电液控制放顶煤方法及其液压支架.pdf

本发明涉及煤矿综采放顶煤工艺。电液控制放顶煤方法采用电液控制放顶煤液压支架，通过支架的电液控制系统自动完成支架放顶煤的各个工序。该方法所用的电液控制放顶煤液压支架，由低位放顶煤液压支架和电液控制系统组成；在电液控制系统中，增加顶梁倾斜传感器，插板千斤顶采用行程传感器；保证顶梁水平状态，提高支护稳定性，增加检控插板伸出长度、调节放煤口大小的功能。该方法针对三种不同顶煤冒放条件提出与之适应的放煤方式：①顶煤充分破碎：采用单轮顺序分段放煤；②顶煤中等破碎：采用单轮顺序分段放煤；③顶煤较难破碎：采用双轮顺序分段放煤。本发明增加放煤控制方式，提高放顶煤工艺对不同煤层的适应性，利于综放面实现安全高产高效。

1.  一种电液控制放顶煤方法，

1.  1采用电液控制放顶煤液压支架，或者在低位放顶煤液压支架上安装电液控制系统；电液控制系统包括：支架控制器(3)、电液阀组(6)、立柱压力传感器、推移千斤顶行程传感器(7)、尾梁千斤顶行程传感器(5)、顶梁上的倾斜传感器(1)、插板千斤顶中能检测插板伸出长度的行程传感器(4)；

1.  2在工作面所有支架的支架控制器(3)之间，按顺序用干线电缆或通过隔离耦合器互联成网，同时配置联接必需的系统附件，使每个支架之内以支架控制器(3)为核心的单元系统，组合成一套完整的全工作面电液控制系统；对单个支架程序控制完成的动作，通过各支架控制器(3)之间的程序控制，成为成组支架的放顶煤自动控制；通过设定不同的控制参数：包括组的位置、架数、执行的动作、动作递进方向，改变支架控制器(3)的设定程序，可选择不同的综采放顶煤控制方式；

1.  3根据采煤机割煤推进位置的变化，由电液控制系统的支架控制器(3)按预先设定的程序发出指令，电液阀组(6)执行控制，使工作面支架按程序自动顺序地完成包括：移架、推移前部输送机、后部放顶煤、拉移后部输送机的一系列动作；压力、位移、倾斜传感器把动作和状态信号反馈给支架控制器(3)，为系统控制提供依据；上述过程周而复始，循环作业，完成工作面支架放顶煤的各个工序；必要时，可进行人工干预，直接手动操作，控制单架单独动作或使整个系统暂停；

1.  4其中，割煤一移架后的放顶煤工序，按一定的放煤步距进行，放煤步距：0.6m～1.6m；每一个支架基本的放顶煤动作是：插板缩回打开放煤口——插板伸出关闭放煤口，或者，插板缩回打开放煤口——尾梁下降、尾梁上摆——插板伸出关闭放煤口；其中：①尾梁下降和上摆反复连续进行，即可形成尾梁摆动；②插板缩回，对于本发明是一个变量，即插板缩回长度可以在伸出全长的0～100％之间变动、放煤口的大小可以调节；由一系列自动顺序进行的尾梁、插板单功能动作联贯起来而合成的放煤动作，通过各支架控制器(3)之间的程序控制，又在一个成组的大范围内逐架自动递进，成为成组自动放顶煤；通过选择不同的放煤参数、改变支架控制器(3)的设定程序，可选择不同的自动放煤方式；可选的放煤参数包括：同时打开放煤口的架数、每架打开放煤口的时间和次数、尾梁的摆动次数、插板的伸出长度；

1.  5放顶煤方式的选择与控制：根据顶煤破碎程度，选择以下三种基本的放顶煤控制方式，按不同的程序分别进行控制：
①当顶煤充分破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：尾梁不动，插板先部分收回、使插板收回长度为伸出全长的20％～100％；待放煤时间达到单架放煤时间的(50±10)％时，再全部收回插板，放煤达到预定时间后，全部伸出插板；
②当顶煤中等破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：首先将插板全部收回，待放煤时间达到单架放煤时间的(50±10)％时，再控制尾梁反复摆动，达到预定放煤时间后，升起尾梁、伸出插板；
③当顶煤较难破碎时：采用双轮顺序分段放煤；即首先将插板全部收回，再操作尾梁反复摆动，待放煤时间达到第一轮单架放煤时间后，升起尾梁、伸出插板；第二轮放煤时，收回插板、摆动尾梁，达到第二轮设定时间后，升起尾梁伸出插板；第二轮放煤口滞后第一轮放煤口不少于10台支架；
上述顶煤三种情况，是在电液控制程序设定前，首先由人工操作对工作面放煤时间进行测定并观察顶煤冒放难易，对顶煤破碎程度进行区分确定：
①顶煤充分破碎：是指在放煤测定时，尾梁不动、只收插板的情况下，顶煤冒放非常流畅；
②顶煤中等破碎：是指在放煤测定时，收回插板后，放煤不是很流畅，但借助尾梁摆动的情况下，顶煤能顺利放出；
③顶煤较难破碎：是指在放煤测定时，收回插板、摆动尾梁可以放出部分顶煤，但存在顶煤不冒落的情况，需间隔10～30台单架测定的放煤时间进行二次放煤，才能将顶煤全部放出；
单架放煤时间：是指在电液程序设定前，人工测定的生产工作面一台支架放煤的时间；或称预定放煤时间；
在与相邻工作面的条件相同或相近时，上述的顶煤破碎程度与单架放煤时间，可参照相邻工作面的放煤时间与放煤难易程度来确定。

