机械毕业设计（论文）-放顶煤支撑掩护式液压支架设计【全套图纸】.doc

中国矿业大学2011届本科生毕业设计 第81页1 概述全套图纸，加153893706我国是一个贫油富煤，以煤炭作为主要能源的国家，煤炭的储量产量关系经济的快速发展和国家的安全稳定。我国煤储量十分丰富，据中国第二次煤田预测资料，埋深在1000m以下的煤炭总资源量为2.6万亿t。其中大别山-秦岭-昆仑山一线以北地区资源量约2.45万亿t，占全国总资源量的94%。 我国煤炭产量将由2005年的22亿吨增加至2010年的26亿吨，年均增长3.4%。在煤炭产量持续增加的情况下，根据“十五”历史数据，有研究员预计，煤炭行业固定资产投资仍将维持平稳增长，年均增长10%以上。能源的强烈需求要求煤矿尽快实现机械化，据发展目标，“十一五”期间，我国的煤炭百万吨死亡率将降到1.6以下。此外，煤炭工业的生产技术水平明显提高。其中，大、中型煤矿采煤机械化程度分别达到95%和80%以上，小型煤矿机械化、半机械化程度达到30%以上，平均劳动效率比2005年提高50%，矿井资源回收率达到40%以上。矿区生态环境恶化趋势得到控制，煤矸石、瓦斯抽放和矿井水利用率分别达到75%、30%和60%以上，采煤区沉陷治理取得明显成效，职工收入达到全国工业行业中上水平。1. 1煤矿支护设备介绍 煤矿支护设备是保证回采工作面正常生产和安全生产的重要设备之一，也是煤矿工作面使用规模最大、耗费资金最多的煤机产品。目前世界各国使用的煤矿支护设备主要是回采工作面单体支柱和回采工作面液压支架。回采工作面使用的支护设备有金属摩擦支柱、单体液压支柱和自移式液压支架。它们与采煤机和工作面输送机分别组成“普采”、“高档普采”和“综采”设备。1.1 .1单体支柱 国外主要产煤国家中，单体液压支柱曾经在回采工作面广泛采用，最早研制、使用的国家(如英国)在四十年代后期就已有产品问世。其后，联邦德国、日本、波兰、苏联等国家在五十年代相继采用。我国所使用的单体支柱主要有：1、木支柱2、金属摩擦支柱3、DZ型单体液压支柱1.1.2 液压支架的应用与研究现状液压支架是综合机械化工作面的主体设备，它能可靠而有效地支撑和控制工作面顶板，隔离采空区，保持安全的地下作业空间，并实现回采工作面及其相关设备的机械化推移。液压支架与采煤机、可弯曲输送机和顺槽转载机配合，构成了回采工作面的综合机械化设备，从而为煤矿地下开采实现高产、高效和安全生产创造了条件。因此，采用液压支架支护顶板是当代采煤技术的一次重要变革，也是煤矿生产现代化的重要标志。1.2国外液压支架现状支护和控制顶板，保持工作面的安全生产空间，是煤矿地下开采中的首要任务。在二十世纪五十年代前，国内外煤矿生产中，基本上均采用木支柱、木顶梁或金属摩擦支柱和铰接顶梁来支护顶板。1954年英国首次研制出液压支架，将液压技术应用到支护设备上，从而开辟了回采工作面支护设备的技术革命。从二十世纪六十年代起，国外各主要产煤国家，如前苏联、英国、法国、澳大利亚、美国、波兰等国家均相继大力发展和研制了各种型式的液压支架，并在煤矿生产中获得了广泛而成功的应用，从根本上改变和提高了地下开采的作业条件和安全性。据统计，目前这些主要产煤国家的地下开采综合机械化程度己达到90%左右，取得了良好的经济和社会效益。八十年代以来， 世界主要采煤国家一直围绕减面提产、减人提效、降低成本、实现矿井集中生产做努力， 他们积极开发和应用新技术， 致力于高性能、高可靠性的新一代重型液压支架的研制。目前，以液压支架为主体的地下开采设备，己逐步向程控、遥控和自动化方向发展。这种新型液压支架普遍具有微型电机或电磁铁驱动的电液控制阀，推移千斤顶装有位移传感器， 采煤机装有红外线传感装置，立柱缸径超过400mm。为减少割煤时间，一般采用0. 81m 的截深。支架还采用屈服强度8001000MPa 的钢板，既有较高的强度、硬度和韧性， 又具有良好的冷焊性能。随着长壁工作面长度的不断增加， 为适应快速移架的需要， 国外还广泛采用高压大流量乳化液泵站， 其额定压力为4050MPa ， 额定流量400500L / min ，可实现工作面成组或成排快速移架，达到68s/ 架。美国是世界上最先进的采煤国家， 早在1990年就已采用额定压力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68s/ 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2505280m 长壁综采面用工作阻力为28565kN 电液控制两柱掩护式支架，1997 年6 月产商品煤90. 43 万t ， 成为世界上首次月产商品煤近百万吨的工作面； 1995 年9 月， 阿科煤炭公司的西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t 。