薄煤层液压支架设计大学论文.doc

辽宁工程技术大学毕业设计（论文）

目录
1 绪论
1.1 国内外液压支架的发展及现状...................................1
1.2 液压支架的工作原理...........................................2
1.3 液压支架的组成...............................................4
1.4 本课题的研究目的和意义.......................................5
2 液压支架的总体设计方案
2.1 支架的选型设计...............................................6
2.1.1 设计目的.......................... .......................6
2.1.2 影响架型选择的因素.........................................6
2.1.3 支架架型的确定.............................................7
2.2 支架参数的确定...............................................9
2.2.1 支架的高度和支架的伸缩比...................................9
2.2.2 支架间距和宽度的确定......................................10
2.2.3 初撑力....................................................10
2.2.4 移架力与推溜力............................................11
2.3 底座长度的确定..............................................11
2.4 顶梁长度的确定..............................................11
2.4.1 支架工作方式对支架顶梁长度的影响..........................11
2.4.2 顶梁长度的计算............................................11
2.5 四连杆机构的确定............................................12
2.5.1 四连杆机构的作用..........................................12
2.5.2 四连杆机构设计的要求......................................12
2.5.3 四连杆机构的设计..........................................13
2.6 液压支架支护技术参数的确定..................................17
2.6.1 支护面积的确定............................................17
2.6.2 液压支架的支护强度........................................17
2.6.3 立柱的技术参数确定........................................18
2.6.4 推移千斤顶参数的确定......................................20
2.6.5 液压支架的主要技术参数表..................................22
3 液压支架部件设计
3.1 支架主要部件的设计要求......................................23
3.2 顶梁........................................................23
3.3 顶梁侧护板..................................................24
3.4 底座........................................................25
3.5 推移装置....................................................25
3.6 连杆........................................................27
3.7 立柱千斤顶..................................................28
4 液压支架的受力分析
4.1 支架的工作状态..............................................29
4.2 支架的受力分析与计算........................................29
4.2.1 支架整体受力分析..........................................29
4.2.2 顶梁受力分析与计算................. ......................30
4.2.3 底座受力分析与计算........................................33
4.3 顶梁和底座的载荷分布........................................34
4.3.1 顶梁的载荷分布............................................34
4.3.2 底座接触压计算............................................35
4.4 支护效率....................................................39
4.5 支架受力的影响因素..........................................39
5 液压支架的强度计算
5.1 强度计算条件................................................42
5.2 强度校核....................................................43
5.2.1 顶梁强度校核..............................................43
5.2.2 底座强度校核..............................................46
5.2.3 掩护梁强度校核............................................50
5.2.4 平衡千斤顶耳板与销轴强度校核..............................53
6 液压系统设计
6.1 液压系统的设计方法..........................................55
6.2 立柱液压系统的设计..........................................55
6.3 千斤顶系统..................................................56
6.4 活动侧护板控制方式..........................................58
6.5 整体液压图..................................................59
结论............................................................60
致谢............................................................61
参考文献........................................................62
附录A译文......................................................63
附录B外文文献..................................................66