2.  根据权利要求1所述的电液控制放顶煤方法，其特征在于：所说的放煤方式为分组多口均衡放煤方式，放煤口的大小可控制插板伸出长度调节。

3.  根据权利要求1所述的电液控制放顶煤方法，其特征在于：所说的放煤方式为阶梯多口均衡放煤方式，放煤口的大小可控制插板伸出长度调节。

4.  根据权利要求1所述的电液控制放顶煤方法专用的电液控制放顶煤液压支架，包括低位放顶煤液压支架和电液控制系统；支架本体包括顶梁、立柱、底座、掩护梁、护帮板、护帮千斤顶、前部输送机推移千斤顶、后部输送机拉移千斤顶，以及放煤机构的尾梁、尾梁千斤顶、插板、插板千斤顶；电液控制系统包括支架控制器(3)、电液阀组(6)、立柱压力传感器、推移千斤顶行程传感器(7)、尾梁千斤顶行程传感器(5)、插板千斤顶传感器，立柱和各千斤顶传感器的信号线分别与支架控制器的信号输入端对应连接，立柱和各千斤顶液压缸的液压管路与电液阀组(6)的进出液连接口对应连接；其特征在于：所说的插板千斤顶传感器为能检测和控制插板伸出长度的行程传感器(4)，顶梁上安装有倾斜传感器(1)。

5.  根据权利要求4所述的电液控制放顶煤液压支架，其特征在于：所说的支架控制器(3)、电液阀组(5)之间，通过扩展的电磁阀驱动器(10)相连接，支架控制器(3)具有防淋水外壳。

6.  根据权利要求4所述的电液控制放顶煤液压支架，其特征在于：所说的支架本体为两柱掩护式液压支架；经电液阀组(6)、电磁阀驱动器(10)与平衡千斤顶连接的支架控制器(3)的输出插口(F2)，与连接倾斜传感器(1)的支架控制器(3)的信号输入端(B2)相关。

7.  根据权利要求4所述的电液控制放顶煤液压支架，其特征在于：所说的支架本体为四柱支撑掩护式液压支架；立柱压力传感器分前、后立柱压力传感器(2、8)；两个压力传感器(2、8)经电液阀组(6)、电磁阀驱动器(10)与前、后立柱连接的支架控制器(3)的输出插口(F2)，与连接倾斜传感器(1)的支架控制器(3)的信号输入端(B2)相关。

