第十一章矿山压力及其控制.docx

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第十一章矿山压力及其控制

第十一章矿山压力及其控制

在煤层没有开采之前，岩体处于平衡状态，当煤层开采以后，形成了地下空间，破坏了岩体的原始状态，引起岩体内应力重新分布，并一直延续到岩体内形成新的平衡为止。

在应力重新分布过程中，使围岩产生变形、移动、破坏，从而对工作面、巷道及围岩产生压力。

通常把这种因围岩移动而产生的压力称为矿山压力。

在矿山压力作用下，出现了如冒顶、底鼓、煤岩片帮、支架破坏、煤和沼气突出等等，通常把这些现象称为矿山压力现象或矿山压力显现。

矿山压力的大小与围岩的性质有关，为了保证安全生产，必须了解工作面矿山压力的活动规律及围岩性质，以便采取控制措施。

第一节煤层围岩分类

围岩的性质，尤其是它的力学性质对采掘工作面的压力显现影响最大。

岩石通常为脆性体，有些为弹塑性体，它的力学性质表现为：

抗压强度（σ压）大于抗剪强度（σ剪），（σ剪）大于抗弯强度（σ弯），（σ弯）大于抗拉强度（σ拉），即：

σ压＞σ剪＞σ弯＞σ拉

抗拉强度远小于抗压强度，一般抗拉强度只有其抗压强度的1/15～1/20。

岩石在外力的作用下，将产生变形和破坏，但变形都很小，只有千分之几到万分之几。

岩石破碎通常表现为拉性；有时也表现为剪性，如弹塑性岩石。

由于岩石为非均质体，组成的成分又不同，再加原生和次生的影响，从而形成了它的复杂的力学性质—异向性。

例如，岩层中具有层理、节理等弱面，沿这些弱面方向的岩石抗拉强度，远小于其它方向的抗拉强度，有些甚至完全失去抗拉能力。

又如虽属同种岩石，由于构造裂隙影响，它们的力学性质，往往相差很大。

对采煤工作面影响最大的围岩是煤层顶部岩层。

因此，通常在研究煤层围岩性质时，重点研究煤层顶板性质，至于煤层底部岩层，只有在急倾斜煤层开采时，才具有实际意义。

根据我国岩层的实际情况，一般把直接顶分为三类：

一类直接顶（不稳定）——回采时不及时支护，很易造成局部冒顶，如页岩、煤皮、再生顶板等；

二类直接顶（中等稳定）——顶板虽有裂隙，但仍比较完整，如砂质页岩；

三类直接顶（稳定）——顶板允许悬露较大面积而不垮落，直接顶完整，如砂岩或坚硬的砂质页岩。

基本顶（老顶）分类尚无统一规定，现根据基本顶对工作面的压力（初次和周期来压）及初次来压的步距，把老顶分为四类介绍如下：

Ⅰ类基本顶——初次和周期来压不明显，来压时缓和无冲击。

来压的大小相当于或小于6～8倍采高的顶板岩层重量。

初次来压步距大于25m。

Ⅱ类基本顶——初次和周期来压很明显，来压的大小相当于8～12倍采高的顶板岩层重量。

初次来压步距大于25m～50m。

Ⅲ类基本顶——初次和周期来压强烈，来压的大小相当于12～14倍采高的顶板岩层重量。

初次来压步距大于25m～50m。

Ⅳ类基本顶——平时顶板无压力，采空区悬露面积达几千甚至上万m2不垮落，初次和周期来压时，顶板垮落常形成狂风、巨响。

初次来压步距大于50m，甚至可达100m～150m。

这种顶板多为极坚硬的厚砂岩或砾岩。

第二节工作面矿山压力的显现规律

一、支承压力

（一）支承压力的形成

当煤体未采动前，煤体内的应力处于平衡状态，煤体上所受的力为上覆岩层的策略γH（γ—岩层的容重，t/m3；H—煤层距地面的深度，m）。

当在煤体内开掘切割眼后，破坏了应力的平衡状态，引起应力重新分布，如图5—1所示。

