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ZZ4000支撑掩护式液压支架设计【含7张CAD图纸、说明书】,含7张CAD图纸、说明书,ZZ4000,支撑,掩护,液压,支架,设计,CAD,图纸,说明书

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翻译部分英文原文The Design of Four-bar Linkage of Large Inclined Angle Hydraulic SupportAbstract- Four-bar linkage is one of the most importantcomponents of shield-type powered support or chock-shield-typehydraulic support. Parameterized modeling, simulation andoptimization of four-bar linkage is firstly accomplished by use ofADAMS software in designing a large inclined angle hydraulicsupport. Then based on three-dimension model of the wholehydraulic support, applying COSMOS/Works software, finiteelement analysis is made under the front torsion load of roof beam.The analysis result validates the feasibility of four-bar linkagedesign and meets the design requirements very well. This methodcan effectively shorten the design cycle and improve designefficiency of hydraulic support.Keyword-hydraulic support; four-bar linkage; optimizationdesign; ADAMS; finite element analysis1. IntroductionFour-bar linkage is one of the most importantcomponents of shield-type hydraulic support orchock-shield-type hydraulic support. Its function has twoaspects: One, as the support legs rises or lowers, the leadingedge of roof beam moves up and down nearly vertically,thus maintaining a nearly constant unsupported distancebetween the coal wall and the leading edge of roof beam.This is a feature that is widely considered most desirable forgood roof control. Second, it makes the support to becapable of bearing larger horizontal load.In designing a large inclined angle hydraulic support,optimization of the four-link design is an important work.The size of four-bar linkage directly influences theperformance and status of hydraulic support. In thetraditional four-bar linkage design, BASIC program is usedto compute 1, but the results often can not meet the designrequirements and can not obtain the optimal solution.Currently, ADAMS software is more and more applied inthe mechanical dynamics field 2. So, the paper makes useof the ADAMS software to model and simulate thefour-bar linkage in order to achieve the optimal designsolution3-4. In order to validate the feasibility of four-barlinkage design5, applying COSMOS/Works software,finite element analysis is made.2. Dimension calculation of four-bar linkageAs shown in Fig. 1, is the calculation height in themaximum position. Mathematically, the parameters offour-bar linkage is supposed that:Figure 1. Parameters of four-bar linkage2.1 The calculation of rear bar and shield beamAs shown in Fig. 2, if H1 is determined, the length ofshield beam is: （1） (1)The length of rear barA=IG （2）The distance between top link point of front bar and top linkpoint of rear bar is:B=I1G （3）The distance between top link point of front bar and top linkpoint of shield beam is:F=G-B （4）The distance between bottom link point of rear barand origin of coordinates is , as shown in Fig. 2. 1 E2.2 The Calculation of length and angle of front bar1) Coordinate of 1 point bWhen the support is in the highest position , thecoordinate of point is: X1=FCOS（P1） （5） y1=H1-FSIN(P1) （6）Figure 2. Geometrical relationship of four-bar linkage2) Coordinate of 2 point bWhen the support is in the lowest position , thecoordinate of point is: （7） （8）When the support is in the lowest position, 2530,according to the geometric requirements.Mathematically, it is supposed that . （9）3) Coordinate of 3 point bWhen it is right-angle between shield beam and rearbar, the coordinate of 3 point is: b （10） （11） （12） （13）4) Coordinate of c point is the length of front bar. So thelength of front bar can be calculated by use of the equationof circle. The coordinate of c point is: （14） （15）The length