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购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398281目录目录目录 .1引言引言 .31 绪论.41.1 液压支架发展历史.41.2 放顶煤开采工艺及放顶煤液压支架.51.3 采煤工作面液压支架设计要求和设计必要的基本参数.91.3.11.3.1 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.91.3.21.3.2 液压支架设计的基本参数液压支架设计的基本参数.91.4 本文做的主要工作.102 2 液压支架整体结构设计液压支架整体结构设计 .102.1 支架主要尺寸的确定.102.1.1 支架的高度和支架的伸缩比.102.1.2 支架间距和宽度的确定.112.2 支架四连杆机构的确定.122.2.1 四连杆机构的作用.122.2.2 四连杆机构设计的要求.132.3 四连杆机构的设计.142.4 顶梁长度的确定.232.4.1 支架工作方式对顶梁长度的影响.232.4.2 顶梁长度计算.233 3 放顶煤液压支架主要结构设计放顶煤液压支架主要结构设计 .253.1 支架主要部件的设计要求.253.2 顶梁的设计.263.3 底座的设计.273.4 掩护梁和连杆的设计.273.5 放煤口及放煤机构的设计.273.6 液压系统的设计.293.6.1 液压系统的特点.293.6.2 支架的工作机构.303.6.3 控制系统.303.7 液压支架的主要技术参数.313.7.1 支护面积.313.7.2 支护强度和支护效率.313.7.3 ZFS5000/32/47 放顶煤液压支架性能参数一览表.324 4 立柱结构设计和强度计算立柱结构设计和强度计算 .354.1 单伸缩立柱缸径和工作阻力的确定.354.1.1 单伸缩立柱缸径的确定.35购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982824.1.2 泵站压力的确定.364.1.3 立柱初撑力的计算.364.1.4 立柱工作阻力的计算.364.1.5 立柱缸体壁厚的计算.364.2 立柱强度验算.374.2.1 立柱缸体强度验算.374.2.2 立柱活塞杆强度验算.385 5 液压支架受力分析液压支架受力分析 .425.1 概述.425.1.1 支架工作状态.425.1.2 计算载荷的确定.425.2 支架受力分析与计算.435.2.1 主顶梁的受力分析与计算.435.2.2 掩护梁的受力分析与计算.455.2.3 底座的受力分析与计算.465.3 顶梁的载荷分布.485.4 底座接触比压.496 6 液压支架强度计算液压支架强度计算 .516.1 强度条件.516.2 顶梁强度校核.526.3 掩护梁强度校核.566.4 底座强度校核.606.5 前连杆强度校核.63结论结论 .67致致 谢谢 .68参参 考考 文文 献献 .69翻译部分翻译部分 .70英文原文（见参考文献英文原文（见参考文献19.P15719.P157） .70SELF-ADVANCING HYDRAULIC POWERED SUPPORTS.70FRAME.71CHOCK.72SHIELD.73中文译文.76购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398283购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398284引言我国 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，其中煤层厚度大于 3.5 米的厚煤层占 40%左右。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 3.55 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。1 绪论1.1 液压支架发展历史历史地来看，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，其支设和回收亦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。1954 年，英国研制出垛式支架。它主要由安装在矩形整体底座上的立柱和顶梁组成。几个月后，英国奥尔蒙德煤矿的低主煤层的整个工作面都装备了这种支架。这就是世界上首个装备液压支架的采煤工作面。从此，开创了煤炭工业的新时代。1958 年法国试验成功了节式支架。五十年代末，为开采煤层厚超过 2m 的松散和破碎顶板条件下的褐煤，前苏联开始研制掩护式液压支架，并于 1961 年在阿乐斯-科拖举办的贸易展览会上展出了 OMKT 型掩护式支架。这种支架顶梁很短，仅 0.8m，并与掩护梁铰接，单根朝前倾斜液压支柱连接着掩护梁和底座。当支架在其工作高度范围内升降时，顶梁顶点相对于煤壁作圆弧运动。这样，不仅影响了支架的承载能力，而且端面距变化很大，不利于顶板的维护。但比起垛式和节式支架，掩护式支架能有效的控制顶板，防止开采过程中矸石渗入工作面，工作能力很好 。为了保持顶梁端点相对于煤壁作近似的直线运动，在 OMKT 型掩护式支架的基础上购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398285作了许多改进：60 年代末和 70 年代初，随着液压支架在欧洲使用经验的日益增加，支架结构也发生了巨大变化。长顶梁、二柱、四柱以及多柱四连杆机构的液压支架相继问世。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；为防止碎矸窜入采区，采用了各种防窜矸的掩护装置。1974 年，英国国家煤炭局实施的“高科技采矿工程”推动了液压支架及采煤设备的进一步发展。这项工程要求在选择工作面综合采煤设备时，必须采用最先进的设备和开采工艺，以提高煤炭产量和改善作业环境。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。1981 年杜赛尔多夫采矿展览会上，展出了液压连杆式液压支架和具有液压调高机构的掩护式支架，并研制出采高为 6m 的大采高支架及放顶煤支架；对于坚硬岩层设计了强力液压支架等。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 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。我国综采放顶煤开采开始于 1982 年，是由郑州煤矿机械厂、煤炭科学研究购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398286图 1.1 低位双运输机放顶煤综采示意图1放煤口；2前输送机；3后输送机总院北京开采所、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；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。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，比一般回采工效提高 25 倍，经济效益十分显著，吨媒成本一般降低 820 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：（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；购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398287（4） 、对高瓦斯矿井，瓦斯涌出量大，有局部积聚的危险。因此，煤炭工业部提出要有试点地进行，稳步发展的方针。然而有于放顶煤开采的优点十分突出，并对存在的问题逐步得到解决的同时，使这一新的特厚煤层的开采工艺从东北、西北迅速扩展到华北，1992 年初又推广到华东四个矿务局，并首先在兖州兴隆庄矿创出了月产 11 万吨的好成绩（1994 年月产已达 25 万吨） ，可以预计，今后将会更快地发展。下面重点介绍放顶煤液压支架的特点及适应性。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）下面重点介绍低位放顶煤液压支架的特点及适应性：2.低位放顶煤支架的特点购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398288下面重点介绍低位放顶煤综采：低位放顶煤综采的显著特征是支架的放煤口位置低、尺寸大。而且是连续的，多为插板式，无脊背煤炭损失，支架的四连杆机构置于支架中间，后输送机置于支架拖板上或直接在底板上。低位放顶煤综采的主要优点为放煤在支架后下方，放煤效果好，煤尘小。后输送机外运煤炭顺利，一般不需清理后方浮煤。支架尾梁还可以摆动，以利提高顶煤的回收率。但低位放顶煤支架的稳定性差，工作面端头的维护较困难。该类支架在窑街矿务局、兖州矿务局鲍店煤矿均取得高产、高效。低位放顶煤综采如图 1.1 所示。这是一种双输送机运煤，在掩护梁后部铰接一个带有插板的尾梁、低位放煤的支撑掩护式支架。这类支架有一个可以上下摆动的尾梁（摆动幅度在 45左右）用以松动顶煤，并维持一个落煤空间。尾梁中间有一个液压控制的放煤插板，用以放煤和破碎大块顶煤，具有连续的放煤口。其主要特点如下：(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)低位放煤使煤尘减少；(5)前四连杆低位放顶煤液压支架的抗扭及抗偏载能力差，支架的稳定性较差；(6)尾梁摆动力和向上的摆角较小，破煤和松动顶煤的能力差。这类支架的原始形式是前四连杆式，在矿压较小的急斜水平分段开采时比较适应，为使这种支架在缓斜长壁工作面发挥其优势，几年来作了如下的探索：(1)把四连杆的上连接位置由顶梁上改在掩护梁上，使支架底部和上部的连接位置更接近扭转力矩的作用点，增加了支架强度，减少了支架的损坏，形成了目前在缓斜工作面大量使用的后四连杆式低位放顶煤液压支架；(2)大幅度加强前四连杆本身以及它与顶梁、底座的联接强度，这种作法增加了支架的重量，有的重达 20t 以上，但设计时容易实现加大后部运输空间和增加破煤能力；(3)增大后部空间和尾梁向上摆动的力，使其在较硬煤层中使用时也可让顶煤顺利放落和运出，如 ZFPS5200/17/32 型支架尾梁端部向上摆动力可达到 500kN，使用效果良好；(4)后四连杆前连杆设计为 Y 型，后连杆设计为 I 型，增大了支架的前、后人行道的购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398289宽度并加大了后部的人员工作与维护空间；(5)把后输送机千斤顶耳座与底座的联接改为活联接，改善了运输状况。在后输送机与千斤顶之间增加了结构件推杆，以避免后输送机与千斤顶活塞杆弯曲并防止输送机和支架下滑。前四连杆式支架和后四连杆式支架相比，前四连杆式支架稳定性及抗扭性较差，但其后部空间较大，且重量也轻。3.低位放顶煤液压支架的适应性前四连杆式支架在急斜水平分段放顶煤综采中取得成功，如对四连杆及有关联接件再进一步增加强度，成为定型设备，可以不考虑在急斜条件下使用后四连杆式支架。