煤矿用液压支架设计

太原理工大学阳泉学院

设计题目液压支架设计

专业班级12级采矿工程三班

学号120411061

学生姓名韩路明

指导教师王凯

摘要

本论文主要论述了液压支架的主要设计过程。其中包括：液压支架的选型、总体设计、主要零部件的设计、校核及液压系统的设计。

由于煤层较厚，所以采用放顶煤开采。支架形式为支撑掩护式低位放顶煤支架。支架除要实现有效地对顶板进行支撑，还要实现升、降、推、移四个步骤。支架采用四连杆机构，改善支架的受力状况，缩小支架升降过程中顶梁前端前后移动的距离。立柱采用单伸缩液压缸，前端带有加长杆，以满足支架最低及最高位置时的高度要求。支架后部要另设置运输机，以运输放顶煤，提高了产煤量。顶梁、掩护梁、底座都做成箱体结构，用钢板焊接而成。

液压系统采用三位四通阀进行控制，提高了移架速度，确保对顶板的及时支护。

关键词：放顶煤；液压支架；四连杆；底座

目录

1.绪论 (3)

2.总体设计 (5)

2.1 架型的选择 (5)

2.2液压支架的支护性能与外载荷 (5)

2.3液压支架基本参数的确定 (6)

2.4四连杆结构的设计 (8)

2.5支架的整体受力分析 (10)

2.6 顶梁尺寸和覆盖率 (12)

2.7 立柱及柱窝的确定位置 (15)

3．支架主要部件的设计 (18)

3.1低位放项煤支架主要部件的设计要求 (18)

3.2底座 (20)

3.3连杆 (21)

4．主要零部件的强度校核 (21)

4.1底座强度校核 (21)

4.2轴销的强度校核 (22)

4.3 耳板的强度校核 (22)

5．底座的设计分析 (24)

5.1底板接触比压计算 (24)

5.2底座受力计算 (26)

参考文献 (28)

后记 (29)

1 绪论

液压支架是综采工作面主要设备之一，近10年来主要的发展趋势是两柱掩护式和四柱支撑掩护式架型的发展，回采面中，为了保护工作面内机器人和人员的安全生产，要对顶板进行支撑和管理，以防止工作面空间的顶板冒落。液压支架是以高压液体为动力，由金属构件和若干液压元件组成。它使顶板的支撑、切顶、移架和输送机等工序全部实现了机械化。因而大大地改善了回采工作面的工作条件、降低了人们的劳动强度，有效地增加了劳动安全性，使工作面的产量和效率得到了很大的提高，并为工作面的自动化创造了条件，但液压支架对煤层的地质条件要求较高。该支架为四柱四连杆支撑掩护式型式。四根立柱支撑顶梁，主要承受顶板的垂直压力；同时通过掩护梁及前、后连杆与底座各自铰接构成四连杆机构，来承受支架所受的水平力和侧向力；顶梁带有护帮板，使得该支架支撑能力大，切顶与防护性能好，支架纵横向稳定性强。液压支架动作原理可概括如下：液压支架在工作过程中，必须具备升、降、推、移四个基本功作，这些动作是利用泵站供给的高压乳化液通过工作性质不同的几个液压缸来完成的。

(1) 升柱：当需要支架上升支护顶板时，高乳化液进入立柱的活塞腔，另一回腔液，推动活塞上升，使与活塞杆相连接的顶梁紧紧接触到顶板。

(2) 降柱：当需要降柱时，高压液进入立柱的活塞杆腔，另一回腔液迫使活塞杆下降，于是顶梁脱离顶板。

(3) 支架和输送机前移：支架和输送机的前移，都是由底座上的推移千斤顶来完成的。当需要支架前移时，先降柱卸载，然后高压液进入推移千斤顶的活塞杆腔，另一腔回液，以输送机为支点，缸体前移，把整个支架拉向煤壁；当需要推输送机时，支架支撑顶板后，高压液进入推移千斤顶的活塞腔，另一腔回液，以支架为支点，使活塞杆伸出，把输送机推向煤壁。支架的支撑力与时间曲线，称为支架的工作将特性曲线，如下图所示：