and angle of front bar can be calculated afterdetermining the coordinate of c point.2.3 The calculation of the height D of the front barbottom link point, and the projective distance E onthe base between bottom link point of front bar andbottom link point of rear barAfter calculating the coordinate of c point, the height Dand length E is: （16） （17）As to the top coal caving hydraulic support that themaximum supported height is 2600mm, the supportedheight properly should be increased in order to meet thedesign requirements of hydraulic support in deeply inclinedcoal seam, the calculation height H1 is increased to 2118mm.By use of the program that sloping line is thought as theobjective function, the below result can be obtained.tan = 0.338, Q1= 75.10, Q2= 29.98,P1= 59.96, P2= 15.09, A= 988.78mm,B= 295.56mm, C= 995.82mm, D= 367.30mm,E= 421.91mm, G= 1343.45mm.3. Parameter optimization of four-bar linkage sizeAccording to Fig. 1 and the physical dimensioncalculated by program, the four-bar linkage is modeled bymeans of ADAMS/View. Because the linkage sizeparameter that calculated in computational program is notthe optimal result by analyzing the simulation result,optimally designing the linkage of should be parameterizedmodeling so as to obtain the optimal result that meet thedesign requirement.During parameterized modeling, every link point is setto variable, and the design result of every variable is gottenby analyzing the variables, as shown in Table 1.Table 1. Design results of every variableThe scope and the influence on the design of designvariables can be observed. MSC.ADAMS/View providesall kinds of drawing diagrams as the research report, whichinclude the sensitivity of design variables. As shown inTable 1, the sensitivity of DV_1, DV_2, DV_4, DV_6 isgreater. This implies that these four variables influence theoptimization results more greatly.Four greater sensitivity design points are set, the curveof every design point is changed together byADAMS/PostProcesser, then are compared and optimized.Through operating the optimization program, four designpoints are optimized. At last the optimal physical dimensionof four-bar linkage is obtained by analyzing and calculating.tan = 0.0035, Q1= 57.59, Q2= 24.90,P1= 46.40,A= 990mm, B= 260mm, C= 1125mm, D= 265mm,E= 478mm, G= 1155mm.By means of ADAMS software, modeling the four-barlinkage according to the calculated size, then analyzing thelink point through the trajectory simulation, as shown in Fig.3.Figure 3. The optimized trajectory curveThe optimal result of the four-bar linkage size fullymeet the design requirements of hydraulic support byanalysis.4. The finite element analysis of hydraulic supportAccording to the calculated dimension of four-barlinkage, assembling with the other part of hydraulic support,the three-dimensional model of hydraulic support is set up,as shown in Fig. 4. Applying the softwareCOSMOS/Works, finite element analysis of the wholehydraulic support is made under front torsion load.Figure 4. The three-dimension model of hydraulic support4.1 The finite element calculationAfter finite element pre-processing, COSMOS/Worksautomatically generates graphic solution. The graphicsolution can be defined according to the need. For example,stress, strain and dynamic change animation of strain, andformatting section graph can be obtained, as shown in Fig.5.