矿用综采放顶煤液压支架选型计算

液压支架参数及选型计算

液压支架参数及选型计算1.负载能力：液压支架的负载能力是指其能够承受的最大工作负荷。

一般通过分析工作条件，确定支架在正常工作状态下所需的最大负荷，然后选择一个具有合适负载能力的液压支架。

2.最大工作压力：最大工作压力即液压支架所能承受的最大液压力。

在选型时，需要根据实际工作条件确定液压支架所需的最大工作压力，并选择一个能够满足该要求的液压支架。

3.工作速度：工作速度是指液压支架活塞的上升或下降速度。

一般来说，液压支架的工作速度需要根据工作要求来确定。

选择液压支架时，要确保其工作速度能够满足实际需求。

4.液压缸行程：液压缸行程是指液压支架活塞的行程长度。

在选型时，需要根据实际工作条件确定液压缸的行程长度，并选择一个具有合适行程长度的液压支架。

5.工作温度范围：工作温度范围是指液压支架能够正常工作的温度范围。

在选型时，要根据实际工作条件确定液压支架所需的工作温度范围，并选择一个能够满足该要求的液压支架。

6.液压油种类和容积：液压支架的液压系统通常需要使用液压油来传递能量。

在选型时，需要确定所需的液压油种类和容积，并选择一个具有合适容积和能够使用所需液压油的液压支架。

选型计算：在液压支架选型计算中，一般可使用以下公式来计算所需的参数：1.计算负载能力：负载能力=承受最大负荷（工作负荷）+安全系数2.计算最大工作压力：最大工作压力=最大液压力+安全系数3.计算活塞面积：活塞面积=承受最大负荷/最大工作压力4.计算活塞直径：活塞直径=2*√(活塞面积/π)通过以上方法可以得到液压支架的相关参数，以便于选择合适的液压支架。

需要注意的是，在选型过程中还要考虑实际应用中的其他因素，如压力损失、系统的稳定性等。

在计算过程中要根据实际需求选择合适的安全系数，并结合实际应用条件来确定最终的选型结果。

综采工作面液压支架配套台数计算方法

综采工作面液压支架配套台数计算方法以52304-1工作面为例。

一、设计基本参数根据生产办提供52304-1面基本参数：1、工作面净煤壁长：147500mm；2、运顺宽度：6000mm；3、回顺宽度：6000mm；4、胶带机中心线距巷道中心线1000mm;5、根据煤矿安全规程第二十二条中规定：巷道内按设运输机时，机头和机尾与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于700 mm规定；6、采煤机截割滚筒直径3500mm，采煤机机头段正常割透距离为1750mm；二、确定工作面液压支架台数：计算参数:1、工作面总长度=净煤壁长+运顺宽度+回顺宽度=147500+6000+6000=159500mm2、设定端头支架距负帮距离800mm；支架有效支护距离159500-2×800=157900mm3、支架技术参数每架宽度：2050mm；计算步骤：工作面支架台数=工作面有效支护距离÷单台支架宽度=157900÷2050=77.02台1、支架数为77台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离-安装间隙=159500-77×2050=1650mm考虑安装间隙，安装77台支架不符合要求；2、支架数为76台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离=159500-76×2050=3700mm则机头、机尾端头架距负帮距离平均为：3700÷2=1850mm 3、支架数为75台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离=159500-75×2050=5750mm则机头、机尾端头架距负帮距离平均为：5750÷2=2875mm 三、求安全出口距离：DBT3*1600三机设备技术参数如下：中部槽每节宽：2050mm机头7节槽长：14887mm（固定数据）机尾10节槽长：20544mm（固定数据）每架安装间隙10mm（根据补矿大采高工作面反算得出）（1）支架为76台时：运输机中部槽数量=支架台数-机头7节-机尾10节=76-7-10=59节运输机总长=运输机机头段长+运输机中部槽长+运输机机尾段长=14887+59×2050+20544=156381mm安全出口距离=工作面总长—刮板机总长=159500-156381=3119mm以胶带机中心线为基准，转载机中心线与胶带机中心线一致，可知机头安全出口值是固定值=转载机中心线距负帮的距离-转载机中心线距机头框架边缘的距离=4000-2960=1040mm（详见图纸）机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离=3119mm-1040mm=2079mm考虑安装间隙时：机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离-安装间隙=3119-1040-（76-1）×10=1329mm机头割透距离=运顺巷道宽度-运输机头设备宽度-机头安全出口距离=6000-4110-1040=850mm（大于640符合要求）（2）支架为75台时：运输机中部槽数量=支架台数-机头7节-机尾10节=75-7-10=58节运输机总长=运输机机头段长+运输机中部槽长+运输机机尾段长=14887+58×2050+20544=154331mm安全出口距离=工作面总长—刮板机总长=159500-1554331=5169mm以胶带机中心线为基准，转载机中心线与胶带机中心线一致，可知机头安全出口是固定值，则机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离=5169mm-1040mm=4129mm考虑安装间隙时：机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离-安装间隙=5169-1040-（75-1）×10=3389mm由于机尾为平行驱动不考虑回顺煤机割透距离；当安装75台支架时，机尾安全出口为3389mm存在安全隐患，固安装76台。