8.  根据权利要求4所述的电液控制放顶煤液压支架，其特征在于：所说的放煤机构是插板式放煤机构，为大插板式或者小插板式。

9.  根据权利要求4所述的电液控制放顶煤液压支架，其特征在于：所说的放煤机构是摆动式放煤机构。

电液控制放顶煤方法及其液压支架
所属技术领域
本发明涉及煤矿综采放顶煤工艺及其支护设备，特别是一种适用于综采低位放顶煤工作面用的电液控制放顶煤方法及其液压支架。
背景技术
中国《实用新型专利公报》第17卷、第8号公开了名称是“自动控制的放顶煤支架”的专利，其专利号：ZL 00213572.8，公开号：CN 2420422Y。它的目的是提供一种实现电液程序控制的自动控制低位放顶煤液压支架；它的构成是：在放顶煤液压支架上安装电液程序控制系统，立柱安装压力传感器，尾梁千斤顶、推移千斤顶安装位移传感器，插板千斤顶安装接近开关。
中国《发明专利公报》第17卷、第35号公开了名称是“提高煤矿综放工作面开采效益的工艺方法”的专利申请，其申请号：00110901.4，公开号：CN 1310285A。它的目的是克服综放工艺流程和工艺参数以及放顶煤支架的不足，提供一种合理的放顶煤工艺参数和自动化程度高的放顶煤方法，提高采煤产量和回收率，减少操作人员，提高综合效益，减轻工人劳动强度。它的措施是：1.采用一刀一放、割煤和放顶煤平行作业综放工艺；2.采用电液程序控制完成放顶煤支架的一系列动作，实现移架特别是放顶煤工序的自动化。
上述两专利所说的电液程序控制放顶煤支架是同一支架。不足之处是：放顶煤液压支架插板千斤顶的传感器采用接近开关，只能检测插板的伸缩，不能检测和控制插板的伸出长度，即不能调节放煤口大小，这样就不能很好适应不同煤层对放顶煤工艺的要求；在放煤过程中有顶梁前倾问题存在，顶梁无倾斜传感器，不能保证支架顶梁的水平状态，影响支架支护的稳定性。
发明内容
为了克服已有电液控制综采放顶煤方法及其液压支架的不足之处，本发明提供一种电液控制放顶煤方法，该方法采用电液控制放顶煤液压支架，通过支架的电液控制系统完成放顶煤的各个工序；该方法所用的电液控制放顶煤液压支架，能检测和控制插板的伸出长度、调节放煤口的大小，提高放煤控制效果和对不同煤层的适应性，增加放顶煤控制方式，保证顶梁的水平状态，提高支护的稳定性；该方法针对不同顶煤冒放条件提出了与之适应的放顶煤方式。本发明还提供符合上述发明方法要求的电液控制放顶煤液压支架。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：
本电液控制放顶煤方法包括以下五部分内容。
1.采用电液控制放顶煤液压支架，或者在低位放顶煤液压支架上安装电液控制系统。电液控制系统由支架控制器、电液阀组、立柱压力传感器、推移千斤顶行程传感器、尾梁千斤顶行程传感器、顶梁上的倾斜传感器、插板千斤顶中能检测插板伸出长度的行程传感器等组成。
2.在工作面所有支架的支架控制器之间，按顺序用干线电缆或通过隔离耦合器互联成网，同时配置联接必需的系统附件，使每个支架之内以支架控制器为核心的单元系统，组合成一套完整的全工作面电液控制系统。对单个支架程序控制完成的动作，通过各支架控制器之间的程序控制，成为成组支架的放顶煤自动控制。通过设定不同的控制参数，改变支架控制器的设定程序，可选择不同的综采放顶煤控制方式。控制参数包括：组的位置、架数、执行的动作、动作递进方向等。
3.根据采煤机割煤推进位置的变化，由电液控制系统的支架控制器按预先设定的程序发出指令，电液阀组执行控制，使工作面支架按程序自动顺序地完成包括：移架、推移前部输送机、后部放顶煤、拉移后部输送机的一系列动作。压力、位移、倾斜传感器把动作和状态信号反馈给支架控制器，为系统控制提供依据。上述过程周而复始，循环作业，完成工作面支架放顶煤的各个工序。必要时，可进行人工干预，直接手动操作，控制单架单独动作或使整个系统暂停。
