第一章 液压支架概论 第二章 支撑掩护式液压支架 第一节ZY-35型支撑掩护式支架 第二节 ZZ6000/21/42型液压支架 第三节 放顶煤液压支架 第三章 液压支架操纵与保护 第一节 液压支架的操作 第二节 液压支架维修与管理
第四章 XRB2型乳化液压泵站的构造和原理 第五章 BRW400/(RB400/Ⅱ)型柱塞泵结构原理 第六章 乳化液压泵站的利用与保护
第一章 液压支架概论
第一节 液压支架的应用及意义
随着工业技术的不断发展，国民经济对煤炭需要量的日趋增加，煤矿开采，特别是采煤工作面的生产技术面貌发生了庞大的转变。自1954年英国装备了世界上第一个液压支架工作面开始，采煤技术实现了综合机械化。综合机械化采煤，就是工作面采煤、运输和支护三大主要生产环节都实现了机械化。也就是说，采用滚筒式或刨削式等采煤机械落煤与装煤；工作面重型可弯曲运输机，和与之适应的顺槽转载机和可伸缩带式输送机等运煤：自移式液压支架管理顶板。这几种设备彼此配合，组成了综合机械化采煤设备。
液压支架是以高压液体为动力，由若干液压元件(油缸和阀件)与一些金属结构件组合而成的一种支撑和控制顶板的采煤工作面设备，能实现支撑、降落移架和推移运输机等一整套工序。液压支架技术上先进，经济上合理，安全靠得住，当前世界各国都在不断地提高采煤工作面的综合机械化水平。
我国于1964年开始研制液压支架，已前后试制了MZ—1928型、TZ型、BZZC型、WKM—400型、YZ型、ZYZ型、ZY型等多种型式的液压支架，并在各大矿务局进行了实验和利用，取得了较好的效果。1974年以来，从西德、英国、苏联和波兰等国引进了许多不同类型的液压支架。实践证明，液压支架具有强度高、支护性能好、移设速度快、安全靠得住等长处，能使采煤工作面达到高产量、高回采率和高工效，能大大减少劳动强度，降低本钱和掘进率，实现安全生产。
第二节 国外主要产煤国家综采技术的发展趋势
综合机械化采煤是煤矿开采技术现代化的重要标志。80年代末以来，世界主要产煤国家高产高效综采技术迅速发展，特别是美国、澳大利亚、德国、英国和南非发展最快。综采工作面高产高效纪录不断刷新，综采装备新技术层出不穷。
1993年，美国综采工作面平均班产达到3076t洗精煤，据33个综采工作面的统计数据，平均年产洗精煤，平均工效274t／(工．d)，工作面搬家(包括设备安装)时间平均648人工／面。工作面平均长度240m，最大长度335m。1994年平均班产进一步提高，其中，前10个工作面年平均班产达到5998t洗精煤，相当于年产400万t以上的水平。沙莫罗克公司(SHAMROCK)的彼克佛克矿在123个小班中产煤166万t，相当于月产83万t；塞普路斯阿马克斯煤炭公司卡姆博兰德矿1995年6月达到月产洗精煤万t的纪录，阿科煤炭公司的西麋鹿矿1994年11月创造了日产4．5万t的世界纪录，当月产量50余万t。
美国1994年共有80个长壁工作面，其中有70个工作面是电液控制的工作面，占％，利用两柱掩护式支架73套，四柱支撑掩护式支架7套，两柱掩护式支架占91．25％，支架工作阻力大部份在7000-8000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN。普遍装备大功率电牵引重型采煤机组和大功率、大运量、高靠得住性刮板输送机。
澳大利亚近10年来综采发展很快，综采工作面数量从1980年的3个增加到1994年的25个，井工效率达到／~。科迪尔克斯矿和巴波尼矿的综采工作面年产量已超过300万t。为使综采产量持续增加，近几年来澳大利亚采取了一系列办法，包括改革劳动制度，采用各类新设备、新技术，综采工作面优选世界各国最先进的重型高效装备，实现一井一面，集中化生产。
英国和德国是世界是综采技术装备最先进的国家，由于受其自然煤层赋存条件的限制，其高产高效工作面的纪录不如美国和澳大利亚，但世界著名的采煤机构公司主要集中在德国和英国。最近几年来，由于国际采矿业市场的不景气和激烈竞争，致使各公司的彼此兼并，形成几个大跨国公司。为占领市场，各公司不断开发新技术、新产品。
世界主要产煤国家技术经济指标见表1—1。
高产高效综采技术的核心是工作面综采设备，近10年来，工作面三大配套设备一采煤
机、刮板输送机和液压支架，在设计方式和结构上都有重大发展，主如果提高设备生产能力和靠得住性，改良操作性能。
采煤机技术发展的一个冲破是采用了多电机电牵引技术，大大简化了机械传动系统。采煤机的模块化设计使机械的保护和监测加倍简便，靠得住性更高。现代先进采煤机的主要特点是：①多电机交流变频调速或直流调速电牵引，牵引速度不断提高，最大牵引速度
已达29m／min：②大功率、高电压、大截深，采煤机装机功率超过1200KW，现行1lOOV工作电压已不适应大功率采煤机的要求，美国目前常常利用电压为2300V，部份工作面开始利用4160V电压：英国、澳大利亚利用3300V电压；法国利用5000V电压：波兰利用6000V电压。采煤机截深达到1—2m；③积木式结构，各单元之间没有机械动力传动，简单靠得住：④其中更先进的设备，可实现滚筒自动导向，其实质是煤岩界面探测技术，它性。利用寿命达到600-1200万t过煤量；②采用中38mm、中42mm大直径刮板链；③采用软启动技术，利用双缓液力偶合器或排水型偶合器，配有程序逻辑控制器控制水的流速。软启动大大提高了输送机的靠得住性，使链子和链轮的寿命加倍；④故障诊断和工况监测技术，可以持续监测输送机各部件的运行状态，进行故障诊断和报警。
液压支架是综采工作面主要设备之一，近10年来主要的发展趋势是向两柱掩护和四柱支撑掩护式架型发展，架型结构进一步完善，设计方式更先进，参数向高工作阴力、大中心距(1．75m、2m)发展，结构件材料愈来愈多地采用高强度钢材，例如屈服极限69Mpa以上的钢板，支架的寿命和靠得住性要求大大提高，有些公司要求支架的耐久性实验循环次数达50000次。支架的寿命达14年以上。
液压支架技术另一重大冲破是控制系统，应用电液控制技术，采用电磁(或微电机)控制的先导阀，先进靠得住的压力和位移传感器，灵活自由编程的微处置技术，红外遥感技术等现代科技功效，使液压支架的动作自动持续进行，移架速度大大提高，支架循环时间达到6-8s。配合采煤机的煤岩识别系统等先进技术，可实现工作面自动控制。
国外液压支架设备正完全智能化，它可以再也不生产支架样机，就可以通过计算机模拟井下各类受力情况。并通过计算机设计出支架主要结构件最佳几何参数和力学参数。
支架选材方面，国外设计选材强度屈服极限达到1000PMa以上。这就使大吨位强力支架重量比较轻，井下搬运方便。
支架结构件高强度焊接工艺超级先进，有一套先进的焊接热处置工艺，从而保证了支架的整体质量。
液压支架的控制均采用电液程序控制，电液阀操作系统具如下特点：
一、采用大功率单板微处置机，预编程序控制，可准确完成液压支架的升、降作，到位率高。
二、设定了移架进程的临界带压移架程序。最大限制减少了大采高工作面顶板下沉量，有效地控制了顶板的岩层和升架时支架对顶板的缓冲作用，从而改善了支架与岩层的彼此关系。
3、由于电液阀操作系统按程序推移工作，刮板运输机由人工决定性操作改成电脑编程定量操作，因此，刮板机的到位率高，工作面运输机无论在弯曲度仍是平整度方面都能达到设计的标准，从而保证了刮板在溜槽中平稳运行，减少了彼此的摩擦阻力和摩擦损耗，减少了零配件消耗维修量，提高了设备的利用寿命，延长了工作的有效运转时间。
4、移架速度大大提高，移架速度达到8秒以—卜，使综采工作面的综合效益取得了根本性的提高。完全知足了高产、高效矿井综采工作面的配套要求。
国内近几十年的液压支架制造业发展速度很快，综采液压支架从架型参数决定，到运动分析，受力分析，均实现计算机辅助优化设计，材料实现计算机数控下料，焊接全数采用C0x气体保护焊，主柱加工最大缸径可达中380mm，结构件整体回火，保证了支架的整体质量，支架高度可以生产2000—5000mm，支架工作阻力有6800一i0000KW，支架的中心距1500—1750mm，支架立柱中280—380mm，支架架型寿命实验可达到10000次，液压支架国内生产占利用总数的95％，制造水平大体靠近国外先进水平。
第二章
支撑掩护式液压支架
第一节 ZY—35型支撑掩护式支架
该支架是我国自行研制的，80-90年代利用最多的一种支架，那时这种支架发展为ZY-35a、 ZY—35b、ZY—35c型支架。
ZY-35型支架适用主走向长壁后退式开采，全数冒落法管理顶板，煤层厚度2—3．5m，煤层倾角≤30度，顶板中等稳定较平整移架后能自动冒落，单位面积顶板压力不大于65t/m2,底板较平整，允许用于煤底，但底板的抗压强度不得小于40kg/cm2,地质构造简单，煤层赋存稳定，无影响支架通过的断层。
一、主要技术特征
支架型式 四柱支撑掩护式 支架高度 1700—3500mm 支架宽度 1428—1598mm 初撑力 1844KN 工作阻力 4000KN 支护面积 5．45m2 总重量
二、主要组成部份及结构
zY-35型支架结构可分成4个部份(见图3—1)：
(1)由前梁、顶梁、掩护梁、底座等金属结构件组成的架体。
(2)由短柱、立柱、侧推千斤顶、推移千斤顶和防片帮千斤顶等液压缸组成的：I二作机构。
(3)由组合操纵阀、双向锁、平面截止阀、液控单向阀、安全阀、包括大流量安全阀和测压阀等液压元件组成的液控单向阀组。
(4)由高低压软管组成的输液管路系统。 1．前梁
前梁与顶梁饺接，并通太短柱的支撑，以顶梁为支点，可向上作15度或向‘卜作19度的摆动，改善了前梁与顶板的接触状况，使靠近煤壁的顶板能取得有效支撑，避免工作眼前端顶板产生切顶与窜矸现象。在前端设有由挡板和千斤顶组成的防片帮装置。按工作情况的需要，可使防片帮装置伸出与煤壁紧贴，也可将它缩回以便让采煤机滚筒顺利通过。 2．顶梁
顶梁是支架承载的主要部件，前端与前梁饺接，后端与掩护梁饺接并起着切顶作用，在腹板上焊有四个柱窝，与立柱的球形接头连接，在双侧装有可伸缩的侧护板，供挡矸和防倒之用。由于它和顶板直接接触，故要求有足够的面积，并要求有足够的强度。 3．掩护梁
掩护梁的顶端通过销轴与顶梁铰接，下端通过四连杆与底座饺接，它的主要作用是承担顶板给予支架的水平分力，使立柱免受横向弯曲的载荷，同时可避免冒落的研石窜入支架内，以保证人身和设备的安全。 4．底座
底座的主要作用是将支架经受的顶板压力传至底板，以保证支架的正常承载和前移；底座上设有四个柱窝与立柱的球形缸底相接触。它后部与四连杆机构铰接。 5．四连杆机构
前连杆、后连杆、支架的掩护梁和底座铰接后组成四连杆机构。四连杆机构的作用是： (1)使顶梁沿双扭线轨迹运动，这样就使顶梁前端至煤壁的距离(即端面距)大体维持不变，有利于对顶板的支撑。
(2)可以对顶梁起强制导向作用，使支架能经受水平推力，支柱免受弯曲载荷影响，提高了支架的稳定性，并使支架能用于较大采高的工作面。 6．侧护板
ZY—35支架在顶梁和掩护梁上均装有侧护板，侧护板的伸缩是靠侧护板千斤顶来完成的。侧护板可以密封相邻支架间的间隙，使工作空间与采空区和顶板间完全隔离，避免采空区和顶板上的岩石进入作业区。由于侧护板与支架的配合，使支撑掩护支架工作面组成了一个钢铁长廊，所以国外有人称之为铠装工作面，侧护板通过千斤顶还可以起调架、防倒和支架前移时的导向作用。 7．立柱
立柱为一双作用的液压缸，是支架的主要承载部件，为了扩大调高范围，采用机械调高装置。它可以把顶板的压力传递给支架的底座。立柱的动作要灵活靠得住，而且要有足够的强度。它的长度收缩时为1550mm，伸长时为3350mm，行程1800mm，其中液压行程为950mm，加长杆行程850mm。
为适应顶底板的转变和改善受力状况，立柱两头均采用球面结构并与顶梁及底座球面铰接，以经受压力，采用销轴固定。单根立柱的初撑力(泵站工作压力为150kg／cm’时)为47．1t，工作阻力(安全阀额定压力为kg／cm’时)为1000KN，降柱力(泵站工作压力为15MPa时)为6．8t。
立柱的动作原理如图3-2所示。当立柱的活塞腔(即下腔)进入高压液体时，环形腔{即上腔)回液，支柱升起，对顶板进行支撑；反之，当支柱环形腔进液而活塞腔回液时(如图中虚线箭头所示)，实现降柱。 8．短柱
短柱是一双作用的液压缸，用来支撑支架的前梁，并使前梁能向上向下摆动。它的长度(两销孔中心距)在收缩时496mm，伸长时为636mm，行程140mm。当泵站工作压力为15MPa时，它的初撑力为588KN，拉力为98KN。当安全阀额定压力为38MPa时，工作阻力为60t。为了改善受力状况，短柱的两头均采用球面结合形式，别离用销轴固定在前梁及顶梁的铰接坐上，当前梁受力时，短柱两头的球面就与饺接坐的挡板紧贴，由挡板经受压力，而销轴仅在短柱收缩时受力。 9．推移千斤顶
推移千斤顶是双作用油缸，它的作用是推移支架及推动工作面运输机。它的缸体与支架底座相连，而活塞杆通过框架与工作面运输机相连。因支撑掩护式支架的自重一般较大，为了提高其移架力，往往把推移千斤顶倒置，倒置的推移千斤顶和推移框架组成了支架的推移装置，如图3—3所示。
当千斤顶活塞腔进液时，活塞杆推出，支架前移。而千斤顶活塞杆收缩时，用比较小的力推移运输机。另外，推移装置上有一个向上的斜度，在支架前移时有一个向上的分力，以利于支架的移动。 10、侧推千斤顶
侧推千斤顶是双作用液压缸，它的作用是给出或收缩顶梁及排斥梁双侧的侧板，使支架具有挡矸和防倒的效能。 1一、防片帮千斤顶
防片帮千斤顶被应用于前梁的防片帮装置上，作为推出、缩回防片帮机构之用，以避免煤壁片帮塌落。
ZY一35型液压支架的液压系统(如图3—4)包括前柱、后柱、前梁千斤顶、推移千斤顶、防片帮千斤顶、操纵控制阀组、液压管路等，以完成支架的降柱、移架、升柱、推溜及防片帮千斤顶的伸缩动作。
ZY一35型液压支架各动作位置的油路流程如下：
(1)升前柱：将操纵手把提到升前柱位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→液控单向阀→前柱活塞腔 低压回液油路：
前柱活塞杆腔→操纵阀→截止阀→主回液管 升后柱：将操纵手把提到升柱位置，开启油路。
(2) 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→液控单向阀→后柱活塞腔 低压回液油路：
后柱活塞杆腔→操纵阀→截止阀→主回液管
(3)升短柱：将操纵阀手把提到升短柱位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→液控单向阀→短柱活塞腔 低压回液油路：
短柱活塞腔→操纵阀→截止阀→主回液管
(4)降前柱：将操纵手把推到降前柱位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→前柱活塞杆腔(同时顶开液控单向阀) 低压回液油路：
前柱活塞腔→液控单向阀→操纵阀→截止阀→主回液管 (5)降后柱：液流程序与降前柱相同。 (6)降短柱：液流程序亦与降前柱相同。
