ZF12002335型液压支架设计

word文档可自由复制编辑本科毕业设计（201届）题目系别机电动力与信息工程系专业机械工程及自动化年级10级机械一班学生姓名xxx指导教师xxx2014年5月5日中文题目:ZF12000/23/35型液压支架设计外文题目:ZF12000/23/35HydraulicSupport毕业设计:共54页图纸:共1张完成日期:2014年5月3日答辩日期:2014年5月8日摘要放顶煤液压支架是综合机械化综采工作面的不可或缺的支护设备之一，其性能的好坏直接影响采煤工作面以及工作人员的安全与否。本次设计主要介绍了支撑掩护式放顶煤液压支架总体设计的方法,包括支架架型选择、基本参数的确定、四连杆机构设计、顶梁、底座、掩护梁、立柱、放煤口等液压支架主要结构件的设计。四连杆结构的设计选用了优选法并采用了计算机求解的方式来求解。关键词：放顶煤液压支架；支撑掩护式；正四连杆结构；小插板word文档可自由复制编辑目录TOC\o"1-3"\h\u2901前言 196091液压支架的概述 2192061.1液压支架的组成和分类 2234751.1.1液压支架的组成 2199471.1.2液压支架的分类及特点 2213711.2液压支架的工作原理 549471.2.1支架升降 5293431.2.2支架移动和推移输送机 817751.3支撑掩护式正四连杆结构放顶煤支架的优劣比较 8182592放顶煤液压支架的结构特点 1047012.1放顶煤开采工艺及放顶煤液压支架 10163962.1.1放顶煤液压支架的分类 10123582.3放顶煤液压支架的特点 12170773放顶煤液压支架的选型 13136373.1液压支架设计的基本参数 1398343.1.1主要任务 13259043.2液压支架的设计 14276933.2.1液压支架的选型 14244424液压支架的整体结构尺寸设计 15138794.1液压支架高度的设计 15word文档可自由复制编辑9634.2支架中心距，宽度的确定 16150534.3底座长度的确定 16142914.4支架四连杆机构的确定 1658285放顶煤液压支架主要结构件设计 326645.1顶梁的设计 33176875.2底座的设计 33194195.3掩护梁和连杆的设计 34277075.4四连杆机构 35201645.5放煤口及放煤机构的设计 36304935.6立柱 36321085.7推移装置 38242895.8侧护板的结构和型式 39179295.9柱间距和筋板配置 40296706液压支架的基本参数 42282876.1设计要求 42101376.2放顶煤液压支架基本技术参数的确定 4285266.2.1顶梁主要参数的确定 4297487结论 529748致谢 539748参考书目 54word文档可自由复制编辑前言我国煤炭储量十分丰富，1979年世界能源会议估计我国煤炭资源为15000亿吨。从采煤工艺看，我国1972年开始装备综合机械化采煤，至1990年已经达到29.8%。当时对厚度在3.5－5米的煤层多采用一次采全高工艺，特别是大采高支架，平均单产可超过3万吨，最高超过6万吨，最高月产142211吨。然而，对于厚度大于5米的特厚煤层的开采，存在着产量低、效率低、劳动强度大、安全差等问题，尽管分层开采技术较为成熟，但其成本高、工序多，影响效率。支架的作用不仅是支护顶板、保证安全，而且要有效的控制顶板、提高效率。综放工作面的产量不仅取决于煤层、采运设备、综放支架，而且还取决于知己控制顶板、顶煤的能力和效果。放顶煤液压支架是综合机械化放顶煤开采最重要的机械设备。它的发明和应用，使放顶煤开采技术从高落式进入一个全面机械化的新的发展阶段。放顶煤工作面由液压支架实现可靠、快速地支护和放煤，采用采煤机采煤，使厚煤层全厚开采在安全、可靠的工作条件下进行，保证了工作面实现高产高效。1液压支架的概述1.1液压支架的组成和分类1.1.1液压支架的组成液压支架是综采工作面支护设备，它的主要作用是支护采场顶板，维护安全作业空间，推移工作面采运设备。液压支架的种类很多，但其基本功能是相同的。液压支架按其结构特点和与围岩的作用关系—般分为三大类，即支撑式、掩护式(图1-1)和支撑掩护式(图1-2)根据支架各部件的功能和作用，其组成可分为4个部分[1]：1)承载结构件，如顶梁、掩护梁、底座、连杆、尾梁等。其主要功能是承受和传递顶板和垮落岩石的载荷。2)液压油缸，包括立柱和各类千斤顶。其主要功能是实现支架的各种动作，产生液压动力。3)控制元部件，包括液压系统操纵阀、单向阀、安全阀等各类阀，以及管路、液压、电控元件等。其主要功能是操作控制支架各液压油缸动作及保证所需的工作特性。图1-1掩护式液压支架结构图1-2支撑掩护式液压支架结构4)辅助装置，如推移装置、护帮(或挑梁)装置、伸缩梁(或插板)装置、活动侧护板、防倒防滑装置、连接件等。这些装置是为实现支架的某些动作或功能所必需的装置。1.1.2液压支架的分类及特点按液压支架在采煤工作面的安置位置来划分，有端头液压支架和中间液压支架。端头液压支架简称端头支架，专门安装在每个采煤工作面的两端。中间液压支架是安装在除工作面端头以外的采煤工作面所有位置的支架。中间液压支架按其结构形式来划分，可分为三种基本类型，即：支撑式、掩护式和支撑掩护式。1）支撑式支架支撑式支架是出现最早的一种架型，按其结构和动作方式的不同，支撑式支架又分为垛式支架（图1-3a）和节式支架（图1-3b）两种结构型式。垛式支架每架为一整体，与输送机连接并互为支点整体前移。节式支架由个框节组成，移架时，各节之间互为支点交替前移，输送机用于支架相连的推移千斤顶推移。节式支架由于稳定性差，现已基本淘汰。支撑式支架的结构特点是：顶梁较长，其长度多在左右；立柱多，一般是根，且垂直支撑；支架后部设复位装置和挡矸装置。以平衡水平推力和防止矸石窜入支架的工作空间内。[1]支撑式支架的支护性能是：支撑力大，且作用点在支架中后部，故切顶性能好；对顶板重复支撑的次数多，容易把本来完整的顶板压碎；抗水平载荷的能力差，稳定性差；护矸能力差，矸石易窜入工作空间；支架的的工作空间和通风断面大。由上可知，支撑式支架适用于直接顶稳定、老顶有明显或强烈周期来压，且水平力小的条件。此种支架在现阶段的综采工作面的生产时都已基本不再采用。(a)(b)