1 绪论
采煤综合机械化，是加速我国煤炭工业发展，大幅度提高劳动生产率，实现煤炭工业现代化的一项战略措施。综合机械化采煤不仅产量大，效率高，成本低，而且能减轻繁重的体力劳动，改善工人的作业环境，保护工人的生命安全，是煤炭工业技术的发展方向。煤矿开采中的顶板安全问题是煤矿重要安全问题之一，如何管理好顶板、避免顶板事故的发生是煤矿安全生产中一项长期而又艰巨的任务。由于一些原因，顶板事故错综复杂，避免顶板事故的主要工作就是搞好顶板支护。液压支架作为目前支护顶板的主要设备，随着采深和顶板压力的增大，液压支架的使用和顶板的安全问题越来越引起人们的高度重视。
1.1 国内外液压支架的发展及现状
我国于1964年开始研制液压支架，最早于1970年先后对MZ1928型、TZI型、BZZB型、WKM-400型、DM-400型、YZ型、ZYZ型多种液压支架在开滦、大同、阳泉、鹤壁、徐州淮北等煤矿进行了试验与使用，取得了良好的效果；1974年和1982年两次分别从德国、英国、波兰、原苏联、日本等国引进了许多不同类型的液压支架。通过学习国外新技术，我国液压支架的研制工作发展迅速，从基本上依靠进口，发展到自主设计、自主制造，而且品类繁多、功能齐全、质量可靠。除了中厚煤层液压支架外，我国还设计和生产了支撑高度为0.6~1.5m的薄煤层工作面液压支架和最大支撑高度为6m的厚煤层工作面液压支架，既有适用于“三软”(软顶板、软底板、软煤层)地质条件的液压支架，也有适应“三硬”（顶板硬、底板硬、煤层硬）、工作阻力高达10000kN的强力液压支架，以及各种放顶煤液压支架、铺网液压支架、水砂充填液压支架等。
美国是世界上最先进的采煤国家，早在1990年就己采用额定压力50MPa、额定流量478L/min的乳化液泵站，以实现支架快速推进，移架速度达6-8s/架。美国的高产高效工作面采用两柱掩护式支架，使用寿命8-10年，可用率高达95%-98%。支架平均工作阻力6470kN(最大为9800kN)，支架宽度普遍增大，中心距达到1.75m，并向2m发展，增大架宽有利于减少工作面架数、缩短移架时间、增加有效工作时间和提高单产。如洛斯公司20英里矿在250×5280m长壁综采面用工作阻力为2×8565kN电液控制两柱掩护式支架，1997年6月产商品煤90.43万吨，成为世界上首次月产商品煤近百万吨的工作面；1995年9月，糜鹿矿用工作阻力为8900kN电流控制的两柱掩护式支架，月产煤达到60.11万吨。美国综采工作面最高日产超7万吨，工效1336吨/工。澳大利亚也基本上采用一井一面的高度集中化生产，使用两柱掩护式支架，支架的平均工作阻力7640kN。英国也在大力发展两柱掩护式支架，工作阻力有了很大提高，达到6000-8000kN。
我们液压支架制造技术水平比较落后。在支架材料、加工工艺、性能和使用寿命等方面与世界先进国家相比还有很大差距。目前，国产液压支架的控制方式仍然停留在跟机手把单向邻架控制或本架控制水平。这种控制方式，虽然具有控制系统简单、制造容易、造价较低和对煤层地质条件变化适应性较强等优点，但它存在严重漏洞：
1）工人劳动条件差，安全性差；
2）移架速度慢，影响采煤机工作效率；
3）通风条件差，支架故障率高；
4）支架支护效能的发挥程度与操作人员的经验和技能有密切关系。
总之，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。目前，除液压支架电液控制和支架计算机辅助设计与绘图方面落后于国外，其他方面均以达到国外同期水平。
1.2 液压支架的工作原理
液压支架在工作过程中，不仅要可靠的支撑顶板，维护一定的安全工作空间，而且要随工作面的推进，进行移架和推移输送机。因此，支架要实现升、降、推、移四个基本动作，这些动作是利用泵站供给的高压液体，通过工作性质不同的几个液压缸来完成的，如图1-1所示。

1-顶梁；2-立柱；3-底座；4-推移千斤顶；5-安全阀； 6-液控单向阀；
7、8-操纵阀；9-输送机；10-乳化液泵； 11-主供液管；12-主回液管
图1-1 液压支架工作原理
Fig. 1-1 working principle of hydraulic support
1）支架升降和推移
当操纵阀8处于升柱位置时，从乳化液泵站来的高压液体通过操纵阀8、液控单向阀6 进入立柱2的下腔，立柱上腔回液，支架升起，并撑紧顶板。当操纵阀8处于降柱位置时，工作液体进入立柱的上腔，同时打开液控单向阀，立柱下腔回液，支架下降。
支架的前移和推移输送机是通过操纵阀7和推移千斤顶4来进行的。移架时，先使支架卸载下降，再把操纵阀7置于移架位置，从乳化液泵站来的高压液体进入推移千斤顶4的前腔即活塞杆腔，后腔即活塞腔回液。这时，支架以输送机为支点前移。移架结束后，再把支架升起，使支架撑紧顶板。
2）支架的承载过程
支架的承载过程是指支架与顶板之间相互力学作用的过程。它包括初撑、承载增阻和恒阻三个阶段。
初撑阶段
在升架过程中，当支架的顶梁接触顶板，直到立柱下腔的液体压力逐渐上升到泵站工 作压力时，停止供液，液控单向阀6立即关闭，这一过程为支架的初撑阶段。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。
承载增阻阶段
支架初撑结束后，随着顶板的下沉，立柱下腔的液体压力逐渐升高，支架对顶板的支撑力也随之增大，呈现增阻状态，这一过程为支架的承载增阻阶段。
恒阻阶段
随着顶板压力的进一步增加，立柱下腔的液体压力越来越高。当升高到安全阀5的调定压力时，安全阀打开溢流，立柱下缩，液体压力随之降低。当降到安全阀的调定压力时，安全阀关闭。随着顶板的继续下沉，安全阀重复这一过程。由于安全阀的作用，支架的支撑力维持在某一恒定数值上，这是支架的恒阻阶段。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。