美国综采工作面最高日产超7 万t ，最高工效1336t / 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为7640kN 。如尤兰矿用电流控制的两柱掩护式支架，在1995 年8 月8 日创下澳大利亚有史以来日产3.41 万t 的最高记录， 班产一直保持在50006000t 。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60008000kN 。1.2.1 国内外液压支架现状我国是煤炭生产大国，在二十世纪六十年代也曾研制了几种液压支架，但未得到推广和应用。七十年代我国从英、德、波兰和前苏联等国引进了数十套液压支架，经过试用、仿制和总结经验，到八十年代以后我国液压支架的研制和应用获得了迅速的发展，相继研制和生产了TD系列、ZY系列和ZZ系列等二十多种不同规格的液压支架，并在国内大、中型煤矿中推广应用，大大提高了我国煤矿开采的机械化水平。我国在1964 年由太原分院和郑州煤机厂设计70 型迈步式自移支架， 从此开始了液压支架的国产化道路。1984 年，北京开采所、沈阳所、郑州煤机厂在沈阳蒲河矿进行我国第一套放顶煤液压支架的工业性试验，继而研制了多种低位、中位和高位放顶煤支架， 成功地在缓倾斜厚煤层和急倾斜厚煤层水平分层工作面使用。1990 年后， 国产液压支架得到了全面的发展，到1998 年止，全国已建成88 处高产高效矿井，其中14 处矿单个工作面的单产达15.72 万t / 月， 原煤生产人员效率达9.16t / 工， 综采机械化水平达49.32 % ，达到了世界先进水平。据统计：1995年，我国统配煤矿的综合机械化程度已达50%左右，液压支架在籍套为509套：2000年统配煤矿机械化程度己达65%。液压支架在籍套数达700多套。目前，国内大、中型矿井中，条件合适的煤层均采用液压支架进行综合机械化开采。液压支架己成为保证安全、高效生产的一种重要设备。在综采比例方面也低与世界产煤大国地位极不相称世界主要产煤国家的综采比例都是全国煤炭井工生产的比例。波兰是92.5 % ，俄罗斯是85.7 % ，乌克兰是76.4 % ， 而美国、德国、英国、日本都是99 %以上。我国1998 年统计，国有重点煤矿回采产量3.67 亿t ，只有1.87 亿t 是综采生产，占49.32 %。而国有地方煤矿的综采比例远低于此数；乡镇地方煤矿则基本是空白。据初步估计，按全国井工生产的煤炭来算，综采比例只有23 %左右。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。支架液压系统的阀类，用的是乳化油，防锈蚀要求很高，国外一直使用铜合金阀壳和高强度不锈钢阀芯；我国是45 号钢加表面防腐处理。密封件的寿命国外大于5a ，我国是2a 左右。我国液压支架耐久性试验要求是大于7 000 次，印度要求是大于35 000 次，美国是大于45 000 次。这样技术质量水平的支架在国内一般矿井勉强可以使用，在国内高产工作面及在国际上是没有竞争力的。综采工程技术人员普遍认为目前我国支架的工艺技术水平尚未达到1979 年引进的100套支架的技术水平，可想落后远不止20 a 。国内产煤大矿务局高产工作面使用进口设备这一问题发人深省。我们液压支架控制系统的研究也落后，目前，我国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的优点，但它存在严重缺点： (1) 工人劳动条件差，安全性差；(2)移架速度慢，影响采煤机效率的发挥； (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多少和技能高低有密切关系。1.2.2 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；（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液压支架的工作情况图1-2 综采工作面图1-2所示为液压支架在工作面的布置示意图。每个工作面一般由采煤机、液压支架、刮板输送机、转载机、乳化液压站和油管等主要设备组成。为了实现顶板即时支护，采用即时支护的方式。采煤机每切割一刀，液压支架依次完成降柱、移架、升柱和推溜四个主要动作过程。A-A截面是采煤机割煤前支架的工作状态，此时，输送机紧靠煤壁，推溜千斤顶活塞杆处于伸出状态，输送机紧靠煤壁。B-B截面是采煤机截割后的状态，端面距等于920mm。C-C断面是移架后的状态。它是在采煤机截割后，支架经降柱卸荷，并以输送机为支点，支架前移到靠近输送机的位置，然后升柱，支护好新暴露的顶板。D-D断面是推溜后的状态。