图1-3支撑式支架结构形式—垛式支架—节式支架2）掩护式支架（图1-1）其主要由前梁、主梁、掩护梁和侧护板、底座、前后连杆、前梁千斤顶、推移千斤顶、操纵阀等组成。它的结构特点是：有一个较宽的掩护梁以挡住采空区矸石进入作业空间，其掩护梁的上端与顶梁铰接，下端通过前后连杆与底座连接。底座、前后连杆和掩护梁形成四连杆机构，以保持稳定的梁端距和承受水平推力。立柱的支撑力间接作用与顶梁或直接作用与顶梁上。掩护式支架的立柱较少，除少数掩护式支架1根立柱外，一般都是一排2根立柱。这种支架的立柱都为倾斜布置，以增加支架的调高范围，支架的两侧有活动侧护板，可以把架间密封。通常顶梁较短，一般为左右。掩护式支架的支护性能是：支撑力较小，切顶性能差，但由于顶梁短，支撑力集中在靠近煤壁的顶板上，所以支护强度较大、且均匀，掩护性好，能承受较大的水平推力，对顶板反复支撑的次数少，能带压移架。但由于顶梁短，立柱倾斜布置，故作业空间和通风断面小。由上可知，掩护式支架适用于顶板不稳定或中等稳定、老顶周期来压不明显、瓦斯含量少的破碎顶板条件。[1]3）支撑掩护式支架（图1-2）其主要由防片帮千斤顶、前梁、顶梁、掩护梁、底座、推移千斤顶、立柱等组成。支撑掩护式支架是在吸收了支撑式和掩护式两种支架优点的基础上发展起来的一种支架。因此，它兼有支撑式和掩护式支架的结构特点和性能，可适应各种顶底板条件。此种支架的优点是：支撑力大，切顶性能强，防护性能好，通风断面大，稳定性好，应用范围广。它的缺点是：结构复杂，成本较高。支撑掩护式支架的立柱均为两排，立柱可前倾或后倾。也可倒八字形布置和交叉布置。通常，两排立柱都是直接支撑在顶梁上，个别情况下，也有后排立柱支撑在掩护梁上而前排立柱支撑在顶梁上。4）特种液压支架特种液压支架是为了满足某些特殊的要求而发展起来的液压支架，在结构形式上仍属于以上某种液压支架。包括放顶煤支架等。1.2液压支架的工作原理液压支架的主要动作有升架、降架、推移输送机和移架。这些动作是利用乳化液泵站提供的高压液体，通过液压控制不同功能的液压缸来完成的。每架支架的液压管路都与工面主管路并联，形成各自独立的液压系统，如图1.4所示。图1.4液压支架的基本工作原理1—顶梁；2—立柱；3—输送机；4—安全阀；5—液控单向阀；6、7—操纵阀；8—乳化液泵；9—推移液压缸；10—底座；11—后连杆；12—前连杆；13—掩护梁1.2.1支架升降支架的升降依靠立柱2的伸缩来实现，其工作过程如下：[1]1）初撑操纵阀7处于升柱位置，由泵站输送来的高压液体经液控单向阀5进入立柱的下腔，同时立柱的上腔排液，于是活柱和顶梁升起，支撑顶板。当顶梁接触顶板，立柱下腔的压力达到泵站的工作压力后，操纵阀置于中位，液控单向阀5关闭，从而立柱下腔液体被封闭，这就是支架的初撑阶段。2）承载支架初撑后，进入承载阶段。随着顶板的缓慢下沉，顶板对支架的压力不断增加，立柱下腔被封闭的液体压力将随之迅速升高，液压支架受到弹性压缩，并由于立柱缸壁的弹性变形而使缸径产生弹性扩张，这一过程就是支架的增阻过程。当下腔液体的压力超过安全阀4的动作压力时，高压液体经安全阀4泻出，立柱下缩，直至立柱下腔的液体压力小于安全阀的动作压力时，安全阀关闭，停止泄液，从而使立柱工作阻力保持恒定，这就是恒阻过程。此时，支架对顶板的支撑力称为工作阻力，它是由支架安全阀的调定压力决定的。3）卸载当操纵阀7处于降架位置时，高压液体进入立柱的上腔，同时打开液控单向阀5，立柱下腔排液，于是立柱卸载下降。支架立柱工作时，其支撑力随时间的变化过程可分为三个阶段。（a）初撑阶段支架在升柱时，高压液进入立柱下腔，立柱升起使顶梁接触顶板，立柱下腔的压力增加，当增加到泵站工作压力时，泵站自动卸载，支架的夜控单向阀关闭，立柱下腔的压力达到初撑力，此阶段称为初撑阶段t。，此时支架对顶板的支撑力为初撑力。支撑式支架的初撑力为(1.1)式中--支架立柱的缸径，；--泵站的工作压力，；--支架立柱的数量。由上式可知，支架初撑力的大小取决于泵站的工作压力，立柱缸径和立柱的数量。合理的初撑力是防止直接顶过早的因下沉而离层、减缓顶板下沉速度、增加其稳定性和保证安全生产的关键。一般采用提高泵站工作压力的办法来提高初撑力，以免立柱的缸径过大。（b）承载增阻阶段支架初撑后，随顶板下沉，立柱下腔的压力增加，直到增加到支架的安全阀调正压力，立柱下腔的压力达到工作阻力。此阶段为增阻阶段t1。（c）恒阻阶段随着顶板压力继续增加，使立柱下腔压力超过支架的安全阀压力调正值时，安全阀打开而溢流，立柱下缩，使顶板压力减小，立柱下腔的压力降低，当低于安全阀压力调整之后，安全阀停止溢流，这样在安全阀调整压力的限制下，压力曲线随时间呈波浪形变化，此阶段为恒阻阶段t2。此时支架对顶板的支撑力称为工作阻力，它是由支架安全阀的调定压力决定的。支撑式支架的工作阻力为（1.2）式中Pa--支架安全阀的调定压力MPa；图1.4.1液压支架工作特性曲线支架的工作阻力标志着支架的最大承载能力。对于掩护式和支撑掩护式支架，其初撑力和工作阻力的计算还要考虑到立柱倾角的影响因素。支架的工作阻力是支架的一个重要参数，它表示支架支撑力的大小。但是，由于支架的顶梁长短和间距大小不同，所以并不能完全反映支架对顶板的支撑能力。因此，常用单位支护面积顶板上所受支架工作阻力值的大小，即支护强度来表示支架的支护性能。即(1.3)式中F—支架的支护面积，m2。1.2.2支架移动和推移输送机支架和输送机的前移，由底座10的推移液压缸9来完成。需要移架时，先降柱卸载，然后通过操纵阀使高压液体进入推移液压缸9的活塞杆腔，活塞腔回液，以输送机为支点，缸体前移，把整个支架拉向煤壁。