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采场顶板控制设计
第四章采场顶板控制设计
第一节采场顶板的运动特征
一、直接顶的运动特征
前面阐述了直接顶的结构形态有10种,然而,对采场危险性最大的是悬顶距大的顶板和破碎顶板。
下面详细叙述这两种类型的运动特征。
1.悬顶的运动特征
此类顶板由于直接顶岩层厚度大、强度高,因而在工作面能产生大的悬顶。
当工作面的切顶力不足时,直接顶岩梁将在工作面内断裂,造成重大事故(如图4-1a所示);当工作面切顶力足够大时,直接顶将会在末排支柱切断,不会影响工作面生产(如图4-1b所示)。
图4-1悬顶的运动特征
2.破碎顶板的运动特征
由于该类型顶板比较破碎,如果支护不及时,工作面内将出现大面积的漏顶,造成漏垮事故(如图4-2所示)。
图4-2破碎顶板的运动特征
二、老顶的运动特征
1.回转失稳
此类顶板岩梁强度比较高,裂断时产生很大的水平力和垂直力,各岩块之间依靠水平力相互挤压能形成铰接岩梁,达到平衡。
当岩梁的垂直力大于各岩层相互间的摩擦力时,岩梁开始回转下沉失稳,继而达到新的铰接平衡。
在岩梁回转下沉时,如果垂直力很大,下沉速度剧烈,则在工作面会产生冲击载荷(如图4-3a所示)。
2.滑落失稳
此类老顶岩梁强度较低,水平分力较小,垂直分力很大,因而岩梁将滑落失稳。
由于此类老顶岩梁垂直分力很大,岩梁滑落时将造成工作面台阶下沉,同时在支架上产生冲击载荷(如图4-3b所示)。
图4-3老顶的运动特征
第二节采场支护原理
一、支架对顶板的工作状态
1.支架对直接顶的工作状态——“给定载荷”方案
由于直接顶在采空区内已经垮落,所以顶板控制设计时,必须按最危险状态(沿煤壁处切断)考虑。
理论与实践已证明,在顶板岩层沉降过程中,支架对直接顶的工作状态按“给定载荷”考虑是接近实际的。
亦即无论顶板沉降到什么位置,直接顶给支架的作用力可以近似地看成是恒定的。
其值可由下式表达:
A=mzγzfz(4-1)
式中A——直接顶给支架的作用力;
fz——直接顶悬顶系数。
其它符号含义同前。
2.支架对老顶的工作状态——“给定变形”和“限定变形”
老顶岩梁断裂后,在运动过程中给支架的作用力,由支架对岩梁运动的抵抗程度(或对岩梁位态控制的要求)决定。
因此,岩梁运动结束时支架可在以下两种状态下工作:
(1)“给定变形”工作方案
采场支架对老顶岩梁的运动处于“给定变形”工作状态时,岩梁运动稳定时的位置状态(即“位态”)由岩梁的强度及两端支承情况决定。
在岩梁由端部断裂到沉降至最终位态的整个运动过程中,支架只能在一定范围内降低岩梁运动速度,但不能对岩梁的运动起到阻止作用。
在“给定变形”工作状态下,岩梁运动全过程中支架作用力与顶板压力之间的关系为:
Qi>Ri(4-2a)
或者Qi>PiLk(4-2b)
式中Qi——沿倾斜每米顶板给支架的作用力,N/m;
Ri——沿倾斜每米支架阻抗力,N/m;
Pi——采场支架平均承载能力,N/m²;
Lk——控顶距,m。
显然,在这种情况下岩梁从运动到重新进入稳定的全过程中,都无法建立起支架受力与顶板压力之间的直接关系方程。
在这种工作状态下岩梁运动至最终状态时的顶板下沉量(即岩梁无阻碍最终沉降值)为(对照图4-4):
(4-3)
式中ΔhA——岩梁无阻碍最终沉降值,即岩梁处于最低位态条件下最大控顶距处的顶板下沉量。
图4-4ΔhA计算图
在这种工作状态下,为了防止支架在岩梁运动过程中被压死,所要求的最大允许缩量须满足下式
(4-4)
式中εmax——支架最大允许缩量;
——支柱钻顶钻底及中间介质压缩量。
岩梁运动结束时采场支架实际受力值(RT),在不发生破顶钻底的理想条件下,将由支架的综合刚度(支架力学特性)所决定,即