4.其中，割煤一移架后的放顶煤工序，是按一定的放煤步距进行，放煤步距：0.6m～1.6m。每一个支架基本的放顶煤动作是：插板缩回打开放煤口——插板伸出关闭放煤口，或者，插板缩回打开放煤口——尾梁下降、尾梁上摆——插板伸出关闭放煤口；其中：①尾梁下降和上摆反复连续进行，即可形成尾梁摆动；②插板缩回，对于本发明是一个变量，即插板缩回长度可以在伸出全长的0～100％之间变动、放煤口的大小可以调节；由一系列自动顺序进行的尾梁、插板单功能动作联贯起来而合成的放煤动作，通过各支架控制器之间的程序控制，又在一个成组的大范围内逐架自动递进，成为成组自动放顶煤。通过选择不同的放煤参数、改变支架控制器的设定程序，可选择不同的自动放煤方式；可选的放煤参数包括：同时打开放煤口的架数、每架打开放煤口的时间和次数、尾梁的摆动次数、插板的伸出长度等。
5.放顶煤方式的选择与控制：根据顶煤破碎程度，选择以下三种基本的放顶煤控制方式，按不同的程序分别进行控制：
①当顶煤充分破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：尾梁不动，插板先部分收回、使插板收回地长度为伸出全长的20％～100％；待放煤时间达到单架放煤时间的(50±10)％时，再全部收回插板，放煤达到预定时间后，全部伸出插板。
②当顶煤中等破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：首先将插板全部收回，待放煤时间达到单架放煤时间的(50±10)％时，再控制尾梁反复摆动，达到预定放煤时间后，升起尾梁、伸出插板。
③当顶煤较难破碎时：采用双轮顺序分段放煤；即：首先将插板全部收回，再操作尾梁反复摆动，待放煤时间达到第一轮单架放煤时间后，升起尾梁、伸出插板；第二轮放煤时，收回插板、摆动尾梁，达到第二轮设定时间后，升起尾梁伸出插板；第二轮放煤口滞后第一轮放煤口不少于10台支架。
上述三种顶煤情况，是在电液控制程序设定前，首先由人工操作对工作面放煤时间进行测定并观察顶煤冒放难易，对顶煤破碎程度进行区分确定：
①顶煤充分破碎：是指在放煤测定时，尾梁不动、只收插板的情况下，顶煤冒放非常流畅。②顶煤中等破碎：是指在放煤测定时，收回插板后，放煤不是很流畅，但借助尾梁摆动的情况下，顶煤能顺利放出。③顶煤较难破碎：是指在放煤测定时，收回插板、摆动尾梁可以放出部分顶煤，但存在顶煤不冒落的情况，需间隔10～30台单架测定的放煤时间进行二次放煤，才能将顶煤全部放出。
单架放煤时间：是指在电液程序设定前，人工测定的生产工作面一台支架放煤的时间；或称预定放煤时间。
在与相邻工作面的条件相同或相近时，上述的顶煤破碎程度与单架放煤时间，可参照相邻工作面的放煤时间与放煤难易程度来确定。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案还可以是：
电液控制放顶煤方法的放煤方式采用分组多口均衡放煤方式，或阶梯多口均衡放煤方式，而且，放煤口的大小可通过控制插板的伸出长度来调节。
电液控制放顶煤液压支架由低位放顶煤液压支架和电液控制系统组成。支架本体由顶梁、立柱、底座、掩护梁、护帮板及其千斤顶、前后部输送机推移千斤顶以及放煤机构的尾梁、尾梁千斤顶、插板、插板千斤顶等构成。电液控制系统由支架控制器、电液阀组、立柱压力传感器、推移千斤顶行程传感器、尾梁千斤顶行程传感器、插板千斤顶检控插板伸出长度的行程传感器，顶梁增设的倾斜传感器组成。立柱和各千斤顶器的信号线分别与支架控制器的信号输入端对应连接，立柱和各千斤顶的液压管路与电液阀组的进出液连接口对应连接。支架控制器通过扩展的电磁阀驱动器，与电液阀组连接，并具有防淋水外壳。支架本体采用两柱掩护式液压支架，或四柱支撑掩护式液压支架。支架的放煤机构采用小插板式，也可采用大插板式或摆动式。
本发明的有益效果是：
①本发明在保留电液控制和低位放顶煤液压支架优点的基础上，增加了检测控制插板伸出长度、调节放煤口大小的功能，可提高放煤控制效果，为放顶煤的电液控制增加一个可调变量，增加放顶煤的控制方式，更好地适应不同工作面顶煤条件对放顶煤工艺的要求。
②顶梁安装倾斜传感器，可以通过电液控制系统的控制，保证支架顶梁的水平状态，避免顶煤冒放造成支架前倾，提高支架支护的稳定性，更好适应顶板环境。有利于综放工作面实现安全高产高效。
附图说明
图1是本发明电液控制综采放顶煤液压支架的结构示意图主视图
图2是图1的底座部分的结构示意图俯视图
图3是本发明电液控制综采放顶煤液压支架另一种结构的示意图主视图