(7)推溜：将操纵手把提到推溜位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→液控单向阀→推移千斤顶活塞杆腔→ 低压回液油路：
推移千斤顶活塞腔→操纵阀→截止阀→主回液管 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→推移千斤顶活塞腔(同时顶开液控单向阀) 推移千斤顶活塞杆腔→液控单向阀→操纵阀→截止阀→主回液管 (9)顶梁活动侧板推出：将操纵于把提到顶侧推位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→顶侧推千斤顶活塞腔 顶侧推千斤顶活塞杆腔→操纵阀→截止阀→主回液管
(11)顶梁活动侧板缩回：将操纵手把推到顶侧缩位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→顶侧推千斤顶活塞杆腔 低压回液油路：
顶侧推千斤顶活塞腔→操纵→截止阀→主回液管
(13)防片帮板推出：将操纵手把提到防片帮推位置，开启油路。 高压进液油路：
主进液管→截止阀→操纵阀→双向锁(同时顶开活塞腔处双向→防片帮千斤顶活塞腔→锁内单向阀钢球 低压回液油路：
防片帮千斤顶活塞杆腔→双向锁→操纵阀→截止阀→主回液管 (14)防片帮板缩回：将操纵手把推到防片帮缩位置，开启油路。 高压进液与低压回液油路同上。
第二节 ZZ6000／2l／42型液压支架
一、概述
zz6000／21／42型支撑掩护式综采液压支架是按照我国中厚煤层的地质条件，针对淮
南矿务局的具体利用条件和特殊要求，在吸收同类支架长处的基础上设计、制造的一种新架型。该型支架与运输机、采煤机、过渡支架及端头支架配套作用，可实现水平工作面或倾角小于15度的倾斜工作面中厚煤层的割煤、支护、移架和运煤等综合机械化作业，为减轻工人劳动强度，大幅度提高工作面单产，增加经济效益，实现安全生产提供了一种较为理想的综采设备。
该支架为四柱连还杆支撑掩护式型式。四根主柱支撑顶梁，主要经受顶板的垂直压力；同时通过掩护梁及前、后还杆与底座各自绞接组成间连杆机构，宋经受支架所受的水平力和侧向力；梁和底座别离预设防倒、防滑连杆耳座及调架和抬底座装置；前梁带有伸缩梁和护帮板，使得该支架支撑能力大，切顶与防护性能好，支架纵横稳定价强。
zz6000／21／42型液压支架主要参数合理，结构比较完善，功能较为全面，纵横稳定性靠得住；材料及制造立足国内，拆装、检修较为方便；液控元件均择优采用国产定型质量靠得住的产品，配件供给有充分的保证。本支架性能参数较为普遍的适应于国内中厚煤层的地质条件，各局、矿可按照具体条件选择利用。 二、支架的组成、用途及特点
ZZ6000／21／42型液压支架(外观见附图)主要由金属构件、液以系统和防倒、防滑、调架及其抬底座装置三大部份组成。
主要金属结构件有：一、伸缩梁、护帮板、前梁、顶梁、掩护梁、底座、前后连杆、推杆及侧护板等。
液压控制系统除立柱、各类千斤顶外，还包括各类液压控制元件(操纵阀组、安全阀、液控单向阀等)和液压辅助元件(管接头件、胶管等)。
防倒、防滑、调架及抬底座装置包括顶梁、掩护梁的左右边护板及各自的侧推千斤顶、弹簧套筒等，也包括各防倒、防滑缸的连接耳座及调架缸、抬底座缸与连接件等。 支架各结构件之间及结构件与液压元件间均通过销轴、螺栓等连接，管路连接采用快速接头、U型卡、拆装保护方便。
该支架的用途是：支护工作面顶板，掩护采煤机、输送机的工作空间，使采煤机一次采完工作面高度，并由输送机将采下的煤运出，别离通过割煤、移架、推溜等工序组成作业循环，实现综采机械化持续生产。
ZZ6000／21／42型液压支架的主要特点是： (1)工作面三机配套设备能力大，而且伸缩梁千斤顶及推移千斤顶行程大，可配置800mm 截深采煤机滚筒，可实现高产高效：
(2)四柱支撑，支撑能力大，切顶性能好，且初撑力也较大，占工作阻力的87．3％，同时前连杆采用双连杆，支架抗扭能力大；
(3)设置伸缩梁及可向上翻转超过顶板水平面的护帮板，可适应对不平顶板的及时和超前支护，也起到避免片帮、冒顶作用；护帮板采用双四连杆、双缸布置，护帮能力大，效果好，而且受力均匀；
(4)支架的顶梁、掩护梁及底座三个主要受力部件均整体采用70kg／cm2高强度钢板，强度比普通16Mn提高一倍；主要销轴材质均采用30CrMnTi，比普通40Cr提高强度近一倍，既可以减轻重量，又能提高支架的安全系数。
(5)支架的液压系统采用大流量系统，其中前、后立柱及推移千斤顶采用400L／min大流量操纵阀，可显著提高升、降架及移架速度：
(6)支架的调底座千斤顶和抬底座千斤顶均采用 125mm缸径，工作能力大。 三、主要技术特征
(1)型式 四柱四连杆支撑掩护式 (2)支撑高度 2．1—4．2m
(3)支护宽度取 1．43—1．60 m
(4)中心距 1．5m
(5)初撑力 5236 KN(P：31．5MPa)
(6)工作阻力 6000 KN(P=36．1／59．OMPa) (7)支护强度 0．92MPa平均
(8)对底板比压 1．7MPa平均 (9)适应煤层倾角 ≤15°
(10)运输外形尺寸 地面(不拆前梁)6．22X1．43X2．1m (长X宽X高) 井下(拆前梁)4．68X1．43X2．1m
(11)质量 ≈19t
(12)泵站压力 31．5MPa
(13)操作方式 本架操作 (14)立柱 双伸缩
缸径 一级／二级 230／ 220m 柱径 一级／二级 4180／4160m 行程 一级／二级 1060／1020mm 初撑力 1309 KN(P二31．5MPa)
工作阻力 1500 KN(P=36．1／59．OMPa) (15)推移千斤顶(1根)
缸径／杆径 qbl60／495m 行程 8500 mm
推力／拉力 633／410 KN(P二31．5MPa) (16)前梁千斤顶(2根)
缸径／杆径 180／4140m 行程 140 mm
初撑力 801 KN(P二31．5MPa) 工作阻力 891 KN(P二35。OMPa) (17)调底座／抬底座千斤顶(各1根) 缸径／杆径 4125／485m
行程 调底座／抬底座 150／240mm 推力／拉力 387／208 KN(P：31．5MPa) (18)护帮川申缩梁千斤顶(各2根) 缺径／杆径 480／中60mm
行程 护帮川申缩梁 530／800 mm 推力／位力 158／69 KN(P二31．5MPa) 工作阻力 护帮 161 KN(P二32．OMPa) (19)侧推千斤顶(4根)
缺径／杆径 80／~60mm 行程 护帮/伸缩梁 170 mm
推力／位力 158／69 KN(P=31．5MPa) 四、配套设备
(1)采煤机： MG400／920—WD (2)输送机： SGZ800／800
(3)排头支架： ZZG6000／21／42 (4)端头支架： ZZTl8000／21／42 (5)转载机： SZZ800／200
(6)破碎机： PCM200 (7)皮带机： SSJ-1200
五、主要结构部件及作用(参阅随机图纸)
(1)前梁、伸缩梁与护帮板
前梁与顶梁一路，是支护顶板的主要部件，它由四条主筋板、顶板及腹板等拼焊而成。前部 套装伸缩梁及护帮板，后部与顶梁铰接，在两个 180的前梁千斤顶作用下维持平衡，并能上下摆动13．5度，以维持工人的正常作业和采煤机、输送机的正常运转。
伸缩梁是套装在前梁内的滑移部件，由顶板、腹板、立筋组成箱形结构，为内伸式，强度较好，性能靠得住，通过两个中80的伸缩梁千斤顶的伸缩，用以超前(前采煤机割煤前)及时支护因片帮暴露的顶板或采煤机割事后新暴露出的顶板，其最大伸缩量为800mm，伸缩行程大于割煤步距。 护帮板与伸缩梁铰接，由两个中80的护帮板千斤顶并通过双四连杆机构，实现其上摆与收回动作，用来避免煤壁片帮及超前冒落。该护帮板护帮能力大，效果好，受力均匀，而且最大上摆超过顶板水平面8度。 (2)顶梁
顶梁直接与顶板接触，支撑顶板，经受顶板压力并切断采区顶板，使顶板冒落，同时为回采工作面提供足够安全的工作空间，是液压支架的主要承载部件之一。 顶梁由四条主筋板、若干条横筋及上、下盖板等组焊成变截而箱形结构，整体采用WH70高强度钢板。四条主筋夹空内焊有前后共四个柱窝与立柱二级活柱球头呈球而接触：在顶梁前部设有铰接前梁千斤顶的耳座；顶梁箱体中部设有两处套筒，套筒内通过弹簧套筒、侧推千斤顶及螺栓、销轴等与固定和活动侧护板相连接；前柱后部留有防倒千斤顶的连接筒座：顶梁前部与前梁铰接，后部与掩护梁铰接。 (3)掩护梁
掩护梁主要用来阻挡采空区冒落的矸石窜入架内，保护架内工作空间：同时通过与前、
后连杆铰接及前、后连杆与底座依次铰接来组成支架回连杆机构，既要经受顶板的水平推力、侧向力及扭转力矩，还要保证支架的梁端距转变尽可能小，所以掩护梁是支架的主要连接和掩护部件，必需要有足够的强度。
该掩护梁整体采用WH70高强度钢板，由四条主筋板、若干条横筋及上下盖板等组焊成箱形结构。掩护梁上端与顶梁后端铰接，下端与前、后连杆上端铰接；在双侧以与顶梁相同方式设置侧推装置，别离装有固定和活动侧护板。 (4)前、后连杆
该支架子的前连杆为双侧双向布置，后连杆为整体箱形结构，别离与底座和掩护梁铰接组成支架回连杆机构，使支架上下组成一个完事的运动整体，并按必然的双纽线轨迹运动，从而保证了支架具有合理的梁端距；同时还经受较大的侧向力和扭转力矩，使支架具有抗扭能力。
(5)底座
底座是整个支架的重要承载部件，它的主要作用是将支架经受的顶板压力传递到底板，所以底座既要有足够的刚度和强度，又要知足对底板比压的要求。底座亦为箱形结构，也是整体采用WH70高强度钢板拼焊。在四条主筋间设备推溜及拉架装置：前过桥焊有连接反映底座千斤顶的筒座及推移千斤顶连接耳；后部除设有设置调底座千斤顶的筒座，还设备了一组操纵阀组；底座右铭部和后部与前、后连杆铰接。 (6)活动侧护板
支架的顶梁和掩护梁均在双侧设有固定和活动侧护板，主要用来保证支架之间具有良好的接触，以调节架间距，避免架间漏矸，并起到必然的防倒作用。各活动侧护板的伸缩各由两套弹簧套筒和两个侧推千斤顶控制，最大伸缩量为170mm。本支架的侧推千斤顶缸径为φ80mm．
(7)前、后推杆
前推杆前端通过连接头与输送机相连，后推杆后部耳座与推移千斤顶连接组成反向拉架装置，前、后推杆彼此铰接，靠推移千斤顶的伸缩实现移架、推溜。前、后推杆均为箱形结构，最大推移量850mm。
六、防倒、防滑、调架及抬底座装置
工作面支架的防倒、防滑、调架及抬底座装置包括：
(1)起防倒与调架作用的由侧推千斤顶、弹簧套筒及顶梁、掩护梁侧护板等组成的侧推装置。
(2)在顶梁中部和底座前部均预设了安设支架防倒，输送机防滑及架间前部调架千斤顶的连接孔座，架与架之间可增设各缸。
(3)底座后部横向焊有圆筒，筒内设置了调底座千斤顶。在移架进程中，调底座千斤顶外伸接触到相邻架底座可进行后部调架。
(4)在底座前过桥前而竖向焊有圆筒，圆筒内设置了抬底座千斤顶，同前推杆等组成了抬底座装置。若是支架下扎严重，可以移架时将抬底座千斤顶向下外伸接触前推杆以起到辅助抬底座的作用。
七、液压系统(参阅随机图及后附原理图)
将立柱、各千斤顶和各类阀类，通过各管接头附件和高压胶管同泵站、主进回液管路连接起来，使液压支架能够完成其预定的动作与要求，就组成了支架的液压系统。 本支架的液压系统的特点：
(1)主进回液均采用大通径胶管，别离为φ31．5及φ38；相应至操纵阀管径为φ19；操纵阀至立柱下腔及推移缸φ16管径。而且单向阀立柱为200L／min，推移缸400L／min。 (2)前、后立柱及推移缸三片操纵阀按400L／min配置。 (3)本架操作、管路简单、布置合理、维修方便。 (4)工作液为5％乳化油和95％中硬以下水的乳化液。 八、主要液压元件
(1)立柱及各类用途千斤顶 立柱为双伸缩双作用立柱，各千斤顶都是单伸缩双作用液压缸，其中调底座缸与抬底座缸内注液，所用元件均为标准件、通用件，结构简单，检修方便。 (2)操纵阀
操纵阀采用FHS400／31．5大流量型和GZC-125／320中流量型二者组合成操纵阀组，操作自如，维修方便，可同盟者操作两片以上以实现复合运动的要求。 (3)液控单向阀、安全阀和液控双向销
均采用国产定型产品，均具有结构简单，动作灵活，性能靠得住，检修方便特点，液控单向阀有YD-PKl25／40、YD-PKl25／401Y、YDF—42／200及YDF-45／400型；安全阀有ZHYFIA、BSYFI和DAF00型三种：液控双向销型号为SYD-PKl25／40IY，用于护帮千斤顶的下、下腔锁定。
(4)进液三通过滤器、回液断路阀
主进液选用JSGl9／31．5进液三通过滤器，主回液采用HSHTl9／38．00回液断路阀，三通断路阀用于切断支架内的进回液，便于在架内检修时不影响其它支架正常供液。 (5)过滤器、定向交替单向阀
过滤器采用LGQl9型，安装在操纵阀组的进液端，用来过滤来自主管路的乳化液，以减少液压元件的磨损和阻塞，确保密封的靠得住性，定向交替单向阀型号为JD4C．00用于移架时将伸缩梁收回。
九、井下运输及井下安装 (一)井下运输
支架井下运输一般分为整体运输和解体运输。一般在矿井提升能力和巷道通过能力允许的情况下，应尽可能采取整体运输，以缩短总的拆装时间，提高安装质量。不论是整体运输仍是解体运输，支架或部件装到平板上后，最大外形尺寸在运输中应符合《煤矿安全规程》等安全要求，能顺利通过所经巷道，平板车的载重量应与所装支架或部件的总重量相适应。为保证井下运输畅通顺利，最好先用最大外形尺寸的模型或实物试行，确认支架或部件的经巷道畅通无阻时，支架或部件才能正式下井运输。 (1)整体运输
支架进下整体运输除应做到支架地面整体运输的要求和注意事项之外，还应该准备好专用运输小车，要求装卸方便，重心尽可能低，要严防斜井运输和井下运输中翻倒损坏架。专用小车数量按照安装速度、运输线路长短来肯定。 (2)解体运输
若是矿井提升能力或巷道断面不够，无法整体运输，需要把支架分解为几部份运输，称为解体运输。解体运输时，可将支架视情况分为顶梁组体、前梁组体、掩护梁组体、底座带四连杆及立柱等几大部份。在支架拆卸解体前，同一支架各部件均应编号或做标记，然后按顺序装车运输以利于井下安装。 (二)井下工作面安装 综采设备的安装，一般先安装端头支架或排头支架，依照整体布置，由下而上依次排列，要注意端头支架、过渡支架和工作面支架的彼此关系，工作面支架安装完毕或二分之一以上，即可安装工作面输送机、转载机、破碎机等，最后安装采煤机。
安装支架时将运至安装峒室周围的编组平板车上的支架或部件卸车后，在峒室内装，应按支架的最小高度安装，必需把销、卡等连接件安设齐全，然后由上、下两部绞车，将支架沿预定好的滑道牵至工作面预定位置调正。在安装第一架时，应注意符合整体配套设计要求，位置不可错动：支架一旦就位，则要求及时接好管路供液，升起支架，将活动侧护松开，支撑住顶板，并安装好推杆。在工作面支架安装进程中，应严格保证支架中心距，彼此平行，支架排列应保证成一条直线，以便于工作于工作面输送机的连接。并下工作面设备及顺槽设备安装完后，需经调试及生产和验收后才能正式投入生产。 第三节 放顶煤液压支架
放顶煤液压支架的发展和架型选择 一、放顶煤支架架型的发展和演变