RT=ET·ΔhA(4-5)
式中ET——支架的综合刚度。
(2)“限定变形”工作方案
采场支架对岩梁运动采取“限定变形”,是指采场支架对岩梁运动进行必要的限制。
即在支架阻力的作用下,岩梁不能沉降至最低位态。
岩梁进入稳定时的位态(岩梁运动稳定时既定控顶距的采场顶板下沉量)由采场支架的阻抗力所限定。
支架在“限定变形”状态下工作时,支架阻力与取得平衡的岩梁位态之间存在着肯定的力学关系,可以建立两者间的力学方程。
在支架刚度一定的条件下,要求控制的位态愈高,所需支架的阻抗力越大。
二、支架围岩的一般关系
支护强度是指单位面积上支架给予顶板的支撑力。
从安全角度出发,除易碎直接顶采场外,支护强度是越大越好,但从经济角度出发,应该在保证安全的前提下,尽可能减小支护强度,因为支护强度的提高是以增加材料的投入为代价的。
既安全又经济的支护强度称为合理的支护强度。
由此也可看出,针对不同的控制要求,支护强度是不同的,通常我们说的某一个采场的支护强度是多少,是针对一定的顶板控制状态而言的,因而不能笼统地认为该采场的顶板压力就等于测得的支护强度。
合理的支护强度应该能杜绝下列顶板事故:
剪切冒落、滑动冒落、冲击冒落;应该尽可能抑制下列顶板压力显现:
台阶下沉、破碎、离层、大悬顶、冲击载荷。
比岩重法确定支护强度更为理性的方法,是“支架—围岩”关系理论。
人们通过实验室和现场的调压试验,很早就提出了顶板下沉量与支护强度之间存在双曲线关系(如图4-5所示),该关系指出:
要减小顶板下沉量,就必须以提高支护强度为代价。
图4-5支架围岩的双曲线关系
“传递岩梁”理论注意到上述双曲线只能定性地描述支架围岩关系,而且基于梁式结构的力学模型,提出了位态方程的概念和表达式(参见式4-6):
(4-6)
式中A——直接顶作用力;
ΔhA——控顶末排最大顶板下沉量;
Δhi——要控制的顶板下沉量;
K——位态常数,由岩梁参数和控顶距决定。
该公式阐明了支架围岩之间双曲线关系外,还进一步指明了直接顶在位态方程中的作用。
在具体采场,可计算出ΔhA,K则不能定量计算,因为:
(4-7)
式中ME,γE,C——分别为老顶厚度、容重和运动步距;
Lk——控顶距;
KT——岩重分配系数。
式(4-7)中,只有KT是不定量的,因为KT与岩梁断裂位置、结构形式、物理性质、支架性能等都有关系,只有搞清这些关系后,KT才能定量计算,然而,要搞清这些关系几乎是不可能的。
因为很多参数无法准确得到,支架、煤壁、矸石与老顶岩层之间是一种超静定关系,因此解决这个问题也只能用相应的半定量分析配合量化控制准则和现场经验相结合的方法。
由于支架与多种形式老顶结构的作用原理是一致的,因此多种形式老顶结构与支架的作用关系可用一种有代表性的抽象模型表示。
图4-6所示即为支架围岩的一般关系抽象模型。
图4-6中,阴影部分为非法工作区,b′c段为梁式结构给定变形(ΔhA)工作段,bc段为拱梁或类拱结构分层压实时的工作段,ΔS为离层压实量,K为直接顶与老顶的接触应力。
ab或ab′段为限定变形工作段。
cd段表示支架不能支撑直接顶的重量,因此,是非法工作区。
三、采场支护的原理
1.对直接顶——“支”和“护”——给定载荷
因为直接顶在老塘已冒落,在工作面需由支架全部承担其重量,因此,支架要有足够的支撑能力,在采场支护住直接顶,使其不垮落;同时,由于直接顶比较破碎,支架还必须能够护住顶板,使破碎岩块不能进入工作面。
只有这样才能保证采场安全。
图4-6支围关系图
2.对老顶——根据采场需要选择工作方案
由图4-6的支围关系图知,根据采场的需要来选择支架的工作状态,
第三节合理支护强度的确定
