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液压支架的设计
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3754 液压支架的设计,3754,液压支架的设计,液压,支架,设计
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液压支架的设计1液压轴承概述1.1液压轴承的发展及其趋势1.1.1液压轴承的发展四十年代初期可弯曲刮板运输机在西德的推广，五十年代初期浅截式采煤机械在英国的应用，为机械化采煤开辟了广阔的前景。然而，支护工作仍为手工操作，劳动繁重，效率低，严重地影响着工作面机械效率的发挥。为了解决这一问题，国外从五十年代初着手研制液压轴承。第一个液压轴承工作面于1953年在英国问世，尔后，苏联、西德、日本、法国、美国、波兰和罗马尼亚等国家陆续应用和推广。我国也于六十年代初期开始研制液压轴承，七十年代初期即推广使用。液压轴承的出现，把回采工作面的支护技术从手工支护发展到机械化支护。液压轴承和可弯曲刮板机运输机、浅截式采煤机械（采煤机、刨煤机）的配合使用，使回采工艺过程破煤、装煤、运煤和支护全部实现了机械化，即所谓综合机械化采煤，简称综采。综采的出现，是煤炭工业的一次重大变革，它标志着煤炭工业机械化大生产的开始。综合机械化采煤设备的应用，使采煤工作面实现了高产、高效、安全、低耗的文明生产，使煤炭工业的面貌发生了深刻的变化。由于煤层赋存条件比较复杂，以及轴承本身的结构尚不够完善，初期的几种轴承不能适应各种矿山地质条件，所以在近二十年来，发展非常迅速。目前，液压轴承品种繁多，类型各异，为开采不同厚度、不同倾角和不同顶底板条件的煤层提供了优良的支护设备。1.1.2液压轴承的发展趋势随着采煤综合机械化程度的不断提高，液压轴承的发展速度较快，研制工作显得相当重要。鉴于我国煤炭资源丰富、分布面广、地质赋存条件复杂等因素，液压轴承有以下几个方面的发展趋势：1. 多样化: 任何一种型式的液压轴承都是在一定的条件下使用的，因此必须研制更多品种和不同性能的轴承，尤其是研制支撑掩护式轴承。2. 强力化：为了适应坚硬顶板的生产要求，已研制出工作阻力高达10000KN的轴承。今后还要研制高出撑力和高工作阻力的强力轴承。3. 自动化： 随着电牵引采煤机的问世和快速发展，要求配套的液压轴承具有很快的动作速度和较大的移动步距。为了加快轴承的动作速度，必须增大供液系统流量和改善操作条件、控制方式，即向高压力、大流量泵站（压力为45Mpa，流量为300L/min）、配有微型计算机的电液先导控制方向发展。 4. 标准化： 目前，我国在大力发展轴承品种的同时，要特别注意元件标准化，以提高产品质量、使用寿命、降低成本。 1.2液压轴承的分类及命名规则1.2.1液压轴承的分类（一） 按轴承与围岩的相互作用关系分类按照液压轴承与围岩的相互作用关系，目前使用的液压轴承可分为三大类，即支撑式、掩护式和支撑掩护式三大类。1支撑式液压轴承(如图11所示)支撑式液压轴承是一个在底座上放置几根立柱支撑顶梁，通过顶梁支撑顶板的简单结构基础上发展起来的。它是世界上发展最早的一种液压轴承。典型的支撑式液压轴承如1-1所示。立柱垂直布置在顶梁和底座之间，通过顶梁直接和控制工作面的顶板。其顶梁较长，立柱较多，靠支撑作用维护一定的工作空间，而顶板岩则在顶梁后部切断垮落。架后的挡矸帘只起着防止碎矸石从采空区涌入工作面的作用。这种类型的轴承具有强烈、底板较坚硬的煤层。但由于立柱垂直布置，所以轴承承受水平力的能力差，在水平力的作用下，轴承容易失去稳定性。图11 支撑式液压轴承2掩护式液压轴承（如图12所示）掩护式液压轴承是利用立柱、顶梁与掩护支护顶板和防止岩石落入工作面，如图12所示。这类轴承的顶梁较短，多数轴承的立柱只有一排，一般仅有12根，多呈倾斜布置，与掩护梁连接或直接连接在顶梁上。立柱通过顶梁支撑顶板。掩护梁直接与冒落的岩石相接触，阻止矸石涌入工作面并承受采空区矸石的载荷。这类轴承的支撑力小，但掩护性能和稳定性好，调高范围大，对破碎顶板的适应性较强，适用于支护不稳定或中等稳定的松散破碎顶板。图12 掩护式液压轴承3支撑掩护式液压轴承（如图13所示）支持掩护式液压轴承是支撑和掩护式轴承相结合的一种架型，以支撑为主，但同时又具有掩护作用，如图13所示。这种轴承采用了支撑式轴承双排立柱支撑顶梁的结构型式（或两根立柱支撑顶梁，两根立柱支持掩护），保留了支撑式轴承力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点，采用了掩护式轴承防护性能好、结构稳定的长处。因此，支撑掩护式轴承适用于直接顶中等稳定或稳定、基本顶周期来压明显或强烈、瓦斯涌出量较大的煤层。图13 支撑掩护式液压轴承（二） 按轴承的移动方式分类液压轴承按移动方式的不同可分为两大类:1.整体自移式液压轴承这类轴承一般均为整体结构，其移架和推溜共用一个千斤顶。该千斤顶与运输机之间有直接或间接的连接关系，因而能以输送机为支点实现拉架，以轴承为支点实现推溜。目前，多数液压轴承采用此种移动方式。2迈步移动式液压轴承这类轴承是由有一定连接关系的主、副架所成。移架与推溜的千斤顶是各自独立的，移架千斤顶分别与主、副架相连，互为支点，交替迈步移动；而推溜千斤顶一般只与轴承相连，另一端则呈自由状态，推溜时以轴承为支点。（三） 根据使用地点分类液压轴承按使用地点的不同可分为工作面轴承和端头轴承两类。除上面三种主要分类方法外，液压轴承还有按立柱的个数分类、按立柱在顶梁与底座之间布置方式分、按顶梁结构不同分类、按底座结构不同分类和按用途不同分类等分类方法。1.2.2 液压轴承的产品型号命名全部型号命名分三部分，第一部分为产品类型及特征代号，用大写汉语拼音字母表示；第二部分为液压轴承主要参数代号，用阿拉伯数字表示；第三部分为液压轴承补充特征及修改序号代号，用阿拉伯数字与汉语拼音字母表示。其组成和排列方式如下： | | | | | |_修改序号| | | | |_补充特征代号| | | |_主参数代号：| | | （工作阻力(KN)；| | | 最小高度(dm)； | | | 最大高度(dm)| | |_第二特征代号| |_第一特征代号|_产品类型代号1 “产品类型代号”表示产品的类型，统一用汉语拼音字母“Z”表示轴承 2 “第一特征代号”表示产品的支护功能、主要用途，用汉语拼音字母表示，“D”表示垛式；“J”表示节式；“Z”表示支撑掩护式；“Y”表示掩护式；“F”表示放顶煤；“C”表示充填；等等。3 “第二特征代号”表示产品的结构特征，使用场所，用汉语拼音字母表示，“H”表示滑移顶梁；“X”表示立柱“X”形布置；“P”表示铺网；“Y”表示后立柱支在掩护梁上；“S”表示双输送机或水砂充填；“D”表示单输送机；“F”表示风力充填；等等。4 “主参数代号”依次表示液压轴承工作阻力、最小高度、最大高度三个参数，均用阿拉伯数字表示，参数与参数之间“/”符号隔开，工作阻力单位为kN，高度单位为dm。5 “补充特征代号”是“第二特征代号”的补充，如果用前述代号仍难表示全面，可用“补充特征代号”补充表示。“补充特征代号”用汉语拼音字母表示，例如“L”表示机械联网；“C”表示插腿式或插板式等。6 “修改序号”表示产品改型或结构等有重大改进时作为识别之用，用加括号的汉语拼音字母依次表示，如第一次改型用（A）表示，第二次改型用（B）7 液压轴承型号中凡用汉语拼音字母表示者，一律采用大写字母，其中不得用“I”和“O”两个字母，以免与阿拉伯数字中“1”和“0”混淆8 液压轴承中的汉语拼音字母，以及阿拉伯数字的字体大小相仿，不得采用角注的办法。9 液压轴承型号中不允许以地区或单位名称作为“特征代号”来区别不同的产品。1.3液压轴承的组成及工作原理1.3.1液压轴承的组成液压轴承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。液压轴承的种类很多，但其基本功能是相同的。1、2互帮装置 3前梁 4顶梁 5、6立柱 7掩护梁 8后连杆 9前连杆 10底座 11推移装置图1-4 轴承组成结构根据各部件的功能，液压轴承的组成可归纳为五个部分见下表1-1 液压轴承组成表序 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力，实现各种动作的油缸立柱、各类千斤顶3控制元部件操纵、控制轴承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，而实现轴承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1.3.2 液压轴承的工作原理根据回采工艺对液压轴承的要求，液压轴承不仅要能够可靠地支撑顶板，而且应能随着采煤工作面的推进向前移动。这就要求液压轴承必须具备伸降和推移两个方面的基本动作，这些动作是利用乳化液泵站供给的高压液体，通过立柱和推移千斤顶来完成的如图15所示。