图1.1 支架工作特性曲线

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。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，立柱下腔压力增加，当增加到泵站工作压力时，泵站自动卸载，支架的液控单向阀关闭，立柱下腔压力达到初撑力，此阶段为初撑阶段；支架初撑后，随顶板下沉，立柱下腔压力增加，直至增加到支架的安全阀调定压力，立柱下腔压力达到工作阻力。此阶段为增阻阶段，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定值时，安全阀打开而溢流，立柱下缩，使顶梁压力减小，立柱下腔压力降低，当低于安全阀压力调整值后，安全阀停止溢流，这样在安全阀调整压力的限止下，压力曲线随时间呈波浪形变化，此阶段为恒阻阶段。

2 总体设计

2.1 架型的选择

液压支架架型的选择，主要取决于液压支架的力学特性能否适应矿井的顶底板条件和地质条件。从架型结构特点来看，由于架型的不同，它的支承力分布和作用也不同；从顶板条件来看，由于直接顶和老顶级别的不同，顶梁所承受的载荷也不同，所以，为了在使用中合理的选择架型，要对架的支撑力，采煤高度与承载的关系进行分析，使支架的支撑力能适应顶板载荷的要求。

根据煤层厚度：2~2.8H = m ，属于中厚煤层，煤层倾角： 8=β，不用防滑装置。 为提高开采效率、降低成本，初步选定放顶煤开采。架型选用支撑掩护式低位放顶煤支架。

2.2液压支架的支护性和外载荷

在采煤工作面液压支架支护顶板，当煤层被采动后，顶板有压力显现。作用在支架上的载荷大体上可以分为两个部分，其一是直接顶形成的压力1Q ，其二是老顶形成的压力2Q 。如果直接顶比较完整，在工作面煤壁上方的直接顶呈悬臂状态，则1Q 由工作面煤壁和支架共同承受。若直接顶很破碎，在工作面煤壁上方的直接顶已经断裂，则1Q 由支架单独承受。位于直接顶上方的老顶通常不与直接顶一起冒落。当直接顶在支架顶梁之后冒落时，老顶呈悬臂梁状态。老顶形成的悬壁梁一端支承在直接顶跨落后的碎矸上，另一端则支承在支架和煤壁上方的直接顶上，并形成载荷2Q 。随着煤壁的推进，老顶显露部分加长，2Q 在增加。当老顶悬露达到一定长度，其自重使其断裂，于是老顶悬露长度变短，2Q 立刻降到最小值，在采煤工作面连续开采过程中，工作面不断前移，2Q 由小到大，再由大到小，这样周而复始的变化，2Q 每次递增直至老顶断裂，称为老顶周期来压。

液压支架的结构和支架液压系统必须保证液压支架具有完全适应顶板变化的性能。采煤机采过一个截深之后，支架前移一个步距，支护新暴露出来的顶板。此时，顶板尚无下沉现象，支架以“初撑力”支撑顶板。此后，顶板开始破碎和下沉或断裂，支架承载加大，直至立柱下腔压力达到安全阀调定值，安全阀释放，立柱下缩。称此现象为液压支架的“让

压”现象。这时立柱以“工作阻力”支护顶板。随着顶板压力不断加大。立柱就要不断“让压”下缩。为避免立柱完全缩回，支架出现“压死”现象，采煤工作面的生产循环应保证在“压死”前就前移。

由上述液压支架的工作状态可知，支架承受的外载荷是顶板下沉形成的。在顶板下沉过程中，支架的顶梁与顶板有相对滑动的现象，支架不仅受有垂直于顶梁的力，还受有平行于顶梁的摩擦力。设垂直于顶梁的力为1F ，1F 由支架的工作阻力来平衡。在支架承载过程中，支架底座承受工作面底板的反作用力。

为了设计计算方便，要对支架的外载荷和支架本身进行简化，概述如下：

(1) 把支架简化成一个平面杆系结构。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，沿支架宽度方向均匀分布。