在支架支撑顶底板后，以支架为支点，把输送机推向煤壁情况随着采煤机割煤的继续，工作面液压支架不断重复上述四割主要动作过程。从而对顶板进行即时支护，防止顶板冒落，保持一定的作业空间，确保综采工作面人员和设备的安全，实现顶板管理及采煤作业过程机械化。1.4液压支架的组成和分类1.4.1液压支架的组成液压支架是综采工作面支护设备，它的主要作用是支护采场顶板，维护安全作业空间，推移工作面采运设备。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、前梁、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、电控元件等。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。5) 工作液体，传递能量的工作液压介质：乳化液。1.4.2液压支架的分类及特点按液压支架在采煤工作面的安置位置来划分，有端头液压支架和中间液压支架。端头液压支架简称端头支架，专门安装在每个采煤工作面的两端。中间液压支架是安装在除工作面端头以外的采煤工作面所有位置的支架。中间液压支架按其结构形式来划分，可分为三种基本类型，即：支撑式、掩护式和支撑掩护式。1.5液压支架的工作原理液压支架在工作过程中必须具备升、降、推、移四个基本动作，这些动作是利用泵站供给的高压乳化液通过工作性质不同的几个液压缸来实现完成的。如图1.3示。1) 升柱当需要支架上升支护顶板时。高压乳化液进入立柱的活塞腔，另一腔回液，推动活塞上升，使与活塞杆相连接的顶梁接触顶板。2) 降柱当需要降柱时，高压液进入立柱的活塞杆腔，另一腔回液，迫使活塞杆下降，于是顶梁脱离顶板。图1.3液压支架工作原理-顶梁 -立柱 -底座 -推移千斤顶 -安全阀 -液控单向阀 、-操纵阀 -输送机 -乳化液泵 -主供液管 -主回液管3) 支架和输送机前移支架和运输机的前移，都是由底座上的推移千斤顶来完成的。当需要支架前移时，先降柱卸载，然后高压液进入推移千斤顶的活塞杆腔，另一腔回液，以输送机为支点，缸体收缩，把整个支架拉向煤壁；当需要推运输机时，支架支撑顶板后，高压液进入推移千斤顶的活塞腔，另一腔回液，以支架为支点，是活塞杆伸出，把运输机推向煤壁。1.6液压支架工作特性曲线支架的支撑力与时间曲线，称为支架的工作特性曲线，如图1.4所示：支架立柱工作时，其支撑力随时间的变化过程可分为三个阶段： 图1.4支架的工作特性曲线-初撑阶段； -增阻阶段； -恒阻阶段；-初撑力；-工作阻力1) 初撑阶段支架在升柱时，高压液进入立柱下腔，立柱升起使顶梁接触顶板，立柱下腔压力增加，当增加到泵站工作压力时，泵站自动卸载，支架的夜控单向阀关闭，立柱下腔压力达到初撑力，此阶段为初撑阶段，此时支架对顶板的支撑力为初撑力。支撑式支架的初撑力为： (1.1) 由上式可知，支架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。合理的初撑力是防止直接顶过早的因下沉而离层、减缓顶板下沉速度、式中 -支架立柱的缸径，；-泵站的工作压力，；-支架立柱的数量。增加其稳定性和保证安全生产的关键。一般采用提高泵站工作压力的办法来提高初撑力，以免立柱的缸径过大。2) 承载增阻阶段支架初撑后，随顶板下沉，立柱下腔压力增加，直到增加到支架的安全阀调正压力，立柱下腔压力达到工作阻力。此阶段为增阻阶段。3) 恒阻阶段随着顶板压力继续增加，使立柱下腔压力超过支架的安全阀压力调正值时，安全阀打开而溢流，立柱下缩，使顶板压力减小，立柱下腔压力降低，当低于安全阀压力调整之后，安全阀停止溢流，这样在安全阀调整压力的限制下，压力曲线随时间呈波浪形变化，此阶段为恒阻阶段。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。支撑式支架的工作阻力为： (1.2)式中 -支架安全阀的调定压力 ；支架的工作阻力标志着支架的最大承载能力。对于掩护式和支撑掩护式支架，其初撑力和工作阻力的计算还要考虑到立柱倾角的影响因素。支架的工作阻力是支架的一个重要参数，它表示支架支撑力的大小。但是，由于支架的顶梁长短和间距大小不同，所以并不能完全反映支架对顶板的支撑能力。因此，常用单位支护面积顶板上所受支架工作阻力值的大小，即支护强度来表示支架的支护性能。即 (1.3)式中 支架的支护面积，。1.7液压支架的支护方式综采工作面的主要生产工序有采煤、移架和推溜。 3个工序的不同组合顺序，可形成液压支架的3种支护方式，从而决定工作面“三机”的不同配套关系。1) 即时支护般循环方式为：割煤一移架一推溜，工作面“三机”的配套关系。即时支护的特点是，顶板暴露时间短，梁端距较小。适用于各种顶板条件，是目前应用最广泛的支护方式。2) 滞后支护一般循环方式为：割煤一推溜一移架。滞后支护的特点是，支护滞后时间较长，梁端距大，支架顶梁较短。