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1、1液压支架概述1.1液压支架的发展及其趋势1.1.1液压支架的发展四十年代初期可弯曲刮板运输机在西德的推广，五十年代初期浅截式采煤机械在英国的应用，为机械化采煤开辟了广阔的前景。然而，支护工作仍为手工操作，劳动繁重，效率低，严重地影响着工作面机械效率的发挥。为了解决这一问题，国外从五十年代初着手研制液压支架。第一个液压支架工作面于1953年在英国问世，尔后，苏联、西德、日本、法国、美国、波兰和罗马尼亚等国家陆续应用和推广。我国也于六十年代初期开始研制液压支架，七十年代初期即推广使用。液压支架的出现，把回采工作面的支护技术从手工支护发展到机械化支护。液压支架和可弯曲刮板机运输机、浅截式采煤机械（
2、采煤机、刨煤机）的配合使用，使回采工艺过程破煤、装煤、运煤和支护全部实现了机械化，即所谓综合机械化采煤，简称综采。综采的出现，是煤炭工业的一次重大变革，它标志着煤炭工业机械化大生产的开始。综合机械化采煤设备的应用，使采煤工作面实现了高产、高效、安全、低耗的文明生产，使煤炭工业的面貌发生了深刻的变化。由于煤层赋存条件比较复杂，以及支架本身的结构尚不够完善，初期的几种支架不能适应各种矿山地质条件，所以在近二十年来，发展非常迅速。目前，液压支架品种繁多，类型各异，为开采不同厚度、不同倾角和不同顶底板条件的煤层提供了优良的支护设备。1.1.2液压支架的发展趋势随着采煤综合机械化程度的不断提高，液压支架
3、的发展速度较快，研制工作显得相当重要。鉴于我国煤炭资源丰富、分布面广、地质赋存条件复杂等因素，液压支架有以下几个方面的发展趋势：1. 多样化: 任何一种型式的液压支架都是在一定的条件下使用的，因此必须研制更多品种和不同性能的支架，尤其是研制支撑掩护式支架。2. 强力化：为了适应坚硬顶板的生产要求，已研制出工作阻力高达10000KN的支架。今后还要研制高出撑力和高工作阻力的强力支架。3. 自动化： 随着电牵引采煤机的问世和快速发展，要求配套的液压支架具有很快的动作速度和较大的移动步距。为了加快支架的动作速度，必须增大供液系统流量和改善操作条件、控制方式，即向高压力、大流量泵站（压力为45Mpa，
4、流量为300L/min）、配有微型计算机的电液先导控制方向发展。 4. 标准化： 目前，我国在大力发展支架品种的同时，要特别注意元件标准化，以提高产品质量、使用寿命、降低成本。 1.2液压支架的分类及命名规则1.2.1液压支架的分类（一） 按支架与围岩的相互作用关系分类按照液压支架与围岩的相互作用关系，目前使用的液压支架可分为三大类，即支撑式、掩护式和支撑掩护式三大类。1支撑式液压支架(如图11所示)支撑式液压支架是一个在底座上放置几根立柱支撑顶梁，通过顶梁支撑顶板的简单结构基础上发展起来的。它是世界上发展最早的一种液压支架。典型的支撑式液压支架如1-1所示。立柱垂直布置在顶梁和底座之间，通过
5、顶梁直接和控制工作面的顶板。其顶梁较长，立柱较多，靠支撑作用维护一定的工作空间，而顶板岩则在顶梁后部切断垮落。架后的挡矸帘只起着防止碎矸石从采空区涌入工作面的作用。这种类型的支架具有强烈、底板较坚硬的煤层。但由于立柱垂直布置，所以支架承受水平力的能力差，在水平力的作用下，支架容易失去稳定性。图11 支撑式液压支架2掩护式液压支架（如图12所示）掩护式液压支架是利用立柱、顶梁与掩护支护顶板和防止岩石落入工作面，如图12所示。这类支架的顶梁较短，多数支架的立柱只有一排，一般仅有12根，多呈倾斜布置，与掩护梁连接或直接连接在顶梁上。立柱通过顶梁支撑顶板。掩护梁直接与冒落的岩石相接触，阻止矸石涌入工作
6、面并承受采空区矸石的载荷。这类支架的支撑力小，但掩护性能和稳定性好，调高范围大，对破碎顶板的适应性较强，适用于支护不稳定或中等稳定的松散破碎顶板。图12 掩护式液压支架3支撑掩护式液压支架（如图13所示）支持掩护式液压支架是支撑和掩护式支架相结合的一种架型，以支撑为主，但同时又具有掩护作用，如图13所示。这种支架采用了支撑式支架双排立柱支撑顶梁的结构型式（或两根立柱支撑顶梁，两根立柱支持掩护），保留了支撑式支架力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点，采用了掩护式支架防护性能好、结构稳定的长处。因此，支撑掩护式支架适用于直接顶中等稳定或稳定、基本顶周期来压明显或强烈、瓦斯涌出量较大的煤层。图13
7、支撑掩护式液压支架（二） 按支架的移动方式分类液压支架按移动方式的不同可分为两大类:1.整体自移式液压支架这类支架一般均为整体结构，其移架和推溜共用一个千斤顶。该千斤顶与运输机之间有直接或间接的连接关系，因而能以输送机为支点实现拉架，以支架为支点实现推溜。目前，多数液压支架采用此种移动方式。2迈步移动式液压支架这类支架是由有一定连接关系的主、副架所成。移架与推溜的千斤顶是各自独立的，移架千斤顶分别与主、副架相连，互为支点，交替迈步移动；而推溜千斤顶一般只与支架相连，另一端则呈自由状态，推溜时以支架为支点。（三） 根据使用地点分类液压支架按使用地点的不同可分为工作面支架和端头支架两类。除上面三种