(4) 通过分析和计算可知，掩护粱上矸石的作用力，只能使支架实际支护阻力降低，所以在进行强度计算时不计，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：—是由于支架让压回缩，顶梁前端点运动轨迹为近似双纽线，顶梁与顶板间产生相对位移，顶板给予顶梁水平摩擦力；另一种是由于顶梁向采空区方向移动，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w 一般取0.15~0.3。

(7) 按不同支护高度时各部件最大受力值进行强度校核。

2.3液压支架基本参数的确定

2.3.1 支护强度和工作阻力

支护强度取决于顶板性质和煤层厚度，由煤层厚度：2~2.8H =m ；顶底板性质：老顶Ⅱ级、直接顶2级，底板平整，查阅文件可得出支架支护强度为1.3×0.441MPa ，支架的工作阻力P 应满足顶板支护强度的要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定，由下面式子得出：

310?=QF P KN (2.1)

式中：Q —支架的支护强度，已取为0.546MPa ；

F —支架的支护面积，2

m 。

对于支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力小于立柱的总工作阻力。支架的工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值称为支架的支撑效率η。所以支架立柱的总工作阻力： ηP P =总 kN (2.2)

支撑掩护式支架取%80=η左右，所以立柱的总工作阻力为4750 kN

2.3.2 初撑力

初撑力的大小是相对于支架的工作阻力而言的，并与顶板的性质有关。较大的初撑力可使支架较快的达到工作阻力，防止顶板过早的离层，增加顶板的稳定性。

24c b f D P π

= (2.3)

2141.97.421.685.3

/k z k q H L L K N m =++- H ——煤层厚度，m ; z L ——周期来压步距, m ;k L ——控顶距离，m;

老顶Ⅱ级、直接顶2级，属于稳定顶板，初撑力不易过大，一般应大于工作阻力的60%。

2.3.3 支架的调高范围

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，支撑掩护式支架最大调高范围为3.06：1，其最大与最小高度为：

1S h H m m +≥ （2.4）

a n n a S h H δ--+≤2 （2.5）

m h —煤层最大采高，取3.2m ；

n h —煤层最小采高；

1S —伪顶冒落的最大厚度，一般取200~300mm ；

2S —顶板最大下沉量，一般取100~200mm ；

a—移架时支架的最小可缩量，一般取50mm；a

δ—矸、浮煤厚度，一般取50mm。

支架的伸缩比：

3000

1.7

1800

s

s

n

H

K

H

===

2.3.4 底座宽度和长度

根据支架架型的不同，放顶煤支架底座一般取1.3~1.4m。底座中间安装推移千斤顶，安装推移千斤顶的槽子的宽度一般取为300~380mm。支撑掩护式支架一般取4倍移架步距，（一个移架步距大约为0.6没），所以支架长度可以取2.4m左右。

2.3.5 采煤机、液压支架和输送机的配套

采煤机用MG300—AW型，刮板运输机用SGZ—764/264型。从安全角度考虑，支架前柱到煤壁的距离F应越小越好，但却受到机器结构参数等因素的约束，其尺寸可按下式计算：

x

G

e

B

F+

+

+

=(2.6) 式中：e—煤壁与输送机铲板之间的距离；

x—立柱倾角的水平增距；

G—输送机宽度，由铲煤板宽度f、输送机中部溜槽宽度s、电缆槽和导向槽宽度a及前柱与电缆槽间的距离b组成；

B—采煤机的宽度

由三机配套图册所查数据可得：

11401501645002554

F=+++=mm

为避免由于输送机偏斜时采煤机截割顶梁，支架梁端与煤壁之间应留有200~400mm的梁端距D，现取D=300mm。

从前柱到梁端的距离L为：

x

D

B

F

L-

-

-

==2554-1140-300-500=614 mm（2.7）

2.4四连杆机构的设计

2.4.1 四连杆的作用

四连杆机构是液压支架的最重要的部件之一。其作用主要有两个，其一是当支架由高

到低变化时，借助四连杆机构使支架顶梁前端点的运动轨迹呈近似双扭线，从而使支架顶梁前端点与煤壁间距离的变化大大减小，提高了管理顶板的性能；其二是使支架受力状态最佳，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，能承受较大的水平力。

2.4.2 四连杆动作时应满足的条件

支架高度在最大和最小范围内变化时，顶梁端点运动轨迹的最大宽度e 应小于或等于70mm ，最好为30mm 以下

支架在最高位置时，?