图4是支架电液控制系统的方框图
图5是电液控制系统支架控制器、电磁阀驱动器、电液阀组间的接线图
图6是电液控制放顶煤液压支架的全工作面电液控制系统配置和连接图
图中：1-倾斜传感器、2-立柱压力传感器、3-支架控制器、4-插板行程传感器、5-尾梁行程传感器、6-电液阀组、7-推溜行程传感器、8-后立柱压力传感器、9-支架控制器后面插座、10-电磁阀驱动器、11-驱动器输出插口、12-电磁线圈插口、13-先导阀推杆按钮、14-电磁阀驱动器输入插口、15-隔离耦合器、16-双路防爆电源箱、17-总线提升器、18-网络终端器、19-工作面交流电源线路、20-干线电缆、21-电源输出电缆
具体实施方式
下面结合附图和实施例作进一步说明，先讲电液控制放顶煤液压支架。
实施例1：在图1、2中示出本发明支架由支架本体和电液控制系统组成。
支架本体是两柱掩护式低位放顶煤液压支架，由顶梁、立柱、底座、掩护梁、平衡千斤顶、前连秆、后连秆、护帮板及护帮板千斤顶、侧护板及侧护板推移千斤顶、前部输送机推移千斤顶、后部输送机拉移千斤顶、抬底座千斤顶，以及放煤机构的尾梁、尾梁千斤顶、插板及插板千斤顶等构成。
在支架的顶梁上、立柱的前方安装有倾斜传感器(1)，立柱的液压缸下腔阀板上安装有压力传感器(2)，底座的操作架上安装有电液阀组(6)，支架控制器(3)安装在电液阀组(6)主控阀的上面，尾梁千斤顶液压缸上安装有尾梁行程传感器(5)，插板千斤顶液压缸上安装有插板行程传感器(4)。在前部输送机推移千斤顶的液压缸上安装有推溜行程传感器(7)。支架控制器(3)、电液阀组(6)、五个传感器以及连接电缆等组成支架的电液控制系统。
在图4中示出电液控制系统的组成。该系统以一台支架控制器(3)为核心，包括作为支架控制器扩展的一个电磁阀驱动器、作为支架控制器外围设备的五个传感器和一套电液阀组(6)。一个压力传感器(2)测量立柱下腔的液压力，一个倾斜传感器(1)测量顶梁的倾斜度，三个行程传感器(7、5、4)分别测量推移千斤顶、尾梁千斤顶和插板千斤顶的行程。电液阀组(6)是控制系统的执行部件，为9单元、18功能的电液换向阀组。9个单元对应控制功能是：收、伸护帮板；采煤喷雾、抬底座；收、伸侧护板；收、伸平衡千斤顶；移架、推溜；降、升立柱；拉后溜、移架喷雾；降、升尾梁；收、伸插板。其中：推溜，即推移前部输送机；拉后溜，即拉移后部输送机。参见表1。
该电液控制系统采用德国玛珂公司的pm31电液控制系统的设备和组件，本支架电液控制系统所用设备和组件的型号、结构、原理如下：
①支架控制器(3)：又称主控制器，型号为pm3.1/sg/c。它是一台微型专用控制计算机。存储器容量FLASH 512K、RAM 512K，软件包括系统程序和应用程序。应用程序的删除和装载可在工作面以简便方式进行，为现场应用程序修改和调整提供方便。控制器有完备的人机交互界面，设有25个操作键，闭锁急停键钮，16字的LED点阵式字符显示屏，各种功能的LED发光管信号显示以及蜂鸣器。控制器有输入口、输出口及通信口，与之对应连接的是布置在控制器后面插座(9)上的输入插口B2、C1、D1、D2、B1，输出插口F2、E1及通信插口F1、A1、A2。插口C2、E2在此空闲不用，需用专用堵头封上。
②电液阀组(6)：型号OHE-210351，为单元组合结构，共集成九个单元，每个单元有两个液动主控阀、与之对应的两个电磁先导阀和两个电磁线圈，主控阀、先导阀全是二位三通阀。同一单元的两个主控阀控制同一液压缸时，分别控制其伸和缩。该支架选配九个单元的电液阀组，共可以实现18顶控制功能，故称18功能电液换向阀组。电液阀组的电磁先导阀杆的动作除了靠电磁线圈通电产生的吸力，还可以直接按压其推杆。推杆的外端封有胶护罩，供手动按压。在停电、电控系统有故障或其他临时不使用电控系统的情况下，作为应急操作，直接按压推杆使先导阀动作。图5中示出电液阀组(6)的正面布置，图中：S1～S9为电磁线圈插口(12)，与电液阀组的第1至第9单元对应；1～18为先导阀杆按钮(13)的编号，与电液阀组第1单元-上、第1单元-下至第9单元-上、第9单元-下的先导阀及电磁线圈对应。参见表1。