综采放顶煤液压支架底座的力学分析与计算

图１底座结构图
Ｆｇ１Ｔｈｔｕｉ．ｅｓｒｍｆｌｍｌｔｎｏａｍａｄ
＝
Ｆ｛：Ｆ３＝１３Ｎ．：Ｆ５ｋＦ７４＝１３１ｋ，Ｆ１Ｎ
Ｆｅｓ＂３ｏａ４— １０．Ｎ．：＝Ｆ３ｉａ２６ｋＦ３５ｓ＂ｎ４＝８７・Ｎ，６５ｋ
论分析，清出现问题的原因，过准确的理论计搞通算，确定出正确的安全系数。１底座开裂原因分析底座结构如图１示。所（）计强度偏低原底座设计时选取安全系１设数偏低，未把支架在井下使用时抵抗各种复杂受力的可靠性放在特别重要的位置来考虑，重于减轻偏重量的“ 优化设计 ” 甚至出现侧板与主肋板上一条，
２加强措施为避免类似问题的发生．新制底座上增加主在
肋板厚度（图１。Ｆ５０见）Ｚ＇１０支架由＝２ｍ增加Ｓ５ｒｎ
Ｆ＝ｃｓ４＝９４ｋ：＝Ｆｓａ４０口７Ｎ，４ｉ４＝８７２ｋ。ｎ７．Ｎ４强度计算根据实际使用情况，底座前连杆铰点前易断。
直线可以下成的料还要再在两柱窝中问向下挖一个Ｕ形槽，使本来一个整体的板中间局部断开，大大削弱了侧板及主肋板的力量，恶化了底座的受力状况。（）２没有对关键部位隐患断面的确定与校桉铺底网支架改为放顶煤支架后，架后部受力增大，支加大了底座向后、向下的弯曲和拉伸的受力情况。使本来就小的安全系数降至１０以下，能满足受力．不要求而拉开甚至断裂。从底座箱实际开裂位置看，开裂发生在支架底座主肋板形状发生变化处，即易产生应力集中的部位。从裂纹特点、向看为弯曲拉应方力性质，由于放顶煤支架自身ｈ位置高（与普通支架

支架选型计算

支护设备选型（1）工作面顶板管理方式及支架型式国内外长壁工作面生产经验表明，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备，因此必须把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠，故障率低，而且使用寿命长。

近年来液压支架朝重型化发展，结构型式简单实用，支架工作阻力不断增大，一般为6000kN ～8000kN ，最大达到10000kN 。

根据3号煤层顶、底板条件及工作面采煤设备配套的要求，设计本矿井回采工作面采用全部冒落法管理顶板。

并结合工作面最大采高3.3m 和邻近矿井机械化开采的实践经验，初步确定选用ZY3300/11/23型掩护式液压支架。

1）支架支护强度支架的结构尺寸确定之后，与支架重量和成本关系最大的参数是支架的支护强度。

从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。

支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。

因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。

但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算，主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。

支架支护强度采用下列经验公式计算：βαγcos 1）（-'⋅⋅≥K q H q式中：q ——液压支架的支护强度，MPa ； H ——采高，平均2.2m ；γ——顶板岩石视密度，一般取2.3t/m 3；K ——顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.25～1.5； α——工作面倾角，（°）；β——附加阻力系数，二排柱支架取1.6，单排柱支架取1.2；q '——顶板周期来压动载系数。

q '值可按以下情况选取：周期来压不明显顶板：q '取1.1；周期来压明显顶板：q '取1.3；周期来压强烈顶板：q '取1.5～1.7。

则：a q MP 31.02.16cos 13.13.13.22.2=⨯-⨯⨯≥）（2）支架工作阻力支架工作阻力P 应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。

液压支架选型计算

液压支架选型计算（1）按现行较通用的岩石容重法公式：γ⋅⋅=-1p K M d z k q ＝2575.1135.14.11⋅⋅-＝1425KN/m 2 式中：q z ---支架的动载支护强度，KN/m 2；K d ---动载系数，一般取 1.5-2.0(Ⅱ级以上老顶条件)；取1.75M---一次采厚(平均14.4m ，按80％回收率计算)取11.4m ； K p ---冒落矸石碎胀系数，取1.35；γ---顶板岩石平均容重，取25KN/m 3；P = q z (L K +L D )B ＝1425×（0.46＋5.415）×1.75＝14650 KN式中：P---支架工作阻力，KN ；L K ---端面距，取0.46m ；L D ---顶梁长度，取5.415m ；B---支架宽度，取1.75m ；放顶煤支架的工作阻力按照综采计算结果的80％考虑。