这时在切割眼上部顶板内形成了自然平衡“压力拱”。

切割眼上部岩体重量Q由两侧煤壁平均分担。

因此，在切割眼两帮煤体中，产生了应力集中现象，这种集中应力称为支撑压力。

它的大小为原始应力γH的1.25～2.5倍，最大值可为原始应力的2～4倍或更大。

图5—1煤体内开掘切割眼后应力重新分布

a—切眼宽度；Q—切眼上部岩体重量；H—煤层距地面深度；γ—上覆岩层的容重

由于“压力拱”的存在，切割眼处于减压状态。

随着工作面推进，切割眼扩大了，“压力拱”破坏而消失，在工作面前方的煤体中，同样产生支承压力带，其范围自工作面前方2m～3m起直至10m～45m，有时可达近100m，最大支承压力区，约距煤壁5m～15m左右；在工作面后方，当采空区充填物压实到一定程度后，也产生支承压力带。

前后两个支承压力带，随工作面推进而移动（图5—2）。

图5—2工作面围岩应力分布

a—减压区；b—增压区；c—稳压区

从图5—2看出，由于采动影响的结果，在工作面前方煤体中和工作面后方的采空区内，根据压力分布不同可分为三个区：

a——减压区，它的应力小于原始应力；

b——增压（支承压力）区，它的应力大于原始应力；

c——稳压区，它的应力等于原始应力。

在采煤工作面上下两端的区段煤柱内，也由于采煤和掘进区段平巷而形成支承压力，它的分布特征和工作面前方的支承压力基本相同。

当采煤工作面推进较长距离后，区段煤柱内的支承压力，可随顶板垮落而逐渐消失。

（二）影响支承压力大小、分布的因素

支承压力的大小及其分布与顶板悬露的面积和时间、开采深度、采空区充填程度、顶底板岩性、煤质软硬有关。

采空区顶板悬露面积越大，时间越长，顶板压力就越大，而支承压力的分布范围和集中程度越大。

开采深度越大，悬露顶板的重量越大，支承压力也越大。

采空区充填程度越密实，煤壁内支承压力越小。

例如采用全部充填时，上部顶板下沉后，很快就会被充填物支撑，这时悬露顶板岩层的重量转移到周围煤体上的压力就小。

因此，采用全部充填法处理采空区比采用全部垮落法处理采空区时，煤壁内的支承压力分布范围和大小要小得多。

顶板岩层越坚硬，顶板压力分布越均匀，支承压力的集中程度就比较小。

例如，砂岩顶板，支承压力的影响范围可达到工作面前方100m左右；泥质页岩顶板，支承压力的影响范围不到30m～40m。

若顶板的裂隙发育，则支承压力比较集中，影响范围也较小。

底板岩层坚硬，支承压力影响范围大，但集中程度小。

煤质坚硬，支承压力比较集中，影响范围较小；反之，煤质松软，变形和破坏程度越大，则支承压力分布范围越大，集中程度越低。

（三）支承压力显现规律

由于支承压力的作用，可导致顶板预先下沉、煤壁破碎片帮、产生冲击地压、煤和沼气突出等现象。

在支承压力的作用下，工作面前方尚未悬露的顶板，已经开始下沉。

一些实际资料表明，顶板下沉量可达15mm～60mm，甚至达100mm。

当顶板比较坚硬，煤层较厚或较软时，顶板下沉量较大。

由于顶板预先下沉，可能产生裂隙，因而增加了工作面和工作面前方区段平巷的压力。

为了防止区段平巷的支架压坏，事先必须采取措施，如增设抬棚、斜撑支架等。

工作面的煤壁，在支承压力作用下，产生变形破坏，导致煤壁破碎片帮成斜面；破碎范围与煤质硬度和支承压力大小有关，一般为1m～3m；工作面前方煤壁内支承压力的峰值，向煤壁内转移，增压区（支承压力区）斜向煤壁里面（图5—2b）；减压区扩大；稳压区向煤壁里面转移。