需要推移输送机时，支架支撑顶板，高压液体进入推移活塞缸9的活塞腔，活塞杆腔回液，以支架为支点，活塞杆伸出，把输送机推向煤壁。1.3支撑掩护式正四连杆结构放顶煤支架的优劣比较支撑掩护式液压支架的优点之一是其垂直方向的支撑合力距煤壁较远，这意味着对于岩表突出的顶板，这种支架的支护效果会更好，因为这将使其支撑力作用在更有效的支撑点上。另外它与顶、底板的接触压力较均匀，最大接触压力也相对较小，具有很高的稳定性。然而支撑掩护式液压之架前后两对立柱产生的多重推力路径影响了这种支架在易出现空洞底层中的支护效果。支架后部的推力使顶梁产生逆时针方向的旋转位移，从而使顶梁与底板之间接触面积减小，使顶板地层更趋于空洞化，进而导致由前部立柱承担全部压力载荷，使支撑能力下降。[3]在放顶煤工作面推广使用的主导架型有正四连杆四柱支撑掩护式地位放顶煤支架、反向四连杆四柱支撑掩护式低位放顶煤支架和单摆杆四柱支撑掩护式低位放顶煤支架。这三种架型在不同的开采条件下取得了良好的效果，为放顶煤技术的发展提供了装配技术的保证。四柱正向四连杆支撑掩护式放顶煤支架在与围岩的相互作用中，普遍存在前后排立柱受力不均衡现象，尤其在放煤过程中这种现象更为突出。在这种工况下，支架的支护能力不能有效地发挥，有效的支护强度大幅度减小，底座前端对底板的比压增大，力学特性恶化，会影响工作面的正常生产和安全，甚至造成立柱损坏。与之相比反向四连杆放顶煤支架就改善了受力不均衡的现象，改善了前后立柱受力不均，增大了放煤空间，对顶煤和底板的适应性提高。目前，以美国、德国和澳大利亚等发达国家为代表的世界煤矿液压支架架型普遍向两柱掩护式整体顶梁电液控制方向发展，而四柱式放顶煤支架不利于采用电液控制实现高效自产。因此，开发研制新型两柱掩护式放顶煤支架是放顶煤支架发展的一种必然选择。[7]放顶煤液压支架的发展趋势：①大采高放顶煤液压支架，最大高度3.8-4.5m以上的两柱式放顶煤支架和四柱式放顶煤支架；②强力放顶煤支架，工作阻力10000-15000KN的大工作阻力支架，适应硬煤层和特厚煤层大放采比放顶煤工艺要求的支架；③分体组合式直线型轻型放顶煤支架，一种适应中小煤矿和边角煤回收的多用途支架。2放顶煤液压支架的结构特点2.1放顶煤开采工艺及放顶煤液压支架放顶煤采煤方法，就是在开采煤层的底部，或在特厚煤层中部位置，布置采煤工作面，利用工作面矿山压力的作用或辅以爆破等方法，将顶煤破碎并促使其垮落，而后将垮落的顶煤由工作面后方或工作面支架前方放出。放顶煤采煤方法在很早以前就用于开采厚煤层。如我国以前使用过的高落式采煤法就属于这种采煤方法。在当时，放顶煤开采是不正规的，完全手工式的，而且煤炭损失特别大，长期以来受到严格限制。还有仓储式采煤法、仓房式采煤法也都属于早期的放顶煤开采方法。随着煤炭开采技术的发展，特别是煤矿支护设备的发展，放顶煤采煤法已经发展成为一种正规的采煤方法。[7]我国综采放顶煤开采开始于1982年，是由郑州煤矿机械厂、煤炭科学研究总院北京开采所、沈阳煤研所共同研制的FY400－14/28中位放顶煤支架在沈阳局蒲河矿安装试验；10多年来得到了迅速的发展，截止到1993年，已经在13个省的26个矿务局59个工作面使用，达到了日产万吨，月产31万吨，年产253万吨的生产水平，成为世界上综采放顶煤开采技术发展最快、拥有放顶煤液压支架数量最多的国家。图2.1低位双运输机放顶煤综采示意图1—放煤口；2—前输送机；3—后输送机2.1.1放顶煤液压支架的分类按与液压支架配套的输送机的台数，放顶煤液压支架可分类如下：插底式单输送机不插底式放顶煤液压支架单铰接式开天窗式双输送机四连杆式前四连杆式插板式中四连杆式后四连杆式按放煤口位置，放顶煤液压支架可分类如下：高位（单输送机开天窗式）放顶煤液压支架中位（双输送机开天窗式）低位（双输送机插板式）2.2低位放顶煤液压支架的组成表2.1低位放顶煤液压支架的组成序号部件功能例子1承载结构件承受并传递顶板载荷作用的结构件顶梁、掩护梁、底座、千斤顶2放煤结构主要用于放下顶煤，并进行大块煤的破碎放煤口、插板3动力油缸用液体做介质可以主动产生作用力，实现各种动作的油缸立柱、各类千斤顶4控制元部件操纵、控制支架各个动力油缸动作及保证所需工作特性的液压元部件操纵阀、单向阀、安全阀及管路、液压元件5辅助装置不直接承受顶板载荷，而实现支架某些动作或功能所必须的装置推移装置、护帮装置、活动侧护板、防倒、防滑装置6工作液体传递能量的工作液压介质乳化液2.3放顶煤液压支架的特点用放顶煤开采较分层开采等具有明显的优越性，主要有：1）、煤层掘进量小，掘进费用低、缓和了采掘关系；2）、减少了搬家倒面次数，节省了综采面设备搬迁、安装的工作量及费用；3）、较分层开采减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护费用等；4）、对急斜厚煤层，较普通法开采的工作面产量提高1－3倍；5）、提高了煤炭的块炭率，增加煤炭的售价；6）、减少了设备的运行费，特别是采煤机，相对减少了吨媒设备折旧费或租赁费；7）、有利于矿井的集中控制，实现减面、减人、提高工效的目的；8)、提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高2－5倍，经济效益十分显著，吨媒成本一般降低8－20元/吨。基于上述原因，我国放顶媒液压支架从1984年至1992年上半年已发展到42套，32个品种，占世界总数的66％。当然，放顶煤开采也有急待解决的问题，主要是：（a）、煤尘大，比分层开采高出1－3倍，甚至更高；（b）、回采率偏低，一般在80％左右，造成一定的煤炭损失；（c）、自然发火的问题尚未得到很好的解决；（d）、对高瓦斯矿井，瓦斯涌出量大，有局部积聚的危险。3放顶煤液压支架的选型3.1液压支架设计的基本参数1）为了满足采煤工艺及地质条件的要求，液压支架要有足够的初撑力和工作阻力，以便有效地控制顶板，保证合理的下沉量。2）液压支架要有足够的推溜力和移架力。