（2）岩层结构法：q z =k(γ1h 1+γ2H)= 1.75×（14.4×10.58+25×13.47）=856 KN/m 2式中 H —对支架有直接影响的岩层厚度；mH=(L+ h 1/tan α)tan θ=（5.915＋10.58/ tan88°）×tan65°=13.47m ；L---有效控顶距(m)；5.915 m ；h 1---顶煤厚度(m)；10.58 m ；α---顶煤断裂角(°)；一般为70°-120°θ---顶板断裂角(°)；一般为60°-65°γ1---顶煤的容重，取14.3KN /m 3；γ2---顶板岩石的容重，取25 KN /m 3；q z ---支架的动载支护强度；k---动载备用系数，(Ⅱ级以上老顶一般取1.5-2.0)取1.75； P= q z (L k +L D )B/ηs ＝856×（0.46＋5.415）×1.75/0.75＝11734KN式中 P —支架的工作阻力(KN)；L k —梁端距0.46m ；L D—顶梁长度5.415m；B—支架中心距1.75m；ηs—支架的支护效率75％；根据以上方法进行计算，最后确定比较合理的工作阻力15000KN。

液压支架选型计算及采煤顶板管理

工作阻力/支护面积=支护强度；支护面积=（梁端距+顶梁长度）x中心距。

液压支架选型计算1．支护强度的计算采用以往的经验公式来计算：a、P≥b、P≥式中：P——支护强度，MPa；M——开采厚度，取6.1 m；r——顶板岩石容重，取2.7t/m3；d——顶板动载系数，取1.3；a——煤层倾角，取3°；B——附加阻力系数，取1.2；n——不均衡安全系数，取1.75；K——顶板岩石碎胀系数，取1.25。

则 a、P≥ =1.008MPab、P≥ =1.128MPa最后取P=1.128Mpa。

2. 支架载荷根据支护强度，则验算支架支护载荷为：T＝P(L+C)×(B+J)式中：T ------ 支护载荷，KN；L ------ 顶梁长度，3.8m；C ------ 顶梁前端到煤壁的距离，1.33m；B ------ 顶梁宽度，1.530m；J -------架间距，0.22m；则 T＝0.68×（3.8+1.33）×（1.53+0.22）＝6105KN 计算结果表明，液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。

3. 支架高度a.支架最大高度Hzmax＝Mmax+S1式中：Hzmax------支架最大支护高度，mm；Mmax------工作面最大采高，取6100mm；S1------伪顶冒落的最大厚度，取300mm。

则 Hzmax＝6100+200＝6300 mm。

b.支架最小高度Hzmin＝Mmin-S2-g-e式中：Hzmin------支架最小支护高度，mm；Mmin------工作面最小采高，取4500mm；S2-------顶板的下沉量，取200mm；g ------顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50 mm；e ------移架时支架回缩量，取100 mm。

则 Hzmin＝4500-200-50-100＝4150 mm。

根据以上各参数，本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150～6300 mm。

综采工作面液压支架选型设计

综采工作面液压支架选型设计作者：崔俊波来源：《中国新技术新产品》2014年第08期摘要：综采面液压支架选型往往造成大马拉小车现象，其设计需根据具体工程顶板分类而选择，本文对某综采面的液压支架选型进行了系统分析。

关键词：综采面；支架；选型设计中图分类号：TD82 文献标识码：A综采工作面支架选型设计是工作面安全高效生产的重要保障，其影响因素很多，通常我们根据顶板分类及类似条件的矿压显现结合计算公式确定支架支护阻力。

1 架型选择①对于直接顶分类属于1、2类，基本顶分类属于I、Ⅱ级的工作面，其老顶来压步距小，来压相对稳定，来压时强度缓和，端面不稳定，受移架影响较大。

②对于直接顶分类属于3、4类，基本顶分类属于Ⅲ、Ⅳ级的工作面，老顶来压步距大且面向分布不均，直接顶稳定。

要求支架支撑能力足够，能抗水平推力并且及时切顶。

③采高对支架工作阻力影响也较为重要。

采高加大，冒落范围加大，矿压显现强烈，对支架工作阻力要求增加，且装置设计应能防片帮、漏顶，提高支架高度很重要。

④液压支架控制方式有手动、液压及电液控制系统，我国多用手动控制。

⑤目前通用的有两柱掩护式和四柱式支撑掩护式两大类的支架。

两柱掩护式支架在顶板条件恶劣的煤层中，有明显的不足，如对坚硬顶板，它的切顶性能远不及四柱支撑掩护式；对顶板特松软的情况下它的顶梁调平困难，维护顶板、防止架前片冒的性能也不如四柱支撑掩护式，四柱支撑掩护式支架架型图如图1所示。

2 支架高度的确定确定支架高度的主要因素是煤层厚度、采高及运输条件，某面煤厚0.4～5.9m，一般情况下，支架的最大高度应至少为5.9m，但是由于11-2煤质松软，为防止和减轻煤壁片帮，机采高定为2.0～3.98m，大多数情况支架不需要升的太高，而且支架最大高度的增大，要导致最低运输高度的加大，给运输、安装造成困难，综合各方面因素，支架的支撑高度确定在1.8～3.8m，运输高度2.0～2.1m，加平板车高也不超过2.5m，基本能满足运输和安装的需要，最大高度4.5m，采高达3.5m～3.8m左右。

综采放顶煤支架的选型设计与使用

大倾角软煤层综采放顶煤支架的选型设计与使用平煤集团十三矿副矿长孙金柱郑州煤矿机械厂副厂长高有进摘要平煤集团十三矿首采工作面煤层倾角大、煤质软、断层多,在这种条件下实现综采放顶煤的高产高效尚无先例。

