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矿用液压支架设计
目 录
1. 综述 ................................................................. 1
1.1国外主要产煤国家综采技术的发展趋势 ................................. 1
1.2我国综采技术的发展现状几存在的问题 ................................. 3
1.3综采矿井生产环节的合理配套 ......................................... 6
1.4液压支架的应用和意义 ............................................... 6
1.5液压支架的发展状况及存在问题 ....................................... 7
1.6液压支架的研究动态 ................................................. 8
1.7液压支架的发展动向 ................................................ 10
2. 液压支架设计介绍 ..................................................... 11
2.1 液压支架的工作原理................................................ 11
2.2 支架的组成 ....................................................... 11
2.3 液压支架主要结构件及其作用 . ....................................... 11
2.3.1 顶梁 ......................................................... 11
2.3.2 掩护梁 ....................................................... 12
2.3.3 底座 ......................................................... 12
2.3.4 四连杆机构 ................................................... 13
2.3.5 推移机构 ..................................................... 15
2.4 液压支架的架型 ................................................... 16
3. 液压支架的结构设计 ................................................... 17
3.1 液压支架的选型 ................................................... 17
3.1.1 液压支架结构类型的优选 ....................................... 17
3.1.2 液压支架的架型选择原则 ....................................... 17
3.1.3 影响架型选择的因素 ........................................... 18
3.2 液压支架的结构设计................................................ 19
3.2.1 确定液压支架结构参数的原则与内容 ............................. 19
3.2.2 液压支架主要结构参数的确定 ................................... 19
3.3液压支架的支部件设计 .............................................. 25
4. 支架的受力分析与计算 ................................................. 32
4.1 支架的工作状态 ................................................... 32
4.2 支架载荷的确定 ................................................... 33
4.3 支架受力分析 ..................................................... 33
4.4支架的受力计算 .................................................... 31
5. 底座的强度计算与校核 ................................................. 41
6. 推移千斤顶的设计计算 ................................................. 45
6.1 缸筒内径和缸壁厚度的计算 . ......................................... 45
6.1.1千斤顶杆径的确定 .............................................. 45
6.1.2千斤顶缸体壁厚的计算 .......................................... 46
6.2推移千斤顶的强度验算 .............................................. 46
6.2.1推移千斤顶稳定性验算 .......................................... 46
6.2.2活塞杆强度验算 . ............................................... 47
6.2.3缸体强度计算 . ................................................. 48
6.2.4缸体与缸底焊缝强度计算 ........................................ 49
7. 液压支架的使用和维护 ................................................. 53
7.1 液压支架操作 ..................................................... 53
7.1.1 操作前的准备 ................................................ 49
7.1.2 操作方式与顺序 .............................................. 49
7.1.3支架使用中的注意事项 .......................................... 51
7.2 液压支架操作维护要求.............................................. 55
总 结 ...................................................................
致 谢 ...................................................................
参考书目 .................................................................
附录 设计中用到的数据 ....................................................
1. 绪 论
第一章 综述
1.1国外主要产煤国家综采技术的发展趋势
综合机械化采煤是煤矿开采技术现代化的重要标志。80年代末以来，世界主要产煤国家高产高效综采技术迅速发展，特别是美国、澳大利亚、德国、英国和南非发展最快。综采工作面高产高效纪录不断刷新，综采装备新技术层出不穷。
均年产145．4万t 洗精煤，平均工效274t(工*d)，工作面搬家(包括设备安装) 时间平均684人工面。工作面平均长度240 m，最大长度335m 。 1994年平均班产进一步提高，其中，前10个工作面年平均班产达到5998t 洗精煤，相当于年产400万t 以上的水平。沙莫罗克公司(SHAMR0CK)的被克佛克矿在123个小班中产煤166万t ，相当于月产83万t; 塞普路斯阿马克斯煤炭公司卡姆博兰德矿1995年6月达到月产洗精煤57．3万t 的纪录，阿科煤炭公司的西皮庇矿1994年11月创造了日产4.5万t 的世界纪录, 当月产量50余万t 。美国1994年共有80个长壁工作面，其中有70个工作面是电液控制的工作面，占87．5％，使用两柱掩护式支架73套，四柱支撑掩护式支架7套，两柱掩护式支架占91．25％，支架工作阻力大部分在7000—8000 kN ，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN 。普遍装备大功率电牵引重型采煤机组和大功率、大运量、高可靠性刮板输送机。
澳大利亚近10年来综采发展很快，综采工作面数量从1980年的3个增加到1994年的25个，井工效率达到17．71t 工。科迪尔克斯矿和巴波尼矿的综采工作面年产量已超过300万t 。为使综采产量持续增长，近几年来澳大利亚采取了一系列措施，包括改革劳动制度，采用各种新设备、新技术，综采工作面优选世界各国最先进的重型高效装备，实现一井一面，集中化生产。
英国和德国是世界上综采技术装备最先进的国家，由于受其自然煤层赋存条件的限制，其高产高效工作面的纪录不如美国和澳大利亚，但世界著名的采煤机械公司主要集中在德国和英国。近年来，由于国际采矿业市场的不景气和激烈竞争，导致各公司的相互兼并，形成几个大跨国公司。为占领市场，各公司不断开发新技术、新产品。
世界主要产煤国家技术经济指标见表l —l 。
高产高效综采技术的核心是工作面综采设备，近10年来，工作面三大配套设备——采煤机、刮板输送机和液压支架，在设计方法和结构上都有了重大发展，主要是提高设备生产能力和可靠性，改进操作性能。
采煤机技术发展的一个突破是采用了多电机电牵引技术，大大简化了机械传动系统。采煤机的模块化设计使机器的维护和监测更加简便，可靠性更高。现代先进采煤机的主要特点是：①多电机交流变频调速或直流调速电牵引，牵引速度不断提高，最大牵引速度已达到29mmin ；⑦大功率、高电压、大截深．采煤机装机功率超过1200kw ，现行l100V 工作电压已不适应大功率采煤机的要求，美国目前常用电压为2300V ，部分工作面开始运用4160V 电压；英国、澳大利亚使用3300V 电压；法国使用5000v 电压；波兰使用6000v 电压。采煤机截深达到1—1．2m ；③积木式结构，各单元之间没有机械动力传动，简单可靠；④其中更先进的设备，可实现滚筒自动导向，其实质是煤岩界面探测技术，它能自动识别煤岩界面．并据此自动调节滚筒截割高度；⑤煤尘控制和故障诊断系统。
随着采煤机功率加大，产量提高，工作面刮板输送机也发展成为大功率、高强度、高可靠性的运输设备。目前工作面刮板输送机最大工作长度已达335m, 最大输送能力达3500t
由于液压支架的使用寿命较厂，并可能被安装在不同采高的采煤工作面，所以，支架应具有较大的伸缩比。在采用双伸缩立柱时，垛式支架的伸缩比为1.9；支撑式支架为2.5；掩护式支架可达3，一般范围是1.5至2.5，煤层较薄时选大值。
m =Hm H n=26001200=2.167
符合掩护式支架的伸缩比范围。
（1） 中心距和宽度的确定
支架中心距一般等于工作面一节溜槽长度。目前国内外液压支架中心距大部分采用1．5m 。大采高支架为促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。
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高要求。支架顶梁一般装有活动侧护板一般行程170～200mm 。当支架中心距为1.5ｍ时，最小宽度一般1400～1430mm ，最大宽度一般1570～1620mm 。当支架中心距为1.75ｍ时，最小宽度一般1650～1680mm ，最大宽度一般1850～1880mm 。当支架中心距为1.25ｍ时，如果带有活动侧护板，最小宽度一般1150～1180mm ，最大宽度一般1320～1350mm ；如果不带活动侧护板，则宽度一般取1150～1200mm 。
（2） 支架间距
所谓支架间距，就是相邻两架中心间的距离，按如下公式计算：
b = B + nC
式中 b:支架间距
B:每架支架顶梁总宽度
C:向邻支架顶梁间的间隙
n:每架所包含的组架或框架数，总体自移式支架n ＝1，整体逐步式支架n ＝2，节式组合迈步支架n ＝支架节数。支架间距b 主要根据支架型式，但目前主要根据刮板运输机油槽节长度及槽帮上千斤顶连接的位置来确定，目前我国刮板运输机油槽每节长度为1.5m, 千斤顶连接位置在刮板槽中间，所以除节式和迈步式支架外，支架间距一般为1.5m ，此处恰取1500mm 。
（3） 四连杆机构的设计
四连杆机构的几何作图法
