关于支撑掩护式低位放顶煤液压支架设计

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1、目录目录1 1 绪绪 论论.1 11.1 液压支架发展历史 .11.2 放顶煤液压支架及放顶煤开采工艺 .21.2.1 放顶煤采煤法 .21.2.2 放顶煤工艺 .51.2.3 放顶煤工艺的分类及其特点 .51.3 液压支架的工作原理及分类 .61.3.1 液压支架的工作原理及分类 .61.3.2 低位放顶煤综采的显著特征 .71.4 低位放顶煤液压支架组成 .81.4.1 承载结构件 .91.4.2 执行元件 .91.4.3 控制元件 .101.4.4 辅助装置 .111.5 液压支架型号表示方法.111.5.1 液压支架产品型号说明 .111.5.2 支架型号举例 .122 2 支架设计支

2、架设计.1212本次液压支架设计的基本参数 .12低位放顶煤支架设计要求 .132.1 支架选型、基本参数设计.132.1.1 支架选型设计 .132.1.2 液压支架基本参数的设计 .142.1.3 支架四连杆机构的设计 .162.2 支架承载结构件的设计 .302.2.1 支架承载结构件的设计要求 .302.2.2 顶梁设计 .332.2.3 底座的设计 .362.2.4 掩护梁设计（图 详见设计图纸） .372.2.5 前、后连杆设计 .372.2.6 尾梁设计 .382.2.7 插板设计 .382.2.8 推移机构设计 .382.2.9 辅助装置防护装置及放顶煤装置设计 .392.3

3、支架的执行元件设计 .402.3.1 支架承载结构件确定后校和确定的主要技术参数 .402.3.2 支架的执行元件概述 .412.3.3 支架执行元件型号一览表 .422.3.4 立柱结构设计和强度计算 .452.3.5 立柱强度验算 .482.4 液压系统、喷雾降尘系统及其电液控制元件选型设计 532.4.1 液压系统 .532.4.2 液压原理 .532.4.3 降尘系统 .552.4.4 控制系统 .562.4.5 电液控制系统 .573 3 支架受力分析支架受力分析.62623.1 支架工作状态 .623.2 计算载荷的确定 .633.3 支架受力分析与计算 .643.3.1 主顶梁的

4、受力分析与计算 .643.3.2 座的受力分析与计算 .663.4 顶梁的载荷分布 .673.5 底座接触比压 .694 4 支架强度计算支架强度计算.70704.1 强度条件 .704.2 顶梁强度校核 .714.3 底座强度校核 .755 5 结结 论论.79796 6 致致 谢谢.81817 7 参参 考考 文文 献献.8282前前 言言我国幅员辽阔，人口众多，能源消耗总量大。同时我国又是一个以煤炭为主要能源的国家，煤炭在能源生产和消费中的比例一直在70%以上，而且这种格局短期内不会根本改变；据有关专家预测，到2050年，煤炭在能源中的比例仍占50%以上。而我国主要产煤地区主要集中在中东

5、部地区，且这些地区煤田开发和开采主要有两个问题，一是煤层开深度越来越深，该区大部分矿井开采深度在500-1000m，有的矿井开采深度已经超过1000m。二是所谓三高，即高水压、高地温、高地压问题日趋严重。 而与此同时我国为了保护了人民的生命财产安全、提高煤炭资源利用率进一步保护生态环境正在努力推动能源改革，对于煤炭重大举措就是资源整合，建立更加安全、集约、高效大型煤炭集团。所有这些都为机械化、自动化采煤工艺注入了活力，但要实现这些就需要大量高科技采煤设备，比如所谓的机械化采煤工作面的“三机”1 液压支架 2 采煤机 3 刮板机。而在这些设备之中成本最高的就是液压支架。又加上我所学的专业，以及学

6、校的优势专业和参加工作单位的性质，使我决定选择支撑掩护式放顶煤液压支架设计作为本次毕业设计课题。本次设计是关于支撑掩护式低位放顶煤液压支架设计，在本次设计中将大学四年所学习的材料力学，理论力学，机械加工工艺学，画法几何及机械制图等知识进行了一次综合的运用，使我对支架设计做了一次全面系统的了解。本设计做的主要工作：1、基本参数的确定；2、四连杆机构的选择与设计；3、部分支架结构件的；4、液压系统的选择与设计；5、自动化电液控制的选择与设计；等等。 在毕业设计过程中河南理工大学张海教授和我们的企业河南金马重型机械有限责任公司的同仁给予了我很大的帮助，为我能够圆满的完成设计任务奠定了良好的基础。由于

7、理论水平，实践经验所限，本设计难免有错误和考虑不足之处，敬请各位导师以及阅读者提出宝贵的意见和建议。1 1 绪绪 论论1.11.1 液压支架发展历史液压支架发展历史从历史来看，大约在四五十年前回采工作面还是采用木支柱。随着刨煤机、钻削式和滚筒式采煤机等快速采煤机的使用,木支柱既不能对顶板提供足够大的阻力，其支设和回收也难满足连续采煤的要求。于是，刚性木支柱被可压缩性摩擦和液压支柱所代替，并以支柱加铰接顶梁的结构形式支护回采工作面。在此基础上，英国“道梯”公司在1954年，研制出垛式支架。它主要由安装在矩形整体底座上的立柱和顶梁组成；1958年法国试验成功了节式支架。1961年前苏联研制出了OM