介绍了郑州煤矿机械厂为该矿设计的综采放顶煤液压支架的结构特点及技术参数,以及平煤十三矿首采工作面的设备管理、采煤工艺及使用效果。

关键词大倾角软煤层综采放顶煤综放支架选型设计综采放顶煤在我国已获得巨大成功,但是,在大倾角、软煤层、多断层、有仰采俯采的复杂地质条件下，用综采放顶煤技术实现高产高效尚未见报道。

平煤集团十三矿在这种条件下进行了大胆探索,取得了较好的效果。

现将有关情况介绍如下。

1 平煤集团十三矿的地质条件十三矿是平煤集团新开发的矿区,设计年产为180万t。

根据已探明的地质资料,地质条件相当复杂,煤层倾角15°～38°,煤层赋存起伏变化大。

煤层厚度4～8m,平均厚度6m左右,顶板为砂质泥岩,底板为粉细砂岩。

中间有0.05～0.2m3层夹矸。

首采11020工作面,煤层厚度4.23～7.53m,平均厚度5.88m,倾角15°～28°,煤质硬度f=0.8～1.5,顶板伪顶为砂质泥岩,厚0～1m;直接顶为Ⅱ类,砂质泥岩,厚1.3m,垮落步距12m;老顶为Ⅱ级细中粒砂岩,厚8～12m,初次来压步距35m;底板为粉砂岩与细砂互层,厚9～12m,抗压强度3.4Mpa。

该工作面内有大小断层15条,其中落差5m 以上的有两条。

从首采面的地质条件可以看出,煤层倾角大,煤质软,断层多,且沿工作面走向起伏变化大。

在这样的条件下实现综放工作面高产高效的难度是相当大的。

2 支架的选型与支架的结构设计2.1 对支架的要求针对平煤集团十三矿煤层地质条件及矿区发展规划的要求,选择合理、适用的支架架型就成为我们发展综放技术能否成功的关键。

通过对目前国内外有关综采放顶煤液压支架的调研考察,对11020工作面放顶煤液压支架架型提出如下要求:(1)支架要有较高的稳定性和抗扭性能,并配备可靠的防倒防滑系统;(2)回收率要高,能实现采放平等作业;(3)工作时产生的煤尘小;(4)有较好的仰采、俯采性能;(5)放煤口通畅,操作灵活可靠;(6)保证足够的通风断面。

采煤工作面支架选型计算

采煤工作面支架选型计算
综采能否实现安全高效关键在于架型选择是否合理。

15号煤层首采区选用综采放顶煤液压支架。

1、支护设备强度确定
根据矿压理论，工作面支架承受的最大压力为6-8倍采高的顶板岩石的重量，现取8倍采高的顶板岩石重量计算：
F=8×h×L控×b×γ×g=8×2.5×5.154×1.5×2.7×9.8=4091KN
式中：F——工作面上覆8倍采高岩石所需支撑阻力；
γ——上覆岩层平均容重，2.7t/m3；
h——工作面采高，2.5m；
L控——工作面最大控顶距，5.154m；
b——支架宽度，1.5m；
g——重力换算单位，取9.8 m/s2。

设计选用ZF6800/17/32D型支架（预留智能化端口），工作阻力6800KN。

根据以上计算，可满足回采工作面顶板支护要求。

ZF6800/17/32D液压支架技术特征见下表。

液压支架技术特征表
矿井15号煤层回采工作面顺槽超前支护超前20m 支护采用ZQL2×3200/19/38型超前支架。

回采工作面端头及顺槽超前支护20m范围内，巷道高度不得低于2m。

液压支架选型计算

P—支架承受的载荷，kN； S—支架支护的顶板面积，㎡； γ—顶板岩石视密度，t/m³； Σh—冒落带岩石高度（直接顶厚度）， m； M—采高，m； K—岩石碎胀系数，取1.25～1.5； α—煤层倾角，（°）。
支架结构高度的选择
已知：
Mmax=
2
S1=k×Mmax×R1=
0.04
解：
Mmin=
1.5
R1=
0.5
m
R1为前柱到煤壁的距离，m。
Hmax=Mmax-S1=
1.96
Hmin=Mmin-S2-a=
1.386
S2=k×Mmax×R2=
0.064
R2=
0.8
R2为后柱到煤壁的距离，m。
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200㎜左右。最小结构高度应比最小采高小250～350㎜
K—顶板岩石厚度因数，一般取4～8；顶板条件较好、周期来压不明显时，取低值
放顶煤支架的支护强度一般为0.5～0.7MPa
对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级顶板分别为0.04、0.025、0.015；缩余量，当层厚小于0.8m，a≥0.03m，层厚大于0.8m时，a≥0.04m，平均可取a=0.05m。
R=
F= q=R/F×10-2=
0.04
0.064 m
壁的距离，m。
㎜（？）㎜（？）
B=
k=
0.04
a=
0.05
0.25
m
考虑顶板级别的系数，对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级顶板支架卸载前移时间的可缩余量，当层厚小于
250～350㎜
高大200㎜左右。
支架支护强度估算：
H=
m
K=
5
ρ=
t/m³

