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矿山压力观测与控制学习情境

学习情境5采煤工作面顶板控制

采煤工作面是地下移动着的空间为了保证生产工作的正常进行与矿工的安全,必须对采煤工作面进行维护。

为了保证采煤工作空间的安全,必须控制采煤工作面形成的矿山压力。

采煤工作面的圈岩。

通常是指直接顶、基本顶及直接底的岩层。

这三者对采煤工作面的生产有着直接的影响。

采煤工作的直接维护对象是直接顶,直接顶的好坏将对生产与安全有直接影响,而直接顶的完整性又受到基本顶平衡特征的影响。

例如采煤工作面的初次来压与周期来压都是由于基本顶的活动而形成的。

因此,控制采煤工作面的矿山压力显现主要是控制基本顶的活动规律,这样才能保证采煤工作面的安全。

采煤工作面的支护对象是直接顶岩层通过直接顶间接地对基本顶的活动起一定的控制作用。

任务1采煤工作面顶板分类与底板特性

1.1直接顶的分类

直接顶是采煤工作空间直接维护的对象,直接顶的完整程度将直接影响工作的安全和整个工作面生产能力的发挥。

直接顶的完整程度取决于两个因素:

一个是岩层本身的力学性质,另一个是直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。

我国通过大量的观测和分析,将直接顶按其稳定性分为不稳定、中等稳定,稳定和坚硬四类。

直接顶的分类可从以下两个方面说明

1.1.1直接顶的初次垮步距

煤层开采后,将首先引起直接顶的垮落。

采煤工作面从开切眼开始向前推进,直接顶悬露面积增大,当达到其极限时开始垮落。

直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落,直接顶初次垮落的标志是:

直接顶垮落高度超过1~1.5m,范围超过全工作面长度的一半,此时直接顶的垮距称为初次垮落步距。

初次垮落距的大小由直接顶岩层的强度、分层厚度,直接顶内节理裂隙的发育程度所决定,在正常情况下。

直接顶的垮距基本不受支护形式和生产工艺的影响,它是直接顶稳定性的一个综合指标。

经过大量的研究分析,将直接顶初次垮落步距小于8m的顶板称为不稳定顶板。

如页岩、再生顶板及煤顶等。

对直接顶初次垮落步距在9~18m的顶板称为中等稳定顶板,如砂页岩、粉砂岩等。

对直接顶初次垮落步距在大于19~25m的顶板称为稳定顶板。

对直接顶超过25m以上不垮落的顶板称为坚硬顶板,如砂岩或坚硬的砂页岩等。

1.1.2岩性指标

岩石在外力作用下首先产生不同形式的变形然后产生微细裂隙和破裂。

如果这种状态不断发展,则将导致岩石试件最终破坏。

岩石破坏的基本形式是拉伸和剪切破坏。

岩石的杭压强度测定较为简单,而岩石的杭压强度与抗拉抗剪强度间又有一定的比例关系。

岩体是自然界中由各种岩性和各种结构特征的岩石所组成的集合体。

存在弱面是岩体区别于岩石的重要特征之一。

比较有代表性的弱面是层理和节理。

层理面在沉积岩中是主要的弱面之一,在有些情况下它对沉积岩岩体的变形和破坏起主导作用,如顶板的离层、分层冒落和底板沿层面滑动。

节理对所有岩体更具有普遍性,往往把岩体中有规律地组合的裂隙的总体称为节理。

弱面对岩体强度的影响主要表现为使岩体强度降低和造成岩体强度各向异性。

岩层中节理裂隙的存在,破坏了岩体的完整性,降低了顶板的稳定性,且裂隙越多,冒落的岩块越小,顶板越不稳定。

岩层的分层厚度反映了岩体内不同岩性的岩层间或同一岩性的岩层中层理弱面的数量,分层厚度越小,顶板越容易发生弯曲变形,顶板的稳定性就越差,反之则顶板的稳定性越好。

根据以上分析可知,岩石的单向抗压强度(qc)、节理裂隙间距(L)和分层厚度(h)是影响顶板稳定性的三顶主要岩性指标。

测定岩石单向抗压强度(qc)的岩样,可取自采空区冒落岩块,制作成直径为48~56mm,高径比为1.8~2.2的试样,然后按颁布标推在实验室测定。

节理裂隙间距(L)以在巷道内肉眼可见的最发育的一组构造裂隙为准。

用测定的有代表性的10~15个观测数据的平均值作为计算指标。

分层厚度(h)指的是不同岩性的岩层间和同一岩性内沿层理的离层面间距。

可以在巷道、工作面控顶区或采空区观测统计结果具有代表性的10~15个数据,用它的平均值作为分类的计算指标。

如果最下面的岩层厚度大于1m时,就以该层为难。

否则,取直接顶下位岩层1.5~2m各分层厚度的平均值。

直接顶初次垮落步距是当冒落高度在1~1.5m以上,范围占全工作面长度一半以上时,从工作面切顶线到开切眼煤壁之间的距离作为分类计算指标。

根据岩石单向抗压强度(qc)、节理裂隙间距(L)和分层厚度(h)对顶板的影响,可得到一个岩性的综合指标,即强度指标D。

(5-1)

式中:

qc—岩石单向抗压强度,MPa;

Cl——节理裂喷影响系数;

C2——分层厚度影响系数。

C1可按测量所得的节理裂隙间距(L),面后查表8-1得出;C2可按测量所得的分层厚度(h)查表8-2得出。

表5-1L与C1值的关系

L/m

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1.0

1.1

1.2

C1

0.3

0.32

0.34

0.37

0.39

0.41

0.43

0.46

0.48

0.50

0.52

0.55

表5-2h与C2值的关系

h/m

0.1

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.7

0.8

0.9

1.0

1.1

1.2

C2

0.24

0.25

0.27

0.29

0.3

0.32

0.33

0.35

0.36

0.38

0.39

0.41

以强度指数D为确定直接顶类别的主要指标,以直接顶初次垮落步距L0,为确定直接顶类别的工程指标,将直接顶分为四类,见表5-3。

表5-3直接顶分类

类别

指标

不稳定顶板

中等稳定顶板

稳定顶板

坚硬顶板

主要

指标

强度指数D直接顶初次垮落

≤30

31~70

71~120

>120

无直接顶。

岩层厚度在2m~5m以上,Rc>600MPa~800MPa。

I和h>1m

工程指标

步距l0/m

≤8

9~18

19~25

>25

1.2基本顶的分类

根据对直接顶的分析可知,直接顶的稳定性对支架的选型、支护方式以及对引起工作面的局部冒顶常常起主导作用。

面基本顶的失稳及来压强度不仅对直接顶的稳定性有直接影响,而且对确定支护强度、支架具备的可缩量以及选择采空区处理方法等,都起着决定性作用。

从基本顶取得平衡的条件可知,在采用全部垮落法的工作面中,基本顶岩层对工作面的顶板压力的影响主要决定于直接顶的厚度。

基本顶距离煤层越远,即直接顶厚度越大,破断后形成结构和呈现缓慢下沉式平衡的可能性也越大。

因此,常常以基本顶距离校开采煤层的远近作为预计影响工作面矿山压力显现的重要指标之一。

在基本顶的分级中主要采取直接顶厚度Ʃh与采高M的比值Km,

另外再参考基本顶初次来压步距L,将基本顶分成四级,见表5-4。

表5-4基本顶分级表

分级

基本顶来压显现

不明显

明显

强烈

极强烈

N,L0/m

N>3~5

0.3

L0=25~50

0.3

L0>50;N≤0.3

L0=25~50

N≤0.3,L0>50

基本顶的分级分析如下:

(1)Km>5,基本顶的垮落与错动对工作面支架无多大影响,称为无周期来压或周期来压不明显的顶板。

(2)2<Km<5,基本顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响,称为有周期来压的顶

板“

(3)Km<2,甚至没有直接顶。

基本顶的悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响,称为周期来压严重的顶板。

(4)基本顶特别坚硬,又无直接顶。

顶板常常在采空区内悬撂上万平方米不垮落。

当其垮落时,则形成暴风,顶板往往沿工作面切落,造成事故。

这类顶板称为坚硬顶板。

现在采用爆破放落部分顶板,或注入高压水使顶板弱化等办法处理顶板,已可基本控制大面积顶板垮落对工作面造成的严重威胁。

(5)能塑性弯曲的顶板。

赋存在煤层之上的顶板,随着工作面的推进能缓慢下沉,面后逐渐与煤层底板相接触。

这种顶板只可能在薄煤层或厚度不大的中厚煤层的石灰岩顶板中出现。

基本顶的失稳不仅决定于Km的指标,还与基本顶的节理裂隙发育程度及其在岩层中的分布方式有关,以及与基本顶的厚度和含水情况等因素有关。

Km值只是一个极为概略的总体性指标。

对于具体情况,还必须运用岩体结构稳定性分析进行研究。

1.3底板特征

底板岩层在矿山压力控制中涉及两类问题:

一方面是煤层开采后引起的底板破坏,其范围将与开采范围及采空区周围的支撑压力分布有关。

底板的破坏可能导致地下水分布的变化,如我国华北地区许多煤层的底板为奥陶纪石灰岩,富含水性,煤层开采后底板的变形破坏可能引起突水事故,因此必须研究开采后的底板破坏规律。

另一方面从采煤工作面支护系统而言,支护系统的刚度由“底板—支架一顶板”所形成,因此底板岩层的刚度将直接影响到支护性能的发挥,由于单体支柱的底面积仅100cm2,在底板比较松软情况下,支柱很容易插人底板,从而影响对顶板的控制。

工作面支柱插人底板的破坏形式有三种:

整体剪切、局部剪切和其他剪切,如图51所示。

 

图5-1支柱对底板的破坏形式

(a)整体剪切;(b)局部剪切;(c)其他剪切;(d)穿鞋剪切

整体剪切的特征是:

当载荷达到某一定值后,突然下降,压入深度迅速增大,此突破点称为底板的极限抗压人强度。

局部剪切的特征是:

没有明显的突破点,但随载荷的增加,压人深度的变化率增长较快。

其他剪切的破坏形式介于前两者之间,突破点不明显,但载荷超过突破点后压人深度明显增大。

实践中为防止支柱插底,提高支护系统的刚度,采取穿柱;鞋的措施。

当支柱穿上柱鞋时,则其承受的载荷将随底鞋的特点而明显增加。

当底鞋压裂后,其承载能力迅速下降,穿底量明显增大。

此处应指出,底鞋不宜采用木材,因为木材的横向抗压强度甚小,3MPa,与软底板情况相近,抗插入能力差,故效果不明显。

根据我国煤矿开采工作面底板对支柱的影响,将底板进行分类,见表5-5。

可根据此表选择支柱应具有的底面积。

表5-5我国缓倾斜煤层工作面底板分类方案

 

任务2采煤工作面支架工作特征

采煤主作面支架主要是由梁和柱组合而成的。

根据支柱和顶梁的的配合关系,可将采、煤工作面支架分为两大类,即单体支架和液压支架。

由金属支柱和金属铰接顶梁组合而成的工作面支架称为单体支架,根据金属支护的特性,又可分为摩擦式金属支架和单体液压支架前者使用的支柱为摩擦式金属支柱,后者使用的则为液压支柱。

液压支架是由支柱、底座与顶梁联合为一个整体的结构。

它以液压为动力,不仅能实现支设与回撤的自动化,而且偏移溜等一系列工序也同时实现了机械化,大大减轻了工人繁重的体力劳动。

金属顶梁是刚性结构件。

支柱则常由两节(即活柱和底柱)几组成。

它们之间的伸缩关系形成了支柱的可缩性。

因此,支架的特性主要是由支柱的特性决定的。

对于液压支架其力学性质不仅决定于液压支柱的力学特性,还取决于其结构,可形成不同的力学特性。

但架设支架后形成了顶底板围岩与支架的组合体,此组合体特性还决定于架设时底板与支柱间有无浮歼,支柱能否插人顶底板等情况。

目前所使用支柱的典型工作特性。

图5-2所示。

 

图5-2支柱的几种典型工作特性曲线

(a)急增阻式;(b)微增阻式;(c)恒阻式

P0`一初撑力;P0一始动阻力;P1一初工作阻力;P2一额定工作阻力或最大工作阻力

图5-2中符号含义如下:

P0'—初撑力。

支架支设时,将活柱升起,托住顶梁,利用升柱工具和缩紧装置使支柱对顶板产生一个主动力。

这个最初形成的主动力称为支柱的初撑力。

对于液压支柱,则是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。

P0—始动阻力。

在顶板压力作用下,活柱开始下缩的瞬间支柱上所反映出来的力称为始动阻力。

这种力是顶板压缩支柱所形成的,因此称为支柱的阻力。

P1-初工作阻力。

指在支架的性能曲线中,活柱下缩时,工作阻力的增长率由急剧增长转为缓慢增长的转折点处的工作阻力。

P2—最大工作阻力。

支柱所能承受的最大负载能力,又称额定工作阻力。

急增阻式。

支柱开始支设时,有一个极小的人为的初撑力P0'。

当支柱在顶板压力作用下,活柱开始下缩时便形成了始动阻力P0。

而后随着活柱下缩,工作阻力呈直线型急剧增加。

这种支柱可缩量较小,其特性曲线见图5-2(a)。

我国使用过的HZJA型金属支柱属于急增阻式。

微增阻式。

同急增阻式一样,具有较小的初撑力与始动阻力。

但随着活柱的下缩,工作阻力先有一个急剧增长过程。

当达到初工作阻力P1后,随着支柱的一继续下缩,工作阻力的增长变得极为缓慢,一直到支柱的最大可缩量,即支柱的最大工作阻力时为止。

此类支柱具有较大的可缩量,其特性曲线见图5-2(b)。

我国使用过的HZWA型摩擦金属支柱属于微增阻式。

恒阻式。

当支柱安设后,随着活柱下缩,很快达到额定工作阻力,以后尽管活柱继续下缩,支柱的工作阻力保持不变,其特性曲线见图5-2(c)。

液压支柱是典型的恒阻性能支柱。

从支柱工作阻力适应顶板压力的特点进行分析,显然恒阻性能的支柱较为有利,急增阻式性能比较差。

我国煤矿长壁工作面支护方式最初为木支柱,而后发展为单体金属摩擦支柱(急增阻和微增阻),再到单体液压支柱(恒阻式)。

现在广泛应用液压支柱和顶梁、底座、移架千斤顶组合而成的液压自移支架。

2.1单体液压支柱

2.2.1单体液压支柱结构

单体液压支柱是典型的恒阻性能支柱。

按其注液方式不同,可分为内注式和外注式。

内注式液压支柱如图5-3所示,事先在柱体内注好工作液(机油)。

升柱时通过摇动手把,操纵支柱内的液压泵,把工作液从低压腔注入高压腔,使支柱升起,见图5-4(a)。

支柱降柱卸载时则操纵手把打开卸载阀,工作液从柱体腔(高压腔)内经中心通道,经卸载阀流回到活柱上腔(低压腔),活柱在自重作用下自动回缩,见图5-4(b)。

 

图5-3NDZ型内注式单体液压支柱结构图

1-顶盖;2-通气阀;3-螺钉;4-垫圈;5-方轴;6-凸轮;7-安全阀;8-活柱体;9-滑块;10-卸载环;11-手把体;12-中心管;13-油体;14-支柱活塞;15-单向阀;16-环形槽;

17-进油阀;18-档圈;19-油泵活塞;20-内腔空问;21-柱塞;22-转圈;23-孔;

24-卸载阀圈;25-卸载阀;26-卸载阀弹簧;27-卸油孔

 

图5-4内注式单体液压支柱与卸载示意图

(a)升柱示意图;(b)卸载示意图

外注式液压支柱如图5-5所示,工作液(乳化液)是由外部供给的。

它的工作过程见图5-6。

升柱时,由采煤工作面巷道中的泵站将高压乳化液经过管道送至工作面,再经注液枪通过支柱单向闷注人支柱腔内,在高压乳化液的作用下,支柱升起并支撑顶板,注液完毕后,注液枪从三用阀上拔下。

当顶板压力超过支柱额定工作阻力时,自动开启安全阀,高压乳化液外流,但当顶板压力下为降为低于支柱额定工作一阻力时,安全阀自动关闭,高压乳化液停止外流,使支柱工作阻力保持恒定。