8、KT型掩护式液压支架，该支架能有效防止开采过程中矸石渗入工作面；60年代末和70年代初，为了保持顶梁端点相对于煤壁作近似的直线运动，欧洲国家在OMKT型掩护式支架的基础上作了许多改进，相继出现了长顶梁、二柱、四柱以及多柱四连杆机构的液压支架；并且，为适应底板不平，底座采用分离铰接式结构；对于松软底板，为减小底板比压，采用接触面积较大的底座；进入70和80年代，液压支架又有了新的发展。顶梁不仅实现了“立即前移支护”，而且整个支架安装了电液控制系统实现微机控制与操作，并于1981年研制出采高为6m的大采高支架及放顶煤支架；80年代至今，为提高生产率和降低生产成本，液压支架在液压性能和自动化程度方面

9、有了大幅度提高，如美国、澳大利亚的大部分长壁工作面都采用了电液控制技术，可对液压支架的各种动作功能进行多种方式的程序控制和性能监测，实现了无人自动化采煤工作面。而我国液压支架是从50年代末开始着手研制，经历可研制试验、引进、仿制和改进创新等阶段，直到现在的独立设计阶段，尤其在长壁放顶煤液压支架方面有加大优势，甚至还出口到澳大利亚等西方国家；但我们也要清醒的认识到，我们在液压支架电液控制、自动化控制，以及支架某些关键工程材料、支架CAD/CAE比较落后，还有许多路要走。1.21.2 放顶煤液压支架及放顶煤开采工艺放顶煤液压支架及放顶煤开采工艺1.2.11.2.1 放顶煤采煤法放顶煤采煤法放顶煤采

10、煤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，先有采煤机先割掉支架前底部煤炭，并有前部刮板机运出，然后在利用三机配套协调关系自动移动综采设备，将采煤工作面向前推移，与此同时工作面利用自身的矿山压力或辅以爆破等方法，将支架顶后部煤炭破碎并促使其垮落，而后将这些垮落的顶煤由工作面支架后方的刮板机运出工作面。我国综采放顶煤开采开始于1982年，是由郑煤机、北京煤炭科学研究总院开采所、沈阳煤研所共同研制的FY40014/28中位放顶煤支架在沈阳局蒲河矿安装试验；30多年来可分为四个阶段：1 试验探索阶段（1984-1990），以阳泉一矿8603工作面为模板2 推广应用阶段（1990-

11、1995）以潞安王庄煤矿为模板3提高完善阶段（1996-2003）兖州集团东滩和兴隆庄煤矿为模板，3 自动化控制阶段（2004-至今）兖州集团兴隆庄煤矿为模板，放顶煤开采工艺、回采率、煤尘、瓦斯、防灭火、大倾角、三软、自动化等方面得到了迅速的发展，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。 以下三图为放顶煤开采工作面的三机配套图、低位放顶煤综采示意图，三图包括了综采工作面的基本情况、及其主要设备和这些设备基本位置关系。三机配套图放顶煤工作面布置补充图1-采煤机 2前刮板机 3 低位放顶煤支架 4后刮板机低位放顶煤综采示意图1.2.21.2.2 放顶煤工艺放顶煤工艺

12、综采三机相互协调，将割煤、移架、推前溜、拉后溜、放顶煤顺序按照实际情况合理安排，并将煤炭运出工作面的过程。1.2.31.2.3 放顶煤工艺的分类及其特点放顶煤工艺的分类及其特点 1)即时支护方式：割煤移架推溜，顶板暴露时间短。2)滞后支护方式：割煤推溜移架，顶板暴露时间长。3)复合支护方式：割煤支架伸缩梁伸出推溜伸缩梁缩回移架，支护滞后时间短，增加反复支撑次数。以下为全国煤业集团的常用放顶煤工序：割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放顶煤拉后溜。进刀方式示意图说明：A 采煤机下行，在机尾斜切进入煤壁，推机尾溜子；B 采煤机上行割三角煤；C 采煤机下行割煤，推溜；D 采煤机上行，在机头斜切进入煤壁

13、，推机尾溜子；E 采煤机下行，割三角煤；F 采煤机上行割煤，推溜子。实践证明，在特厚煤层开采中，采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13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

14、效提高25倍，经济效益十分显著，吨煤成本一般降低820元/吨。基于上述原因，放顶煤开采也有急待解决的主要问题是：（1）煤尘大，比分层开采高出13倍，甚至更高；（2）回采率偏低，一般在80左右，造成一定的煤炭损失；（3）自然发火的问题尚未得到很好的解决；（4）对高瓦斯矿井，瓦斯涌出量大，有局部积聚的危险。1.3 液压支架的工作原理及分类液压支架的工作原理及分类1.3.11.3.1 液压支架的工作原理及分类液压支架的工作原理及分类液压支架的工作原理：液压支架的工作原理：液压支架以高压液体为动力通过各种动力油缸的伸缩，是支架完成升起、降落、行走、和推移运输机等各种动作，以便支架工作面不断推进而反复支

15、撑、前移和调整。液压支架分类：液压支架分类：按照支架和固岩相互作用以及维护回采空间的方式，液压支架一般分为支撑式、掩护式、和支撑掩护式三类. 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）经过实践研究证明低位放顶煤液压支架综合效果最好，下面重点介绍低位放顶煤液压支架的特点及适应性。1.3.21.3.2 低位放顶煤综采的显著特征低位放顶煤综采的显著特征支架的后输送机直接置于底板上，放煤口位置低、尺寸大，放煤口为插板式，无脊背煤炭损失，放煤效果好，煤尘小。同时支架尾梁还可以摆动，（摆动幅度在45左右）用以松动顶煤，并维持一个落煤空间。并且尾梁中间还有一个

