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
Ｆ ｇ １ Ｔｈ ｔｕ ｉ ． ｅ ｓｒ ｍ ｆｌ ｍｌ ｔ ｎ ｏ ａ ｍ ａｄ
＝
Ｆ ｛： Ｆ ３＝ １ ３ Ｎ． ： Ｆ ５ｋ Ｆ ７ ４＝ １３１ｋ ，Ｆ １ Ｎ
Ｆ ｅ ｓ＂ ３ｏ ａ ４— １ ０ ． Ｎ． ： ＝ Ｆ３ｉ ａ ２ ６ ｋ Ｆ３ ５ ｓ ＂ ｎ ４＝ ８７・ Ｎ， ６ ５ｋ
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 ＝２ ｍ增 加 Ｓ ５ｒ ｎ
Ｆ ＝ ｃｓ４＝９４ｋ ：＝ Ｆ ｓ ａ ４ ０口 ７ Ｎ， ４ｉ ４＝８７２ｋ 。 ｎ ７ ． Ｎ ４ 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。
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已知：
S=M=γ=K=
Σh=M/(K-1)=α=°
A=
n 0=n=
P 0=
S=
解：
kN
已知：
M max =M min =R 1=
m R 2=
解：
m
m
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1.4岩石碎胀系数，取821.2510折算法010P—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；
450
410
P=A×9.8S γMcos α=
2744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，（°）。
Σh—冒落带岩石高度（直接顶厚度），m；S 1=k×M max ×R 1=0.04S 2=k×M max ×R 2=
0.064
2H min =M min -S 2-a=
1.50.5
1.386
2.2H min =M min -B=
1.25
0.8
R 1为前柱到煤壁的距离，m。
R 2为后柱到煤壁的距离，m。
1.96H max =M max -S 1=
H max =M max +0.2=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㎜。
°′″
㎜（？）k=
㎜（？）a=
m
B=m 矿山机械教材参考公式
等稳定、中等坚固的岩石为界，低者取6～8，高者取9～11倍。
数，取1.25～1.5。
折算法：
P—支架最大工作阻力，kN/根；
n0—单体支柱支护密度，根/㎡；
P0—单体支柱平均最大工作阻力，kN/根；
P=(n0P0S)/n=500
n—液压支架柱数，根；
S—液压支架的支护面积，㎡。
如能将初撑力提高到工作阻力的60％～70％，则较为理想。
0.04
0.064
壁的距离，m。
0.25250～350㎜0㎜左右。
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
H=m K=ρ=
t/m³
MPa 放顶煤支架的支护强度一般为0.5～0.7MPa
q=KH ρ×10-2=
0支架支护强度估算：
5
H—采高，m；
ρ—顶板岩石密度，一般取为2.5t/m³
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，Ⅱ、Ⅲ级顶板分别为0.04、0.025、0.015；
，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=Mpa
支撑力,KN 支护面积，㎡
q=R/F×10-2=
显时，取低值，否则取高值；我国和日本取5，英国取5～7；苏联取6～8.。