降柱卸载时,操作手把使柱腔内的高压乳化液经三用阀排出柱外,活柱在自重和复位弹簧作用下回缩,达到、降柱的目的。

外注式和内注式单体液压支柱的规格见表5-6和表5-7。

表5-6外注液式单体支柱

型号

支撑高度/mm

工作行程/mm

工作阻力/N

初撑力/N

工作液压力/Pa

油缸直径/mm

升柱时间/s

降柱时间/s

泵压/Pa

质量/kg

生产厂

最大

最小

DZ06

DZ08

DZ10

DZ12

DZ14

DZ16

DZ18

630

800

1000

1200

1400

1600

1800

450

545

655

790

870

980

1080

180

255

345

460

530

620

720

245*103

49*103

4900*104

80

<10

<10

980

*104

23.152

5.1

28

31.5

34.55

37.55

40

49

55

58

北京、郑州等煤矿机械厂

4900*104

<15

DZ20

DZ22

2000

2240

1240

1440

760

800

294*103

76.93*103

3743.6*104

100

<20

DZ25

2500

1700

800

245*103

76.93*103

3110.4*103

100

表5-7内注液式单体支柱

型号

支撑高度/mm

工作行程/mm

工作阻力/N

工作液压力/Pa

初撑力/N

手把上的作用力/N

全行程降柱时间/s

手把摇一次活柱上升量/mm

柴油量/L

质量/Kg

生产厂

最大

最小

升柱

回柱

NDZ06

NDZ08

NDZ10

NDZ12

NDZ14

NDZ16

NDZ18

NDZ20

NDZ22

650

800

1000

1200

1400

1600

1800

2000

2240

540

590

720

870

1000

1100

1250

1400

1540

140

210

280

330

400

500

550

600

700

245*

103

4900*104

39.2*104

49*103

196*103

196*

103

10

15

1

1.3

1.7

2.1

2.5

3

3.3

4

4.8

22

24.5

28

32

35

38

42

50

54.5

郑州等煤矿机械厂

1202

294*

103

4625*104

68.6*103

78.4*103

245*103

14

20

294*103

17

图5-5外注式单体液压支柱结构

1-顶盖;2-三用阀;3-活柱;

4-手把;5-油缸;6-活塞;7-底座

外注式和内注式单体液压支柱各有特点:

(1)外注式液压支柱需一套泵站和管路系统,使用时不如内注式液压支柱灵活方便,但重量较轻,成本较低。

(2)外注式液压支柱的支设速度由液压泵站的流量、压力决定,升柱速度快,工作行程大;内注式液压支柱手摇泵的流量小,升柱速度较慢。

(3)外注式液压支柱的乳化液外流,且有损耗;内注式液压支柱工作液(机油)内部循环,无损耗。

内注式液压支柱适用于薄煤层或行人困难的采煤工作面;外注式液压支柱适用于缓斜、倾斜中厚煤层工作面,一些急斜煤层工作面目前也有使用。

采煤工作面若采用的摩擦金属支柱与金属铰接顶梁配合支护,称为摩擦式金属支架支护,若采用单体液压支柱与金属铰接顶梁配合支护,则称作为单体液压支架支护。

图5-6外注式单体液压支柱工作原理

1-泵站系统;2-主管截止阀;3-主管三通;4-主管路;5-支管截止阀;6-注液枪胶管;

7-注液枪;8-液压支柱;9-三用阀;10-卸载手把;11-顶梁;12-煤壁;13-过渡器

 

HDJA型金属铰接顶梁如图5-7所示,由梁体、左右耳子、接头、销子和楔子等组成。

其几何尺寸等基本参数见表5-8。

图5-7HDJA型铰接顶梁

l-接头;2-梁身;3-耳子;4-销子;5-楔子

表5-8HDYA型铰接顶梁

 

 

2.2.2支柱实际(有效)支撑能力的确定

1)影响支柱支撑能力的因素

(1).顶底板的强度。

顶底板的强度越大,越利于提高支柱实际支撑能力。

若底板松软或有浮煤存在时,支柱就会钻底,使支柱的工作阻力难以提高,如图5-8(a)所示,当柱帽劈裂后,支柱易于钻顶,支柱的工作阻力也上不去,失去了应有的支撑作用。

 

 