1-顶梁；2-立柱；3-底座；4-推移千斤顶；5-安全阀；6-液控单向阀；7、8-操纵阀；9-输送机；10-乳化液泵；11-主供液管；12-主回液管图1-5 液压轴承基本工作原理图(一)升降升降指液压轴承升起支撑顶板到下降脱离顶板整个工作过程。这个工作过程包括初撑、承载、降架三个阶段。1 初撑阶段将操纵阀5放到升架位置，由乳化液泵站来的高压液经主进液管A、操纵阀5打开液控单向阀7，经管路B进入立柱下腔；与此同时，立柱上腔的乳化液经管路C、操纵阀5回到主回液管D。在压力液的作用下，活柱伸出使顶梁升起支撑顶板。顶梁接触顶板后，立柱下腔液体压力逐渐增高，压力达到泵站供液压力（泵站工作压力）时，泵站自动卸载，停止供液，液控单向阀关闭，使立柱下腔的液体被封闭，这一过程为液压轴承的初撑阶段。此时，立柱或轴承对顶板产生的最大支撑力称为初撑力。按下式计算：立柱初撑力 (KN)轴承初撑力 (KN)式中立柱的初撑力， (KN) D 立柱缸体内径或活塞直径， (mm)泵站工作压力 ()n每架轴承的立柱数轴承的初撑力(KN)支护效率，架型不同，支护效率也不同，支护效率主要取决于立柱的倾斜程度，当立柱直立时，支护效率为1；掩护式和支撑掩护式轴承，由于顶梁与掩护梁铰接，立柱斜撑，故支撑效率总是小于1，初选轴承时可取80左右。由此可见，轴承的初撑力取决于泵站工作压力、立柱数目、立柱缸体内径以及立柱布置的倾斜程度。2 承载阶段轴承达到初撑力后，顶板要随着时间的推移缓慢下沉而使顶板作用于轴承的压力不断增大。随着压力的增大，封闭在立柱下腔的液体压力也相应增高，呈现增阻状态，这一过程一直持续到立柱下腔压力达到安全阀动作压力为止，我们称之为增阻阶段。在增阻阶段中，由于立柱下腔的液体受压，其体积将减少以及立柱缸体弹性膨胀，轴承要下降一段距离，我们把下降的距离称为轴承的弹性可缩之值，下降的性质称为轴承的弹性可缩性。安全阀动作后，立柱下腔的少量液体将经安全阀益处，压力随之减少。当压力低于安全阀关闭压力时，安全阀重新关闭，停止溢流，轴承恢复正常工作状态。在这一过程中，轴承由于安全阀卸载而引起下降，我们把这种性质称为轴承的永久可缩性。轴承的可缩性保证了轴承不会被顶板压坏。以后随着顶板下沉的持续作用，上面的过程重复出现。由此可见，安全阀从第一次动作后，立柱下腔的压力便只能围绕安全阀的动作压力而上下波动，轴承对顶板的支撑力也只能在一个很小的范围内波动，我们可近似地认为它是一个长数，所以称这一过程为恒阻阶段，并把这时的最大支撑力较做轴承的工作阻力。工作阻力表示了轴承在承载状态下可以承受的最大载荷，按下式计算：立柱的工作阻力 (kN)轴承的工作阻力 (kN)式中 立柱的工作阻力 （kN）安全阀动作压力 （） D立柱缸体内径或活塞直径 （mm）轴承工作阻力 (kN)同样，轴承的工作阻力取决于安全阀的动作压力立柱数目立柱缸体内径以及立柱布置的倾斜程度。显然，工作阻力主要由安全阀的动作压力所决定。所以，安全阀动作压力的调整是否准确和动作是否可靠，对液压轴承的性能有决定性的影响。液压轴承承载中达到工作阻力后能加以保持的性质叫做轴承的恒阻性。恒阻性保证了轴承在最大承载状态下正常工作，即常保持在安全阀动作压力范围内工作。由于这一性质是由安全阀的动作压力限定，而安全阀的动作伴随着立柱下腔少量液体溢出而导致轴承下降，所以轴承获得了可缩性。当工作面某些轴承达到工作阻力而下降时（因顶板压力作用不均匀，工作面轴承不会同时达到工作阻力），相邻的未达到工作阻力的轴承便成为顶板压力作用的突出对象，即将压力分担在相邻轴承上，我们把这种轴承互相分担顶板压力的性质叫做轴承的让压性。让压性可使轴承均为受力。3 降架阶段降架是指轴承顶梁脱离顶板而不再承受顶板压力。当采煤机截煤完毕需要移架时，首先应使轴承卸载，顶梁脱离顶板。把操纵阀5手把扳到降架位置，由泵站来的高压液经主进液管A、操作阀5、管路C进入立柱上腔；与此同时，高压液分路进入液控单向阀7的液控室，将单向阀推开，为立柱下腔构成回液通路。立柱下腔液体经管路B、被打开的液控单向阀7、操作阀5向主回液管回液。此时，活柱下降，轴承卸载，直至顶梁脱离顶板为止。综上所述，液压轴承的升降过程可以用坐标图上的曲线表示，如图16所示. 该曲线为液压轴承的特性曲线，表示液压轴承的支撑力随时间的变化过程。图中的横坐标表示液压轴承的动作时间，坐标表示液压轴承的支撑力。轴承升起，顶梁开始接触顶板至液控单向阀关闭时的这一阶段是初撑阶段t,初撑阶段ab线的斜率决定于液压轴承的性能，即ab线越陡，轴承的支撑力增大到初撑力Pjc的速度越快。以后随着顶板下沉，轴承的支撑力逐渐由初撑力增大到工作阻力Pjz，这就是增阻阶段t1.增阻阶段bc线的斜率决定于顶板下沉的性质，bc线的长短决定顶板下沉量的大小，即bc线越短，顶板下沉量越小。在一定的顶板条件下，提高初撑力可缩短bc线的长度，减少增阻阶段的弹性可缩值，从而有利于减少顶板下沉，这就是轴承初撑力有不断提高趋势的原因。轴承达到工作阻力阶段t2。由于安全阀的开启压力稍高于它的额定工作压力，而关闭压力则稍低额定工作压力，所以正常工作时，恒阻线cd是一条近似平行于横坐标的波纹线。恒阻阶段直到轴承卸载时结束。当顶板压力较小（工作面刚投入生产）或设计的轴承工作阻力大于实际需要时，轴承可能没有恒阻阶段。在卸载阶段de，轴承下降，支撑力很快减少。图16 液压轴承的特性曲线 （二） 推移液压轴承推移动作包括移轴承和刮板输送机。根据轴承架式的不同，移架和推溜方式各不一样，但其基本原理都相同，即轴承的推移动作都是通过推移千斤顶的推、拉来完成的。图15为轴承与刮板输送机互为支点的推移方式，其移架和推溜共用一个推移千斤顶。1 移架轴承降架后，将操作阀6放到移架位置，从泵站出来的高压液经主进液管A、操作阀6、管路E进入推移千斤顶左腔，其右腔的液体经管路F、操作阀6回到主回液管D。此时，千斤顶的活塞杆受输送机制约不能运动，所以千斤顶的缸体便带动轴承向前移动，实现移架。当轴承移到预定位置后，将操作阀手把放回零位。2 推移输送机移动新位置的轴承重新支撑顶板后，将操作阀6放到推溜位置，推移千斤顶右腔进压力液、左腔回液，因缸体与轴承连接不能运动，所以活塞杆在液压力的作用下伸出，推动输送机向煤壁移动。当输送机移到预定位置后，将操作阀手把放回零位。采煤机采煤过后，液压轴承依旧降架-移架升架推溜的次序动作，称为超前（立即）支护方式，它有利于对新裸露的顶板及时支护，但缺点是轴承有较长的顶梁，以支撑较大面积的顶板，承受顶板压力大。与此不同，液压轴承依照推溜降架移架升架的次序动作，称为滞后支护方式，它不能及时支护新裸露的顶板，但顶梁长度可减少，承受顶板压力也相应减少。上述两种支护方式各有利弊。为了保留对新裸露顶板及时支护的优点，以及承受较小的顶板压力、减少顶梁的长度，可采用前伸梁临时支护的方式。动作次序为：当采煤机采煤过后，前伸梁立即伸出支护新裸露的顶板，然后依次推溜降架移架升架。2液压轴承结构和性能参数设计2.1液压轴承的结构设计2.1.1主要尺寸的确定 1 轴承高度和伸缩比轴承高度的确定原则，应根据所采煤层的厚度，采区范围内地质条件的变化等因素来确定，其最大与最小高度为； （mm） (2-1) （mm）(2-2) 式中：轴承最大高度 （mm）轴承最小高度 （mm）煤层最大高度 （mm）煤层最小高度 （mm）考虑伪顶、煤皮脱落后，仍有可靠初撑力所需要的支撑高度，一般取200300mm 取250mm顶板最大下沉量，一般取100200mm 取150mma移架时轴承的最小可缩量， 一般取50mm 浮矸石浮煤厚度， 一般取50mm由4500mm、2200mm得2450mm 轴承的伸缩比系数指其最大与最小高度之比值即： (2-3) 2.0455掩护式轴承可达3，一般范围是1.52.5 ，故满足条件2轴承间距轴承宽度是指顶梁的最小和最大宽度。宽度的确定应考虑轴承的运输、安装和调架要求。大采高轴承为促高稳定性中心距可采用1.75m，轻型轴承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。轴承顶梁一般装有活动侧护板，侧护板行程一般为170200mm。当轴承中心距为1.5m时，最小宽度一般取1400 1430mm，最大宽度一般取15701600mm。当轴承中心距为1.75m时，最小宽度一般取16501680mm，最大宽度一般取18501880mm。当轴承中心距为1.25m时，如果顶梁带有活动侧护板，则最小宽度取1150l 180mm最大宽度取11201150mm。如果顶梁不带活动侧护板，则宽度一般取1150 l 200mm。而一般轴承间距，按下式计算： b=B+nc (2-4)式中:b轴承间距B每架轴承顶梁总宽度C相邻轴承（或框架）顶梁之间的间隙n每架所包含的组架或框架数，整体自移式轴承n1；整体迈步式轴承n=2；节式组合迈步轴承n轴承节数。轴承间距b主要根据轴承型式，但目前主要根据刮板运输机油槽每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轴承外，轴承间距一般为1.5m. 