推溜力一般为100KN左右；移架力按煤层厚度而定，薄煤层一般为100KN-150KN，中厚煤层一般为150KN-250KN，厚煤层一般为300KN-400KN。3）防矸性能要好。4）排矸性能要好。5）要求液压支架能保证采煤工作面有足够的通风断面，从而保证人员呼吸、稀释有害气体等安全方面的要求。6）为了操作和生产的需要，要有足够宽的人行道。7）调高范围要大，照明和通讯方便。8）支架的稳定性要好，底座最大比压要小于规定值。9）要求支架有足够的刚度，能够承受一定得不均匀载荷和冲击载荷。10）满足强度条件下，尽可能的减轻支架重量。11）要易于拆卸，结构要简单。12）液压元件要可靠。3.1.1主要任务设计任务：ZF12000/23/35型液压支架设计参数如下：1）要求工作阻力12000KN。2）支架最大高度3.5m，支架最小高度2.3m。本次设计主要工作如下：液压支架的选型、整体结构的设计、结构件的设计。3.2液压支架的设计3.2.1液压支架的选型液压支架的选型原则[4]：液压支架的选型，其根本目的是使综采设备适应矿井和工作面条件，投产后能做到高产，高效、安全，并为矿井的集中生产、优化管理和最佳经济效益提供条件，因此必须根据矿井的煤层、地质、技术和设备条进行选择。1）液压支架架型的选择首先要适合于顶板条件。2)当煤层厚度超过1.5m，顶板有侧向推力或水平推力时，应选用抗扭能力强的支架一般不宜选用支撑式支架。3)当煤层厚度达到2.5～2.8m以上时，需要选择有护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。煤层厚度变化大时，应选择调高范围较大的掩护式或双伸缩立柱的支架。4)应使支架对底板的比压不超过底板允许的抗压强度。在底板较软条件下，应选用有抬底装置的支架或插腿掩护式支架。5)煤层倾角＜10°时，支架可不设防倒防滑装置；15°～25°时，排头支架应设防滑装置，工作面中部输送机设防滑装置；＞25°时，排头支架应设防倒防滑装置，工作面中部支架设底调千斤顶，工作面中部输送机设防滑装置。6)对瓦斯涌出量大的工作面，应符合保安规程的要求，并优先选用通风断面大的支撑式或支撑掩护式支架。7)当煤层为软煤时，支架最大采高一般≤2.5m；中硬煤时，支架最大采高一般≤3.5m；硬煤时，支架最大采高＜5m。8)在同时允许选用几种架型时，应优先选用价格便宜的支架。9)断层十分发育，煤层变化大，顶板的允许暴露面积在5～8m2，时间在20min以上时，暂不宜采用综采。本次设计的放顶煤液压支架为ZF12000/23/35型四柱四连杆式低位放顶煤液压支架。该支架应设计为支撑掩护式液压支架。4液压支架的整体结构尺寸设计4.1液压支架高度的设计支架的高度和伸缩比[4]支架高度的确定原则，应根据所采煤层的厚度，采区范围内地质条件的变化等因素来确定，其最大和最小高度为：（4-1）（4-2）式中—支架最大高度；—支架最小高度；—煤层最大厚度；—煤层最小厚度；—考虑伪顶，煤皮冒落后，仍有可靠初撑力所需要的支撑力高度，一般200～300；此次设计取300mm—顶板最大下沉量，一般100～200；此次设计取200a—移架时支架的最大可缩量；一般取50mmδ—浮矸石，浮煤厚度；一般取50mm由设计任务可知：3500mm2300mm调高范围为1200mm得出：=3200mm=2000mm；即：适用煤层厚度为2.0m―3.2m。2）伸缩比为：m（4-3）m==1.524.2支架中心距和宽度的确定所谓支架中心距，就是相邻两支架中心线间的距离。[4]（4-4）式中—支架中心距—每架支架顶梁总宽度—相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙—每架所包含的组架或框架数支架间距一般为1.5m。大采高支架为提高稳定性中心距可采用1.75m,轻型支架为适应中小煤矿工作面快速搬家的要求，中心距可采用1.25m。本次设计取支架的中心距为1.75m。支架宽度是指顶梁的最小和最大宽度。宽度的确定应考虑支架的运输、安装和调架要求。支架顶梁上装有活动侧护板，侧护板的行程一般为170～200，取200.当支架中心距为1.75m时，支架的最小宽度取1600，支架的最大宽度取1860。4.3底座长度的确定底座是将顶板压力传递到底板的稳固支架的部件。在设计支架的底座长度时，应考虑以下几个方面：支架对底板的接触比压要小；支架内部应有足够的空间用于安装立柱、液压控制装置、推移装置和其他辅助装置；便于人员操作和行走；保证支架的稳定性等。通常，支撑掩护式支架对底座长度取4倍的移架步距，即2.4m左右。考虑到截深的增加，本次设计底座为3200mm。4.4支架四连杆机构的确定四连杆机构是支撑掩护式支架的最重要部件之一。其作用主要是，第一，当支架由高到低变化时，借助四连杆机构使得支架顶梁前端点的运动轨迹呈近似双纽线，从而使得支架顶梁前端点和煤壁间距离的变化大大减小，提高了管理顶板的性能。第二，使支架的受力条件更好。4.4.1四连杆机构设计要求:1)支架高度在最大和最小范围内变化时，如图4.1所示，顶梁端点运动轨迹的最大宽度应小于或等于70mm，最好为30mm以下。2)支架在最高位置时和最低位置时，顶梁与掩护梁的夹角和后连杆与底平面的夹角，如图4.1所示，应满足如下要求：支架在最高位置时，≤52°～62°，≤75°～85°；支架在最低位置时，为有利于矸石下滑，防止矸石停留在掩护梁上，根据物理学摩擦理论可知，要求，如果钢和矸石的摩擦系数=0.3，则=16.7°。为了安全可靠，最低工作位置应使≥25°为宜。而角主要考虑后连杆底部距底板要有一定距离，防止支架后部冒落岩石卡住后连杆，使支架不能下降。一般取≥25°～30°，在特殊情况下需要角度较小时，可提高后连杆下铰点的高度。3)从图4.1中可知，掩护梁与顶梁铰点和瞬时中心O之间的连线与水平线夹角为。设计时，要使角满足的范围，其原因是角直接影响支架承受附加力的数值大小。