图1-2 液压支架工作特性曲线
Fig. 1-2 working characteristic curve of hydraulic support
由以上分析可以看出，支架工作时的支撑力变化可分为三个阶段，如图1-2，即：开始升柱至单向阀关闭时的初撑增阻阶段，初撑后至安全阀开启前的增阻阶段，以及安全阀出现脉动卸载时的恒阻阶段，这就是液压支架的阻力－时间特性。它表明液压支架在低于额定工作阻力下工作时，具有增阻性，以保证支架对顶板的有效支撑作用，在达到额定工作阻力时，具有恒阻性；为使支架恒定在此最大支撑力，又具有可缩性，即支架在保持恒定工作阻力下，能随顶板下沉而下缩。增阻性主要取决于液控单向阀和立柱的密封性能，恒阻性与可缩性主要由安全阀来实现，因此安全阀、液控单向阀和立柱是保证支架性能的三个重要元件。
1.3 液压支架的组成
液压支架按其结构特点和与围岩的作用关系一般分为三大类，即支撑式、掩护式和支撑掩护式。根据支架各部件的功能和作用，其组成可分为4个部分：
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。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。
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、喷雾装置等。这些装置是为实现支架的某些动作或功能所必需的装置。
1.4 本课题的研究目的和意义
采用综合机械化采煤方法是大幅度增加煤炭产量、提高经济效益的必由之路。为了满足对煤炭增长的日益需要，必须大量生产综合机械化采煤设备，迅速增加综合机械化采煤工作面。由于采煤工作面的底顶板条件、煤层厚度、煤层的物理机械性质等的不同，对液压支架的要求也不同。为了有效的支护和控制顶板，必须设计出不同类型和不同结构尺寸的液压支架。因此液压支架的设计工作是很重要的。由于液压支架的类型很多，因此其设计工作量也是很大的，由此可见，研制和开发新型液压支架是必不可少的一个环节。
小结：通过对液压支架的理论学习，完成液压支架的设计工作，加深对液压支架工作原理、工作性能、工作环境及其结构的认识和了解。通过对液压支架结构的分析，加深和巩固机械原理的相关内容；通过对液压支架受力的分析和强度的校核，加深对专业基础课理论力学和材料力学及专业课机械设计相关内容的巩固和理解。同样通过对液压支架的设计，能够更好的认识国内外液压支架的发展趋势和发现目前煤矿液压支架主要存在的问题，从而为以后更深认的了解和设计液压支架打下良好的基础。
2 液压支架的总体设计方案
2.1 支架的选型设计
2.1.1 设计目的
采用综合机械化采煤方法是大幅度增加煤炭产量、提高经济效益的必由之路。为了满足对煤炭日益增长的需要，必须大量生产综合机械化采煤设备，迅速增加综合机械化采煤工作面。而每个综采工作面平均需要安装150台液压支架，可见对液压支架的需要量是很大的。
由于不同采煤工作面的顶底板条件、煤层厚度、煤层倾角、煤层的物理机械性质等的不同，对液压的要求也不用。为了有效的支护和控制顶板，必须设计出不同类型和不同结构尺寸的液压支架。因此，液压支架的设计工作是很重要的。由于液压支架的类型很多，因此其设计工作量也是很大的，由此可见，研制和开发新型液压支架是必不可少的一个环节。
2.1.2 影响架型选择的因素
1）煤层厚度
煤层厚度不但直接影响到支架的高度和工作阻力，而且还影响到支架的稳定性。当煤层厚度大于时，应选用抗水平推力强且带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。当煤层厚度变化较大时，应选用调高范围大的支架。
2）煤层倾角
煤层倾角主要影响支架的稳定性，倾角大时易发生倾倒、下滑象。当煤层倾角大于10~15时，应设防滑和调架装置，当倾角超过18时，应同时具有防滑防倒装置。
3）底板性质
底板承受支架的全部载荷，对支架的底板影响较大，底板的软硬和平整性，基本上决定了支架底座的结构和支承面积。选型时，要验算底座对底板的接触比压，其值要小于底板的允许比压(对于砂岩底板，允许比压为1.96~2.16MPa，软底板为0.98MPa左右)。
4）瓦斯涌出量
对于瓦斯涌出量大的工作面，支架的通风断面应满足通风的要求，选型时要进行验算。
5）地质构造
地质构造十分复杂，煤层厚度变化又较大，顶板允许暴露面积和时间分别在5~8和20min以下时，暂不宜采用液压支架。
6）设备成本
在满足要求的前提下，应选用价格便宜的支架。
2.1.3 支架架型的确定
从架型的结构特点来看，由于架型的不同，它的支撑力分布和作用也不同；从顶板条件来看，由于直接顶类别和老顶级别的不同，支架所承受的载荷也不同。所以，为了在使用中合理地选择架型，要对支架的支撑力、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，如表2-1。