确定掩护梁上铰点至顶梁梁面之距和后连杆下铰点至底座底面之距
取掩护梁上铰点至顶梁梁面之距为100mm ，取后连杆下铰点至底座底面之距为100mm 。 掩护梁和后连杆的长度的确定
用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度，如下图所示
其中G---掩护梁长度；
A---后连杆长度；
L 2---e ′点引垂线到后连杆下铰点之距；
H 1---支架最高位置时的计算高度；
H 2---支架最低位置时的计算高度。
根据四连杆机构的几何特征，初选P 1=56°，Q 1=78°，P 2=26°，Q =26°，
由图所示的几何关系可以列出如下两式：
联立以上两式可得：
将以上各值代入可得
AG =0.5126
一般AG 的比值按以下范围来取：
掩护式支架AG=0.45～0.61；
故AG 取0.5126合适，
支架最高位置时的计算高度为：
将AG=0.5126代入上式中可得
G=1791，A=918，取整后G=1800，A=920；P1仍取56°，重新计算后可得：
Q 1=78°，P 2=26°，Q =26°
四连杆机构设计的几何作图法按如下步骤进行。
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至底面之距。
按类比法确定掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和连杆下铰点至底座至底面之距均为100mm 。
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，如下图所示。
设：G---掩护梁长度，
A---后连杆长度，
L2---e ′点引垂线到后连杆下铰点之距，
H1---支架最高位置时的计算高度，
H2---支架最低位置时的计算高度。
（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 （或类比同类型支架确定）。
（2）过O 点作与底座面平行的水平H —H 线。
（3）过O 点作与H —H 线的夹角为Q1的斜线。
（4）在此斜线上截获线段oa ，oa 长度等于A ，a 点即为后连杆与掩护梁的铰点。
（5）过a 点作与H —H 线有夹角a1的斜线，以a 点为圆心，以G 为半径作弧交此斜线一点e ′，此点为掩护梁与顶梁的铰点。
（6）过e ′点作H —H 线的平行线F —F 线，则H —H 线与F —F 线的距离为H 1，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e ′点作F--F 线的垂线（认为液压支架由高到底变化时，e ′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e ′′′。
（10）取e ′′′e ′某一点，′′e 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，oa 为半径作圆弧。 （12）以e ′′点为圆心，掩护梁长ae ′为半径作弧，交前圆弧上一点a ′，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e ′′′点为圆心，掩护梁长ae ′为半径作弧，交最前面圆弧上一点a
′′，此点为支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。
H
（14）连接e ′′a ′、e ′′′a ′′，并以a ′点为圆心，ab 长为半径作弧，交a ′e ′′上一点b ′；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，其交点即为前连杆下铰点，为前连杆长度。
（17）过点向线作垂线，交点，则线段和为液压支架四连杆机构。
H
（18）按以上初步求出的四连杆机构的几何尺寸，再利用几何作图法画出液压支架掩护梁与顶梁铰点的运动曲线，只要逐步变化四连杆机构的几何的尺寸，便可以画出不同的曲线来，再按液压支架四连杆机构的几何特征进行校核，最终选出较优的四连杆机构尺寸来。
3.4 液压支架支部件设计
（1） 顶梁
顶梁用于支撑维护控顶区的顶板，承受顶板压力，将顶板载荷通过立柱、掩护梁、前后连杆经底座传到底板。
图3-2 顶梁筋板焊接方式
这里采用前后铰接式顶梁。整个顶梁分前梁和主顶梁两部分。前梁由前梁千斤顶支撑，对顶板的适应性较好。铰接前梁端部的支撑力决定于前梁千斤顶的支撑力矩。一般梁的支撑力，未伸出前为200～400kN 。
主顶梁为焊接箱式结构。中间以两根主骨架为主体，在主骨中焊接四个柱窝。在顶梁两侧装有侧护板，根据工作面方向不同可使一侧固定，另一侧活动。要使侧护板固定，只要把弹簧套筒收回，用销子销在销孔中。为了防止销子脱出，用挡板固定。如果销不住，侧护板就在弹簧作用下伸出。顶板采用的钢板厚度为25mm ，筋板厚度为40mm 。
顶梁尺寸
① 顶梁长度
顶梁长度受支架型式、配套采煤机截深(滚筒宽度) 、刮板输送机尺寸、配套关系及立柱缸径、通道要求、底座长度、支护方式等因素的制约。
减小顶梁长度，有利于减小拧顶面积，增大支护强度。减少顶板反复支护次数，保持支架结构紧凑，减轻重量。
掩护式支架，由于一般用于破碎顶板，应将顶板长加以控制，使空顶区范围内的重复支承次数不超过4～5次，顶梁长度为1.5～2.5m, 最大3m 。可用公式如下:
顶梁长度＝[配套尺寸＋底座尺寸＋A ·cos θ1]-[G·cos P 1+300+e]
式中：
配套尺寸＝2088mm
A:后连杆长度（mm ）
G:掩护梁长度（mm ）
e:支架由高到低顶梁前端最大位移量（mm ）
E 2、E 1：支架在最高位置时，分别为后连杆与水平面及掩护梁与水平面的夹角
E 2＝83°，E 1＝56°
按条件取底座长度大约为2.24m
故顶梁长度L=2950mm
② 顶梁宽度
顶梁宽度根据支架间距和架型来定，架间间隙为0.2m 左右。其中宽面顶
一般为1.4～1.59m, 节式支架一般为0.4～0.6m, 此处取1600mm 。
③ 顶板覆盖率ζ
ζ=Bl ×100﹪ (l +c )(B +j )
式中B:顶梁的宽度(㎡)
l:支架顶梁长度 (m)
ｊ:支架间距 (m)
对破碎机顶板：覆盖率s 值应达到85﹪～95﹪，故掩护式支架装可移动护板，以维护架间的间隙，中等稳定顶板覆盖率ζ值为75﹪～85﹪，稳定侧护板覆盖率为60﹪～70﹪。支架控顶
距L 为支架顶梁长度加顶梁前端与煤壁间距。
此处ζ==82.4﹪
（2）立柱柱窝的确定
立柱是支撑在顶梁和底座之间能承受顶板载荷的液压缸，立柱是承压元件，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。
此掩护式支架为二柱，采用倾斜布置，这样可以克服一部分水平力，并能增调高范围。一般立柱与顶梁夹角小于30（支架在最低工作位置时），由于角度较大，可使调高范围增加。同时由于顶梁较短，立柱倾角加大可以使顶梁柱窝位置前移，使顶梁前端支护能力增大。
①立柱上柱窝位置的确定
确定立柱布置可以用类比法, 其确定原则考虑支架的稳定性及支架的合力作用位置综合进行考虑, 我们知道, 作用位置超前易产生啃底现象, 所以一般尽量使合力位置向后移。支架顶梁只支承两柱时, 上柱窝位置在顶梁后部, 一般顶梁前端与后端之比为2.2～2.4:1。立柱上柱窝到顶梁与掩护梁的铰点的距离为800mm ，立柱柱窝到顶梁梁面的距离为150mm 。
②立柱下柱窝位置的确定
立柱下柱窝位置的确定，要有利于移架，使底座前端比压小。同时考虑柱前行人和支架的调高范围以及下柱窝与前连杆下铰点的距离，一般按支架在最低工作位置时，立柱最大倾角应小于30°来考虑，具体计算如上图所示。
︒
按几何关系列出的下述诸公式进行计算。
x 1+x 2+A cos α1=x ι+G cos β ①
x 2=H 3tg α2 ②
将②式代入①式代入上式可得
x 1=x ι+G cos β-A cos α1-H 3cos α2
式中H 3=H n-（
α1---支架最低位置时，后连杆与水平面夹角
α2---支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角
β---初选支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角为25°，则
x 1=800+G cos31︒-920cos46︒-1600cos25︒=951.27mm
故x 1取整后为950mm 。
（3）底座
底座为支架的其它结构件和工作机构提供安设的基础，与前、后连杆和上连杆一起组成四连杆机构，将立柱和前、后连杆传递的顶板压力传给底板。
本底座是由钢板焊接成的箱形整体结构。在底座前端中间焊接有过桥它可以起到对底座的加强作用，另外还要用于固定推移千斤顶，将其一端固定在底座上。除了满足一定的刚度和强度外，对底板不平的适应性要强，对底板的接触比压要小；有足够的空间安装立柱液压控制装置，推移装置和其它辅助装置；便于人员操作行走，起一定的挡煤作用，考虑排煤能力，有一定的重量，以保证支架的稳定性能等。采用整体式底座：这种底座是用钢板焊接成的箱式结构，整体性强，稳定性好，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小，底座的前端做成滑靴形，以减小支架的移动阻力，同时底座后部重量大于前部避免移架时底座啃底，底座与立柱之间连接处用铸刚球面柱窝接触，以免因立柱偏斜受偏载，并用限位板和销柱限位，防止立柱脱出柱窝。在整体式底座后部中间底板去掉一块，增加底座后部比压，同时有利排煤。
本设计采用整体式底座.
（4）掩护梁
掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过千斤顶传递给底座。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。
掩护梁为面板式箱形结构件。焊接方式与顶梁相似，掩护梁上铰接座与顶梁铰接，下端通过千斤顶与底座铰接。掩护梁上的侧护板的装配方式与顶梁相同。
图3-3 掩护梁焊接方式
图3-4 掩护梁
1----耳板 2----主筋板 3----挡板 4----耳板
5---加强筋板 6----板 7----侧推千斤顶 8----盖板9----护帮板
（5）推移千斤顶
本液压支架采用活塞式推移千斤顶，其结构如下图所示。
图3-5 插板千斤顶结构图
1----缸体 2----活塞 3----挡圈 4----压盘68 5----半环55
6----压环 7----活塞导向环 8----鼓形密封圈 9----O形密封圈
10----挡圈 11----活塞 12----蕾形密封圈
3.4拟定液压系统
本支架的液压系统，由乳化液泵站，主进，主回液胶管，各种液压元件，立柱及各种千斤顶等组成。液压系统原理：本支架操作方式采用邻架操作控制，使用快速接头拆装方便，性能可靠。
本支架液压系统所使用的乳化液，是由乳化油和水配制而成的，乳化油的配比浓度为5％，使用乳化液应注意以下几点：
（1） 定期检查浓度，浓度过高增加成本，浓度太低，可能造成液压元件锈蚀，影响液压元件的密封和使用寿命
（2） 防止污染，定期清理乳化液箱和支架过滤器
（3） 防冻：乳化液的凝固点为零下三度左右，与水一样也具有冻结膨胀性，乳化液受冻后，不但体积膨胀 ，稳定性也受影响，乳化液地面配制和冬季运输时要注意防冻。
图3-6
液压支架液压系统图
1－前立柱；2－压力指示器；3－安全阀；4－液控单向阀；5－后立柱；
6－顶梁侧推千斤顶；7－掩护梁侧推千斤顶；8－护帮千斤顶；
9－双向液控单向阀；10－操纵阀；11－推移千斤顶；12－前梁千斤顶；
第四章. 支架的受力分析与计算
4.1 支架的工作状态
A. 板状态
在采煤工作面中，当煤被采出后，就会出现一定的空间，由于上部岩从压力，出现离从和裂隙，如果不及时支护，顶板就要冒落，不支护的时间越长，危险就越大，而顶板冒落时有一定过程的，一般分为三个阶段，开始顶板处于无压状态，次时顶板较完整，而且没有下沉，通常称为老顶来压，次时顶板并不破裂，且这种下沉带有一定的周期，所以称为老顶周期来压状态，如不及时支护，顶板就会破裂而冒落，此时叫冒落状态。
B. 工作状态
开始支架以初承力支承顶板，此时为无压状态，当周期来压时，顶板下沉，使立柱下腔压力增加，当增加到大于安全阀调定正压力时，安全阀被打开，使立柱下腔压力下降，称立柱让压状态，使支架以工作阻力支护顶板；如继续来压，就要不断让压，所以立柱要有一定的向下行程，如没有向下行程，称压死状态，这是在设计和使用中，必须要注意避免的现象。
C. 架受力
支架在工作面受力是由于顶板下沉，同时又有向采空区移动的趋势，使顶梁受合力和底座受底板压力，其中顶板合力的垂直分力，由支架工作阻力来克服，所以我们在计算支架的工作载荷F 时按支架的工作阻力来确定。
4.2 支架载荷的确定
液压支架实际受载荷情况很复杂，顶梁和底座上的载荷即非集中载荷又非均布载荷，分布规律随着支架与顶底板的接触情况而变化，为简化计算作如下规定。
（1） 把支架化简成一个平面杆系结构，同时为防于安全，按集中载荷进行计算。
（2） 金属结构件按材料力学上的直梁理论来计算。
（3） 顶梁，底座与顶底板认为均匀接触，载荷沿支架长度方向按线性规律，沿支架宽度方向为均布。
（4） 通过分析和计算可知，掩护梁上煤块的作用力，只能使支架实际支护阻力降低，所以在计算强度时不计。
（5） 立柱和短柱按最大工作阻力来计算。
