤块情况，块度越大，块炭率越高，放煤口如过小，煤就不能顺利放入，将影响支架的正常工作。2．掩护梁侧护板掩护梁侧护扳的基本结构型式与要求同顶梁则护扳一样，可分为双侧可调式和单侧活动式两种。掩护梁侧护板的上板，可以高出掩护梁上平面，并不要求在同一平面，如图2—8—17所示。近年来有人提出为减少架间放煤的脊背损失，可将位于放煤口处的侧护扳上平面根据煤的安息角制成三角型式，如图2—8—17所示。2.3.6底座中位放顶煤支架的底座主要是将顶梁和掩护梁所受的压力传递到底扳，并对支架起稳固作用的部件。因此，除满足一定的刚度和强度外，对底座的适应性要强；对底板的接触比压要小；立柱布置要合理，要便于行走，无论是四连杆或单铰式支架，后输送机空间的纵向尺寸要满足支架移动步距，再加150mm以上的富裕量。底座的结构型式、通常有两种类型，如图2—8—18所示，图中a底座用于四连杆联接的支架；b底座角于单铰点联结的支架。以上两种都属于整体式底座，是用钢板焊成的箱式结构，整体性强，稳定性好，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小。图2。8—17掩护粱侧护板结构a一普通结构；b一三角型上板结构图2—8—18底座结构型式a-四连杆连接；b-单铰此外，底座的结构还有下列特点：。(1)为增加支架的稳定性，底座要尽量加宽，使其宽度比普通支架宽100m加左右，同时要增大左右立柱中心距。’(2)单铰点连接式底座要将底座尾部制成全封闭的箱体，四连杆式支架要将后连杆制成整体箱式结构，以提高支架的抗偏载能力，同时起挡矸作用。(3)中位放顶煤支架的底座长度，大多在3200mm以上，而且推移千斤顶布置在底座中部。为了提高底座的排矸能力，应在底座中间后部把底扳打开，形成排矸通道，防止推移机构不能正常推移。(4)底座与立柱间用铸钢球面柱窝接触，以免立柱受偏载，并用限位板和销轴限位，防止立柱脱出柱窝。(5)底座前端做成滑撬形，以减少移架阻力，避免移架时底座啃底。2.3.7放煤机构放煤机构是设计中位放顶煤支架的关键，它不但能自由地控制放煤，而且对顶煤为中硬时，当顶煤尚未进入放媒口前具有主动破煤的能力。在设计放煤机构时，其选型主要根据煤的层、节理发育情况和煤炭硬度，一般对于f＞2的中硬煤层可选摆动式机构，对于f＜2的届碎、软煤层可选插扳式或折页式机构。1)摆动式放煤机构(图2—8—19)。由放煤千斤顶、小插扳千斤顶、放煤摆动扳、小插板组成。在整个设计构思上，是把双输送机开天窗式的放煤口，高位放煤的放煤槽和带有伸缩括扳的摆动尾梁合为一体，使其成为兼有三种基本类型优点的新型放煤机构。放煤机构的主体是摆动式放煤扳，上有三条刀状破煤齿，其截面形状为顶角30、下宽80mm、高120mm的等腰三角形，内部设有v型导轨用以安装小插板。轨长＞700mm、厚约220mm、宽度可按放煤口宽900mm的单边留5—6mm间隙考虑。放煤摆动扳上端铰接在掩护梁放煤口上沿，在中下部由两个一端固定在底座上的放煤千斤顶推拉，使放煤摆动板在支架工作高度为2500mm，掩护梁与水平面夹角约30时，向上摆动可超出掩护梁并与掩护梁成45，向下摆动可与掩护梁交角大于45。用于破碎顶煤和打开整个窗口。在放煤摆动板体内装有可伸缩的小插板，两侧设置v型导轨，板宽820mm，厚约160mm，前端设有用插煤的齿条，齿条下部有耳子与两个插板千斤顶联接。当插板伸出时，可破碎卡在窗口的块煤，最大切断力250kN。小插板行程大于600mm，用于启闭局部窗口。摆动式放煤机构在关闭状态时，小插板伸出，搭在放煤口前沿。放煤时，由液压控制系统先收缩小插板，以免损坏插板，然后摆动放煤机构。设计放煤机构的成败在于应使机构有足够的破碎力。为了提高其破碎能力，应把放煤千斤顶下端铰接在底座上。这样一方面可使千斤顶推拉放煤摆动板，比铰接在顶梁上的有效破碎力大，推力应达到500kN：另一方面有利于在不同支护高度时调整放煤机构的破煤和摆动角度。2)插板式放煤机构（图2—8—20)。由插板千斤顶、滑道、放煤插板组成。其类似自由开关的闸门，用以控制垮落的顶煤。由于插板与放煤口配合间隙较小，关闭时插板和粱体搭接，故密封性能很好，适用于煤炭硬度f＜l的三软煤层用。