16、液压控制的放煤插板，用以放煤和破碎大块顶煤，以提高顶煤的回采率。低位放顶煤支架的主要特点：(1)由于具有连续的放煤口，放煤效果好，没有脊背煤损失，回收率高；(2)和其他支架相比，从煤壁到放煤口的距离最长，经过顶梁的反复支撑和在掩护梁上方的垮落，使顶煤破碎较为充分，对放煤极为有利；(3)后输送机沿底板布置，浮煤容易排出，移架轻快，同时尾梁插板可以切断大块煤，使放煤口不易堵塞；(4)低位放煤煤尘小；1.4 低位放顶煤液压支架组成低位放顶煤液压支架组成 低位放顶煤液压支架有四大部分组成：a、承载结构件b、执行元件c、控制元件d、辅助装置。液压支架承载结构件图液压支架承载结构件图1.4.11.4.1

17、承载结构件承载结构件 顶梁：直接与顶板接触，传递支撑力并起护顶作用。 底座：直接与地板接触，传递支撑力并用于支托立柱和其他部件。 掩护梁：连接顶梁与底座（或连杆），承受支架水平力和垮落顶板岩石压力，防止采空区冒落矸石进入支架的构件。是掩护式和支撑掩护式的特征构件。 前、后连杆：掩护式和支撑掩护式的特征构件，与掩护梁、底座铰接形成四连杆机构，即可承受顶板水平力，使立柱无需复位装置，又可在支架升降时顶梁前端沿双纽线移动，使梁端距变化较小，提高支架控制顶板的可靠性。1.4.21.4.2 执行元件执行元件 立柱：液压支架承载与实现升降动作的主要液压元件。缸径系列：140、160、180、200、230

18、、250、280、320、360、380、400、420. 千斤顶：前梁千斤顶、推移千斤顶、侧推千斤顶、平衡千斤顶、护帮千斤顶、伸缩千斤顶、防倒防滑千斤顶、抬底千斤顶、底调千斤顶。缸径系列：63、80、100、125、140、160、180、200等。1.4.31.4.3 控制元件控制元件 控制元件有两大类：压力控制阀、方向控制阀、其它液压元件。 压力控制阀：安全阀方向控制阀：液控单向阀、操纵阀、电液控制阀、先导控制阀 1、安全阀：限制液体压力的液压元件。超过调定压力开启 低于恢复压力关闭 2、液控单向阀：闭锁并控制释放立柱或千斤顶工作腔液体，使其获得额定工作阻力的液压元件。 3、操纵阀：液压

19、系统中使液压缸换向，实现各种动作。 4、其它液压元件截至阀： 平面截至阀、球形截至阀。（高压液体通断） 交替单向阀：流量方向控制阀（用于联动）过滤器、高压胶管、三通、直通、U形卡、密封装置、喷雾装置、液压元件固定装置等1.4.41.4.4 辅助装置辅助装置 推移装置：用于推移支架和刮板输送机的装置。 侧护装置：布置在顶梁、掩护梁或连杆侧面，起挡矸和防倒、调架等作用的装置 梁端支护装置：割煤后梁端距扩大，用于及时支护顶板的装置，如伸缩梁、前梁等。 挡矸装置：防止矸石从采空区涌入工作面的装置。 护帮装置：在支架前方顶住煤壁，防止煤壁片帮或在片帮时起到遮蔽作用的装置。 防倒防滑装置：防止支架倾倒和支

20、架移动时下滑装置的总称。1.5 液压支架型号表示方法液压支架型号表示方法1.5.11.5.1 液压支架产品型号说明液压支架产品型号说明 1、产品类型代号Z 2、第一特征代号，表示产品的支护功能、主要用途。 D垛式 J节式 Z支撑掩护式 Y掩护式 F放顶煤 C充填式 3、第二特征代号，表示产品的结构特征、使用场所等。 H滑移顶梁 X立柱“X”形布置 P铺网1.5.21.5.2 支架型号举例支架型号举例2 2 支架设计支架设计本次液压支架设计的基本参数本次液压支架设计的基本参数本次设计是根据河南省义煤集团某矿的实际情况进行的初步设计。该矿的井田面积为41平方公里，矿井年产260万吨，井田内煤层赋层

21、较深，其本矿的13160综放工作面煤层平均厚度8m；倾角不大，为12-13，最大16；煤层硬度f=2-3，顶板直接顶为沙质泥岩，老顶为细砂岩；底板直接底为灰色泥岩，老底为浅灰色细砂岩，上下巷为拱形断面，断面面积约27m ，切眼长度220m，工作面平均采深 530m。工2作面走向长：上巷816m，下巷848m，平均832m；倾向长146m，平均采高3.2m，容重1.32t/m3。年产初步设定为220万吨。低位放顶煤支架设计要求低位放顶煤支架设计要求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

22、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。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。2.1 支架支架选型、基本参数设计选型、基本参数设计2.1.12.1.1 支架选型设计支架选型设计2.1.1.1 液压支架架型的选择和支护强度的原则液压支架架型的选择和支护强度的原则液压支

23、架架型的选择主要取决于顶板条件和地质条件，以及本矿实际情况等因素。如1 煤层厚度 2 煤层倾角 3 底板强度 4 瓦斯含量 5 地质构造 6 设备成本 其最主要的因素也就是老顶 直接顶 直接底 煤层硬度等；其公式 数据表 可参与 煤炭部81年颁布的煤科字429号文件有关规定，确定其架型和工作阻力。2.1.1.2 采煤工作面对液压支架的设计要求采煤工作面对液压支架的设计要求为了满足长壁工作面的生产要求对液压支架提出了以下要求：1.能有效的控制顶板。具体有这些要求：能适应顶板下沉、来压及冒落的特性；能防支架前方与上方冒顶；不应出现陷底而影响性能与移架。2.保证安全的工作空间。具体要求如下：有宽敞的