?≤62~52P ；??≤85~75Q ；

支架在最低位置时，为了有利于矸石下滑,防止矸石停留在掩护梁上，根据物理学摩擦理论可知，要求W tgP >，为了安全可靠，最低工作位置应使?≥25P 为宜。而Q 角主要考虑后连杆底部距底板要有一定的距离，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??≥30~25Q ，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。

用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度：

设 ： G —掩护梁长度； A —后连杆长度；

2L —e '点引垂线到后连杆的长度；

1H —支架最高位置时的计算高度；

2H —支架最低位置时的计算高度。

按照几何关系可得出：

211cos cos L Q A P G =- (2.8)

222cos cos L Q A P G =- (2.9)

将(2.8)、(2.9)两式联立可得：

G A =1

212cos cos cos cos Q Q P P -- (2.10) 按四连杆机构的几何特征要求，初选：1P =?45；2P =?30；1Q =?60；

452=Q 。 把各个角的数值代入(2.10)式可得：

G A =????--60cos 45cos 45cos 30cos =1

223--=0.771 (2.12) 支架在最高位置时的计算高度为：

111sin sin Q A P G H += (2.13)

由(2.12)、(2.13)两式连立可得

2182.2G mm = A =1682mm

取 2182G mm = A=1682mm

图2.1 四连杆结构简图

重新算得1P 2P 1Q 2Q

1P =45° 2P =26°1Q =59 °2Q =29°

用几何作图法确定四连杆机构的各部分尺寸，如图2.1所示：

2.5支架的整体受力分析

2.5.1 受力分析计算

掩护梁上没有负载，摩擦系数为3.0=w ，支架在最高位置时，每根立柱的工作支撑力为910.6kN 。

支架的工作阻力为：

])sin sin (cos cos [112121θααααθ

tg P P P P ftg P b a b a A -+++= =

?-53.011tg [1585.82+1597.5+(222.87-111.7) ?0.0875] =3800kN (2.14)

顶梁集中受力点距顶梁后铰点的距离为：

S =)cos cos (12211ααb a A

P l P l P + =

13800(2654.4 ?1585.82+775 ?1597.5) =1433.5mm (2.15)

前后连杆受力为：

)]cos sin ()cos()cos([)sin(1

21D D a D b D a C D c f P P P P αααααααα+-++--= =3.42 ?（1007.7+727-2531.76）=-2725.9 (2.16)

由上式得“-”号，表示前连杆受力方向与图示相反，即前连杆受拉力；

)]cos sin ()cos()cos([)sin(1

21c c a c b c a C D D f P P P P αααααααα+-++--=

=3.42 ?（2576.65-3189.775）=-2096.89kN (2.17)

由上式得负号，表示后连杆受力方向与图示相反，即后连杆受压力。

支架的整体受力如图2.2所示：

图2.2 支架整体受力图

2.5.2 支护强度计算

支架的外载荷已经确定，支架的实际支护强度为：

()333800'10100.536()43823001500

A g c F q L f b =?=?=++?M P a (2.18) 误差'0.6460.541100%0.9%0.541q q q δ--=

=?=满足误差要求 2.5.3 支架支护效率

由于立柱支撑时不是垂直工作，而是倾斜一定的偏角，故只有立柱的垂直分力来平衡支架所受的外部载荷，外部载荷与立柱工作阻力的比值称为支架的支护效率，其值为：

3800100%97.60%973.44

A F P η==?=? (2.19) 对于支撑掩护式支架，%105%95≤≤η，故满足要求。

2.6 顶梁尺寸和覆盖率

因初选支架类型为支撑掩护式，立柱为双排布置，支撑力较大，故这类支架的顶梁较长。

2.6.1 顶梁间距的确定

所谓支架顶梁间距，就是相邻两支架中心线间的距离，按下式计算：

3R B b m c += (2.20)