8、主要分类方法外，液压支架还有按立柱的个数分类、按立柱在顶梁与底座之间布置方式分、按顶梁结构不同分类、按底座结构不同分类和按用途不同分类等分类方法。1.2.2 液压支架的产品型号命名全部型号命名分三部分，第一部分为产品类型及特征代号，用大写汉语拼音字母表示；第二部分为液压支架主要参数代号，用阿拉伯数字表示；第三部分为液压支架补充特征及修改序号代号，用阿拉伯数字与汉语拼音字母表示。其组成和排列方式如下： | | | | | |_修改序号| | | | |_补充特征代号| | | |_主参数代号：| | | （工作阻力(KN)；| | | 最小高度(dm)； | | | 最大高度(dm)| | |_
9、第二特征代号| |_第一特征代号|_产品类型代号1 “产品类型代号”表示产品的类型，统一用汉语拼音字母“Z”表示支架 2 “第一特征代号”表示产品的支护功能、主要用途，用汉语拼音字母表示，“D”表示垛式；“J”表示节式；“Z”表示支撑掩护式；“Y”表示掩护式；“F”表示放顶煤；“C”表示充填；等等。3 “第二特征代号”表示产品的结构特征，使用场所，用汉语拼音字母表示，“H”表示滑移顶梁；“X”表示立柱“X”形布置；“P”表示铺网；“Y”表示后立柱支在掩护梁上；“S”表示双输送机或水砂充填；“D”表示单输送机；“F”表示风力充填；等等。4 “主参数代号”依次表示液压支架工作阻力、最小高度、最大高
10、度三个参数，均用阿拉伯数字表示，参数与参数之间“/”符号隔开，工作阻力单位为kN，高度单位为dm。5 “补充特征代号”是“第二特征代号”的补充，如果用前述代号仍难表示全面，可用“补充特征代号”补充表示。“补充特征代号”用汉语拼音字母表示，例如“L”表示机械联网；“C”表示插腿式或插板式等。6 “修改序号”表示产品改型或结构等有重大改进时作为识别之用，用加括号的汉语拼音字母依次表示，如第一次改型用（A）表示，第二次改型用（B）7 液压支架型号中凡用汉语拼音字母表示者，一律采用大写字母，其中不得用“I”和“O”两个字母，以免与阿拉伯数字中“1”和“0”混淆8 液压支架中的汉语拼音字母，以及阿拉伯数
11、字的字体大小相仿，不得采用角注的办法。9 液压支架型号中不允许以地区或单位名称作为“特征代号”来区别不同的产品。1.3液压支架的组成及工作原理1.3.1液压支架的组成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。液压支架的种类很多，但其基本功能是相同的。1、2互帮装置 3前梁 4顶梁 5、6立柱 7掩护梁 8后连杆 9前连杆 10底座 11推移装置图1-4 支架组成结构根据各部件的功能，液压支架的组成可归纳为五个部分见下表1-1 液压支架组成表序 号 部 件功 能举 例1承载结构件承受并传递顶板载荷作用的结构件顶梁、掩护梁、底座、连杆2动力油缸
12、用液体作介质可以主动产生作用力，实现各种动作的油缸立柱、各类千斤顶3控制元部件操纵、控制支架各个动力油缸动作及保证所需工作特性的液压(电气)元部件操纵阀、单向阀、安全阀及管路、液压(电控)元件4辅助装置不直接承受顶板载荷，而实现支架某些动作或功能所必须的装置推移装置、护帮装置、活动侧护板、防倒、防滑装置5工作液体传递能量的工作液压介质乳化液1.3.2 液压支架的工作原理根据回采工艺对液压支架的要求，液压支架不仅要能够可靠地支撑顶板，而且应能随着采煤工作面的推进向前移动。这就要求液压支架必须具备伸降和推移两个方面的基本动作，这些动作是利用乳化液泵站供给的高压液体，通过立柱和推移千斤顶来完成的如图
13、15所示。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-输送机；10-乳化液泵；11-主供液管；12-主回液管图1-5 液压支架基本工作原理图(一)升降升降指液压支架升起支撑顶板到下降脱离顶板整个工作过程。这个工作过程包括初撑、承载、降架三个阶段。1 初撑阶段将操纵阀5放到升架位置，由乳化液泵站来的高压液经主进液管A、操纵阀5打开液控单向阀7，经管路B进入立柱下腔；与此同时，立柱上腔的乳化液经管路C、操纵阀5回到主回液管D。在压力液的作用下，活柱伸出使顶梁升起支撑顶板。顶梁接触顶板后，立柱下腔液体压力逐渐增高，压力达到泵站供液压力（泵站工作压力）
14、时，泵站自动卸载，停止供液，液控单向阀关闭，使立柱下腔的液体被封闭，这一过程为液压支架的初撑阶段。此时，立柱或支架对顶板产生的最大支撑力称为初撑力。按下式计算：立柱初撑力 (KN)支架初撑力 (KN)式中立柱的初撑力， (KN) D 立柱缸体内径或活塞直径， (mm)泵站工作压力 ()n每架支架的立柱数支架的初撑力(KN)支护效率，架型不同，支护效率也不同，支护效率主要取决于立柱的倾斜程度，当立柱直立时，支护效率为1；掩护式和支撑掩护式支架，由于顶梁与掩护梁铰接，立柱斜撑，故支撑效率总是小于1，初选支架时可取80左右。由此可见，支架的初撑力取决于泵站工作压力、立柱数目、立柱缸体内径以及立柱布置