24、工作空间；能很好的防矸、排矸；能良好的通风、照明、通讯、防尘、防火。3.应该适应煤层地址条件变化。要求支架有足够的调高范围；适应不平顶底板、台阶和断层等条件；适应煤层倾角变化。4.能够保证正常的生产循环。也就是说应保证正常移架、推溜；能与采煤、运输等工艺准确配合；运输，安装，搬家方便；还得便于维修。5.最后对于投资者来说，应该保证初期投资低、维修费用低。结论：结论：根据其本矿地质条件、生产能力以及结合集团公司有关精细化管理指导方针最终确定其该矿使用的中间架为四柱支撑掩护式低位放顶煤支架，工作阻力为8600KN，其具体型号为ZF8600/18/35放顶煤液压支架。2.1.22.1.2 液压支架基

25、本参数液压支架基本参数的设计的设计1.顶板条件根据老顶和直接顶的分类。2.煤层厚度根据最大和最小采高，确定支架的最大和最小高度，以及支架的支护强度。3.瓦斯等级根据瓦斯等级-瓦斯涌出量大，按保安规程规定，验算通风断面。4.底板岩性及小时涌水量根据底板岩性和小时涌水量验算底板比压。5.工作面煤壁条件根据工作面煤壁条件，决定是否用护帮装置。6.煤层倾角根据煤层倾角-急斜特厚煤层，决定是否选用防倒防滑装置。7.井筒罐笼尺寸根据井筒罐笼尺寸，考虑支架的运输外形尺寸。8.配套尺寸根据配套尺寸及支护方式来计算顶梁长度。2.1.2.1 支架的高度和支架的伸缩比的设计支架的高度和支架的伸缩比的设计一般应首先确

26、定支架适用煤层的平均采高，然后确定支架高度。（200300） （2.1）maxmaxMH（300400） （2.2）minminMH式中：支架最大高度（mm）；maxH 支架最小高度（mm）；minH 最大采高（mm）；maxM 最小采高（mm）。minM本设计最大采高3260mm,取支架最大高度maxM32602403500mmmaxH则支架的最小高度2000-2001800mmminH调高范围为1700mm支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即：m= (2.3) 代入有关数据，得m=1.95maxminHH180035002.1.2.2 支架间距和宽度的确定支架间距和宽度的确定所谓

27、支架间距，就是相邻两支架中心线间的距离。支架间距要根据支架型式来确定，但由于每架支架的推移千斤顶都与工作面输送机的中部溜槽相连，因此目前主要根据输送机溜槽每节长度及帮槽上千斤顶连结块的位置来确定，我国刮板输送机溜槽每节长度为1.5m,千斤顶连结块位置在溜槽中长的中间，但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。所以支架间距一般为1.5m。本次设计取支架的中心距为本次设计取支架的中心距为1.5m1.5m。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。支架顶梁一般装有活动侧护板，侧护板行程一般为

28、170200mm。其中宽面顶梁一般为1400mm1600mm，节式支架一般为400mm600mm。本次设计取支架顶梁的最小宽度为本次设计取支架顶梁的最小宽度为1430mm,1430mm,最大宽度为最大宽度为1600mm,1600mm,亦亦即顶梁侧护板侧推千斤顶的行程取即顶梁侧护板侧推千斤顶的行程取170mm170mm。2.1.32.1.3 支架四连杆机构的支架四连杆机构的设计设计2.1.3.1 四连杆机构的作用四连杆机构的作用具有四连杆机构的液压支架从问世以来，经过长期的实践考验，显示出巨大优越性，并从根本上克服了支撑式液压支架稳定性和力学持性的缺陷，成为液压支架技术发展史上的一个重要里程碑。

29、四连杆机构的作用提高支架的纵向和横向稳定性；承受和传递外载；保持支架的整体刚度。因此，对液压支架的研究常常离不开对四连杆机构的研究和认识。下面通过对液压支架的运动过程近一步分析四连杆机构的特性和作用。支架升降时顶梁的每一点的运动轨迹是由四连杆机构决定的，即由顶梁与掩护梁饺点（E点）的轨迹所决定的，根据机构运动学分析，E点的运动轨迹一般为一条双纽线，如图333所示。合理设计 四连杆参数，即可控制E点的运动轨迹，改善支架支护性能，减少连杆受力。图333 支架的四连杆机；支架在最大高度和最小高度范围内运动时，正点的运动轨迹呈3种形式：双向摆动(ABCD段)、单向向后摆动(BC段)和单向向前摆动(AB

30、段和CD段),选择不同的连杆参数，可以使E点轨迹处于上述3种曲线段。支架工作时，受到顶板载荷的作用，有下缩趋势。当正点轨迹处于AB段时，顶梁相对于顶板有向煤壁移动的趋势，顶板对顶粱的摩擦力指向采空区侧。当E点轨迹处于BC段时，顶梁相对于顶板有向采空区移动的趋势，此时顶板对顶梁的摩擦力指向煤壁。当顶板运动趋势超过支架运动趋势时，顶梁与顶板间的摩擦力方向将取决于顶板的运动趋势。从顶板管理方面分析，顶梁向煤壁方向移动比顶梁向来空区方向移动有利。前者对于保持粱端顶板处于挤压状态有利，而后者容易导致顶板产生离层或断裂，造成顶板断裂线前移或梁端冒顶。因此，合理设计四连杆参数使支架工作段内，E点轨迹处于AB

