毕业设计105中国矿业大学2006届毕业设计液压支架

中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 1 页 1 绪论 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 3.5 5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。 1.1 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作了许多改进： 1.利用支架滑架，即把支撑掩护梁的支座利用千斤顶沿滑架向前移动一个中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 2 页 位置，以补偿由于立柱升高时端面距加大的差值。 2.利用伸缩顶梁，即当立柱升高时，在顶梁里利用千斤顶将顶梁伸出，以保持端面距基本不变。 3.将四连杆机构 应用于 支架结构设计之中，研制出具有四连杆机构的液压支架，不仅从根本上解决了端面距变动大和支架不能承受水平力的问题，而且开辟了液压支架设计的新时代。 4.1964 年，英国国家煤炭局实施液压支架试验规范； 1965 年， F.Dobson等人研制的刚性底座都促进了液压支架的进一步发展。 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。 1.2 我国液压支架的发展 我国研制液压支架起步也不算晚。 1959 年 10 月，原北京矿业学院设计了三种液压支架。 1961 年设计了 “本溪 - 型 ”支架，并制造出样机进行井下试验。1965 年北京煤炭科学院和郑州煤矿机械厂协作制造出仿英支架。 1967 年，太原煤炭研究所首次研究出四组迈步式支架，经修改后于 1972 年由郑州煤矿机械厂制造，并进行井下试验。 1970 年又为大同矿务局设计了 TZ-140 型支架，在此基础上研制出 TZ- 支架，开发了 TZ-IB、 TZ- 、 TZ- 、 TZ- 和 TZ- 型等液压支架。 1973 年，北京煤矿机械机械厂生产出第一套 BZZ 垛式支架，在阳泉矿务局使用。它是发展我国液压支架的起点。此外，有关院校、研究所和制造厂合作，还研制出一批较有成效的液压支架，如 ZY-3、 WKM-400、 BZZB、KD-280 和 FX-440 等。这些液压支架由于受到多种因素的限制，虽然使用效果中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 3 页 不佳，几乎全被淘汰，但为后来研制和开发更好的架型提供了宝贵的经验。 1974年和 1979 年，我国先后从英国、原联邦德国、波兰三国的五大公司进口了 48套和 100 套综采设备。国外先进支架的引进，促进了国产液压支架设计和制造水平的明显提高。到 1983 年末，全国在籍的各类支架共 31990 架。其中，国产支架 64 套，其性能质量和使用效果都是早期支架所不能比拟的。从 70 年代至今，光煤炭科学研究总院北京开采所共研制出 30 余种不同结构型式的 液压支架。架型包括：支撑式、掩护式和支撑掩护式，还有特殊采煤工艺用液压支架，如放顶煤支架，水砂填充支架及端头支架等。其中， 20 多种支架已通过鉴定，五种支架获奖。 总之，我国液压支架是从 50 年代末开始着手研制，经历可研制试验、引进、仿制和改进创新等阶段，直到现在的独立设计阶段。目前，除液压支架电液控制和支架计算机辅助设计与绘图方面落后于国外，其他方面均以达到国外同期水平。 1.3 放顶煤开采工艺及放顶煤液压支架 放顶煤综采近年来在我国得到迅速的发展。放顶煤综采技术的推广使用，扩大了综合机械化开采的使用范围，简化 了矿井的采掘系统和生产组织，大幅度地提高了综采工作面的劳动生产率和产量，降低了煤炭的生产成本，在煤矿生产上取得了显著的技术和经济效益。 1.3.1 放顶煤采煤方法的发展 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。 放顶煤开采方法的应用条件，也由开采残留煤柱、极不稳定的特厚煤层，发展到稳定的各种倾斜煤层的常规工作面，特别是赋存稳定的长臂工作面的开中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 4 页 采。放顶煤开采方法按工作面的巷道布置方式可分为：缓倾斜、倾斜特厚煤层预采顶分层煤（铺网或不铺网）放顶煤开采法；缓倾斜、倾斜特厚煤层预采中间层放顶煤采煤方法；缓倾斜、倾斜特厚煤层一次采全厚放顶煤采煤 法；急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤采煤法。按放顶煤工作面的回采工艺方式可分为：炮采放顶煤开采；普通机械化放顶煤开采；综合机械化放顶煤开采。 放顶煤工作面的机械化程度与普通的采煤工作面一样，也经过了缓慢的发展过程。其主要体现在落煤、支护、放顶煤和运煤等方式四个方面。落煤方式由手镐、风镐、炮采发展为机采（采煤机或刨煤机）；支护方式由木支护、金属摩擦支柱、单体液压支柱、滑移顶梁支架发展为放顶煤液压支架；放煤方式由手工落、装发展为双输送机。回采巷道内运输也由运量较小的刮板输送机发展为运量大、运距长的带式输送机运煤；工 作面的作业方式也由采、放轮流作业，发展为采、放平行作业，大大提高了工作面的产量和效率。 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。 1.3.2 放顶煤液压支架发展及特点 自 60年代法国率先研制节式放顶煤支架开采特厚煤层取得成功以来， 70年代法国、英国、匈牙利、原联邦德国、前苏联等国家又先后研制出插板式、开天窗式、后开门式放顶煤液压支架，使特厚煤层采煤工艺有了新的突破，产量与效率不断提高。以匈牙利奥伊克矿为例，使用 VHP 730 型支架，开采厚6.2米煤层，平均月产量达到 3.39万吨，效率 26.1吨 /工，工作面回收率 91%。 