15、的倾斜程度。2 承载阶段支架达到初撑力后，顶板要随着时间的推移缓慢下沉而使顶板作用于支架的压力不断增大。随着压力的增大，封闭在立柱下腔的液体压力也相应增高，呈现增阻状态，这一过程一直持续到立柱下腔压力达到安全阀动作压力为止，我们称之为增阻阶段。在增阻阶段中，由于立柱下腔的液体受压，其体积将减少以及立柱缸体弹性膨胀，支架要下降一段距离，我们把下降的距离称为支架的弹性可缩之值，下降的性质称为支架的弹性可缩性。安全阀动作后，立柱下腔的少量液体将经安全阀益处，压力随之减少。当压力低于安全阀关闭压力时，安全阀重新关闭，停止溢流，支架恢复正常工作状态。在这一过程中，支架由于安全阀卸载而引起下降，我们把这种
16、性质称为支架的永久可缩性。支架的可缩性保证了支架不会被顶板压坏。以后随着顶板下沉的持续作用，上面的过程重复出现。由此可见，安全阀从第一次动作后，立柱下腔的压力便只能围绕安全阀的动作压力而上下波动，支架对顶板的支撑力也只能在一个很小的范围内波动，我们可近似地认为它是一个长数，所以称这一过程为恒阻阶段，并把这时的最大支撑力较做支架的工作阻力。工作阻力表示了支架在承载状态下可以承受的最大载荷，按下式计算：立柱的工作阻力 (kN)支架的工作阻力 (kN)式中 立柱的工作阻力 （kN）安全阀动作压力 （） D立柱缸体内径或活塞直径 （mm）支架工作阻力 (kN)同样，支架的工作阻力取决于安全阀的动作压力
17、立柱数目立柱缸体内径以及立柱布置的倾斜程度。显然，工作阻力主要由安全阀的动作压力所决定。所以，安全阀动作压力的调整是否准确和动作是否可靠，对液压支架的性能有决定性的影响。液压支架承载中达到工作阻力后能加以保持的性质叫做支架的恒阻性。恒阻性保证了支架在最大承载状态下正常工作，即常保持在安全阀动作压力范围内工作。由于这一性质是由安全阀的动作压力限定，而安全阀的动作伴随着立柱下腔少量液体溢出而导致支架下降，所以支架获得了可缩性。当工作面某些支架达到工作阻力而下降时（因顶板压力作用不均匀，工作面支架不会同时达到工作阻力），相邻的未达到工作阻力的支架便成为顶板压力作用的突出对象，即将压力分担在相邻支架上
18、，我们把这种支架互相分担顶板压力的性质叫做支架的让压性。让压性可使支架均为受力。3 降架阶段降架是指支架顶梁脱离顶板而不再承受顶板压力。当采煤机截煤完毕需要移架时，首先应使支架卸载，顶梁脱离顶板。把操纵阀5手把扳到降架位置，由泵站来的高压液经主进液管A、操作阀5、管路C进入立柱上腔；与此同时，高压液分路进入液控单向阀7的液控室，将单向阀推开，为立柱下腔构成回液通路。立柱下腔液体经管路B、被打开的液控单向阀7、操作阀5向主回液管回液。此时，活柱下降，支架卸载，直至顶梁脱离顶板为止。综上所述，液压支架的升降过程可以用坐标图上的曲线表示，如图16所示. 该曲线为液压支架的特性曲线，表示液压支架的支撑
19、力随时间的变化过程。图中的横坐标表示液压支架的动作时间，坐标表示液压支架的支撑力。支架升起，顶梁开始接触顶板至液控单向阀关闭时的这一阶段是初撑阶段t,初撑阶段ab线的斜率决定于液压支架的性能，即ab线越陡，支架的支撑力增大到初撑力Pjc的速度越快。以后随着顶板下沉，支架的支撑力逐渐由初撑力增大到工作阻力Pjz，这就是增阻阶段t1.增阻阶段bc线的斜率决定于顶板下沉的性质，bc线的长短决定顶板下沉量的大小，即bc线越短，顶板下沉量越小。在一定的顶板条件下，提高初撑力可缩短bc线的长度，减少增阻阶段的弹性可缩值，从而有利于减少顶板下沉，这就是支架初撑力有不断提高趋势的原因。支架达到工作阻力阶段t2
20、。由于安全阀的开启压力稍高于它的额定工作压力，而关闭压力则稍低额定工作压力，所以正常工作时，恒阻线cd是一条近似平行于横坐标的波纹线。恒阻阶段直到支架卸载时结束。当顶板压力较小（工作面刚投入生产）或设计的支架工作阻力大于实际需要时，支架可能没有恒阻阶段。在卸载阶段de，支架下降，支撑力很快减少。图16 液压支架的特性曲线 （二） 推移液压支架推移动作包括移支架和刮板输送机。根据支架架式的不同，移架和推溜方式各不一样，但其基本原理都相同，即支架的推移动作都是通过推移千斤顶的推、拉来完成的。图15为支架与刮板输送机互为支点的推移方式，其移架和推溜共用一个推移千斤顶。1 移架支架降架后，将操作阀6放
21、到移架位置，从泵站出来的高压液经主进液管A、操作阀6、管路E进入推移千斤顶左腔，其右腔的液体经管路F、操作阀6回到主回液管D。此时，千斤顶的活塞杆受输送机制约不能运动，所以千斤顶的缸体便带动支架向前移动，实现移架。当支架移到预定位置后，将操作阀手把放回零位。2 推移输送机移动新位置的支架重新支撑顶板后，将操作阀6放到推溜位置，推移千斤顶右腔进压力液、左腔回液，因缸体与支架连接不能运动，所以活塞杆在液压力的作用下伸出，推动输送机向煤壁移动。当输送机移到预定位置后，将操作阀手把放回零位。采煤机采煤过后，液压支架依旧降架-移架升架推溜的次序动作，称为超前（立即）支护方式，它有利于对新裸露的顶板及时支