可用于稳定、完整的顶板。3) 复合支护般循环方式为：割煤一支架伸出伸缩梁一推溜一收伸缩梁一移架。复合支护的特点是：支护滞后时间短，但增加了反复支撑次数。可适用于各种顶板条件，但支架操作次数增加，不能适应高产高效要求，目前应用较少。1.8采煤工作面液压支架设计要求和设计必要的基本参数1.8.1采煤工作面对液压支架的设计要求 为了满足长臂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；能防止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；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。1.8.2液压支架设计的基本参数1) 顶板条件根据老顶和直接顶的分类，对支架进行选型。2) 最大和最小采高根据最大和最小采高，确定支架的最大和最小高度，以及支架的支护强度。3) 瓦斯等级根据瓦斯等级，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，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. 液压支架整体结构设计2 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，所以按中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）（300400） （2.2）式中：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3500mm,取支架最大高度3800mm则支架的最小高度2000mm调高范围为1800mm支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即： (2.3)代入有关数据，得m=3800/2000=1.9由于液压支架的使用寿命较长，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；支撑掩护式支架为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。但考虑尽量减轻支架的重量，降低造价，可搞系列化，加强支架对顶板的适应性，降低伸缩比，尽量采用单伸缩油缸或带机械加长杆来增加调高范围。2.1.2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）式中： 支架间距（支架中心距）；每架支架顶梁总宽度；相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙；n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。2.2 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。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，5262，7585；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，如果钢和矸石的摩擦系数=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2530，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2.1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。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。图2.1 四连杆机构几何特征图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。2.3.1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。2.3.2四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1.311.48弧度；支架在最低位置时，保证。（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 = 0.610.82。（3）前后连杆上绞点之距与掩护梁的比值为0.220.3。（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mm以下。