缓斜中硬难放煤层在选型时考虑到低位放顶煤液压支架的强度低，又无成功的实例，往往选用中位放顶煤液压支架，但受到放煤口的限制，实际上也未能很好解决其放煤问题。仔细研究各类放煤支架，就会发现，只有前四连杆式支架具备大幅度摆动掩护梁破煤的条件。有的低位放顶煤液压支架采取强化四连杆及联接销轴，把摆动掩护梁的千斤顶一端布置在底座上，而不是布置在顶梁上，尽管这种架型尚无满意的效果，但这种探索无疑是很有意义的。后四连杆式支架在煤层硬度系数 f2 左右，层节理比较发育的缓斜厚煤层中使用取得很大成功，如在潞安矿务局五阳煤矿、王庄煤矿和兖州矿务局兴隆庄煤矿、鲍店煤矿。这种架型与设计先进的过渡支架配合使用，创出了新水平，被广泛推广使用。如石炭井矿务局乌兰矿将这种支架与过渡支架、端头支架配套使用，在倾角为 24的工作面上取得了成功。由此表明了后四连杆式放顶煤液压支架在缓斜中硬煤层和倾斜厚煤层中均有良好的适应性和使用前景。1.3 采煤工作面液压支架设计要求和设计必要的基本参数1.3.11.3.1 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：有宽敞的工作空间；能很好的防矸、排矸；购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982810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。1.3.21.3.2 液压支架设计的基本参数液压支架设计的基本参数1.顶板条件根据老顶 1 级和直接顶的分类 2。根据最大 4500 和最小采高 3500，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。1.4 本文做的主要工作毕业设计名称：放顶煤液压支架设计参数如下：（1）要求工作阻力500t。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982811（2）最大采高 4.5m，最小采高 3.5m。（3）急斜特厚煤层, 瓦斯涌出量大.本次设计主要工作如下：四连杆机构的设计、各个结构件的结构设计、各结构件的受力分析及强度校核、液压立柱的设计及支架液压电液控制系统统原理设计。2 液压支架整体结构设计2.1 支架主要尺寸的确定2.1.1 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。由于我国急斜煤层煤层厚度都比较大，煤层厚度在 2080m 之间，所以按厚煤层高度的确定原则来确定该放顶煤液压支架的高度。（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4500mm,取支架最大高度maxM45002004700mmmaxH则支架的最小高度3500-3003200mmminH调高范围为 1500mm支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982812m (2.3)maxminHH代入有关数据，得m=1.47320047002.1.2 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）3cmbBn C式中： 支架间距（支架中心距）；cb每架支架顶梁总宽度；mB相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙；3Cn每架所包含的组架的组数或框架数，整体自移式支架n =1；整体迈步式支架n =2；节式迈步支架，n =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cb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。支架顶梁一般装有活动侧护板，侧护板行程一般为170200mm。其中宽面顶梁一般为1200mm1500mm，节式支架一般为400mm600mm。本次设计取支架顶梁的最小宽度为1380mm,最大宽度为1550mm,亦即顶梁侧护板侧推千斤顶的行程取170mm。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828132.2 支架四连杆机构的确定2.2.1 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（又称水平支撑力），因此对支架的工作性能将产生不良影响。2.2.2 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。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与底平面的夹角P，如图2.1所示，应满足如下要求：支架在最高位置时，5262，7585；支QPQ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tan PWWP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PQ购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982814后部冒落岩石卡住后连杆，使支架不能下降。一般取2530，在特殊情况下需要角Q度较小时，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之间的连线与水平线夹角为。e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tan0.35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。h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e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。图2.1 四e1hPQoe=30连杆机构几何特征图购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982815e图 2.2 掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构2.3 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，采用了计算机求解的方式来求解。在计算之前，先确定几个值。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，要求支架在tan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：弧度；即1.311P52: 620.911.08:1Q7585:1.48弧度；支架在最低位置时，保证。:P 125购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982816（2）后 连杆与掩护梁的比值，掩护式支架为I =0.450.61;支撑掩护式为I = 1:0.610.82。:（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最大宽度emm以下。70e （5）支架在最高位置时的应小于0.35，在优化设计中，对支撑掩护式支架最好tan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计算高度。令：1H=; =; =; =; =; =; =; =; =; o a2AabBabCcdD2o dEaeGebF1JoSJeLAIG;=abIae1tanSLU图 2.3 四连e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：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982817 （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；的步长为0.34弧度；的步长为0.02；1P1Q1I的步长，支撑掩护式为0.042。若上述四个变量各向前迈出五步，经排列组合变得到625I组数据。（2）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，为使双纽线最大宽度,e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,e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，后连杆与掩护梁的夹角由大,e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。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828181）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22530Q :，即 0.436 弧度。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：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、1b2b购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982819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3b123cbcbcb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（2.19）和式（2.20）得： （2.21）2222222231312323233131233123() ()() ()2 () ()() ()cxxyyyyxxyyyyxxxyyyyxx （2.22）2222222223233121312331233123() ()() ()2 () ()() ()cxxyyxxxxyyxxyxxyyyyxx令: （2.23）22223131MxxyyN （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()()cMyyNyyxT （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，通过对国购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982820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。