综采工作面液压支架配套台数计算方法

综采工作面液压支架配套台数计算方法以52304-1工作面为例。

一、设计基本参数根据生产办提供52304-1面基本参数：1、工作面净煤壁长：147500mm；2、运顺宽度：6000mm；3、回顺宽度：6000mm；4、胶带机中心线距巷道中心线1000mm;5、根据煤矿安全规程第二十二条中规定：巷道内按设运输机时，机头和机尾与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于700 mm规定；6、采煤机截割滚筒直径3500mm，采煤机机头段正常割透距离为1750mm；二、确定工作面液压支架台数：计算参数:1、工作面总长度=净煤壁长+运顺宽度+回顺宽度=147500+6000+6000=159500mm2、设定端头支架距负帮距离800mm；支架有效支护距离159500-2×800=157900mm3、支架技术参数每架宽度：2050mm；计算步骤：工作面支架台数=工作面有效支护距离÷单台支架宽度=157900÷2050=77.02台1、支架数为77台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离-安装间隙=159500-77×2050=1650mm考虑安装间隙，安装77台支架不符合要求；2、支架数为76台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离=159500-76×2050=3700mm则机头、机尾端头架距负帮距离平均为：3700÷2=1850mm 3、支架数为75台时：端头架距负帮距离=工作面总长-工作面有效支护距离=159500-75×2050=5750mm则机头、机尾端头架距负帮距离平均为：5750÷2=2875mm 三、求安全出口距离：DBT3*1600三机设备技术参数如下：中部槽每节宽：2050mm机头7节槽长：14887mm（固定数据）机尾10节槽长：20544mm（固定数据）每架安装间隙10mm（根据补矿大采高工作面反算得出）（1）支架为76台时：运输机中部槽数量=支架台数-机头7节-机尾10节=76-7-10=59节运输机总长=运输机机头段长+运输机中部槽长+运输机机尾段长=14887+59×2050+20544=156381mm安全出口距离=工作面总长—刮板机总长=159500-156381=3119mm以胶带机中心线为基准，转载机中心线与胶带机中心线一致，可知机头安全出口值是固定值=转载机中心线距负帮的距离-转载机中心线距机头框架边缘的距离=4000-2960=1040mm（详见图纸）机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离=3119mm-1040mm=2079mm考虑安装间隙时：机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离-安装间隙=3119-1040-（76-1）×10=1329mm机头割透距离=运顺巷道宽度-运输机头设备宽度-机头安全出口距离=6000-4110-1040=850mm（大于640符合要求）（2）支架为75台时：运输机中部槽数量=支架台数-机头7节-机尾10节=75-7-10=58节运输机总长=运输机机头段长+运输机中部槽长+运输机机尾段长=14887+58×2050+20544=154331mm安全出口距离=工作面总长—刮板机总长=159500-1554331=5169mm以胶带机中心线为基准，转载机中心线与胶带机中心线一致，可知机头安全出口是固定值，则机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离=5169mm-1040mm=4129mm考虑安装间隙时：机尾安全出口距离=安全出口距离总长-机头安全出口距离-安装间隙=5169-1040-（75-1）×10=3389mm由于机尾为平行驱动不考虑回顺煤机割透距离；当安装75台支架时，机尾安全出口为3389mm存在安全隐患，固安装76台。

斜沟煤矿放顶煤工作面液压支架选型

表１斜沟煤矿２３１１０工作面煤层顶底板岩性
顶底板岩石名称名称
厚度／ｍ
岩性特征
基本顶
粗中细粒砂岩
１．５５～１４．９０灰白色，巨厚层状构造，成分以长石、石英为主，可见泥核及煤屑，泥
７．４０钙质胶结。岩层普氏硬度为６～７。
直接顶
砂质泥岩
０．０３～３．２０灰黑色，块状构造，泥质结构，可见黄铁矿结核。岩层普氏硬度为３～
３在线监测分析
６２°；
在综放工作面安设矿压在线监测系统，实时监
Ｐ＝ｑｚ（Ｌｋ＋ＬＤ）Ｂ／ηｓ＝７７７．６８×（０．４６０＋５．５９５）×１．７５／０．７５
测液压支架阻力动态变化，并同步分析处理数据。具体操作为，在工作面每隔１０架安装１台无线监测
≈１０９８７．３２ｋＮ
局部的供电系统也具备局部防越级跳闸的能力。
５结语
基于保护单元的煤矿井下防越级跳闸解决方案，从供电系统越级跳闸问题的本质入手，充分利用保护自身的数据处理潜力，采用ＣＡＮ总线通信和光纤通信复合级联的方式，实现了供电系统各节点开关的故障状况共享，保护采用简单高效的工作原理，可以有效地解决煤矿井下供电系统的越级跳闸问题，对煤矿供电及生产安全具有重要意义。
液压支架作为维护及承载工作面开采空间的重要支撑体，是综采工作面极其核心的技术装备，对保证工作面高效安全开采具有重要意义［１－３］。随着国内煤炭行业优势产能不断释放，资源丰富的矿山充分发挥主观能动性，树立高产高效的发展理念，同时紧跟科学技术发展脚步，全力优化现有煤炭生产相关设备，综采工作面液压支架也得到全面发展。根据繁杂多变的地质条件，国内外高等院校及科研机构研制出针对性很强的各类液压支架［４］。因此，根据相关优秀工程专家经验确定了斜沟煤矿２３１１０（首个低位放顶煤）工作面支架选型。