图2-8-I9摆动式放煤机构1-放煤千斤顶；2-小插板千斤顶；3-放煤摆动板；4-小插板该放煤机构的滑道，设在掩护梁放煤口内侧，上滑道为焊接成型，为了便于安装插板，下滑道由螺栓固定。放煤口宽要达到900mm，长600mm以上。在放煤口内设置可自由开闭的插板，板宽约900mm，厚80mm，在其前端下部设有连接两根插板千斤顶的耳子，千斤顶一端铰接在掩护梁上，一端铰接在插板前部，其伸出时推力要达到250kN。图2—8—20插板式放煤机构1-插板千斤顶；2-滑道；3-放煤插板图2—8—21折页式放煤机构1-折页千斤顶；2-放煤折页板3)折页式(又称门式)放煤机构(图2—8—21)。由折页板和折页千斤顶构成。由两扇可转动的折页门开启、关闭来控制放煤。由于受结构限制，折页门在放煤位置时很难达到垂直掩护梁的位置，影响放煤面积，而且因折页门铰接处留有较大缝隙，密封性能差，故现在已很少采用这种放煤机构。折页式放煤机构设置在掩护梁上的放煤口内，由四个千斤顶分别控制两扇折页门，有些还没有千斤顶带动的搅动杆。由于结构要求该种放煤机构不能使放煤口开得很大，也限制了其被广泛采用。2.3.8喷雾陷尘放顶煤工艺主要有割煤、移架和放落顶煤。放煤量一般占产量的60％一70％，由于顶煤位置高，受矿山压力作用的顶煤破碎后垮落下来，与普通综采相比增加了新的煤尘源，放煤口位置愈高、煤尘愈大。如果煤层含水低、煤质软、粉煤多，煤尘也会增大。阳泉一矿15号煤层含水2％，采用综采放顶煤工艺，放煤口后5m处曾测得粉尘浓度为3020mg／cm;比金属网分层综采高出一倍。但综放的粉尘严重处仅在局部小范围内，只要采取一定措施，解决好防尘技术，综放工艺是可以推行的。(1)在综采放顶煤工作面进、回风巷各设两条管路。一条供采煤机喷雾，一条供支架及进、回风巷胶带输送机尾喷雾。为了提高水质在管路上要设过滤器，防止堵喷嘴。工作面要配置喷雾泵，供水压力2．5—5MPa。(2)在支架前梁下部靠两侧设两条喷雾管，管长约1m，每根管固定安装5—6个喷嘴，配合采煤机本身喷雾，在割煤时降低采煤机附近的煤尘。另外，也降低了降架移架过程中产生的煤尘。图2-8-22液压原理图1-短柱；2-伸缩梁千斤顶；3-顶梁侧护千斤顶；4-掩护梁侧护板千斤顶；5-防倒千斤顶；6-小插板千斤顶；7-放煤千斤顶；8-前立柱；9-后立柱；10-后运输机千斤顶；11-推移千斤顶；12-调架千斤顶；13-防滑千斤顶。(2)在放煤口两侧安装两条喷雾管，管上安装5—6个喷嘴，用以在放煤时喷雾灭尘。为了便于操作除能单独控制外，近来已用液压联动控制喷雾，即只要放煤机构不关闭，喷雾系统就一直工作。(4)实行煤体预注水湿润煤层，减少煤尘，提高喷雾压力，并在水中添加化学药剂以提高喷雾粘结粉尘的能力。3.中位放顶煤液压支架架体部分的设计计算3.1铰接式顶梁掩护支架该支架受力如图所示。图中P1和P8为已知，求F1，F1‘及作用点的位置。铰接式顶梁支架受力图3.1.1首先取顶梁为分离休，如图所示。各力对a点取矩，可写出F1作用点的位置x的表达式：(3-1)顶梁分离体受力图3.1.2式中P8位平衡千斤顶的推力，拉力（推力时，受力方向向上；拉力时方向相反）。再取顶梁和掩护梁为分离体，如图所示对O点取矩，可求得F1的表达式，将此式与(3-1)式联立，解出F1如下；(3-2)F1=836.71KN顶梁和掩护梁分离体图3.1.3从（3-2）式可知：当P8为“十”(平衡千斤顶为推力)且W＝0时，F1力有最小值。当P8为“一”(平衡千斤顶为拉力)且W＝0.3时，Fl力有最大值。所以，在验算顶梁强度时，按平衡千斤顶受拉且W＝0.3时进行计算。若这个条件强度计算能满足，其他条件都能满足。由图3.2写出x方向和y方向的力系平衡方程，再由此解出顶梁与掩护梁铰点的内力Xa和Ya:Xa=-160.68KNYa=-321.57KN从上式可以看出，当P8取+值，即平衡千斤顶为推力时，Xa，Ya有最大值，掩护粱受力最大，同时前、后连杆受力最大。，所以在验算掩护梁和前后连杆强度时按此种情况进行。再取掩护梁为分离休，如图3.2所示。写出力系的X方向和Y方向平衡方程，解出F5和F6为F5=92.557KNF6=15.684KN底板对底座的支撑反力Fl与Fl‘大小相等。Fl’作用点的位置可以由取整体支架为分离体如图3.3求出。