31、段比较理想，但对于调高范围大的支架，要达到达一要求是困难的。然而，由于四连杆销孔间隙的作用，使E点实际运动轨迹与上述理论轨迹不完全相同；为了保持支架梁端距的稳定，一般应控制梁端摆动幅度（3080mm）。同时液压支架的纵向稳定性完全是由四连杆机构决定的，而不取决于立柱的多少。因此各国在认识到四连杆机构作用后，从机构运动学、力学、计算机CAD/CAE、计算机编程等方面着手，加大了相关研究。前苏联开发出了四连杆优化开发软件（OPT），美国基于强大的MATLAB软件开发优化支架四连杆机构；而我国通过引进吸收这些软件优点，开发出了简单实用的迈实液压支架分析系统软件。但要会用这个软件，还要了解这里面的相关

32、参数含义和有关要求。1.支架高度在最大和最小范围内变化时，如图2.1所示，顶梁端点运动轨迹的最大宽度 应小于或等于80mm，最好为30mm以下。e2.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P与底平面的夹角，如图2.1所示，应满足如下要求：支架在最高位置Q时，5262，7585；支架在最低位置时，为有利PQ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tan PWWP了安全可靠，最低工作位置应使25为宜。而角主要考虑后连PQ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2530

33、，在特殊情况下需要角度较小Q时，可提高后连杆下铰点的高度。3.从图2.1中可知，掩护梁与顶梁铰点和瞬时中心O之间的连线与水e平线夹角为。设计时，要使角满足的范围，其原因是tan0.35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，如图2.1所示的段。其原因为当顶板来压时，立柱让压下缩，使顶梁有向前h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

34、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e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2.2。e1hPQoe=30图2.1 四连杆机构几何特征图e图2.2 掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构2.1.3.2 四连杆机构的设计四连杆机构的设计四连杆机构的设计的主要方法有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。在计算之前，先确定几个值。根

35、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400mm , 要求双纽线的偏摆量为30mm ,后连杆下绞点至底座的距离为900mm 。采用电算法。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，tan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2.3所示。（1）支架在最高位置时，即：0.91-1.08弧度；1P52: 621Q即1.31-1.48弧度；支架在最低位置时，保证。758

36、5:P 125（2）后 连杆与掩护梁的比值，掩护式支架为I =0.450.61;支撑掩1:护式为I = 0.610.82。:（3）前后连杆上绞点之距与掩护梁的比值为0.220.3。I 1:（4）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e最大宽度mm以下。70e （5）支架在最高位置时的应小于0.35，在优化设计中，对支撑tan掩护式支架最好应小于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2.3所示，图中的为支架在最高位置时的1H计算高度。令：=; =; =; =; =; =; o a2AabBabCcdD2o dEaeG=; =; =; ;=ebF1JoSJeLA

37、IGabIae1tanSLUe图2.3 四连杆机构参数图(1)后连杆与掩护梁长度的确定如图2.3所示 ，当支架在最高位置时的H值确定后，掩护梁长度G为：1 （2.5）111sinsinHGPIQ （后连杆长度为： （2.6）AI G前后连杆上绞点之距为： （2.7）BIG1前连杆上绞点至掩护梁上绞点之距为： （2.8）FGB从式（2.5）至式（2.8），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0.34弧度；的1P1Q步长为0.34弧度；的步长为0.02；的步长，支撑掩护式为0.042。1II若上述四个变量各向前迈出五步，经排列组合变得到625组数据。（2

38、）后连杆下绞点至坐标原点之距为，如图2.4所示1E图2.4 四连杆机构几何关系（3）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,e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,e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2.4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,e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

39、求的中间某一位置，来确定直线上中间某一位置的点。1）点坐标1b当支架在最高位置时的计算高度为，此时点的坐标为：1H1b （2.9）11cosxFP（ （2.10）111sinyHFP（2）点坐标2b支架在最低位置时的计算高度为，此时的坐标为：2H2b （2.11）22cosxFP（ （2.12）222sinsinyBP（+A（Q（根据四连杆机构的几何特征要求，支架降到最低位置时，为计算方便，即0.436弧度。22530Q :225Q 根据几何关系为：2P （2.13）2212212cosarctancosGEAQPEAQ（3）点坐标3b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

40、：3b （2.14）33cosxFP（ （2.15）333sinsinyBPAQ（式中P 由下式进行计算：3 （2.16）132221arctanarctan2EAPGGAE（ （2.17）332QP4）c点坐标根据图2.4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1b2b3b123cbcbcb的长度。因此，可以用圆的方程求得前连杆长度。即： （2.18）2211ccCxxyy（上式中、为c点坐标，可以按下列方程联立求得:cxcy （2.19）22221133ccccxxyyxxyy（ （2.20）22223322ccccxxyyxxyy（由式

41、（2.19）和式（2.20）得： 2222222231312323233131233123() ()() ()2 () ()() ()cxxyyyyxxyyyyxxxyyyyxx（2.21） 2222222223233121312331233123() ()() ()2 () ()() ()cxxyyxxxxyyxxyxxyyyyxx（2.22）令: 22223131Mxxyy（2.23）N （2.24）22222323xxyyT （2.25）312331232 () ()() ()xxyyyyxx把式（2.23）到式（2.25）带入式(2.22)式得： （2.26）2331()()cMyyN

42、yyxT （2.27）3123()()cNxxMxxyTc点坐标求出后，前连杆的长度和角度就可以确定了。（4）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： （2.28）cDy （2.29）1cEEx4.四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：（1）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0.91.2范围。