4)应取顶梁前端点运动轨迹双扭线向前凸的一段为支架工作段，其原因为当顶板来压时，立柱让压下缩，使顶梁有向前移的趋势，可防止岩石向后移动，又可以使作用在顶梁上的摩擦力指向采空区。同时底板阻止底座向后移，使整个支架产生顺时针转动的趋势，从而增加了顶梁前端的支护力，防止顶梁前端上方顶板冒落，并且使底座前端比压减小，防止啃底，有利移架。水平力的合力也相应减小，所以减轻了掩护梁的外负荷。从以上分析可知，为使支架受力合理和工作可靠，在设计四连杆机构的运动轨迹时，应尽量使值减小，取双扭线向前凸的一段为支架工作段。所以，当已知掩护梁和后连杆的长度后，从这个观点出发，在设计时只要把掩护梁和后连杆简化成曲柄滑块机构，运用作图法就可以了，如图4.2。[4]4.4.2四连杆机构设计四连杆机构的设计的主要方法有：直接求解法、解析法、几何作图法等。本设计鉴于各种方法的优缺点，采用了计算机求解的方式来求解。[4]图4.1四连机构几何关系图4.2掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构1)目标函数的确定为了减少附加力，必须使得有较小值。同时，为有效的控制顶板，要求支架在某一高度时的角，恰好是顶梁前端点的双纽线轨迹上的切线与顶梁垂线间的夹角。所以，只要令支架由高到低变化时，顶梁前端点运动轨迹近似成直线为目标函数，这两项要求都能满足。2)四连杆机构的几何特征四连杆机构的几何特征，如图4.3所示。(a)支架在最高位置时，≤52~62度，即：0.91~1.08弧度；≤75~85度即1.31~1.48弧度；支架在最低位置时，保证。(b)后连杆与掩护梁的比值，支撑掩护式为I=0.61~0.82。(c)前后连杆上绞点之距与掩护梁的比值为0.22—0.3。(d)点的运动轨迹呈近似双纽线，支架由高到低双纽线运动轨迹的最大宽度mm以下。(e)支架在最高位置时的应小于0.35，在优化设计中，支撑掩护式支架应小于0.2。3)四连杆机构各部尺寸的计算四连杆机构各部参数如图4.3所示，图中的为支架在最高位置时的计算高度。(a)后连杆与掩护梁长度的确定如图4.3所示，掩护梁长度G为：（4-5）后连杆长度为：（4-6）取I1=0.25，前后连杆上绞点之距为：（4-7）前连杆上绞点至掩护梁上绞点之距为：（4-8）从式（4-5）至式（4-8），可求出多组后连杆和掩护梁的尺寸。为了简化计算，对变量规定相应的步长如下：的步长为0.034弧度；的步长为0.034弧度；的步长为0.02；的步长，支撑掩护式为0.042。(b)后连杆下绞点至坐标原点之距为，如图4.4所示(c)前连杆长度及角度的确定当支架高度变化时，掩护梁上绞点的运动轨迹为近似双纽线，为使双纽线最大宽度和角尽量小，可把点的轨迹视为理想直线，当然实际上并非如此。但是，我们可以做到支架高度变化时，有三点在一条直线上，如图4.4所示，即：支架在最高和最低以及中间某一位置的三点。当支架的最高和最低位置确定后，在直线上的最高和最低点就确定了。根据设计经验，当点沿理想垂线由最高向最低运动时，后连杆与掩护梁的夹角由大于90到小于90变化，在夹角变化过程中，一定有一位置使后连杆与掩护梁呈垂直状态，以这一特殊状态为所求的中间某一位置，来确定直线上中间某一位置的点。图4.3四连杆机构参数图图4.4四连杆机构几何关系①点坐标当支架在最高位置时的计算高度为时点的坐标为：（4-9）（4-10）②点坐标支架在最低位置时的计算高度为，此时的坐标为：（4-11）（4-12）根据四连杆机构的几何特征要求，支架降到最低位置时，取，即0.436弧度。根据几何关系为：（4-13）③点坐标当支架的掩护梁与后连杆成垂直位置时，根据几何关系，点坐标为：（4-14）（4-15）式中P由下式进行计算：（4-16）（4-17）④c点坐标根据图3.4所示，支架在三个位置时四连杆机构几何关系确定后，c点就是以、、这三点为圆的圆心。所以，为前连杆的长度。因此，可以用圆的方程求得前连杆长度。即：（4-18）上式中、为c点坐标，可以按下列方程联立求得:（4-19）（4-20）求得：（4-21）（4-22）令:（4-23）N（4-24）T（4-25）把式（4-27）到式（4-29）带入式（4-26）式得：（4-26）（4-27）c点坐标求出后，前连杆的长度和角度就可以确定了。e前连杆下绞点的高度D和四连杆机构的底座长度E。当前连杆c点坐标确定后，D和E的长度为：（4-28）（4-29）4）四连杆机构的优选按上述方法可求出很多组四连杆机构，并非所有的值都可以用，故要优选。优选的方法是给定约束条件，对所计算出的各组值进行筛选，最终选出一组最优的值来。其约束条件是根据四连杆机构的几何体特征要求，以及支架的结构关系，通过对国内外现有支架的调查统计，得出的约束条件如下：（ａ）前后连杆的比值范围根据现有资料的调查统计，前后连杆的比值＝0.9—1.2范围。（ｂ）前连杆的高度不宜过大，一般应使。（ｃ）E的长度，一般应使E.（ｄ）对支撑掩护式支架的值按下面的方法进行计算。如图4.5所示，为支架在最高位置时的几何关系。①a点坐标=（4-30）（4-31）②点坐标为③直线的斜率：（4-32）④直线的斜率：（4-33）由于c、b、o在同一条直线上，因此，和直线的斜率相同，所以直线的斜率为：（4-34）同理直线的斜率为（4-35）联立（30）、（31）得：（4-36）（4-37）图4.4.5瞬心位置图令：（4-38）（4-39）则：（4-40）5）近似双纽线轨迹的绘制为了能计算和看出优选的一组值的e值，以及双纽线的凸弧段长度，要求打印出顶梁前端的坐标值画出双纽线轨迹来。（a）四连杆机构的方程图4.6四连杆机构方程图从图4.6可知，在任一个角位置时，d点的x坐标值应满足下列方程（4-41）B点的y坐标值应满足下列方程（4-42）由式（4-42）得：（4-43）将式（4-43）代入式（4-45）得：（4-44）将式（4-44）整理得：（4-45）令：;（4-46）（4-47）（4-48）将式（4-46）式（4-48）代入式（4-45）可得：（4-49）则式（4-49）可变成以Z为变量之方程，得：（4-50）不合题意之根已舍去。