22、护，但缺点是支架有较长的顶梁，以支撑较大面积的顶板，承受顶板压力大。与此不同，液压支架依照推溜降架移架升架的次序动作，称为滞后支护方式，它不能及时支护新裸露的顶板，但顶梁长度可减少，承受顶板压力也相应减少。上述两种支护方式各有利弊。为了保留对新裸露顶板及时支护的优点，以及承受较小的顶板压力、减少顶梁的长度，可采用前伸梁临时支护的方式。动作次序为：当采煤机采煤过后，前伸梁立即伸出支护新裸露的顶板，然后依次推溜降架移架升架。2液压支架结构和性能参数设计2.1液压支架的结构设计2.1.1主要尺寸的确定 1 支架高度和伸缩比支架高度的确定原则，应根据所采煤层的厚度，采区范围内地质条件的变化等因素来确定
23、，其最大与最小高度为； （mm） (2-1) （mm）(2-2) 式中：支架最大高度 （mm）支架最小高度 （mm）煤层最大高度 （mm）煤层最小高度 （mm）考虑伪顶、煤皮脱落后，仍有可靠初撑力所需要的支撑高度，一般取200300mm 取250mm顶板最大下沉量，一般取100200mm 取150mma移架时支架的最小可缩量， 一般取50mm 浮矸石浮煤厚度， 一般取50mm由4500mm、2200mm得2450mm 支架的伸缩比系数指其最大与最小高度之比值即： (2-3) 2.0455掩护式支架可达3，一般范围是1.52.5 ，故满足条件2支架间距支架宽度是指顶梁的最小和最大宽度。宽度的确定
24、应考虑支架的运输、安装和调架要求。大采高支架为促高稳定性中心距可采用1.75m，轻型支架为适应中小煤矿工作面快速搬家的要求，中心距可采用1.25m。支架顶梁一般装有活动侧护板，侧护板行程一般为170200mm。当支架中心距为1.5m时，最小宽度一般取1400 1430mm，最大宽度一般取15701600mm。当支架中心距为1.75m时，最小宽度一般取16501680mm，最大宽度一般取18501880mm。当支架中心距为1.25m时，如果顶梁带有活动侧护板，则最小宽度取1150l 180mm最大宽度取11201150mm。如果顶梁不带活动侧护板，则宽度一般取1150 l 200mm。而一般支架
25、间距，按下式计算： b=B+nc (2-4)式中:In order to shorten the total length of the driving mechanism and allow the driving ram to move further into the support, it has been proposed to mount the drive ram on a swivel mounting at one side on a base slide of the support, a bridge interconnecting the two base slides
26、, serving only, in this case, to guide the base slides parallel to one another-see German Published Patent Application No. 26 44 614. This drive mechanism, however, has the disadvantage that the driving force exerted on only one base slide is now transmitted to the adjacent base slide via the shield
27、 and the above-mentioned control levers. As a result, the adjacent base slide is subjected to a component of force directed towards the floor of the mine which presses the tip of the latter slide into the floor. The main object of the present invention, therefore, is to provide a drive mechanism whi
28、ch does not obstruct the travelling-road in the front region of the support and which transmits the force of the driving ram to both base slides substantially equally. With this object in view, the invention is directed to a hydraulic shield-type mine roof support comprising a pair of adjacent base
29、slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers
30、whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an