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 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 5 页 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 FY400 14/28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 1 3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 2 5倍，经济效益十分显著，吨媒 成本一般降低 8 20 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 1 3倍，甚至更高； 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 6 页 （ 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 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 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； 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 7 页 (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臂工作面发挥其优势，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 式中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 8 页 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 f 2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。 1.4 液压支架的组成 根据各部件的功能 ，液压支架的组成可归纳为五个部分见表 1.1。 1.5 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。具体的循环方式见表 1.2。 1.6 液压支架的工作原理 液压支架在工作过程中 ，不仅要可靠的支撑顶板，维 护一定的安全工作空间，而且要随工作面的推进，进行移架和推移输送机。因此，支架要实现升、降、推、移四个基本动作，这些动作是利用泵站供给的高压液体，通过工作性质不同的几个液压缸来完成的，如图 1.2 所示 表 1.1 液压支架组成表 序 号 部 件 功 能 举 例 1 承载结构件 承受并传递顶板载荷作用的结构件 顶梁、掩护梁、底座、连杆 2 动力油缸 用液体作介质可以主动产生作用 立柱、各类千斤顶 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 9 页 力，实现各种动作的油缸 3 控制元部件 操纵、控制支架各个动力油缸动作及保证所需工作特性的液压（电气）元部件 操纵阀 、单向阀、安全阀及管路、液压（电控）元件 4 辅助装置 不直接承受顶板载荷，而实现支架某些动作或功能所必须的装置 推移装置、护帮装置、活动侧护板、防倒、防滑装置 5 工作液体 传递能量的工作液压介质 乳化液 表 1.2 液压支架的支护方式表 支护方式 循环方式 支护特点 应用条件 即时支护 割煤移架推溜 支护滞后时间短 适用于各种顶板条件，应用最为广泛 滞后支护 割煤推溜移架 支护滞后时间较长 可用于稳定、完整的顶板条件，较少支架结构紧凑，目前应用 复合支护 割煤支架伸出探梁推溜 移架 支护滞后时间短 但增加了反复支撑 可适用于各种顶板条件，但支架操作次数增加，目前应用较少 1.6.1 支架升降和推移 当操纵阀 8 处于升柱位置时，从乳化液泵站来的高压液体通过操纵阀 8、液控单向阀 6 进入立柱 2 的下腔，立柱上腔回液，支架升起，并撑紧顶板。当操纵阀 8 处于降柱位置时，工作液体进入立柱的上腔，同时打开液控单向阀，立柱下腔回液，支架下降。 支架的前移和推移输送机是通过操纵阀 7 和推移千斤顶 4 来进行的。移架中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 10 页 时，先使支架卸载下降，再把操纵阀 7 置于移架位置，从乳化液泵站来的高压液体进入推移千斤顶 4 的前腔即活 塞杆腔，后腔即活塞腔回液。这时，支架以输送机为支点前移。移架结束后，在把支架升起，使支架撑紧顶板。若将操纵阀 7 置于推溜位置，高压液体进入推移千斤顶后腔即活塞腔，前腔即活塞杆腔回液，这时输送机以支架为支点被推向煤壁。 PO192345681171210图 1.2 液压支架工作原理图 1-顶梁； 2-立柱； 3-底座； 4-推移千斤顶； 5-安全阀； 6-液控单向阀； 7、 8-操纵阀； 9-输送机； 10-乳化液泵； 11-主供液管； 12-主回液 管 1.6.2 支架的承载过程 支架的承载过程是指支架与顶板之间相互力学作用的过程。它包括初撑、承载增阻和恒阻三个阶段。 1.初撑阶段 在升架过程中，当支架的顶梁接触顶板，直到立柱下腔的液体压力逐渐上升到泵站工作压力时，停止供液，液控单向阀 6 立即关闭，这一过程为支架的初撑阶段。初撑力的大小取决于泵站的工作压力 / 立柱缸径和立柱的数量。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、增加其稳定性和保证安全生产的关键。 2.承载增阻阶段 支架初撑结束后，随着顶板的下沉，立柱下腔的液体压力逐渐升高，支 架对顶板的支撑力也随之增大，呈现增阻状态，这一过程为支架的承载增阻阶段。 3.恒阻阶段 随着顶板压力的进一步增加，立柱下腔的液体压力越来越高。当升高到安中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 11 页 全阀 5 的调定压力时，安全阀打开溢流，立柱下缩，液体压力随之降低。当降到安全阀的调定压力时，安全阀关闭。随着顶板的继续下沉，安全阀重复这一过程。由于安全阀的作用，支架的支撑力维持在某一恒定数值上，这是支架的恒阻阶段。此时，支架对顶板的支撑力称为工作阻力，它是由支架安全阀的调定压力决定的。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。 1.7 采煤工作面液压支架设计要求和设计必要的基本参数 1.7.1 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。 1.7.2 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 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 12 页 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 。 