当时，式（4-50）才有意义。在图4.6中点任一位置时之坐标x,y可写成：（4-51）（4-4）（4-52）其中，则式（4-51）和式（4-52）就是液压支架四连杆机构的曲线方程。根据四连杆机构的几何特征要求，支架由高到低，=,即：1.48rad0.436rad。所以在变化范围内可以画出一条近似双纽线的轨迹来。如果在这个变化范围内按间隔0.087rad,可以算出x,y值表，y的变化相当于支架计算高度的变化，则x的变化相当于顶梁前端距煤壁之距变化，所以e值为支架高度变化范围内，相应的，凸弧段的长度为支架的结构高度有高到低时，x值渐增所对应的y值相减，即：凸弧段长度式中，——支架最大高度所对应的y值；——支架由高到低，x值渐增，增加到极限位置所对应的y值。4.4.3计算机计算优化：根据以上分析，和优选时应满足的条件，对四连杆机构进行设计优化时，可编写C语言程序进行数据计算与分析。[4]1）程序框图图4.7图4.7程序框图2) 编写C语言程序，并在C-Free5.0中运行程序：根据以往的设计经验，取顶梁与掩护梁的绞点至上顶板的距离为300mm,要求双纽线的偏摆量为30mm,后连杆下绞点至底座的距离为700mm。即，H1=2500mmH2=1300mm。讲H1，H2带入程序结果为：导出结果：2.5,1.3u=0.154262,q1=1.378000,a=1.065010,b=0.405367,c=0.981517,d=0.498984,e=0.506081,f=1.437211,g=1.842578,p1=0.910000,c1=1.081464,s=0.211879,l=1.373504x=0.927237,y=2.497224,x1=0.206569x=0.932181,y=2.456305,x1=0.242795x=0.935223,y=2.414042,x1=0.278727x=0.936744,y=2.370318,x1=0.314322x=0.937070,y=2.325009,x1=0.349536x=0.936487,y=2.277982,x1=0.384326x=0.935247,y=2.229094,x1=0.418652x=0.933577,y=2.178185,x1=0.452470x=0.931683,y=2.125074,x1=0.485741x=0.929756,y=2.069556,x1=0.518423x=0.927972,y=2.011386,x1=0.550478x=0.926501,y=1.950274,x1=0.581865x=0.925503,y=1.885861,x1=0.612549x=0.925137,y=1.817700,x1=0.642490x=0.925558,y=1.745214,x1=0.671654x=0.926920,y=1.667638,x1=0.700004x=0.929379,y=1.583920,x1=0.727507x=0.933092,y=1.492548,x1=0.754129x=0.938213,y=1.391208,x1=0.779837ex=0.013076ex=0.013076ex=0.013076ex=0.013076结论：U=0.154值（掩护梁与顶梁铰点至瞬心和底座平面夹角为）弧度支架在最高位置时，后连杆与底座平面夹角A=1.065m后连杆长度B=0.405m前、后连杆上铰点之距C=0.9815m前连杆长度E=0.506m前、后连杆上铰点至掩护梁上铰点之距F=1.437m前连杆上铰点至掩护梁上铰点之距G=1.843m掩护梁长度弧度支架在最高位置时，顶梁与掩护梁夹角=1.0815弧度支架在最高位置时，前连杆与底座平面夹角EX=0.0131m顶梁前端运动轨迹的最大宽度5放顶煤液压支架主要结构件设计此类低位放顶煤支架的设计要充分依据煤层的赋存条件，顶、底板状况，矿压大小，工作面倾角，及煤层厚度、层理裂隙发育情况、硬度和开采方法等，支架总体技术参数的确定应满足：(1)工作阻力、支护强度的要求；(2)稳定性要好，抗扭能力强；(3)顶梁、掩护梁以至尾梁密封性能好；(4)拉架力大，走得动；(5)能放煤，出煤易控制，(6)液压系统简单合理；(7)喷雾降尘装置可靠实用。[8]这样在设计支架各个部件时，不仅要满足强度要求，还要总体性能好。低位放顶煤支架的主要结构有前梁（伸缩式和挑梁式）、顶梁、掩护梁、尾梁、前连杆、后连杆、底座推移装置、立柱及各种千斤顶、液压控制系统等组成。支架主要部件的设计要求:各部件设计要求要满足总体配套的要求，就是应满足采煤机、双输送机和支架配套的空间要求，支架前部能及时支护，后部便于放顶煤；应有喷雾降尘装置，为防止煤的自燃发火应安装必要的辅助装置。同时，为适应急斜特厚煤层分段开采，支架本身采用后四连杆机构，增加了支架的纵向稳定性，并使梁端距变化较小，放煤增设摆动伸缩式尾梁，以调整工作空间和放煤口大小，改善掩护梁受力状况，应使顶梁较长，以利顶煤在矿压作用下能较好的压碎。[11]各部件设计的基本要求：1）四连杆机构应进行优化设计，使支架梁端距变化小，支架受力状态最佳，结构上既满足工作空间要求，又能承受足够的纵向、横向力及扭矩。2）前梁由前梁千斤顶控制，可上下摆动15°，与顶板保持良好的接触，维护机道上方顶板。挑梁是和前梁铰接的可翻转支护板，由防片帮千斤顶控制，可及时支护，并超过水平线上挑3°～5°，拉架时收回，还可在移架后支护煤壁，以防止片帮。3）顶梁顶梁是支架主要承受顶板压力的部件，并起切顶作用。它可多次反复支撑顶煤，以利于放煤。顶梁装有侧护板，活动侧装有千斤顶和弹簧，防止架间漏煤、矸及调节支架间距。4）掩护梁受扭力和横向载荷力大，是十分重要的部件。5）底座底座是将支架承受的顶板压力和侧向力传至底板。它既要有足够的强度和刚度，又应满足底板比压不超限。