煤矿设备选型(液压支架)

液压支架的选型煤矿煤层最大厚度 2.9m，煤层倾角6°，煤层截割阻抗A＝375N/mm，顶板岩性：老顶为Ⅲ级，直接顶为2类，工作面设计长度为110m，设计年产量为75万t/a。

本矿煤层赋存条件较好，煤层为进水平煤层，煤层厚度适中，为 2.9m，井型为中型矿井，设计能力为75万t/a，直接顶为2类中等稳定顶板，老顶为Ⅲ类顶板，周期来压强烈，要求工作面支护强度较大。

根据本矿工作面条件及我国目前采煤方法的类型及设备配套情况，设计确定工作面的方法为综采一次采全高。

一、影响液压支架选型的因素影响液压支架选型的因素，主要考虑煤层顶底板稳定性，煤层厚度、倾角赋存状况及瓦斯含量等情况，其中以煤层及顶、底板稳定性影响较大。

本矿煤层厚度 2.9m，倾角6°，煤层赋存条件较好。

本矿工作面煤层直接顶为2类顶板，属中等稳定顶板，强度较高，强度指数在31～70kg/cm2之间，发育大量节理裂隙，随采随落。

本矿工作面老顶为Ⅲ级顶板，周期来压强烈，对支架支护强度的要求较高。

二、液压支架的选型1、架型的选择液压支架根据对顶板的支护方式和结构特点不同，可分为支撑式、掩护式、支撑掩护式三种基本型式。

支撑式支架顶梁长，立柱多，且垂直支撑，工作阻力大，切顶能力强，通风断面大，后部有简单的挡矸装置，架间不撑紧，对顶板不密封，它适应于稳定或坚硬以上直接顶和周期来压明显和强烈的老顶条件。

掩护式支架有宽大的掩护梁可挡住采空区冒落的矸石，它的顶梁较短，支柱少且倾斜支撑，架间密封，支架工作阻力较小，切顶能力差，但由于顶梁较短，控顶面积小，支护强度不一定小，它使用于不稳定和中等稳定直接顶条件。

支撑掩护式支架兼有上述两种支架的结构特点，顶梁较长，立柱较多，呈垂直或倾角较小倾斜支撑，故工作阻力大，切顶能力强，具有掩护梁架间密封，挡矸掩护性能好，它使用于稳定以下各类顶板，有取代支撑式支架的趋势，但结构复杂，重量较大，价钱相对较高。

由于本工作面的直接顶类别及老顶级别均以确定，所以可直接根据“适应不同类级顶板的架型及支护强度表”直接选择。

煤矿支架选型计算

已知：S=M=γ=K=Σh=M/(K-1)=α=°33A=n 0=n=P 0=S=解：kN已知：M max =M min =R 1=m R 2=解：mmH max =M max -S 1=在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200㎜左最小结构高度应比最小采高小250～350㎜。

2.2H min =M min -B=1.25H max =M max +0.2=S 1=k×M max ×R 1=0.04S 2=k×M max ×R 2=0.0640.8R 1为前柱到煤壁的距离，m。

R 2为后柱到煤壁的距离，m。

支架结构高度的选择M—采高，m；K—岩石碎胀系数，取1.25～1.5；α—煤层倾角，（°）。

2H min =M min -S 2-a=1.50.51.3861.96410P—支架承受的载荷，kN；S—支架支护的顶板面积，㎡；γ—顶板岩石视密度，t/m³；P=A×9.8S γMcos α=Σh—冒落带岩石高度（直接顶厚度），m；273.20901397.96 1.991.251折算法33.58支架阻力的选择估算法首先考虑支撑冒落带岩层重量：估算法支架承受载荷可取6～8倍采高的岩石重量。

以中等稳定2.1岩石碎胀系数，取450°30′″㎜（？）k=㎜（？）a=mB=m0.25250～350㎜0.04考虑顶板级别的系数，对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ0.05支架卸载前移时间的可缩余量，当层0㎜左右。

0.040.064壁的距离，m。

P—支架最大工作阻力，kN/根；n 0—单体支柱支护密度，根/㎡；P 0—单体支柱平均最大工作阻力，kN/根；如能将初撑力提高到工作阻力的60％～70％，则较为理想。

n—液压支架柱数，根；S—液压支架的支护面积，㎡。

P=(n 0P 0S)/n=500等稳定、中等坚固的岩石为界，低者取6～8，高者取9～11倍。

支架选型计算

支护设备选型(1）工作面顶板管理方式及支架型式国内外长壁工作面生产经验表明，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备,因此必须把支架的可靠性放在首位,不但要稳定可靠，故障率低，而且使用寿命长。