由前述可知,支护强度的计算是一个超静定问题,企图依靠精确的力学方法几乎是不可能的,只能采用半定量的支围关系、量化控制准则和成功经验相结合的方法。
下面按工作面不同推进阶段,介绍支护强度的计算方法。
先介绍以“支”为准则的计算方法,后介绍以“防滑”为准则的计算方法。
一、直接顶初次垮落期间(0~LZ)
支的准则:
把直接顶安全地切落。
如基本支护达不到要求,则考虑其它措施。
力学保证条件:
支架至少能承担起直接顶初次垮落步距一半的重力。
支护强度[2]:
P≥
(4-8)
式中Lk——控顶距;
γZ——直接顶容重。
二、老顶初次来压期间(LZ~C0)
支的准则:
①防止直接顶向采空区推垮;
②让老顶缓慢沉降到要求的位态(防止冲击);
③保证支架不被压死;
④对可能发生剪切的采场,应采取特殊的处理方法,并进行采场来压预报。
力学保证条件:
①增加支柱初撑力和工作阻力,使直接顶和老顶紧贴(加大泵压,穿鞋或用大吨位升柱器等措施);
②支架能在不被压死的情况下,承担起老顶的部分作用力和全部直接顶的作用力。
支护强度用式(4-9)计算[2]。
(4-9)
式中ME,γE,C0——分别为老顶厚度、容重和初次来压步距;
KT——岩重分配系数,受直接顶厚度与采高之比N的控制。
大量研究证明,采空区充填得越实,支架承受的老顶作用力越小。
根据现场控制的经验,一般条件采场的KT可按表4-1选取[4]。
表4-1KT选取表
N
N≤1
1 2.5 N>5 KT 2 2N 38(N-2.5)+5 ∞ N≤1时,表明直接顶很薄,坚硬老顶来压猛烈,支架必须承担初次来压步距内 的岩重。 如基本支护达不到要求,则采取特种支护或其它措施。 1 2.5 N>5时,表明垮落直接顶与老顶接实,支架可完全不考虑老顶的作用力。 式(4-9)中,直接顶作用力A的计算由式(4-10)、式(4-11)给出。 当悬顶距LS<2m时[2], (4-10) 当悬顶距LS≥2m时[6], (4-11) 式(4-10)表明,当悬顶距较小时,悬顶与采空区已垮矸石很难接触以传递直接顶的重力,所以,应按力矩平衡来求A。 式(4-11)表明当悬顶距较大时,自身有一定自承能力,其作用力无须支架全部承担,悬顶断裂后,在沉降过程中,根据静力平衡,支架必须承受悬顶的全部重力(不考虑力矩的作用)。 长悬顶触矸后,直接顶给支架的作用力由式(4-12)给出。 (4-12) 对比式(4-11)和式(4-12),可得出前者计算出的A大于后者,前者考虑了长悬顶没触矸时的静力平衡,所以计算的结果较安全,一般情况下我们用式(4-11)计算A。 三、正常推进阶段 支的准则: ①在类拱结构采场,防止类拱在煤壁处切落(沿图4-7中AB,CD线); 图4-7类拱在煤壁处的切落位置 ②梁式结构采场防止老顶来压时出现大的台阶下沉和冲击; ③多岩层结构采场防止上位岩梁对下位岩梁的冲击; ④防止支架压死。 力学保证条件: ①类拱结构采场保证支架能支住直接顶和悬跨度一半的重量; ②支架在给定变形状态工作时,必须能支住直接顶并能承担部分老顶的作用力,以减缓老顶的来压速度; ③支架在限定变形状态下工作时,必须能支住与要求控制的顶板下沉量Δhi对应的老顶悬跨度Li的部分及直接顶的全部作用力。 支护强度[2][4]: ①类拱结构下: (4-13) ②给定变形下: (4-14) ③限定变形下: (4-15) ④多岩梁结构下: (4-16) 式中ΔhA——顶板最大下沉量; Δhi——要求控制的顶板下沉量; ME,γE,C——第一岩梁的厚度、容重和周期来压步距。 KT按表4-1选取。 四、防止直接顶滑动的支护强度计算 防滑的准则: 老顶一般自身能形成平衡结构,采场支护设计时如果以“让压”为原则,支架除承受直接顶的全部作用力外,还需使直接顶与老顶有足够大的接触压力,使直接顶与老顶紧贴,防止直接顶向采空区方向滑动。 (一)老顶初次来压期间 按防滑动准则,支护强度由式(4-17)给出: (4-17) 式中A——直接顶作用力; Q——由老顶结构形式决定的摩擦力安全系数(见表4-2); f——老顶与直接顶之间的摩擦系数,一般取0.3; α0——老顶初次来压完成后的顶板下沉角。 (4-18) 式中H——采高; K——碎胀系数。 表4-2安全系数选择表 结构形式 类拱 拱梁 梁式 安全系数Q 1 2 3 (二)正常推进阶段 支护强度由式(4-19)给出: (4-19) 式中α——老顶周期来压完成后的顶板下沉角。 (4-20) 其它符号意义同前。 五、合理支护强度的确定 根据前面按“支的准则”和“防滑准则”计算的支护强度,取其中的最大值为合理支护强度,这样既可以防止直接顶滑动,又可以防止出现动压冲击和台阶下沉。 第四节支架 一、支架分类 二、支架的工作特性 在井下支护过程中,由于受到多种主观和客观因素的影响,支架所能给予顶板的实际支撑能力比出厂标定的额定工作阻力要小。 因此,在进行顶板控制设计时,必须考虑各种因素对支架实际支撑能力的影响。 初撑力。 支架支设时,将活柱升起,托住顶梁,利用升柱工具和锁紧装置使支柱对顶板产生一个主动支撑力。 这个最初形成的主动支撑力称为支柱的初撑力。 对于液压支柱,即是泵压所形成的支柱对顶板的撑力。 始动力。 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形成的。 因此也称为支柱的阻力。 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。 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。 (一)单体支柱 单体支架由顶梁和支柱组成。 它的工作特性主要取决于单体支柱的工作特性和辅助结构的压缩特性。 1.木支柱 木材是一种各向异性体,木材纵向(平行于木材的纤维方向)加压时,其承载能力要比横向(垂直于木材的纤维方向)加压时大,但可缩量小得多。 由于这种各向异性,木支柱表现出如图4-8所示的工作特性。 抵抗外载的阻力增长很快。 在加木垫或木顶梁的情况下,开始阶段由于木梁(或木垫)压缩,阻力增长极为缓慢。 当木梁(或木垫)被压扁后,阻力急剧上升。 由于木支柱纵向刚性大、可缩量很小,在顶板下沉中很快被压折,最终失去支承作用。 因此,木支柱的工作特性对支撑下沉量大的顶板是极不利的。 图4-8木支柱特性曲线 1-支柱直接架设在顶板上; 2—支柱带有8cm厚可缩垫木 2.金属摩擦支柱 目前我国广泛使用的金属摩擦支柱有急增阻式和微增阻式两种。 1)急增阻式金属摩擦支柱(HZJA) HZJA型金属摩擦支柱结构如图4-9所示。 支柱在工作面架设后,使之对顶板产生初撑力(Rˊ0)。 当加在支柱上的顶板压力超过活柱与摩擦板之间形成的摩擦力——始动阻力(R0)时,活柱即开始下缩。 下缩过程中,由于摩擦板表面的斜度使锁箍撑开,锁紧力增加,摩擦力(工作阻力)也随之线性增加,其特性曲线如图4-10所示。 图4-9HZJA型金属支柱结构图 1—柱体;2—活柱;3—顶盖;4—锁箍;5—垂直楔;6—传动块 7—水平楔;8—挡底;9—摩擦板;10—底座;11—铰接顶盖 图4-10急增阻支柱的R-ε关系曲线 1—实验室测定结果2—井下测定结果 由于HZJA型支柱可缩量小,大规模的允许缩量也只有100mm左右,因此,一般用在顶板下沉量小的薄煤层中。 2)微增阻金属摩擦支柱(HZWA) 支柱结构如图4-11所示。 支柱支设后,可利用升柱器使支柱对顶板产生一定的初撑力(Rˊ0),此时滑块6由于弹簧9力的作用而被推向上,楔组(水平楔8与楔块7)呈6~8°的仰角。 