煤层压碎，虽增加了片帮的机会，对安全不利，但可减轻落煤工作，浅截式采煤机就是采落压碎范围内的煤，因而破落煤时阻力小。

当顶、底板均为厚而坚硬的岩层，煤质很坚硬；开采深度又较大；形成很大的支承压力时，就可能产生冲击地压。

冲击地压是矿山压力显现中最猛烈的形式。

冲击地压是煤和岩层在矿压作用下，急剧地破碎和被抛出的现象。

在我国煤矿里，常常听到煤层内轰鸣声，有时可能发生煤被压出或顶板下沉及断裂现象，这些都轻微冲击地压的显现。

大规模的冲击地压发生时，可能抛出大量碎煤、冲倒支架、压垮煤柱、顶板大量垮落，造成暴风袭击或巨大震动，有时还会波及地面，甚至影响范围达几公里。

冲击地压在煤矿中经常会遇到，尤其是随开采深度的增加，更会频繁出现。

为了避免冲击地压发生而造成重大事故，必须降低支承压力的集中程度，例如采用充填法处理采空区；采空区内不留煤柱；避免两上工作面相向回采，以防止形成支承压力的重叠。

支承压力集中程度高，不仅可能产生煤层突出，还可能伴随大量沼气突出，造成煤和沼气突出事故。

综上所述，生产中必须重视支承压力的作用和影响，在开采自然条件不能改变的情况下，从开采技术上，应尽量设法减轻支承压力集中程度，除上述措施外，还可采取加快工作面推进速度，减少顶板悬露时间；缩小控顶距，减小支承压力。