近年来液压支架朝重型化发展，结构型式简单实用,支架工作阻力不断增大，一般为6000kN~8000kN ，最大达到10000kN 。

根据3号煤层顶、底板条件及工作面采煤设备配套的要求，设计本矿井回采工作面采用全部冒落法管理顶板。

并结合工作面最大采高3。

3m 和邻近矿井机械化开采的实践经验,初步确定选用ZY3300/11/23型掩护式液压支架。

1）支架支护强度支架的结构尺寸确定之后,与支架重量和成本关系最大的参数是支架的支护强度。

从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。

支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎，造成顶板维护困难.因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。

但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,主要以经验法或实测数据,来确定支架的支护强度.支架支护强度采用下列经验公式计算：βαγcos 1）（-'⋅⋅≥K q H q式中:q ——液压支架的支护强度,MPa ； H——采高，平均2。

2m ；γ——顶板岩石视密度，一般取2。

3t/m 3；K —-顶板岩石破碎膨胀系数,一般取1。

25～1。

5；α-—工作面倾角，（°)；β——附加阻力系数，二排柱支架取1.6,单排柱支架取1。

2；q '——顶板周期来压动载系数。

q '值可按以下情况选取：周期来压不明显顶板：q '取1。

1;周期来压明显顶板:q '取1。

3；周期来压强烈顶板:q '取1。

5~1.7。

则：a q MP 31.02.16cos 13.13.13.22.2=⨯-⨯⨯≥）（2）支架工作阻力支架工作阻力P 应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。

放顶煤液压支架选型及参数选择研究

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(5)由于放顶煤工作面多数有两部输送机，并希望后部输送机位置有足够大的工作空间，因此支架的控顶距较大，顶梁也较长。
(6)放顶煤工作面工作空间的顶板为煤，一般情况下煤的稳定性比岩层差，在多次反复支撑作用下，下部煤易破碎，因此支架必须全封闭顶板，有更好的控制(kòngzhì)端面冒顶和防止架间漏矸的性能。为减少架间漏出的煤尘随风流扩散，支架应具备专用的架间喷雾降尘装置。
(6)放煤口位置较高，丢煤多，采出率较低，煤尘较大。
(7)掩护梁不能摆动。二次破煤的能力差。
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中位放顶煤液压支架的适用(期，使用中位放顶煤支架较为普遍，在各种煤层条件下均有成功的实例。在矿压显现剧烈、有悬顶危险的条件下，中位放顶煤支架的特点是具有较好的适应性。但是，由于放煤时煤尘较大(jiào dà)，尾梁不能摆动，放煤口尺寸又受结构限制，因此放煤效果不好。所以，中位放顶煤支架目前已逐步被低位放顶煤支架所取代。
支架基础上发展起来的，在控制基本项、维护直接顶、自移和推移输送机的功能是相同的，但放顶煤机构、支架受力、排头支架、降尘及其他方面的功能则是不同的。
高位放顶煤液压支架的特点及适用条件
中位放顶煤液压支架的特点及适用条件低位放顶煤液压支架的特点及适用条件
轻型放顶煤液压支架的特点及适用条件
① 由于两顶梁为前、后排列，所以稳定性较差，而且由于支架长度较长，易出现超载现象。
② 作为两梁联接件的弹簧钢板，由于其受力较大，所以在工作中易出现断裂现象。尤其在倾角超过20º时，滑移支架稳定性差和移架方向向下山偏移的问题突出，一般在过大的角度不宜使用。
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悬移支架(zhījià)