43、CA:（2）前连杆的高度不宜过大，一般应使。15HD （3）E的长度，一般应使E.1H4.5（4）对掩护式支架应使的值U ；对支撑掩护式支架tan0.160 2U.的值按下面的方法进行计算。tan如图2.5所示，为支架在最高位置时的几何关系。（1）a点坐标1= （2.30）4x 11cosEAQ （2.31） 41sinyAQ（2）点坐标为2o55(,)xy1(,0)E（3）直线的斜率：1cb （2.32）111ccyyKxx（4）直线的斜率：2o a （2.33）45245yyKxx由于c 、b 、o 在同一条直线上，因此，和 直线的斜率相同，111cb1 1bo所以直线的斜率为： 1 1b

44、o （2.34）61161yyKxx同理直线的斜率为1 1a o （2.35）联64264yyKxx立（2.34）、（2.35）得： （2.36）1 11244612K xyK xyxKK （2.37）61611yK ( xx )y图2.5 顺心位置图令： （2.38） （2.39）6Lx6SHy则： （2.40）tanSUL5.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。（1）四连杆机构的方程图2.6 四连杆机构方程图从图2.6可知，在任一个角位置时，d点的x坐标值应满足下列方程4Q （2.41） 44cosco

45、scosAQEBPCB点的y坐标值应满足下列方程 （2.42） 4sinsinsinAQBCD4P由式（2.42）得： （2.43）44sinsinsinAQBPDC将式（2.43）代入式（2.41）得： （2.44） 442442coscossinsin1AQEBPAQBPDCC将式（2.44）整理得： (2.45) 222224444442cos2sincos22cossin2sin20ABDCEA EQA DQPE BA BQPA BQB D 令： ; 4cosZP 24sin1PZ (2.46)422cosKE BA BQ (2.47)42sin2JA BQB D 22222442co

46、s2sinRABDCEA EQA DQ (2.48)将式(2.46)式（2.48）代入式（2.45）可得：: (2.49)210RZ KJZ则式（2.49）可变成以Z为变量之方程，得： (2.50)22222222K RK RKJRJZKJ不合题意之根已舍去。当时，式（2.50）才有意义。2222220KRKJRJ在图2.6中点任一位置时之坐标x,y可写成：e (2.51) 44coscosxAQGP (2.52) 44sinsinyAQGP其中， 则 4arccosPZ241arctanZPZ式（2.51）和式（2.52）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

47、高到低，=,即：4Q8525:1.48rad0.436rad。所以在变化范围内可以画出一条近似双纽线:4Q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maxminxx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 hhh大小式中， 支架最大高度所对应的y值；大h 支架由高到低，x值渐增，增加到极限位置h小所对应的y值。2.2 支架承载结构件的设计支架承载结构件的设计2.2.12.2.1 支架承载结构件的设计要求支架承载结

48、构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，支架本身采用中四连杆机构1，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1 液压支架中，凡四连杆机构和顶梁与底座铰接的顶梁四连杆机构，简称为中四连杆机构。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。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

49、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35，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

50、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。液压支架各结构件尺寸确定，以及这些尺寸和三机配套关系 图44l所示是三机配套尺寸的一般要求。从安全角度考虑，工作面无立柱空间宽度R应尽可能小，但它受到设备宽度的制约。由

51、图可知RB十2十w十X十J/2式中：B采煤机滚筒截深；E一煤壁与刮板机铲煤板间应留的间隙，一般取100一150mmW工作面输送机的宽度mm；x支架前柱与输送机电缆槽间的距离，一般为150一200mmd立柱外径mm。为了减小无立往空间宽度R，保证铲煤极端与煤壁间距离E及采煤机电线拖移装置对准输送机的电缆槽，采煤机的机身中心线常相对于输送机中部槽中心线向煤壁方向偏移一个距离e，其大小随机型而定。人行道宽度K应大于500 mm，在薄煤层中，人行道高度应大于400 mm。从顶梁尺寸看，RL十c，L为顶梁悬臂长度，c为梁端距。梁端距越小越好，以增大支架对顶板的覆盖率，但由于底板沿走向起伏不平会导致上滚筒

52、倾斜而截割顶梁，因此必须保持一定的梁端距，一般C=250-350mm(薄煤层取小值)。顶梁后部尺寸N与支架结构有关。推移液压缸的行程应比采煤机截深大100一200 mm。在截高方向，机面高度A要保证足够的过煤空间高度A，一般A250一300 mm(薄煤层允许A参200一240 mm)，以便煤流顺利从采煤机底托架下通过。过机高度Y应大于200 mm，以使采煤机在最小截割高度、顶板起伏不平及顶板下沉时，能顺利从顶梁下通过。同时后部刮板输送机过煤高度也要大于600mm，以防大煤块堆积。2.2.22.2.2 顶梁顶梁设计设计支架工作方式对顶梁长度的影响支架工作方式对顶梁长度的影响支架工作方式对支架顶梁

53、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600 mm 。本次设计采用及时支护方式。顶梁长度计算 (2.53) 11coscos300AQGPe 顶梁长度配套尺寸底座长度式中：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

54、置时，分别为后连杆和掩护梁与水平面的夹角。1Q1P根据式（2.53）、常见顶梁结构、该集团实际使用情况等因素，最终将顶梁拆分优化为 1前梁 2伸缩梁 3顶梁 前梁:前梁与顶梁铰接，是由钢板拼焊成的整体结构，它的主要作用是对前部顶板起支撑作用，能很好的适应顶板的变化，为伸缩梁提供支点，实现超前支护。伸缩梁:伸缩梁是由钢板拼焊成的整体结构，它的主要作用是超前支护；采煤机采过后，没有移架前伸缩梁伸出，护住顶板。顶梁如下图结构。顶梁的结构一般分为整体式和分体式（即顶梁加前梁及伸缩梁）。结论：结论：ZF8600/18/35放顶煤支架顶梁为分体式结构，带前梁及伸缩梁，并带有可挑平的护帮板，可以有效地支护机