式中 c b —支架间距(支架中心距)，m ；

m B —每架支架顶梁总宽度，m ；

3R —相邻支架(或框架)顶梁之间的间隙，m 。

支架间距c b 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一节溜槽相连，因此主要根据输送机溜槽每节长度及槽帮上千斤顶连接块的位置来确定，我国刮板输迟机溜槽每节长度为1.5m ，千斤顶连接块位置在溜槽中长的中间，所以除节式相迈步式支架外，支架间距一般为1.5m 。

2.6.2 顶梁长度的确定

顶梁的长度按下列公式计算：

顶梁长度＝[配套尺寸+底座长度+A ?cos (1Q )-G cos (1P )+300+e]十掩护梁与顶梁铰点至顶粱后端点之距, mm ；

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；

1Q 、1P —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。

采煤机为MXA-300/3.5D 型，输送机为SGZ-764/500型，全长为2578mm 。

1Q =59° 1P =50°

由做图法测得前连杆与后连杆的下铰点之间的距离为680mm ,为方便铺设电缆与水管，前连杆下铰点与底座前端点的距离取I=160mm ；为方便行人及工作人员操作，前立柱下铰点与后立柱下铰点距离定为L=825mm 。

故支架底座长度为 S=1600+680=2380mm

b 值由下式计算：

c Htg I

d k b --+++?=α (2.21)

式中： I —底座前柱窝中心到底座前端的距离；

α—立柱倾角；

k 、d —由配套设备而定；

c —顶梁前端点距煤壁的距离一般取300mm 。

支撑掩护式支架，根据结构要求呈倾斜或直立布置，一般立柱轴线与顶梁的垂线夹角小于10°，交角较小，有效支撑力较大，故取前立柱与顶梁夹角为8°，后立柱与顶梁夹角为4°所以前后立柱上铰点距离为：

3000(84)n tg tg ??=?+=1689mm (2.22)

支架尺寸结构图如下所示：

顶梁全长为：

u n b L ++= (2.23)

式中：u 为顶梁上后柱窝中心到顶梁与掩护梁铰接点的距离,此长度由结构而定：

4382L = mm

图2.3 支架尺寸结构简图

2.6.3 顶梁的支护面积

支架的支护面积按下式计算：

)(f Lg b F c c += (2.24)

式中： c F —支护面积， 2

m ；

c b —顶梁宽度，取1.5m

Lg —顶梁长度

f —移架后顶梁前端点到煤壁的距离，取0.3m

故：c F =1.5 ?（4.659+0.3）=7.442

m 2.6.4 支架顶梁对支护面积的覆盖率

%100)

)((1?++=K B C L BL δ (2.25) 式中：B —支架顶梁宽度，m ；

L —支架顶梁长度，m ；

C —梁端距，m ；

1K —架间距，m ；

一般中等稳定性顶板取75%~85%。

2.7 立柱及柱窝位置的确定

2.7.1立柱技术参数的确定

(1) 立柱的布置与支护方式：

本设计为支撑掩护式低位放顶煤液压支架，立柱共有4根，前排2根，

排2根，支护时，前后柱均向前倾斜，而且取倾斜角为4°。

立柱的间距是指前后排支柱的间距，为便于人员操作，立柱间距取1100mm 。

(2) 立柱主要尺寸的确定：

立柱缸体内径按下式进行计算：

28cos 24cos 1????+????=A P A P F a a (2.26)

1F ＝c F ?x q [kN]= 503.32/m kN ?7.0232m =3534.7kN （2.27)

式中：

1F —支架承受的理论支护阻力 (kN )；

A —立柱的横截面积；

a p —立柱内部乳化液的压强，泵站额定工作压力为32MPa 考虑到从泵站到支架的损失，取25.5MPa

把各个数据代入公式中得立柱横截面积：

)

28cos 24(cos 1??+???=a P F A =0.03492m (2.28) 则立柱内径：

14019.9cos a d a m

F D n P π==α cm (2.29) 北京煤矿机械厂缸径标准(Q/BM327—82)如下表2.1所示：

表2.1缸径标准 50

63 80 100 110 125 140 (145)