但由于这次轴承属于大采高。故取b=1.75m3 顶梁尺寸（1）顶梁长度顶梁长度由轴承型式及支护方式来确定掩护式轴承，由于一般用于被碎顶板，应将顶梁长度加以控制，使空顶区范围内的重复支撑次数不超过45次，顶梁长度为1.52.5米，最大为3米 (2-5)顶梁长度（mm）配套尺寸（mm）底座长度（mm）其他长度（mm）ACos()-GCos(P1)+300+e (2-6)135+240+750+2501375（mm） A后连杆长度，即1782mmG掩护梁长度，即2940mme轴承由高到低顶梁前端最大位移量（mm），即35.1mm，P1轴承在最高位置时，分别为后连杆与水平面及掩护梁与水平面的夹角，分别取为 1.33,0.91。图21 轴承工作方式比较图(a)先推溜后移架工作方式（活塞杆处于收缩状态）（b）先移架后推溜工作方式（活塞杆处于伸出状态）计算得：底座长度通常，掩护式轴承的底座长度的3.5倍的移架步距(一个移架步距为0.6m)，即2.1m左右 取2430mm顶梁长度2364mm 满足条件 （2） 顶梁宽度顶梁宽度根据轴承间距和架型来定，架间间隙为0.2米 左右， 取1.65米 （3） 顶梁覆盖率顶梁覆盖率按下式计算： (2-7)顶梁总面积（）,即 2.464m1.65m L轴承控顶距（m）,即2.764m b轴承间距（m），即 1.75m计算得：84.05 4立柱布置 （1） 立柱数掩护式轴承数为二柱 （2） 支撑方式掩护式轴承为倾斜布置，这样可克服一部分水平力，并能够提高调高范围，一般立柱与顶梁垂线夹角小于，由于角度大，可使调高范围增大，同时由于顶梁较短，角度大后使立柱顶梁窝前移，使顶梁尖端支护力大 （3）立柱间距立柱间距的选择为有利于工作和部件合理布置的原则下，采用较小柱间距。立柱间距小，可减小控顶距，但工人行走不便，操作不便，支撑式和支撑掩护式轴承的立柱间距沿走向一般为1.01.5米，掩护式轴承选取0.9米 2.1.2四连杆机构的确定(一) 四连杆机构的几何算法首先用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度。如图2-1所示设：L掩护梁长度 (mm)L1后连杆长度 (mm)L2l点垂直线到后连杆铰点之距 (mm)H1轴承最高位置时的计算高度 (mm)H2轴承最低位置时的计算高度 (mm)从几何关系可以列出如下两式： (28) (29)将（28）和（29）式联立可得 (2-10)按四连杆机构的几何特征所要求的角度，选定P1、P2、代入（210）式，可求得的比值。而轴承在最高位置时的值为： (2-11)因此掩护梁的长度为： (212)后连杆长度为： (2-13)(2-12)和（213）两式中L1/L的比值按下值来定。掩护式轴承： L1/L=0.450.61掩护梁长度L和后连杆长度L1求出后取整数，再重新算出P1、P2、的角度，从而这几个参数新算确定了。（二）. 四连杆机构的电算法以液压轴承由高到低，顶梁端部的运动轨迹近似直线为目标函数编制程序，简称为直线程序。1 四连杆机构的几何特征。四连杆的几何特征为图22所示图22 四连杆机构几何特征图（1）轴承再最高位置时：P15262度，即0.911.08弧度；7585度，即1.311.48弧度。（2）后连杆与掩护梁的比值，对掩护式轴承为I1.450.61（3）前后连杆上铰点之距与掩护梁长之比为I1=0.220.3之间。（4）L点的运动轨迹呈近似双纽线，轴承由高到低其双纽线运动轨迹的最大宽度e=2530度，为计算方便令25度，即0.436弧度，则 (2-23)（c）.b3点坐标轴承的掩护梁与后连杆成垂直位置的几何关系时，b3点坐标为： (2-24) (2-25)其中： (2-26) (2-27)(d). C点坐标根据图23轴承在三个位置的几何关系可知，C点就是b1b2b3三点为圆的圆心，cb1=cb2=cb3为前连杆的长度。因此可以用圆的方程求得前连杆的长度即： (2-28)式中Xc、Yc为C点坐标，可以按下列方程联立求得： (2-29) (2-30)联立（229）和（230）得 (2-31) (2-32)令：M= (2-33)N= (2-34)T= (2-35)把（233）(2-34)(2-35)代入（231）(2-32)式得： (2-36) (2-37)（4）前连杆下铰点的高度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：D=Yc (2-38)E=E1-Xc (2-39)3.四连杆机构的选优以上求出的四连杆机构尺寸，并非所有的值都可以用，所以要选优，选优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特征要求，以及轴承的结构关系，通过国内外现有轴承的调查统计，得出的约束条件如下：（1）前后连杆的比值范围根据现有调查，前后连杆的比值C/A=0.912范围，令O=C/A,则O=0.91.2（2）前连杆的高度不宜过高，一般应使DH/5(H为轴承最大计算高度)（3）E的长度，一般应使EH/4.5(4).tg值对掩护式轴承应使U0.16；tg值按下图的方法进行计算如图24所示为轴承在最高位置时几何关系。图24 瞬心位置图（a）.a1点坐标 (2-40) (2-41)（b）.o点坐标 (2-42) (2-43)(c).cb1直线的斜率 (2-44)(d).pa1直线的斜率 (2-45)（e）.o点坐标由于c、b1、p在同一直线上，因此cb1和b1p直线的斜率相同,所以b1p直线的斜率为 (2-46)同理a1o直线的斜率为： (2-47)由（246）式得： (2-48)由（247）式得： (2-49)联立（248）、（249）经整理得 (2-50)由（246）式得 (2-51)令则：4.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l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及画出双纽线来。 从图24中可知，在任一角位置时，b点的x，y坐标应满足下列方程 (2-52) (2-53)由（253）式得： (2-54)将（254）式代入（252）式得 (2-55)将（255）式整理得 (2-56)令：Z= K= (2-57)J= (2-58)R= (2-59)将（257）、（258）、（259）式代入（256）式得： (2-60)能（260）以Z为变量之方程得 (2-61)不合题意舍去， 当时，（261）方程才有意义，在图29中l点任一位置时之坐标X,Y可以写成： (2-62) (2-63)其中：P4=arccos(Z) 则： (2-62)(2-63)两式就是液压轴承四连杆机构的曲线方程。5电算法见附录一6根据附录一，运行结果如图2-5图2-5 四连杆运行结果考虑最低高度Ymin、最大偏差e这些因素，由于在程序过程中后连杆角度的变化范围是从最大变到25，所以优先考虑最低高度Ymin,选取第二组数据。7编辑的四连杆机构优化程序的运行显示效果图26如下图2-6 四连杆机构双纽线图2.2液压轴承性能参数的确定2.2.1 支护面积轴承的支护面积按下式进行计算 (2-64)式中： 支护面积（） L顶梁长度（m）移架后顶梁前端到煤壁的距离（m），一般300mm2.2.2 确定立柱规格1立柱缸体内径按下式进行 （cm） (2-65)式中：D立柱缸体内径（cm）F轴承承受的理论总载荷力 （KN）n 每架轴承立柱数Pa 安全阀调正压力 （）立柱最大倾角()32(cm)根据参考资料1查得立柱外缸材料选取管材377mm32mm中缸外径取310mm、内径取260mm根据参考资料1查得立柱中缸材料选取管材325mm40mm活柱外径240mm根据参考资料1查得活柱材料选取热轧钢250mm 2.立柱的行程确定：图27 立柱行程确定根据最长为4013.2mm、最短为1717.7mm，变化范围为2295.5mm取整数为2300mm ,最短为1715mm，最长为4015mm。根据参考资料2查得中缸行程为1200mm、活塞杆行程为1100mm2.2.3 泵站压力确定泵站压力确定按产品目录规定的泵站工作压力，再考虑压力损失，取31.5 .根据参考资料2查得 DBD型直动式溢流阀 工作压力 40 31.5 Q250 2.2.4 底板接触比压1底座对板的比均比压平均比压按下式计算 （） (2-66)式中：平均比压 （）R底座对底板的合力 （KN）底座长度 （m）bd 底座当量宽度 （m）2 当合力之作用点位于底座前端以内时，比压呈三角形发布，前端比压最大，后端为零。 （） (2-67)式中：底座前端最大比压 （）3当合力R作用点位于底座中部以内时，比压呈梯形发布 （） (2-68) （） (2-69)式中：底座后端比压()底座前端至合力作用点的距离(m)2.2.5 推移千斤顶1推移千斤顶的缸径确定推移千斤顶的缸径与推移方式有关，可按下式进行计算。 (cm) (2-70)一般100KN框架推移千斤顶的缸径 (cm) (2-71)在薄煤层中100150KN;中厚煤层中150250KN；厚煤层中300400KN；浮动活塞式推移千斤顶的缸径按下两式联立求得。 (cm) (2-72) (cm) (2-73)以上式中： D推移千斤顶缸体内径（cm）泵站额定工作压力 ()d 活塞杆直径 （cm）推溜力 （KN）移架力 (KN)根据经验得取100KN、取150KN=6.2(cm)=9.9(cm)以上计算出的推移千斤顶的缸体内径，再按表2-1中标准选取。表21缸径（cm）160140125100806350杆径（mm）14010085100857070635045454032泵压（） 320推力（T）65504025161064拉力（T）1533946.2243129131610114.95.94.1推荐材料规格（mm）缸19422168201461412114102148311杆152*17105圆钢95圆钢110105圆钢95圆钢85圆钢8085圆钢70圆钢无无无无无根据表2-1和参考资料2查得活塞杆直径取 70mm缸径取 100mm根据参考资料1查得缸体选取管材 121mm*14 mm活塞杆选取热轧钢 80mm2推移千斤顶行程推移千斤顶的行程与推移步距有关，当推移步距为600毫米时，推移千斤顶的行程为700750毫米，按表24中规定选700毫米。2.2.6 平衡千斤顶1平衡千斤顶的作用（1）在空载条件下或移架过程中，用平衡千斤顶的推拉力保持顶梁呈水平状态或所需要的角度，可以使相邻轴承保持良好的密封状态，以防止串矸，使移架顺利进行。（2）利用平衡千斤顶的推拉力，改变轴承支撑合力的作用位置。当平衡千斤顶呈推力时，可增大顶梁前端的支撑力，有利于支撑和维护较硬碎的顶板；当平衡千斤顶呈拉力时，使顶梁后部支撑力提高，增强了轴承的切顶能力。当拉力足够大时，这种掩护式轴承有近似于支撑式和支撑掩护式轴承的受力特征，扩大了这种掩护式轴承的适用范围。（3）根据工作面的顶底板的状况，用平衡千斤顶调整轴承的顶梁，使顶梁与顶板接触良好，以改善支护的状况（4）.平衡千斤顶的推拉力为大小能明显改变轴承底座对底板的比压分布（5）在平衡千斤顶拉力的作用下，可增加轴承的支护强度。2平衡千斤顶的行程根据现场经验，有两种情况可使平衡千斤顶的耳环或平衡千斤顶拉坏，一种是操作失误，顶梁先翘，另一种是由于当顶板较坚硬，顶板压力作用点后移，使顶梁和掩护梁夹角增大，为此在设计时，平衡千斤顶的长度一般应轴承高度变化的要求，即：当活塞杆行程全部缩回，达到最小长度时，应满足轴承升到最大高度时顶梁由水平位置向下回转15度的要求。当活塞杆全部伸出时，应满足轴承降到最小高度时允许顶梁由水平位置向上回转10度的要求。按以上要求确定平衡千斤顶的长度和行程。在按表2-4取标准行程即可平衡千斤顶在三个位置的中心距分别是977mm、672mm、965mm，所以初定为660980mm，行程就为320mm。3平衡千斤顶的缸径 (cm) (2-74) (cm) (2-75)式中：d 活塞杆直径 （cm）安全阀额定工作压力 （）平衡千斤顶推力 （KN）平衡千斤顶拉力 （KN）（1）平衡千斤顶的拉力计算 平衡千斤顶的拉力计算按图2-49所示 平衡千斤顶的拉力作用在立柱上铰点到掩护梁后端这部分面积上，高度为轴承最大采高的岩石重量来计算取顶梁和掩护梁为分离体，对瞬时中心p点取距列平衡方程组，即得： （Kg） (2-76)而： （Kg） (2-77)再取顶梁为分离体，对g点取距到平衡方程式，即 得： （Kg） (2-78)式中：平衡千斤顶拉力 （取负） ，推力 （取正） （Kg）作用再立柱上铰点到掩护梁后端这部分面积上。高度为轴承最大采高的岩石重量（Kg）S至瞬心p之距(cm)b 立柱至瞬心p之距（cm）H轴承的最大采高（m）L岩体的计算长度（m）B轴承宽度(m)r 岩体容量 r=2600e 立柱到顶梁后铰点的距离 （cm）d 平衡千斤顶到顶梁后铰点的距离 （cm）（2）平衡千斤顶的推力计算 平衡千斤顶的推力，假设轴承支撑合力作用点分顶梁前后段长度为2：1，用这个比例关系计算平衡千斤顶的推力，即：代入轴承在最高位置时，取顶梁为分离体对g点取距求出的公式，即： (Kg) (2-79)式中：立柱的工作阻力 （Kg）x 合力作用点的位置 （cm）a 顶梁后铰点到瞬心的水平距离 （cm）f 系数 取0.3c 瞬心到顶梁后铰点的垂直距离（瞬心在铰点下方为正，上方为负）（cm）e 顶梁总长度（cm）k 顶梁后铰点到顶梁尾端之距 （cm）图28 平衡千斤顶分析图=65690 (Kg)=27224 (Kg)=70723 (Kg)=-1073(KN)所以 707KN1073KN=169(mm)=268(mm)根据机械设计手册液压传动查得活塞杆直径取 180mm缸径取 280mm根据中国机械设计大典2查得缸体选取管材 325mm 28 mm活塞杆选取热轧钢 190mm3液压轴承的强度设计3.1轴承的受力分析和强度校核3.1.1受力分析轴承的受力分析是按理论力学中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。所以当轴承支撑后处于平衡状态时，取整体或某一部件为分离体也处于平衡状态。其合力和分力矩为零。即：满足静力平衡的充分必要条件为各力在X轴上的投影之和为零（）；各力在Y轴上的投影之和为零（）；各力对某点取矩之和为零（）。下面就根据这一理论对掩护式液压轴承简化，进行受力分析与计算。（1）. 整体受力如图3-1所示。图3-1 铰接式顶梁轴承受力图（2）. 取顶梁为分离体，如图3-2所示已知：KN；mm；mm；当为“-”时KN；当为“+”时KN。求：F,X,.解： 图3-2 顶梁分离体受力图 (3-1) (3-2) （3-3）由3-3可得： (3-4)顶梁分离体受力图中有四个未知数，而3个方程不可解，所以要结合顶梁和掩护为分离体受力分析所列方程联立求解。取顶梁和掩护梁为分离体如图3-3所示。图3-3 顶梁掩护梁分离体受力图 (3-5)(3-4)代入（3-5）式，经整理得： （3-6）从（3-6）式可知：1）.当为正（平衡千斤顶为推力）；W0时，F力最小。2）.当为负（平衡千斤顶为拉力）；W0.3时，F力最大。所以在验算顶梁强度中，按平衡千斤顶拉力，W0.3进行计算，此时F最大，这个条件能满足，其他条件都能满足。取KN；W=0.3 (KN) （mm）由（3-1）式可得： (3-7) (KN)由（3-2）式可得： (3-8) (KN)当KN时同理：F=7646.6 (KN) X=770 (mm) (KN) (KN)通过比较当KN，此时，最大，对掩护梁受力最大，同时对前后连杆受力也最大，所以在校验掩护梁、前后连杆强度时，按平衡千斤顶的拉力进行计算，此时能满足要求，其他条件都能满足。（3）.取掩护梁为分离体如图3-4所示已知：.求：，图3-4 掩护梁分离体受力图解： (3-9) (3-10)联立（3-9），（3-10）式可得： (3-11) (KN)由（3-34）式可得： (3-12) （4）.取底座为分离体如图3-5所示图3-5 底座分离体受力图已知:.求：, (3-13) (3-14) (3-15)联立（33）、（34）、（35）可求得： （3-16） (3-17) 3.1.2强度校核1 顶梁强度校核图3-6顶梁弯矩图铰接处为危险截面，故对顶梁与掩护梁连接地方进行强度校核图3-7顶梁截面图a形心位置各板件的计算数据列于表31中表31件 号12345数 量11621256.6109.448.647.71860.835.89.7523.423.455023923.336.7100559582机构件的形心位置为： (3-18) b惯性矩 (3-19) =738950 ()c弯曲应力 (3-20) ()d 安全系数2 掩护梁强度计算图3-8 掩护梁受力图前连杆为最危险截面，故对顶梁与掩护梁连接地方进行强度校核a形心位置各板件的计算数据列于表32中表32件 号123456数 量116212240.6106.9104.429.7179.7420.8351928.928.928.945360922.878.3242.617910686图3-9 掩护梁截面图机构件的形心位置为： (3-21) b惯性矩 (3-22) =612381.8 ()c弯曲应力 (3-23) ()d.安全系数3 底座强度计算前连杆连接处为最危险截面，故对顶梁与掩护梁连接地方进行强度校核图3-10底座受力图a形心位置各板件的计算数据列于表33中表33件 号1234567数 量4422122284.41232009.666083.295.448.1100.841.634.2750.817.52091842666728.81064801874871.55图3-11底座截面图机构件的形心位置为： (3-24)b惯性矩 (3-25) ()c弯曲应力 (3-26) ()d.安全系数4立柱强度计算 (1) .采用乳化液泵的压力为31.5。选取初撑力与阻力比值0.75。