放顶煤支架是随着放顶煤开采方式应运而生的，综合机械化开采运用到放顶煤开采工作面后，使放顶煤开采技术进入了一个新的发展阶段。由于工作面由液压支架实现靠得住、快速的支护，采用采煤机或刨煤机采煤，放顶煤作业在安全、靠得住的工作条件下进行，从而使工作面产量有明显的提高。最近几年来，综采放顶煤技术在我国取得迅速发展和普遍普及，综采放顶煤采煤法正成为一种高产高效采煤方式。
1957年，前苏联研制出KTY型掩护式放顶煤液压支架，并在库兹巴斯煤田的托姆乌辛斯克矿利用，开采该矿的2号和4—5号煤层。煤厚为9～12m，煤层倾角5—18°。该放顶煤工作面为预先开采顶层煤铺设人工假顶，然后再采底煤，采用具有单输送机的KTY掩护式放顶煤支架回收顶煤()其开采进程如图11—1所示。
1963年法国研制出用于放顶煤开采的支撑掩护式放顶煤液压支架，如图11—2所示，
而且于1964年在布朗齐矿区实验成功。该支架为四柱式，尾梁呈“香蕉”形，其摆动角度由千斤顶控制，配有两台输送机，第二台输送机安置于尾梁后部的底板上。采煤时，支架上面铺网．冒落顶煤通过尾梁后面网上的开口装入第二台输送机。支架的主要技术特征见表11—1。
自70年代开始，法国、前西德、英国等国家陆续研制成功了“开天窗”的支撑掩护式或带插板的支撑式放顶煤液压支架。英国研制的开“天窗”式放顶煤支架如图11—3所示。
该支架在掩护梁上开了。放顶煤“天窗”，由液压千斤顶控制开关，“天窗”周围装有搅动杆，以便于冒落顶煤，掩护梁上还有钻眼孔，供煤硬不落时打眼放炮。第二台输送机安置在支架后部底座上。
法国针对“香蕉”尾梁式放顶煤支架存在的问题，前后研制哎功MB 17X28S、FB 21×30S型放顶煤液压支架，如图11—4、图11—5所示。
技术特征见表11—2MB17X28S放顶煤液压支架为四柱掩护式。
掩护梁通过液压千斤顶控制进行伸缩，便于顶煤冒落装煤：第二台输送机放置在底板上。FB 21×30S型放顶煤液压支架为四柱支撑掩护式，掩护梁上面没有落煤窗口，由液压千斤顶控制其开关，落煤窗口内装有一个液压控制的搅动杆，有助于破碎大块煤，并有助于顶煤冒落操作。掩护梁上还有圆孔，用以通过此孔将管子伸向采空区，以便输送氮或泡沫。掩护梁无四连杆机构，而直接与支架底座的尾端相铰连。在顶梁、掩护梁的侧护板及落煤口处装有若干喷嘴，以便喷水除尘。第二台输送机放在支架后部的底座上。
MB 17X28S和FB21X30S型放顶煤液压支架别离代表了插板式和开“天窗”式放顶煤液压支架的结构特点。这两类支架都配有双输送机运煤，滚筒采煤机采煤，然后由掩护梁上的窗口或插板放出顶煤。这两类支架的主要区别是：插板式放顶煤液压支架重量较轻，后部空间大，易于排放大块煤，而且输送机置于煤层底板上，便于维修。“天窗”式放顶煤液压支架重量较大，支架整体稳定性好，放煤输送机置于支架底座之上，便于推移和放顶煤。
80年代初期，匈牙利研制成功单输送机前开“天窗”式放顶煤掩护式支架，结构如图1l—6所示，机采煤炭与放落顶煤均用此单输送机运输，在实际运用中，取得了良好的效果。
1982年，煤炭科学研究总院北京开采研究所与沈阳煤炭研究所一路设汁，郑州煤矿机械厂制造的FY 400—14／28型放顶煤液压支架是我国第一次研制成的放顶煤支架。1984年，在沈阳矿务局蒲河矿投入实验，开始取得了较好的效果，后来因支架稳定性差，工作面发火，中止了实验。虽然没有取得预期的效果，但人仃1已经看到了这种新型支架的前景，从此拉开了设计、研制放顶煤液压支架的序幕，通过我国煤炭科技工作者十几年的辛勤尽力，研制 成功数十种放顶煤液压支架。兖州矿务局东滩煤矿利用国产放顶煤液压支架刨造了年产斗
10万t高产高效纪录，这标志着我国放顶煤液压支架的设计、制造走在了世界前列。
我国放顶煤液压支架发展从低位放顶煤液压支架的研制开始，经历了高位、中位放顶煤，此刻又回到低位放顶煤。最初的放顶煤支架采用的是低位放煤，代表架型是FY 400—14／28型放顶煤液压支架，结构如图11—7所示。1987年平顶山矿务局引进了匈牙利VHP—732型放顶煤支架，该支架在缓倾斜工作面实验，最高月产达5．5万t，取得了成功。随即我国研制成高位放顶煤液压支架，结构如图11—8所示。由于其放煤口高、放煤口小，存在顶煤损失大、放煤与采煤机割煤不能平行作业、效率低等缺点，目前除在个别矿利用外，已大体淘汰。
80年代末至90年代初，我国研制出中位放顶煤液压支架，结构如图11—9所示。这种支架比单输送机高位放顶煤支架有所改良，有两部输送机，割煤、放煤可以平行作业，提高了效率，放煤口比高位放顶煤支架有所降低。随着放顶煤实践的深切，中位放顶煤支架也暴露出一些突出的缺点，主如果放煤口仍然较小，受结构限制，放煤口不能持续，有脊背损失，采出率低，后部空间狭小，维修和清理浮煤不方便，底座前端比压大等。针对中位放顶煤液压支架存在的问题，我国又研制出低位放顶煤液压支架，结构如图11—10所示。初期的低位放顶煤支架是由铺网支架演变而来的，其大体结构和铺网支架类似，只是尾梁加上了插板，用于放煤。低位放顶煤液压支架是目前利用效果较好的架型。北京开采研究所在认真总结综采放顶煤技术功效，分析研究各类放顶煤支架特点和利用经验的基础上，研制出新一代反向四连杆低位放顶煤支架，它是一种结构加倍合理，用途加倍普遍的新架型。
二、高位放顶煤液压支架的特点和适应性
高位放顶煤液压支架是指单输送机、短顶梁、掩护梁开天窗高位放顶煤的掩护式支架，我国已投入利用的这种支架有FYD 440—26／32型、ZYF 4000—17／32型放顶煤液压支架，结构如图11—11和图11—12所示，技术特征见表11—3。
1．高位放顶煤液压支架的特点
(1)支架结构简单，采煤机割的煤和放落的顶煤由一部输送机运出，端头保护空间小，整个工作面设备布置与普通长壁工作面相同，便于保护管理，减少事故发生点。 (2)支架的长度较短，结构紧凑，稳定性和封锁性都较好。
(3)掩护梁放煤口尺寸较大，有利于顶煤的放出，但放煤口位置高，煤炭损失大。 (4)由于顶梁短，放煤口位置距煤壁较近，因此，对煤层冒放性的要求较高。一方面要求梁端顶煤要完整，不冒顶、不片帮；另一方面，在顶梁后即是放煤口，要求顶煤破碎，能顺利放出。
(5)在放煤状态时放煤槽与底座夹角是35°，难以达到40°。实验表明，在钢质表面，干燥的散煤安息角约25”，若是遇上仰采，当仰采角度为10‘时，就开始出现放煤流动不顺畅，向左右溢出，大部份落在输送机采空侧，严重影响放煤工序的进行和顶煤的运出。 (6)支架在放煤时，正常行人通道大体上被切断，减少了工作面安全出口。
(7)由于是高位放煤，煤尘很大，但支架通风断面小，使得防灭尘工作量大，要求高。 (8)采、放同用一部输送机，本架不能前、后平行作业，影响产量的提高。
高位放顶煤液压支架可分为插底板式单输送机放顶煤液压支架和不插底板式单输送帆放顶煤液压支架。插底板式单输送机放顶煤液压支架底座长，底板比压散布均匀，前端比压小，俯采也能适应。可是，增加设备配套的复杂性和事故率，而且，由于支架底座插在输送帆下面，举高了溜槽，装煤效果不好，只好增加采煤机跑空刀工序来装煤，无益于产量的提高，放煤状态时无行人通道。不插底板式单输送机放顶煤液压支架前端对底板比压大，特别是在较大截深时，要求底板坚硬。利用这种支架，采煤机装煤效果好，提高了有效工作时间；放煤状态时人行道大体畅通，通风断面大。 2．高位放顶煤液压支架适应性
高位放顶煤液压支架顶梁短，在软煤层中利用有可能因顶煤冒空使顶梁失去有效的支撑，而且作为掩护式支架，前端对底板比压大，尤其是不插底式放顶煤液压支架，易发生扎底，因此，高位放顶煤液压支架主要用于缓倾斜厚煤层中。在急倾斜煤层条件下，矿山压力较小，煤的冒放性好，且不易发生片帮，在水平分段利用高位放顶煤液压支架是可行的，不适合在软煤层中利用。
高位放顶煤液压支架对以下地质条件比较适应：
(1)煤层硬度系数f=1．5—2，煤的层节理比较发育；
(2)煤层厚度不宜太厚，以6—8m为宜，以利于顶煤的破碎。若是煤层节理裂隙发育良好，开采厚度可以增加。
(3)布置工作面和制定采煤工艺时，避免仰采或减小仰采，使仰采角度不大于10°，保证顺利放煤。
(4)底板抗压入强度较大，顶板能随采随冒，保证工作面推动速度和较高的采出率。 由于高位放顶煤支架对复杂煤层条件的适应性差，和结构上不可克服的缺点，该种支架目前已很少利用，属于已被淘汰的架型。 三、中位放顶煤液压支架的特点和适应性
中位放顶煤液压支架是指双输送机运煤，在掩护梁上开放煤口，中位放煤的支撑掩护式液压支架。已投入利用的中位放顶煤液压支架，单铰接式的有ZFSG 4400／16~8型放顶煤液压支架，四连杆式的有FYC400／16~8型放顶煤液压支架，结构形式如图1l—13和图11—14所示，技术特征见表1l—4。
1．中位放顶煤液压支架的特点
中位放顶煤液压支架曾经是我国利用较普遍的放顶煤液压支架，其特点如下： (1)支架稳定性和密封性好，抗偏载和抗扭能力大，不易损坏。
(2)放煤口距煤壁较远，有助于工作眼前方顶煤的保护。支架顶梁长，有利于反复支撑顶板，增加顶煤的破坏程度。
(3)由于采、放别离利用两部输送机，可以实现平行作业。
(4)受放煤口尺寸的限制，架与架之间有三角煤放不下来，即所谓“脊背损失”，同时放煤口容易发生大块煤堵塞现象，放煤效率较低。
(5)后输送机放在支架底座上，后部空间有限，大块煤通过困难，而且移架阻力较大。 (6)掩护梁不能摆动，二次破煤能力差。中位放顶煤液压支架又分为四连杆式和单铰接式，四连杆式支架的最大特点是，支架在调高范围内，顶端的运动轨迹为双扭线，其水平方向的转变量很容易控制在100mm之内，这使支架在调高幅度较大的情况下能有效地控制梁端距。同时．在帧斜煤层条件下．四连杆机构的抗扭性能要优于单铰接机构。单铰接式支架的顶端运动轨迹是—条圆弧，在支架调高范围内，顶端的运动轨迹转变比较大，可达到500mm以上，故在普通综采支架上大体不用，但在放顶煤开采条件下利用，因为其机采采高转变不大，所以，在此高度范围内，梁端距转变不大，从而发挥了结沟简单，封锁性和稳定性好的优势，而且与四连杆机构相较，后部输送机具有较大的过煤和维修空间。 2．中位放顶煤液压支架的适应性 中位放顶煤液压支架的适应性较强，在各类煤层条件下均有成功的实例，取得了良好的技术经济效益，普通的缓倾斜中硬厚煤层都可选用中位放顶煤液压支架，特别是在矿压显现猛烈．有悬顶危险的条件下，中位放顶煤液压支架适应性较好。在软底板条件下，由于支架底座前端比压大，易出现“扎底”现象，移架困难：目前，中位放顶煤液压支架已逐渐波低位放顶煤液压支架取代，原有的中位放顶煤液压支架除——部份还在利用外，有的玻改造，有的已报废。
四、低位放顶煤液压支架的特点和适应性
低位放顶煤液压支架是—种双输送机运煤，在掩护梁后部铰接—个带有插扳的尾梁，低位放煤的液压支架，一般为四柱支撑掩护式，这种支架有一个可以上、下摆动的尾梁(摆动幅变45°左右)，用以松动顶煤，并维持一个落煤空间。尾梁中间有——个液压控制的插板，用以放煤和破碎大块煤，具有持续的放煤口。已投入利用的代表性低位放顶煤液压支架：肓小插阪式的ZFSB3600/17/28型放顶煤液压支架，大插板式的ZFSB4000/17/28型放顶煤液压支架，结构如图1l—15和图11—16所示，技术特征见表11—5。
1．低位放顶煤液压支架特点
低位放顶煤液压支架的原始形式是FY 400／14／28型放顶煤液压支架，通过在放顶煤实践中不断探索和改良，此刻发展成以ZFSB 3600／17／28型放顶煤液压支架为代表的低位小插板放顶煤架型和以ZFSB 4000／17／28型放顶煤液压支架为代表的反向四连杆式低位大插板放顶煤架型。这两种架型适应性强，是目前放顶煤的主导架型，具有良好的推行前景，主要特点如下：
(1)由于放煤口低而且持续，放煤效果好，没有脊背损失，采出率高：
(2)和其它放顶煤支架梁型相较，从煤壁到放煤口的距离最长，通过顶梁的反复支撑和在掩护梁上方的垮落，使顶煤破碎较充分，对放煤极为有利。
(3)后输送机沿底板布置，浮煤容易排出，移架轻快，同时尾梁插扳可以切断大块煤，使放煤口不易堵塞。
(4)低位放煤使煤尘减少。
(5)支架的抗扭、抗偏载能力强，稳定性好。
(6)后部放煤空间大，尾梁摆动角度大，有利于顶煤的冒落，放煤效率高。 2．低位放顶煤液压支架的适应性 低位放顶煤液压支架适应性强，在急倾斜煤层缓和帧斜中硬煤层、三软煤层放顶煤综采中都取得了成功，是目前我国普遍利用的放顶煤液压支架架型。尤其是以反向四连秆式低位大插板放顶煤液压支架为代表的新型高效放顶煤液压支架成为放顶煤液压支架架型发展的方向。
放顶煤液压支架设计的技术要求 一、大体参数的肯定
液压支架是放顶煤综采的关键没备，合理肯定放顶煤液压支架的大体参数，对充分发挥综采设备的效能影响很大。 1．支护强度
液压支架的支护强度是液压支架最主要的技术参数之一，它的实质是代表液压支架对顶板的支护能力。支护强度主要取决于工作面顶板条件、煤层埋藏深度和采高等因素。放顶煤支架支护强度的肯定与普通支架支护强度的肯定有较大的区别，实践证明，放顶煤工作面来压强度一般要低于普通综采工作面的来压强度。放顶煤液压支架支护强度的肯定方式还不够成熟，现简要介绍两种。
1)按照断裂角肯定放顶煤支架支护强度。
在顶煤强度比较高和节理、裂隙不发育时，顷煤能有效地将顶板下沉传递给支架，支架除承担顶煤和顶板的部份重量外(给定载荷)，还要承担顶板来压时的动载，即支架允许形成平衡结构的顶板有必然的弯曲变形。
阳泉矿务局四矿北3312工作面相似材料模拟结果表明，不同层位顶板的断裂点随层位的升高向采空区方向移位，断裂点的连线近似成为一斜线(断裂线)偏向煤壁前方，断裂角一般为60—65°。由于断裂角的存在，使采场上覆岩层厚度超过必然值后，上部岩层再冒落时，岩块将垮落在采空区内(支架后方)，即产生的动载荷对支架没有直接影响。
假设：①直接顶在煤壁处断裂，断裂点随层位的升高向采空区方向转移(这种情况对支架的受力最不利)；②断裂点过渡到控顶区之外的岩层垮落时对支架无直接影响(如图1l—17所示)。
对支架载荷有直接影响的岩层范围可用下式计算，即
由上式可以看出，当煤层厚度和控顶距一按时，对支架载荷有直接影响的上覆岩层厚 度，主要取决于岩层的断裂角臼和顶煤的断裂角。，顶板断裂角越大，对支架产生直接影 响的岩层范围越小(见表11—6)。
由表ll—6可以看出，阳泉四矿北8312工：作面对支架有直接影响的岩层厚度H为煤 层厚的1．2～2．3倍，这部份岩层位于垮落带内，其中包括不规则垮落和部份规则垮落带顶板。该范围内的顶板对支架载荷产生直接影响，并对支架施加静载荷qj，即
由式(11-2)计算出的支护强度是支架经受静载的能力，支架的这部份强度可使支架与围岩彼此作用体系具有必然的刚度，避免非来压期间机道上方顶煤发生冒落和来压时支架经受过大的冲击载荷。
在—定条件下，放顶煤开采也有顶板来压显现，支架载荷有不同程度的升高，因此，放顷
煤液压支架支护强度除要考虑静载荷外，还要考虑顶板来压时的动载阼用。考虑动载作历时支架的支护强度可由下式估算为
动载备用系数与顶板结构、顶煤强度及厚度有关，一般规律是顶煤强度越高，顶煤越薄，顶板运动时对支架产生的动载越大；反之，顶板的强度越低，顶煤越厚，顶板运动时对支架产生的动载越小。