二、工作面初次来压

当工作面从切割眼向前推进，顶板悬露面积随之扩大，直接顶垮落充填采空区，基本顶仍完整地支承在两帮煤壁上，形成双支板梁构件。

当板梁垮度随着工作面推进增大到一定的范围，如图5—3所示的L1时，由于基本顶的自重和上覆岩层的作用下，使基本顶断裂垮落。

这时，工作面已不再处于基本顶掩护之下，顶板迅速下沉而破碎，通常把采空区基本顶第一次大面积垮落称为初次垮落。

由于基本顶初次垮落，使工作面压力增大，故称为初次来压。

初次来压对工作面影响一般持续2d～3d。

基本顶初次垮落时，工作面距切割煤壁的距离L1称为初次垮落步距或初次来压步距。

L1值与基本顶岩性、厚度以及地质构造等因素有关，一般为20m～35m，少数达50m～70m。

初次来压的特点是：

工作面顶板下沉量和下沉速度急增，甚至出现台阶式下沉；顶板破碎；甚至出现也煤壁平行的裂隙，有时发出巨大的断裂声；支架受力增加，采空区掉块；煤壁严重片帮。

初次来压时，工作面要采取措施，如沿放顶线加强支护（增设排柱、木垛、斜撑、抬棚）、强制放落顶板等。

图5—3基本顶初次垮落

L1--初次垮落步距

图5—4基本顶周期垮落（来压）示意图

L2--周期垮落步距；h—直接顶厚度；m—煤层厚度

三、周期来压

基本顶初次垮落后，工作面暂时免除了基本顶下沉的影响，支架受力减轻，基本顶由双支板梁变为悬臂梁（图5—4）。

上覆岩层的重量主要由基本老顶悬臂梁直接传给煤壁，部分由垮落的矸石承担。

当工作面推进到一定的距离，基本顶悬臂长达图5—4所示的L2时，在自重和上覆岩层的作用下，又会产生断裂垮落，这时同样会给工作面带来增压现象。

当工作面再继续推进，这部分垮落的基本顶被甩入采空区，工作面又处于基本顶悬梁掩护之下，恢复到前述的状态。

继工作面的推进，基本顶的垮落与工作面增压现象重复出现。

这种垮落与来压随工作面推进而周期性的出现，称为基本顶周期垮落和周期来压。

两次周期来压之间的距离称为周期垮落（来压）步距。

周期垮落步距同样与基本顶岩性有关，一般为6m～30m，多数为10m～15m。

由于周期来压前，基本顶呈悬梁状态，而初次来压前，基本顶呈双支板梁状态。

因此，在工作面内，周期来压步距小于初次来压步距，它们的关系大致为：

L2=（1/2～1/4）L1

周期来压特点与初次来压类似。

四、顶板下沉

在工作面推进过程中，采空区不断扩大，上覆岩层移动下沉而破坏，根据破坏的特征，上覆岩层沿竖直方向自下而上可分为三带：

冒落带、裂隙带、弯曲下沉带（图5—5）。

在这三带中，冒落带和裂隙带直接关系到工作面的顶板管理，弯曲下沉带对工作面没有多大影响。

（一）冒落带

易冒落的直接顶，不规则垮落，碎胀的岩块将填满采空区，形成冒落带，支撑老顶。

当松软岩层很厚时，冒落的高度可视为直接顶的厚度。

当直接顶厚度不大，冒落的岩块填不满采空区，老顶悬空，这种情况下，老顶也将发生部分垮落，使工作面压力增加。

图5—5岩层移动推测图

（a）岩层内部破坏推测图；（b）裂隙带岩层移动曲线；（c）沿工作面推进方向的分区

1—冒落带；2—裂隙带；3—弯曲下沉带

根据采高（煤层厚度）M，可按下式估算直接顶的冒落厚度：

h=

式中，h—直接顶的冒落厚度（m）；

M—采高（煤层高度）（m）；

k—顶板岩层碎胀系数（一般为1.3～1.5）。

（二）裂隙带

位于冒落带之上的老顶岩层，总是一端支承在煤壁上，另一端支承在采空区的碎石充填堆上。

在上覆岩层的压力作用下，冒落的岩块逐渐压实。

因此，上覆岩层也随之逐步弯曲下沉，成段拆断或产生许多裂隙，但不冒落仍整齐排列，形成裂隙带。

其厚度，根据实测一般为采高（煤层厚度）的7～17倍左右。

由于裂隙带内岩层的性质和厚度不一致，所以各层的弯曲下沉量不同，这样必然产生离层现象。

如直接顶比较厚，没有全部跨落，而直接顶的强度一般又小于老顶强度，因此，在直接顶与老顶之间也会产生离层。

离层现象，往往可能产生冲击地压，引起工作面切顶、折断支架，造成重大事故。

裂隙带岩层在水平方向上又可划分为三个区〔图5—5（c）］：

A区：

从工作面前方30、40m开始到工作面后方2~4m，该区内顶板变形特点是水平位移剧烈，垂直位移微小，甚至有些情况下，顶板还会有上升现象。

显然是由于工作面煤壁支撑使顶板呈张拉变形的结果，所以称煤壁支撑区。

B区：

从工作面后方2~4m至30m左右，顶板剧烈下沉破断，且各岩层下沉速度由下向上逐渐减小，层与层之间产生离层，称为离层区。

C区：

工作面后方30m以远，已断裂的岩块又重新受到采空区冒落矸石的支撑，由下向上各岩层的下沉速度逐渐增大，层间进人相互压实的过程称重新压实区。

由此可见，A区和C区的岩层分别为煤壁（刚性体）和矸石（柔性体）所支撑，B区的岩层则离层悬空，说明工作面的覆岩中存在着某种“结构”，使之实现平衡，而工作面在这种“结构”保护下完成采煤作业过程。