(a) Front torsion load displacement(b) Front torsion load stress(c) Front torsion load strain(d) Front torsion load local stressFigure 5. The finite element analysis results of the whole hydraulicsupport under front torsion loadAccording to the calculation result, maximumdeformation of hydraulic is 11.63mm, maximum equivalentstress of roof beam is 562.7 a MP , and maximumequivalent strain is 3.503E-03. All pin force state can beseen in table 2.Table 2. Force acted on the hinge-jointed pin4.2 Data analysisMaximum stress and strain mainly appear in the loadpart and surrounding area of roof beam. Hydraulic legs areunequally loaded. The stress of front and rear hydraulic legwhich are at the load side is also larger than the other side.On the front part of roof beam, the effect is obvious underthe action of front part torsion load. The rear part isuniformly acted by the load. If the load is too large, thewhole support has a torsion trend. Form table 2, it can befound that the shearing resistance of left and right pinjoined roof beam with shield beam is different. The shearresistance of pins jointed front bar with shield beam, rearbar with shield beam, rear bar with substructure, front barwith substructure are large.The strength analysis shows that maximum stressdistribution is regional and partial. So, high strength steelsheet is commonly used in the large stress area to improvemechanical characteristic. The hydraulic support fullyreaches using standard in practice and satisfies the usingrequirement of the large inclined angle mining.5. ConclusionApplying ADAMS software not only can carry outparametric modeling, motion trajectory simulation,optimization design of a large inclined angle hydraulicsupport, but also can analyze motion state of related movingelements with motion simulation. Through making finiteelement analysis on whole hydraulic support, the feasibilityof four-bar design is verified, and the distribution regularityof support stress is found out. The designed hydraulicsupport fully reaches using standard in the coal mine, meetsthe using requirements of the large inclined angle mining.This method can effectively shorten the design cycle andimprove design efficiency of hydraulic support.翻译中文大倾角工作面液压支架的四杆机构的设计摘要-四杆机构是支撑式和支撑掩护式一个重要的组成部分。大倾角液压支架四杆机构的参数化建模、仿真和优化首先在设计中使用ADAMS软件。然后,基于三维模型的整体液压支架,建立了支架的有限元分析模型并对其进行整架强度有限元分析，分析结果验证了四杆机构的可行性设计,很好的满足了设计要求。该方法能有效缩短设计周期,提高液压支架的设计效率。关键字：液压支架：四连杆机构：最优化设计：ADAMS：有限元分析1. 介绍四杆机构是支撑式和支撑掩护式一个重要的组成部分。它的功能有两个方面:首先，作为支撑腿升高或者降低,带动顶梁做近乎垂直的上下移动，从而维持顶梁前沿与煤壁的距离不变，这被认为是最理想的顶板控制。其次，这样做会让液压支架有较大的水平荷载的能力。在设计大倾角工作面液压支架,四连杆机构优化的设计是一项重要的工作。四杆机构的大小直接影响着对液压支架的性能和状态。在传统的四杆机构设计、基本程序使用计算1,但结果往往不能满足设计要求要求并不能获得最优的解决方案。目前,利用ADAMS软件被越来越多的应用机械动力学领域的2。所以,本文使用ADAMS软件的模型和模拟四杆机构以实现最优的设计解决3。为了验证该四的可行性连杆设计5,运用 COSMOS/Works 软件进行有限元分析。2. 四连杆机构的尺寸计算在图1所示,是假设四连杆机构在最高位置时的计算方法2.1后连杆与掩护梁计算如图2所示，如果H1是确定的，掩护梁的长度是： （1） 后连杆的长度：A=IG （2）前连杆上铰接点与后连杆上铰接点的距离是：B=I1G （3）前连杆上铰接点与掩护梁上铰接点的距离是：F=G-B （4）后连杆下铰接点与坐标原点的距离是E1 如图2所示2.2 前连杆长度和角度的计算1）点b1的坐标 当支架在最高位置H1时，b1点的坐标是： X1=FCOS（P1） （5） y1=H1-FSIN(P1) （6）图2 四连杆机构的几何关系2） b2点坐标 当支架在最低位置H2时，b2点的坐标是： （7） （8）当支架在最低位置，Q22530。 根据几何要求，假定Q2=25 （9）3) b3点坐标当掩护梁与后连杆呈直角时，b3点坐标： （10） （11） （12） （13）4) c点坐标所以前连杆的长度可以用方程圆计算出，c点的坐标是： （14） （15）确定c点的坐标就能知道前连杆的长度和角度 2.3 通过计算得到后连杆下铰点的高度D，并且可以得到后连杆与前连杆投影到底面的距离E当计算出c点的坐标，D点的高度、E点的长度是： （16） （17）作为对放顶煤液压支架最大限度的支持是2600mm高度的支持，应在增加高度以满足对液压支架设计的要求,在大倾角煤层，H1高度增加到2118mm，利用该程序倾斜线为目标函数的思想,可以得到以下的结果： tan = 0.338, Q1= 75.10, Q2= 29.98, P1= 59.96, P2= 15.09, A= 988.78mm, B= 295.56mm, C= 995.82mm, D= 367.30mm, E= 421.91mm, G= 1343.45mm.3 四杆机构参数优化 根据图1和实际尺寸用程序来计算模拟四杆机构指的是用ADAMS/View。因为连杆大小在计算程序的参数计算是不真实的，通过分析最优结果的仿真结果,优化设计联动应该参数化模型以获得最优结果，满足了设计要求。在参数化建模方法,每一个环节都是可变的，每个变量的设计结果通过分析，显示在表1。变量范围和影响设计的变量可以观察到。MSC.ADAMS/View提供各种各样的绘图，以便研究报告，包括设计变量的灵敏度。如图所示，表1的灵敏度,DV_2 DV_4 DV_1,DV_6, 较大。这意味着这些四个变量对优化结果更有很大的影响。选择四个较为敏感的设计点，让每个设计点在ADAMS/PostProcesser下弯曲，然后进行比较和优化。通过操作优化程序，对四个设计点进行优化。最后最优物理维度到的四杆机构分析和计算。tan=0.0035, Q1=57.59, Q2=24.90,P1=46.40,A=990mm, B=260mm, C=1125mm, D=265mm,E=478mm, G=1155mm.利用ADAMS软件，通过计算结果对四连杆机构建模。并分析了连杆点通过轨道仿真,显示在图。3. 图3,优化轨迹曲线该研究结果的四杆机构尺寸完全相同满足设计要求的液压支架分析。4. 液压支架的有限元分析 根据计算四维度联动、装配时的另一部分液压支架, 对液压支架进行三维模型的建立, 如图4所示，应用软件COSMOS/Works，有限元分析的整体液压支架是由前负荷下扭转。图4，液压支架的有限元分析4.1 有限元计算有限元预处理、COSMOS/Works、动生成图形的解决方案。