用式(11-2)和式(11-3)对几个实测工作面的支架强度进行了估算，其结果见表11-7：从表11-7可以看出，支架支护强度的估算值大于实测值：
2)参照相同条件肯定放顶煤支架支护强度。 若是同一煤层或同一矿区的其它工作面已开采，已有矿压观测资料，可以按照这些矿压资料肯定放顶煤支架的支护强度；若是同一煤层已利用过放顶煤液压支架，则可以按照放顶煤支架的梗用情况来肯定支架的支护强度。无论采用那种方式肯定放顶煤支架的支护强度，都必需考虑必然的富裕量， 2．工作阻力
液压支架的工作阻力即为支架的合力，是支架的主要参数之一·。它{t表了支架的支承能力。当支架的支护强度肯定以后，按照配套尺寸肯定支架的顶梁长度和控顶距，就可以够算出支架的工作阻力；
支架支撑时主动支撑顶板的力即为支架的韧撑力。初撑力的大小由立柱的缸径、数量和泵站压力所决定。放顶：煤液压支架的初撑力应控制在工作阻力的60％-80％：对于比较硬的顶煤，初撑力可取上限。有利于顶煤的破碎放煤：对于顶煤较软的工作面，不需要太高的：初撑力来平衡顶煤的初期运动。初撑力过大，一方面支架在移架进程中反复支撑顶煤，容易使顶煤加倍破碎，造成顶煤提前冒落；另一方面，过大的初撑力常大于实际顶煤对支架顶梁的压力，造成没必要要的浪费。
3．采高
综放工作面机采高度主要由煤壁的稳定性、采煤饥生产能力及顶阪管理状态所决定，一般控制在左右。对于高产高效工作面，为了提高工作面的推动速度，并考虑割煤速度通常大—于放顶煤速度的情况．可按照：煤层的厚度、顶煤冒改性和工作面通风和液压支架后部
空间合理的要求肯定综放工作面的机采高度， —般取。 二、安全性和适应性要求
采用放顶煤综采的4个重要条件是：地质条件的适应性，液压支架选型的正确性，采放工艺的合理性和工作面管理的严格性：其中前两个条件是基础，后者是保证。显而易见，要采用放顶煤综采，其中重要的一项工作是正确选择放顶煤液压支架架型。现阶段我国已经在急倾斜特厚煤层、缓倾斜中硬厚煤层(f≤、“三软”厚煤层，倾斜厚煤层(倾角20°≤α≤35°)有了一些放顶煤综采成功的实例，对于合理选择放顶煤液压支架提供了宝贵经验； L。对缓倾斜中硬煤层故顶煤液压支架安全性和适应性的要求 援倾斜条件下的放顶煤工作面约占综放工作面总数的70％以上，而且地质条件不同大，所以架型选择的余地大：在选型时—般按照以下原则：
㈠)必需保证放煤效果。可否把煤放下、放好．是缓倾斜中硬厚煤层开采最突出的问题，也是放顶煤液压支架选型的关键，保证放煤效果，首先是选择放煤的形式。低位放顶煤液压支架的放煤口是持续的，而且放煤口面积大，有利于大块煤放出，无脊背损失，适合于缓顿斜综放工作面。
(2)保证落放煤的运输空间，双输送叽放顶煤液压支架要有足够的后部运输空间，这对缓倾斜中硬煤层长壁放顶煤开采尤其重要。放煤进程小不免出现大块煤或矸石，若是处置得不好，可能堵塞运输通道，损坏没备。同时，空间过小，也影响没备维修，人员通行和安全。 2．对倾斜厚煤层放顶煤液压支架安全性和适宜性的要求
(1)倾斜厚煤层放顶煤液压支架的技术关键在于提高其稳定和抗扭性能，提高掩护梁的抗扭能力，保证在大倾角下支架能正常工作；
(2)支架各部的密闭性要好，尤其是顶梁端部，避免漏煤、冒顶，切实保证顶梁的接顶性，避免倒架。
(3)加大支架初撑力，有利于避免顶煤和上覆岩层过早离层，从而避免顶煤垮落切顶线前移，提高支架的支护性能， (4)提高支架防倒防滑性能；
3．对“三软”厚煤层放煤液压支架安全性和适应性的要求
(1)在缓倾斜“三软”条件下，因为顶粱上方是已破碎的顶煤，断裂线前倾已深切到煤壁上方，顶 梁太短，冒空区可能抵达煤壁周围的上方。因此．高位放顶煤支架架型不宜于用于“三软”煤层的放顶煤开采，低位放顶煤液压支架是较理想的架型。
(2)为了避免架前冒顶，要求顶梁(或前梁)端部承压能力大，而且要把支架控顶的全长范围最大限度周密地封锁起来，有效地控制漏顶：除顶梁外，应注意掩护梁或尾梁的密封性能。
(3)在保证对底板合理比压的前提下，适当加大初撑力，有利于端面顶煤的保护。 4．对急倾斜特厚煤层的放顶煤液压支架安全性和适应性的要求
急倾斜特厚煤层放顶煤综采工艺，是指在煤层倾角大于45°、煤层厚度大亍20 m的条件下，把煤层沿水平分成为6—12m的分段，利用以液压支架为主体的综采设备开采的放顶煤采煤法。由于急倾斜特厚煤层矿压小、工作面短，因此，选择的支架应具有工件阻力小、体积小、、重量轻、推动速度快等长处。低位放顶煤液压支架架型比较适宜于急倾斜特厚煤层综放工作面。
三、放煤机构的设计
放煤机构是设计放顶煤液压支架的关键，它不但能自由地控制放煤，而且具有对放下的大块煤破碎的功能。放煤机构主要有2种型式、即摆动式放煤机构、插板式放煤机构和折页式放煤机构：
1．摆动式放煤机构
摆动式放煤：机构如图11—18所示，由放煤千斤顶、小插板千斤顶、放煤摆动板和小
插板组成，主体是放煤摆动板，放煤摆动板内部没有轨道，用以安装小插板，上端铰接在掩护梁放煤口上沿，在中、下部由两个—端固定在底座上的放煤千斤顶推拉，使放煤摆动板上下摆动，与掩护梁形成必然的角度，用于破碎顶：噪和打开整个窗口。
在放煤摆动板内装有可伸缩的小插扳，小插板前端设有闲于插煤的齿条，齿条下部有耳座，与插板千斤顶联接。在插板千斤顶作用下，插板伸出或收回，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，放煤日，由液压控制系 统先收缩小插板，以避免损坏插板，然后摆动放煤机构。 2．插板式放煤机构
插板式放煤机构分为欠插板放煤机构(如图11—19所示)和小插板放煤帆构(如图1l— 20所示)，它们都是由尾梁、尾梁于斤顶，插板和插板千斤顶组成，结构相似，工作原理相同。区别在于大插板放煤机构的尾梁与顶梁铰接，尾梁于斤顶一端．与尾梁联接．另端与顶梁联接，插板结构尺寸大，插板千斤顶行程大，形成的后部放煤空间大；小插板放煤机构的尾梁与掩护梁铰接，尾梁于斤顶—端与尾梁联接，另一端与掩护梁联接，插板结构尺寸小，插扳千斤顶行程小、，形成的后部放煤空间也较小尾梁和插板都是由钢板焊接而成的箱形结沟。尾梁体内没有滑道．插板安装在滑道内，操纵插板千斤顶可使插板在滑道上滑动，实行伸缩。关闭或打开放煤口，操纵尾梁千斤顶，可使尾梁上下摆动，以松动顶煤或放煤，插板的前端设有效于插煤的齿条。
插板放煤机构在关闭状态时，插板伸出，挡住矸石流人后部输送机；放煤时，收回插板，利用尾梁千斤顶和插板千斤顶的伸缩调整放煤口进行放煤。 3．折页式放煤机构
折页式放煤机构(如图11—21所示)由折页板和折页千斤顶组成。它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位 置，影响放煤口面积，而且折页板铰接处留有较大裂缝，密封性能差，这种放煤机构已大体
不利用。
四、喷雾降尘系统
综采放顶煤工艺主要有割煤、移架和放落顶煤，放煤产量一般占产量的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，与普通综采相较增加了新的煤尘源。放煤口位置愈高，煤尘愈大。若是煤层含水低，煤质软、粉煤多，煤尘也会增大。但综放的煤尘严重处仅在局部小范围内，只要采取——定办法，解决好防尘技术，制约放顶煤开采推行利用的煤尘问题是可以解决的。
(1)每架支架的喷雾降尘系统由球形截止阀、喷水阀、喷头及管路组成(如图1l—22所示)，架间有管路相通，喷头设置在放煤口处。
(2)为减少煤尘，喷雾降尘系统采用随动系统控制。在收插板放煤时，插板千斤顶上腔液体进入喷水阀，打开喷水阀，使水路畅通，喷头喷雾形成雾墙，减少煤尘，而且只要放煤插板不关闭，喷头就一直喷雾，直到放完顶煤为止。 新型反向四连杆大插板低位放顶煤支架 在总结综采放顶煤技术功效，分析研究各类放顶煤支架特点和利用经验的基础上，北京开采研究所与有关单位合作研制出新一代反向四连杆大插板低位放顶煤支架系列，别离在靖远矿务局，阳泉矿务局进行了工业性实验，取得成功。采区采出率比利用中位放顶煤支架提高6．4％-8．6％，放煤效率提高30％以上。近3年来，该系列支架已前后在阳泉、大屯、徐州、龙口、韩城、华亭、淮南、铜川及水城等矿区推行利用20余套，而且出口到俄罗斯。
该系列部份支架的主要技术参数见表ll—8。
新型反向四连杆大插板低位放顶煤液压支架结构如图11—23所示。
该种支架为双输送机低位放顶煤支架，其主要特点是：
(1)采用双前连杆和单后连杆结构的宽形反向四连杆机构，布置在前后立柱之间，提高 了支架的抗偏载能力和整体稳定性。
(2)大插板式尾梁放煤机构，其尾梁千斤顶可叹位安装，既可支设在顶梁上，也可支设 煤空间大，为顺利放煤创造了良好的作业环境．可充分发挥后部输送机的运输能力，操作维修方便：尾梁摆动有利于落煤，插板伸缩值大，放煤口调节灵活，对大块煤的破碎能力强，可显著提高顷煤的采出率。
(3)该种支架为四柱支撑掩护式支架．后排立柱支撑在顶梁与四连杆机构铰接点的后端，可适应外载集中作用点转变，切顶能力强。
(4)顶梁相对较长，掩护空间较大，通风断面大，而且对顶板的反复支撑可使较稳定的顶煤在矿压作用下预先断裂破碎，利于放煤。
(5)反向四连杆机构通过整体参数优化设计，连杆力较小，是一般正向四连杆机构连扦力的50％一70％，支架的结构靠得住性高。
(6)底座对底板比压散布合理，前端比压较小，能适应软底板条件，移架阻力小，有利于顺利移架。
二、与中位和低位小插板式放顶煤支架的对比 1。稳定性
反向四连扦低位放顶煤支架由其宽形反向四连杆机构保证了支架的纵向稳定性，梁端距稳定。而中位放顷煤支架单铰点离立柱距离大，纵向稳定性较差，且当采高变比大时梁端距转变大，对顶板的支护不利。新型反向四连汗式低位放顶煤支架其四连杆机构处于顶梁和底座的中位，使支架的横向稳定性也优于长掩护梁单铰点的中位放顷煤支架和连杆机构铰接在
顶梁后端低位小插板式放顶煤支架。 2．对底板比压
中位放顶煤支架虽然底座很长，但4根立柱集中在支架前部，底座前端对底板比压大，若采高降低，立柱前倾，使支架支撑力的集中作用点进——步前移，造成底座前端计底板比压进一步加大，易造成底座前端扎底，移架困难。反向四连阡式放顶煤支架底座比压散布较均匀，一般为前端略小、后端较大的倒梯形散布，支架起落时对底板比压转变很小，支架移架顺利，优于正向四连杆的低小插板放顶煤支架 3、放煤作业空间
中位放顶煤支架后输送机放在底座与掩护梁之间．由于梁体高度大，使工作空间狭小，影响设备能力的发挥，设备维修和事故处置寸·分困难。反向四连杆式支架后部输送机直接放在底板上，大插板式尾梁与顶梁铰接。工作空间大，便于发挥设备能力和放顶煤作业，也便于设备的检修和事故处置。而小插板式低位放顶煤支架尾梁铰接在掩护梁下端，在一样支架高度时，放煤空间明显小于反向四连杆式放顶煤支架。 4、支架重量
中位放顶煤支架长掩护梁开天窗，使其成为框形结构，支架底座后部单绞点位置高，使梁体弯矩很大。为保证这些部件的强度，只能靠增大截面尺寸和筋板腹板厚度，由此带来支架重量的显著增加，因此，中位放煤支架一·般比较重，不仅增加没备购买费用，而臣给运输和安装增加困难。
新型反向四连杆式低位放顶煤支架结构布局合理紧凑，连杆力小，依照高靠得住性原则设汁，采用优化设汁和CAD技术，显著减轻了支架重量，与同参数、同强度靠得住性的中位放顶煤支架相较，重量可减少5％—10％。 三、工业性实验 1．实验工作面条件
工业性实验在阳泉矿务局一矿西8702工作面进行，该工作面煤层赋存较稳定，煤层平均厚6．53m，，煤层中—般夹有2-3层夹石，厚度0。15—0．6m、，盖山厚度(埋深)475—600 m，直接顶为深灰色泥岩．厚度1．5m，节理发育：大体顶为深灰色石灰岩，厚度10．56m：直接底为黑色砂质泥岩， 厚度0．80nl，夹煤线，大体底为深灰色细一中砂岩，厚度 m工作面倾角6—15°，水文地质情况较为复杂。该工作面走向长l242 m，偏向长180m 2．工作面主要配套设备 (1)AM 500型采煤帆一台；
(2)ZT 19200／18／32型端头液压支架一组； (3)ZFSG 6400/17／28放煤过渡支架4架；
(4)ZFSB4800／17／28型低位大插板放顶煤支架116架； (5)SGZ—764／500型刮阪输送机2部； (6)SZZ—800／220型转载叽一部； (7)PCM—160型睡式破碎机——部；
(8)SSJ—1200／3×160型可伸缩带式输送机——部。 3．回采工艺
该工作面采用AM—500型双滚筒采煤机自开缺口斜切进刀，截深800mm，工作面每割一刀煤放一次顶煤，实行采放追机作业方式；其回采工序为：采煤机割煤→移支架→移后部刮板输送机→放顶煤→推移转载机→移端头支架，移前、后部刮板扳输送机机头→移前、后部刮板输送机机尾。
(1)第一次放煤。工作面初采时，支架顶梁叨顶线推出切割巷即开始放顶煤。
(2)正常放顶煤。采煤机过煤后，移架即开始了放顶煤。放顶煤液压支架滞后采煤机后滚筒7～10m，实际放煤步距约0．7m，在实验进程小，由于后部输送机运行状况不好，运输
煤量受限制，放顶煤顺序采用按支架编号距离多轮循环进行。放煤工由2人组成，每人一组。第一组按支架奇数编号紧跟移架放煤，第二组按支架偶数编号滞后第一组必然距离放煤。在停止割煤后(如移机头等)，两个依次多轮循环放煤，直到放煤口放出1/3的矸石为止?为了提高顶煤采出率，规定放不净顶煤不允许机组割煤和移架。
(3)端头保护。工作面逆风端头出口：处，利用ZT19200／18／32型端头液压支架组控制顶板。工作面运输巷超前工作面煤壁20m。在原进度棚梁下支设两根单体液压支柱进行保护，超前端头支架5m，用计φ20cm×3m的木梁，在原进度栅梁间支没一梁两住的套棚，提前替换进度铁棚，端头液压支架为一主两副，在移没前，先用支架组摧移：卜斤顶，：降转载帆推移一个步距，然后再移两头头副架，升紧托庄进度板木梁，并将靠煤柱侧副架的护板打开，护庄帮煤，最后拉出端头主架并升紧。也可按照情况先移主架，后移副架。
工作面回风巷相邻8701工作面采空区，掘进巷道时压力就较大，为此，工作面回风巷端头处未安装端头液压支架。 4．工业性实验及采出率分析
工作性实验自1996年7月至12月进行．共放煤170 055t。实验证明，放煤效率比原中位放顶煤提高20％以上。由于后部输送机的质量问题制约了工作面产量的提高。实验期间，采高为2．55-2．62m，放采比为1。4[：1—1．68：1。
阳泉矿务局过去一直采用中位放顶煤支架，采出率较低：因此，提高采出率是本项目实验的主要内容之—。
中位放顶煤支架窗口宽度有限。有横向脊背损失。在纵向，由于掩护梁与底座下铰点高度大，使窗口距底板高度一般大于，窗口以下的煤炭无法回收。据观测，在支架窗口下沿高度的采空区堆积物中，煤炭所占比冽约为40％～60％，大量煤炭丢失，即便进入窗口的煤炭，一旦流出输送机之外就很难回收，加上放煤进程叶，掩护梁不能摆动振动煤体，大块煤易堵塞窗口，不便处置等因素，严重影响采出率和放顶煤效率的提高，特别是放采比小的的情况下，顶煤损失率更高：