保证支架整体稳定性的关键是在底座上铰接四连杆机构，在底座中间设置有推移装置，侧面设置拉后输送机的千斤顶和推移杆。6）推移装置此机构关系到支架能否正常推移，由千斤顶和推移杆组成。推移杆结构有长推杆或是由两部分短推移杆组成。7）尾梁尾梁用以放煤、保证过煤高度及维护工作空间。对于大块煤可利用插板进行破碎。8）液压控制系统及立柱、千斤顶液压系统由各液压件、管路系统组成，它应保证立柱、千斤顶完成支架要求的各种性能，并达到设计技术参数。5.1顶梁的设计图5.1后四连杆的顶梁顶梁前、后分别与前梁和掩护梁铰接，四个球面柱窝与立柱的活柱头相连。顶梁有铰接耳座与四连杆机构的上连杆联接，此外还设有所需千斤顶的耳座，如前梁、掩护梁千斤顶耳座。顶梁体箱式结构件的设计可根据总体受力分析，按不同支护高度时各部件最大受力值计算其强度。一般前、后柱窝断面为最危险断面，断面安全系数n应大于1.1，同时要充分考虑各个铰接孔的挤压强度，以免孔受塑变拉长而损坏，特别是与上连杆铰接的耳座，一定要加大强度。侧护板与导杆连接的结构以长方形拉板为好，可以保证导杆与侧护板的连接强度。本次设计选用铰链式顶梁。5.2底座的设计底座是将顶板压力传递到底板和稳固支架的部件。因此，底座除了满足一定的刚度和强度外，还要求对底板起伏不平的适应性要强，对底板接触比压小，要有足够的空间能安装立柱、液压控制装置、推移装置和其他辅助装置，要便于人员行走；能起一定的挡矸排矸作用；要有一定的重量，以保证支架的稳定性。图5.2底座支撑掩护式支架底座结构选用底分式刚性底座，如图5.2底座前端制成滑撬形，以减小支架的移架阻力。同时底座后部重量大于前部，避免移架时啃底。底座与立柱之间连接处用铸钢球面柱窝接触，以避免因立柱偏斜受偏载，并用限位板和销轴限位，防止立柱脱出柱窝。在整体式底座后部中间去掉一块钢板，减少底座后部与底板的接触面积，增加底座后部的比压，同时有利于排矸。5.3掩护梁和连杆的设计掩护梁是支架的掩护构件，它有承受冒落矸石的载荷和顶板通过顶梁传递的水平载荷引起的弯矩，掩护梁的用途，掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过前后连杆传递给底座。掩护梁承受对支架的水平作用力及偏载扭矩。掩护梁和顶梁（包括活动侧护板）一起，构成了支架完善的支撑和掩护体，完善了支架的掩护和挡矸性能，掩护梁的结构为钢板焊接的箱式结构，在掩护梁上端与顶梁铰接，下部焊有与前、后连杆铰接的耳座。有的支架在掩护梁上焊有立柱柱窝。活动侧护板装在掩护梁的两侧。从侧面看掩护梁，其形状有直线型、折线型本次设计掩护梁的侧面形状选直线式。图5.3掩护梁结构型式图5.4单杆式连杆5.4四连杆机构四连杆有两种结构型式。前、后连杆选用单杆式结构。前连杆是单杆、后连杆是整体式的结构式。本设计取前后连杆是单杆式结构，如图5.45.5放煤口及放煤机构的设计低位放顶煤支架的放煤口是由掩护梁和插板或尾梁及其千斤顶和插板形成。不论何架型，其横向长度均为架宽，纵向长度根据架型、配套设备不同而异。本设计采用后四连杆机构的放煤机构设计这种支架的掩护梁由铰接在顶梁上的平衡千斤顶支撑或铰接在底座上的千斤顶支撑。掩护梁下部有可伸缩插板，放煤时收回插板，利用千斤顶的伸、缩，调整放煤口进行放煤，放煤后伸出插板挡住矸石流入后输送机内。这种结构能满足放煤工艺、放煤口及工作空间的要求。从支架整体看，其横向稳定性较差。5.6立柱立柱是支架的承压构件，它长期处于高压受力状态，它除应具有合理的工作阻力和可靠的工作特性外，还必须有足够的抗压、抗弯强度，良好的密封性能，结构要简单，并能适应支架的工作要求。立柱的结构由缸体、活塞、缸口和活塞杆等组成。如5.6图示缸体是立柱的承压部件。一般用27SiMn无缝钢管制成。缸体内表面是活塞的密封表面，所以要求很高的加工精度。活塞是立柱的关键元件，对它的主要要求是保证密封性能良好，运动表面能承受外力的冲击。活塞可以套在活柱上，或直接焊接在活柱上。用钢制作活塞时，可在活塞上安装导向环与缸体内径配合。导向环多用塑料制品，也有用铜合金制成。在不承受横向力或横向力很小的情况下，可以用保护密封圈的尼龙挡圈兼做导向环。图5.6立柱结构1—缸筒；2—活塞；3—导向环；4—距离套；5—导向套；6—缸盖；7—活塞杆活塞靠密封圈密封，密封圈有O型、Y型、U型、V型、鼓型、蕾型等。鼓型密封圈是两个夹布U型橡胶圈压制而成的整体实心密封圈，它和两个L型防挤圈一起使用，适用于工作压力19.6～58.8MPa，在压力小于24.5MPa时，可以不加挡圈。它可用于各种活塞上的双向密封。蕾型密封圈是一个U型夹布橡胶圈和唇内夹橡胶压制而成的单向实心密封圈。它适用于装入各种液压活塞头和导向套上，为单向密封。工作压力小于58.8MPa时，可以不加挡圈。以上两种密封圈的使用，简化了活塞结构，装配方便，但密封圈本身加工较复杂。活塞的轴向固定方式由三种：用螺帽加防松螺钉固定；用压盘和螺钉固定；用半圆环加弹性挡圈固定。活柱和活塞杆是立柱传递机械力的重要零件，它要能承受压力和弯曲等载荷作用，必须耐磨和耐腐蚀，可用27SiMn或45号钢制成。为防止在矿井条件下表面生锈和腐蚀，表面要镀铬，并要注意保护，防止外部硬伤。缸口用钢丝挡圈固定，是在导向套外侧装有钢丝挡圈，内侧装有密封圈和防尘圈。这种结构简单，装卸方便，但要求活塞杆外径与缸体内径之间有比较大的空间，这种固定方式使用较多。固定钢丝和钢丝挡圈的连接方式，不能耐高压。当密封液体压力较高时，可采用半圆环结构连接方式。5.7推移装置液压支架推移装置是保证支架正常推溜和拉架，实现工作面正常循环作业的重要装置。在设计支架时，应根据支架结构和配套要求合理选择推移装置的形式，并充分保证支架推移装置对工作面条件和配套的适应性。