（6） 作用在顶梁上水平力的产生有二种情况：一种是支架在承载让压时，由于顶梁前端运动轨迹为双扭线，所以顶梁与顶板有产生位移的趋势，水平力为顶梁合力与静摩擦系数的乘积，其方向与顶梁产生位移方向趋势相反；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力，最大水平力值与上相同。顶梁与顶板的静摩擦系数f ，目前国内一般取0.2～0.3。
（7） 支架各部分受力，按不同支护高度时受力最大值进行强度校核。
（8） 各种结构件的强度校核，除按理论支护阻力校核危险端面外，还要按《液压支架型式试验技术规范》的各种加载方法，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。
4.3 支架受力分析
支架的受力分析与计算，是按理论力学中一个物体受几个力的作用下处于平滑状态时，所受力和力矩之和为零的原理来进行分析和计算的。即以当支架支承后在处于平衡状态时，取整体或某一个部分为分离体也处于平衡状态，其合力和合力矩为零。即满足静力平衡的充分必要条件为各力在x 上的投影之和为零，各力在 y上的投影之和为零; 各力对某点取矩之和为零。下面就根据这一理论对支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。
4.3.1各主要参数的影响
掩护式支架在工作过程中，各主要部件的受力是变化的，其影响因素有诸多方面。
（1） 立柱倾角对承载能力的影响
由于掩护式和支撑掩护式支架的立柱大部分是倾斜布置的，倾角α又随着支架的高度变化，所以支架的承载能力的大小也随着支架的高度而变化。现在α对承载能力的影响。
立柱支撑在顶梁，当立柱的工作阻力为P B ，倾角为α
α时，显然
1，因此
间的关
的承载
以支架支架的承载能力与P B COS α有直接的关系。因为COS α≤立柱倾斜布置将使支架的承载能力降低。α角和COS α之系表示在图3－1看到，当α0.95，支架能力降低值不等大于５％。当α>26时，COS α
承载能力将显著的减小。 图4－1
因此丛支架承载能力的角度看，立柱倾角不要大于18︒。但是，有些支架为了使高度变化范围增大，角往往大于30︒。
（2） tgθ值对支架承载能力的影响
在以上各式中有多项公式包含tg θ，分析如下：
O 点是瞬时中心，随着支架高度的变化，O 点 的位置也发生变化，tg θ也跟着发生变化。当O 点在顶梁上方时，tg θ取正值。当O 点在顶梁下方时tg θ取负值。tg θ值增加，附加力增加。当摩擦系数W ＝0.3，tg θ=0.1时，附加力可达支架名义工作阻力的30％。所以tg θ值过大对支架受力不利。在支架的工作高度范围内，一般把tg θ值控制在0.35以下，从而把附加力
控制在支架名义工作阻力的10％范围内。（详细分析间《液压支架》课本张家鉴 主编此处不再赘述）
最后，必须指出，tg θ不仅对承载能力有影响，而且对各受力部件有影响，并相当复杂，因此tg θ是大是小，由具体情况而定。
（3） 支架承载能力随高度的变化
由支架载荷P A 的计算式直到，其中α、θ、l 是随高度而变化的，因此支架的支撑力也就随着高度而变化。在调高范围内，支架的承载能力在两侧的高度内比较小。一般情况下，掩护式支架常用加大立柱的倾角来扩大支架的调高范围。而α角越大，支架的承载能力越小。所以支架的调高范围越大，承载力变化越大。但是支架在设计中一般都要按可能的最大承载力来设计，显然这就使支架不能发挥应有的作用，在很大的一段承载范围内就要大材小用。所以设计掩护式或支撑掩护式支架时，应特别注意使支架承载力在整范围内的变化尽量小。
另外指出，支撑式支架的支护高度对支架受力没有影响，而掩护式和支撑掩护式支架，由于支护高度的变化，使立柱的支撑角度、平衡千斤顶的角度、掩护梁和四连杆机构的角度等的不同，使受力也不同。
在进行强度计算时，要以顶梁承受最大负荷时的支护高度为依据，按此时的工况进行受力分析。
（4） 摩擦系数的影响
1） 对支架承载能力的影响 摩擦系数对支架承载能力的影响表现在1项中。产生1+tg θ
水平载荷的原因很多，所以它的大小和方向也是根据具体情况而变化。但是，它的极限值却可以用顶梁和顶板支间产生相对滑动时的极限摩擦力求得。即壁系数断裂极限值f max 等于顶梁和顶板的摩擦系数。所以此值的大小在0～f max 范围内变化。
水平载荷的方向可以只考虑向后作用，也就是从煤壁向老塘的方向作用。加入顶梁上受向前的水平载荷，很容易使支架向前倾倒，这种趋势使顶梁对于顶板向前滑动，则水平载荷又变成向后作用。f 值在1中随承载能力有很大影响。只有tg θ值很小时，ftg θ才能忽略不计。 1+tg θ
2） 对连杆受力影响 由连杆受力P 摩擦力对连杆受力的影响c 和P D 的计算式可以看出，
表现在fP A Sin αc 和fP A Sin αD 项中。当支架升高时，αc 和αD 就逐渐增大，Sin αc 和Sin αD 也就逐渐变大。因此，随着支架的高度，摩擦力对连杆的影响逐渐增大。
（5） 杆水平角对连杆受力的影响
由P c 和P D 的计算式可知，当它的分母为零时，P c 和P D 将无限大。因此其极限条件为：
Sin (αD -αC ) =0
得： αD -αC ＝0
即： αD =αC
当分母等于1时，P c 和P D 得最小值，其条件为：
Sin (αD -αC ) =1
αD -αC ＝90︒
由以上两个条件得到下列结论，前后连杆不能平行放置，前后连杆的水平支架必须要有差值，从连杆受力的角度着眼，其差值应越大越好，极限差是90︒。
4.4支架的受力计算
当支架撑牢在顶板之间时，取其整体或某一部件为分离体，皆处于平衡状态。据此把三种支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。
该支架整体受力如下图所示。图中Pt=1144.2KN，P8为平衡千斤顶的推（拉）力，P8为推力时，P8=442.5KN，当P8为拉力时，P8=294.17KN，需求F1、F1′及作用点位置。
首先取顶梁为分离体，如下图所示，根据∑M =0，可得
F 1x -F 2wh 2-P 8sin α2l 2-P 8cos α2(h k -h 2) -P t cos α1(l 1+l 2)
-P t sin α1(h 1-h 2) =0 ①
再取顶梁和掩护梁为分离体，如下图所示，根据∑M =0可得
F 1(x +l
3) -F 1w (h 2+h 3) -P t cos α1(l 1+l 2+l 3) +P t sin α1(h 2-h k +h 3) =0 ②
联立①、②两式可得
F 1=P t (l 3cos α1-h 3sin α1) -P 8[l 2sin α2+cos α2(h k -h 2) ]
l 3-wh 3
x a =1144.53sin18︒-294.17cos56︒-1166.2⨯0.3=-160.68KN
x =P 8sin α2l 3+P 8cos α2(h K -h 2) +P t cos α1(l 1+l 2) +P t sin α1(h 1-h 2) +F 1wh 2 F 1
︒︒当p 8为推力时, w=0, P , =442.5KN α=18, α=56, h 2=100, h 3=200，则 812
1144.53⨯(1.137⨯cos18-0.429⨯sin18)
1.137-0⨯0.429
442.5⨯[0.3⨯sin 56+cos56⨯(0.2-0.1) ]-=836.17KN 1.137-0⨯0.429F 1=
x =
+442.58⨯sin 56⨯0.3+442.5⨯cos56⨯(0.2-0.1)+1144.53⨯cos18⨯0.8 836.711144.53⨯sin18⨯(0.15-0.1)+836.71⨯0⨯0.1
836.71=1.223m
︒︒当P 8为拉力时, w=0.3, P 8=-294.17KN ,α1=18, α2=56, h 2=100, h 3=200，则
1144.53⨯(1.137⨯cos18-0.429⨯sin18)
1.137-0.3⨯0.429
294.17⨯[0.3sin 56+cos56⨯(0.2-0.1) ]+=1166.2KN 1.137-0.3⨯0.429F 1=
x =
+-294.17⨯sin 56⨯0.3-294.17⨯cos56⨯(0.2-0.1)+1144.53⨯cos18⨯0.8 1166.21144.53⨯sin18⨯(0.15-0.1)+1166.2⨯0.3⨯0.1
1166.2
从以上求出的结果可知： =0.715m
当P 8为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=0时，F 1有最小值。
当P 8为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.3时，F 1有最大值。
所以，在验算顶梁强度时，按平衡千斤顶受拉且W=0.3时计算。若这个条件强度计算能满足，其它条件都能满足。
根据以顶梁为分离体的受力平衡图，写出X 和Y 方向的力系平衡方程，再由此解出顶梁与掩护梁的内力x a 和Ya ：
x a =P t sin α1+P 8cos α2+F 1w
y a =P t cos α1+P 8sin α2-F 1
当P 8为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=0时
x a =1144.53sin18︒+442.85cos56︒-836.17⨯0=601.12KN
y a =1144.53cos18︒+442.5sin56︒-836.17=6158.65KN
当P 8为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.3时
y a =1144.53cos18︒-294.17sin56︒-1166.2=-321.57KN
从以上求出的结果可以看出，当P 8为正值时（平衡千斤顶为推力），x a 、Ya 有最大值，掩护梁受力最大，同时前、后连杆受力也最大。所以，在验算掩护梁和前后连杆强度时，应按此种情况进行。
再由掩护梁为分离体，如下图所示写出力系的x 方向和y 方向平衡方程，解出F 5和F 6。
y a
ι x a =F 5cos α3+P 8cos α2-F 6cos α4 ①
ιy a =P 8sin α2+F 5sin α3-F 6sin α4 ②
联立以上两式可得:
P 8ι⨯(cosα2sin α4+sin α2cos α4) -x a sin α2-y a cos α4F 5= sin α3cos α4-cos α3sin α4
F 5cos α3+P ι8cos α2-x a F 6=cos α4
ι︒︒故当平衡千斤顶为推力时, 将P , , , F =836.17KN =442.5KN α=61, α=831834
x a =601.12KN , y a =6158.65KN 代入可得:
F 5=442.58⨯(cos56︒sin 83︒+sin 56︒cos83︒) -601.12sin 83︒-618.65cos83︒=1019KN sin 61︒cos83︒-cos 61︒sin 83︒
F 6=
1019⨯cos 61︒+442.5cos56︒-601.12
=1151.6KN
cos83︒
ι︒︒
当平衡千斤顶为拉力时, 将P 1=1166.2KN , α3=61, α4=83, 8=-294.17KN , F
x a =-160.68KN , y a =-321.57KN 代入可得:
F 5=
-294.17⨯(cos56︒sin 83︒+sin 56︒cos83︒) +160.68sin 83︒+321.57cos83︒
=-15.54KN
sin 61︒cos83︒-cos 61︒sin 83︒
F 6=
-15.54⨯cos 61︒-294.17cos56︒+160.68
=-92.26KN
cos83︒
ι
底板对底座的支撑反力F ι1与F 1大小相等。F 1作用点的位置可以由取整体支架为分离体
（如下图所示）求出。
对点取矩，整理后有
x =
ι
F 1(X +X 1)-F 1wh
F 1
当P 8为负值时（平衡千斤顶为拉力），F 1=1166.2KN 时
x ι=
1166.2⨯(0.715+0.894)-1166.2⨯0.3⨯2.6
1166.2
=0.829m
当P 8为正值时（平衡千斤顶为推力），F 1=836.17KN 时 x =
ι
836.71⨯(1.223+0.894)-836.71⨯0⨯2.6
836.71
=2.117m
5. 底座的强度计算与校核
（1） 求底座所受内力并画出受力简图(a)和内力分析计算图(b)（支架高为2600mm 时）。
（2）求各点处的剪力并画出剪力图(c)
Q A -B =-91.57kN Q B -C =-77.97kN Q C -D =1088.2kN
（2） 求各点处的弯矩并画弯矩图(d)
M A 左=1.12kN m M B 右=58.73kN m M B 左=59.85kN m M C 右=75.07kN m M C 左=75.0722kN cm M D 右=56.6kN cm
双向取矩误差矫正如下：
K =
M E 左-M E 右
M E 右
⨯100%=0.03%
图6-2 底座受力分析及弯矩图
画弯矩图(d)，如上图所示：
由弯矩图和底座结构图可知，应力集中处为危险截面，对其进行强度计算。 （3） 按弯曲应力应力集中处计算的强度 应力集中处的截面：
（4） 计算各截面的截面积F1和截面形心距y1：
F 1=L 1δ1=111⨯2=222cm 2
y 1=
δ
2
=1cm
h 1
=2+8.5=10.5cm 2
.