新型反向四连杆式低位放顶煤支架则不同，其放煤口是持续的，不存在双向脊背损失。可按照放煤作业需要，自如地调整后部输送机的位置；可以摆动尾梁振动顶煤；大插板可有效破碎大块煤，加大放煤口的过煤高度，有利于提高顶煤的采出率。
本次工业性实验自1996年7月至12月，西8702工作面累计采出率为87．74％，损失率累计为12．26％，具体分析如下： 1)工作面损失量组成及损失率分析。
(1)浮煤损失。主要由底板浮煤和溢出溜槽的煤组成，约占工作面总损失的5％，损失率为 0．73%，。
(2)放顶煤损失。主要由工作面端头顶煤损失和纯放煤工艺损失组成，约占工作面总损失的9<％，损失率为11．53％。其中两头头顶煤损失约占总损失的15％，损失率1，72％；纯放煤损失约占总损失的75％，损失率8．65％。 2)与中位放顶煤支架采出率的对比分析。
北丈八井西七采区870l和8705工作面均为中位综放工作面，已回采结束，8702为新型低位高产高效工作面。为比较架型对工作面采出率的影响，使二者对比有合理性和可比性，咱们大体依照同期统计对比的原则进行。3个工作面6个月的统计采出率见表11—9。
工作面内放顶煤损失是影响综放工作面采出率提高的最主要因素。西8702低位放顶煤工作面比西8701中位放顶煤工作面和西8705中位放顶煤工作面采出率别离提高6．4％和3．6％。其主要影响因素是放顶煤液压支架放煤机构。通过半年多的实验，证明新型低位大插板式放顶煤支架放煤效果明显优于中位放顶煤支架，放煤损失大大减小。 四、结 论
(1)新型反向四连杆式低位大插板放顶煤支架结构合理，对围岩适应性好，放煤空间大，放煤效率高，对底板比压散布合理，移架顺利。 (2)低位放煤，配套大截深采煤机，实现工作面“一采一放”，追机作业，工序紧凑合理，能有效提高开机率。
(3)低位大插板放顶煤支架窗口持续，不存在脊背损失，同时减少了架后丢浮煤损失，大尾梁摆动，有利于落煤，放煤口调节灵活。因此，采出率明显高于其它架型。
(4)新型反向四连杆式低位大插板放顶煤液压支架工业性实验和推行利用的实践证明，该架型与其它架型相较具有显著的长处，受到用户的普遍欢迎，是实现高产高效放顶煤的理想架型。
轻型单摆杆放顶煤液压支架
一、单摆杆轻型放顶煤液压支架的特点及发展
目前，国内普通放顶煤支架一般比较重，外形尺寸大，结构复杂，拆装运输困难，不适应中小煤矿的条件。而滑移支架因其稳定性、放煤功能、推拉输送机功能，防护性能及利用效果和安全性较差，因此，利用数量逐渐减少。为了知足／“大中小煤矿的需要和——般矿井开采小块段煤或回收煤柱的要求，北京开采研究所设计研制了轻型单摆杆放顶煤支架的系列产品，并取得了国家专利。 1．该系列支架的主要特点
(1)采用单摆杆机构使支架相关部件容易实现紧凑布置，将摆杆布置在两后柱之间，充分利用空间。支架结构简单、紧凑、外型小，操作简单，安装运输方便。
(2)支架稳定性好。放顶煤支架采用四连杆机构时，顶梁与底座之间通常由3—10限销轴阳连，装 配间隙大，而单摆杆轻型放顶煤支架顶梁与底座之间只有两根销轴相连，装配间隙小，支架具有较好的刚性和稳定性。
(3)支架造价低。由于采用单摆杆紧凑型布置，取消了普通放顶煤支架的掩护梁、部份连扦及销轴，因此结构简单、重量轻、体积小、价钱廉价。
(4)支架有效空间大，有双人行道，，由于摆杆放在两后拄之间，所以前、后柱之间具有较大的人行空间，如图11—24所示。另外摆杆在底座上的铰点高，支架后部也有较大的空间，便于行人、清理浮煤和拆装检修输送机。
总之，单摆杆轻型放顶煤支架具有综采液压支架的推移输送机、自移支架等支护机械比的特点，又实现了支护设备的轻型化。 2．轻型单摆杆放顶煤支架的发展
目前，我国厚煤层储量占总储量的42％左右，煤层赋存条件多种多样，适用放顶煤开采的煤层散布在全国大部份地域。产量占40％左右，：由于我国发展综采的资金少，中、小型矿井多，相对于一些大、中型老矿井，为了回收煤柱，实现均衡配采，延长矿井寿命，研制机构紧凑、重量轻、造价低的经济型放顶煤支架很有必要，这对提高综合机械化水干，加速高产高效矿井建没及开发中、小型矿井，特别是地方煤矿资源和改善安全状况都具有重要意义。
轻型单摆杆放顶煤支架现有11种架型，有的已经利用较长时间，取得较好的效果，有的正在陆续下井利用，支架的中心距为1．5和1．25m两种，高度转变为1．6—2．4m 按照用户在利用中及制造厂家在加工中发现的问题，咱们对支架进行了进一步改良和完善，使轻型单摆杆放顶煤支架更趋于成熟，且发展前景加倍广漠。 各类轻型放顶煤支架的技术参数见表11—10所示。
表11—10 各类轻型放顶煤支架的技术参数
二、轻型单摆杆放顶煤支架的运动和受力分析 1．轻型单摆杆支架的运动分析
在设计支架进程中，考虑支架在有效的工作区域内有利于控制顶板，必需严格控制梁端转变量。单摆杆支架顶梁的运动随着摆杆的运动而转变，其轨迹曲线是圆的一部份。摆杆角度α1的大小影响着整个支架的受力状况及对顶底板的适应性，因此支架设计时必需严格控制摆杆的角度。支架起落进程中，摆杆角度转变越小，梁端转变越小。按照这个原理，在工作高度为1．9～2．3 m内，摆杆的角度大体控制在—12°一十16．9°之间，其轨迹曲线的水平投影转变量不大于500mm，即梁端转变量控制在500mm支架可以处于良好的工作状况，如图11—25所示。
2．轻型单摆杆支架的受力分析
前述有关章节对支架与围岩关系作了详细分析，这些原则一样适用于轻型单摆扦放顶煤支架。与四连机构的支架不同的是，轻型单摆杆支架稳定机构为单一摆仟，受力较简单。按
平面力系简化分析，则摆杆为二力杆。
轻型单摆扦支架的受力情况如图1l—25所示，，
ZFB220016/24型单摆杆轻型放顶煤支架计算数据见表11—11。 支架 摩擦高度 因数 H(mm ) f 2 400 2 300 2 200 2100 2 000 l 900 1 800 1 700 1 600 0．3 0．2 0．1 0．3 0．2 0．1 0．2 0．1 0，3 0．2 0．1 0．2 0．2 0．L 0．3 0．2 0．1 0．3 0．1 0．3 0．1 0．2 0．2 0．1 合力 F(kN) 合力作用点 x(mm) 摆杆 支护强 底座前端力 度 比压 Fl(kN) Q(MPa) Ql(MPa) l l 535．9 0．387 0．000 942．9 084．9 340．8 0．317 2 024．4 941．8 130．8 0．421 0．886 2 113．0 798．8 562．5 0．403 0．000 2 098．4 1 032．2 363．3 0．425 0．030 2 132．6 907．2 152．5 0．432 0．641 2 191．8 782．3 590．8 0．418 0．000 2 098．4 985．4 385．0 0．425 0．000 2 132．6 876．6 172．3 0，432 0．484 2 168．0 767．3 616．2 0．433 0．000 2 173．Q 941．5 400．5 0，435 2 182．8 847．9 182．9 0．436 0．496 2 191．8 754．3 636．5 0．449 2 253．2 898．4 406．5 0，445 2 233．Q 819．8 180．4 0．441 2 215．0 741．1 651．1 0．466 0．000 2 340．6 854．0 401．1 0．456 0．000 2 288．4 790．8 0．446 0．477 2 238．5 727．7 662．8 0．486 0．000 2 441．7 805．3 0．468 0．000 2 348．7 759．5 127．8 0．450 0. 628 2 262．5 7[3．3 682．0 0．51l 0．000 2 565．S 750．2 363．4 0．481 0．000 2 418．0 723．6 100．1 0．455 0．864 2 286．4 697．0 741．2 0．544 0．000 2 731．1 680．8 368．9 0．498 0．221 2 501．7 678．9 166．0 0．459 1．193 2 307．9 676．9 三、轻型单摆杆放顶煤支架主要参数优化与适应性 1。轻型单摆杆放顶煤支架主要参数的优化
对于支架设计来讲，结构设计最为主要。合理的结构设计可使支架结构简单、紧凑，而且有利于改善支架的受力状况和对顶、底板等煤层赋有条件的适应性。 1)支架高度的肯定。
单摆杆支架主体部份由顶梁、底座、摆杆组成，若是支架高度肯定不合理．会造成摆杆角度过大，从而影响梁端转变量。若是底座和摆杆铰点太高，还会影响支架的稳定性。另外，由于设计的轻型单摆杆支架，立柱多选用缸径为Φ125mm和Φ140mm的单伸缩立柱，所以支架的调高幅度受到限制，且厚煤层放顶煤，支架高度不受煤层厚度转变的制约。在设汁时，综合考虑配套设备、人行空间和操作和运输便利等，以为支架实际工作高度为1．9～ m比较经济、合理，因此支架高度为1．6～2．4 m最佳。若是采用立柱柱帽卧到梁体里，也可使支架的高度为1．5—2．3 m，以适应某些矿井整体运输的要求。 2)支架中心距的肯定。
支架中心距一般按以下情况肯定：
(1)按输送机每节溜槽的长度肯定中心距；
(2)按照煤矿运输条件及设备是不是常常搬家来肯定中心距，轻放支架有两种中心距，别离为1．5 m和1．25 m 3)结构件设计。
由于选用了单摆杆机构，顶梁和掩护梁为一整体，通过实际应用及作图分析，顶梁后部的角度。α=40—45°最为适合，这样既保证了尾梁的放煤空间，又减少了外形尺寸。 为了提高断面强度，顶梁、底座、摆杆、尾梁和推杆等部件，除底座柱窝外，均采用全封锁的箱形断面，顶梁为刚性整体顶梁。 4)推移装置的设计。
目前，国内常常利用的推移装置有两类，—类是长推杆，其长处是导向性较好．有利于支架的防滑，但要求支架底座较长和有足够的安装空间，且其重量较大。第二类是短推杆，其长处是重量轻，不要求支架底座较长，因此，短推杆推移装置正适合于轻型单摆杆支架。 2．轻型单摆杆放顶煤支架的适应性
轻型单摆杆放顶煤支架的应用主要按照煤层地质条件而定，即煤层的硬度、厚度、倾角和顶板压力、工作面长度等综合因素：按照轻型单摆杆放顶煤支架的利用经验，其利用范围可归纳如下：
(㈠煤层厚度4．5一12m，倾角小于25°，煤质硬度f=1～3，来压强度不大，适合放顶煤开采的煤层。
(三)断层较多，地质条件较为复杂，设备常常搬家，工作面长度和走向长度都比较短的小块段煤层或煤柱，：
(3)煤层厚度为1．8一2．2 m时，可以作为—次采全高的普通支架利用； 四、轻型单摆杆放顶煤支架系列研制及应用
轻型单摆杆放顶煤支架系列是指宽度、工作阻力和结构组成，宽度是指中心距为1．5m和1．25 m两种；工作阻力和结构组成是按照地质条件及用户的要求，肯定不同的工作阻力，如1 800、2 000、2 200、2 400、2 800kN等，及是不是带活动侧护板、伸缩梁、护帮板、防倒防滑机构等。
轻型单摆杆支架与普通支架一样，利用中需要保证自身的稳定性、支护顶煤的能力，底板比压的大小、，和防火、防尘、通风，另外还有对不同煤质硬度和不同倾角条件下的适应性等。对于这些要求，轻型单摆杆支架都采取了相应的办法。若是煤质较硬，则选用大尾梁大插板的形式；若是煤层倾角为25～35°，则顶梁、底座别离加调架机构。为了防火、防尘和防瓦斯，除增强通风管理外，支架还设置了随动喷水装置，当收起插板放煤时，自动打刀：喷水阀开始喷雾，以降低煤尘，另外低位放煤也是降低煤尘最有效的办法。轻型单摆杆放顶煤支架由于结构简单、重量轻、价钱廉价，深受中小矿井和地方煤矿及资金缺乏的
矿井欢迎。现就几种架型的匝用情况加以说明；
(1)1991年，ZFSl800／16/24B型放顶煤支架在甘肃省靖远矿务局王家山：煤矿开始利用，在利用期间，无论是原煤产量，仍是支架的利用性能及安全性都达到了预期的效果，并取得了省级科技进步二等奖。经适当改良完善后，接踵在山西唐安煤矿、河北邢台煤矿推行利用，尤其是邢台煤矿，一次采厚达14m，煤层倾角20°，取代高级普采的分层开采，并改善了顶板支护状态，提高了生产效率。该支架如图11—26所示。
(二)1995年，ZFS 2200/16/24B型放顶煤支架在华亭煤矿曾取得月产10万t的好成绩，创年产百万吨水平，经济效益显著。该支架如图11—27所示。
(3)1996年，ZFSB 2200／t6,／24A型放顶：煤液压支架在山西高平市申家庄煤矿开始利用。如图11—28所示。该支架中心距为1．5m，不带活动侧护板：
通过3个月的井下工业性实验表明：
①实验期间平均月产量4．3万t，工效25 t／工．，最高日产2 200 t，班产1 000t在周期来压情况下，支架主要元部件没有发现损坏和变形，在生产中间没有发现倒架、歪架、压死架等问题，知足了安全生产的要求，证明支架结构合理，适应该矿条件。
②支架结构紧凑、重量轻、价洛低、外形美观，操阼方便、移架速匿快，便于运输和井下安装。
③该支架放煤效果好，破碎块煤、矸石能力强，煤炭回收率高，能有效支护顶煤。 ④支架前部、后部通风良好，煤尘瓦斯无集聚观象。 总之，轻型单摆杆放顶煤支架研制的主要指导思想就是使支架技术性能较先进、结构靠得住、配套合理、制造工艺简单，在知足生产利用前提下，使支架结构简单、紧凑、重量轻、造价低、操作方便，在利用中取得较好的技术经济效益， 放顶煤过渡支架
用于综采放顶煤工作面机头相机尾部，介于端头支架(或巷道支架、和工作面放顶煤支架间的液压支架称为放顶煤过渡支架。其主要作用是：
(1)为前、后输送机机头(尾)的安装、工阼及行人提供安全空间； (2)回下班作面两头部顶煤； (3)工作面两头部锚固定位；
(4)解决工作面支架向两头部过渡问题，配用端头支架时，将端头支架与工作面支架顺利连接起来。
一、放顶煤过渡支架的特点
(1)工作面两头部是进出工作面内部的必经之路，所需支扩面积较大，要求支架具有较强的支护能力和较高的靠得住性，当沿空掘巷时，支架的支护能力更应增强；
(2)工作面两头部设备多、体积大、空间紧张，要求尽可能紧缩支架立柱及稳定机构等占用空间，加大前、后输送机机头(尾)安装及工作空间；
(3)放顶煤过渡支架工作时，一般尾梁处在较高位置(与水平线夹角较小)．垮落的顶煤作用在尾梁上，对支架形成了较大的附加外载，并增大了移架阻力，因此在肯定支架工作阻力及移架力时应充分考虑尾梁附加外载的影响；
(4)由于前、后输送机机头(尾、)较重，受结构限制支架顷梁较长，底座较短，造成底
座前端的底板比压较大，因此要求支架具有靠得住的推移机构及足够的推移力； (5)通常放顶煤过渡支架处的工作顺序为先推溜，后移架(即滞后支护)。 二、放顶煤过渡支架的设计要求
(1)为靠得住提供安全空间，支架应具有较强的支护能力及较高的靠得住性；
(2)要有足够的前、后输送机机头(尾)安装及工作空间，并保证足够的过煤高度，水平方向极限位置最小安全空间应大于50咖，支架在工作高度时，垂直方向净空间应大于电机直径；
(3)应留有必要的：行人空间；
(4)尽可能紧缩顶梁长度，减少控顶面积并增大顶梁前端承载能力； (5)要有靠得住的推移机构及足够的推移力；