（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应小于0.2。2.3.3四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：=; =; =; =; =; =; =; =; =; ;=图2.3 四连杆机构参数图(1)后连杆与掩护梁长度的确定如图2.3所示 ，当支架在最高位置时的H值确定后，掩护梁长度G为： （2.5）后连杆长度为： （2.6）前后连杆上绞点之距为： （2.7）前连杆上绞点至掩护梁上绞点之距为： （2.8）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0.5弧度；的步长为0.5弧度；的步长为0.01；的步长，支撑掩护式为0.05。若上述四个变量各向前迈出五步，经排列组合变得到35组数据。（2）后连杆下绞点至坐标原点之距为，如图2.4所示图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。1）点坐标当支架在最高位置时的计算高度为，此时点的坐标为： （2.9） （2.10）2）点坐标支架在最低位置时的计算高度为，此时的坐标为： （2.11） （2.12）根据四连杆机构的几何特征要求，支架降到最低位置时，为计算方便，即0.436弧度。根据几何关系为： （2.13）3）点坐标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： （2.14） （2.15）式中P由下式进行计算： （2.16） （2.17）4）c点坐标根据图2.4所示，支架在三个位置时四连杆机构几何关系确定后，c点就是以、这三点为圆的圆心。所以，为前连杆的长度。因此，可以用圆的方程求得前连杆长度。即： （2.18）上式中、为c点坐标，可以按下列方程联立求得: （2.19） （2.20）由式（2.19）和式（2.20）得： （2.21） （2.22）令: （2.23）N （2.24）T （2.25）把式（2.23）到式（2.25）带入式(2.22)式得： （2.26） （2.27）c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） （2.29）2.3.4四连杆机构的优选按上述方法可求出很多组四连杆机构，并非所有的值都可以用，故要优选。优选的方法是给定约束条件，对所计算出的各组值进行筛选，最终选出一组最优的值来。其约束条件是根据四连杆机构的几何体特征要求，以及支架的结构关系，通过对国内外现有支架的调查统计，得出的约束条件如下：（1）前后连杆的比值范围根据现有资料的调查统计，前后连杆的比值0.91.2范围。（2）前连杆的高度不宜过大，一般应使。（3）E的长度，一般应使E.（4）对掩护式支架应使的值U ；对支撑掩护式支架的值按下面的方法进行计算。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= （2.30） （2.31）（2）点坐标为（3）直线的斜率： （2.32）（4）直线的斜率： （2.33）由于c 、b、o在同一条直线上，因此，和 直线的斜率相同，所以直线的斜率为： （2.34）同理直线的斜率为 （2.35）联立（2.34）、（2.35）得： （2.36） （2.37）图2.5 顺心位置图令： （2.38） （2.39）则： （2.40）2.3.5近似双纽线轨迹的绘制为了能计算和看出优选的一组值的e值，以及双纽线的凸弧段长度，要求打印出顶梁前端的坐标值画出双纽线轨迹来。（1）四连杆机构的方程图2.6 四连杆机构方程图从图2.6可知，在任一个角位置时，d点的x坐标值应满足下列方程 （2.41）B点的y坐标值应满足下列方程 （2.42）由式（2.42）得： （2.43）将式（2.43）代入式（2.41）得： （2.44）将式（2.44）整理得： (2.45)令： ; (2.46) (2.47) (2.48)将式(2.46)式（2.48）代入式（2.45）可得： (2.49)则式（2.49）可变成以Z为变量之方程，得： (2.50)不合题意之根已舍去。当时，式（2.50）才有意义。在图2.6中点任一位置时之坐标x,y可写成： (2.51) (2.52) 其中， 则 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：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，即：凸弧段长度 (2.53)式中， 支架最大高度所对应的y值； 支架由高到低，x值渐增，增加到极限位置所对应的y值。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