200 (210) 220 (230) 250 按标准选取立柱缸体内径为200mm

立柱壁厚：

]

[2σδD P y ≥=10522.03.14.31???=38.9mm (2.30) 取整后为40mm

根据标准，立柱主要技术参数如下表2.2所示：

表2.2 缸体内径

200mm 活柱外径

190/185mm 工作阻力

1764kN 额定工作压力 58.4MPa 推荐选用钢材

245 ?26 钢材规格

200?24/194?25

(3) 立柱的初撑力与泵站额定工作压力

泵站额定工作压力为32MPa ，因考虑到从泵站到支架的压力损失，根据一般的经验，取立柱初撑时柱内乳化液压强按Pa=25.5MPa 来计算，则顶梁对顶板的初撑力：

F=25.5?610?0.0349?cos4?2+25.5?610?0.0349?cos8?2=3539kN

立柱初撑力按下式计算： a a P D F 421π=

[kN ] (2.31)

=25.5?610?0.0349=890 kN

(4) 安全阀的调定压力与立柱的实际工作压力

安全阀的调定值a P 由支架的理论支护阻力来确定：

2'40a

Z a D F P π= (2.32) ???+?≤4

cos 28cos 2m Z F F (2.33) 支架的理论支护阻力m F 由支架的支护强度和支护面积来决定，由以上数据可求得： c x m F q F ?==503.32/m kN ?7.0232m =3534.7kN

则 Z F x 3534.7889.23.975

≤

=kN 代入(2.32)式得： '2

40942.8728.320Z a F xP π?== MPa (2.34) 则安全阀的调定压力设定为29MPa ，立柱的工作阻力

'2

24a a P D F π==29?610?0.0349=1012.1 kN (2.35)

2.7.2立柱柱窝位置的确定

前面已经设定出立柱下铰点之间的距离为825mm ，再由前后立柱的倾角，可得出前后立柱上铰点之间的距离为1050mm ，即121050L L -=mm 。取顶梁为分离体，其受力如图

2.4所示：

图2.4 顶梁受力分析

对A 点取距： 即 0=∑A M

03)(4sin 4cos )(8sin )1830(8cos 1222

2121211=--?-?+-?++?+g L F h h P L P h h P L P fh (2.36) 式中：1F =3534.7KN w F f 1= 1P =2P 2910.61821.2=?=kN

1h =2h 220=mm g L =4382mm

把数据代入上式中可得：

11112/3cos81830

835cos8cos 4g F L fh P P P ?--??=?+?mm (2.37)

10508351885L =+=mm

根据前后立柱的倾角，便可确定立柱下柱窝的位置。

3 支架主要部件设计

3.1低位放顶煤支架主要部件的设计要求

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、煤层裂隙发育情况、硬度和开采方法等，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(伸缩式或挑梁式)、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。

各部件设计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，为防止煤的自感发火应安装必要的辅助装置。同时对支架本身应采用后四连杆机构，保证支架稳定，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；应使顶粱(包括前梁)较长，以利于顶煤在矿压作用下能较好的被压碎。

部件设计的基本要求如下：

(1)四连杆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)前梁前梁无论是伸缩式或是挑梁式，都应能及时支护顶板。前梁由前梁千斤顶控制，可上、下摆动。与顶板保持良好的接触，维护机道上方顶板。伸缩梁靠伸缩千斤顶和前梁作相对滑移．用以及时支护新暴露的顶板。

(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。若四连杆机构与顶梁铰接，要有可靠的铰接支座。

(4)掩护梁它用于承受部分煤、矸载荷，防止其窜入后输送机的工作空间，保证支架、后输送机正常运行。根据不同的支架类型，掩护梁有伸缩插板式和在下端铰接一伸缩尾梁式，它装有侧护板，作用与顶梁侧护板相同。掩护梁受扭力和横向载荷力大，是十分重要的部件。

(5)底座其作用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。底座与底版的接触面积大，以减少底座对底版的接触比压，避免支架陷入底版。底座应有足够的地方来按设立柱，推移装置以及液压控制装置，同时还要求底座能把落入支架内的碎矸排放到老塘中。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)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