图5-8支柱工况测定

(a)支柱钻底;(b)支柱柱帽压缩

(2).辅助支护材料的压缩舒辅助支护材料(柱帽、背板、笆片等)被压缩时,使支柱工作阻力有所下降,如图5-8(b)所示。

(3).支柱的架设质量。

支柱架设质量不高会明显影响支柱工作阻力正常发挥。

(4).支柱承载能力。

支柱支设质量、浮煤压缩、支柱的抽底和钻顶及辅助支护材料压缩等原因,造成支柱在工作面中所产生的工作阻力不均匀,结果是整体支撑能力下降。

(5).支柱的工作特性。

、一从支柱的工作特性可知,随着活柱下缩量的增加,支柱的土作阻力增大,控顶范围内不同排的支柱的活柱下缩量不同,支柱的工作阻力也不相同。

2.1.2支柱实际支撑能力的确定

支柱因受许多因素的影响,其实际支撑能力往往低于支柱额定的最大阻力。

支柱不钻底、支护质量正常时,实际支撑能力为

(5-2)

式中:

Pt—支柱实际支撑能力,kN/柱;

KB—支柱承载不均匀系数;

KZ—支柱的曾阻系数;

RB—支柱回撤时的工作阻力,kN/柱。

2.2液压支架

2.2.1液压支架分类

液压支架是众在、底座与顶梁联合为二个整体的结构,避免了单体支架支设与回撤的劳动强度大、组合不稳定、工作面来压时易于被推倒等缺点。

随着液压支架的发展,形式与种类不断增多,对于这些支架结构的分类方法,归纳起来有两种基本观点。

1).按对顶板的支撑面积与掩护面积的比值分类

(1)支撑式液压支架。

支架对顶板起支撑作用而无掩护作用。

(2)支撑掩护式。

支架顶部对顶板的支撑部分长度大于掩护部分的长度。

(3)掩护支撑式。

支架对顶板的掩护部分大于支撑部分。

(4)掩护式。

这种分类法事根据支架对顶板的作用特点进行分类的,具有一定的科学性。

但有时对于同一种结构,由于设计的参数不一,从而使支架难于命名。

2).按支架结构进行分类

这种分类法主要将液压支架按有无掩护梁分为两大类。

凡是有掩护梁的液压支架统称为掩护式,相反则为支撑式。

这种分类法认为,液压支架使用掩护梁是在结构上的一个突破,它使束柱本身不承受水平力。

在掩护式支架中再根据支柱的数量或顶梁的运动轨迹对支架进行命名。

这种分类法的缺点是没有体现支架对顶板的作用特点。

我国目前还没有对液压支架进行严格的分类。

考虑到科学性与习惯性,就目前普遍应用的名称来说,基本上有三种:

即支撑式、掩护式与支撑掩护式。

(1)支祥式。

指在结构上没有掩护梁,对顶板的作用是支撑的支架称为支撑式一支架。

(2)掩护式。

指在结构上有掩护梁,单排立柱连接掩护梁或直接支撑顶梁对顶板起支撑作用的支架。

(3)支撑掩护式。

指具有双排或多排立柱及掩护梁结构的支架,支柱大部或全部通过顶梁对顶板起支撑作用,可能有部分支柱是通过掩护梁对顶板起作用。

另外,将对顶板仅起掩护作用的液压支架称为纯掩护式液压支架。

这种命名法在一定程度上既考虑了支架的支撑特点,同时又考虑了支架的结构特点。

2.2.2支撑式液压支架支护方式分析

支撑式液压支架包括四柱垛式、六柱垛式以及节式等多种形式。

我国使用的比较典型的有BZZC型,其结构如图5-9所示。

 

图5-9BZZC型四柱垛式支架结构

1-前梁;2-千斤顶;3-立柱;4-操纵阀;5-座箱;6-推移千斤顶;

7-顶梁;8-挡矸帘;9-复位油缸

支撑式支架顶梁长度都在3.5m~4.5m,而每循环进度为0.6m,因而整个控顶距常需要割6~7刀。

图5-10垛式支架支撑力分布状态

支撑式液压支架在完整顶板与破碎顶板中使用,应用效果大不相同。

由于支撑式液压支架具有通风断面大、行人方便、结构简单及重量轻等优点,因此在可能条件下应予采用。

支撑式液压支架支撑力的分布,与排柱放顶的单体支架工作面相类似。

以BZZC为例,支撑力在顶梁上的理想分布状态如图5-10所示

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