推移装置的型式如表5.1所示表5.1推移装置千斤顶的型式型式特点适用条件普通式普通活塞式双作用千斤顶可为外供液式，也可为内供液式1、目前已很少直接用作推移装置，而多与反拉框架一起使用，应用较广2、外供液式结构简单，应用广泛差动式千斤顶结构仍为普通型式，利用交替阀的油路系统，使其减小托输送机力用于直接拉架的方式，目前应用较少浮动活塞式千斤顶活塞可在活塞杆上滑动，使环腔供液时拉力与普通千斤顶相同；但在活塞腔供液时，使压力的作用面积仅为活塞杆断面积广泛用于直接拉架方式，与短推杆等导向件一起使用动作时间有一定滞后，但一般不影响使用推移装置一般由推移千斤顶、推杆或框架等导向传力杆件以及连接头等部件组成，其功能、连接型式见表5.2。表5.2推移装置的功能与主要连接型式功能将输送机推向煤壁，保证作业循环将液压支架拉向煤壁方向，及时支护顶板框架或推杆与底座导向通道共同作为支架、输送机移动时的导向，起一定的防滑作用连接型式直接连接一端固定在支架底座（一般位于支架纵轴线上），另一端固定在输送机或输送机底托架上。此时移架和推输送机都用一个推移千斤顶移步横梁间接连接在推移装置与输送机之间加一个移步横梁、千斤顶仅与移步横梁连接。这种方式减少了支架与输送机之间的约束和影响、比较机动，但结构复杂相邻支架或支架节连接这种方式一般用于节式或各种类型的组合迈步支架。移架千斤顶位于主副架之间，多数分别与两者的底座相连。少数为顶梁之间相连，称为上移架机构。移架与推溜各用不同的千斤顶。推输送机千斤顶两端分别同支架与输送机相连，但数量可以减少，如5~6m布置一个推移杆的常用形式有正拉式短推移杆和倒拉式长推移杆两种。此液压支架所采用的推移装置为：倒拉式长推移杆。如图5.7.2所示，结构简单可靠，重量轻，被广泛采用。支架推输送机的力应不大于输送机的设计推力，拉架力一般应为支架重量的2.5～3倍。支架移架速度应与采煤机截割牵引速度相适应。图5.7.2长推移杆5.8侧护板的结构和型式侧护板的结构型式如图5.8所示。通常采用两种类型。一种是侧护板在顶梁的外侧。这种类型侧护板又有三种型式，图5.8a，顶梁上无顶板，侧护板易被冒落矸石压住，影响侧护板的伸缩；图5.8b、c，在顶梁上加设顶板，克服了以上的缺点，但支架承受偏载时，侧护板装置受力很大。另一种是铰接式侧护板，如图5.8d、所示。它克服了以上两种侧护板的缺点，但由于架间侧护板造成三角带容易填入碎矸，影响架间密封效果。图5.8侧护板结构的形式本次设计采用b方案。5.9柱间距和筋板配置支架柱间距是指，两排立柱间的距离。柱间距和筋板配置要考虑支架的中心距、立柱缸径、推移装置的宽度等因素。合理确定柱间距和筋板配置，是支架结构设计的重要任务。柱间距和各部件筋板配置关系如图5.9所示。根据经验，推荐五种柱间距和筋板配置方案列于表5.3中。图5.9柱间距与各部件筋板间配置关系表5.3柱间距和筋板配置推荐尺寸单位:（mm）参数方案1方案2方案3方案4方案5d850820770720720d1810780740690690C13101280128012801355C113501290119011101110B1400360320320320B2390350310310310B3330290270270270B4320280260260260B5340300270260260B6430390360390330H7360320290290290B8350310280280280BC350350350330330BW14001382130013001300A13681368136813681368适运条件注：立柱缸径；推移千斤顶缸径。参照上表，可以选方案3的推荐尺寸用以本设计。6液压支架的基本参数6.1设计要求1）把支架简化为一个平面杆系结构。为偏于安全，在计算时把外载荷视为集中载荷。2）金属结构件直接按直梁理论计算。3）顶梁、底座与顶底板被认为均匀接触，载荷沿支架长度方向按线性规律分布，沿支架宽度方向为均布。4）.通过分析和计算可知，掩护梁上矸石的作用力，只能时支架实际支护阻力降低。所以，在进行强度计算时布计，使掩护梁偏于安全。5）.立柱和短柱按最大工作阻力计算。6）产生作用在顶梁上的水平力的情况有两种，一是由于支架让压回缩，顶梁前端点运动轨迹近似双纽线，顶梁与顶板间产生相对位移，顶板给予顶梁水平摩擦力；另一种是由于顶板向采空区方向移动，使支架顶梁受一指向采空区的水平摩擦力。顶梁和顶板的静摩擦系数一般取0.15-0.3.7）接不同支护高度时各部件最大受理值进行强度校核。8）各构件的强度校核，处按理论支护阻力校核危险断面外，还要按原煤炭部标准MT86-84<<液压支架型式试验技术规范>>的各种加载方式（见本章6.6），以支架的额定工作阻力逐一校核。超过额定工作阻力10%的超载试验，将由安全系数来保证强度。[11]6.2放顶煤液压支架基本技术参数的确定6.2.1顶梁主要参数的确定支架工作方式对支架顶梁长度有很大影响。先移架后推溜方式（及时支护）要求顶梁有较大长度；先推溜后移架方式（滞后支护）要求顶梁长度较小。这是因为采用先移架后推溜的工作方式时，支架要超前输送机一个步距，以便采煤机过后，支架能及时前移，支控新暴露的顶板，做到及时支护，因此，先移架后推溜时顶梁长度要比先推溜后移架时的顶梁长度要长一个步距，一般为600mm。本次设计采用及时支护方式。1）顶梁长度计算：式中：配套尺寸—参考原煤炭部煤炭科学研究院编制的综采设备配套图册确定；底座长度—底座前端至后连杆下铰点之距。e—支架由高到低顶梁前端点最大变化距离；、—支架在最高位置时，分别为后连杆和掩护梁与水平面的夹角。估算该支架的顶梁长度为5200mm如图6.1所示。图6.1顶梁长度示意图2）顶梁面积AA=主梁面积+前梁面积A=9.75m22)支护面积FcFc=Bc(L＋Δ)m2式中：Fc—支护面积m2，Δ—移架后顶梁前端点到煤壁的距离m,本次设计Δ=0.3Bc—支架中心距，本次设计为1.75m代入公式得：Fc=1750(5390＋300)=9957500mm2=9.958m23)顶板覆盖率δδ=A/Fc×100%式中：δ—顶板覆盖率A—顶梁面积m2Fc—支护面积m2代入式中得δ=9.75/9.958×100%=97%4）支护强度=1.2MPa式中：——当支架最大采高为时，支架应有