③电磁阀驱动器(10)：型号mcv/8/d，接在支架控制器(3)与电磁阀组(6)之间，是支架控制器(3)的一个扩展附件，它引入来自支架控制器(3)的电源和控制信号，执行对各单元电磁阀线圈直接通/断的任务。如图5所示，电磁阀驱动器有1个输入插口D(14)、8个输出插口(11)V1～V8，可驱动的电磁阀数为8个单元，即16个电磁线圈。电液阀组配置为9单元，使用驱动器全部V1～V8输出口(11)，此外由控制器输出口E1直接驱动电液阀组第9单元。
④立柱压力传感器(2)：型号sns/dmd，用于检测支架立柱缸内的液压力，插入支柱测压孔中实时监视支架的支护状态。测量范围0～60MPa，传感元件为电阻应变桥路，传感器内带温度补偿的低漂移放大器，输出电流模拟信号。
⑤倾斜传感器(1)：型号sns/inc/c，用于检测支架顶梁的水平状态，向系统提供控制过程的重要参数。平衡千斤顶配备两柱支架专用双向锁，可根据倾斜传感器的信号，通过电控系统程序设定保证支架顶梁的水平状态。
⑥推移行程传感器(7)：检测推移千斤顶活塞杆的移动行程值。
⑦尾梁行程传感器(5)：检测尾梁千斤顶活塞杆的移动行程值。
⑧插板行程传感器(4)：检测插板千斤顶活塞杆的移动行程值。
上述三个行程传感器型号为sns/rs，所测行程值分别代表溜子、尾梁、插板所处位置，是控制过程的重要依据。行程传感器装在液压缸中，是一直径Φ17.2mm、细长直管结构，一端固定在液压缸端部，管体深入到活塞杆中心专为其钻出的长孔中，管体内沿着轴向有规则布置密排的电阻列和干簧管列，它们联接成网络电位器电路。活塞内嵌装一个套在传感器管上的小永磁环，随着活塞杆移动，小磁环使其所到位置的干簧管接点闭合，相当于电位器动臂的接触刷移到该位置，网络电位器电路的输出值反映行程，经传感器内放大器变换输出电流模拟信号。可测最大行程由用户确定。分辨度为3mm。
在图4、5中示出电液控制系统主要组成部分的连接。支架控制器(3)的输入插口B2、C1、D1、D2、B1，分别与倾斜传感器(1)、压力传感器(2)、推移行程传感器(7)、尾梁行程传感器(5)、插板行程传感器(4)，通过信号电缆对应连接输入传感信号。支架控制器(3)输出插口F2，通过电缆与电磁阀驱动器(10)的输入插口D(14)连接；并通过电磁阀驱动器(10)的八个输出插口(11)V1～V8，分别与电液阀组(6)的第1至第8单元的电磁线圈插口(12)S1～S8对应连接。支架控制器(3)的输出插口E1，通过电缆与电液阀组(6)的第9单元、即控制插板千斤顶电液换向阀的电磁线圈插口(12)S9直接连接。
电液阀组(6)的第1、3、4、5、6、8、9单元的14个主控阀的进出液连接口，分别与护帮板千斤顶、侧护板千斤顶、平衡千斤顶、推移千斤顶、立柱、尾梁千斤顶、插板千斤顶的进出液管对应连接，控制其伸缩。第2单元的两个主控阀分别与采煤喷雾阀、抬底座千斤顶的进出液管对应连接，控制采煤喷雾与抬底座联动；第7单元的两个主控阀分别与拉后溜千斤顶、移架喷雾阀的进出液管对应连接，控制移架喷雾与拉后溜联动。此外，放煤喷雾阀的液控管路与收尾梁千斤顶或收插板千斤顶的进出液管并联、受控于同一主控阀，实现放煤喷雾与收尾梁或收插板联动。
支架控制器(3)的F1、A1插口用于架间连接，分别与左邻架、右邻架的支架控制器(3)用架间干线电缆(20)直接连接或通过隔离耦合器(15)连接，若是端头支架则插入紧急制动用的网络终端器(18)；其A2插口可插入提升总线电压用的总线提升器(17)；通常总线提升器(17)插在隔离耦合器(15)上，如有采煤机位置检测装置，其接收器插入此口。参见图6。
实施例2：图3示出本发明液压支架的另一种形式：电液控制四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架。其立柱为四根，分前、后两排，不用平衡千斤顶。压力传感器分前、后立柱压力传感器(2、8)，分别安装在前、后立柱下腔的阀板上。支架前、后立柱的伸缩分别由电液阀组(6)第6单元的两个主控阀、第4单元的两个主控阀控制。支架控制器(3)的信号输入端接收顶梁倾斜传感器(1)的信号，由支架控制器(3)的输出插口(F2)，经电磁阀驱动器(10)、电液阀组(6)控制前、后立柱的伸缩，保持顶梁的水平状态。