(6)应能与工作面放顶煤支架平稳过渡，避免或减少侧向窜矸； (7)不配用端头支架时，应有利于转载机机尾工作空间的保护； (8)配用端头支架时应协调好与端头支架的相应关系； (9)通常应带有防倒、防滑装置；
(10)一般应具有高效靠得住的放煤机构(由于配套和工艺要求不放煤时，也可不没放煤机构)：
(11)过渡支架处一般为不及时支护，因此，过渡支架的顶梁(或前梁)宜带伸缩梁； (12)一般放煤过渡支架的稳定机构为窄形结构，该隐定机沟应采取必要的增强办法； (13)所用的架型、立柱千斤顶和液压元件等应尽可能与大体支架采用的相同。 三、放顶煤过渡支架架型及放煤机构 依据支架稳定机构形式，可将放顶煤过渡支架分为反四连杆式及单摆扦式两种。依据昆梁支撑形式，可将放顶煤过渡支架分为悬仲尾梁式、两级悬伸尾梁式、托梁式及辅助支撑式4种，依据支架放煤口及放煤机构形式，可将放顶煤过渡支架分为天窗式和插板式两种。组合后，利用较多的有以下几种架型。 (1)反四连杆辅助支撑天窗式； (2)反四连杆托梁天窗式； (3)反四连杆悬仲尾梁插板式； (4)反四连杆两级悬伸尾梁插板式； (5)单摆杆悬伸尾梁插扳式。
应按照工作面支架结构型式、工作阻力、凋高范围、顶煤破碎程度及压力大小等条件选择放顶煤过渡支架架型。一般为便于设备配套及生产管理，放顶煤过渡支架架型及放煤机构应尽可能与工作面支架架型及放煤机构相类似。
当与中位放顶煤支架配套、顶煤破碎、且顶板(煤)压力不大时，可选用反四连杆辅助支撑天窗式放顶煤过渡支架；当顶板(煤)压力较大时，可选用反四连杆托梁天窗式放顶煤过渡支架，当与低位放顶：煤支架配套时，可选用反四连杆辅助支撑天窗式或反四连杆托梁天窗式放顶煤过渡支架；当与单摆杆放顶煤支架配套、顶扳(煤)压力不大、要求调高范围较小时，可选用单摆杆悬伸尾梁插板式放顶煤过渡支架。 四、放顶煤过渡支架的主要技术参数 1．工作阻力
放顶煤过渡支架工作阻力的大小，可依据与之配套的工作面支架的工作阻力及端头支护方式来肯定。
在不配用端头支架的放顶煤工作面，过渡支架作为整个工作面的排头支架，对整个工作面起锚固作用，支架工作状况恶劣，受力复杂，此时放顶煤过渡支架工作阻力应高于工作面支架工作阻力。
在配用端头支架的放顶煤工作面，一般放顶煤过渡支架都可放煤，放煤后支架受力状况
与工作面支架大体相同，此时，放顶煤过渡支架工作阻力可与工作面支架工作阻力相同。 2．凋高范围
放顶煤过渡支架最大高度可依据巷道、端头支架、工作面支架的高度肯定。由于输送机过渡段设备升高，一般放顶煤过渡支架最大高度不小于工作面支架高度，但也不大于端头支架高度。放顶煤过渡支架最小高度的肯定原则与工作面支架相同，以能方便运输为准。 3．移架及推拉溜力
一般放顶煤过渡支架架体都大于工作面支架，底座前端比压也比工作面支架要大，移架时阻力较大，需较大移架力。另外，输送机帆头(尾)的重量也较大，需较大推(拉)溜力。一般应采用正推式推移机沟，移架力应大于3倍的支架重量，推溜力应大于1．5倍移架力。拉后溜力也应大于中部架拉后溜力。 五、几种主要架型结构特点
1．反四连杆辅助支撑天窗式放顶煤过渡支架(图11—29)
如图11—29所示，该种过渡支架的结构特点是：
(1)该类型支架4根立柱支撑顶梁，支架支撑能力强；
(2)为增大支架尾部空间，尽可能紧缩立柱及稳定机构所占空间，采用窄形反四连杆结构；
(3)采用两个尾梁千斤顶支撑尾梁。为提高尾部空间保护能力，支架后部采用伸缩式后梁辅助支撑，此种结构对底板不平适应性较强，并可按照需要调整尾梁角度，但尾梁承载能力相对较弱，后部压力大时易被压死，伸缩式后梁易钻底，增加了移架难度
(4)用两个斜拉千斤顶控制伸缩后梁位置，斜拉千斤顶占用了部份尾部空间，而且伸缩后梁位置控制较困难；
(5)后输送机可直接布置在底板上，减少了彼此蹩、卡现象； (6)该类型支架结构较为复杂，增加了操作难度和故障率；
(7)由于采用天窗放煤方式，放煤口小，碰到大块煤时，易堵死放煤口，而且脊背及步距损失较大；
(8)该类型支架体积较大，整体运输困难。
2．反四连杆托梁天窗式放顶煤过渡支架(图1l—30) 如图11—30所示，该种过渡支架的结构特点是：
(1)该类型支架立柱布置方式及稳定机构型式与反四连杆辅助支撑天窗式放顶煤过渡支架大体相同；
(2)直接利用铰接后梁支撑尾梁，底托梁与后梁及底座别离铰接，此种结构提高了支架整体稳定性。由于没有尾梁千斤顶及斜拉千斤顶，使得支架尾部空间相对较大：后梁直接支撑尾梁，提高于尾梁承载能力，尾部空间稳定靠得住；
(3)由于利用托梁结构，支架对底板不平适应性相对较差，并需要较大的移架力； (4)后输送机需布置在底托梁上，平整的底托梁可减小后刮板输送机移动阻力； (5)底托梁的利用，无益于支架向后排煤(矸)，煤(矸)堆积后影响支架移动； (6)由于后输送机需放在托梁上，增加了工作面配套难度； (7)该类型支架结构简单，稳定靠得住，操作方便；
(8)由于采用天窗放煤方式，一样存在放煤口小，大块煤易堵死放煤口，脊背及步距损失较大的问题；
(9)一样存在体积大，整体运输困难的问题。 3．反四连杆悬伸尾梁插板式放顶煤过渡支架
该类型支架立柱布置方式及稳定机构型式与反四连汗辅助支撑天窗式放顶煤过渡支架大体相同，如图11—31所示。
该种过渡支架的结构特点是：
(1)尾梁用两根大缸径千斤顶支撑，尾梁摆动灵活，位置调节性好，具有较好的二次破煤能力，能有效提高放煤效率；
(2)采用插；板式放煤机构，放煤口大、持续，放煤口不易堵死，不存在脊背损失，步距损失较小，工作面采出率高；
(3)由于没有托梁及后梁，移架阻力小，后部不卡煤；
(4)后输送机可直接布置在底座上，配套简单，与支架不存在蹩卡问题；
(5)工作面不配用端头支架时，尾梁及插阪可大体挑平，有利于转载机机尾工作空间的保护；
(6)支架运输长度相对较小；
(7)受结构限制，插板伸出后，承载能力略小；
(8)后输送机机头(尾)采空区侧没有掩护装置，检修、改换困难； (9)结构简单，操阼方便，适合与低位插板式放顶煤支架配套。 4．反四连杆两级悬伸尾梁插板式放顶煤过渡支架
该类型支架结构形式与反四连杆悬伸尾梁插扳式大体相同，只是将整体尾梁改成由两个千斤顶控制的大小两级铰接尾梁，如图1l—32所示，
该种过渡支架的结构特点是：
(1)由于小尾梁摆动范围较大，放煤方式更为灵活，放煤口位置可调范围更大。小尾梁有较强的摆动能力，能有效提高放煤速度；
(2)当支架后部压力大时，小尾梁可向下作较大范围摆动，使压力迅速释放。大尾梁支撑能力强，能靠得住地保护支架后部空间；
(3)结构复杂，适合与低位插板式放顶煤支架配套。
5．单摆杆悬仲尾梁插板式放顶煤过渡支架(图11—33)
如图1L—33所示，该种过渡支架的结陶特点是：
(1)与反四连杆悬伸尾梁插板式放顶煤过渡支架相较，该类型支架结陶简单、重量轻、易生产、运输、安装方便；
(2)受单摆杆限制，支架调高范围较小，而且工作阻力不宜太大； (3)适合与轻型单摆扦放顶煤支架配套。
六、几种放顶煤过渡支架主要技术参数(表11—12)
表11—12 几种放顶煤过渡支架主要技术参数
项 目 ZFSG4000／17／28A ZFSG 4300／17/30 ZF5G4000／17/28 ZFSG4000／16/30 ZFSG4900／17/30 ZFSG4200／17/25 型式 高度 (n抓) 宽度 (nun) 中心距 (nml) 初撑力 (kN) 工作阻力 (kN) 支护强度 (MPa) 底皈比压 (A／n)u) 适应顺角 供液压力 (MPa) 柱径(mm) 移架力 (kN) 前溜推力 (kN) 后溜拉力 (kN) 推移步距 (mm) 质量(kg) 使用地点 反四连杆辅助 支撑天窗 l 700-2 300 1 500 3 900-3 926 L．9-2．3 ≤25° 26 200 400 253 104 600 14500 徐州矿务局 窗 反四连杆悬 反四连杆悬 反四连杆悬 伸 冲 单摆杆悬伸尾梁插板 尾梁插板 反四连杆托梁天伸 尾梁插阪 尾梁插板 l 600-3 000 1 740-3 000 1 700—2 500 l 500 25° 28 563 184．7 6U0 17 OOO 运河煤矿 1 500 25° 31．5 455 179 126 600 12 300 华亭煤旷 1 388一l 558 L 700～3 000 1 500 1 430—L 600 L 700—2 900 l 430-1 600 L 430—1 600 1 430—1 600 1 430—1 600 1500 l 500 3 200 4 000 0．50— 25° 31．5 180 455 179 126 801) 16 000 砚北煤矿 2 897—2 916 3 9S3～4 125 4 196—4 346 0．68— ≤25° 28 前200后230 534 713 236 600 17 700 徐州矿务局 3 981—4 156 3 570—3 786 4 749—4 957 3 956—4 200 0．71 ～0．73 ．7l 2．26—2．36 ．5 3 045-3058 3 900-3 926 0．62一0．64 0．59 L．9—2．3 ≤25° 28 200 431 272 112 600 12 980 韩城矿务局 0．62—0．64 0．76一1．74 前200后230 160
第三章 液压支架的操作与维修
第一节 液压支架的操作
一、液压支架的操作
为了保证综采：工作面的稳产、高产，和延长设备的利用寿命，液压支架必需由持有合格证的支架工进行操作。 1．操作前的准备工作
(1)操作前，首先应清除顶、底板及其他影响支架各有关部件动作的障碍物。支架周围的人员应注意和离开，以避免发生事故。
(2)检查液压管路是不是齐全完整，胶管不得被矸石挤卡或埋压。
(3)检查各部管接头是不是连接牢靠，发现有U型卡松动，接头损坏或漏液等现象时应当即进行处置。
(4)检查泵站向工作面支架液压系统的供液是不是正常。 2．操作方式与步骤
支架的操作方式可分为先移架后推溜和先推溜后移架两种。先移架后推溜可和时支护，王庄矿综采工作面采用的就是此种操作方式。
(1)移架。在顶板较好的情况下，移架工作在采煤机后滚筒以后1．5m处进行，一般不超过3—5m。在顶板破碎时，移架I：作则应在采煤机前滚筒割下顶煤后当即进行，以便及时支护新暴露出的顶板，避免局部冒顶。在采用后一种移架方式时，支架与采煤机司机要密切联系和配合，防上发生挤伤人或采煤机滚筒割支架前梁等事故。
移架步骤一般可分为降柱、移架与升柱三个动作。在顶板较破碎的情况—厂，为了更好地控制顶板，实现“擦顶移架”，将操纵阀手把打到降柱位置的时间应尽可能缩短，当支架顶梁和顶板间稍有松动后，当即将手把打到移架位置进行移架，直到将支架移到新的位置时即进行升柱，完成一个工作循环。
(2)推溜。刮板运输机俗称溜子，故推移运输机也简称为推溜。工作面可弯曲刮板运输机的弯曲程度是有限制的，其弯曲角度一般为1—3度。因此，要求运输机的弯曲部份不该小于8节留槽，即推移工作应在采煤机后滚筒以后10—15m进行，并注意不得将运输机推成”急弯”。推溜时，按照工作面具体情况可采用逐架推溜、距离推溜、几架同时推溜和逐次推溜等方式。对推溜的具体要求是：
①严禁在运输机停止运转时进行推移，以防底煤将溜槽下部塞满压住溜子。 ②在一般情况下，应按由下而上或由上而下的顺序依次推溜。
⑧推移后的运输机要知足平、直、稳的要求，以有利于将工作面采直。
④按照采煤机的截深要求(一般为0．6m)，输送机要推够进度，以保证达到采煤机每刀的产量。对于放顶煤支架，推完前溜后仍要进行放煤、拉后溜工作。
(3)放煤。操纵尾梁千斤顶，使尾梁收至适当位置进行放煤。放煤结束后应当即操纵尾梁使其升起，必要时可伸出插板对后部运输机进行遮护。在放煤的进程中喷水装置将自动进行喷水直至尾梁上摆结束放煤。
(4)拉后溜。放煤结束后，操纵拉后溜千斤顶，将后溜拉至适当位置，拉后溜的要求同拉前溜。
3操作中的注意事项
(1)移架时，要注意观察顶、底板和支架周围的情况，保护好管路、电缆和其有关设备。 (2)支架应及时支护顶板，对破碎顶板应及时采取办法。
(3)移架时速度要快，要随时调整支架，不得歪斜，并维持支架中心距相等。若是在移架进程中发现顶梁有贯主卡现象，致使移架困难时，不要勉强硬移，可将操纵阀手把放在降柱位置，使顶梁与顶板再松动一下，然后再移架。移架后应使支架维持一条直线。
(4)支架与顶板要接触周密，如顶梁上有肝石堆积而影响接触时，应尽可能清除后再升柱。安装支架时，开切眼内的原有棚梁应全数拆除，不能让支架顶在棚梁上，不然将严重影响支撑效果。
(5)移架时顶梁不宜下降过量，一般为150—200mm。当顶板破碎时，应尽可能采用擦顶移架。支架在升柱后要将操纵阀手把在升柱僧置维持一些时间，以使支架达到额定的初撑力。 (6)推移运输机必需在采煤机后滚筒以后lOm之外进行。支架工推溜时，应注意随时调整步距，使运输机除推溜段有弯曲外，其他部份维持平直，以利采煤机工作。 (7)为避免空顶距离过大造成冒顶，相邻两支架不得同时进行降柱与移架。
(8)为避免支柱被压死，液压支柱在移架届的活柱行程一般不该小于300—400mm，在特
殊情况下，也不得小于120mm。
(9)支架操作完毕后，必需及时将操纵阀手把放到停止位置，以避免发生误动作。 (10)操作支架时要注意人身安全。操作人员应站在安全处，以避免被顶上掉落的研石砸伤，或被挤伤、碰伤。
二、支架工职位责任制和操作规程 1．支架工职位责任制
(1)服从现场领导，坚守工作职位。严格执行《作业规程》、《操作规程》和交交班制度，注意安全生产。
(2)非本工种人员不得操作支架，培训人员在正式支架工的率领下方可进行操作。 (3)认真学习综采技术，掌握液压支架结构、性能和实际操作方式，不断提高操作技术和维修水平。对液压支架及其液压系统要认真保护，精心保养，使设备常常处于完好状态。 (4)支架内要维持清洁，及时清理浮煤、矸石和杂物，以保证移架、推溜的顺利进行。推溜移架时不准损坏电缆和管路。
(5)支架出现坏件、坏管及漏液等故障时，应当即进行处置，不得拖延。
(6)综采工作面内一般不允许放炮，若是必需放炮时，应对放炮区域内受影响支架的油缸，阀件和胶管等零件采取靠得住的保护办法，并经认真检查合格后方可放炮。
(7)工作中要与采煤机司机、溜子工、端头支护工、联网工等紧密配合，彼此弄好协作。 2．液压支架操作规程
(1)认真做好操作前的准备工作，严格执行操作中的注意事项和支架工职位责任制。 (2)支架顶梁前端和煤壁的距离应符合厂家的规定(一般为300—400mm)，以避免采煤机割支架顶梁和运输机铲煤板。
(3)工作面发生冒顶或有局部空顶时，应及时进行处置，然后操作支架。
(4)发现支架有拉不动或支柱有升不起的情况时，要详细检查分析原因，经处置后再进行操作。
(5)工作面运输机停止运转时，不允许进行推移。
(6)操作液压支架要做到快、正、够、匀、平、紧、严、净等八个字的要求。 第二节 支架的维修与管理
为使支架靠得住地工作，减少非生产停歇时间，充分发挥设备性能，延长利用寿命，除严格遵守操作规程外，还必需增强日常保护保养和及时检修，并贯彻执行预防为主的方针，有计划地进行按期检修、保护，以防事故的发生。 一、常常检修、保护的项目