55、道上方的顶板，防止工作面片帮冒顶。同时该支架顶梁采用钢板拼焊箱形变断面结构，如图可看出四条主筋形成了整个顶梁的主体，可提供足够行人空间。顶梁一侧上平面低一个板厚，用于安装活动侧护板。控制顶梁活动侧护板的千斤顶和弹簧套筒，均设在顶梁体内；这些结构使顶梁作用充分发挥。顶梁直接与顶板接触，支撑顶板，是支架的主要承载部件之一，其主要作用包括：1、承接顶板岩石及煤的载荷；2、反复支撑顶煤，可对比较坚硬的顶煤起破碎作用；3、为回采工作面提供足够的安全空间。 顶梁图2.2.32.2.3 底座的设计底座的设计因为该支架较重且根据该矿的地质赋予条件，最终确定底座为整体式刚性整体底座，四连杆机构铰接在底座后部，有

56、四个球面柱窝与立柱缸底相连，底座中间布置有推移装置，侧面有拉后输送机千斤顶固定耳座。该底座整体性，稳定性好，与底板接触面积大，比压小。底座图2.2.42.2.4 掩护梁设计（图掩护梁设计（图 详见设计图纸）详见设计图纸）掩护梁上部与顶梁铰接，下部与前后连杆相连，经前后连杆与底座连为一个整体，是支架的主要连接和掩护部件，其主要作用包括：（1）承受顶板给予的水平分力和侧向力，增加支架的抗扭性能。（2）掩护梁与前后连杆、底座形成四连杆机构，保证梁端距变化不大。（3）阻挡后部顶煤及矸石前串，维护工作空间另外，由于掩护梁承受的弯矩和扭矩较大，工作状况恶劣，所以掩护梁必须具有足够的强度和刚度。本支架的掩护

57、梁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。在它与顶梁、前后连杆连接部位都焊有加强板，在相应的危险断面和危险焊缝处也都有加强板。同时掩护梁有直线型、折线型两种。这里选择直线型掩护梁，结构强度高，其工艺性较好。2.2.52.2.5 前、后连杆设计前、后连杆设计前、后连杆上下分别与掩护梁与底座铰接，共同形成四连杆机构，其主要作用包括：1、使支架在调高范围内，顶梁前端与煤壁的距离（梁端距）变化尽可能小，更好地支护顶板；2、承受顶板的水平分力和侧向力，使立柱不受侧向力。前、后连杆的结构形式可以是整体式，也可以是分体式。本支架前连杆（如图7所示）为分体式双连杆，后连杆

58、为整体单连杆（如图8所示） ，均为钢板焊结的箱形结构，这种结构不但有很强的抗拉抗压性能，而且有一定的抗扭能力。2.2.62.2.6 尾梁设计尾梁设计尾梁上部与掩护梁铰接，由两个尾梁千斤顶支撑，支架前移后垮落的顶煤及顶板直接作用到尾梁上，尾梁是支架掩护后部和实现放顶煤的关键部件，其主要作用包括：1、支撑松动的顶煤及顶板岩石，维护良好的工作空间；2、为插板提供支点，为实现放顶煤创造条件；3、尾梁的上下摆动可以控制后部放煤和提高放煤量。由于尾梁要承受顶煤及顶板岩石的冲击，所以要有足够的刚度和强度。本支架尾梁采用整体箱形变断面结构，用钢板拼焊而成，两侧留有尾梁千斤顶耳座，中前部留有插板千斤顶耳座，尾梁

59、中部留有装插板的空间。2.2.72.2.7 插板设计插板设计插板由插板千斤顶与尾梁相连，处于尾梁内部，是实现放顶煤的直接部件，其主要作用有：1、收回插板实现放顶煤；2、伸出插板阻挡矸石进入后部运输机；3、当有大块煤落下时，利用插板尖齿可将块煤破碎。本支架插板是由钢板拼焊的等断面结构（如10所示） ，插板千斤顶耳座放在插板内部，这样不但便于插板的安装，也增大了插板强度。2.2.82.2.8 推移机构设计推移机构设计支架的推移机构包括：后推移杆、前推移杆、连接头、推移千斤顶和销轴等，主要作用是推移输送机和拉架。推移杆的一端通过连接头与输送机相连，另一端通过千斤顶与底座相连，推移杆除承受推拉力外，还

60、承受侧向力，底座下滑时有一定的防滑作用。本支架的推移杆采用等断面的箱型钢板焊接结构，两侧设有导向板，其作用是为推移千斤顶导向并能阻挡输送机下滑。2.2.92.2.9 辅助装置防护装置及放顶煤装置辅助装置防护装置及放顶煤装置设计设计2.2.9.1防护防护装置装置支架性能的好坏和对工作面地质条件的适应性，在很大程度上取决于防护装置的设置和完善程度，本支架设有比较完善的防护装置，性能可靠，主要包括侧护板、护帮板等机构。1、侧护板设置侧护板，提高了支架掩护和防矸性能，一般情况下，支架顶梁和掩护梁设有侧护板。侧护板通常分为固定侧护板和活动侧护板两种，左右对称布置，一侧为固定侧护板，另一侧为活动侧护板，固