根据图形需要可以制定解决方案。例如：应力、应变及动态变化的应变，可以得截面到格式图,如图5。(a)前扭转载荷位移(b)前扭转荷载应力(c)前扭转荷载张力(d)前扭转负荷局部应力图5，前扭转荷载有限元分析结果根据计算结果,最大值11.63mm，顶梁最大压力为562.7MP，最大张力为3.503E-03。所有应力见表2表2 铰接轴应力4.2 数据分析最大应力和应变主要出现在负荷分和顶梁周边。液压支架受的是不平等载荷。液压支架的前后连杆部分也比其他地方负荷大。顶梁的前半部载荷明显下降。而后面不封则一直负载。从表2可以看出，左翼和加有侧护板的右翼抗剪承载力是不同的。掩护梁与底座的前后铰接点的剪切应力也非常大。分析表明,强度最大应力只分布在局部区域。所以，高强度钢常用在大应力区来改善机械的特性。使液压支架在实践中达到使用标准并满足大倾角采矿的使用要求。5. 结论应用ADAMS软件不但能执行参数化建模、运动轨迹仿真，对大倾角液压支架进行优化设计，而且也可以分析运动状态相关的移动，元素与运动仿真。通过制作有限元分析整体液压支架四连杆机构的可行性已经被证实，支架应力的分布规律被发现。全达到煤矿的使用标准，满足大倾角采矿的使用要求。该方法可以有效地缩短设计周期和提高设计效率的液压支架。 目 录 1 液压支架概述1 1.1国内外液压支架的现状1 1.2液压支架的发展趋势1 1.3液压支架的组成和用途2 1.3.1液压支架的组成2 1.3.2液压支架的用途2 1.4液压支架的工作原理3 1.4.1升柱3 1.4.2降柱3 1.4.3支架和输送机前移3 1.5液压支架设计目的、要求和设计支架必要的基本参数4 1.5.1设计目的4 1.5.2液压支架的基本要求4 1.5.3设计液压支架必需的基本参数5 1.6液压支架的选型5 1.6.1液压支架的支撑力与承载关系5 1.6.2液压支架架型的分类6 1.6.3液压支架选型原则7 1.6.4液压支架设计的原始条件8 2 液压支架基本技术参数的确定10 2.1基本技术参数10 2.1.1设计的原始条件10 2.1.2支架的高度10 2.1.3支架伸缩比10 2.1.4架间距10 2.1.5底座的确定11 2.1.6支架强度11 2.2液压支架配套设备的确定12 2.2.1采煤机和运输机型号的确定12 2.2.2配套尺寸、配套图的确定12 2.2.3液压支架配套关系图12 2.3顶梁型式的确定13 2.3.1顶梁的作用及用途13 2.3.2顶梁的结构型式的确定13 2.3.3对顶梁长度的影响14 2.4顶梁主要参数的确定14 2.4.1顶梁长度Lg14 2.4.2顶梁面积A14 2.4.3支护面积15 2.4.4支架的理论支护阻力15 2.4.5顶板覆盖率15 2.4.6前梁千斤顶16 2.4.7顶梁其他有关尺寸的确定16 2.5掩护梁的结构及参数的确定16 2.5.1掩护梁的作用和用途16 2.5.2掩护梁的结构型式16 2.5.3掩护梁的参数确定17 2.6立柱及主要参数的确定17 2.6.1立柱布置18 2.6.2立柱主要参数的确定19 2.6.3立柱柱窝位置的确定20 2.6.4 立柱材料的选择20 2.7推移千斤顶的技术参数的确定21 2.7.1框架连接方式推移千斤顶的动作原理21 2.7.2 框架连接方式推移千斤顶22 2.8侧护装置23 2.8.1 侧护板的种类23 2.8.2侧护装置的作用23 2.8.3侧护板的结构和型式23 2.8.4侧护板尺寸的确定24 2.8.5侧推千斤顶的控制方式和位置的确定25 2.9辅助装置25 2.9.1护帮装置25 2.9.2防倒、防滑装置26 2.10支架液压系统图263 四连杆机构的设计28 3.1四连杆机构的作用28 3.2几何作图法求四连杆机构29 3.2.1掩护梁和后连杆长度的确定29 3.2.2四连杆机构的几何特征30 3.2.3几何作图法作图过程314 液压支架的受力分析39 4.1液压支架的受力分析34 4.1.1液压支架的支护性能与外载荷34 4.1.2液压支架的受力分析与计算35 4.2支撑掩护式液压支架的受力分析和计算35 4.2.1顶梁受力分析和计算36 4.2.2顶梁载荷的分布42 4.2.3支护强度44 4.2.4支护效率44 4.3液压支架受力的影响因素44 4.3.1支架高度对支架受力的影响45 4.3.2摩擦系数对支架受力的影响45 4.3.3 值支架受力的影响45 4.3.4 摩擦力方向对支架受力的影响465 液压支架的底座设计47 5.1底座的作用及用途47 5.2底座的结构型式及尺寸确定47 5.2.1 底座的结构型式47 5.2.2底座主要尺寸的确定48 5.3液压支架的底座受力分析及计算49 5.4液压支架底座接触比压计算49 5.4.1底座平均接触比压49 5.4.2底座最大、最小接触比压50 5.5对底座设计的要求及减少底座前端比压的措施52 5.5.1对底座设计的要求52 5.5.2减少底座前端比压的措施536 主要零、部件的强度校核54 6.1液压支架在强度设计时的强度条件54 6.2液压支架的强度校核55 6.2.1顶梁强度的校核55 6.2.2掩护梁的最大弯矩计算61 6.2.3立柱强度的验算64 6.2.4销轴强度的校核677 液压支架的使用和维护69 7.1 液压支架操作69 7.1.1操作前的准备69 7.1.2操作方式与顺序69 7.1.3支架使用中的注意事项70 7.2 液压支架操作维护要求71 7.3 液压支架操作管理事项71 7.4 维护和管理的具体内容72 7.5维修与管理注意事项72 7.6 支架的合理工作状态748 液压支架常见故障及其排除77 8.1 结构件和连接销轴77 8.2 液压系统及液压元件77 8.3 支架在操作和支护过程中的故障78设计总结80参考文献81翻译部分82英文原文82中文译文93致 谢10341 液压支架概述1.1国内外液压支架的现状20世纪50年代前，在国内外煤矿生产中，基本上采用木支柱、木顶梁或金属摩擦支柱和铰接顶梁来支护顶板。1854年英国首次研制出液压支架，通过对液压支架的逐步改进完善，进而推广应用，使采煤工作面采煤过程中的落煤、装煤、运煤和支护等工序全部实现了综合机械化。到20世纪90年代初，寻找到适合矿区资源条件的先进采煤方法，采用了放定煤技术。随着计算机技术和自动化技术的不变应用和提高，为煤矿生产自动化和高效生产提供了新的出路。液压支架电液控制系统的应用，大大加快了工作面的移架、推溜速度，改善了采煤工作面顶板的支护状况，使工作面产量成倍增加，安全状况明显改善，吨煤成本大幅度下降，为煤矿生产的高效、安全和煤矿工人劳动环境的改变提供了条件。目前，以液压支架为主体的综采设备，已逐步向程控、遥控和自动化方向发展。液压支架作为煤矿长壁综采工作面的关键设备，近年来得了迅速地发展，它与综采系统中的“三机”（ 刮板输送机、转载机、带式输送机）配合使用，是煤矿开采技术现代化的重要标志。液压支架是综采工作面主要设备之一，近10年来主要的发展趋势是向两柱掩护式和四柱支撑掩护式架型发展，架型结构进一步完善，设计方法更先进，参数向高工作阻力、大中心距(175m、2m)发展，结构件材料越来越多地采用高强度钢材，支架的寿命和可靠性大大提高。近10年来主要的发展趋势是向两柱掩护式和四柱掩护式架型发展，架型结构进一步完善，设计方法更先进，参数向高工作阻力、大中心距发展。液压支架另一重大突破是控制系统，应用电液控制技术，采用电磁控制的先导阀，先进可靠的压力和位移传感器，灵活自由编程的微处理机技术，红外线遥感技术等现代科技成果，使液压支架的动作自动连续进行，移架速度大大提高，支架循环时间达到6-8s。我国自1973年开始大规模引进德国、英国等国家的综采设备，经历了消化、吸收和改进提高的过程，到目前已形成了较完整的设计、制造和科研体系，液压支架的制造和采煤技术已有长远发展。1.2液压支架的发展趋势随着科学技术的发展，新技术、新方法、新材料的不断应用，微电子和计算机技术的进一步普及，为液压支架的发展提供了有利条件，发展趋势是：1) 液压支架的机构形式继续向简化结构、提高可靠性的方向发展。2) 支护强度和工作阻力不断加大。3) 液压支架的宽度已由1.5m增加到1.75m，且已有2m的架型。4) 液压支架的结构设计更加合理，钢材选用趋向于多用高强度钢材。5) 液压支架的供液系统，正向高压、大流量方向发展。6) 液压支架的控制系统，朝扩大电液控制系统的应用功能和提高电业控制系统的可靠性以及延长电业控制系统使用寿命的方向发展。7) 液压支架的设计，将综合应用有限元法、CAD和CAM现代技术，能够在很短的时间内提供最佳设计方案。1.3液压支架的组成和用途1.3.1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。其组成可分为4个部分：1) 承载结构件，如顶梁、掩护梁、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。