{1)检查各运动部份是不是灵活，有无卡阻停滞现象。 (2)检查液压系统各部件有无漏液、窜液现象。
(3)检查所有液压软管有无卡扭、压埋、堵塞和损伤。
(4)检查支架的连接销轴是不是在正确位置，销轴的定位零件是不是完好无缺，连接螺栓是不是松。
(5)检查各受力部件是不是有严重的塑性变形和损坏，焊缝有无开裂。
(6)检查推移千斤顶与支架、运输机的连接部件是不是完好，有无裂痕和损坏。
(7)注意支柱和千斤顶的动作是不是平稳，速度是不是正常，在动作时有无异样的声响和自动下降现象。
表5-1 液压支架的常见故障及处置方式 部位 故障现象： 原 因 排除方法 管 路 系 统 1．检查后截止阀未打开 2．软管被堵死．液路不通或软管被砸挤破 裂泄液 损坏，漏液 l 进液侧过滤器被堵死．液路不通 5．操纵阀内密封环损坏，高低压腔窜通 1． 打开 2．排除堵塞物，更换损坏部分 3．更换检修 4．更换清洗 5．更换检修 管路无液压、操作无动作 3．软管接头脱落或扣压不紧，接头密封件 供液后不伸不降或伸出太慢 1．供液软管或回液管打折，堵死 2． 管路中压力过低或泵的流量较小 3．缸体变形，上下腔窜液 4. 活塞密封圈损坏卡死 5．活塞杆弯曲变形卡死 6．操作阀漏液 7．液控单向阀顶杆密封损坏泄漏 l 排除障碍畅通液路 2．检修乳化泵 3．检修缸体 4．更换密封田 5．更挨活塞杆 6．检修操纵阀 7．更换检修 操 纵 阀 液后自动收缩 不能卸载或卸载后不收缩及 收缩困难 1．操纵阀关闭太早、初撑力不够。低压渗漏 1．按操作规程操作 2．活塞密封件损坏，高低压窜通失去密封性能 2.更换密封件 3，缸体焊缝漏液或有划伤 着，或密封件损坏 5．安全阀未调整好或密封件损坏 6．高压软管或高压软管接头密封件损坏漏 1． 活塞扦或缸体弯曲变形，蹩死或划伤 2．柱内密封圈反转损坏，或相对滑动表面 问被咬死 3．液控单向阀顶杆折断，弯曲变形或顶杆 粗缩，使阀门打不开 4． 液控单向阀，顶杆密封损坏；、泄漏 5．高压液路上工作压力低或阻力大，使单 向阀打不开 6． 回液路截止阀未打开或回液路堵塞 7． 回液管截止阀密封损坏 8．支柱内导向套损坏 3．检修焊缝或缸体 4．用操纵阀动作清洗，无效 时更换检修 5.重新调整或更换检修 6．检修管道 更换检修 供液时活塞抒伸出，停止供 4．液控单向阀密封不严，阀座上有脏物卡 缸体变形 1．安全阀堵塞，缸体超载 2. 外力碰撞 更换检修 部位 故障现象 原 因 排除方法 推 移 千 斤 顶 1．活塞杆密封件损坏，高低压窜液 2．活塞杆弯曲变形或焊接处断裂 不严，有脏物卡着或密封件损坏 塞 5．采煤机割出台阶或支架，运输机靠煤壁 侧有矸石，大炭卡住 6．千斤顶与支架连接销或连接块折断 l，有一时难以确定故障原因 是阀，还是缸体的情况下，将 下，与邻架正常阀组对调操作 2．确定后，更换检修 3．控制阀、交替逆止阀或液控单向阀密封 有疑问的千斤顶上的软管拆 供液后无动作或动作缓慢 4.进液管路压力低，阻力大或回液管路堵 进行判断 导向套漏液 密封圈损坏 更换检修 邻架移架时，本架不供液 推溜回路的液控单向阀(单向锁)密封不严 更换密封零件或密封圈 的 千斤顶动作 手把处于停止位置时，阀 1．阀座与零件密封不严 内能听到咝咝声或油缸有缓慢动作 操 纵 阀 操纵手把周围漏液 手把转动费力 阀盖螺丝松动，密封不严或密封件损坏 1、滚珠轴承损坏 2．转子尾部变形 安 全 阀 降到关闭压力不能及时关闭，支柱继续降缩 向阀 渗液引起支柱自动降落 测压阀滚花螺母打开漏 弹簧疲劳或顶杆歪斜损坏了阀座 更换检修 1．内部有蹩卡现象或密封面粘住 2．弹簧损坏 更换检修 更换检修 不到额定压力即开启 l.未按额定压力调定或弹簧疲劳 2.阀垫损坏或有脏物卡着、密封不严 1．重新调定更换弹簧 2．更换检修 更换检修 更换检修 手把打到任一动作位置时阀内声音较大但油缸动作缓慢或无动作 2．密封圈或密封弹簧损坏 3．阀内有脏物卡住 操纵阀高低压腔窜液 1．更换 2．更换 3.先动作清洗无效时更换 更换密封零件或密封圈 阀门打不开，使支柱不能 阀内顶杆折断，弯曲变形或顶杆粗缩 液控单 收缩 1． 钢球和阀座密封件间的密封面损坏 更换检修 2．阀座上脏物卡着 测压阀 液严重，支柱随着下缩 第四章 XRB2型乳化液泵站的构造和原理
一、XRB2型乳化液泵站的构造
我国国产乳化液泵利用较为普遍的是XRB2型乳化泵，该泵为卧工三柱塞泵，图2-1为该泵的结构示用意。该泵可以分为两部份，即箱体和泵头，箱体内有一对减速齿轮、曲轴、连杆、滑块等。泵头内有柱塞、密封铜套和进排油阀等。
1． 箱体传动部份
泵的主动轴经一对斜齿轮减速，而带动曲轴旋转。大斜齿轮装在曲轴上，小斜齿轮装在主动轴上。主动轴经联轴器与电动机联接。曲轴有三个曲拐共装三个连杆，呈120°均匀布置。连杆、滑块和柱塞的组件表示在图 2—2中，连杆大头内装有铝青铜的轴瓦。连杆头是一个球头，用压紧螺母6把两块对开球面挡块7压紧 球头就钳在球座8内，因此，连杆运动就可以带动滑块9作往复运动。
柱塞与滑块的连接考虑到改换柱塞的方便，在滑块的一端铣一滑块槽，在柱塞的一端 铣一扁块，把扁块装入滑块槽中，定中心后，再压入一个定位销，进行角向定位，避免柱塞
旋转和滑块脱出，如图2-3所示。这样，改换柱塞时，只要将泵头上的钢套拉出。松开衬套螺母，把柱塞拉高一点并把扁块旋对滑块槽。就可以够将柱塞取下。
2． 泵 头
图2—4所示为XRB2型乳化液泵泵头的结构图。泵头主要由进液阀、排液阀和钢
套组成。进液阀13和排液阀7都是锥阀。铜套实质上就是一个可拆装的缸体。柱塞与缸体的密封用唇形密封圈3，改换密封圈时只要把螺栓24松开，拉出钢套，卸下钢套螺1，钩出唇形密封圈。为了放出缸体内的空气，在钢套的前端装有放气螺钉。柱塞在油箱一侧的密封采用“Yx”形密封圈和“X”型密封圈，以避免油箱内的润滑油流出，如图2—5所示。改换密封圈时拉出泵头上的钢套，卸下衬套螺母，再钩出密封圈。
3． 润滑系统
XRB2乳化液泵的运动部份采用“飞溅润滑”。由于结构上的关系形成了下列润滑系 统。在滑块与柱塞密封之间形成一个容积转变的“紧缩腔”，当滑块向左运动时。润滑汕由曲轴、齿轮飞溅经呼吸孔吸入“紧缩腔”。如图2—6d所示。当滑块向右运动时，“紧缩腔”中的润滑油就由滑块前端的斜孔进入球座，再经连杆通孔进人轴瓦与曲轴间的摩擦面组成良好的油膜，实现靠得住的润滑，如图2—6b所示。
二、XRB2型乳化液泵的组件 从乳化液泵的结构特点可知，它是一种定量泵。要想适应工作面液压支架多变的工作方式，必需在泵体上安装流量调节装置。同时为了安全保护，避免外部系统发生故障而致使泵的压力太高，在泵头出口一侧装有安全阀。
图 2-7所示为XRB2型乳化液泵站的液压系统。
L 卸载阀组
图2-8所示为卸载阀组的结构图。卸载阀主如果由主阀二、先导阀3和顶杆5组成。乳化液泵排出的油液由P孔进入卸载阀，推开单向阀一、由接头13到工作面。同时油液也通过孔1一、阀2上的节流六、孔8抵达先导阀下面的先导阀腔9，液压作用在先导阀3上。当液压力低于弹簧7的弹簧力时，先导阀关闭，在此油路中油液不流动。因此，在节流孔 6双侧的压力是一样的。作用在主阀上向下的液压力加上弹簧力大于作用在主阀上向上的液压力，因此，主阀关闭，不能卸载。当工作面乳化液用量减少或不使历时。泵的压力升高达到调整压力时(额定压力)，把先导阀3打了f。这样就使先导阀腔9与回液孔导通，同时先导阀腔9压力下降，顶杆5上升，顶住先导阀。因此。一部份液体就经孔11→节流孔6→孔8→先导阀腔9→回液孔R入乳化液箱。当油液流过节流孔6时，产生压力降，使节流孔内侧，即弹簧l0一侧的压力低于节流孔外侧的压力。因此，作用在主阀上向下的液压力加弹簧力就小于作用在主阀上向上的液压力，把主阀打开。油液就经孔1一、主阀与阀座的间隙直接由回油孔R回油。与此同时，泵压力立刻下降，单向阀1关闭，顶杆继续顶住先导阀．维持在打开位置，泵—直处于卸载状态。当工作面管路压力低于恢复压力时，弹簧7把先导阀关
闭。先导阀腔9与回油孔R不通．节流孔6中油液就不流通，节流孔双侧压力相等。主阀就向下动作而关闭。泵压力升高打刀：单向阀2继续向工作面供液。为了能使泵在空载下起动，在卸载阀上还装有手动卸载阀4。 2． 安全阀
XRB2型乳化液泵站的安全阀在泵头的一侧。图 2—9为安全阀的结构图。该阀为直接作用式球形安全阀。安全阀释放出的油液不回乳化液箱而直接喷于外界。安全阀调整压力为工作面压力的1．1～1．2倍。
三、乳化液箱及其部件 1． 乳化液箱
图 2—10为XRB2型泵的乳化液箱示用意。液箱的工作容积为730L。在液箱的一端装有两个卸载阀，一个蓄能器、两个吸液断路器。两个卸载阀同时会接于交替截止阀，由交替截止阀的一个接头去工作面。这样，一台乳化液箱可以连接两台乳化液泵：一台工作，一台备用。在箱体内的一端有沉淀室14，磁性过滤器11，网式过滤槽12。工作面和卸载阀的回液 先进入沉淀室，再返上去通过磁性过滤器、网式过滤槽到乳化液室。在箱体内的另一端装在—个呼吸管1 6。
2． 吸液过滤器和断路器
图 2—11为吸液过滤器和断路器。为了过滤乳化液，在泵吸人口前连接一吸液过滤器，过滤精度为40目。由于吸液过滤器必需常常清洗，在过滤器后端装一断路阀5。当取下过滤器后，断路阀被弹簧6压在O型密封圈4上，堵住进液口，使液箱内乳化液不会外流。为了拆卸吸液管不使乳化液流出，在过滤器前端装有单向阀1。吸液管由卡口装入，就把单向阀顶开，卸下吸液管单向阀关闭。 3． 蓄能器
前面咱们讲到往复式柱塞泵的流量是不均匀的，因此引发压力波动?这种波动引发软管振动，带来软管接头容易损坏等不良后果，并使支架操纵不稳定。为了减少压力波动，稳定工作压力。在液压系统中必需设置蓄能器。在乳化液泵11，一般都采用气囊式蓄能器。图2—1 2所示为XRB2：型乳化液泵所采用的气囊式蓄能器。在无缝钢筒做成的外壳内装一橡胶囊。由充气阀(充气阀实际上是一单向阀)向胶囊中充以氮气。为了避免蓄能器爆炸，在胶囊中禁止充氧气或紧缩空气。充气压力一般为泵站工作压力的60％一80％。胶囊下面的阀芯是避免充满气体后胶囊挤出进液口。当蓄能器接人液压系统后，油液进入进油口，把胶囊紧缩，使蓄能器分隔成两部份，上腔是氮气，下腔是乳化液，如图2一12所示。乳化液泵压力升高时，则又有一部份乳化液进入蓄能器下腔，胶囊进一步被紧缩，从而平缓了管路压力的升高。当乳化液泵压力降低时，胶囊中的氮气就膨胀，下腔中的一部份乳化液被挤压出蓄能器进入管路系统．从而补偿了系统中压力的降低。由此，蓄能器就减小了管路系统中的压力波动程度。
第五章BRW400／31．5(RB400／31．5Ⅱ)型
柱塞泵结构原理
BRW400(老型号为RB400Ⅱ，以下略)系列乳化液泵站是我国目前性能参数最大的产品， 适应了我国煤碳生产朝高效方向发展的需要，主要用于百万吨级以上大型和高产高效综采工作 面，也可用用其它大型液压设备动力源。泵站系统由两台BRW400系列乳化液泵和一台RX2000型乳化液箱(及一台FRi000型辅助液箱)组成。
BRW400系列乳化液泵系卧式五柱塞往复泵。在传动端采用泵本身自带的一对斜齿圆柱齿轮减速和传统的曲柄连杆滑块(十字头)结构，既减小了曲轴的外形尺寸，又人大提高了曲轴的利用靠得住性：在液力端采用了我公司专利——分离式阀体结构；在润滑方式上采用飞溅方式和齿轮油泵循环喷射；润滑油机外循环冷却。具有流量均匀、压力稳定，运转平衡、脉冲小、噪音低和利用保护方便等特点。 一、主要技术参数
型 号 BRW400／31．5(RB40031．511) 公称流量 400L／400 公称压力 31．5Mpa 柱塞直径 56mm
柱塞行程 64mm 柱塞数量 5
曲轴转速 548r／min 电机功率 250kw
电 压 1140／660V
泵组外形尺寸(带电机) 3000~1200~1300mm
泵组重量 4000kg 配套液箱容积 3000L
工作介质 含3—5％乳化油中性水溶液 二、RX-2000型乳化液箱及FRX-1000型辅液箱 液箱有效容积 3 0 0 0 L 蓄能器充气压力： 2 2MPa
工作介质： 含3——5％乳化油的中性水溶液 吸液过滤精度： 4 7 3 um 高压过滤精度： 4 0um
吸液口：通过吸液蝶阀与Q 1 0 0吸液软管连接。
高压过滤入口：与两根3 2通径的K型高压软管(KJR 5 l一8)连接。 向支架系统供液(高压供液出口)：在交替阀上通过出口截止球阀与3 2通径的K型高压软
管(叮R32-31．5)连接。
支架系统回液口：与B40或B50型高压软管连接。
配液口：与l 9通径的K型高压软管(KJRl9—31．5)连接。 3、结构说明
3．1机械传动部份
BRW400系列型乳化液泵站系卧式五柱塞往复泵。由卧式四级防爆电动机驱动，经联轴节带动一级斜齿圆柱齿轮减速，并带动曲轴旋转，再通过连杆滑块机构使曲轴的旋转运动转变成柱塞的直线往复运动。
曲轴的输入端装单列向心短圆柱滚子轴承，另一端装双列向心球面滚子抽承，另在曲轴的二、 三拐之间的大圆盘上装有特殊规格的单列向心短圆柱滚子轴承(2032944)，三点支承从而提高了曲轴的利用靠得住性。
曲轴各曲拐处与连杆大头薄壁瓦配合。连杆大头采用剖分式并以销钉定位、螺栓连接、铁丝保险。连杆小头孔与滑块采用圆柱销连战。滑块前端通过螺纹压套使柱塞固定在滑块体内，便于柱塞的拆装。 曲轴外伸端装有齿轮，呈悬臂结构。齿轮轴一端支承在箱体上，另一端支承在齿轮箱上，齿轮箱以箱体端面及齿轮轴轴承的外圆定位，保证齿轮轴两支承孔的同轴度要求。 3．2液力端部份
泵的液力端是液体过流部份，主要有阀体、缸套、吸液阀组、排液阀组、及出液板组成。为避免缸套组件拆装时转动，在箱体的缸套上方各有一个紧定螺钉避免缸套转动。阀体采用分离式结构，并以双头螺栓与箱体联接，阀体内垂直安装一组吸液阀组和排液阀组。吸液阀和排液阀采用整体式结构别离装在阀体的下部和上部，由于阀芯和阀壳组装为一体，拆装方便。
来自阀体的高压液体是由出液板排出，出液板用螺栓与五个阀体连接，在出液板一端装有排气螺堵，另一揣装有三通接头，别离与安全阀及自动卸载阀连接。 3．3压力控制部份
压力控制部份由自动卸载阀、安全阀和蓄能器组成，其主要作用是提供稳定压力的液体。另外，当液压系统中压力达到额定值以后，使泵力卸载，这样可以节省动力消耗，减少液压系统的发烧；若是自动卸载阀失灵，应力超过额定值后，则安全阀打开泄液，以保证泵及液压管路的安全运转及正常工作。
1)自动卸载阀；锁定调定值≤31．5MPa，该阀属先导式卸载阀，由三组单元组成：先导阀、单向阀和卸载主阀，动作顺序为：
(由工作面压力控制) (通液箱) (通工作面) 先导阀开(闭)——卸载阀开(闭)—一单向阀闭(开) 2)小行程弹簧加载安全阀：用来当自动卸载阀失去作历时，避免液压系统过载而设置的。开启压力为33-36MPa。
安全阀必需常常检查其功能如何，方式是转动螺母向右拉牵阀杆，使锥头离开阀座，然后又从头拧紧。若是此阀封不住或有损坏，必需及时改换阀垫阀座。
3)蓄能器：起着贮存能量、稳定压力的作用。其充气压力约为泵站液压系统工作压力的60％。