61、定侧护可以是永久性的也可以是暂时的（也称为双向可调活动侧护板） 。暂时性固定侧护板可以在调换工作面方向时，改作活动侧护板，而此时另侧的活动侧护板改为固定侧护板。活动侧护板一般都是有弹簧套筒和千斤顶控制。侧护板的主要作用有：阻挡矸石，即使在降架过程中，由于弹簧套筒的作用，使活动侧护板与邻架固定侧护板始终相接触，能有效防矸；操作侧推千斤顶，用侧护板调架，对支架防倒有一定作用。为了减轻支架重量，本支架顶梁和掩护梁设单侧活动侧护板，另一侧为固定侧护板，顶梁活动侧护板由两个弹簧套筒和两个千斤顶控制，掩护梁侧护板有两个弹簧套筒和一个千斤顶控制。弹簧套筒是由导杆、弹簧、弹簧筒等组成，侧护板是由钢板直角对焊的

62、结构，侧板上的耳子是在运输时固定活动侧护板用的。2、护帮装置护帮装置固定于伸缩梁的前端下部。护帮板在前端，护帮千斤顶与伸缩梁的托板连接。需护帮时可操作护帮千斤顶，使护帮板下部贴紧煤壁，防止片帮的煤炭砸伤人和设备。在采煤机到来之前一定要收回护帮装置，使采煤机顺利通过，并防止滚筒割顶梁。当前方片帮，梁端距过大时，可推出护帮板，但采煤机通过之前必须收回帮护板。当顶板发生超冒落或梁端距很大时，护壁板可翻转180对煤壁上方顶板进行支护。2.2.9.2 放顶煤机构放顶煤机构本支架为低位放顶煤支架，放顶煤机构位于掩护梁的后端，主要包括尾梁、插板、插板千斤顶及尾梁千斤顶等。放煤时，只要将插板收回并摆动尾梁，垮

63、落的顶煤即可从尾梁后部流进输送机。2.3 支架的执行元件设计支架的执行元件设计2.3.12.3.1 支架承载结构件确定后校和确定的主要技术参数支架承载结构件确定后校和确定的主要技术参数支护面积 （3.1）arcsincFbl式中：支护面积，；cF2m 顶梁宽度，；bm 顶梁长度，；lm 移架后顶梁前端到煤壁的距离，一般。300mm 代入相关数据，得：27.45cFm支护强度和支护效率支护强度是指支架对单位面积顶板提供的工作阻力。 （3.2）spnP KqLLl式中：支架总工作阻力，;PN支护效率；sK支架中心距，；pLmm梁端距，；nLmm顶梁长度，Lmm代入相关数据，得：采高时， =0.95

64、3.5m1.15qMPasK采高时， =0.933.3m1.143qMPasK满足设计要求2.3.22.3.2 支架的执行元件概述支架的执行元件概述低位放顶煤支架的执行元件一般由立柱、防片帮千斤顶、前梁千斤顶、侧推千斤顶、推移千斤顶、插板千斤顶、尾梁千斤顶等液压缸组成。1.立柱立柱是支架的主要承载部件，为了适应顶板的变化和改善受力状况，立柱两端均采用球面结合形式与顶梁及底座铰接，承受压力，并用销轴固定来承受拉力。立柱柱头与顶梁端相连接的销孔，其两侧加工成喇叭口，与直销配合使用，使顶梁能左右作适当偏转，以便立柱在架内灵活转动。2.防片帮千斤顶防片帮千斤顶被应用与前梁的挑梁上，使挑梁伸出和缩回能起

65、到及时支护和防片帮的作用。3.前梁千斤顶前梁千斤顶用来支撑支架的前梁，使前梁向上或向下摆动，以便更好的维护顶板。4.侧推千斤顶侧推千斤顶的作用是推出或收缩活动侧护板，使支架具有挡矸、防倒和调架的性能。5.尾梁千斤顶尾梁千斤顶用来支撑支架的尾梁，形成后部工作空间，并使尾梁向下或向上摆动，使顶煤落入后部输送机或挡住矸石。6.插板千斤顶插板千斤顶的作用是是尾梁体内的插板伸出或缩回，用来挡矸、破煤或放煤。7.推移千斤顶推移千斤顶用来推进工作面输送机和推移支架，它的缸体与支架底座相连，而活塞杆通过推移杆与工作面输送机相连。2.3.32.3.3 支架执行元件型号一览表支架执行元件型号一览表序号项目参数单位

66、附注工作阻力2394kNP=38.9MPa初撑力1938kNP=31.5MPa行程1641（液压851+机械790）mm1前立柱柱径260mm缸径280mm型式单伸缩机械加长2个工作阻力1903kNP=38.9MPa初撑力1545kNP=31.5MPa行程1662（液压822+机械840）mm柱径230mm缸径250mm2后立柱型式单伸缩机械加长2个拉架力801kNP=31.5MPa推溜力445kNP=31.5MPa行程700mm杆径120mm缸径180mm3推移千斤顶型式普通1个工作阻力476kNP=38.9MPa推力/拉力386/207kNP=31.5MPa行程405mm缸径/杆径125/85mm型式普通1个4护帮千斤顶5伸拉力126kNP=31.5MPa推力247kNP=31.5MPa行程700mm缸径/杆径100/70mm型式普通2个缩千斤顶工作阻力987kNP=38.9MPa推力/拉力801/474kNP=31.5MPa行程635mm缸径/杆径180/115mm型式普通2个6尾梁千斤顶推力/拉力247/126kNP=31.5MPa行程600mm缸径/杆径100/70mm型式普