已知立柱内径为320mm，材料为27无缝钢管，。阻力为3716，初撑力为2787。安全系数选取1.5，许用应力为。缸壁厚度用434式来计算，即： （327） 式中 缸内压力，。考虑到在缸口要安设导向套（车螺纹），选取壁厚为28.5mm。(2). 计算重叠长度 最小导向长度用式435来计算，即： （328） （329） 式中 、液压行程，根据立柱实际长度的需求，液压行程定为1200mm、1100mm。考虑立柱装配合理，分别取重叠长度为 220mm、210mm。(3)活柱强度校核 （330）式中立柱所受最大压力（N）活柱横截面积（）活柱最大弯矩（）活柱抗弯模量（）(4).中缸 （331）双伸缩立柱中缸不但受弯曲应力作用，而且还由于油压的影响受到径向应力和周向力的作用，为三维应力状态，如图所示径向力和周向力可由梅拉公式计算，即 （332） （333）按第二强度理论计算组合应力为 （334） (5).外缸 （335）双伸缩立柱外缸不但受弯曲应力作用，而且还由于油压的影响受到径向应力和周向力的作用，为三维应力状态，如图所示径向力和周向力可由梅拉公式计算，即 （336） （336）按第二强度理论计算组合应力为 （337） 3.2轴承受力的影响因素3.2.1 轴承高度实际工作阻力的影响图3-12 掩护式轴承工作阻力与高度的关系 虚线是工作阻力；实线是初撑力 由公式中可以看出Q与一些尺寸如、l等有关，而它们是随轴承高度而衍变化的，因此，轴承的实际工作阻力也就随高度而变化。掩护式轴承的变化曲线如图上图所示。从图中可知，在轴承调高范围内。小高度和大高度时轴承实际工作阻力都相对减。因此，在实际工作中为了发挥轴承的支撑力。应使轴承在适当的高度下工作3.1.2 摩擦系数时轴承实际工作阻力的影响摩擦系数f对轴承实际工作阻力的影响表现在“”的一项中。f一般般为0.10.3，所以对轴承的工作阻力有很大的影响。但是，当角很小时，是一个小值，则可以忽略对工作阻力的影响，即。3.1.3 平衡千斤顶的拉、推力对轴承的受力影响根据轴承在实际工作中平衡千斤顶推、拉力的变化，假定轴承高度为顶梁合力最大时的支护高度，矸石作用力=0,摩擦系数f=0.3，平衡千斤顶由拉力和推力进行轴承的受力分析。根据分析，平衡千斤顶为拉力时，顶梁后端比压增大，可增强切顶力，底座比压分布状态好，连杆受力较小；平衡千斤顶为推力时，合力作用点前移，可增加前端支护能力，此时底座前端比压增大，连杆力增加。3.1.4立柱倾角对实际工作阻力的影响轴承上作阻力与有关，即与立柱倾斜布置的角度有关。值是01，由三角函数中查出，095；当26、0.9，为了充分发挥轴承的工作阻力倾角不要大于18度.但是为了要适应煤层变化的情况，使轴承调高范围增大、也只能选择较大的倾角.4 液压轴承液压系统4.1液压系统的特点 （1）.控制方式为手动全流量本架控制。 （2）.液压主管路采用二线整段供液，供液压力管路的压力为35。 （3）.各立柱和千斤顶由片式组合操纵阀构成简单换向回路，可以机动动作。 （4）.立柱采用单向锁紧限压回路，平衡千斤顶采用双向锁紧限压回路，护帮千斤顶、提底千斤顶采用双向锁紧单侧限压回路。4.2 轴承的各个动作及其液路该系统可完成立柱升降、推溜、移架、护帮板推出和收回、顶梁与掩护梁角度调整、侧护板推出和收回等动作。（1）.升柱扳动立柱操纵阀（2）的手把，使其处于图示下部位置。这时，压力液直接打开两立柱液控单向阀，进入两立柱2的下腔，两立柱上腔的液体经操纵阀向主回液，两立柱同时升起。（2）.降柱扳动立柱操纵阀（2）的手把, 使其处于图示上部位置。这时，压力液到两立柱液控单向阀后分成两路：一路直接进入两立柱上腔，强迫两立柱下降；另一路打开闭锁下腔路上的液控单向阀，使下腔液体经操纵阀回液，两立柱同时下降。（3）.推溜扳动推移千斤顶操纵阀（3）的手把，使其处于下部位置。这时，压力液进入推移千斤顶3的活塞腔，推动活塞杆伸出推溜；活塞杆腔的液体经操纵阀回液。（4）.移架扳动推移千斤顶操纵阀（3）的手把，使其处于上部位置。这时，压力液进入推移千斤顶3的活塞腔，迫使活塞杆缩回移架；活塞杆腔的液体经操纵阀回液。（5）.推出护帮板扳动推移千斤顶操纵阀（6）的手把，使其处于下部位置。这时,压力液到液控双向锁，打开锁紧护帮千斤顶6活塞腔的单向阀，进入护帮千斤顶的活塞腔，推动千斤顶伸出，同时，压力液还将锁紧护帮千斤顶活塞杆腔并打开，接通千斤顶的回液路，使活塞杆腔的液体经操纵阀回液，护帮千斤顶伸出，带动护帮板贴紧煤壁。（6）.收回护帮板扳动推移千斤顶操纵阀（6）的手把，使其处于上部位置。这时,压力液到液控双向锁，打开锁紧护帮千斤顶6活塞腔的单向阀，进入护帮千斤顶的活塞腔，迫使千斤顶收回，同时，压力液还将锁紧护帮千斤顶活塞杆腔的单向阀打开，接通千斤顶的回液路，使活塞杆腔的液体经操纵阀回液，护帮千斤顶缩回，带动护帮板收回。（7）.顶梁和掩护梁角度调整a.角度增大：扳动平衡千斤顶操纵阀（1）的手把, 使其处于上部位置.压力液进入平衡千斤顶下腔，活塞杆伸出。顶梁和掩护梁角度变大。b.角度增小：扳动平衡千斤顶操纵阀（1）的手把, 使其处于下部位置.压力液进入平衡千斤顶上腔，活塞杆收缩，顶梁和掩护梁角度变小。(8).推出侧护板和收回侧护板压力液进入侧推千斤顶下腔，活塞杆伸出推出侧护板；压力液进入侧推千斤顶上腔，活塞杆伸出收回侧护板。5液压轴承的三维会图及其动画随着科学技术的发展，单一使用AutoCAD进行液压轴承设计已不能满足现代设计的需求。运用三维软件进行设计更能满足这一需求，像Pro/ENGINEER。对于广大的设计人员，利用该软件的实体建模、曲面建模、图形渲染等功能，可轻松实现其构思与创意；对于广大的结构或工程设计师，利用该软件不但可建立零件模型，还可轻松建立部件、整机的装配模型，同时还可对设计的产品在计算机上预先进行动态、静态分析、装配干涉检验，甚至运动仿真功能，令其设计不仅快速高效，而且天衣无缝，一次成功。5.1建立三维实体模型液压轴承三维实体模型的建立应采用自上而下的方法，即先在Pro/ENGINEER软件的零件环境中通过特征造型来生成轴承的所有部件模型，然后在装配环境中按装配关系逐个进行轴承部件的装配。这种建模方法的优点是：轴承各部件模型的设计是独立的，其重建、修改方法很简单，与其它部件不存在相互关联。5.2轴承三维实体模型的装配创建完轴承所有部件模型后，开始对轴承进行装配。在装配环境中调入底座作为轴承模型的基准部件，系统自动对它施加固定关系，通过面匹配、面对齐、轴对齐，联接、角度等装配关系，将后续调入的轴承前连杆、左后连杆、右后连杆、掩护梁等部件与底座依次进行装配。装配时，轴承前连杆耳板与底座耳板之间面匹配和轴对齐；左、右后连杆与底座面匹配和轴对齐；左后连杆和右后连杆之间轴对齐；掩护梁体和右后连杆轴对齐、面匹配；顶梁体和掩护梁体之间轴对齐、面匹配。结 论通过对液压轴承的设计，我查阅了大量相关资料，并结合自己的实际题目，把以前学到的理论知识具体地应用到这次设计实践中来，使课题的内容充实新颖，在四连杆机构的优化设计当中，温习了以前所学的计算机语言，在绘图过程中，选择了方便而简单的三维实体建模，然后再生成二维视图，简单而又方便。在液压轴承的设计的过程中，我着重分析轴承四连杆机构方面的问题，经过理论上的设计与计算，在设计过程查阅了不少的关于液压轴承的最新研究成果，并参考了已有的液压轴承的架型，在四连杆机构的设计方面提出了自己的设计参数。通过在四连杆机构方面的分析，我对轴承的四连杆机构的功能和设计有了初步的认识和了解。同时，通过对结构方面的分析，我对结构件的功能和设计也有了初步的认识和了解.通过对机架的受力分析、强度校核，明白了在设计液压轴承结构时，哪些地方可能会出现问题，为今后做液压轴承设计奠定了良好的基础。由我的知识水平有限，论文不可避免的存在一些错误，重要的是我在写论文期间，进一步培养了独立思考和自学能力，相信在以后的学习和工作中都会受益非浅。参考文献：1 丁绍南著. 液压轴承设计. 北京：阜新矿院.1985.42煤炭工业职业技能鉴定指导中心著. 液压轴承工 煤炭工业出版社.2000.53 赵宏珠著. 综采面矿压与液压轴承设计. 中国矿业大学出版社.1988 .4杨振复等著.放顶煤开采技术与放顶煤液压轴承.煤炭工业出版社.1995.65马振福著.液压与气压传动.北京：机械工业出版社.20046王国法著.液压轴承技术.北京：煤炭工业出版社.19997黄嘉兴等著.液压传动与采掘机械.中国矿业大学出版社.2005.38周四新著 Pro/ENGINEER Wildfire2.0 实例教程.机械工业出版社.2006.39戴绍成等著.高产高效综合机械化采煤技术与装备（上）.煤炭工业出版社1997.1110王启义著.中国机械设计大典2.江西科学技术出版社.2001.1111郝桐生著.理论力学.高等教育出版社.2003.312刘鸿文著.材料力学.高等教育出版社.1991.513 甘永立著. 几何公差与检测. 上海科技出版社. 2001.414 刘炳文著. 精通Visual Basic 6 . 0 中文版. 