综采液压支架选型及参数确定

综采液压支架选型及参数确定、前言包源煤矿位于包头市石拐区煤田内。

原为当地一座年产30万吨的小煤矿，采煤方法为房柱采煤法。

煤炭资源整合后，产能将扩大到120万吨/年，采用综合机械化采煤方法。

根据该矿煤层埋藏浅的特点，设计了综采支架的选型和参数。

2、地质概况矿井主要煤层为中、下侏罗统延安组6-2煤层。

煤层平均埋深约120m，厚度3~6.2m，平均4.1m，倾角0~1°。

煤层顶板以上30m至底板以下20m范围内的岩石主要为深灰色砂质泥岩，其次为粉砂岩。

煤层顶部和底部泥岩的天然抗压强度小于30MPa，为软岩，软化系数小于0.19，在水中有崩解和破坏。

吸水状态下的岩石强度为自然状态下的1/3~1/5。

该煤层顶底板岩石稳定性差，属于典型的浅埋煤层。

3、浅埋深煤层顶板来压特点浅埋煤层和深埋煤层可分为两种类型。

A类：基岩较薄、松散载荷层厚度较大的浅埋煤层。

其破顶形式为整体切割，易发生顶板台阶下沉。

主顶板为单关键层结构煤层。

这种厚松散浅埋煤层称为典型浅埋煤层。

对于厚度大、松散载荷层厚度小的浅-深煤层，地压显现规律介于普通工作面和浅-深煤层工作面之间，表现为两组关键层，台阶下沉较小。

可称为近浅埋煤层。

东胜煤田属于B型浅埋深煤层。

浅埋深煤层工作面的主要矿压特征是老顶破断运动直接波及地表。

顶板不易形成稳定的结构。

来压存在明显动载现象。

4.框架选型依据架型选择必须考虑支架的相关尺寸、结构特征，支护性能必须与煤层地质条件、矿压显现规律以及工作面配套设备相适应。

①煤层地质条件：根据部颁标准mt553-1996煤层顶底板分类标准，该煤层直接顶为i类，基本顶为ⅱ类，底板为ⅱ类。

②矿压显现规律：矿压特征是老顶破断运动直接波及地表．顶板不易形成稳定的结构，压力较大，来压存在明显动载现象。

③工作顶板岩层基本为冒落带和裂隙带。

b类型：基岩面配套设备型号及参数(见表1)。

表1工作面配套设备型号及参数通过对上述因素的分析，结合东胜煤田其他矿井支架的使用情况，认为框架式支架采用双柱掩护式、四杆机构和整体刚性顶板梁液压支架。

综采放顶煤支架的选型设计与使用

|大倾角软煤层综采放顶煤支架的选型设计与使用平煤集团十三矿副矿长孙金柱郑州煤矿机械厂副厂长高有进摘要平煤集团十三矿首采工作面煤层倾角大、煤质软、断层多,在这种条件下实现综采放顶煤的高产高效尚无先例。

介绍了郑州煤矿机械厂为该矿设计的综采放顶煤液压支架的结构特点及技术参数,以及平煤十三矿首采工作面的设备管理、采煤工艺及使用效果。

关键词大倾角软煤层综采放顶煤综放支架选型设计综采放顶煤在我国已获得巨大成功,但是,在大倾角、软煤层、多断层、有仰采俯采的复杂地质条件下，用综采放顶煤技术实现高产高效尚未见报道。

平煤集团十三矿在这种条件下进行了大胆探索,取得了较好的效果。

现将有关情况介绍如下。

1 平煤集团十三矿的地质条件十三矿是平煤集团新开发的矿区,设计年产为180万t。

根据已探明的地质资料,地质条件相当复杂,煤层倾角15°～38°,煤层赋存起伏变化大。

煤层厚度4～8m,平均厚度6m左右,顶板为砂质泥岩,底板为粉细砂岩。

中间有～0.2m3层夹矸。

首采11020工作面,煤层厚度～7.53m,平均厚度5.88m,倾角15°～28°,煤质硬度f=～,顶板伪顶为砂质泥岩,厚0～1m;直接顶为Ⅱ类,砂质泥岩,厚1.3m,垮落步距12m;老顶为Ⅱ级细中粒砂岩,厚8～12m,初次来压步距35m;底板为粉砂岩与细砂互层,厚9～12m,抗压强度。

该工作面内有大小断层15条,其中落差5m以上的有两条。

从首采面的地质条件可以看出,煤层倾角大,煤质软,断层多,且沿工作面走向起伏变化大。

在这样的条件下实现综放工作面高产高效的难度是相当大的。

2 支架的选型与支架的结构设计对支架的要求针对平煤集团十三矿煤层地质条件及矿区发展规划的要求,选择合理、适用的支架架型就成为我们发展综放技术能否成功的关键。

通过对目前国内外有关综采放顶煤液压支架的调研考察,对11020工作面放顶煤液压支架架型提出如下要求:(1)支架要有较高的稳定性和抗扭性能,并配备可靠的防倒防滑系统;(2)回收率要高,能实现采放平等作业;(3)工作时产生的煤尘小;(4)有较好的仰采、俯采性能;(5)放煤口通畅,操作灵活可靠;(6)保证足够的通风断面。

液压支架的初选和主要参数的计算

28科技资讯 SC I EN C E & TE C HN O LO G Y I NF O R MA T IO N工程技术1 架型的初选在具体选择架型时,首先要考虑煤层的顶板条件,根据液压支架的使用经验,我国已制订了相应的表格可查,提出了各种顶板条件下的适用架型,它是选择支架架型的主要依据,除此以外还应考虑以下几种因素:(1)煤层厚度;(2)煤层倾角;(3)底板性质;(4)瓦斯涌出量;(5)地质构造。

2 主要参数计算2.1支护强度支架的结构尺寸确定之后,与支架重量和成本费用最大的参数就是支架的支护强度。

合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。

支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且还给搬运、安装带来困难;过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎,造成顶板维护困难。

因此支护强度的大小取决于工作面采场矿压的大小。

但此时对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,这样只能依靠经验法或实测数据,来确定支架的支护强度。

下面介绍两个经验。

公式(1):510q KH g M P a式中: K 为作用于支架上的顶板岩石系数,一般取5～8。

顶板条件好,皱起来压不明显情况下取下限,反之取上限;H 为采高,m ;为顶板岩石密度,一般取2.5×103kg/m;g为重力加速度,取10m/ 2s ;放顶煤支架的支护强度一般为0.5～0.7M P a 。

公式(2):'(1)cos H q q K式中:q 为液压支架的支护强度,2/m T ;H 为采高,m;为顶板岩石容量,一般取2.53/m T ;K 为顶板岩石破碎膨胀系数,一般取1.2～1.5;为工作面倾角,为附加阻力系数,二排立柱支架取1.6,单排立柱支架取1.2;q 为顶板周期来压动载系数。

q =周期来压时的矿压值/非周期来压时的矿压值,其值可按以下情况选取:(1)周期来压不明显顶板取1.1;(2)周期来压明显顶板取1.3;(3)周期来压强烈顶板取1.5～1.7。