对d‘点取矩，整理后有图3.1.4由（3-2）式可知：当平衡千斤顶为拉力，即P8位-且W=0.3时，F1力有最大值，F1‘也有最大值，所以在验算底座强度时，按此条件进行。图3.1.53.2放顶煤液压支架结构件的强度计算与校核――――掩护梁的强度计算与校核3.2.1画掩护梁受力简图和内力分析计算图.受力简图图3.2.1内力分析计算图3.2.23.2.2各点的剪力和剪力图=394KN=-196KN=-1397K力矩图图3.2.33.2.3求各点弯矩和画弯矩图=-7186=-6106KN·mm=6106KN·mm=-6106+394743=286636KN·mm=286636KN·mm=286636+(-169)261+(-196)78=227239KN·mm=227239+(-1397293)=-180282KN·mm=-180282+712324=230688KN·mm剪力图图3.2.4根据掩护梁结构简图和剪力图、弯矩图确定危险截面,由以上图可知力作用点是最危险截面,按其断面结构和相应的剪力、弯矩进行强度校核.3.2.4作用点处强度校核.力作用点处的断面如下图所示掩护梁集中载荷处断面图3.2.5各板件的计算数据列于下表:件号1234数量1421217.6644864cm0.821.617.424.446.48533.310.2413.65注：Yn为截面型心至y----y断面的距离，Fn为各零件的截面面积，Jn为各零件的惯性矩其中（1）结构件的形心位置为：===3.8cm（2）惯性矩=162198.4弯曲应力安全系数（钢板材料选用16Mn，=34335）3.2.5平衡千斤顶的设计计算与强度校1．平衡千斤顶平衡千斤顶铰接于顶梁和掩护梁之间。首先确定平衡千斤顶的行程。平衡千斤顶的行程要满足顶梁和掩护梁之间可能的极限位置的要求。即：当活塞杆全部缩回，平衡千斤顶达到最小长度，应能足支架升到最大高度时，顶梁水平位置向下旋转15的要求。当活塞杆全部伸出，应能满足支架降到最小高度时，允许顶梁由水平位置向上转10度的要求。此时顶梁与掩护梁间夹角近于180。如图5—16所示，坐支架达到最大高度时，顶梁有时需向下回转一定角度，设此角度最大为15，此时平衡千斤顶达到最小长度为AE‘在三角形ACE中图3.2.6式中：P-掩护梁与水平夹角平衡千斤顶最大高度，按顶梁与掩护梁成180度角时计算，如图5-2所示顶梁与掩护梁成180度角时的状态图3.2.7在三角形A‘D‘E‘中则千斤顶的行程为S=355.773mm然后查表选标准行程为350平衡千斤顶的缸径按下式进行计算式中dc平衡千斤顶活塞杆直径P推平衡千斤顶的推力（KN）P拉平衡千斤顶拉力（KN）求出缸径Dc=122.63mm查表取缸径为125mm杆径为70mm平衡千斤顶的拉力计算如下图所示平衡千斤顶拉力计算图平衡千斤顶的拉力，按作用在立柱上铰点到掩护梁面积上的厚度为支架最大采高的岩石块重量计算。取顶梁和掩护梁为分离体，对瞬时中心o点取矩列平衡方程式：(KN)式中：S力Pc至瞬心O点之矩（cm）Pc立柱至瞬心O点之矩（cm）b作用在支架后部的岩石重量，（KN）Lt岩石计算长度（M）r岩石容量，26再取顶梁为分离体，对点取矩列平衡方程式，可求的平衡千斤顶的拉力P拉KN。即得：（KN）式中e——立柱到顶梁后铰点之矩(cm)，d一平衡千斤顶到顶梁后铰点之矩(cm)。平衡千斤顶的推力，假设支架支撑合力Pc的作用点分顶梁前、后段长度为2：1，用这个比例关系计算平衡千斤顶的推力，即代入支架在最高位置时，取顶梁为分离体，对g点取矩求的：P推=442.5KN=294.17KN式中K2为顶梁后铰点到顶梁尾端之矩(cm)3.2.6﹑平衡千斤顶的强度计算因为，所以不用进行稳定性校核⑴活塞杆强度计算和校核活塞杆应力A为活塞杆横截面积L=900mm活塞杆最大宽度，k为活塞杆回轮半径22.5mm，查表10-3-55得c=1对于钢制活塞杆，E（弹性模量）=2.1活塞杆转动惯量缸筒转动惯量，k形状系数，由图10-3-22取k=0.28w活塞杆截面的抗弯模量，⑵缸体强度验算当时，按中等壁厚缸体公式计算由式2-10-106得：p32缸体材料为无缝缸时，3.5︿44.设计液压元件及系统4.1拟定支架液压系统各类中位放顶煤液压支架设置的液压系统不同。但基本上都采用本架操作，只有放煤机构采用邻架操作方式。4.1.1