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，所以直线的斜111cb1 1bo1 1bo率为： （2.34）61161yyKxx同理直线的斜率为1 1a o （2.35）联立64264yyKxx（2.34）、（2.35）得：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982821 （2.36）1 11244612K xyK xyxKK （2.37）61611yK ( xx )y图 2.5 顺心位置图令： （2.38）6Lx （2.39）6SHy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）四连杆机构的方程购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982822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） 44coscoscosAQEBPCB 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 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982823令： ; 4cosZP 24sin1PZ (2.46)422cosKE BA BQ (2.47)42sin2JA BQB D (2.48)22222442cos2sinRABDCEA EQA DQ 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的轨迹来。如果在这个:4Q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，maxminxx即：凸弧段长度 hhh大小购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982824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，增加到极限位置所对应的 y 值。h小2.4 顶梁长度的确定2.4.1 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。2.4.2 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；、支架在最高位置时，分别为后连杆和掩护梁与水平面的夹角。1Q1P急斜特厚煤层放顶煤综采选用的配套设备如下：采煤机为 MGD150/NW 型；前输送机为 SGZ 764/264 型；后输送机为 SGW-40T 型。经过计算得该支架的顶梁长度为 5237mm 如图 2.7 所示。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982825图 2.7 顶梁长度示意图购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828263 放顶煤液压支架主要结构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。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。3.1 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。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。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982827（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。3.2 顶梁的设计图 3.3 中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。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828283.3 底座的设计图 3.4 中四连杆机构的底座底座为整体式刚性底座，四连杆机构铰接在底座前部(有的铰接在中部或后部)，有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。该底座整体性强，稳定性好，与底板接触面积大，比压小。由于四连杆机构在中部连接，使底座受力状态不好。上连杆与底座的铰接座为两突出的内主筋形成的箱体结构，应合理设计，使突变过渡处强度足够，呈圆弧状过渡，以免损坏。3.4 掩护梁和连杆的设计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。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。所有连杆均为箱式结构件，用以克服顶板指向采空区的水平力，增加支架稳定性；但承受横向力和扭力的性能较差，在设计时对其铰接孔的强度、挤压寿命应更加重视。3.5 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。本设计采用中四连杆机构的放煤机构设计购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982829图 3.6 推杆机构a长推杆 b短推杆图 3.7 短框架机构推移机构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。本设计采用中四连杆机构的放煤机构，结构如图 3.9 示：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982830图 3.9 中四连杆放煤顶煤支架该支架是六柱低位放顶煤支架，四根立柱支撑顶梁，两根支撑掩护粱。四连杆机构铰接在顶梁和底座上，并布置在立柱外侧，增加了垂直于工作面的稳定性，梁端变化小，后部工作空间大，操作方便。两根后立柱控制掩护梁摆动放煤，在掩护梁体内由千斤顶控制插板的伸缩，来控制放煤和挡矸，保证放煤工作顺利进行。顶梁前部铰接一带有挑梁的前梁。3.6 液压系统的设计3.6.1 液压系统的特点低位放顶煤支架的液压系统有如下特点：（1）采用介质为 5：95 的水包油乳化液；（2）各类阀和管路系统可选择流量为 125L/min 或 200L/min 两种类型。（3）泵站的压力和流量可根据需要选用，流量有上述两种；压力可调至 24.5MPa 或32MPa；（4）各类液控元件，一般均布置在顶梁、掩护梁、底座等结构上，根据需要也可布置在立柱上，整个系统应简单、便于操作、人行方便；（5）立柱的活塞腔油路上设有测压阀，可根据工作需要，随时装上压力测试装置进行压力测定，了解支架的受力状况；（6）液压系统可根据需要，结合喷雾系统，控制水路，进行放煤与喷雾，拉架与喷雾的联动或手动控制喷雾。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828313.6.2 支架的工作机构低位放顶煤支架的工作机构一般由立柱、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。3.6.3 控制系统低位放顶煤支架的控制阀组一般由两组操纵阀组，液控单向阀、安全阀、双向锁、截止阀、过滤器及测压阀等组成。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828323.7 液压支架的主要技术参数3.7.1 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：27.49cFm3.7.2 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， =0.9374.5m0.5407qMPasK采高时， =0.8373m0.4824qMPasK满足设计要求购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828333.7.3 ZFS5000/32/47 放顶煤液压支架性能参数一览表液压支架主要技术参数如表 3.1：表 3.1 液压支架主要技术参数表设备（部件）名称项目单位技术参数支架高度mm32004700支架宽度mm13801550支架中心距mm1500支护强度MPa0.4820.541对底板比压MPa1.46初撑力kN4021.2工作阻力kN5000操作方法本架操作支架整体性能泵站压力MPa35型式单伸缩活塞式根数根4缸径mm200柱径mm150初撑力kN1005.3工作阻力kN1256.8立柱行程mm1500型式正装差动式根数根1缸径mm190柱径mm95推力/拉力kN223/578(差动原理)推移千斤顶行程mm700侧型式内进液购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982834根数根2缸径mm80杆径mm60推力/拉力kN158/69推千斤顶行程mm170型式双作用单伸缩根数根2缸径mm100杆径mm70推力/拉力kN247126护帮千斤顶行程mm500型式双作用单伸缩根数根2缸径mm160杆径mm95推力/拉力kN633/409尾梁千斤顶行程mm1200型式双作用单伸缩根数根2缸径mm80杆径mm60推力/拉力kN158/69插板千斤顶行程mm1000型式双作用单伸缩根数根2缸径mm140杆径mm85拉后溜千斤顶拉力kN306购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982835行程mm700采煤机MGD150/NW 型前输送机SGZ 764/264 型配套设备后输送机SGW-40T 型购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828364 立柱结构设计和强度计算立柱是液压支架的主要承载与高度调节件。它除了要具有较高的承载能力外，还应有较大的伸缩行程，以满足支架工作高度的要求。在厚煤层开采中，为了增大支架对煤层厚度变化的适应性，常需使支架的伸缩比较大。此时，单伸缩立柱就难以满足要求。虽然采用在支架上装设机械加长杆的方法，在一定程度上可以扩大其调高范围。但机械加长杆在安装后就成为固定活塞杆，需要调节时装拆比较困难。目前，在国内外一些大高度的新型支架上日益采用伸缩式立柱。由于本设计的采高的变化范围较小，因此采用单伸缩立柱结构。4.1 单伸缩立柱缸径和工作阻力的确定设计参数：行程： 1500mm缸内工作压力： 40MPa完全缩回时长度： 2760mm完全伸出时长度： 4260mm4.1.1 单伸缩立柱缸径的确定立柱缸体内径按下列公式计算： （4.1）40cosaFDnP式中：D立柱缸体内径，；cm F支架承受的理论总载荷力，;kN 10cFF qkN n立柱的根数；安全阀调定压力，选型安全阀，；aPMPa1YFB40aPMPa立柱最大倾角，本设计立柱垂直布置，取。cos1代入相关数据，得：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398283740 7.49 54.07 1017.94 3.142 40 1Dcm圆整，取。200Dmm4.1.2 泵站压力的确定本设计选用型乳化液泵站，压力，考虑各种损失，按计算。2XRB B35MPa32MPa4.1.3 立柱初撑力的计算 （4.2）214 10bDPP式中：立柱初撑力，;1PkN 泵站压力，。