1.3.2液压支架的用途在采煤工作面的煤炭生产过程中，为了防止顶板冒落，维持一定的工作空间，保证工人安全和各项作业正常进行，必须对顶板进行支护。而液压支架是以高液体作为动力，由液压元件与金属构件组成的支护和控制顶板的设备，它能实现支撑、切顶、移架和推移输送机等一整套工序。实践表明液压支架具有支护性能好、强度高，移架速度快、安全可靠等优点。液压支架与可弯曲输送机和采煤机组合机械化采煤设备，它的应用对增加采煤工作面产量、提高劳动生产率、降低成本、减轻工人的体力劳动和保证安全生产是不可缺少的有效措施，因此液压支架是技术上先进、经济上合理，安全上可靠、是实现采煤综合机械化和自动化不可缺少的主要设备。1.4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完成的。1.4.1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紧紧接触顶板。1.4.2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。1.4.3支架和输送机前移支架和输送机的前移，都是由底座上的推移千斤顶来完成。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对活塞杆腔，另一腔回液，以输送机为支点，缸体前移，把整个支架拉向煤壁；当需要推输送机时，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，使活塞杆伸出，把输送机推向煤壁。支架的支撑力与时间的曲线，称为支架的工作特性曲线，（如图1-1）所示。 图1-1 支架的工作特性曲线t0初撑阶段； t1增阻阶段； t2恒阻阶段；p1初撑力； p2工作阻力支架立柱工作时，其支撑力随时间的变化过程可分为三个阶段。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，支架的液控单向阀关闭，立柱下腔压力达到初撑力，此阶段为初撑力阶段t0；支架初撑力后，随顶板下沉，立柱下腔压力增加，直至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t1；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，使顶板压力减少，立柱下腔压力降低，当低于安全阀压力调整值后，安全阀停止溢流，这样在安全阀调整压力的限止下，压力曲线随时间呈波浪形变化，此阶段为恒阻阶段t2。1.5液压支架设计目的、要求和设计支架必要的基本参数1.5.1设计目的采用综合机械化采煤机械方法是大幅度增加煤炭产量、提高经济效益的必由之路。为了满足对煤炭日益增长的需要，必须大量生产综合机械化设备，迅速综合机械化采煤工作面（简称综合工作面）。而每个综采工作面平均需要安装200台液压支架，可见对液压支架的需要量是很大的。由于不同采煤工作面的顶板条件、煤层厚度、煤层倾角、煤层物理机械性质等的不同，对不同液压支架的需求也不同。为了有效地支护和控制顶板，必须设计出不同类型和不同结构尺寸的液压支架。因此，液压支架的设计工作是很重要的。由于液压支架的类很多，因此其设计工作量也是很大的，由此可见，研制和开发新型液压支架是必不可少的一个环节。1.5.2液压支架的基本要求1) 为了满足采煤工艺及地制条件的要求，液压支架是有足够的初撑力和工作阻力，以便有效地控制顶板，保证合理的下沉量。2) 液压支架要有足够的推溜力和移架力。推溜力一般力为100KN左右；移架力按煤层厚度而定，薄煤层一般为100KN150KN，中厚煤炭一般为150KN至250KN。厚煤层一般为300KN400KN。3) 防矸性能要好。4) 排矸性能好。5) 要求液压支架能保证采煤工作有足够的通风断面，从而保证人员呼吸、稀释有害气体等安全方面的要求。6) 为了操作和生产的需要，要有足够宽的人行道。7) 调高范围要大，照明和通讯方便。8) 支架的稳定性要好，底座最大比压要小于规定值。9) 要求支架有足够的刚度，能够承受一事实上不均匀载荷和冲击载荷。10) 在满足强度条件下，尽可能减轻支架重量。11) 要易于拆卸，结构要简单。12) 液压元件要可靠1.5.3设计液压支架必需的基本参数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) 底板岩性能及小时涌水量 根据底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，决定是否选用防滑装置7) 井向罐笼尺寸根据井向罐笼尺寸，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。1.6液压支架的选型1.6.1液压支架的支撑力与承载关系支撑掩护式支架是为了改善上述两类支架的性能和对顶板的适应性而设计的。主体部分接近垛式，支架后部有四连杆机构和掩护梁，增强了支架的稳定性和防护性，提高了支架的支护和承载能力。所以，此种支架介于以上两种支架的中间状态，提高了适用范围，适用于顶板较坚硬，顶板压力较大或顶板破碎的各种煤层，其受力状况（如图1-2）所示 图1-2支撑掩护式支架的受力状况1.6.2液压支架架型的分类按照液压支架在采煤工作面安装位置来划分 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上所有位置的支架。目前使用的液压支架在分三类即：支撑式、掩护式和支撑掩护式支架。1) 支撑式支架：支撑式支架的架型有垛式支架和节式支架两种型式。（如图1-3)，前梁较长，支柱较多并呈垂直分布，支架的稳定性由支柱的复位装置来保证。因此底座坚固定，它靠支柱和顶梁的支撑作用控制工作面的顶板，维护工作空间。顶板岩三石则在顶梁后部切断垮落。这类支架具有较大的支撑能力和良好的切顶性能，适用于顶板紧硬完整，周期压力明显或强烈，底板较硬的煤层。a b图1-3 a垛式 b节式2) 掩护式支架：掩护式支架有插腿式和非插腿式两种型式。（如图1-4）所示顶梁较短，对顶板的作用力均匀；结构稳定，抵抗直接顶水平运动的能力强；防护性能好调高范围大，对煤层厚度变化适应性强；但整架工作阻力小，通风阻力大，工作空间小。这类支架适用于直接顶不稳定或中等稳定的煤层。a b c图1-4 a插腿式支架 b立柱支在掩护梁上非插腿式支架 c立柱支在顶梁上非插腿式支架3) 支撑掩护式支架：支撑掩护式支架架型主要用：四柱支在顶梁上（如图1-5a，b所示）；二柱支在顶梁（如图1-5，c所示）一柱或二柱支在掩护梁上。支柱两排，每排1-2根，多呈倾斜布置，靠采空区一侧，装有掩护梁和四连杆机构。它的支撑力大，切顶性能好，防护性能好，结构稳定，但结构复杂，重量大，价贵，不便于运输。这类支架适用于直接顶为中等稳定或稳定，老顶有明显或强烈的周期来压，瓦斯储量较大的中厚或厚煤层中。 a b c图1-5 a四柱平行支在顶梁上支架，b四柱交叉支在顶梁两柱在掩护梁上支架，c两柱在顶梁两柱在掩护梁上支架 1.6.3 液压支架选型原则液压支架的选型,其根本目的是使综采设备适矿井和工作面的条件,投产后能做到高产、高效、安全，并为矿井的集中生产、优化管理和最佳经济效益提供条件，因此必须根据矿井的煤层、地质、技术和设备条件进行选择。1) 液压支架架型的选择首先要适合于顶板条件。一般情况下可根据顶板的级别直接选出架型。2) 当煤层厚度超过2.5m时，顶板有侧向推力和水平推力时，应选用抗扭能力强支架一般不宜选用支撑式支架。3) 当煤层厚度达到2.52.8mm以上时，需要选择有护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架，煤层厚度变化大时，应选择调高范围较大的掩护式双伸缩立柱的支架。4) 应使支架对底板的比压不超过底板允许的抗压强度。在底板较软条件下，应选用抬底装置的支架或插腿掩护式支架。5) 煤层倾角小于10度时，支架可不设倒滑装置；1525度时，排头支架应设防倒防滑装置，工作面中部输送机设防滑装置，工作面中部支架设底调千斤顶，工作面中部输送机调防滑装置。6) 对瓦斯涌出量大的工作面，应符合保安规程的要求，并优先选用通风面积大的支撑式或支撑掩护式支架。7) 当煤层为软煤时，支架最大采高一般2.5m；中硬煤层时，支架最大采高一般3.5m；硬煤时，支架最大采高5m8) 在同时允许选用几种架型时，应优先选用价格便宜的支架。9) 煤层变化过大，顶板的允许暴露58m2,时间在20分钟以上时，暂不宜采用综采。10) 特殊架型的选择可根据特殊架型中各节的适用条件进行选择。