此后,在顶板下沉使活柱下缩过程中,支柱表现为三种工作状态: 第一阶段: 随顶板下沉,自动加紧机构起作用,支柱工作阻力随之上升到始动工作阻力(R0) R0=2N1f=2ES1f(4-21) 式中S1——打紧水平楔时锁箍水平胀开量,mm; E——锁箍弹性变形刚度,N/mm; F——活动表面与摩擦板间滑动系数; N1——锁箍水平胀开S1(mm)时的反作用力,N。 显然,R0值取决于水平楔的打紧程度以及活柱与摩擦板之间的摩擦系数(如有煤粉或表面已生锈,f将大幅度减小)。 理想情况下,始动阻力为80~100KN。 图4-11HZWA型金属支柱结构图 1—底座;2—柱筒;3—活柱;4—铰接顶盖;5—锁体;6—滑块;7—楔块; 8—水平楔;9—弹簧;10—特制垫圈;11—托板;12—螺母;13—调整螺钉; 14—螺钉;15—垫圈;16—挡块17、18—左右摩擦板;19-卡块;20—卡箍 第二阶段: 当支柱所承受压力超过R0后,随着活柱下缩,滑块也下移,楔组沿锁体上的圆弧向下转动,锁箍继续被撑开,夹紧力急剧增加,工作阻力由R0急增至初工作阻力RA(此时锁箍被撑开至S2,见图4-12)。 此时,阻力增值(R1)按设计标准为150KN左右(自动夹紧距C≈10mm),即滑块每下降1mm,阻力增加15KN左右。 因此,在该阶段中任意时刻支柱工作阻力Ri可由下式表达 Ri=R0+15000C1(0≤C1≤C)(4-22) 式中C1——滑块下降距离,mm。 由于 (4-23) 式中δC——随动系数,反映了滑块随活柱下缩的同步程度,是衡量楔紧程度的一个标志。 εi——任意时刻活柱下缩量,mm; ε1——水平楔转正时活柱下缩量,mm。 若δC=1,表明滑块随活柱同步下缩,此时紧楔情况很好,否则δC>1。 以εi所表示的Ri为 (0≤εi≤ε1)(4-24) 初工作阻力为 (4-25) 第三阶段: 自动夹紧过程完成后,由于活柱摩擦表面的斜度(1/1250)胀开锁箍,使得支柱的工作阻力缓慢上升。 在该阶段内任意时刻阻力增值为 (4-26) 式中t——活柱每下缩1mm阻力增值,N/mm; RB——支柱额定工作阻力,N; εB——支柱最大允许缩量,mm; εˊi——水平楔转正后的活柱缩量,mm。 εˊi=εi-ε1(4-27) 如果支柱按设计标准工作,即 RB-RA=10KN εB=400mm;ε1=10mm 表4-3 增阻阶段 阻力 (KN) 活柱缩量 (mm) 自动夹紧距 (mm) 始动阻力 增阻值(R0) 阻力值R0 初工作阻力 增阻值(R1) 阻力值RA=R0+R1 80~100 0 0 0 0 终工作阻力 增阻值(R2) 阻力值RB=RA+R2 150 250±30 ε1=10~15 ε1=10~15 9±1 9±1 100 ε2=400-ε1≈ 400 εB=400 9±1 9±1 如表4-3所示,则 t≈250,N/mm R2ˊ≈250(εi-ε1),N R2≈250(εB-ε1),N 任意时刻工作阻力及实际工作阻力分别为 Ri=RA+R2ˊ =R0+150000+250(εi-ε1)(ε1≤εi≤εB)(4-28) RB=RA+R2 =R0+150000+250(εB-ε1)(4-29) 综上所述,HZWA型支柱工作阻力Ri随活柱缩量εi的变化规律可归结为式(4-30) (4-30) 特性曲线如图4-12所示。 图4-12HZWA型支柱工作特性曲线 3.单体液压支柱 单体液压支柱按注油(液)方式分为内注式(图4-13)和外注式(图4-14)两种。 