F 2=4⨯L 2δ2=4⨯17⨯2=136cm 2 y 2=δ+F 3=L 2δ2=117⨯2=234cm
2
y 3=δ+h 1+
δ
2
=2+17+1=20cm
y C =
∑(F n y n ) 222⨯1+136⨯10.5+234⨯20
==10.7cm
∑F n 222+136+234
计算每个零件中心到截面的距离a ：
a 1=y -y 1=10.7-1=9.7cm a 2=y -y 2=10.7-10.5=0.2cm a 3=y -y 3=10.7-20=-9.3cm
计算截面中心主惯性距J ：
bh 3J = 12
式中：b ——截面宽度； H——截面高度。
计算每个截面对截面形心的惯性矩J n ：
23⨯110J 1=+9.72⨯222=20961cm 4
124⨯2⨯173
J 2=+0.22⨯136=3280.8cm 4
1223⨯117J 3=+9.32⨯234=20316.7cm 4
12
J =J 1+J 2+J 3=20961+3280.8+20316.7=44558.5cm 4
计算安全系数
σ=
75.07⨯(21-10.7)
44558.5
⨯105=1735.3N /cm 2
所选材料为16Mn ，它的σs 为34335，
n =
σs 34355=≈20 σ1735.3
查表取底座的许用安全系数为1.1，故满足强度要求。
第六章. 推移千斤顶的设计计算
所用已知参数：推溜力 100kN 移架力 150kN 泵站压力 32MPa
液压支架推移千斤顶是液压支架整体运动的重要动力部件，它要完成移架和推溜两个动作，要求移架力大于推溜力，故本支架采用浮动活塞式推移千斤顶，具体设计如下：
6.1 缸筒内径和缸壁厚度的计算
6.1.1缸体内径的确定
浮动活塞式推移千斤顶的缸体内径按下面两式确定
D t =
cm )
d t =
cm )
d t ——千斤顶杆径，cm
P b ι——泵压，MPa F 推 ——推溜力，kN F 移 ——计算系数，取0.6
将各已知数据代入可得
d t =
=6.31(cm )
=9.98cm
D t =
求得：d =60mm 查表 取D t 为125mm
6.1.2千斤顶缸体壁厚的计算
液压支架推移千斤顶的壁厚δ(mm）, 一般为16
D
δ
δ=
pD
+c
2.3σ-p ϕ
（6-1）
式中： p —— 缸体工作压力，MPa
c —— 考虑管公差及侵蚀的附加厚度，一般取2mm ϕ—— 强度系数，无缝钢管的ϕ=1 [σ]——缸体材料的许用应力 MPa,取352MPa 将各已知数据代入可得
δ=
32⨯12.5
+0.2=0.694cm
2.3⨯352-32⨯1
求得： δ=0.694cm cm 取20mm
6.2推移千斤顶的强度验算
推移千斤顶的强度验算包括推移千斤顶的稳定性验算、活塞杆和缸体的强度验算。
6.2.1推移千斤顶稳定性验算
首先验算千斤顶在活塞杆全部伸出并受最大同心纵向载荷是的稳定性，推移千斤顶的稳定性条件为：
⎛P ⎫
P k = k ⎪J 1>P
⎝J 1⎭ (6-2)
式中： P k ——推移千斤顶稳定极限力 kN
2
P —— 最大工作阻力 kN
J 1——活塞杆端面惯性矩 cm J 2——缸体端面惯性矩 cm D 1——缸体外径 cm
3.14⨯74J 1===117.8
6464
4
4
πd 4
J 2=
π(D 4-d 4)
64
3.14⨯(12.54-104)
==707.2
64≥l 1,2 (6-3) 稳定条件适用范围：
所以取： l 1=1000mm , l 2=900mm
l 2
查极限阻力计算图（图2-10-42和2-10-43）利用插入法求得： l 1
=29
⎛P ⎫2
=29代入式P k = k ⎪J 1>P 求得：
⎝J 1⎭
P k >P
故推移千斤顶满足稳定条件。
6.2.2活塞杆强度验算
在承受同心最大轴向载荷时，推移千斤顶的初始挠度δ1为：
δ==
(∆1+∆2)l 1l 2+Gl 1l 2
12al
2Pl
cos α
G ——千斤顶总重，0.6kN
α——缸体轴线与水平面夹角 α=15︒
∆1——活塞杆与导向套配合间隙 ∆2——活塞与缸体配合间隙 取∆1+∆2=1 mm
δ⨯100⨯901==
0.12⨯0.2⨯170+0.6
2⨯150⨯170
cos15︒
求得： δ1=0.2347cm 当
l d =170070
=24.3>5, l 1≠l 2时 1δ=
δ1l
⎛ K 1⎝t +K 2⎫
1t ⎪l 1l 22⎭
式
中
K 1=
==0.00247K 2==0.001008 E ——钢材弹性模数，E =2.088⨯105
MPa .
t 1=tan(57.3K ︒1l 1) =0.252t 2=tan (57.3K 2l 2)=0.0909
：
求得： δ=2.12cm 活塞杆合成应力：
σ=
P P δ+
A W
A ——活塞杆截面； W ——活塞杆断面模数；
查表2-10-11（见参考书目15中）得：
A =38.48cm 2, W =33.67cm 3.
求得： σ=13342.6N /cm 安全系数计算如下：
2
n =
σs
≥[n ]σ
σs ——活塞杆为27SiMn 无缝钢管时，σs =83385N /cm 2； [n ]——许用安全系数，最小取1.4. 求得： n =6.2>1.4 故满足强度要求。
6.2.3缸体强度计算
缸体厚度验算：
D
δ
此时按中等壁厚缸体公式计算，即：
=
125
=6.25>3.220
[σ]=
p (D +δ-c )2.3δ-c
[σ]——缸体实际承受最大应力 MPa;
c ——考虑管壁公差及侵蚀的附加厚度一般取2mm; p ——缸内工作压力32MPa. 求得： [σ]=147.7MPa
安全系数 n =
σb
≥[n ] σ
σb ——缸体材料为27SiMn 无缝钢管时，σb =980MPa
[n ]——许用安全系数，取3.5～4
求得： n =6.64>4 故满足强度要求。
6.2.4缸体与缸底焊缝强度计算
按下式计算：
σ=
10P
(D 4
20
-d 02)η1
MPa
d 0——环行焊缝内径 取13cm D 0——环行焊缝外径 取14.5cm η1——焊接效率 取0.7
=97.5MPa
3.14
14.52-13.52)η1(4
求得： σ=97.5MPa
按式n =
σ=
10⨯150
σb
≥[n ]计算安全系数，焊缝抗拉强度σb =539MPa σ
求得： n =5.53>4 故满足强度要求
第七章. 液压支架的使用和维护
7.1 液压支架操作
为了保证综采工作面的稳定、高产、以及延长液压支架的使用寿命，必须配备专职的支架工操作。
7. 1. 1 操作前的准备
支架操作前，应先检查管路系统和支架各有关部件的动作是否有阻碍，要清楚顶板、底板的障碍物。注意管件不要被矸石挤卡或埋压，管路要齐全，接头药用U 形销插牢，不得漏液。支架开始操作时，支架周围的人员应该注意或离开，以免发生事故。
工作面开始作业时，应先联系开动乳化液泵，利用推移千斤顶先将工作面运输机推移成直线，以便采煤和移架。
7. 1. 2 操作方式与顺序
目前我国综采工作面多数采用先移架后推溜的及时支护方式。
（1） 移架：在顶板条件较好的情况下，移架工作滞后采煤机前滚筒1.5ｍ处进行，一般不超过3～5ｍ。当顶板较破碎时，移架工作则应于采煤机滚筒割下顶煤后立即进行，以便及时支护新暴露出的顶板，防止发生局部冒顶。此时，要特别注意与采煤机密切配合，一面发生挤人与割前梁等事故。
移架的方式与步骤，主要根据支架结构来确定，其次是工作面顶板状况与生产条件。 在顶板比较破碎的情况下，移架过程分为降柱、移架、升柱三个动作。先接通操纵阀的卸载液路，打开支柱控制阀的单向阀，使支柱活塞腔卸载，活柱下降，顶梁逐渐下降脱离顶板。为使支架尽量做到擦顶移架，便于控制顶板，手把在此位置尽可能停留时间短些。当顶梁与顶板稍有松动后随即将把手放到移架位置，开启液路，支柱的活塞腔停止卸载，顶梁也不再下降，而后移架动作开始，直到支架移到新的位置为止，这是应憋压一下，以保证支架移足步距，并使支架与运输机成垂直位置。如果使用组合式片阀时，卸载降柱与移架可同时动作，使支架能擦顶移动。
如果在移架过程中发现顶梁有憋卡现象，致使移架有困难时，不能勉强硬移，可将手把放到卸载位置，开启液路，使顶梁与顶板支架再松动一下，然后再移架。移架完毕后，再将手把放到升柱位置，开启液路，前后柱与前梁千斤顶同时升起，直到顶梁与顶板全面接触。这时应憋压一下，以保证支架对顶板能达到额定的初撑力。将手把放到停止位置，完成移架动作。顶板破碎的情况下，如果选用具有带压移架系统的支架，操作就更方便，控顶也更有效。
如果顶板平整，条件较好，也可将操纵阀手把支架放到降移位置（如果操纵阀上有这一位置），开启液路，支架处于同时卸载、移架两种状态，等降移动作完成后，再进行升柱动作。如果顶板坚硬完整，条件很好，或顶板高低不平，可选择降前梁、降柱、移架、升柱的动作方式。总之，移架过程要能适应顶板条件，满足生产需要，加快速度，保证安全。
（2） 推溜：当支架移过8，9架后即滞后采煤机滚筒10～15ｍ时，即可进行推溜。推溜时，可根据工作面具体情况，采用逐架推溜，间隔推溜或几架同时推溜等方式。为使工作面运输机保证平直状态，支架工推溜时，应注意随时调整步距，使运输机除推溜段有弯曲外，其他部分应保证平直，以利于采煤机工作。
7.1.3支架使用中的注意事项
（1）过程中，当支架在前柱或后柱作单独升降时，前柱与后柱之间的高差应小于400ｍｍ，还应注意观察支架各部分的动作情况，如管路有无出现死弯、憋卡与挤压。相邻支架之间有无咬架相碰，各部分连接销轴有无弯曲脱出，推移千斤顶有无与底板拱梁憋卡，液压系统有无漏
液，以及动作是否平稳等现象，发现问题及时处理，以防止故障发生。
操作完毕后，必须将手把放到停止位置，以免产生错误动作。
（2）推移过程中，应事先清楚掉架前的煤矸碎综渣，便于支架移足步距。如果遇到底板出现台阶或因底板松软使支架下陷到运输机底平面一下时，以积极采取措施，是台阶边缘的坡度减缓，减小移架时 的阻力，避免推移千斤顶的缸底与底座过桥壁卡碰，而导致千斤顶被压弯损坏。
为避免空顶距离过大，造成顶板冒落，相邻两架支架之间，不得同时进行降柱与移架动作。但是，当支架移架速度跟不上采煤机前进的速度时，可根据顶板与生产情况，在保证设备正常运转的条件下，进行隔架或分段移架。
（3）工作面内，一般不允许放炮，如果必须放炮时，应对放炮区域受影响支架的各油缸、阀件与软管等零部件，采取可靠的保护措施，并认真检查合格后，才可放炮。
在支架工作面内，运送工具与器材时，应注意防止擦伤碰坏各支柱和千斤顶的活塞干表面，以及各阀件与管路接头等零部件，以免影响支架正常使用，
（4）架应用的乳化液，应根据不同的水质，选用适宜的牌号的乳化油，并按5％的乳化油与９５％是中性清水配制成乳化液后方可使用。在使用过程中，应经常对乳化液进行化验，检查其浓度与其他性能。支架液压系统支能够，必须设有乳化液过滤装置，过滤网应根据工作面的使用条件，进行定期更换与清洗，以免赃物堆积多了受阻塞，造成较大的压力损失，尤其在支架刚下井运行初期，更应该经常更换与清洗工作。
（5）架在进行液压系统故障处理时，应先关闭回液断路阀，以切断本架与主管路之间通路，然后进行故障处理。处理完后再将断路阀打开，恢复通路。如果主管路发生故障需要处理时，必须与顺槽内泵站司机取得联系，待停泵后才可进行。
当工作面运输机出现故障，需要用支架起吊中部槽时，必须将该架与左右良登临几架推移千斤顶与运输机的连接销脱开，以免在起吊过程中将千斤顶的活塞杆憋弯变形。
总之，液压支架的操作由固定在顶梁上两柱窝中间处的操作阀来控制。
操作阀有4片组成，主要操作：①立柱升、降；②推溜、拉架；③平衡千斤顶伸缩；④侧护板伸、收。支架操作阀原则上是向下搬动手柄时，油缸的下腔进液使千斤顶活塞杆伸出；反之，使千斤活塞杆收回。
7.2 液压支架操作维护要求
（1）组建综采队伍：组建综采队伍，要先配备好综采管理干部、技术人员，调集有一定文化水平、业务技术和思想作风好的操作维护工人，组成综采队。
培训综采队：对综采管理干部、技术人员和操作维护人员，必须进行技术培训，要求了解综采设备的结构、性能，熟悉和掌握操作维护技能，经过考核合格，才能操作、维护设备。
（2）建立健全规章制度：包括综采管理制度、作业规程、操作和维护制度、交接班制度、安全生产制、技术学习和经验交流制度、事故分析检查制度、班组原始记录和成本核算制度、备配件领用制度，确保管好、用好综采设备。
（3）矿井建立地面维护车间：井下更换上井的液压元件(立柱、千斤顶、阀、胶管接头等) ，要及时进行清洗、维修，并作防锈、蚀处理；对阀类(尤其安全阀) 要进行调整，保证其良好的性能。
（4）建立零部件专库：零部件(包括备配件) 要分类放好，登记造册，做到帐、卡、物相符，严格制定领用手续。备配件要有足够储备。液压元件要做好防污染和放锈蚀处理。
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矿用液压支架设计
目 录
1. 综述 ................................................................. 1
1.1国外主要产煤国家综采技术的发展趋势 ................................. 1
1.2我国综采技术的发展现状几存在的问题 ................................. 3
1.3综采矿井生产环节的合理配套 ......................................... 6
1.4液压支架的应用和意义 ............................................... 6
1.5液压支架的发展状况及存在问题 ....................................... 7
1.6液压支架的研究动态 ................................................. 8
1.7液压支架的发展动向 ................................................ 10
2. 液压支架设计介绍 ..................................................... 11
2.1 液压支架的工作原理................................................ 11
2.2 支架的组成 ....................................................... 11
2.3 液压支架主要结构件及其作用 . ....................................... 11
2.3.1 顶梁 ......................................................... 11
2.3.2 掩护梁 ....................................................... 12
2.3.3 底座 ......................................................... 12
2.3.4 四连杆机构 ................................................... 13
2.3.5 推移机构 ..................................................... 15
2.4 液压支架的架型 ................................................... 16
3. 液压支架的结构设计 ................................................... 17
3.1 液压支架的选型 ................................................... 17
3.1.1 液压支架结构类型的优选 ....................................... 17
3.1.2 液压支架的架型选择原则 ....................................... 17
3.1.3 影响架型选择的因素 ........................................... 18
3.2 液压支架的结构设计................................................ 19
3.2.1 确定液压支架结构参数的原则与内容 ............................. 19
3.2.2 液压支架主要结构参数的确定 ................................... 19
3.3液压支架的支部件设计 .............................................. 25
4. 支架的受力分析与计算 ................................................. 32
4.1 支架的工作状态 ................................................... 32
4.2 支架载荷的确定 ................................................... 33
4.3 支架受力分析 ..................................................... 33
4.4支架的受力计算 .................................................... 31
5. 底座的强度计算与校核 ................................................. 41
6. 推移千斤顶的设计计算 ................................................. 45
6.1 缸筒内径和缸壁厚度的计算 . ......................................... 45
6.1.1千斤顶杆径的确定 .............................................. 45
6.1.2千斤顶缸体壁厚的计算 .......................................... 46
6.2推移千斤顶的强度验算 .............................................. 46
6.2.1推移千斤顶稳定性验算 .......................................... 46
6.2.2活塞杆强度验算 . ............................................... 47
6.2.3缸体强度计算 . ................................................. 48
6.2.4缸体与缸底焊缝强度计算 ........................................ 49
7. 液压支架的使用和维护 ................................................. 53
7.1 液压支架操作 ..................................................... 53
7.1.1 操作前的准备 ................................................ 49
7.1.2 操作方式与顺序 .............................................. 49
7.1.3支架使用中的注意事项 .......................................... 51
7.2 液压支架操作维护要求.............................................. 55
总 结 ...................................................................