支架控制器(3)采用非防淋水外壳时，应安装在吊挂于支架顶梁下面的吊挂架上，电磁阀驱动器安装在吊挂架的后面。如图3所示。如果采用防淋水外壳时，可以安装在底座的操作架上，如图1所示。其余部分与例1相同。
支架本体的放煤机构除了以上两例所示的小插板式放煤机构，也可以采用大插板式放煤机构、摆动式放煤机构。大插板式的尾梁与顶梁相铰接，尾梁千斤顶的两端分别与尾梁、顶梁铰接。摆动式放煤机构由放煤千斤顶、小插板千斤顶、放煤摆动板和小插板组成，放煤千斤顶的两端分别与放煤摆动板、底座铰接。其余与小插板式基本相同。
实施例3：本发明电液控制放顶煤方法，包括以下五部分内容：
1.采用电液控制放顶煤液压支架，或在低位放顶煤液压支架上安装电液控制系统。电液控制放顶煤液压支架及电液控制系统的要求如例1、2所述。
2.将工作面所有支架的支架控制器(3)，按顺序用干线电缆(20)连接或通过隔离耦合器(15)连接，互联成网，同时配置联接必需的系统附件，使图5所示的每个支架之内以支架控制器(3)为核心的单元系统，组合成一套完整的全工作面电液控制系统。在图6中示出pm31全工作面电液控制系统配置和连接。需要配置联接的pm31电液控制系统的不可缺少的系统附件包括：①双路防爆电源箱(16)、②隔离耦合器(15)、③总线提升器(17)、④网络终端器(18)。整个工作面支架的支架控制器(3)相邻的6～7个分为一组，由双路防爆电源箱(16)的一路独立的电源供电，组与组之间都接入一个隔离耦合器(15)，隔断组与组的电气联接，以达到本安电路的要求，并通过光电耦合沟通数据信号传输。1#、2#、3#、n-1#、n#分别表示第1、第2、第3、第n-1、第n个控制器组，一个组最多6或7个控制器，*表示排头支架。防爆电源箱(16)把工作面交流电源线路(19)的90V～250V变换成两路直流12V，通过电源输出电缆(21)向pm31系统供电。在上述全工作面电液控制系统基础上，还可引入更高级的配置：一是采煤机位置检测装置，实现以采煤机位置为依据的支架自动控制；二是增设位于顺槽中的主控制计算机，实现高级监测控制功能。
在全工作面电液控制系统控制下，对单个支架程序控制完成的动作，通过各支架控制器(3)之间的程序控制，成为成组自动控制。成组自动控制：即将连续相邻的任意个支架设定为一组，使该组支架的某一单动作或自动顺序联动的复合动作，从起始架开始按一定程序在组内自动逐架传递，直至本组末架完成该动作。注：成组支架自动控制的分组与支架控制器(3)电气联接隔离的分组是不同的概念。成组支架的自动控制通过设定不同的控制参数：包括组的位置、架数、执行的动作、动作递进方向等，改变支架控制器(3)的设定程序，可以选择不同的综采放顶煤控制方式。
3.综放工作面工艺流程为：割煤→移架→推移前部输送机→放煤→拉移后部输送机。以放煤工艺为中心，采用一刀一放、采—放追机平行作业，也可以一刀一放或两刀一放、分段放煤平行作业。电液控制放顶煤支架完成的各工序，根据采煤机割煤推进位置，由支架控制器(3)按设定程序发出指令，电液阀组(6)执行控制，使工作面支架按程序自动顺序地完成包括：移架、推移前部输送机、后部放顶煤、拉移后部输送机等一系列动作。压力、位移、倾斜传感器把动作和状态信号反馈给支架控制器(3)，为系统控制提供依据。上述过程周而复始，循环作业，完成工作面支架放顶煤的各个工序。必要时，可进行人工干预，直接手动操作，控制单架单独动作或使整个系统暂停。
4.放顶煤是综放工艺中的关键工序，工作面大约50％～70％的煤是从支架后部放出的。放顶煤工序需按一定的放煤步距进行，放煤步距是放煤工艺中最重要的技术参数，放煤步距可在0.6m～1.6m选择，并且一般为采煤机截深的整数倍。
每个支架基本的放顶煤动作是：插板缩回打开放煤口——插板伸出关闭放煤口，或者，插板缩回打开放煤口——尾梁下降、尾梁上摆——插板伸出关闭放煤口；其中：①尾梁下降和上摆反复连续进行，即形成尾梁摆动；②插板缩回，对于本发明是一个变量，即插板缩回长度可以在伸出全长的0～100％之间变动、放煤口的大小可以调节；由一系列自动顺序进行的尾梁、插板单功能动作联贯起来而合成的放煤动作，通过各支架控制器(3)之间的程序控制，又在一个成组的大范围内逐架自动递进，成为成组自动放顶煤。