bPMPa代入相关数据，得：11005.3PMPa4.1.4 立柱工作阻力的计算 （4.3）224 10aDPP式中：单根立柱工作阻力，；2PkN 安全阀额定工作压力，。aPMPa代入相关数据，得：21256.6PkN4.1.5 立柱缸体壁厚的计算支架立柱的壁厚一般为,即中等壁厚，按下式计算：mm163.2D购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982838 （4.4） 2.3p Dcp式中：缸内工作压力，；pMPa 考虑管壁公差即侵蚀的附加厚度，一般取；c2mm 强度系数，无缝钢管取；1 缸体材料许用应力，缸体选用，； MPa27SiMn 980MPa D立柱缸体内径，。cm代入相关数据，得：14.7mm圆整，取。20mm4.2 立柱强度验算4.2.1 立柱缸体强度验算1.缸体壁厚验算当时，按中等壁厚缸体公式进行计算：3.2D （4.5） 2.3pDcc式中：刚体实际最大承压，。 MPa代入相关数据，得： 210.6MPa安全系数为： （4.6） bnn式中：缸体材料为无缝钢管，；b27SiMn1000bMPa 许用安全系数，一般取。 n3.4购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982839代入相关数据，得: 9804.653.4210.6nn所以，缸体壁厚满足强度要求。2.缸体与缸底焊缝强度验算缸体与缸底焊缝强度按下式计算： ， （4.7）22001104PDdMPa式中：环形焊缝内径，；0dcm 环形焊缝外径（缸筒外径）,；0Dcm 焊接效率，取；110.7 立柱工作阻力，。PkN代入相关数据，得：2210 1256.6146.72320.30.74MPa焊缝抗拉强度：539bMPa安全系数为： （4.8） bnn代入有关数据，得： 5393.673.4146.7nn所以，焊缝强度满足要求。4.2.2 立柱活塞杆强度验算在承受同心最大轴向载荷时，立柱的初始挠度为：1 （4.11）1212121cos22l lG l la lP l 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982840式中符号如图 4.1 所示，G立柱总重，;缸体轴线与水平面夹角，。kN 图 4.1 立柱受力分析图购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q4013398284112122212121;lAlAlllaJJll11 活塞杆头部至缸体点的距离, 172. 5cm ； 缸体尾部至缸体点的距离, 257. 9cm ； 工作位置时立柱长度， 活塞杆全部外伸时，导向套顶端至活塞下端的距离, 15cm ； 活塞杆与导向套的配合间隙，0. 0168cm ； 活塞杆与缸体的配合间隙,=0. 028cm ；， 和范围内的断面惯性矩； 立柱的初始挠度； 立柱在工作载xP荷下的最大挠度； 活塞杆头部至最大挠度处的距离； 工作中立柱最大纵向载荷。立柱的最大挠度：当 （4.12）115ld 时，当 （4.13）122115,5lllJJd或时1121212lKKl ltt 当 （4.14）122115,5lllJJd时111142Klt式中： 11PKEJ22PKEJ E钢材弹性模量，；52.088 10EMPa 。11 1tan 57.3tK l活塞杆的合成应力为： （4.15）PPAW式中：A活塞杆截面积，当活塞杆为空心时，其截面积,为减弱系数；1AAKAAK W活塞杆的断面模数，当活塞杆为空心时，其断面模数,为减弱11WWKAWK系数。安全系数计算如下：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982842 （4.16） snn式中：许用安全系数，一般最小为 1.4。 n代入有关数据，得：10.1541.54cmmm立柱的最大挠度：11430.42.3265,1.54185lmmd活塞杆的合成应力为：1256.61256.6 0.154148.970.344 254.50.569 622MPa所以，安全系数： 3602.4161.4148.97snn活塞杆强度满足要求。必须指出的是，上述活塞杆强度的计算仅当活塞杆头部至最大挠度处的距离时才适用。1x cml,4413.142 18.5228022804877172.56464 1256.6dxP所以以上计算是正确的。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828435 液压支架受力分析5.1 概述5.1.1 支架工作状态1.顶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，由于受上部岩层压力，出现离层和裂隙，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。而顶板冒落是有一定过程的，一般可分为三个阶段，开始顶板处于无压状态，此时顶板较完整，而且没有下沉，称为无压状态；但经一定时间后，顶板就会下沉，通常称为老顶来压，此时顶板并不破裂，而且这种下沉带有一定的周期性，所以称为老顶周期来压状态；如果不及时支护，顶板就会破裂而冒落，此时叫冒落状态。2.支架工作状态支架在这三种状态下是这样工作的：开始支架以初撑力支撑顶板，此时为无压状态；当周期来压时，顶板下沉，使立柱下腔压力增大，当增大到大于安全阀调正压力时，安全阀被打开，使立柱下腔压力下降，称为立柱让压状态，使支架以工作阻力支护顶板；如果继续来压，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，称为压死状态，这是在设计和使用中必须注意避免的现象；当支架前移后，此时顶板处于无支护状态，顶板就要冒落，这就是液压支架在工作过程中的三种状态。3.支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，使顶梁受合力购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982844和底座受底板反力，其中顶板合力的垂直分力,由支架工作阻力来克服，所以在计算支F架的工作载荷时按支架的工作阻力来确定。F5.1.2 计算载荷的确定液压支架实际受载荷很复杂，顶梁和底座上的载荷既非集中载荷，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，作如下假设：1.把支架简化成一个平面杆系结构，同时为偏于安全，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来计算。6.作用在顶梁上水平力的产生有两种情况：一种是由于支架在承载让压时，由于顶梁前端运动轨迹为双纽线，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的趋势相反；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老塘的水平力，最大水平力与上相同。顶梁与顶板的静摩擦系数，目前国内一般取。f0.20.3:7.支架各部受力，按不同支护高度时受力最大值进行强度校核。8.各结构件的强度校核，除按理论支护阻力校核危险断面外，还要按液压支架型式试验技术规范的各种加载方式，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，将由安全系数保证强度。5.2 支架受力分析与计算支架的受力分析与计算，是按理论力学中一物体受几个力作用下处于平衡状态时，所受力和力矩之和为零的原理来进行分析和计算的。所以当支架支撑后在处于平衡状态时，取整体或某一部件为分离体也处于平衡状态。其合力与合力矩为零。即：满足静力平衡的充分必要条件为:购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828450;0;0xyxFFM下面就根据这一理论将支架简化成平面杆系进行受力分析与计算。 （5.6）5.2.1 主顶梁的受力分析与计算取尾梁为分离体，为顶梁与顶板的摩擦力，为立柱的工作阻力，为掩护rF,abP P,bbxy梁对顶梁的水平和垂直方向的力，为尾梁对顶梁在水平和垂直方向的力，为11,hhxy,aaxy前梁在顶梁与前梁铰接处对顶梁在水平和垂直方向的力，为前梁千斤顶对顶梁的作用1kP力，为顶板对顶梁的集中载荷力，为集中载荷力作用点距顶梁右端的距离。nFx由，得：0x （5.13）111cosnkbhaf FPxxx由，得：0y （5.14）1111sinankbhabyFPyyPP由，得：0bM （5.15）56154167511651591511059cossin()0nnhhbakkaaf FhFxlxhhylP lP lPhhPllxhhylll购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982846图 5.3 顶梁的受力分析由式（5.13） ，得： （5.16）1111cosbhnkaxxf FPx由式（5.14） ，得： （5.17）1111sinbhabnkayyPPFPy由式（5.15） ，得： （5.18）56154167511651591511059cossin()nnhhbakknaaf FhF lxhhylxP lP lPhhPllFxhhylll 主顶梁分离体中有 4 个未知数，而 3 个方程不可解，所以要结合掩护梁受力分析列的方程联立求解。5.2.2 掩护梁的受力分析与计算取掩护梁为分离体，受力如图 5.4 所示：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982847图 5.4 掩护梁受力分析图由，得：0x （5.19）16251coscos0bRRx由，得：0y （5.20）11625sinsin0byRR由，得：0oM （5.21）171100bbxhyl联立式（5.18） 、式（5.19）可得： （5.22）1162556tansincostanbbyxR由式（5.18） ，得：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982848 （5.23）12516coscosbxRR由式（5.20） ，得： （5.24）1710tanbbyhxl将式（5.16） 、式（5.17）代入式（5.24） ，可得的值。将的值代入式（5.16） 、nFnF（5.17） 、 （5.18）可求得的值。,bbx xy支架处于最高位置时，；。tan0.19971645678 ;625.2.3 底座的受力分析与计算取底座为分离体，受力如图 5.5 所示：图 5.5 底座受力分析图由，得：0x （5.25）1162153121coscoscos0RRPf F由，得：0y 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982849 （5.26）1161215312sinsinsin0abRFPPRP由，得：0dM 131415116141511681013141512215152159101101sincossincos0abPlllRllRhhP llllRlRhhf F hx F （5.27）联立式（5.25） 、 （5.26） 、 （5.27） ，可得： （5.28）1215312116sinsinsinabFPPRPR （5.29）131415116141511681011314151221515215910101sincossincosabP lllRllRhhxFPllllRlRhhf hF代入有关具体参数，可得：798.22;23.60;135.90;aamxkN ykN FkN 694.53;22.14;661.65;mhhPkN xkN ykN 5900;1433;nFkN xmm1748;347;bbxkN ykN 。