电子工业出版社.1999 . 715史耀武著.焊接技术手册.福建科学技术出版社.2004.916成大先著.机械设计手册液压传动.化学工业出版社.2004.117李爱军等著.画法几何及机械制图.中国矿业大学出版社.2002.718 M. Oblak, B. Harl, B. Butinar Optimal design of hydraulic support Structural and Multidisciplinary Optimization August 200019 C. Ramakrishna, J.D. Desai High rate anaerobic digestion of a petrochemical wastewater using biomass support World Journal of Microbiology and Biotechnology May 199720 K. Stoinski, M. Mika Dynamics of Hydraulic Leg of Powered Longwall support Journal of Mining Science January 200321 L. Bjrnsson, B. Mattiasson, T. Henrysson Effects of support material on the pattern of volatile fatty acid accumulation at overload in anaerobic digestion of semi-solid waste June 199722Jean-Philippe Vidal,Sabine Moisan, Jean-Baptiste Faure Knowledge-Based hydraulic Model Calibration October 2003翻 译英语原文：Hydraulic shield-type supportAbstract:The invention is concerned with a hydraulic shield-type support for supporting roofs in mines comprising a pair of base slides between which is located a channel-section guide beam supporting an hydraulic ram. At the rear end of the hydraulic ram a yoke is pivotally connected at a central part thereof to the rear end of the guide beam, the two outer portions of the yoke being pivotally connected to the rear end portions of the base slides. The front extendable end of the ram is connected to an elongate flat tongue which is longitudinally slidable in the guide beam underneath the hydraulic ram.1. A hydraulic shield-type mine-roof support comprising a pair of adjacent base slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a channel-section guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base slides at the rear ends thereof to permit relative movement between said base slides both longitudinally and vertically, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, means coupling said transverse yoke to the rear end portion of said guide beam by at least one substantially vertical pivot pin, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam within the channel thereof, below said driving ram, and connected to said inspection platform. 2. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein the channel of said guide beam is open at its upper side and partially receives the driving ram. 3. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said means connecting the outer cylinder of the ram to the guide beam comprise a stirrup which bridges the channel in the guide beam. 4. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said substantially vertical pivot pin coupling said transverse yoke to the guide beam is located at a central portion of said yoke, and wherein the outer portions of said yoke are pivotally connected to the respective base slides through longitudinally-extending hinge joint pins, each pin being secured so that it can rotate about its longitudinal axis in a respective bearing housing disposed at the rear end of the respective base slide. Description:This invention relates to hydraulic shield-type supports for supporting roofs in mines, especially coal-mines. In German Published Patent Application No. 26 44 999 there is described a hydraulic shield-type mine-roof support comprising two base slides which are movable relatively to one another in a vertical direction and which form a pedestal for hydraulic vertically-adjustable props, a roof-engaging plate or other structure which is pivoted near its back-filling end to an obliquely-disposed shield guided in a vertically pivotable manner by control levers pivotably connecting the rear portion of the shield to the base slides, and a hydraulic driving ram disposed between the base slides. One end of the driving ram of the support is connectable to a cross-member connecting the base slides on the working face side, while