表2-1 适应不同类级顶板的架型和支护强度
Tab.2-1 Adaptive diffent cap of roof and model holding strength
老顶级别
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
直接顶类别
1
2
3
1
2
3
1
2
3
4
4

架

型

掩护式
掩护式
支撑式
掩护式
掩护式或支撑掩护式
支撑式
支撑掩护式
支撑掩护式
支撑或支撑掩护式
支撑或支撑掩护式

采高＜2.5m时用支撑式
采高＞2.5m时用支撑掩护式
支
护
强
度KN/M
支架采高m
1
294
1.3×294
1.6×294
＞2×294
应结合深孔
爆破，软化
顶板等措施
处理采空区
2
343（245）
1.3×343(245)
1.6×343
＞2×343
3
441(343)
1.3×441(343)
1.6×441
＞2×441
4
539(441)
1.3×539(441)
1.6×539
＞×539
注：①计算液压支架支护强度时的支护面积为：支架中心距×（顶梁长度+移架后的梁端到煤壁之间的距离）。
②表中括号内的数字是掩护支架顶梁上的支护强度，表中所列的支护强度根据各矿实际情况可允许±5%的波动范围。
③表中支护强度栏内的1.3、1.6和2为老顶分级的增压系数，即Ⅰ、Ⅲ、Ⅳ级来压强度与Ⅰ级来压强度的增压比值，系根据同类型顶板统计分析所得。Ⅳ级由于地质条件变化比较大，故只能给出最低值2，各局矿可以根据实际情况确定其适宜值。
④表中采高系数指的是最大采高，具体采高的支护强度可以根据表内的值用插值法确定。
⑤表中所列的架型、支护强度和顶板管理方法适用于缓倾斜煤层。
根据工作面的煤层厚度及顶底板情况，初步选取掩护式液压支架比较合适。
2.2 支架参数的确定
2.2.1 支架的高度和支架的伸缩比
一般应首先确定支架适用煤层的平均采高，然后确定支架高度。
煤层厚度在0.9～1.2m之间，所以按薄煤层高度的确定原则来确定该液压支架的高度。
（2-1）
（2-2）
式中：——考虑伪顶、煤皮冒落后有可靠初撑力所需的支持高度一般取200-300 mm；（薄煤层取100 mm）
——顶板最大下沉量，一般取100-200 mm；
——支架最大高度（mm）；
——支架最小高度（mm）；
——最大采高（mm）；
——最小采高（mm）。
本设计最大采高＝1200 mm,取支架最大高度:
＝1200＋100＝1300 mm
本设计最小采高＝900 mm,取支架最小高度:
＝900－200＝700 mm
支架最大高度与最小高度之差为支架的调高范围。
支架的伸缩比指其最大高度与最小高度之比值。即：
(2-3)
代入有关数据，得
2.2.2 支架间距和宽度的确定
所谓支架间距，就是相邻两支架中心线间的距离。按下式计算：
（2-4）
式中： ——支架间距（支架中心距）；
——每架支架顶梁总长度；
——相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙；
——每架所包含的组架的组数或框架数，整体自移式支架
；整体迈步式支架；节式迈步支架，支架节数。
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一节溜槽相连，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，所以除节式和迈步式支架外，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1.5m。
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。支架的最小宽度，一般为1400～1430mm，支架的最大宽度，一般为1570～1600mm。
本次设计取支架顶梁的最小宽度为1360mm,最大宽度为1450mm。
2.2.3 初撑力
初撑力的大小是相对与支架的工作阻力而言，并与顶板的性质有关。较大的初撑力可以使支架较快地达到工作阻力，防止顶板过早的离层，增加顶板的稳定性。对于不稳定和中等稳定顶板，为了维护机道上方的顶板，应取较高的初撑力，约为工作阻力的80%；对于稳定顶板，初撑力不宜过大，一般不低于工作阻力的60%，对于周期来压强烈的顶板，为了避免大面积的垮落对工作面的动载威胁，应取较高的初撑力，约为工作阻力的75%。
2.2.4 移架力与推溜力