致 谢 ...................................................................
参考书目 .................................................................
附录 设计中用到的数据 ....................................................
1. 绪 论
第一章 综述
1.1国外主要产煤国家综采技术的发展趋势
综合机械化采煤是煤矿开采技术现代化的重要标志。80年代末以来，世界主要产煤国家高产高效综采技术迅速发展，特别是美国、澳大利亚、德国、英国和南非发展最快。综采工作面高产高效纪录不断刷新，综采装备新技术层出不穷。
均年产145．4万t 洗精煤，平均工效274t(工*d)，工作面搬家(包括设备安装) 时间平均684人工面。工作面平均长度240 m，最大长度335m 。 1994年平均班产进一步提高，其中，前10个工作面年平均班产达到5998t 洗精煤，相当于年产400万t 以上的水平。沙莫罗克公司(SHAMR0CK)的被克佛克矿在123个小班中产煤166万t ，相当于月产83万t; 塞普路斯阿马克斯煤炭公司卡姆博兰德矿1995年6月达到月产洗精煤57．3万t 的纪录，阿科煤炭公司的西皮庇矿1994年11月创造了日产4.5万t 的世界纪录, 当月产量50余万t 。美国1994年共有80个长壁工作面，其中有70个工作面是电液控制的工作面，占87．5％，使用两柱掩护式支架73套，四柱支撑掩护式支架7套，两柱掩护式支架占91．25％，支架工作阻力大部分在7000—8000 kN ，最大的两柱掩护式支架工作阻力达到9800kN 。普遍装备大功率电牵引重型采煤机组和大功率、大运量、高可靠性刮板输送机。
澳大利亚近10年来综采发展很快，综采工作面数量从1980年的3个增加到1994年的25个，井工效率达到17．71t 工。科迪尔克斯矿和巴波尼矿的综采工作面年产量已超过300万t 。为使综采产量持续增长，近几年来澳大利亚采取了一系列措施，包括改革劳动制度，采用各种新设备、新技术，综采工作面优选世界各国最先进的重型高效装备，实现一井一面，集中化生产。
英国和德国是世界上综采技术装备最先进的国家，由于受其自然煤层赋存条件的限制，其高产高效工作面的纪录不如美国和澳大利亚，但世界著名的采煤机械公司主要集中在德国和英国。近年来，由于国际采矿业市场的不景气和激烈竞争，导致各公司的相互兼并，形成几个大跨国公司。为占领市场，各公司不断开发新技术、新产品。
世界主要产煤国家技术经济指标见表l —l 。
高产高效综采技术的核心是工作面综采设备，近10年来，工作面三大配套设备——采煤机、刮板输送机和液压支架，在设计方法和结构上都有了重大发展，主要是提高设备生产能力和可靠性，改进操作性能。
采煤机技术发展的一个突破是采用了多电机电牵引技术，大大简化了机械传动系统。采煤机的模块化设计使机器的维护和监测更加简便，可靠性更高。现代先进采煤机的主要特点是：①多电机交流变频调速或直流调速电牵引，牵引速度不断提高，最大牵引速度已达到29mmin ；⑦大功率、高电压、大截深．采煤机装机功率超过1200kw ，现行l100V 工作电压已不适应大功率采煤机的要求，美国目前常用电压为2300V ，部分工作面开始运用4160V 电压；英国、澳大利亚使用3300V 电压；法国使用5000v 电压；波兰使用6000v 电压。采煤机截深达到1—1．2m ；③积木式结构，各单元之间没有机械动力传动，简单可靠；④其中更先进的设备，可实现滚筒自动导向，其实质是煤岩界面探测技术，它能自动识别煤岩界面．并据此自动调节滚筒截割高度；⑤煤尘控制和故障诊断系统。
随着采煤机功率加大，产量提高，工作面刮板输送机也发展成为大功率、高强度、高可靠性的运输设备。目前工作面刮板输送机最大工作长度已达335m, 最大输送能力达3500t
由于液压支架的使用寿命较厂，并可能被安装在不同采高的采煤工作面，所以，支架应具有较大的伸缩比。在采用双伸缩立柱时，垛式支架的伸缩比为1.9；支撑式支架为2.5；掩护式支架可达3，一般范围是1.5至2.5，煤层较薄时选大值。
m =Hm H n=26001200=2.167
符合掩护式支架的伸缩比范围。
（1） 中心距和宽度的确定
支架中心距一般等于工作面一节溜槽长度。目前国内外液压支架中心距大部分采用1．5m 。大采高支架为促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。
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高要求。支架顶梁一般装有活动侧护板一般行程170～200mm 。当支架中心距为1.5ｍ时，最小宽度一般1400～1430mm ，最大宽度一般1570～1620mm 。当支架中心距为1.75ｍ时，最小宽度一般1650～1680mm ，最大宽度一般1850～1880mm 。当支架中心距为1.25ｍ时，如果带有活动侧护板，最小宽度一般1150～1180mm ，最大宽度一般1320～1350mm ；如果不带活动侧护板，则宽度一般取1150～1200mm 。
（2） 支架间距
所谓支架间距，就是相邻两架中心间的距离，按如下公式计算：
b = B + nC
式中 b:支架间距
B:每架支架顶梁总宽度
C:向邻支架顶梁间的间隙
n:每架所包含的组架或框架数，总体自移式支架n ＝1，整体逐步式支架n ＝2，节式组合迈步支架n ＝支架节数。支架间距b 主要根据支架型式，但目前主要根据刮板运输机油槽节长度及槽帮上千斤顶连接的位置来确定，目前我国刮板运输机油槽每节长度为1.5m, 千斤顶连接位置在刮板槽中间，所以除节式和迈步式支架外，支架间距一般为1.5m ，此处恰取1500mm 。
（3） 四连杆机构的设计
四连杆机构的几何作图法
确定掩护梁上铰点至顶梁梁面之距和后连杆下铰点至底座底面之距
取掩护梁上铰点至顶梁梁面之距为100mm ，取后连杆下铰点至底座底面之距为100mm 。 掩护梁和后连杆的长度的确定
用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度，如下图所示
其中G---掩护梁长度；
A---后连杆长度；
L 2---e ′点引垂线到后连杆下铰点之距；
H 1---支架最高位置时的计算高度；
H 2---支架最低位置时的计算高度。
根据四连杆机构的几何特征，初选P 1=56°，Q 1=78°，P 2=26°，Q =26°，
由图所示的几何关系可以列出如下两式：
联立以上两式可得：
将以上各值代入可得
AG =0.5126
一般AG 的比值按以下范围来取：
掩护式支架AG=0.45～0.61；
故AG 取0.5126合适，
支架最高位置时的计算高度为：
将AG=0.5126代入上式中可得
G=1791，A=918，取整后G=1800，A=920；P1仍取56°，重新计算后可得：
Q 1=78°，P 2=26°，Q =26°
四连杆机构设计的几何作图法按如下步骤进行。
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至底面之距。
按类比法确定掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和连杆下铰点至底座至底面之距均为100mm 。
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，如下图所示。
设：G---掩护梁长度，
A---后连杆长度，
L2---e ′点引垂线到后连杆下铰点之距，
H1---支架最高位置时的计算高度，
H2---支架最低位置时的计算高度。
（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 （或类比同类型支架确定）。
（2）过O 点作与底座面平行的水平H —H 线。
（3）过O 点作与H —H 线的夹角为Q1的斜线。
（4）在此斜线上截获线段oa ，oa 长度等于A ，a 点即为后连杆与掩护梁的铰点。
（5）过a 点作与H —H 线有夹角a1的斜线，以a 点为圆心，以G 为半径作弧交此斜线一点e ′，此点为掩护梁与顶梁的铰点。
（6）过e ′点作H —H 线的平行线F —F 线，则H —H 线与F —F 线的距离为H 1，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e ′点作F--F 线的垂线（认为液压支架由高到底变化时，e ′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e ′′′。
（10）取e ′′′e ′某一点，′′e 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，oa 为半径作圆弧。 （12）以e ′′点为圆心，掩护梁长ae ′为半径作弧，交前圆弧上一点a ′，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e ′′′点为圆心，掩护梁长ae ′为半径作弧，交最前面圆弧上一点a
′′，此点为支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。
H
（14）连接e ′′a ′、e ′′′a ′′，并以a ′点为圆心，ab 长为半径作弧，交a ′e ′′上一点b ′；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，其交点即为前连杆下铰点，为前连杆长度。
（17）过点向线作垂线，交点，则线段和为液压支架四连杆机构。
H
（18）按以上初步求出的四连杆机构的几何尺寸，再利用几何作图法画出液压支架掩护梁与顶梁铰点的运动曲线，只要逐步变化四连杆机构的几何的尺寸，便可以画出不同的曲线来，再按液压支架四连杆机构的几何特征进行校核，最终选出较优的四连杆机构尺寸来。
3.4 液压支架支部件设计
（1） 顶梁
顶梁用于支撑维护控顶区的顶板，承受顶板压力，将顶板载荷通过立柱、掩护梁、前后连杆经底座传到底板。
图3-2 顶梁筋板焊接方式
这里采用前后铰接式顶梁。整个顶梁分前梁和主顶梁两部分。前梁由前梁千斤顶支撑，对顶板的适应性较好。铰接前梁端部的支撑力决定于前梁千斤顶的支撑力矩。一般梁的支撑力，未伸出前为200～400kN 。
主顶梁为焊接箱式结构。中间以两根主骨架为主体，在主骨中焊接四个柱窝。在顶梁两侧装有侧护板，根据工作面方向不同可使一侧固定，另一侧活动。要使侧护板固定，只要把弹簧套筒收回，用销子销在销孔中。为了防止销子脱出，用挡板固定。如果销不住，侧护板就在弹簧作用下伸出。顶板采用的钢板厚度为25mm ，筋板厚度为40mm 。
顶梁尺寸
① 顶梁长度
顶梁长度受支架型式、配套采煤机截深(滚筒宽度) 、刮板输送机尺寸、配套关系及立柱缸径、通道要求、底座长度、支护方式等因素的制约。