the other end of the driving ram is connectable at the back-filling side via a transverse yoke to a guide linkage which, in turn, at the working-face side, is connected to a conveyor, driving beam or the like. The force of the driving ram required for moving the support forwards is transmitted to the base slides via the cross-member on the working-face side. If, during the advance of the support, one of the base slides moves over an uneven part of the mine floor, the result (owing to the pivoting connection of the control levers to the shield and the base slides) will be a lifting motion of that base slide relatively to the other slide and a simultaneous forward motion. The said cross-member must therefore be constructed to follow the complicated motion of the base slides in two directions, since otherwise the driving ram will be loaded by unacceptably-high transverse forces. However, the structure required for making this possible is relatively expensive and takes up too much space. In particular, as the cross-member and its associated structure is disposed in the working-face region of the base slides where the travelling-road usually is, the road is considerably obstructed as a result. It is therefore necessary, particularly in thin seams, to move the drive ram further into the support, thus reducing the total length of the support. In order to shorten the total length of the driving mechanism and allow the driving ram to move further into the support, it has been proposed to mount the drive ram on a swivel mounting at one side on a base slide of the support, a bridge interconnecting the two base slides, serving only, in this case, to guide the base slides parallel to one another-see German Published Patent Application No. 26 44 614. This drive mechanism, however, has the disadvantage that the driving force exerted on only one base slide is now transmitted to the adjacent base slide via the shield and the above-mentioned control levers. As a result, the adjacent base slide is subjected to a component of force directed towards the floor of the mine which presses the tip of the latter slide into the floor. The main object of the present invention, therefore, is to provide a drive mechanism which does not obstruct the travelling-road in the front region of the support and which transmits the force of the driving ram to both base slides substantially equally. With this object in view, the invention is directed to a hydraulic shield-type mine roof support comprising a pair of adjacent base slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base slides at the rear ends thereof, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam and connected to said inspection platform. An example of a mine-roof support in accordance with the invention is shown in the accompanying drawings, in which: FIG. 1 is a side view of the support, shown diagrammatically; FIG. 2 is an enlarged plan view from above of the base slides and drive mechanism forming part of the support shown in FIG. 1; and FIG. 3 is a section taken on the line III-III in FIG. 2. The mine-roof support shown in the drawings comprises a pair of base slides 1, 2 which lie alongside each other and are shaped to slide over the floor of a mine. Pivotally connected to the base slides is at least one hydraulic prop 3 and at least two control levers 4 and 5, the lower end of the prop 3 being connected to the base slides by the pivot means 6, and the lower ends of the levers 4 and 5 being connected to the base slides by the pivot means 7, 8. The upper ends of the levers 4, 5 are pivotally connected at 10 and 11 respectively to a shield 12 which can, by expansion and contraction of the prop 3, be raised and lowered with respect to the base slides 1, 2. At its upper end, the shield 12 pivotally supports at 