12116465;6190;6603.5;93RkN RkN FkN xmm 5.3 顶梁的载荷分布在把顶梁所受顶板的载荷求出后，就可以进一步计算出载荷在顶梁上面的分布情况。由于顶板与顶梁接触情况不同，载荷实际分布很复杂。为计算方便，假设顶梁与顶板均匀接触且载荷为线性分布。设顶梁长为，顶板的集中载荷为，其作用点距顶梁一端为。则当时，gL1Fx3gLx 载荷分布为三角形。如图 5.6 所示。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982850 q3F1Lgq2图 5.6 顶梁三角形载荷分布顶梁前端比压为 0，顶梁后端比压为：2q3q （5.30）1323mFqB当时，载荷分布呈梯形分布，如图 5.7 所示。Lgx3顶梁前端比压为： （5.31）12262mFxLgqLgB:（顶梁后端比压为: （5.32）132(46 )mFLgxqLgB:图 5.7 顶梁梯形载荷分布购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982851式中：22232/;/;qkg cmqkg cmlcmFkgxQcmBcm 顶梁前端比压， 顶梁后端比压， 顶梁长度， 顶梁所承受最大载荷， 合力作用点位置，； 顶梁宽度，。由前面计算可知，属于第二种情况。代入数据计算，得：14333xmml2225900006 143.32 352.7352.7138.05.31/qkg cm 3225900004 352.76 143.3352.7138.018.94/qkg cm 5.4 底座接触比压顶板对支架的巨大载荷经由整台支架传到底板，在支架底座与底板接触处将具有一定的比压。由于底板岩性不同，含水量不同等因素，使底板具有不同的抗压强度。则在设计支架时，应验算底板的比压。底板与底座的接触面积： m （5.33）dddALb2式中：底座的长度；dL底座的宽度。db底座对底板的平均比压： （5.34）-611100dFq =AMPa代入数据求得：2dA3 1.354.05m 0q 65900000101.464.05MPa购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828526 液压支架强度计算6.1 强度条件我国液压支架强度计算中的强度条件如下：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828531.强度校核均以材料的屈服极限计算安全系数;s2.常用的承载结构件材料及工艺，见表 6.1表 6.1 常用承载结构材料工艺表主要零部件名称常用材料(MPa)s工艺性能16Mn280350:可焊性好、焊后无需热处理15MnVN450470:顶梁、底座、14MnNbB700可焊性差、焊接时需要预热，工艺困难柱冒、连接座ZG270500:ZG35Cr270350一般需调质处理，铸造缺陷较多，要严格控制质量销轴、连杆40Cr4540Mn230CrMnSi550360750900调质处理3.安全系数安全系数如表 6.2：表 6.2 安全系数表注：（1）顶梁、底座安全系数为 1.1，主要考虑加载时加载工作阻力 1.1 倍，掩护梁、连杆、销轴等不能进行加载强度校核，为偏于安全取 1.3. （2）如果各结构件计算出来的安全系数偏大时，可按标准钢材厚度减薄，或减少加强筋数量和筋板高度，以减轻支架重量，降低成本。根据计算表明，改变结构件高度对强度影响较大，而改变结构件钢板厚度对强度影响较小，在设计时可根据结构件具体情况酌情处理。安全系数前梁顶梁底座掩护梁前连杆后连杆n1.11.11.11.31.31.3安全系数主要轴缸体活塞杆n1.33.341.4购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828546.2 顶梁强度校核顶梁的受力分析、剪力图、弯矩图，见图 6.3。图 6.3 顶梁受力图由图 6.3 可知，顶梁的危险截面在集中力作用处，故需校核此处的弯曲强度和剪切强度。危险截面如图 6.4 示，对每块板进行编号，对相同位置相同截面的编成一个号，再计算截面面积；最后计算截面形心距。iFiy购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982855图 6.4 顶梁危险截面板 1： （两块） ； 板 2： （一块） ；120216板 3： （两块） ； 板 4： （两块） ；320440板 5： （两块） ； 板 6： （一块） ；520620板 7： （两块） ； 板 8： （两块） 。720820118000,10;Fy2221568,28;Fy3310160,130;Fy4420320,163;Fy5510160,163;Fy667600,266;Fy77881600,266;11200,266FyFy。1.截面形心至面的距离可用下列式进行计算：aay （6.10）8181iiiiiF yyF代入有关数据，得：141ymm购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828562.每个零件中心至截面形心之距可用下式进行计算：ia （6.11）iiayy代入有关数据，得：。12345678131;113;22;22;22125;125;125amm amm amm ammammaaa ；。3.截面中心主惯性矩zJ矩形截面的惯性矩为：，312zcb hJbh宽度；高度。每个零件对截面形心的惯性矩为： （6.12）3212ziiib hJaF代入有关数据，得：；8422.8 10zJmm8411 38 10zJmm.；8430.6 10zJmm8441.2 10zJmm；8450.6 10zJmm8461.2 10zJmm；。8470.3 10zJmm8481.8 10zJmm所以，88419.88 10ZziiJJmm4.弯曲应力和安全系数的计算 （6.13）maxmaxmaxZMyJ （6.14）maxsn代入有关数据，得：max382MPamax4501.21.1382sn购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982857故：顶梁的弯曲强度符合设计要求。5.剪切应力和剪切强度的计算由力矩图可以看出，在危险截面处的剪应力为最大，并且腹板采用钢板焊接，不如型钢，故需校核。由材料力学可知，中性轴处剪应力为最大，所以按此处进行校核。1)中性轴以上（或以下）的部分截面面积对中性轴的静矩0S （6.15）0iiiSSF y式中：中性轴以上（或以下）各部分零件断面的面积；iF 中性轴以上（或以下）各部分零件的中心坐标（对截面形心）；iy （6.16）iiyyy 危险截面的形心矩；y 每个零件形心至面之距；iyaa 中性轴以上（或以下）各部分零件面积对中性轴之矩。iS此处按中性轴以上进行计算，代入有关数据，经计算，得：636312636334631.05 10;2.44 10;0.66 10;1.32 100.66 10Smm SmmSmm Smmmm上上5；S。所以，。63012536.13 10iSSSSSSSmm上4上2）危险截面中性轴处最大剪应力max （6.17）max0max0ZQSJb式中：最大剪应力；maxQ 截面沿中性轴的总合宽度，此处，。0b03452160b代入有关数据，得：max123.2MPa3）安全系数的计算购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982858 （6.18） maxmax0.55sn代入有关数据，得：0.55 45021.1123.2n故：顶梁的剪切强度满足设计要求。6.3 掩护梁强度校核掩护梁的受力分析、剪力图、弯矩图，处理后的力学模型见图 6.5。由受力图可以看出掩护梁的危险截面在前连杆与掩护梁铰接处，故需校核此危险截面的弯曲强度和剪切强度。危险截面如图 6.6 示，对每块板进行编号，对相同位置相同截面的编成一个号，再计算截面面积；最后计算截面形心距。iFiy板 1： （一块） ； 板 2： （三块） ；140240板 3： （两块） 。33021120000,20;Fmmy22228800,160;Fmmy。3310200,250Fy1.截面形心至面的距离可用下列式进行计算：aay （6.19）8181iiiiiF yyF购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982859图 6.5 掩护梁受力图图 6.6 掩护梁危险截面图代入有关数据，得：128ymm2.每个零件中心至截面形心之距可用下式进行计算：ia （6.20）iiayy代入有关数据，得：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982860。123108;32;122amm amm amm 3.截面中心主惯性矩zJ矩形截面的惯性矩为：，312zcb hJbh宽度；高度。每个零件对截面形心的惯性矩为： （6.21）3212ziiib hJaF代入有关数据，得：；8412 36 10zJmm.8421.68 10zJmm。8431.53 10zJmm所以，38411.53 10ZziiJJmm4.弯曲应力和安全系数的计算 （6.22）maxmaxmaxZMyJ （6.23）max452,735ssnMnMPa选代入有关数据，得：max540MPamax7351.361.3540sn故：掩护梁的弯曲强度符合设计要求。5.剪切应力和剪切强度的计算由力矩图可以看出，在危险截面处的剪应力为最大，并且腹板采用钢板焊接，不如型钢，故需校核。由材料力学可知，中性轴处剪应力为最大，所以按此处进行校核。1)中性轴以上（或以下）的部分截面面积对中性轴的静矩0S （6.24）0iiiSSF y购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982861式中：中性轴以上（或以下）各部分零件断面的面积；iF 中性轴以上（或以下）各部分零件的中心坐标（对截面形心）；iy （6.25）iiyyy 危险截面的形心矩；y 每个零件形心至面之距；iyaa 中性轴以上（或以下）各部分零件面积对中性轴之矩。iS此处按中性轴以上进行计算，代入有关数据，经计算，得：。6363122.16 10;0.46 10Smm Smm上所以，。63012.62 10iSSSSmm2上2）危险截面中性轴处最大剪应力max （6.26）max0max0ZQSJb式中：最大剪应力；maxQ 截面沿中性轴的总合宽度，此处，。0b0233 40120bmm 代入有关数据，得：max180.3MPa3）安全系数的计算 （6.27） maxmax0.55sn代入有关数据，得：0.55 7352.241.3180.3n故：掩护梁的剪切强度满足设计要求。