1.8 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； （ 2） 最大采高 4.5m。 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。 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 13 页 由于我国急斜煤层煤层厚度都比较大，煤层厚度在 20 80m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。 maxmax MH （ 200 300） （ 2.1） minmin MH （ 300 400） （ 2.2） 式中：maxH 支架最大高度（ mm） ； minH 支架最小高度（ mm） ； maxM 最大采高（ mm） ； minM 最小采高（ mm） 。 本 设计最 大 采高maxM 4500mm,取支架最大高度 maxH 4500 200 4700mm 支架 最大高度 与最小高度之差为支架的调高范围。调高范围越大，支架适用范围越广，但过大的调高范围给支架结构设计造成困难，且可靠性降低。由于此次设计对最小采高无具体限制，并且放顶煤液压支架的调高范围无需太大，取支架的调高范围为 1500mm,则支架的最小高度 minH 4700 1500 3200mm 支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即： mmaxminHH(2.3) 代入有关数据，得 m=32004700=1.47 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： 3cmb B n C （ 2.4） 式 中： cb 支架间距（支架中心距）； mB 每架支架顶梁总长度； 3C 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。 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 14 页 支架间距cb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 170 200mm。其中宽面顶梁一般为 1200mm 1500mm，节式支架一般为 400mm 600mm。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中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 15 页 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 e 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 P 和后连杆与底平面的夹角 Q ，如图 2.1所示，应满足如下要求：支架在最高位置时， P 5262， Q 75 85；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 tan PW ，如果钢和矸石的摩擦系数 W =0.3，则 P =16.7。为了安全可靠，最低工作位置应使 P 25为宜。而 Q 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 Q 25 30，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 e 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 tan 0.35 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 h 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 e 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。 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 16 页 e1hPQoe= 30图 2.1 四连杆机构几何特征图 e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 。 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 17 页 2.3.1 四连杆机构的电算法 1.目标函数的确定 为了减少附加力，必须使得 tan 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。 2.四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， 1P 52: 62 ，即： 0.91 1.08: 弧度；1Q75 85:即 1.31: 1.48弧度 ；支架在最低位置时，保证 P1 25。 （ 2）后 1 连杆与掩护梁的比值，掩护式支架为 I =0.45: 0.61;支撑掩护式为 I = 0.61: 0.82。 （ 3）前后连杆上绞点之距与掩护梁的比 值为 I10.22: 0.3。 （ 4） e 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 70e mm以下。 （ 5）支架在最高位置时的 tan 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。 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 1H 为支架在最高位置时的计算高度。令 ： oa2= A ; ab = B ; ab = C ; cd = D ; 2od= E ; ae = G ; eb = F ; 1Jo=S ; Je =L ; A IG; ab Iae 1;tan =SL=U 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 18 页 e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 H1值确定后，掩护梁长度 G为： 111s i n s i nHG P I Q （ ） （ ） （ 2.5） 后连杆长度为： A I G （ 2.6） 前后连杆上绞点之距为 ： B I G1 （ 2.7） 前连杆上绞点至掩护梁上绞点之距为： F G B （ 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： 1P 的步长为 0.34弧度； 1Q 的步长为 0.34弧度；1I 的步长为 0.02； I 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 625组数据。