31、 extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base sl
32、ides at the rear ends thereof, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam and connected to said inspection platform. An example of a mine-roof support i
33、n accordance with the invention is shown in the accompanying drawings, in which: FIG. 1 is a side view of the support, shown diagrammatically; FIG. 2 is an enlarged plan view from above of the base slides and drive mechanism forming part of the support shown in FIG. 1; and FIG. 3 is a section taken
34、on the line III-III in FIG. 2. The mine-roof support shown in the drawings comprises a pair of base slides 1, 2 which lie alongside each other and are shaped to slide over the floor of a mine. Pivotally connected to the base slides is at least one hydraulic prop 3 and at least two control levers 4 a
35、nd 5, the lower end of the prop 3 being connected to the base slides by the pivot means 6, and the lower ends of the levers 4 and 5 being connected to the base slides by the pivot means 7, 8. The upper ends of the levers 4, 5 are pivotally connected at 10 and 11 respectively to a shield 12 which can
36、, by expansion and contraction of the prop 3, be raised and lowered with respect to the base slides 1, 2. At its upper end, the shield 12 pivotally supports at 13 a roof-engaging plate or other such structure 14 to which the upper end of the prop 3 is pivotally connected at 9. The face of the mine i
37、s shown at 31 in FIG. 1. A hydraulic driving ram 15 which can act at both ends is disposed between the base slides 1, 2 in a channel-section guide beam 16 which is closed towards the floor of the mine. The ram 15 is secured to the beam 16 by a retaining stirrup 17 which is disposed on the upper surf
38、ace of the outer cylinder 18 of the ram 15 and which is secured by cotter pins 19 to the side walls 20 of the beam 16. The free end of the extendable inner cylinder 21 of the ram points towards the working-face 15 and is connected to an upwardly-projecting bracket 22 of an elongate tongue 23 which i
39、s longitudinally guided under the ram 15 in the beam 16. The tongue 23 has a flat rectangular cross-section (see FIG. 2) and is guided over its entire length in the beam when the ram 15 is fully retracted. At the working-face side, the tongue extends from the ram abutment formed by the bracket 22 in