1.6.4 液压支架设计的原始条件1) 老顶级别 （强烈） 0.350 N0.3 Lp=25502) 直接顶类别 3（稳定顶板）强度指数 D1 7.112直接顶初次垮落步距L1(m)=1925表中按下式计算：D1=*c1*c2（Mpa）岩石单向抗压强度（Mpa）；C1节理裂隙影响系数；C2分层厚度影响系数；C1取0.41；c2取0.32采高3m，液压支架支护强度 1.6*441 kN/（支架工作阻力），煤层厚度（m） 1.7m-3.5m 老顶级别 直接顶类别 3表1-1适应不同类级顶板的架型和支护强度老顶级别直接顶类别12312312344架型掩护式掩护式支撑式掩护式掩护式或支撑掩护式支撑式支撑掩护式支撑掩护式支撑或支撑掩护式支撑或支撑掩护式采高2.5m时用支撑式采高2.5m时用支撑掩护式支护强度支架采高m12941.32941.62942294应结合深孔爆破，软化顶板等措施处理采空区2343（245）1.3343(245)1.634323433441(343)1.3441(343)1.644124414539(441)1.3539(441)1.65392539注：（1）表中括号内数字系统掩护式支架顶梁上的支护强度。（2）1.3、1.6、2为增压系数。 2 液压支架基本技术参数的确定2.1基本技术参数 2.1.1设计的原始条件煤层厚度：H1.7-3.5m。顶设条件老顶级、直接顶3级。底板平整，无影响支架通过的断层。2.1.2支架的高度H （2-1） （2-2）式中：支架最大高度 支架最小高度煤层最大厚度（最大架高） 煤层最小厚度（最小架高） 考虑伪顶、煤皮冒顶落后仍有可靠初撑力所需要的支撑高度，取 250mm 顶板对大下沉量，取 150mm 移架时支架的最小可靠量，一般取 50mm 浮矸石、浮煤厚度，一般取 50mmZZ4000/17/35型液压支架 =3500mm =1700mm2.1.3支架伸缩比2.1.4架间距所谓支架间距，就是相邻两支架中心之间的距离。用Bc表示。支架间距Bc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，因此目前主要根据刮板输送机溜槽每节长度及槽帮上千斤顶连接块的位置来确定，我国刮板运输机溜槽每节长度为1.5 m，千斤顶连接位置在刮板槽槽帮中间，所以除节式和迈步式支架外，支架间距一般为1.5米，本设计取Bc=1.5 m。2.1.5底座的确定所谓底座，就是将顶板压力传递到底板的稳固支架的部件。a)底座的长度在设计支架的底座长度时，应考虑以下几个方面：支架对底板的接触比压要小；支架内部应有足够的空间用于安装立柱、液压控制装置、推移装置和其他辅助装置；便于人员操作和行走；保证支架的稳定性等。通常，掩护式支架的底座长度取3.5倍的移架步距，即2.1m左右；支撑掩护式支架对底座长度取4倍的移架步距，即2.4m左右。本次设计根据已有ZZ/4000/17/35型支撑掩护式液压支架选取底座长度为2380mm。b)底座的宽度支架底座宽度一般为1.1-1.2m。为提高横向稳定性和减小对底板比压，厚煤层支架可加大到1.3m左右，放顶煤支架为1.3-1.4m。底座中间安装推移装置的槽子宽度与推移装置的结构和千斤顶缸径有关，一般为300-380mm。根据已有ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架选择底座宽度为1430mm。2.1.6支架强度本次设计中支撑掩护式支架的支护强度可用插入法求得，按下式计算： （2-3）式中：支架最大采高当支架最大采高为时，支架应有的支护强度。（KN/m2）在架型选择表中低于但与之相邻的采高相对应的支护强度，见表11在架型选择表中高于但与之相邻的采高相对应的支护强度，见表11对应的采高 对应的采高 对应最大结构高度时=3m =705.6KN/m2=4m =862.4KN/m2将各数据代入式（23）得采高最大时支架支护强度784 KN/m2所以本次设计ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架的支护强度为0.784MPa2.2液压支架配套设备的确定2.2.1采煤机和运输机型号的确定根据配套尺寸关系，在设计中选用采煤机和运输机型号为：采煤机：MLS340型采煤机运输机：SGZ764/264刮板输送机2.2.2配套尺寸、配套图的确定配套尺寸的确定，由图（2-1）可知配套尺寸：E=650+387+764+376=2177mm （2-4）2.2.3液压支架配套关系图图2-1 液压支架配套关系图Fig.2-1 hydraulic pressuremap2.3顶梁型式的确定顶梁是与顶板直接接触的构件，除满足一定的刚度和强度要求以外，还要保证支护顶板的需要。2.3.1顶梁的作用及用途顶梁作用是支护顶板一定面积的直接承载部件，并为立柱、掩护梁、护顶装置等提供必要的连接点。用途：a. 用于支撑维护控顶区的顶板。b.承受顶板的压力。c.将顶板载荷通过立柱、掩护梁、前后连杆经底座传到底板。2.3.2顶梁的结构型式的确定 支撑掩护式支架的顶梁较长 ，为了改善顶梁的接顶状况，增大梁端支撑力，这类支架采用分段组合式顶梁，它有以下几种组合型式：a)铰接前梁的刚性顶梁 铰接前梁的刚性顶梁，（如图2-2a）所示，该结构顶梁分前后梁并铰接，在铰接前梁设有前梁千斤顶，支撑靠近煤壁处的顶板，同时还可以调整前梁的上下摆角，以适应顶板不平的变化。b)伸缩前探梁的刚性顶梁伸缩前探梁的刚性顶梁，（如图2-2b）所示，该结构前梁有伸缩千斤顶使它伸缩，因此及时伸出支护刚暴露的顶板，从而可使顶梁长度减小，也可使用前梁千斤顶和伸缩千斤顶，使前梁即可伸缩又可以上下摆动。a b图2-2 支撑掩护式顶梁的结构形式Fig.2-2 bracing caving shield construction1前梁 2后梁 3前梁千斤顶 4前梁伸缩千斤顶 以上二种顶梁型式比较，本设计选用铰接前梁的刚性顶梁的结构型式。2.3.3对顶梁长度的影响1)支架工作方式对支架顶梁长度的影响支架工作方式对支架顶梁长度的影响很大，从液压支架的工作原理可以看出，先移架后推溜方式（又称及时支护方式）要求顶梁有较大长度；先推溜后移架方式（又称滞后支护方式）要求顶梁长度较短。这是因为采用先移架后推溜的工作方式，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600mm。2)配套尺寸对顶梁长度的影响设备配套尺寸与支架顶梁长度有直接关系。为了防止当采煤机向支架内倾斜时，采煤机滚筒不截割顶梁，同时考虑到采煤机截割时，不一定把煤壁截割成一垂直平面，所以在设计时，要求顶梁前端距煤壁最小距离为300mm，这个距离叫空顶距。另外在输送机铲煤板前也留有一定距离。一般为135150mm左右，也是为了防止采煤机截割煤壁不齐，给推移输送机留有一定的距离。除此而外，所有配套设备包括采煤机和输送机，均要在顶梁掩护之下工作，在此来计算顶梁长度。2.4顶梁主要参数的确定2.4.1顶梁长度Lg （2-5）式中：配套尺寸=2177mm 底座长度=2380mm P1=57 P2=80代入公式得： 参考已有ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架顶梁长度，取Lg=3375mm。2.4.2顶梁面积A （2-6）式中：顶梁长度 顶梁宽度，在本次设计中顶梁宽度为1500mm代入公式得： 2.4.3支护面积 （2-7）式中：支护面积 移架后顶梁前端点到煤壁的距离，一般 支架间距,取1500代入公式得：2.4.4支架的理论支护阻力 （2-8）式中：支架的理论支护阻力 支护面积 支护强度，代入公式得：2.4.5顶板覆盖率 （2-9）式中：顶板覆盖率A 顶梁面积 支护面积代入公式得：2.4.6前梁千斤顶 前梁千斤顶为活塞式双作用外供液式结构。千斤顶的缸径为140mm，行程为140mm，推力为98KN，工作阻力位588KN（安全阀额定工作压力位38MPa）。该千斤顶的导向套与缸体之间用钢丝挡圈连接，活塞与活塞杆之间利用压紧帽通过螺纹连接。2.4.7顶梁其他有关尺寸的确定确定立柱上绞点，前梁千斤顶绞点、前后梁绞点、掩护梁与顶梁绞点位置（包括水平方向和垂直方向）各尺寸见四杆机构尺寸图（如图3-6）2.5掩护梁的结构及参数的确定2.5.1掩护梁的作用和用途掩护梁是支架的掩护构件，它有承受冒落矸石的载荷和顶板通过顶梁传递的水平载荷引起的弯矩，掩护梁的用途，掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过前后连杆传递给底座。掩护梁承受对支架的水平作用力及偏载扭矩。掩护梁和顶梁（包括活动侧护板）一起，构成了支架完善的支撑和掩护体，完善了支架的掩护和挡矸性能。2.5.2掩护梁的结构型式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。有的支架在掩护梁上焊有立柱柱窝。活动侧护板装在掩护梁的两侧。从侧面看掩护梁，其形状有直线型、折线型。（如图2-3）所示。