移架力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关。一般薄煤层支架的移架力为100-150KN；中等厚度煤层为150-300KN；厚煤层为300-400KN；推溜力一般为100-150KN。
2.3 底座长度的确定
底座是将顶板压力传递到底板和稳固支架的部件。在设计支架的底座长度时，应考虑如下诸方面：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。通常掩护式支架的底座长度取3.5倍的移架步距（一个移架步距为0.6m），即2.1m左右，支撑掩护式支架的底座长度取4倍的移架步距，即2.4m左右。在这里取底座长度为2.124m。
2.4 顶梁长度的确定
2.4.1 支架工作方式对支架顶梁长度的影响
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（又称及时支护方式）要求顶梁有较大长度；先推溜后移架方式（又称滞后支护方式）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。这里，采用及时支护方式。
2.4.2 顶梁长度的计算
掩护式支架顶梁长度计算
(2-5)
式中配套尺寸—参考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；
—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。
mm
经计算支架顶梁长度为3570mm。
2.5 四连杆机构的确定
2.5.1四连杆机构的作用
1）梁端护顶。鉴于四连杆机构可使托梁铰接点呈双纽线运动，故可选定双纽线的近似直线部分作为托梁铰接点适应采高的变化范围。这样可使托梁铰接点运动时与煤壁接近于保持等距，当梁端距处于允许值范围之内时，借此可以保证梁端顶板维护良好。
2）挡矸。鉴于组成四连杆机构的掩护梁既是连接件，又是承载件，为了承受采空区内破碎岩石所赋予的载荷，掩护梁一般做成整体箱形结构，具有一定强度。由于它处在隔离采空区的位置，故可以起到良好的挡矸作用。
3）抵抗水平力。观测表明：综采面给予支架的外载，不但有垂直于煤层顶板的分力，而且还有沿岩层层面指向采空区方向（或指向煤壁方向）的分力，这个水平推力由液压支架的四连杆机构承受，从而避免了立柱因承受水平分力而造成立柱弯曲变形。
4）提高支架稳定性。鉴于四连杆机构将液压支架连成一个重量较大的整体，在支架承载阶段，其稳定程度较高。
四连杆机构在具有以上诸作用的同时，也有一些缺点。首先，支架在工作过程当中，四连杆机构必须承受很大的内力，从而导致支架结构尺寸的加大和重量的增加；其次，由于四连杆机构对顶板产生一个水平力，因此对支架的工作性能将产生不良影响。
2.5.2 四连杆机构设计的要求
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2-1所示，应满足如下要求：支架在最高位置时，，；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tanP>W，如果钢和矸石的摩擦系数W=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，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2-2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，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2-2。
2.5.3 四连杆机构的设计
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，采用了几何作图法的方式来求解。
1）确定掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和后连杆下铰点至底座底面之距。
一般按同类型支架用类比法来确定。取掩护梁上铰点至顶梁顶面之距为135mm，取后连杆下铰点至底座底面之距为135mm。
2）掩护梁和后连杆长度的确定
用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度。如图2-3所示。