13 a roof-engaging plate or other such structure 14 to which the upper end of the prop 3 is pivotally connected at 9. The face of the mine is shown at 31 in FIG. 1. A hydraulic driving ram 15 which can act at both ends is disposed between the base slides 1, 2 in a channel-section guide beam 16 which is closed towards the floor of the mine. The ram 15 is secured to the beam 16 by a retaining stirrup 17 which is disposed on the upper surface of the outer cylinder 18 of the ram 15 and which is secured by cotter pins 19 to the side walls 20 of the beam 16. The free end of the extendable inner cylinder 21 of the ram points towards the working-face 15 and is connected to an upwardly-projecting bracket 22 of an elongate tongue 23 which is longitudinally guided under the ram 15 in the beam 16. The tongue 23 has a flat rectangular cross-section (see FIG. 2) and is guided over its entire length in the beam when the ram 15 is fully retracted. At the working-face side, the tongue extends from the ram abutment formed by the bracket 22 into a flat inspection platform 24 which can move over the floor and is connected in turn to a conveyor, driving beam of like transporting means 25 (shown only diagrammatically in the drawings) disposed at the working-face 31. At the back-filling side of the support, a vertical link pin 26 in the rear part of the beam 16 or in the ram 15 is pivotally connected to a transverse yoke 27 which is constructed like a balance beam and interconnects the base slides 1 and 2 on the back-filling side (i.e. at the rear portions of those slides) and forms an abutment for the ram 15 at that side. The slides 1 and 2 are each connected to the outer portions of the transverse yoke 27 by pivot pins 28 and hinge joint pins 29 extending along the longitudinal axes of the slides 1, 2 respectively. The pins 29 are therefore coupled at one end to the transverse yoke 27 by the vertical pivot pins 28 and are rotatably secured at their other ends in respective bearing housings 30 pivotally located at the back-filling ends of the base slides 1 and 2. It will thus be seen that the two base slides of the support are interconnected at the back-filling side by the drive mechanism and are guided, in parallel, substantially by means of the control levers 4, 5. The force of the driving ram 15 is transmitted to both slides 1, 2 substantially uniformly and equally, i.e. without transverse forces, via the transverse yoke 27 and the hinge joint pins 27 disposed in the longitudinal axes of the slides 1, 2. The pivot connections 26,28,29 also allow the slides to move relatively to one another. By means of the base slides 1, 2, the driving forces are also uniformly transmitted to the other components of the support. During an advance of the support, the driving ram 15 mounted in the guide beam 16 and connected to the movable tongue 23 therein is completely relieved from transverse forces. Further, the driving mechanism as a whole is very compact and stable, and takes up only a little space in the support, particularly as the working-face end of the tongue 23 guided in the guide beam 16 leads into an inspection platform guided flat along the mine floor between the forward portions of the base slides 1,2. As a result, even in very thin seams, those forwards portions can extend up to the conveyor 25 without reducing the width required for travelling in the longwall face.汉语译文掩护式液压轴承摘要这个发明是关于用来支撑矿顶的掩护式液压轴承，他是由一对底座构成，在底座之间，有一个用于固定推移千斤顶的导向板。在推移千斤顶的后部，销轴连接的横梁位于导向板的后面，横梁的两端用销轴连接在底座的后端。推移活塞杆前端与推移杆相连，推移杆是由位于推移千斤顶下面的导向板进行纵向移动。1. 放顶煤掩护式液压轴承包括一组适合沿着煤矿表面向前移动的底座滑移装置，至少有一根液压立柱在下端部分与上述的滑移底座用销轴连接在一起，至少有两个连杆在下端部分与上述的滑移底座连接用销轴连接在一起，掩护梁与上述连杆的上部末端用销轴连接在一起，因此掩护梁能够通过底座支撑来实现上升和下降，顶梁用销轴与掩护梁的上部连接在一起，推移千斤顶在两个末端之间运动，并位于在底座之间，包括一个推移板，它与推移千斤顶的活塞杆的伸出
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