放煤方式所包括的内容非常广泛，最主要的是放煤顺序和放煤次数。放煤顺序，即挨架或隔架；放煤次数，即单轮、双轮或多轮。通过选择不同的放煤参数、改变支架控制器(3)的设定程序，可选择不同的自动放煤方式；可以选择的放煤参数包括：同时打开放煤口的架数、每架打开放煤口的时间和次数、尾梁的摆动次数、插板的伸出长度等。
5.放顶煤方式的选择与控制：因工作面煤层厚度、矿压显现程度、硬度系数、放煤步距的不同，其顶煤放出时间、放煤难易程度存在差异。因此，在电液控制程序设定前，首先要根据工作面顶煤冒放难易、破碎程度，选择合适的放煤方式。一般采用以下三种放煤方式，按不同程序分别进行控制：
①当顶煤充分破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：尾梁不动，插板先部分收回、使插板收回长度为伸出全长的20％～100％；待放煤时间达到单架放煤时间约1/2时，再全部收回插板，放煤达到预定时间后全部伸出插板。
②当顶煤中等破碎时：采用单轮顺序分段放煤；即：首先将插板全部收回，待放煤时间达到单架放煤时间约1/2时，再控制尾梁反复摆动，达到预定放煤时间后，升起尾梁、伸出插板。
③当顶煤较难破碎时：采用双轮顺序分段放煤；即：首先将插板全部收回，再操作尾梁反复摆动，待放煤时间达到第一轮单架放煤时间后，升起尾梁、伸出插板；第二轮放煤时，收回插板、摆动尾梁，达到第二轮设定时间后，升起尾梁伸出插板；第二轮放煤口滞后第一轮放煤口不少于10台支架。
上述三种情况，是在电液控制程序设定前，首先由人工操作对工作面放煤时间进行测定，并观察顶煤冒放难易，对顶煤破碎程度进行区分确定的：
①顶煤充分破碎：是指在放煤测定时，尾梁不动、只收插板的情况下，顶煤冒放非常流畅。②顶煤中等破碎：是指在放煤测定时，收回插板后，放煤不是很流畅，但借助尾梁摆动的情况下，顶煤能顺利放出。③顶煤较难破碎：是指在放煤测定时，收回插板、摆动尾梁可以放出部分顶煤，但存在顶煤不冒落的情况，需间隔10～30台单架测定的放煤时间进行二次放煤，才能将顶煤全部放出。
单架放煤时间：是指在电液程序设定前，人工测定的生产工作面一台支架放煤的时间；或称预定放煤时间。
在与相邻工作面的条件相同或相近时，上述的顶煤破碎程度与单架放煤时间，均可参照相邻工作面的放煤时间与放煤难易程度来确定。
电液控制放顶煤方法所采用的放煤方式除了上述三种基本形式，还可以采用分组多口均衡放煤方式、阶梯多口均衡放煤方式等。
分组多口均衡放煤方式：即分组平衡放煤，是将10～20台支架为一组，选择2～4组，每组支架数量相同，在支架拉移后，同时打开每组支架的第一台支架放煤口向同一方向顺序放煤。放煤口的大小可通过插板伸出长度调节。
阶梯多口均衡放煤方式：即时间梯度放煤，是按时间顺序阶梯打开2～4个放煤口，依次循环放煤，每个放煤口设置的时间相等。如：选择打开放煤口的数量为3个时，当第一个放煤口达到预定时间的1/3时，开启与第一个放煤口相邻的第二个放煤口，第二个放煤口达到预定时间的1/3时，开启与第二个放煤口相邻的第三个放煤口，第三个放煤口达到预定时间的1/3时，第一个放煤口关闭，同时开启第四个放煤口，依次类推顺序放煤，始终保持3个放煤口；选择打开放煤口的数量为2、4个时，操作顺序相同。放煤口的大小可通过插板伸出长度调节。
在兖矿集团兴隆庄煤矿4326综放工作面，煤厚8.6m、放煤步距1.0m、煤机截深1.0m，采用一刀一放工艺，移架、推前溜、放顶煤、拉后溜工序采用电液控制放顶煤方法，使用了实施例1、2的两种电液控制放顶煤液压支架。
工艺流程：随采煤机割煤推进，超前采煤机前滚筒3台支架收回支架护帮板，移架滞后采煤机3～5台支架，推移前部运输机滞后移架15～20台支架，放煤滞后移架10台支架，拉移后部运输机滞后放煤口5～10台支架。
放煤设定，放煤程序设定前首先人工测定4326工作面支架放煤时间，并观察放煤难易程度。通过测定该面单个支架放煤时间为60秒，放煤过程中，收回插板后，顶煤放出不是很流畅，但借助尾梁摆动的情况下，顶煤能顺利放出，因此，采用了顶煤中等破碎放煤程序。放煤方式采用单轮顺序放煤、阶梯多口均衡放煤方式、分组两口均衡放煤方式三种。
                表1：电液阀组的功能及组态表