图4-13内注式单体液压支柱图4-14外注式单体液压支柱 1—柱体;2—活柱;3—活塞头;1—顶盖;2—三用阀;3—活柱体; 4—泵;5—安全阀及卸载阀;4—油缸;5—复位弹簧;6—活塞; 6—上顶盖;7—下柱座;7—底座;8—卸载手把;9—注液枪; 8—支柱底腔;9—通道10—泵站供液;11—注液时操纵手把方向 12—卸载时动作方向 内注式液压支柱事先已罐好了工作液,通过摇动手把操纵支柱内的液压泵,把工作液从低压腔压入高压腔使支柱升起(见图4-15)。 图4-15内注式液压支柱示意图图4-16单体液压支柱工作特性曲线 外注式液压支柱的工作液是从外部供给的。 一般是通过顺槽内的泵站经高压软管上的注液枪向支柱内供液,在高压液作用下使支柱升起并支撑顶板。 单体液压支柱的工作特性曲线如图4-16所示,支柱架设时,内注液式依靠手工操作,一般能产生50~70KN的初撑力(液压支柱初撑力与始动阻力相等)。 外注式支柱初撑力取决于泵站及升柱质量。 图中工作点A对应初撑力R0。 顶板下沉时,支柱下腔工作液受压缩而呈弹性变形,大约压缩6~20mm(DZ-22型支柱试验得εH为15~18mm,对应于额定初撑力),工作阻力急剧上升到额定工作阻力RB,即特性曲线中的B点,此时安全阀开启卸液,工作阻力略有下降,降到图中C点,安全阀重新关闭。 随后工作阻力又有所增加,安全阀重新打开。 如此反复,在活柱下缩过程中,形成图4-16所示的恒阻工作特性。 (二)液压支架 1.综采支架 1)支撑式液压支架 指在结构上没有掩护梁,对顶板的作用是以垂直支撑为主的支架。 这种支架具有较大的支撑能力,靠立柱和顶梁直接支撑顶板,维护工作空间,顶板在顶梁后部切断垮落。 由于支撑力集中在顶梁的后部,而在煤壁附近无立柱支护区由支撑力较弱的前探梁维护,顶梁上力的分布状态如图4-17中a、b所示。 这种支架一般适用于支撑稳定和坚硬的顶板。 按支架结构与动作方式的不同,支撑式又可分为垛式(六柱和四柱两种)和节式两种。 图4-17不同架型顶梁上载荷分布 a、b—垛式;c、d—支撑掩护式;e—掩护支撑式;f—纯掩护式 图4-18BZZZC型垛式液压支架 1—支柱;2—前梁千斤顶;3—复位千斤顶;4—推移千斤顶;5—操纵阀;6—控制阀 7—底座箱;8—前梁;9—主梁;10—挡矸帘;11—钢丝绳柱销;12—加长段;13—碰头 图4-19节式支架 1—铰接顶梁;2—支柱;3—底座;4—千斤顶;5—阀座;6—弹簧钢带 2)支撑掩护式 这种支架对顶板兼有支撑和掩护两种作用(见图4-20、4-21)。 支架支撑部分作用力大于掩护部分,适合于在较稳定的顶板条件下使用。 图4-20道梯4/550型支撑掩护式支架 1—顶梁;2—护帮装置;3—支柱;4—掩护梁;5—前连梁;6—后连梁 7—操纵阀;8—推移装置;9—底座 3)掩护式支架 支架顶梁较短,支撑能力较弱,顶梁上支撑力集中靠近煤壁附近(如图4-17中e)。 主要靠掩护作用维护工作空间,适用于松软顶板。 依据支架结构特点和顶梁移动轨迹,这类支 图4-21G320-13/32型掩护式支架 1—主梁;2—前梁;3—掩护梁;4—前连梁;5—底座;6—推移装置;7—护帮装置; 8—前梁千斤顶;9—平衡千斤顶;10—支柱;11—侧护板;12—后连杆 架又分圆弧形、双纽线形和椭圆线形等几种型式。 2.综采放顶煤支架 1)单输送机高位放顶煤支架 这类支架现有两种,支护强度在0.52~0.89MPa之间,一种为轻型,一种为重型。 适用于急斜特厚煤层和缓斜软煤层。 此类支架型式如图4-22所示。 该支架结构特点是短托梁加内伸缩梁及护帮板。 其立柱两根用于支撑,两根用于控制放煤槽,底座有插底及非插底式两种,支架稳定性好,掩护梁与底座是单铰连接,铰接点高0.9~2.02m。 2)双输送机中位放顶煤支
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