图2-3 掩护梁结构型式Fig.2-3 caving lock piece mechanism method1顶梁；2掩护梁；3立柱；4前连杆；5后连杆；6底座；7限位千斤顶梁的结构型式折线型相对直线型支架端面大，结构强度高，但工艺性差。所以很少采用，从掩护梁的宽度方向来分，可分为整体式和对分式两种。对分式结构尺寸小，易于加工、运输和安装，但结构强度差。所以本次设计采用的是整体式、直线型。2.5.3掩护梁的参数确定1）掩护梁的长度G 掩护梁就是两铰点的距离，由前面的四连杆机构可得知，掩护梁长度为2060mm。2）掩护梁宽度By本设计掩护梁宽度与顶梁宽度相同，所以掩护梁宽度为1500mm。3）掩护梁上前后连杆铰点位置通过比较，可确定前后连杆铰点位置（水平和垂直方向）具体尺寸可以通过（图36）中掩护梁部分所知。2.6立柱及主要参数的确定立柱是支架的承压构件，它长期处于高压受力状态，它除应具有合理的工作阻力和可靠的工作特性外，还必须有足够的抗压、抗弯强度、良好的密封性能，结构要简单，并能适应支架的工作要求。该支架采用带有机械加长杆内导向套式单伸缩立柱。采用外供液方式，缸口连接为钢丝连接，活塞组件的连接固定方式为卡键连接固定。机械加长杆分为5段，每段长度为150mm。立柱两端为凸起球面，分别与顶梁柱帽和底座柱窝连接。2.6.1立柱布置1)立柱数目前过内支撑式支架立柱数为26根，常用为4根；掩护式支架为2柱；支撑掩护式支架为4柱，即。2)支撑方式支撑式支架立柱为垂直布置。掩护式支架为倾斜布置，这样可克服一部分水平力，并能增大调高范围。一般立柱轴线与顶梁的垂线夹角小于300（支架在最低位置时），由于角度较大，可使调高范围增加。同时由于顶梁较短，立柱倾角加大可以使顶梁柱窝位置前移，使顶梁前端支护能力增大。支撑掩护式支架，根据结构要求呈倾斜或直立布置，一般立柱轴线与顶梁垂线夹角小于100（支架在最高位置时），由于夹角较小，有效支撑能力较大。3)立柱间距立柱间距指支撑式和支撑掩护式支架而言即前、后柱的间距。立柱间距的选择原则为有利于操作、行人和部件合理布置。支撑式和支撑掩护式支架的立柱间距为11.5m。4)立柱类型立柱按动作方式，分为单作用和双作用；按结构分类，分为活塞式和活柱式；按伸缩方式分为单身缩和双伸缩，（如图2-4）所示a b c d e f图2-4 立柱类型Fig.2-4 coal sortinga 单作用活塞式；b单作用柱塞式；c双作用活塞式；d、e、f双伸式2.6.2立柱主要参数的确定1)立柱缸体内径和活塞外径a.立柱缸体内径的确定 （2-10）式中： 立柱缸体内径 mm 支架承受的理论支护阻力， 每架支架立柱数安全阀的正压力，立柱最大倾角， 代入公式得:查标准MT/T94-1996取整为200mm。 b.活塞杆外径的确定查标准MT/T94-1996，单伸缩立柱内径及活塞杆外径匹配关系，取活塞杆外径为185mm。2)立柱初撑力和工作阻力a.初撑力 （2-11）式中： 立柱初撑力 KN 泵站压力, 立柱缸体内径，代入公式得:b.立柱工作阻力 （2-12）式中： 立柱工作阻力 KN安全阀调整压力，取代入公式得:表2-1支架工作阻力数值圆整标准（MT169-87）（kN）Tab 2-1 Stents work resistance value rounder standard（MT169-87）（kN）12001600200024002800320036004000440048005200560064007200800090001000012000圆整取支架工作阻力为2400KN，则。2.6.3立柱柱窝位置的确定1）上柱窝位置的确定确定的原则： 根据支撑力分布与顶板载荷相一致的原则，通过受力分析计算，确定柱窝合力作用点的位置。 考虑到支撑效率，立柱的倾角不宜太大，最高位置时立柱倾角不小于5，取顶梁为分离体。 一般立柱轴线与顶梁垂线夹角不小于10（支架在最高位置时），由于夹角较小，有效支撑力较大。 根据前后立柱间行人及初撑力的均匀分布的要求，初步确定前后立柱的距离为1050mm。 作图法得出最高位置时，后立柱与顶梁垂线夹角为6。综上所述：取前立柱与顶梁垂线夹角为9，后立柱与顶梁垂线夹角为6。2）下柱窝位置的确定 前后立柱下柱窝之间距离为825mm。下柱窝位置具体情况（如图3-6）所示。2.6.4 立柱材料的选择立柱承受负荷较大，故缸体材料一般均采用高强度合金无缝钢管，如和等。活塞杆是立柱的主要传力零件，应有足够的强度和刚度，均采用高强度合金材料。同时，为提高活塞杆表面的耐磨性与防腐性，活塞杆表面通常镀铬、镀铜或镀锌。根据立柱的工作阻力和安全阀的动作压力，可进行立柱的强度设计。包括确定缸径、壁厚、活塞杆强度和稳定性计算等，可参照液压传动的油缸的部分进行。而立柱的行程和结构长度，则按支架适用的煤层厚度和立柱各部分的结构来确定。2.7推移千斤顶的技术参数的确定支架推移装置是实现支架自身前移和输送机前推得装置，一般由推移千斤顶、推杆、或框架等导向传力杆件以及连接头等部件组成。其中推移千斤顶型式有普通式、差动式和浮动活塞式。普通式推移千斤顶通常是外供液普通活塞式双作用油缸；差动式推移千斤顶则利用交替单向阀或换向阀的油路系统，使其减小推输送机力；活动活塞式推移千斤顶的活塞可在活塞杆上滑动（保持密封），使活塞杆腔（上腔）供液时拉力与普通千斤顶相同，但在活塞腔（下腔）供液时，使压力的作用面积仅为活塞杆断面，从而减小了推输送机力。框架连接方式推移千斤顶，动作原理(如图2-5)所示, 由于掩护式和支撑掩护式支架重量较大,为了提高移架力,就要增加缸径或提高供液压力。如果采用直接推移方式，在提高移架力的同时，推溜力也将增加，这样有可能把溜槽推坏，为了解决这个问题，就要设计成移架力大于推溜力的结构形式，框架连接方式就是其中一种。2.7.1框架连接方式推移千斤顶的动作原理 当缸体后腔进液，前腔回液，活塞杆伸出而移架；当缸体前腔进液，后腔回液，缸体前移通过框架而推溜，由于缸体后腔面积大，所以，框架连接可以使移架力大于推溜力。 图2-5框架连接方式动作原理Fig.2-5 principleof bar method1推移千斤顶；2活塞杆与支架连接处；3输送机；2.7.2 框架连接方式推移千斤顶1)框架连接方式推移千斤顶的缸体内径按下两式联立求得： mm (213)mm (214)式中：推移千斤顶缸体内径 mm。推移千斤顶活塞杆直径 mm。 推移千斤顶移架力 KN，一般取。 推移千斤顶推溜力 KN, 一般取。推移千斤顶处泵站来压，取。根据已有ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架，选取，；行程为700mm。将代入2-11公式得：将代入2-10公式得：式中、取整标准值为，。2)推移千斤顶的推溜力和移架力a)推溜力 b)移架力2.8侧护装置2.8.1 侧护板的种类 顶梁和掩护梁的侧护板有两种一种是一侧固定另一侧活动的侧护板。由于固定侧护板与梁体焊接在一起，可节省原梁体的侧板，既节省材料又可加固梁体。在设计时，根据左右工作面来确定左侧或右侧为或活动侧护板。一般沿倾斜方向的上方为固定侧护板，下方为活动侧护板。活动侧护板通过弹簧筒和侧推千斤顶与梁体连接，以保证活动侧护板与邻架的固定侧护板靠紧。但当改换工作面开采方向时，活动侧护板便位于倾斜方向的上方，对调架、防倒等带来不便，所以很少采用。另一种是两侧皆为活动侧护板。这种侧护板可以适应工作面开采方向变化的要求，有利于防倒和调架。2.8.2侧护装置的作用1)消除相邻支架掩护梁和顶梁间的间间隙，防止冒落矸石进入支护空间；2)作为支架移架的倾倒；3)防止支架的倾倒；4)调整支架间距。2.8.3侧护板的结构和型式活动侧护板的基本形式有直角式和折页式。直角式活动侧护板的类型（如图2-6）所示。上伏式活动侧护板的盖板直接平置于顶梁（或掩护梁）上方，直接承受顶板或冒落矸石的压力，受载大，结构简单。嵌入式活动侧护板的盖板虽然也在梁面上方，但一般低于梁面，因而承载小。下嵌式活动侧护板的盖板位于顶梁上梁面下方，下嵌入顶梁体内，不承受顶板压力，侧护板容易伸缩，有利于防倒与调架，但结构复杂。图2-6 侧护板结构的形式Fig.2-6 mining sorting mechanismmethod a-上伏式 b-嵌入式 c-下嵌式2.8.4侧护板尺寸的确定1)顶梁侧护板侧向宽度顶梁测护板的侧向宽度以，按支架升降高度和推移步距来确定。即：考虑到当前一架升起，另一架降柱时，要保证相邻两架间侧护板不能脱离接触，同时考虑到支架降柱后要前移，为防止顶梁后部侧护板脱离接触，顶梁侧护板后部要加宽，加宽长度一般为从顶梁后部起大于一个移架步距。2)掩护梁侧护板侧向宽度掩护梁侧护板的侧面宽度，主要考虑移架步距，一般比一个步距大100mm，当一个架固定，另一架前移时，两架之间能封闭，同时又考虑到降架前移时，原不动的掩护梁侧护板下部不至脱开，所掩护梁下部要加宽。3)顶梁与掩护梁的侧护板上部宽度与活动侧护板的行程有关，由两台相邻支架的间距离确定。本次设计取顶梁和掩护梁测扩板的上部宽度为200mm。