40、to a flat inspection platform 24 which can move over the floor and is connected in turn to a conveyor, driving beam of like transporting means 25 (shown only diagrammatically in the drawings) disposed at the working-face 31. At the back-filling side of the support, a vertical link pin 26 in the rear
41、 part of the beam 16 or in the ram 15 is pivotally connected to a transverse yoke 27 which is constructed like a balance beam and interconnects the base slides 1 and 2 on the back-filling side (i.e. at the rear portions of those slides) and forms an abutment for the ram 15 at that side. The slides 1
42、 and 2 are each connected to the outer portions of the transverse yoke 27 by pivot pins 28 and hinge joint pins 29 extending along the longitudinal axes of the slides 1, 2 respectively. The pins 29 are therefore coupled at one end to the transverse yoke 27 by the vertical pivot pins 28 and are rotat
43、ably secured at their other ends in respective bearing housings 30 pivotally located at the back-filling ends of the base slides 1 and 2. It will thus be seen that the two base slides of the support are interconnected at the back-filling side by the drive mechanism and are guided, in parallel, subst
44、antially by means of the control levers 4, 5. The force of the driving ram 15 is transmitted to both slides 1, 2 substantially uniformly and equally, i.e. without transverse forces, via the transverse yoke 27 and the hinge joint pins 27 disposed in the longitudinal axes of the slides 1, 2. The pivot
45、 connections 26,28,29 also allow the slides to move relatively to one another. By means of the base slides 1, 2, the driving forces are also uniformly transmitted to the other components of the support. During an advance of the support, the driving ram 15 mounted in the guide beam 16 and connected to the movable tongue 23 therein is completely relieved from transverse forces. Further, the driving mechanism as a whole is very compact and stable, and takes up only a little space in the support, particularly as the working