工作面支架的任务，就是有效地控制矿山压力并尽可能使其上覆岩层不离层，尤其是直接顶不离层。

为此，要求支架有足够的支撑力（工作阻力）和一定的可缩性。

支撑力大，可减少上覆岩层下沉量，从而减少离层的可能性，但是支撑力再大，也不可能避免上履岩层的挠曲下沉。

因此，要求支架有一定的可缩量，否则支架会被压断。

为避免支架折断而产生离层，要求支架可缩量与顶板下沉量一致。

（三）弯曲下沉带

裂隙带上方直到地表的岩层为弯曲下沉带，这部分岩层不产生裂隙或仅产生极微小的裂隙，并在采空区上方的地面形成一个比开采范围大的空间。

第三节工作面支架的结构、性能和选择

为了保证回采空间的安全，对工作面显现的矿山压力，必须有效地控制。

工作面支架就是控制矿压的一种结构物。

根据使用条件不同，支架的性能（工作阻力和压缩量）和工作状态（受力后的性能反映）也不同。

按支架的组合形式，工作面支架可分为两类：

单体支架和液压自移式支架。

一、单体支架

单体支架是指，由单体支柱与横梁或柱帽组成的支架。

前者称为悬臂支架或棚子支架；后者称为带帽顶柱（点柱）。

常用的支柱有：

木支柱、刚性金属支柱、摩擦式金属支柱、液压支柱。

常用的横（顶）梁有：

木顶梁和金属顶梁。

木支柱的纵向抗压强度一般为200kg/mm2，而横向抗压强度仅为60kg/mm2。

所以，纵向支柱具有刚性，其可缩量仅为0.5%～1%，而柱帽或横梁具有较大的可缩性。

在薄煤层中支柱直径一般为10mm～14mm；中厚煤层一般为14mm～18mm，采高增加，其直径相应加大。

木支柱的工作性能差、利用率低、消耗量大、且资源有限，因此使用很少。

刚性金属支柱是由钢管或钢轨加工制成，本身无缩性，工作时顶部的木质柱帽，具有较小的可缩性。

一般只适用于极薄煤层，或顶板下沉量极小且煤层厚度变化不大的薄煤层。

目前使用最多的摩擦式金属支柱有两种：

急增阻式的HZJA型；微增阻式HZWA型。

急增阻式HZJA型结构如图5—6所示。

由柱体、活柱、顶盖、锁箍、水平楔、底座组成。

这种型号支柱的工作特性见图5—7所示。

特性曲线的斜率主要由活柱的斜度而定，活柱的斜度愈大，则特性曲线的斜率也愈大，而支柱的可缩量就小；反之，活柱斜度小，特性曲线斜率也小，支柱可缩量就大。

由于HZJA型支柱的活柱斜度较大，受力被压缩时工作阻力增加很快，故称为“急增阻式”支柱。

由于支柱允许可缩量较小，因此这种支柱多用于薄煤层或顶板比较稳定且下沉量较小的煤层。

图5—6HZJA图5—7HZJA-1000型支柱工作特性曲线

1--柱体；2--活柱；3--顶盖4--锁箍1—实验室测定结果；2—井下测定结果

5--水平楔；6--底座

这种支柱的工作特性，还受到活柱摩擦表面上污秽物的影响，如活柱表面上沾有煤粉油垢，都会降低工作阻力。

因此，应使支柱经常保持清洁。

微增阻式HZWA型结构如图5—8所示，由活柱、柱体、锁箍、水平楔，顶盖组成。

这种支柱的锁紧机构比较复杂，具有自动锁紧作用。

当顶板来压时，支柱工作阻力随之上升，活柱下缩。

由于活柱斜度较小，受压后工作阻力缓慢上升，故称为“微增阻式”支柱。

它的工作特性曲线如图5—9所示。

这种支柱具有较大的初始工作阻力（即自动锁紧后的工作阻力）和较大的可缩量，不易因过载而损坏，适用于顶板下沉较大的煤层。

为了保证支柱的正常工作性能，应经常清除活柱表面和锁紧机构内的煤粉、铁锈、油垢等。

液压支柱是利用高压沿或乳化液来升柱支撑顶板。

高压油（乳化液）由外部泵站供给，也可把油事先注入支柱内，再靠支柱本身内的油泵加压为高压油。

前者称为外注式支柱；后者称为内注式支柱。

图5—10为外注式单体液压支柱，该支柱结构比较简单，它是依靠外部管路系统经注液枪向支柱供液，液压支柱泵站和主管路可以与推溜千斤顶合用，由设在区段平巷内的泵站集中供给多根支柱使用。