减小顶梁长度，有利于减小拧顶面积，增大支护强度。减少顶板反复支护次数，保持支架结构紧凑，减轻重量。
掩护式支架，由于一般用于破碎顶板，应将顶板长加以控制，使空顶区范围内的重复支承次数不超过4～5次，顶梁长度为1.5～2.5m, 最大3m 。可用公式如下:
顶梁长度＝[配套尺寸＋底座尺寸＋A ·cos θ1]-[G·cos P 1+300+e]
式中：
配套尺寸＝2088mm
A:后连杆长度（mm ）
G:掩护梁长度（mm ）
e:支架由高到低顶梁前端最大位移量（mm ）
E 2、E 1：支架在最高位置时，分别为后连杆与水平面及掩护梁与水平面的夹角
E 2＝83°，E 1＝56°
按条件取底座长度大约为2.24m
故顶梁长度L=2950mm
② 顶梁宽度
顶梁宽度根据支架间距和架型来定，架间间隙为0.2m 左右。其中宽面顶
一般为1.4～1.59m, 节式支架一般为0.4～0.6m, 此处取1600mm 。
③ 顶板覆盖率ζ
ζ=Bl ×100﹪ (l +c )(B +j )
式中B:顶梁的宽度(㎡)
l:支架顶梁长度 (m)
ｊ:支架间距 (m)
对破碎机顶板：覆盖率s 值应达到85﹪～95﹪，故掩护式支架装可移动护板，以维护架间的间隙，中等稳定顶板覆盖率ζ值为75﹪～85﹪，稳定侧护板覆盖率为60﹪～70﹪。支架控顶
距L 为支架顶梁长度加顶梁前端与煤壁间距。
此处ζ==82.4﹪
（2）立柱柱窝的确定
立柱是支撑在顶梁和底座之间能承受顶板载荷的液压缸，立柱是承压元件，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。
此掩护式支架为二柱，采用倾斜布置，这样可以克服一部分水平力，并能增调高范围。一般立柱与顶梁夹角小于30（支架在最低工作位置时），由于角度较大，可使调高范围增加。同时由于顶梁较短，立柱倾角加大可以使顶梁柱窝位置前移，使顶梁前端支护能力增大。
①立柱上柱窝位置的确定
确定立柱布置可以用类比法, 其确定原则考虑支架的稳定性及支架的合力作用位置综合进行考虑, 我们知道, 作用位置超前易产生啃底现象, 所以一般尽量使合力位置向后移。支架顶梁只支承两柱时, 上柱窝位置在顶梁后部, 一般顶梁前端与后端之比为2.2～2.4:1。立柱上柱窝到顶梁与掩护梁的铰点的距离为800mm ，立柱柱窝到顶梁梁面的距离为150mm 。
②立柱下柱窝位置的确定
立柱下柱窝位置的确定，要有利于移架，使底座前端比压小。同时考虑柱前行人和支架的调高范围以及下柱窝与前连杆下铰点的距离，一般按支架在最低工作位置时，立柱最大倾角应小于30°来考虑，具体计算如上图所示。
︒
按几何关系列出的下述诸公式进行计算。
x 1+x 2+A cos α1=x ι+G cos β ①
x 2=H 3tg α2 ②
将②式代入①式代入上式可得
x 1=x ι+G cos β-A cos α1-H 3cos α2
式中H 3=H n-（
α1---支架最低位置时，后连杆与水平面夹角
α2---支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角
β---初选支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角为25°，则
x 1=800+G cos31︒-920cos46︒-1600cos25︒=951.27mm
故x 1取整后为950mm 。
（3）底座
底座为支架的其它结构件和工作机构提供安设的基础，与前、后连杆和上连杆一起组成四连杆机构，将立柱和前、后连杆传递的顶板压力传给底板。
本底座是由钢板焊接成的箱形整体结构。在底座前端中间焊接有过桥它可以起到对底座的加强作用，另外还要用于固定推移千斤顶，将其一端固定在底座上。除了满足一定的刚度和强度外，对底板不平的适应性要强，对底板的接触比压要小；有足够的空间安装立柱液压控制装置，推移装置和其它辅助装置；便于人员操作行走，起一定的挡煤作用，考虑排煤能力，有一定的重量，以保证支架的稳定性能等。采用整体式底座：这种底座是用钢板焊接成的箱式结构，整体性强，稳定性好，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小，底座的前端做成滑靴形，以减小支架的移动阻力，同时底座后部重量大于前部避免移架时底座啃底，底座与立柱之间连接处用铸刚球面柱窝接触，以免因立柱偏斜受偏载，并用限位板和销柱限位，防止立柱脱出柱窝。在整体式底座后部中间底板去掉一块，增加底座后部比压，同时有利排煤。
本设计采用整体式底座.
（4）掩护梁
掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过千斤顶传递给底座。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。
掩护梁为面板式箱形结构件。焊接方式与顶梁相似，掩护梁上铰接座与顶梁铰接，下端通过千斤顶与底座铰接。掩护梁上的侧护板的装配方式与顶梁相同。
图3-3 掩护梁焊接方式
图3-4 掩护梁
1----耳板 2----主筋板 3----挡板 4----耳板
5---加强筋板 6----板 7----侧推千斤顶 8----盖板9----护帮板
（5）推移千斤顶
本液压支架采用活塞式推移千斤顶，其结构如下图所示。
图3-5 插板千斤顶结构图
1----缸体 2----活塞 3----挡圈 4----压盘68 5----半环55
6----压环 7----活塞导向环 8----鼓形密封圈 9----O形密封圈
10----挡圈 11----活塞 12----蕾形密封圈
3.4拟定液压系统
本支架的液压系统，由乳化液泵站，主进，主回液胶管，各种液压元件，立柱及各种千斤顶等组成。液压系统原理：本支架操作方式采用邻架操作控制，使用快速接头拆装方便，性能可靠。
本支架液压系统所使用的乳化液，是由乳化油和水配制而成的，乳化油的配比浓度为5％，使用乳化液应注意以下几点：
（1） 定期检查浓度，浓度过高增加成本，浓度太低，可能造成液压元件锈蚀，影响液压元件的密封和使用寿命
（2） 防止污染，定期清理乳化液箱和支架过滤器
（3） 防冻：乳化液的凝固点为零下三度左右，与水一样也具有冻结膨胀性，乳化液受冻后，不但体积膨胀 ，稳定性也受影响，乳化液地面配制和冬季运输时要注意防冻。
图3-6
液压支架液压系统图
1－前立柱；2－压力指示器；3－安全阀；4－液控单向阀；5－后立柱；
6－顶梁侧推千斤顶；7－掩护梁侧推千斤顶；8－护帮千斤顶；
9－双向液控单向阀；10－操纵阀；11－推移千斤顶；12－前梁千斤顶；
第四章. 支架的受力分析与计算
4.1 支架的工作状态
A. 板状态
在采煤工作面中，当煤被采出后，就会出现一定的空间，由于上部岩从压力，出现离从和裂隙，如果不及时支护，顶板就要冒落，不支护的时间越长，危险就越大，而顶板冒落时有一定过程的，一般分为三个阶段，开始顶板处于无压状态，次时顶板较完整，而且没有下沉，通常称为老顶来压，次时顶板并不破裂，且这种下沉带有一定的周期，所以称为老顶周期来压状态，如不及时支护，顶板就会破裂而冒落，此时叫冒落状态。
B. 工作状态
开始支架以初承力支承顶板，此时为无压状态，当周期来压时，顶板下沉，使立柱下腔压力增加，当增加到大于安全阀调定正压力时，安全阀被打开，使立柱下腔压力下降，称立柱让压状态，使支架以工作阻力支护顶板；如继续来压，就要不断让压，所以立柱要有一定的向下行程，如没有向下行程，称压死状态，这是在设计和使用中，必须要注意避免的现象。
C. 架受力
支架在工作面受力是由于顶板下沉，同时又有向采空区移动的趋势，使顶梁受合力和底座受底板压力，其中顶板合力的垂直分力，由支架工作阻力来克服，所以我们在计算支架的工作载荷F 时按支架的工作阻力来确定。
4.2 支架载荷的确定
液压支架实际受载荷情况很复杂，顶梁和底座上的载荷即非集中载荷又非均布载荷，分布规律随着支架与顶底板的接触情况而变化，为简化计算作如下规定。
（1） 把支架化简成一个平面杆系结构，同时为防于安全，按集中载荷进行计算。
（2） 金属结构件按材料力学上的直梁理论来计算。
（3） 顶梁，底座与顶底板认为均匀接触，载荷沿支架长度方向按线性规律，沿支架宽度方向为均布。
（4） 通过分析和计算可知，掩护梁上煤块的作用力，只能使支架实际支护阻力降低，所以在计算强度时不计。
（5） 立柱和短柱按最大工作阻力来计算。
（6） 作用在顶梁上水平力的产生有二种情况：一种是支架在承载让压时，由于顶梁前端运动轨迹为双扭线，所以顶梁与顶板有产生位移的趋势，水平力为顶梁合力与静摩擦系数的乘积，其方向与顶梁产生位移方向趋势相反；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力，最大水平力值与上相同。顶梁与顶板的静摩擦系数f ，目前国内一般取0.2～0.3。
（7） 支架各部分受力，按不同支护高度时受力最大值进行强度校核。
（8） 各种结构件的强度校核，除按理论支护阻力校核危险端面外，还要按《液压支架型式试验技术规范》的各种加载方法，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。
4.3 支架受力分析
支架的受力分析与计算，是按理论力学中一个物体受几个力的作用下处于平滑状态时，所受力和力矩之和为零的原理来进行分析和计算的。即以当支架支承后在处于平衡状态时，取整体或某一个部分为分离体也处于平衡状态，其合力和合力矩为零。即满足静力平衡的充分必要条件为各力在x 上的投影之和为零，各力在 y上的投影之和为零; 各力对某点取矩之和为零。下面就根据这一理论对支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。
4.3.1各主要参数的影响
掩护式支架在工作过程中，各主要部件的受力是变化的，其影响因素有诸多方面。
（1） 立柱倾角对承载能力的影响
由于掩护式和支撑掩护式支架的立柱大部分是倾斜布置的，倾角α又随着支架的高度变化，所以支架的承载能力的大小也随着支架的高度而变化。现在α对承载能力的影响。
立柱支撑在顶梁，当立柱的工作阻力为P B ，倾角为α
α时，显然
1，因此
间的关
的承载
以支架支架的承载能力与P B COS α有直接的关系。因为COS α≤立柱倾斜布置将使支架的承载能力降低。α角和COS α之系表示在图3－1看到，当α0.95，支架能力降低值不等大于５％。当α>26时，COS α
承载能力将显著的减小。 图4－1
因此丛支架承载能力的角度看，立柱倾角不要大于18︒。但是，有些支架为了使高度变化范围增大，角往往大于30︒。
（2） tgθ值对支架承载能力的影响
在以上各式中有多项公式包含tg θ，分析如下：
O 点是瞬时中心，随着支架高度的变化，O 点 的位置也发生变化，tg θ也跟着发生变化。当O 点在顶梁上方时，tg θ取正值。当O 点在顶梁下方时tg θ取负值。tg θ值增加，附加力增加。当摩擦系数W ＝0.3，tg θ=0.1时，附加力可达支架名义工作阻力的30％。所以tg θ值过大对支架受力不利。在支架的工作高度范围内，一般把tg θ值控制在0.35以下，从而把附加力