3．4冷却润滑部份
冷却润滑部份主要由齿轮油泵、螺旋冷却管、油压表、喷淋管等组成。齿轮油泵装配在曲轴端随曲轴旋转，将曲轴箱内的热润滑油吸出，通过放在喷雾泵吸液腔内的螺旋冷却管冷却后，再喷入齿轮箱及曲轴箱内润滑齿轮副和曲轴连忏滑块机构等，形成润滑油的循环。润滑油工作压力约为0．2— 3．5前置给水泵(介绍)
前置给水泵串接在乳化液泵的吸液口，其动力来自于电机端联轴器，可进一步地改善乳化液泵的自吸能力，避免因自吸不足而产生的气蚀现象。参见附图，此结构形式需由用户按照需要订购。
乳化液箱(介绍)
乳化液箱是乳化液泵站的乳化液存贮器，起着配比乳化液，回收支架回液、系统卸载回液，过滤、沉淀乳化液及向乳化液泵提供干净的乳化液、对乳化液泵高压出液起过滤的作用。液箱的结构分回液腔、沉淀腔、供液腔及乳化油腔。从工作面流回的液体通过回液口进入回液腔，通过磁性过滤器溢口滤除铁磁性微粒进入沉淀腔，沉淀下更细微杂质并隔住悬浮物，经两块插板式过滤器滤掉纤维状及非金属微位，最后干净的乳化液进入供液腔，通过吸液截止阀，供泵吸入利用。打开箱盖，即可消洗磁过滤器和插板式过滤网。 3．5．1磁性过滤器
在一根芯轴上距离地套着磁环和尼龙隔套，外面套着铜套。其作用主如果吸附乳化液中的金属磨损物，提高乳化液泵各类阀的利用寿命。在利用中如发现外衣上附有杂物，可当即取下进行清洗。
3．5．2高压过滤器
该过滤器连接在泵的高压出口端，其过滤精度高，用以进一步滤除机械杂质和乳化液本身发生转变所产生的胶质、沥消质、碳淹质等，保证干净的工作液流入工作面液压支架内，延长支架等液压元件的工作寿命。 3．5．3交替阀
该阀的作用是使两高压过滤器出口并连，当一泵工作时使该泵的工作压力不传至另一高压进滤器和泵。 3．5．4蓄能器
其主要作用是贮存能量，减少压力波动，充填氯气的充气压力为22Mpa，当充气压力太低时，应补充氮气，不然会使泵站噪音、振动增大，影响利用寿命。 3．5．5配液阀
工作原理：箱上装有配液阀配液时，应将进水管接在进水接头上，打开箱体上方的进水截止阀，>0，3—1 MPa的压力水进入配液阀，通过喷嘴时产生射流作用，吸起乳化油腔的乳化液，一路由内芯喷出进入乳化液沉淀腔。在液箱利用初期，应利用糖量仪检测乳化油的百分含量。视含量的大小，调节配液阀上方调节螺钉，直至百分含量正确为止。
但自动配液只宜作为系统运转时的补液，在液箱第一次配液时最好采用人工配液(因为自动配液的流量较低)。 3．5．6浮球阀
该阀功能是：当液面低于正常高度时，浮球通过自主下沉，阀内的阀芯被向上拉开，此时进水泵、配液阀开始工作；当液面达到正常高度时，浮球通过浮力上浮，将阀芯关闭，使得水源关闭，配液阀不工作，达到控制箱内液面高度的目的。 3。5．7卸压阀 此阀共有两只，打开某一只阀时，可将该阀所在交替阀以便于在低压下检修此段系统管路。 3．5．8防爆浮球液位控制器
该控制器的功能是：当液面低于泵吸液口高度时 4、安装及试运转 4．1泵的井下安装
边至泵之间的高压液体卸至液箱内，通过电器自动报警，以避免泵内吸入空气。 1)注意泵要安装在干净而安全的地址，其工作位置应尽可能水平。 2)电机及泵的固定螺栓必需拧紧。
3)电机轴与泵轴应对正，两联轴节间应留2 4)利用前，应将液箱体内各腔清洗干净。
5)连接乳化液箱和泵之间的吸液管路、高压管路、卸载管路。 6)连援进乳化液配比装置的水管。
7)按含3~5％乳化油的水溶液比例配量，足够的乳化液上液位。 8)连接至工作面的高压管路及回液管路。 9)连接电机线路(电压1140／660V，50Hz)。 4．2起动前应检查
1)曲轴箱内是不是有润滑油，其油位应在油标中间。 2)柱塞腔上滴泊槽内是不是有足量的润滑油。 3)所有放液开关是不是开启。 4)用手盘动联轴器，应转动灵活， 4．3试车
无反常—卡死现象。
观察液箱的液标部份，液面抵达 1)用转动开关使泵合闷。 2)起动中检查：
a、电机转向应与箭头标记一致。
b、泵内排气：打开放气螺堵，放尽高压腔内的空气，直到出现恒定流量为止。
c、管子及接头密封性：在堵住工作供给管路时，由于压力调节阀的终归应可以看到是不是有漏处。 3)泵的起动：
在点动开关，确认电动转向正确后，使泵空转5--10分钟，然后逐级加载，每20分钟升 高额定压力的25％，在升温正常，无泄漏、无抖动等异样现象后，方可投入利用，泵的油温不得超过80℃。 五、利用与保养
5．1泵站利用的润滑油
本泵站采用的润滑油为L-AN68全损耗系统用油(GB443-89)，润滑油应在开始运转200小时后，进行第一次改换。以后每运行1000小时后，改换一次润滑油。在每次换油时，泵底部油池内要清洗干净。
正常利用进程中，要不断检查其油位。在补充加油时应通过滤，并要特别注意避免脏物进入泵的曲轴箱内。
5．2下列项目需要日检
1)曲轴箱中的油位，在泵箱体的油位眼处检查，充油必需灌到油位中线处。充油必需灌到油位中线处。
2)柱塞腔的滴油槽应每班加满油。
3)检查各重要连接位置是不是松动，(如滑块前端的M52X2的螺纹压套)如发现应及时拧紧。
4)管路及接头的密封：通过压力调节阀(自动卸载阀)的反映，应可观察到是不是有漏损，如
有漏处必需拧紧。
5)自动卸载阀的压力是不是正确，看试车一节所叙自动卸载阀的调定。
6)柱塞与密封填料的密封性：用灯照方式检看密封，密封填料处会有滴落的液体，但如果是漏液过量，必需改换密封。
7)注意液箱的液位及积垢情况，应及时充液和消除污垢，不使泵吸空和阻塞。
8)如遇反常声响，温度太高(超过80℃)猛烈的抖动等异样情况，应当即停泵检查。 5．3乳化液箱回流磁过滤器的清洗
松开连接螺栓，用布擦洗磁棒，打扫过滤器件,切勿用金属刷子打扫。 5．4连杆轴瓦的调整
在1500小时运行及每次换油后要进行调整。排油以后，拆下后箱盖，消洗箱底部，然后拆下连杆螺钉取下连杆盖，查看两半轴瓦磨损情况，如必要进行改换。在从头装上半轴瓦后，联接螺钉要抹油，用扭力扳手拧紧连杆螺钉，固定拧紧的力矩为130—150Nm，然后用铁丝对连杆螺钉穿好、拧紧、防松。 5．5利用维修注意事项
1)在安装关键螺栓时(如：阀体与箱体的连接螺栓，齿轮箱与箱体联接螺栓)，应有足够的 拧紧力矩。最好在满载一段时间后，再拧紧一次。 2)利用进程中需要调整柱塞密封紧缩量时，不要一次将螺母压得过紧，因为过紧会使密封 与柱塞的摩擦加重。
3)检查柱塞与滑块的连接压套是不是松动，应及时拧紧。
4)柱塞密封损坏时，最好用装配好的缸套组件整体改换，因为在井下环境不好，散件改换不能保证装配质量。
5)在装缸套密封时，腔内应层层抹上润滑脂，以利润滑。 6)滑块与滑块销，大轴承与曲轴联按时，应采用热装。
7)在正常使历时，泵的上盖不该打开，避免煤尘进入泵内，柱塞腔盖板应盖好，避免杂物 进入冲坏滑块。
8)缸套的进油孔，应对准泵体上的滴油孔，并用定位螺钉定位，以避免缸套旋转．
9)在泵站工作时，液箱盖严禁打开，严防杂物落进液箱。 10)按期清洗插板过滤器上的污物(一个月清洗一次)。
11)按期消除浮于液面的乳化油分解物(半个月一次)，同时观察磁性过滤器是不是需要清洗。
12)按期检查蓄能器充气压力(一个月一次)，应为系统实际：工作压力的60—70％，低于下限时则应补充氮气达上限
13)在升井维修时，应从头将蓄能器充气并检查是不是漏气。 八、贮存
贮存地址应空气流通、干燥，能避免受潮、锈蚀、冰冻及其它损坏。
贮存期最长为9个月，贮存的方式应保证不拆卸即可投入利用。超期需要从头检查，从头油封。
第六章 乳化泵站的利用与保护 一、泵的利用
(1)必需指定经专门培训的泵站司机操作，管理。操作人员必需认真负责。 (2)安装时泵应水平放置，以维持良好的润滑条件。
(3)在利用泵站前，首先应仔细检查润滑油油位是不是符合规定．油位在泵运转时不 应低于油标玻璃的下标或超过上标。各部位机件有无损坏，各紧固件不宜松动。各连接管 道是不是有渗漏现象。吸排液软管是不是右折叠。
(4)在确认无端障后。接通水源，将吸液腔的放气堵拧松，把吸液腔空气完全放尽，待 出液后拧紧。打开手动卸载阀或短路截止阀。使泵在空载下起动，点动电源开关，观察电 机转向与所示箭头方向是不是相同。禁止开反车。
(5)泵起动后。拧松泵头高压腔放气螺钉。放尽高压腔内的空气(出液后即拧紧)应
密切注意它的运转情况，先空载运行5-10min．泵应没有异样噪音、抖动、管路泄漏等现 象。检查泵头吸排液阀压紧螺堵．泵头与箱体连接螺钉等应无松动现象方可投入利用， (6)一切正常后。打开供液截止阀。关闭手动卸载阀或短路截止阀，正式供液。
(7)投入工作初期．要注意箱体温暖不宜太高，油温应低于80℃，注意油位的转变．油 位不得低于下标，液箱的液位不得太低，以避免吸空，液温不得超过的40℃。
(8)在工作中要注意柱塞密封是不是正常，柱塞上有水珠是正常现象，如发现柱塞密封 处漏液过量，要及时改换和处置。
(9)停泵的顺序与起动的顺序相反。 二、泵的保护和保养 一、泵的润滑
乳化泵的润滑方式有两种：一种是飞溅式，另一种是强迫式。 飞溅润滑是借助曲轴旋转甩起润滑油，一部份油由四连杆上端剖缝处的小油池中的小孔进入曲轴表面供连杆大头轴瓦润滑，有一部份油由滑道上方漏油孔进入滑道，再由滑块上方漏油孔滴入连杆小头轴瓦内进行润滑。同时滑块也取得润滑。
强迫润滑是由专供润滑的油泵供润滑油，进入曲轴杆的中心孔对大头轴瓦、小头轴瓦进行润滑。
润滑油用N68机械油，不该利用更低粘度的润滑油，以避免影响润滑。
润滑油应在运行150h后换第一次油，同时清洗油池，加油必需在滤网口加入，正常运行中作适当补充，严防煤粉矸石进入箱体内。
二、日常保护和保养
(1) 检查各连接运动部件，紧固件是不是松动，各连接头是不是渗漏，拧紧柱塞滑块部连结处锁紧螺套，消除柱塞滑块间轴向间隙。
(2)要求用扳手常常进行检查吸排液阀压紧螺堵是不是松动，并使劲拧紧至拧不动为止，此项检查每周不得少于一次。
(3)检查吸排液阀的性能，平时应观察阀组动作的节拍声和压力表的跳动情况，如发现不正常，及时处置。
(4)泵起动后。应常常检查齿轮油泵的工作压力，若低于应及时停泵处置。 (5)检查各部位的密封是不是靠得住，主如果滑块油封和柱塞密封。 (6)检查曲轴箱的油位和润滑油池的油量．必要时加以补充，
(7)每一个月检查一次蓄器内的氮气压力，充分发挥蓄能器的作用。
(8)当利用泵的环境温度≤0℃时，停泵后必需将吸液胶管取下放掉泵吸液腔内液体， 以避免冻坏箱体。
3．泵的故障与排除方式(见表4-1)
故 障 起动舌有流量无压 力或压力不足 产 生 原 因 1．卸载阀未关闭或密封不良 2．卸载阀主阀卡住落不下 3．卸载阀调压弹簧断裂或疲劳 4．卸载阀中下节流孔堵塞 5．主阀密封不良 6．压力表开关末打开或阀座变形堵塞 7．排液管道开裂 产 生 原 因 1．柱塞密封圈磨损或损坏 2．柱塞表面有严重划伤拉毛 1．泵吸液腔空气未排尽 2．柱塞密封损坏，排液时漏液，吸液时进气 3．吸液软管过细过长 4．吸排液阀动作不灵，密封不好 5．吸排液阀弹簧断裂 6．蓄能器内氮气无压力或压力过高 7．乳化液箱水位过低 8．吸液过滤器堵塞 9．卸载阀动作频繁或漏液严重 排 除 方 法 1．拧紧卸压阀或修复更涣 2．检查清洗主阀 3． 更换 4．检查并排除 5．修复或更换 6．打开，更换 7． 更 换 排 除 方 法 l．更换密封囤 2．更换或修磨柱塞 1．拧松泵放气螺钉，放尽空气 2．检查柱塞修复或更换密封 3．调换吸液软管 4．检查阀组清除杂物使动作灵活密封可 靠 5．更换弹簧 6．充气或放气 7．加乳化液 8．清洗 9．检查排除恢复正常 故 障 柱塞密封处泄漏严 重 泵起动后无流量或 流量不足。压力脉动 大。管道振动噪声严重 泵运转噪音大有撞 击声 1．曲轴轴拐与轴瓦磨损严重间隙过大 1．更换轴瓦或调整间隙 2．泵内有杂物 2．清除杂物 3．联轱器安装不对中心 3．检查联轴器调整电机与泵同轴 4．柱塞端部与承压块间隙加大 4．拧紧锁紧螺套或更换 5．齿轮加工精度低或齿面损坏 5．修复或更换 6．连杆衬套与滑块磨损严重 6．更换 7．吸液不足 7．检查吸液系统 1．加油或清洗油池换油 2．修理曲轴和修刮或调换曲轴 3．检查原因排除 4．检查并排除 5．调整负荷 箱体温度过高润滑 1．润滑油不足或过多，太脏或油质选油油温升高发热异常 取不符合要求 2．轴瓦损坏或曲轴颈拉毛 3．连杆大头侧面与曲轴线板蹩卡 4．润滑冷却系统出故障 乳超负荷运行时间过长 泵压力突然升高超 1．安全阀失灵 1．检查调整或调换安全阀 过卸载阀调定压力或 2．卸载阀主阀芯卡住不动作或先导阀有 2．检查清洗卸载阀 安全阀调定压力 蹩卡 3．检查排除原因 3．系统中故障
故 障 产 生 原 因 排 除 方 法 1.检查清洗单向阀 2.检查更换输液管 3.检查先导阀阀面及密封 4.充气或放气到规定压力 清洗过滤网板 1．更换密封圈 2．更换或修磨柱塞 1．拧松泵放气螺钉，放尽空气 2．检查柱塞修复或更换密封 3．调换吸液软管 4．检查阀组清除杂物使动作灵活密封可 靠 5.更换弹簧 6．充气或放气 7.加乳化液 8．清洗 9．检查排除恢复正常 1．更换轴瓦或调整间隙 2．清除杂物 3．检查联轴器调整电机与泵同轴 4．拧紧锁紧螺套或更换 5．修复或更换 6．更换 7．检查吸液系统 1.加油或清洗油池换油 2．修理曲轴和修刮或调换曲轴 3．检查原因排除 4.检查并排除 5.调整负荷 支架停止供液时卸 1.卸载阀单向阀漏液 载阀动作频繁 2．去支架的输液管漏液 3．先导阀泄漏 4. 蓄能器内氮气无压力或压力过高 液箱前后液位差太 大 柱塞密封处泄漏严 重 过滤网板被污物堵死 1．柱塞密封圈磨损或损坏 2．柱塞表面有严重划伤拉毛 泵起动后无流量或 1．泵吸液腔空气未排尽 流量不足，压力脉动 2．柱塞密封损坏，排液时漏液，吸液 大，管道振动噪声严重 时进气 3．吸液软管过细过长 4. 吸排液阀动作不灵，密封不好 5.吸排液阀弹簧断裂 6. 蓄能器内氮气无压力或压力过高 7.乳化液箱水位过低 8．吸液过滤器堵塞 9．卸载阀动作频繁或漏液严重 泵运转噪音大有撞 击声 1． 曲轴轴拐与轴瓦磨损严重间隙过大 2．泵内有杂物 3．联轴器安装不对中心 4. 柱塞端部与承压块间隙加大 5．齿乾加工精度低或齿面损坏 6．连杆衬套与滑块磨损严重 7． 吸液不足 箱体温度过高帼滑 1．润滑油不足或过多，太脏或油质选油油温升高发热异常 取不符合要求 2．轴瓦损坏或曲轴颈拉毛 3.连杆大头侧面与曲轴线板蹩卡 4. 润滑冷却系统出故障 5. 超负荷运行时间过长 泵压力突然升高超 过卸载阀调定压力或 安全阀调定压力 支架停止供液时卸 载阀动作频繁 1．安全阀失灵 1．检查调整或调换安全阀 2．卸载阀主阀芯卡住不动作或先导阀 2．检查清洗卸载阀 有蹩卡 3．检查排除原因 3．系统中故障 1．卸载阀单向阀漏液 2．去支架的输液管漏液 3．先导阀泄漏 4． 蓄能器内氮气无压力或压力过高 1．检查清洗单向阀 2．检查更换输液管 3．检查先导阀阀面及密封 4．充气或放气到规定压力 液箱前后液位差太大
过滤网板被污物堵死 清洗过滤网板
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