现场广泛使用外注式支柱。

升柱架设支柱时，液压支柱的初撑力可达7t～11t。

当顶板下沉压缩下沿腔内的油时，支柱的工作阻力急增到额定工作阻力，此时，支柱有微小的压缩，如顶板继续下沉。

当下油腔内的油压大于支柱的额定工作阻力时，安全阀打开，油外泄。

活柱下缩。

工作阻力略有下降，油压也随之下降，安全阀又重新交替启闭。

这样，保证支柱工作阻力基本恒定，同时又能随顶板下沉而下缩，这种支柱又称为恒阻式支柱，它的特性曲线如图5—11所示。

图5—8HZWA型支柱图5—9HZWA型金属支柱特性曲线

1--活柱；2--柱体；3--锁箍；4--水平楔；5--顶盖ΔL1—自动夹紧时的可缩量；ΔL2—最大工作阻力时的可缩量；P0′—初撑力；P0—始动阻力；P1—初始工作阻力；P2—最大工作阻力

图5—10外注式单体液压支柱

1—顶盖；2—三用阀；3—活柱体；4—油缸；5—复位弹簧6—活塞；7—底座；8—卸载手把；9--注液枪；10—泵站供液；11—注液时操纵手把方向；12--卸载时动作方向

图5—11单体液压支柱的工作特性曲线

P0—初撑力；P1—工作阻力；ΔLY—增阻期下缩量

单体液压支柱适用于倾角小于25°的缓斜或近水平煤层，当采取可靠的安全措施时，可在25～35°的倾斜煤层中使用，也可用煤层底板比较坚硬，抗压强度一般应大于200公斤/厘米2的非炮采工作面。

单体液压支柱应与铰接顶梁配套使用，不能与木顶梁配套使用。

顶梁中使用最多的是金属铰接顶梁，如图5—12所示。

顶梁一般利用15kg/m，18kg/m，24kg/m的矿用钢轨制成。

图5—12HDJA型金属顶梁

1—接头；2—梁体；3—耳子；4—销子；5—调角楔

木顶梁由于利用率低，消耗量大，因而很少使用。

柱帽一般是长0.3m～0.6m、厚50mm～100mm的半圆木或木板制成，受压后它具有较大的可缩性。

棚子支柱是由一梁二柱或一梁三柱组成的框式支架，顶梁上面通常背上板皮或笆片。

一般用于顶板比较破碎的煤层。

戴帽顶柱是由一根立柱和一个柱帽组成，立柱可用圆木或钢管、钢轨制成。

一般用于直接顶比较完整的或薄煤层工作面。

若顶板稳定或极薄煤层，可不用柱帽，直接采用顶柱。

单体支柱的选择。

影响单体支柱选择的主要因素是顶底板岩性及煤层厚度（采高）。

根据顶底板的性质，选取相应的支柱强度或工作阻力，如直接顶厚而松软，则应选用强度（工作阻力）较大的支柱。

根据煤层最小厚度（采高）和周期来压时顶板最大下沉量来选取支柱的最小高度。

由于顶板下沉，要求支柱的允许可缩量与顶板下沉量相适应。

单体支柱容易插入底板，尤其是松软底板或遇水膨胀的底板。

根据实际资料，松软底板的插底量比较大，活柱下缩量只占顶板下沉量的20%左右；坚硬底板，采用木柱帽或木面梁，活柱下缩量约占顶板下沉量的40%～60%；坚硬底板，采用金属顶梁，活柱下缩量占顶板下沉量的60%。