控制在支架名义工作阻力的10％范围内。（详细分析间《液压支架》课本张家鉴 主编此处不再赘述）
最后，必须指出，tg θ不仅对承载能力有影响，而且对各受力部件有影响，并相当复杂，因此tg θ是大是小，由具体情况而定。
（3） 支架承载能力随高度的变化
由支架载荷P A 的计算式直到，其中α、θ、l 是随高度而变化的，因此支架的支撑力也就随着高度而变化。在调高范围内，支架的承载能力在两侧的高度内比较小。一般情况下，掩护式支架常用加大立柱的倾角来扩大支架的调高范围。而α角越大，支架的承载能力越小。所以支架的调高范围越大，承载力变化越大。但是支架在设计中一般都要按可能的最大承载力来设计，显然这就使支架不能发挥应有的作用，在很大的一段承载范围内就要大材小用。所以设计掩护式或支撑掩护式支架时，应特别注意使支架承载力在整范围内的变化尽量小。
另外指出，支撑式支架的支护高度对支架受力没有影响，而掩护式和支撑掩护式支架，由于支护高度的变化，使立柱的支撑角度、平衡千斤顶的角度、掩护梁和四连杆机构的角度等的不同，使受力也不同。
在进行强度计算时，要以顶梁承受最大负荷时的支护高度为依据，按此时的工况进行受力分析。
（4） 摩擦系数的影响
1） 对支架承载能力的影响 摩擦系数对支架承载能力的影响表现在1项中。产生1+tg θ
水平载荷的原因很多，所以它的大小和方向也是根据具体情况而变化。但是，它的极限值却可以用顶梁和顶板支间产生相对滑动时的极限摩擦力求得。即壁系数断裂极限值f max 等于顶梁和顶板的摩擦系数。所以此值的大小在0～f max 范围内变化。
水平载荷的方向可以只考虑向后作用，也就是从煤壁向老塘的方向作用。加入顶梁上受向前的水平载荷，很容易使支架向前倾倒，这种趋势使顶梁对于顶板向前滑动，则水平载荷又变成向后作用。f 值在1中随承载能力有很大影响。只有tg θ值很小时，ftg θ才能忽略不计。 1+tg θ
2） 对连杆受力影响 由连杆受力P 摩擦力对连杆受力的影响c 和P D 的计算式可以看出，
表现在fP A Sin αc 和fP A Sin αD 项中。当支架升高时，αc 和αD 就逐渐增大，Sin αc 和Sin αD 也就逐渐变大。因此，随着支架的高度，摩擦力对连杆的影响逐渐增大。
（5） 杆水平角对连杆受力的影响
由P c 和P D 的计算式可知，当它的分母为零时，P c 和P D 将无限大。因此其极限条件为：
Sin (αD -αC ) =0
得： αD -αC ＝0
即： αD =αC
当分母等于1时，P c 和P D 得最小值，其条件为：
Sin (αD -αC ) =1
αD -αC ＝90︒
由以上两个条件得到下列结论，前后连杆不能平行放置，前后连杆的水平支架必须要有差值，从连杆受力的角度着眼，其差值应越大越好，极限差是90︒。
4.4支架的受力计算
当支架撑牢在顶板之间时，取其整体或某一部件为分离体，皆处于平衡状态。据此把三种支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。
该支架整体受力如下图所示。图中Pt=1144.2KN，P8为平衡千斤顶的推（拉）力，P8为推力时，P8=442.5KN，当P8为拉力时，P8=294.17KN，需求F1、F1′及作用点位置。
首先取顶梁为分离体，如下图所示，根据∑M =0，可得
F 1x -F 2wh 2-P 8sin α2l 2-P 8cos α2(h k -h 2) -P t cos α1(l 1+l 2)
-P t sin α1(h 1-h 2) =0 ①
再取顶梁和掩护梁为分离体，如下图所示，根据∑M =0可得
F 1(x +l
3) -F 1w (h 2+h 3) -P t cos α1(l 1+l 2+l 3) +P t sin α1(h 2-h k +h 3) =0 ②
联立①、②两式可得
F 1=P t (l 3cos α1-h 3sin α1) -P 8[l 2sin α2+cos α2(h k -h 2) ]
l 3-wh 3
x a =1144.53sin18︒-294.17cos56︒-1166.2⨯0.3=-160.68KN
x =P 8sin α2l 3+P 8cos α2(h K -h 2) +P t cos α1(l 1+l 2) +P t sin α1(h 1-h 2) +F 1wh 2 F 1
︒︒当p 8为推力时, w=0, P , =442.5KN α=18, α=56, h 2=100, h 3=200，则 812
1144.53⨯(1.137⨯cos18-0.429⨯sin18)
1.137-0⨯0.429
442.5⨯[0.3⨯sin 56+cos56⨯(0.2-0.1) ]-=836.17KN 1.137-0⨯0.429F 1=
x =
+442.58⨯sin 56⨯0.3+442.5⨯cos56⨯(0.2-0.1)+1144.53⨯cos18⨯0.8 836.711144.53⨯sin18⨯(0.15-0.1)+836.71⨯0⨯0.1
836.71=1.223m
︒︒当P 8为拉力时, w=0.3, P 8=-294.17KN ,α1=18, α2=56, h 2=100, h 3=200，则
1144.53⨯(1.137⨯cos18-0.429⨯sin18)
1.137-0.3⨯0.429
294.17⨯[0.3sin 56+cos56⨯(0.2-0.1) ]+=1166.2KN 1.137-0.3⨯0.429F 1=
x =
+-294.17⨯sin 56⨯0.3-294.17⨯cos56⨯(0.2-0.1)+1144.53⨯cos18⨯0.8 1166.21144.53⨯sin18⨯(0.15-0.1)+1166.2⨯0.3⨯0.1
1166.2
从以上求出的结果可知： =0.715m
当P 8为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=0时，F 1有最小值。
当P 8为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.3时，F 1有最大值。
所以，在验算顶梁强度时，按平衡千斤顶受拉且W=0.3时计算。若这个条件强度计算能满足，其它条件都能满足。
根据以顶梁为分离体的受力平衡图，写出X 和Y 方向的力系平衡方程，再由此解出顶梁与掩护梁的内力x a 和Ya ：
x a =P t sin α1+P 8cos α2+F 1w
y a =P t cos α1+P 8sin α2-F 1
当P 8为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=0时
x a =1144.53sin18︒+442.85cos56︒-836.17⨯0=601.12KN
y a =1144.53cos18︒+442.5sin56︒-836.17=6158.65KN
当P 8为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.3时
y a =1144.53cos18︒-294.17sin56︒-1166.2=-321.57KN
从以上求出的结果可以看出，当P 8为正值时（平衡千斤顶为推力），x a 、Ya 有最大值，掩护梁受力最大，同时前、后连杆受力也最大。所以，在验算掩护梁和前后连杆强度时，应按此种情况进行。
再由掩护梁为分离体，如下图所示写出力系的x 方向和y 方向平衡方程，解出F 5和F 6。
y a
ι x a =F 5cos α3+P 8cos α2-F 6cos α4 ①
ιy a =P 8sin α2+F 5sin α3-F 6sin α4 ②
联立以上两式可得:
P 8ι⨯(cosα2sin α4+sin α2cos α4) -x a sin α2-y a cos α4F 5= sin α3cos α4-cos α3sin α4
F 5cos α3+P ι8cos α2-x a F 6=cos α4
ι︒︒故当平衡千斤顶为推力时, 将P , , , F =836.17KN =442.5KN α=61, α=831834
x a =601.12KN , y a =6158.65KN 代入可得:
F 5=442.58⨯(cos56︒sin 83︒+sin 56︒cos83︒) -601.12sin 83︒-618.65cos83︒=1019KN sin 61︒cos83︒-cos 61︒sin 83︒
F 6=
1019⨯cos 61︒+442.5cos56︒-601.12
=1151.6KN
cos83︒
ι︒︒
当平衡千斤顶为拉力时, 将P 1=1166.2KN , α3=61, α4=83, 8=-294.17KN , F
x a =-160.68KN , y a =-321.57KN 代入可得:
F 5=
-294.17⨯(cos56︒sin 83︒+sin 56︒cos83︒) +160.68sin 83︒+321.57cos83︒
=-15.54KN
sin 61︒cos83︒-cos 61︒sin 83︒
F 6=
-15.54⨯cos 61︒-294.17cos56︒+160.68
=-92.26KN
cos83︒
ι
底板对底座的支撑反力F ι1与F 1大小相等。F 1作用点的位置可以由取整体支架为分离体
（如下图所示）求出。
对点取矩，整理后有
x =
ι
F 1(X +X 1)-F 1wh
F 1
当P 8为负值时（平衡千斤顶为拉力），F 1=1166.2KN 时
x ι=
1166.2⨯(0.715+0.894)-1166.2⨯0.3⨯2.6
1166.2
=0.829m
当P 8为正值时（平衡千斤顶为推力），F 1=836.17KN 时 x =
ι
836.71⨯(1.223+0.894)-836.71⨯0⨯2.6
836.71
=2.117m
5. 底座的强度计算与校核
（1） 求底座所受内力并画出受力简图(a)和内力分析计算图(b)（支架高为2600mm 时）。
（2）求各点处的剪力并画出剪力图(c)
Q A -B =-91.57kN Q B -C =-77.97kN Q C -D =1088.2kN
（2） 求各点处的弯矩并画弯矩图(d)
M A 左=1.12kN m M B 右=58.73kN m M B 左=59.85kN m M C 右=75.07kN m M C 左=75.0722kN cm M D 右=56.6kN cm
双向取矩误差矫正如下：
K =
M E 左-M E 右
M E 右
⨯100%=0.03%
图6-2 底座受力分析及弯矩图
画弯矩图(d)，如上图所示：
由弯矩图和底座结构图可知，应力集中处为危险截面，对其进行强度计算。 （3） 按弯曲应力应力集中处计算的强度 应力集中处的截面：
（4） 计算各截面的截面积F1和截面形心距y1：
F 1=L 1δ1=111⨯2=222cm 2
y 1=
δ
2
=1cm
h 1
=2+8.5=10.5cm 2
.