图 2-1 四连杆机构几何特征图
Fig.2-1 four bar linkage geometry

图2-2掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构 图2-3 掩护梁和后连杆计算图
Fig. 2-2 the shield beam and the rear connecting rod Fig.2-3 calculation diagram of shield and rear link
其中： 一掩护梁长度，
－后连杆长度，
—点引垂线到后连杆下铰点之距，
一支架最高位置时的计算高度，
一支架最低位置时的计算高度。
从几何关系可以列出如下两式:
(2-6)
(2-7)
(2-6)式和(2-7)式联立可得：
(2-8)
说明：
支架计算高度为支架高度减去掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和后连秆下铰点至底座底面之距。
按四连杆机构的几何特征要求，选定、、、代入(2-8)式，可以求得的比值。由于支架型式不同，一般的比值按以下范围来取。

掩护式支架：＝0.45-0.61
支撑掩护式支架：＝0.61-0.82
支架最高位置时的计算高度为：
（2-9）
因此掩护梁的长度：mm
后连杆长度为:mm
经过取整后,重新算出、、、的角度:、、、。
3）几何作图法作图过程
用几何作图法确定四连杆机构的各部尺寸，具体作法如图2-4所示。

图2-4 四连杆机构的几何作图法
Fig.2-4 the geometric construction method of the four link mechanism
作图步骤如下：
1.确定后连杆下铰点O点的位置，使它大体比底座底面略高200-250mm。
2.过O点作与底座底面平行的水平线H-H线。
3.过O点作与H-H线的夹角为Q1的斜线。
4.在此斜线上截取线段，长度等于A，a点即为后连杆与掩护梁的铰点。
5.过a点与H-H线的平行线有交角的斜线，以a点为圆心，以G为半径作弧交此斜线一点，此点为掩护梁与顶梁的铰点。
6.过点作与H-H线的平行的F-F线，则H-H线与F-F线的距离为H，为液压支架最高位置时的计算高度。
7.以a点为圆心，以(0.22-0.3)G长度为半径作弧，在掩护梁上交一点b，为前连杆上铰点的位置。
8.过点作F-F线的垂线(认为液压支架由高到低变化时，点在此直线上滑动)。
9.在垂线上作液压支架在最低位置时，顶梁与掩护梁的铰点。
10.取线中间某一点，为液压支架降到此高度时掩护梁与顶梁的铰点(液压支架由高到低变化时，顶梁前端点运动轨迹为近似双纽线，中间这一点的位置直接影响顶梁前端运动轨迹的形状、变化宽度等)。
11.以O点为圆心，半径作圆弧。
12.以点为圆心，掩护梁长半径作弧，交前圆弧上一点，此点为液压支架降到中间某一位置时，掩护梁与后连杆的铰点。
13.以点为圆心，掩护梁长为半径作弧，交最前面圆弧上一点，此点为支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。
14.连接、，并以点为圆心，为半径作弧，交上一点点；以点为圆心，长为半径作弧，交上一点点。则、、三点为液压支架在三个位置时，前连杆的上铰点。
15.连接、为液压支架降到中间某一位置和最低位置时后连杆的位置。
16.分别作和的垂直平分线，其交点c即为前连杆下铰点，为前连杆长度。
17.过c点向H-H线作垂线，交点,线段、、、、为液压支架四连杆机构。
2.6 液压支架支护技术参数的确定
2.6.1 支护面积的确定
支架的支护面积按下式计算：
（m2） (2-10)
式中 —支架的支护面积（m2）
—支架顶梁的长度（m）
—移架后顶梁前端到煤壁的距离（m），取= 400 mm
故本支架支护面积为：=×=（3.57+0.4）×1.45= 5.8（m2）
2.6.2 液压支架的支护强度
支护强度是液压支架的一个重要参数，它是液压支架对顶板的支撑力（kN）与支架对顶板的支护面积（m2）的比值。顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度，我国已制定了不同顶板等级的支护强度标准。
(2-11)
式中 —确定的实际支护强度
—最小采高时的支护强度KN/
—最大采高时的支护强度KN/
—最大采高
—最小采高
=0.42+（0.48-