遇到松软底板，应垫上柱鞋；遇水膨胀的底板，应选用内注式液压支柱。

这样可以避免或减小插底现象，防止由于顶板下沉量增加，而增加离层的可能性。

综上所述，在选用单体支柱时，除考虑采高和顶板压力外，还要考虑顶板下沉量、支柱压缩量和插底量、柱帽压缩量以及支柱结构等。

根据部分煤矿采用金属支柱的工作面，在控顶范围内，支柱的平均支撑力达8～16t/m2时，就能维持住顶板，平均受力达20t/m2的情况不多。

在布置支柱时，可参考上述数值，调整支柱密度来选取支柱的支撑力。

二、自移式液压支架（液压支架）

上述的单体支架，基本上都是手工操作、劳动强度大、工序多、支回柱速度慢、效率低、安全差，大大限制了采为采为机械效能的发挥。

为了解决支护与落煤不相适应的情况，必须实行支护工作机械化。

自移式液压支架就是一种维护回采空间的机械化支护设备。

它以高压液体为动力，使支护顶板、移架、切顶、推移输送机等工序一起完成。

实践表明：

液压支架具有支护性能好、强度高、移设速度快、安全可靠等优点。

它与可弯曲输送机和采煤机为配合使用，就组成了回采工作面的综合机械化设备，实现了综合机械化采煤。

近年来，为适应综合机械化采煤的需要，液压支架获得了迅速的发展，各种类型支架可达数百种。

就使用情况来看，现主要在开采缓斜薄及中厚煤层时，获得了广泛的成功应用。

目前国产的液压支架类型有：

BZZC型、TZ型、WKM—400型、DM—400型、ZYZ型、ZY型等。

按液压支架与围岩的相互作用，可分为：

支撑式、掩护式、支撑掩护式三种。

（一）支撑式液压支架

这种液压支架是最早的一种类型，应用仍较广泛。

按其构造与动作的不同，有垛式和节式两种。

垛式液压支架的外形和作用好象木垛一样，矿称为垛式液压支架（图5—13）。

它由顶梁1、立柱2、挡矸帘3、底座箱4、推移千斤顶5、操作控制装置等组成。

垛式液压支架工作阻力大，侧向稳定性和切顶性能好，工作空间较大，易满足通风要求；但由于顶梁比较宽长，移加时顶板悬露面积较大，在直接顶破碎的条件下使用是困难的。

节式液压支架由前后立柱、顶梁、底座组成一个框节（图5—14）。

通常由两个框节组成一架节式支架，有时也可由三节或更多框节组成，故称为节式液压支架。

各框节之间有一定的连接，移架时，主、副架互为支点，交错前移。

与垛式比较，结构较灵巧、重量较轻、移架时顶板悬露面积较小、对顶板适应性较好；但结构复杂、稳定性差、维护费高。

一般适用于中硬或较松软的顶板，厚度为0.6m～3.2m的煤层。

图5—13垛式液压支架

1—顶梁；2—前梁；3—立柱；4—控制阀；5—推移装置；6—底座

图5—14节式液压支架

1—前梁；2—立柱；3—底座；4—千斤顶；5—阀座；6—弹簧钢带

国产的节式支架有KD—280型、WKM—400型。

（二）掩护式液压支架

这种支架一般由顶梁、掩护梁、底座、立柱、连杆、推移和操纵装置等组成，如图5—15所示。

这种支架的顶梁较短，掩护梁较长，其上、下端分别与顶梁和底座铰接，而立柱一般是支承在掩护梁与底座之间，承受掩护梁上的矸石，故称为掩护式支架。

这种支架防护性能好，尤其是破碎顶板情况下更为突出。

但支撑力较小；切顶性能较差；工作空间较小，不利于操作和通风。

（三）支撑掩护式液压支架

这种支架，实质上就是支撑式和掩护式的组合型支架。

这以支撑为主，同时又有掩护作用，故称为支撑掩护式支架。

它由较长的顶梁、较短的掩护梁、四根立柱组成（图5—16）。

这种支架一般均为采用宽面顶梁、刚性或半刚性整体底座、两排四根立柱支撑在顶梁与底座之间，而掩护梁则通过连矸机构与底座相连，上端与顶梁后部铰接。

这种支架的优点是：

①支撑能力大、顶梁受力好；②切顶性、防护性以及稳定性较强；③安全可靠性，有较大的通风断面；④对坚硬或较破碎的各种顶板均能适应。

其缺点是：

结构比较复杂。

由于这种支架的支撑性能较好，适应性较宽，近年来获得广泛应用。

图5—15掩护式液压支架

1—掩护梁；2—顶梁；3—立柱；4—侧护板；5