F 2=4⨯L 2δ2=4⨯17⨯2=136cm 2 y 2=δ+F 3=L 2δ2=117⨯2=234cm
2
y 3=δ+h 1+
δ
2
=2+17+1=20cm
y C =
∑(F n y n ) 222⨯1+136⨯10.5+234⨯20
==10.7cm
∑F n 222+136+234
计算每个零件中心到截面的距离a ：
a 1=y -y 1=10.7-1=9.7cm a 2=y -y 2=10.7-10.5=0.2cm a 3=y -y 3=10.7-20=-9.3cm
计算截面中心主惯性距J ：
bh 3J = 12
式中：b ——截面宽度； H——截面高度。
计算每个截面对截面形心的惯性矩J n ：
23⨯110J 1=+9.72⨯222=20961cm 4
124⨯2⨯173
J 2=+0.22⨯136=3280.8cm 4
1223⨯117J 3=+9.32⨯234=20316.7cm 4
12
J =J 1+J 2+J 3=20961+3280.8+20316.7=44558.5cm 4
计算安全系数
σ=
75.07⨯(21-10.7)
44558.5
⨯105=1735.3N /cm 2
所选材料为16Mn ，它的σs 为34335，
n =
σs 34355=≈20 σ1735.3
查表取底座的许用安全系数为1.1，故满足强度要求。
第六章. 推移千斤顶的设计计算
所用已知参数：推溜力 100kN 移架力 150kN 泵站压力 32MPa
液压支架推移千斤顶是液压支架整体运动的重要动力部件，它要完成移架和推溜两个动作，要求移架力大于推溜力，故本支架采用浮动活塞式推移千斤顶，具体设计如下：
6.1 缸筒内径和缸壁厚度的计算
6.1.1缸体内径的确定
浮动活塞式推移千斤顶的缸体内径按下面两式确定
D t =
cm )
d t =
cm )
d t ——千斤顶杆径，cm
P b ι——泵压，MPa F 推 ——推溜力，kN F 移 ——计算系数，取0.6
将各已知数据代入可得
d t =
=6.31(cm )
=9.98cm
D t =
求得：d =60mm 查表 取D t 为125mm
6.1.2千斤顶缸体壁厚的计算
液压支架推移千斤顶的壁厚δ(mm）, 一般为16
D
δ
δ=
pD
+c
2.3σ-p ϕ
（6-1）
式中： p —— 缸体工作压力，MPa
c —— 考虑管公差及侵蚀的附加厚度，一般取2mm ϕ—— 强度系数，无缝钢管的ϕ=1 [σ]——缸体材料的许用应力 MPa,取352MPa 将各已知数据代入可得
δ=
32⨯12.5
+0.2=0.694cm
2.3⨯352-32⨯1
求得： δ=0.694cm cm 取20mm
6.2推移千斤顶的强度验算
推移千斤顶的强度验算包括推移千斤顶的稳定性验算、活塞杆和缸体的强度验算。
6.2.1推移千斤顶稳定性验算
首先验算千斤顶在活塞杆全部伸出并受最大同心纵向载荷是的稳定性，推移千斤顶的稳定性条件为：
⎛P ⎫
P k = k ⎪J 1>P
⎝J 1⎭ (6-2)
式中： P k ——推移千斤顶稳定极限力 kN
2
P —— 最大工作阻力 kN
J 1——活塞杆端面惯性矩 cm J 2——缸体端面惯性矩 cm D 1——缸体外径 cm
3.14⨯74J 1===117.8
6464
4
4
πd 4
J 2=
π(D 4-d 4)
64
3.14⨯(12.54-104)
==707.2
64≥l 1,2 (6-3) 稳定条件适用范围：
所以取： l 1=1000mm , l 2=900mm
l 2
查极限阻力计算图（图2-10-42和2-10-43）利用插入法求得： l 1
=29
⎛P ⎫2
=29代入式P k = k ⎪J 1>P 求得：
⎝J 1⎭
P k >P
故推移千斤顶满足稳定条件。
6.2.2活塞杆强度验算
在承受同心最大轴向载荷时，推移千斤顶的初始挠度δ1为：
δ==
(∆1+∆2)l 1l 2+Gl 1l 2
12al
2Pl
cos α
G ——千斤顶总重，0.6kN
α——缸体轴线与水平面夹角 α=15︒
∆1——活塞杆与导向套配合间隙 ∆2——活塞与缸体配合间隙 取∆1+∆2=1 mm
δ⨯100⨯901==
0.12⨯0.2⨯170+0.6
2⨯150⨯170
cos15︒
求得： δ1=0.2347cm 当
l d =170070
=24.3>5, l 1≠l 2时 1δ=
δ1l
⎛ K 1⎝t +K 2⎫
1t ⎪l 1l 22⎭
式
中
K 1=
==0.00247K 2==0.001008 E ——钢材弹性模数，E =2.088⨯105
MPa .
t 1=tan(57.3K ︒1l 1) =0.252t 2=tan (57.3K 2l 2)=0.0909
：
求得： δ=2.12cm 活塞杆合成应力：
σ=
P P δ+
A W
A ——活塞杆截面； W ——活塞杆断面模数；
查表2-10-11（见参考书目15中）得：
A =38.48cm 2, W =33.67cm 3.
求得： σ=13342.6N /cm 安全系数计算如下：
2
n =
σs
≥[n ]σ
σs ——活塞杆为27SiMn 无缝钢管时，σs =83385N /cm 2； [n ]——许用安全系数，最小取1.4. 求得： n =6.2>1.4 故满足强度要求。
6.2.3缸体强度计算
缸体厚度验算：
D
δ
此时按中等壁厚缸体公式计算，即：
=
125
=6.25>3.220
[σ]=
p (D +δ-c )2.3δ-c
[σ]——缸体实际承受最大应力 MPa;
c ——考虑管壁公差及侵蚀的附加厚度一般取2mm; p ——缸内工作压力32MPa. 求得： [σ]=147.7MPa
安全系数 n =
σb
≥[n ] σ
σb ——缸体材料为27SiMn 无缝钢管时，σb =980MPa
[n ]——许用安全系数，取3.5～4
求得： n =6.64>4 故满足强度要求。
6.2.4缸体与缸底焊缝强度计算
按下式计算：
σ=
10P
(D 4
20
-d 02)η1
MPa
d 0——环行焊缝内径 取13cm D 0——环行焊缝外径 取14.5cm η1——焊接效率 取0.7
=97.5MPa
3.14
14.52-13.52)η1(4
求得： σ=97.5MPa
按式n =
σ=
10⨯150
σb
≥[n ]计算安全系数，焊缝抗拉强度σb =539MPa σ
求得： n =5.53>4 故满足强度要求
第七章. 液压支架的使用和维护
7.1 液压支架操作
为了保证综采工作面的稳定、高产、以及延长液压支架的使用寿命，必须配备专职的支架工操作。
7. 1. 1 操作前的准备
支架操作前，应先检查管路系统和支架各有关部件的动作是否有阻碍，要清楚顶板、底板的障碍物。注意管件不要被矸石挤卡或埋压，管路要齐全，接头药用U 形销插牢，不得漏液。支架开始操作时，支架周围的人员应该注意或离开，以免发生事故。
工作面开始作业时，应先联系开动乳化液泵，利用推移千斤顶先将工作面运输机推移成直线，以便采煤和移架。
7. 1. 2 操作方式与顺序
目前我国综采工作面多数采用先移架后推溜的及时支护方式。
（1） 移架：在顶板条件较好的情况下，移架工作滞后采煤机前滚筒1.5ｍ处进行，一般不超过3～5ｍ。当顶板较破碎时，移架工作则应于采煤机滚筒割下顶煤后立即进行，以便及时支护新暴露出的顶板，防止发生局部冒顶。此时，要特别注意与采煤机密切配合，一面发生挤人与割前梁等事故。
移架的方式与步骤，主要根据支架结构来确定，其次是工作面顶板状况与生产条件。 在顶板比较破碎的情况下，移架过程分为降柱、移架、升柱三个动作。先接通操纵阀的卸载液路，打开支柱控制阀的单向阀，使支柱活塞腔卸载，活柱下降，顶梁逐渐下降脱离顶板。为使支架尽量做到擦顶移架，便于控制顶板，手把在此位置尽可能停留时间短些。当顶梁与顶板稍有松动后随即将把手放到移架位置，开启液路，支柱的活塞腔停止卸载，顶梁也不再下降，而后移架动作开始，直到支架移到新的位置为止，这是应憋压一下，以保证支架移足步距，并使支架与运输机成垂直位置。如果使用组合式片阀时，卸载降柱与移架可同时动作，使支架能擦顶移动。
如果在移架过程中发现顶梁有憋卡现象，致使移架有困难时，不能勉强硬移，可将手把放到卸载位置，开启液路，使顶梁与顶板支架再松动一下，然后再移架。移架完毕后，再将手把放到升柱位置，开启液路，前后柱与前梁千斤顶同时升起，直到顶梁与顶板全面接触。这时应憋压一下，以保证支架对顶板能达到额定的初撑力。将手把放到停止位置，完成移架动作。顶板破碎的情况下，如果选用具有带压移架系统的支架，操作就更方便，控顶也更有效。
如果顶板平整，条件较好，也可将操纵阀手把支架放到降移位置（如果操纵阀上有这一位置），开启液路，支架处于同时卸载、移架两种状态，等降移动作完成后，再进行升柱动作。如果顶板坚硬完整，条件很好，或顶板高低不平，可选择降前梁、降柱、移架、升柱的动作方式。总之，移架过程要能适应顶板条件，满足生产需要，加快速度，保证安全。
（2） 推溜：当支架移过8，9架后即滞后采煤机滚筒10～15ｍ时，即可进行推溜。推溜时，可根据工作面具体情况，采用逐架推溜，间隔推溜或几架同时推溜等方式。为使工作面运输机保证平直状态，支架工推溜时，应注意随时调整步距，使运输机除推溜段有弯曲外，其他部分应保证平直，以利于采煤机工作。
7.1.3支架使用中的注意事项
（1）过程中，当支架在前柱或后柱作单独升降时，前柱与后柱之间的高差应小于400ｍｍ，还应注意观察支架各部分的动作情况，如管路有无出现死弯、憋卡与挤压。相邻支架之间有无咬架相碰，各部分连接销轴有无弯曲脱出，推移千斤顶有无与底板拱梁憋卡，液压系统有无漏
液，以及动作是否平稳等现象，发现问题及时处理，以防止故障发生。
操作完毕后，必须将手把放到停止位置，以免产生错误动作。
（2）推移过程中，应事先清楚掉架前的煤矸碎综渣，便于支架移足步距。如果遇到底板出现台阶或因底板松软使支架下陷到运输机底平面一下时，以积极采取措施，是台阶边缘的坡度减缓，减小移架时 的阻力，避免推移千斤顶的缸底与底座过桥壁卡碰，而导致千斤顶被压弯损坏。
为避免空顶距离过大，造成顶板冒落，相邻两架支架之间，不得同时进行降柱与移架动作。但是，当支架移架速度跟不上采煤机前进的速度时，可根据顶板与生产情况，在保证设备正常运转的条件下，进行隔架或分段移架。
（3）工作面内，一般不允许放炮，如果必须放炮时，应对放炮区域受影响支架的各油缸、阀件与软管等零部件，采取可靠的保护措施，并认真检查合格后，才可放炮。
在支架工作面内，运送工具与器材时，应注意防止擦伤碰坏各支柱和千斤顶的活塞干表面，以及各阀件与管路接头等零部件，以免影响支架正常使用，
（4）架应用的乳化液，应根据不同的水质，选用适宜的牌号的乳化油，并按5％的乳化油与９５％是中性清水配制成乳化液后方可使用。在使用过程中，应经常对乳化液进行化验，检查其浓度与其他性能。支架液压系统支能够，必须设有乳化液过滤装置，过滤网应根据工作面的使用条件，进行定期更换与清洗，以免赃物堆积多了受阻塞，造成较大的压力损失，尤其在支架刚下井运行初期，更应该经常更换与清洗工作。
（5）架在进行液压系统故障处理时，应先关闭回液断路阀，以切断本架与主管路之间通路，然后进行故障处理。处理完后再将断路阀打开，恢复通路。如果主管路发生故障需要处理时，必须与顺槽内泵站司机取得联系，待停泵后才可进行。
当工作面运输机出现故障，需要用支架起吊中部槽时，必须将该架与左右良登临几架推移千斤顶与运输机的连接销脱开，以免在起吊过程中将千斤顶的活塞杆憋弯变形。
总之，液压支架的操作由固定在顶梁上两柱窝中间处的操作阀来控制。
操作阀有4片组成，主要操作：①立柱升、降；②推溜、拉架；③平衡千斤顶伸缩；④侧护板伸、收。支架操作阀原则上是向下搬动手柄时，油缸的下腔进液使千斤顶活塞杆伸出；反之，使千斤活塞杆收回。
7.2 液压支架操作维护要求
（1）组建综采队伍：组建综采队伍，要先配备好综采管理干部、技术人员，调集有一定文化水平、业务技术和思想作风好的操作维护工人，组成综采队。
培训综采队：对综采管理干部、技术人员和操作维护人员，必须进行技术培训，要求了解综采设备的结构、性能，熟悉和掌握操作维护技能，经过考核合格，才能操作、维护设备。
（2）建立健全规章制度：包括综采管理制度、作业规程、操作和维护制度、交接班制度、安全生产制、技术学习和经验交流制度、事故分析检查制度、班组原始记录和成本核算制度、备配件领用制度，确保管好、用好综采设备。
（3）矿井建立地面维护车间：井下更换上井的液压元件(立柱、千斤顶、阀、胶管接头等) ，要及时进行清洗、维修，并作防锈、蚀处理；对阀类(尤其安全阀) 要进行调整，保证其良好的性能。
（4）建立零部件专库：零部件(包括备配件) 要分类放好，登记造册，做到帐、卡、物相符，严格制定领用手续。备配件要有足够储备。液压元件要做好防污染和放锈蚀处理。