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828626.4 底座强度校核底座的受力分析、剪力图、弯矩图，处理后的力学模型见图 6.7。由受力图可以看出掩护梁的危险截面在前连杆与掩护梁铰接处，故需校核此危险截面的弯曲强度和剪切强度。由图 6.7 可知，底座的危险截面在后连杆与底座铰接处，故需校核此处的弯曲强度和剪切强度。危险截面如图 6.8 示，对每块板进行编号，对相同位置相同截面的编成一个号，再计算截面面积；最后计算截面形心距。iFiy板 1： （两块） ； 板 2： （两块） ；1302125板 3： （两块） ； 板 4： （两块） ；3402125板 5： （一块） ； 板 6： （一块） 。340340 图 6.7 底座受力图21128500,15;Fmmy22272500,92.5;Fmmymm23372000,480;Fmmymm244148400,560;Fmmymm。25515200,493;Fmmymm26615200,690Fmmymm购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q401339828631.截面形心至面的距离可用下列式进行计算：aay （6.28）8181iiiiiF yyF代入有关数据，得：405.8ymm2.每个零件中心至截面形心之距可用下式进行计算：ia （6.29）iiayy代入有关数据，得：123456390.8;313.3;74.2;154.2;87.2;274.2.amm amm ammamm amm amm 图 6.8 底座危险截面图3.截面中心主惯性矩zJ矩形截面的惯性矩为：，312zcb hJbh宽度；高度。每个零件对截面形心的惯性矩为：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982864 （6.30）3212ziiib hJaF代入有关数据，得：；5414 35 10zJcm.5427.21 10zJcm；54348.7 10zJcm54417.4 10zJcm；。5450.118 10zJcm5461.14 10zJcm所以，。654135.09 10ZziiJJcm4.弯曲应力和安全系数的计算 （6.31）maxmaxmaxZMyJ （6.32）max16,350ssnMnMPa选代入有关数据，得：max68.97MPamax3505.081.168.97sn故：底座的弯曲强度符合设计要求。5.剪切应力和剪切强度的计算由力矩图可以看出，在危险截面处的剪应力为最大，并且腹板采用钢板焊接，不如型钢，故需校核。由材料力学可知，中性轴处剪应力为最大，所以按此处进行校核。1)中性轴以上（或以下）的部分截面面积对中性轴的静矩0S （6.33）0iiiSSF y式中：中性轴以上（或以下）各部分零件断面的面积；iF 中性轴以上（或以下）各部分零件的中心坐标（对截面形心）；iy （6.34）iiyyy购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982865 危险截面的形心矩；y 每个零件形心至面之距；iyaa 中性轴以上（或以下）各部分零件面积对中性轴之矩。iS此处按中性轴以上进行计算，代入有关数据，经计算，得：737373123731.11 10;2.27 10;0.56 10;0.99 10.Smm Smm SmmSmm上4上所以，。730124.93 10iSSSSSSmm3上4上2）危险截面中性轴处最大剪应力max （6.35）max0max0ZQSJb式中：最大剪应力；maxQ 截面沿中性轴的总合宽度，此处，。0b0342220bmm代入有关数据，得：max42.17MPa3）安全系数的计算 （6.36） maxmax0.55sn代入有关数据，得：0.55 3504.561.142.17n故：底座的剪切强度满足设计要求。6.5 前连杆强度校核由以上受力分析可知，前连杆是二力杆，只受拉力作用，由KN 其结构断面如图 6.9 所示：16465R 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982866图 6.9 前连杆断面图1.抗拉强度核算面积： 260 40 4400 30 2A 2265600656mmcm拉应力：219855.2RN cmA安全系数：材料选择 45Mn2， N/cm73500s2735007.461.39855.2sn所以，连杆的抗拉强度符合要求。2、前连杆头面强度计算前连杆的头面截面，如图 6.10 所示，下面校核其抗拉强度,购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982867图 6.10 前连杆头面截面图头面的面积：（套筒未计入内）260 40 2(260 110) 40 2F 232800mm2328cm拉应力：3216465 1019710328RN cmF735003.731.319710sn所以，前连杆的头面符合抗拉强度条件 6.6 后连杆强度校核与前连杆相似，后连杆也是二力杆，只受压力，其断面结构如图 6.1161902RkN所示：购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982868图 6.11 后连杆断面图1.抗压强度计算面积： 260 40 4400 30 2A 2265600656mmcm拉应力：219855.2RN cmA安全系数：材料选择 45Mn2， N/cm73500s2735007.461.39855.2sn所以，连杆的抗压强度符合要求。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982869结论由于煤田地质构造的原因，我国急斜特厚煤层多数倾角大于 55 ，煤层厚度多在 2080 米之间，硬度系数，发育良好，特别适合放顶煤开采。但是，现在多数放顶:1.5f 煤液压支架的采高比较小，为了在急斜特厚煤层水平分段开采过程中，简化矿井的采掘系统和生产组织，提高生产率和产量，本次毕业设计做了一些初期工作，主要是采用增大放煤高度的方法，同时对已有支架某些结构做了一定改进使之更适用于急斜煤层的开采。 本文在对目前已有的放顶煤液压支架的分析的基础上，提出了适用于急斜特厚煤层的大采高放顶煤液压支架的设计方法：1.对现有的液压支架的结构件的结构不作大的变动，通过加大结构件的厚度和钢板的厚度来提高结构件的强度，从而达到较好的支撑效果；2.把后输送机千斤顶耳座与底座的联接改为活联接，改善了运输状况；3 在后输送机与千斤顶之间增加了结构件推杆，以避免后输送机与千斤顶活塞杆弯曲并防止输送机和支架下滑，以更好地适应急斜特厚煤层的开采；4.采用了前四连杆式的结构，虽然其稳定性和抗扭性较差，但是后不放煤空间大，重量也轻；5.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；6.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，增加了支架的纵向稳定性，并使梁端距变化较小；7.放煤增设摆动伸缩式尾梁，以调整工作空间和放煤口大小；8.顶梁较长，改善了掩护梁受力状况，以利顶煤在矿压作用下能较好的压碎；9.为了保证支架整体稳定性，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。在四连杆机构的设计当中，采用了电算法进行了机构的优化设计，得到了满足条件的机构，节省了时间，达到了很好的效果。将支架简化为平面杆系结构，进行了受力分购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982870析和计算，并得到了各个结构件的受力情况。根据现有支架的结构和特点，设计出了主顶梁、前梁、后连杆、拉杆、底座、放煤尾梁、立柱等重要部件的结构。在此基础上，对各个结构件的强度进行了校核，均满足强度条件。在设计中发现，由于地质条件复杂多变，在建立支架力学模型，特别是分析放煤尾梁的受力时遇到了一些困难，查阅了大量资料，但是都没有很好的对此进行详细的说明。另外，采用平面杆系的简化精度低、安全系数大，既不符合井下支架空间受力的实际情况，又经常导致使用过程中的损坏，如焊缝开裂、连杆扭曲变形等。目前，出现了一些新的理论来研究支架的结构强度，如，有限元法，薄壁箱型截面组合强度的计算机辅助算法以及液压支架强度的概率设计法等。这些都有待于以后去研究、探讨。致 谢在做毕业设计期间，自始至终得到了我的指导教师王慧老师的悉心指导，我的每一点进步都倾注了老师辛勤的汗水。老师严谨的治学态度、认真的工作作风以及在教学和科研的百忙当中仍挤出时间指导学生的精神，尤其值得学生佩服和学习。在此向我的老师致以最诚挚的谢意。向为我毕业设计提供方便的学校、学院、系表示感谢。感谢各位专家、教授和各位老师对我毕业设计的评审和指导。购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982871参 考 文 献1 丁绍南.液压支架设计.北京：世界图书出版社，19922 邢福康，刘玉堂.煤矿支护手册.北京：煤炭工业出版社，19913 赵宏珠.综采面矿压与液压支架设计.徐州：中国矿业学院出版社，19874 杨振复，罗恩波.放顶煤开采技术与放顶煤液压支架.北京：煤炭工业出版社，19955综采技术手册编委会.综采技术手册.北京：煤炭工业出版社，20006 程居山.矿山机械.徐州：中国矿业大学出版社，20007 雷天觉.新编液压工程手册.北京：北京理工大学出版社，19988 成大先.机械设计手册.北京：化学工业出版社，20049 曾正明.机械工程材料手册.北京：机械工业出版社，200310 Luciana DAdderioCrafting the virtual prototype：howfirms integrate knowledge and capabilities across organiza-tional boundaries JElsevier Science，Research Policy，2001。30(9)：1409142411 唐大放，冯晓宁.机械设计工程学.徐州：中国矿业大学出版社，200112 张家鉴，陈文享.液压支架. 北京：煤炭工业出版社，198513 甘永立.几何量公差与检测.上海：上海科学技术出版社，200114 徐灏.机械设计手册.北京：机械工业出版社，200315 单辉祖.材料力学.北京：高等教育出版社，199916 中国机械工程学会、中国机械设计大典编委会.中国机械设计大典.南昌：江西科学技术出版社，200217 王国法.液压支架技术.