此处，步长也可根据精度自行确定不必遵循此规定。 （ 2）后连杆下绞点至坐标原点之距为 1E ，如图 2.4所示 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 19 页 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 ,e 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 ,e 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 ,e 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 90o 到小于 90o 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）1b点坐标 当支架在最高位置 时 的计算高度为1H，此时1b点的坐标为： 11c o sx F P（ ）（ 2.9） 1 1 1s i ny H F P （ ） （ 2.10） 2）2b点坐标 支架 在最低位置时的计算高度为2H，此时2b的坐标为： 22c o sx F P （ ）（ 2.11） 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 20 页 2 2 2s i n s i ny B P （ ） + A （ Q）（ 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，2 2 5 3 0Q :为计算方便2 25Q ，即 0.436 弧度。 根据几何关系2P为： 2212212c o sa r c t a nc o sG E A QPE A Q （ ）（ ）（ 2.13） 3）3b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，3b点坐标为：33c o sx F P（ ）（ 2.14） 3 3 3s i n s i ny B P A Q （ ） （ ）（ 2.15） 式中 P3由下式进行计算： 132 2 21a r c t a n a r c t a n2EAPG G A E （ ）（ 2.16） 332QP（ 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1b、2b、3b这三点 为圆 的圆心。所以，1 2 3cb cb cb为前连杆的长度。因此，可以用圆的方程求得前连杆长度。即： 2211ccC x x y y （ ） （ ） （ 2.18） 上式中cx、cy为 c点坐标，可以按下列方程联立求得 : 2 2 2 21 1 3 3c c c cx x y y x x y y （ ） （ ） （ ） （ ） （ 2.19） 2 2 2 23 3 2 2c c c cx x y y x x y y （ ） （ ） （ ） （ ） （ 2.20） 由式（ 2.19）和式（ 2.20）得： 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 21 页 2 2 2 2 2 2 2 23 1 3 1 2 3 2 3 2 3 3 13 1 2 3 3 1 2 3( ) ( ) ( ) ( )2 ( ) ( ) ( ) ( )cx x y y y y x x y y y yxx x y y y y x x （ 2.21） 2 2 2 2 2 2 2 22 3 2 3 3 1 2 1 3 1 2 33 1 2 3 3 1 2 3( ) ( ) ( ) ( )2 ( ) ( ) ( ) ( )cx x y y x x x x y y x xyx x y y y y x x （ 2.22） 令 : 2 2 2 23 1 3 1M x x y y （ 2.23） N 2 2 2 22 3 2 3x x y y （ 2.24） T 3 1 2 3 3 1 2 32 ( ) ( ) ( ) ( )x x y y y y x x （ 2.25） 把 式 （ 2.23）到 式 （ 2.25）带入 式 (2.22)式得： 2 3 3 1( ) ( )c M y y N y yx T （ 2.26） 3 1 2 3( ) ( )c N x x M x xy T （ 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： cDy（ 2.28） 1 cE E x（ 2.29） 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 CA 0.9: 1.2范围。 （ 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 E1H4.5. （ 4）对掩护式支架应使 tan 的值 U 0.16 ；对支撑掩护式支架 02U. 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 22 页 tan 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） a1点坐标 4x= 11c o sE A Q（ 2.30） 41s iny A Q （ 2.31） （ 2）2o点55( , )xy坐标为1( ,0)E（ 3）1cb直线的斜率 ： 111ccyyK xx （ 2.32） （ 4）2oa直线的斜率 ： 45245yyK xx （ 2.33） 由于 c 、 b1、 o1在同一条直线上，因此，1cb和 11bo直线的斜率相同，所以11bo直线的斜率为 ： 61161yyK xx （ 2.34） 同理直线11ao的斜率为 64264yyK xx （ 2.35）联立（ 2.34）、（ 2.35）得： 1 1 1 2 4 4612K x y K x yx KK （ 2.36） 6 1 6 1 1y K ( x x ) y （ 2.37） 中国矿业大学 2006 届本科生毕业设计 第 2