北京：煤炭工业出版社,1999购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982872翻译部分英文原文（见参考文献19.P157）SELF-ADVANCING HYDRAULIC POWERED SUPPORTSModern longwall mining employs hydraulic powered supports at the face area. The support not only holds up the roof, pushes the face chain conveyor, and advances itself, but also provides a safe environment for all associated mining activities. Therefore its successful selection and application are the prerequisite for successful longwall mining. Furthermore, due to the large number of units required, the capital invested for the powered support usually accounts for more than half of the initial capital for a longwall face. Therefore both from technical and economic points of view, the powered support is a very important piece of equipment in a longwall face.The application of modern powered supports can be traced back to the early 1950s. Since then, following its adoption in every part of the world, there have been countless models designed and manufactured in various countries. But unfortunately, there still is no uniform system of classification.A simplified classification is used in this section. Since a powered support consists of four major components (I. e., canopy, caving shield, hydraulic legs or props, and base plate), the ways by which they are interrelated are used for classification. In this respect , two factors are most important : (1) presence or absence of a caving shield - if a caving shield is included , the support is a “ shield ” type , otherwise , a frame or a chock ; (2) number and type of arranging the hydraulic legs - since support capacity is generally proportional to the number of hydraulic legs , it is important to specify the number of hydraulic legs that a support has . Furthermore, the way the hydraulic legs are installed is important; for example, a vertical installation between the base and the canopy has the highest efficiency of application whereas an inclined installation between the base and the caving shield has the least efficiency in supporting the roof.Based on this concept, there are four types of powered support, that is, the frame, chock, shield, and chock shield, in order of evolution of their development. However, it must be noted that the trend of development in each type is such that it becomes less distinguishable in terms of 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982873application.The four types of roof supports can be obtained for either longwall retreating or advancing systems, and they are available in standard, one-web-back, and immediate forward support (IFS) versions.With the standard system, the winning machine takes a cut or a slice, and the armored face conveyor is pushed over by the hydraulic rams that are fixed to the support units. The support units then are advanced sequentially to the conveyor. With the one-web-back system, a support is set back from the conveyor by a device that automatically keeps the leading edge of the support at a fixed distance from the conveyor .This allows easy access through the face and employs the standard method of advancing; I. e., pushing the conveyor first, and then advancing the support.With the IFS system , the support unit is advanced to the conveyor immediately after the cutting machine has passed , and the forward canopy of the support unit is long enough to support both the recently and newly exposed roof sections . After the supports have been advanced, the conveyor is pushed over.FRAMEThe frame support is an extension of the single hydraulic props conventionally used underground. Thus it is the first type developed in modern self-advancing hydraulic powered supports .It involves setting up two hydraulic props or legs vertically in tandem that are connected at the top by a single or two segmented canopies .The two segmented canopies can be hinge-jointed at any point between the legs or in front of the front leg .The base of the two hydraulic legs may be a circular steel shoe welded at bottom of each leg or a solid base connecting both legs (Fig. 8.8).Generally, a frame support consists of two or three sets of hydraulic legs. The set moving first is the secondary set; the set moving later is the primary set .There is a double-acting ram installed between each set. The piston of the ram is connected to the secondary set and the cylinder to the primary set. During support advance (Fig. 8. 9), the primary set is set against the roof while the secondary set is lowered and pushed forward by the piston. Having reached the new position, the secondary set is set against the roof while the primary set is lowered and pulled 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982874forward by the cylinder. The distance of each advance ranges from 20 to 36 in. (0.500.91m).Fig. 8.8 Frame supportA-primary set b-secondary setA B CFig. 8.9 Method of advancing the frame supportThe frame support is very simple, but more flexible or less stable structurally. There are considerable uncovered spaces between the two pieces of canopy which allows broken roof rock to fall through. Consequently, the frame support is not suitable for a weak roof. Frames have become seldom used because they are less stable and require frequent maintenance.CHOCKIn a chock support, the canopy is a solid piece and the base may be either a solid piece or two separate parts connected by steel bars at the rear and / or the front ends. In both cases a large 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982875open space is left at the center for locating the double-acting hydraulic ram which is used to push and pull the chain conveyor and the chock in a whole unit, respectively, a distinctive difference from the frame support. This setup designed for thin seams with two legs in the front and four legs in the rear, separated by walkways also used in the shields and chock shields.Again, all hydraulic legs are installed vertically between the base and the canopy (Fig. 8. 10). The number of legs ranges from three to six, but the four-leg chocks are by far the most popular ones. The six-leg chocks are y (Fig. 8.10c). For the six-leg chocks, the canopy is generally hinge-jointed above the walkway. Most chocks are also equipped with a gob window hanging at the rear end of the canopy. The gob window consists of several rectangular steel plates connected horizontally at both ends.A B CFig. 8.10 Schematics of various chock supportIn most chock supports, there are hinge joint connections between the legs and the canopy and between the legs and the base. But in order to increase the longitudinal stability, it is reinforced mostly with a box-shaped steel frame between the base and each leg. A leg restoring device is installed around each leg at the top of the box-shaped steel frame.The chocks are suitable for medium to hard roof. When the roof overhangs well into the gob and requires induced caving, the chocks can provide access to the gob.SHIELDShields, a new entry in the early seventies, are characterized by the addition of a caving shield at the rear end between the base and the canopy. The caving shields, which in general are inclined, are hinge-jointed to the canopy and the base making the shield a cinematically stable support, a major advantage over the frames and the chocks. It also completely seals off the gob and prevents rock debris from getting into the face side of the support. Thus the shield-supported face is generally clean.购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982876The hydraulic legs in the shields are generally inclined to provide more open space for traffic. Because the canopy, caving shield, and base are interconnected, it can well resist the horizontal force without bending the legs. Thus, unlike the solid constraint in the frame/ chock supports, the pin connections between the legs and the canopy and between the legs and the base in a shield support make it possible that the angle of inclination of the hydraulic legs varies with the mining heights. Since only the vertical component of hydraulic leg pressure is available for supporting the roof, the actual loading capacity of the shield also varies with the mining heights.There are many variations of the shield supports. In the following, six items are used to classify the shields, which enable a unified terminology to be developed for all kinds of shields. The types of motional traces of the canopy tip, leg positions and orientation, number of legs, canopy geometry, and other optional designs and devices can be clearly specified by the terminology.TYPES OF MOTIONAL TRACES FOR THE LEADING EDGE OF THE CANOPY.This is the most commonly recognized way of classifying the shield. Based on this criterion, there are three types, lemniscates, caliper, and ellipse (Fig. 8. 11).A. Lemniscate.L B. Caliper.C C. Ellipse.EFig. 8.11 Three types of motional traces for leading edge of the shield canopyA. Lemniscate. This is the most popular type. The caving shield and the base are jointed by two lemniscates bars which have a total of four hinges. As the hydraulic legs are raised and lowered, the dimensions of the lemniscates bars are selected such that the leading edge of the canopy moves up and down nearly vertically, thus maintaining a nearly constant unsupported distance between the face-line and the leading edge of the canopy .This is a feature that is widely considered most desirable for good roof control. There are clear limits of mining height within which the leading edge of the canopy moves nearly vertically. These limits are strictly controlled by the dimensional and positional arrangements of the canopy, caving shield, lemniscate bars, 购买后包含有 CAD 图纸和说明书,咨询 Q40133982877and the base. Beyond these limits, the edges will move rapidly away from the face-line creating a large unsupported area.B. Caliper. In a caliper shield , the caving shield and the base are connected by a single hinge .When the hydraulic legs are raised , the leading edge of the canopy moves in an arc away from the face , thus increasing the unsupported area This is considered
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