4)顶梁和掩护梁的连接部位及侧护板在此处的连接部位考虑可靠性的情况下，尽量减小间隙，加强密封性。5)本次设计侧护板活动方式为两侧活动。2.8.5侧推千斤顶的控制方式和位置的确定侧推千斤顶伸出时，使活动侧护板外移，可密闭架间间隙，起到防矸、导向、防倒和调架等作用；侧推千斤顶缩回时，使活动侧护板缩回，可减小移架阻力。1) 侧推千斤顶控制方式（1） 无锁紧回路且不操作时，侧推千斤顶处于浮动状态，靠弹簧筒的弹簧力控制活动侧护板与邻架的间隙。其优点是防止顶板岩石从架间冒落，移架时摩擦阻力小。侧推千斤顶为活塞式双作用外供液结构，侧推千斤顶的缸径为80mm，柱径为45mm，推力为74mm，拉力为50KN。（2） 有锁紧回路时，用液控单向阀锁紧。优点为防矸、防倒效果好。缺点在于移架时要操纵前景顶，使移架操作复杂化，而且架间易掉矸。2）侧推千斤顶位置布置由于顶梁在顶板载荷作用下，要求侧推千斤顶的推拉力大，才能灵活操作顶梁侧护板，因此在顶梁上一般布置两个侧推千斤顶、两个弹簧筒。在掩护梁上一般仅在中间布置一个侧推千斤顶，梁端各对称布置一个弹簧筒。由于在顶梁和掩护梁上焊有横筋板，则侧推千斤顶的安装位置要与横筋板相适应。一般为对称布置，这样可以使侧护板受力平衡。具体布置方式有如下3种：二孔式采用两个侧推千斤顶，在侧推千斤顶处同时布置弹簧筒，靠弹簧力实现架间密封。三孔式中间孔安装侧推千斤顶，两侧对称安装弹簧筒。四孔式中间两孔安装侧推千斤顶，侧面两孔布置弹簧筒。本设计顶梁和掩护梁均布置两个侧推千斤顶、两个弹簧筒。且使用二孔式。2.9辅助装置2.9.1护帮装置一般情况下，当采高大于2.5m时，支架都应配互帮装置。互帮装置设在顶梁前端或伸缩梁前部，使用时将护帮板推出，支托在煤壁上，起到互帮作用，防止片帮现象发生。互帮装置的基本形式有下垂式和普通翻转式，如图2-13所示。（1）下垂式互帮装置（如图2-7、b）所示。由互帮板、千斤顶、限位挡块等主要部件组成，结构简单。但互帮板由垂直位置起向煤壁的摆动值一般较小，因此适应性差，一般用于采高为2.53.5m，片帮不十分严重的工作面。（2）普通翻转式互帮机构（如图2-7c）所示。除具有下垂式特点外，其摆动值大，可回转180，因此对梁端距变化与煤壁片帮程度的适应性腔，适用于顶板比较稳定的采煤工作面，使用较多。图2-7 护帮装置的基本形式Fig.2-7 Protection wall equipmentbasic methoda，b下垂式c普通翻转式本次设计采用下垂式护帮装置，它设置在前梁前端，根据工作需要，护帮机构可摆动90与煤壁紧贴，也可摆回到前梁下面，让采煤机通过2.9.2防倒、防滑装置当工作面倾斜角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。其办法是利用装设在支架上的防倒、防滑千斤顶在调架时产生的一定的推力，以防支架下滑、倾倒，并进行架间调整。ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架在倾斜工作面中的防滑措施采用排头导向梁的方法，它的一端与输送机连接，另一端用单体支柱固定，并支撑住顶板，从而保证首架不下滑。推溜前，首先撤去单体支柱，使排头导向梁随着输送机推移而前移，并与输送机保持垂直的位置。推溜结束后，再用单体支柱支撑住排头导向梁。移架时，首架支架就能沿着排头导向梁前移而防止下滑。2.10支架液压系统图ZZ4000/17/35型支撑掩护式支架的液压系统图（如图2-8）所示，采用下列的操作控制方式：（1）前后两排立柱的升降动作各用一片操纵阀操作，所以根据需要，前后排立柱既可以同时升降，也可以单独升降。（2）为了使前梁能及时支护新暴露出的顶板，并迅速达到工作阻力，在前梁千斤顶（短柱）活塞腔的回路内装有大流量安全阀，升架时前梁千斤顶先推出，前梁端部先接触顶板，在支架继续升起直到顶梁撑紧顶板的过程中，前梁千斤顶被迫收缩，活塞腔压力陡增，大流量安全阀溢流。大流量安全阀调定压力比立柱安全阀调定压力略低，并大于泵站工作压力，且流量大（约40L/min），可以有效防止工作面前部顶板过早离层。（3）为了防止煤壁片帮，支架上设有互帮机构，并用一只SSF型双向锁对互帮千斤顶中的活塞腔与活塞杆腔分别进行互相连锁。（4）在推移千斤顶的活塞杆腔中接入闭锁回路，防止在移架时输送机往后退缩。图2-8.ZZ4000/17/35型支撑掩护式支架液压系统3 四连杆机构的设计3.1四连杆机构的作用四连杆机构是掩护式支架和支撑掩护式支架的最重要部件之一。其作用概括起来主要有两个，其一是当支架由高到低变化时，借助四连杆机构使支架顶梁前端点的运动轨迹呈近似双纽线，从而使支架顶梁前端点与煤壁间距离的变化大大减小，提高了管理顶板的性能；其二是使支架能承受较大的水平力。下面通过四连杆机构动作过程的几何特征进一步阐述其作用。这些几何特征是四连杆机构动作过程的必然结果。1）支架高度在最大和最小范围内变化时，(如图3-1)所示，顶梁端点运动轨迹的最大宽度e应小于或等于70mm，最好在30mm以下。2）支架在最高位置和最低位置时,顶梁与掩护梁的夹角P后连杆与底平面的夹角Q，（如图5-1）所示,应满足如下要求:支架在最高位置时,；支架在最底位置时,为有利矸石下滑,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,则,设计中一般可取。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，暂取。在特殊情况下需要角度较小时，可提高后连杆下绞点的高度。3）(如图3-1)可知掩护梁与顶梁绞点和瞬时中心O之间的连线与水平的夹角。设计时，要使角满足，其原因是角直接影响支架承受附加力的数值大小,对支撑掩护式支架最好取。图3-1四连杆机构几何特征Fig.3-1 Four bar linkage geometric features4）顶梁前端点晕运动轨迹双钮线向前凸的一段为支架最佳工作段，（如图3-1）所示的h段。其原因是顶板来压时，立柱让下缩，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少，防止啃底，有利移架。水平力的合力也相应减少，所以减轻了掩护梁外负载。从以上分析得知，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值减少。当已知掩护梁和后连杆的长度后，在设计时只要把掩护梁和后连杆简化成曲柄滑块机构，（如图3-2）所示（实际上液压支架四连杆机构属双摇杆机构）。图3-2掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构Fig.3-2 After the beam and connecting cover constitutes slider-crank mechanism3.2几何作图法求四连杆机构3.2.1掩护梁和后连杆长度的确定 用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度，如图3-3所示。图3-3 掩护梁和后连杆计算图Fig.3-3 Cover the beam and connecting calculation chart after设： 掩护梁长度 mm后连杆长度 mm其中： 支架最高位置时，掩护梁与顶梁夹角(度)支架最低位置时，掩护梁与顶梁夹角(度)支架最高位置时，后连杆与底平面夹角（度）支架最低位置时，后连杆与底平面夹角（度）按四连杆机构的几何特征要求，暂选定，由于支架型式不同，对于掩护式支支架,一般的比值按以下范围来取：,取支架在最高位置时有: （3-1）式中：支架最大计算高度（其中220mm是后连杆下铰点一底平面之距,150mm是掩护梁上铰点与顶梁上平面之距） 掩护梁长度 mm后连杆长度 mm 支架最高位置时，掩护梁与顶梁夹角(度)支架最高位置时，后连杆与底平面夹角（度）因此掩护梁长度为： (3-2)代入公式得：参考已有ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架，选取。后连杆长度为： (3-3)所以，最后算的,。3.2.2四连杆机构的几何特征四连杆机构的几何特征(如图3-4)所示。1)支架在最高位置时：弧度；弧度。2)后连杆与掩护梁的比值，掩护式支架为。 3)掩护梁上前后连杆铰点之间的距离，可根据支架高度及连杆销子直径确定，一般取,前后连杆间夹角越大，连杆力越小。参考已有ZZ4000/17/35型支撑掩护式液压支架，选取。图3-4 四连杆机构几何特征图Fig. 3-4 Four bar linkage geometrical figure3.2.3几何作图法作图过程用几何作图法确定四连杆机构的各部尺寸，具体作法如图3-5所示。具体作图步骤如下：1)确定后连杆下铰点O点的位置，使它比底座面高220mm。2)过O点作与底座面平行的水平线HH线。3)过O点作与线的夹角为Q1的斜线。4)在此斜线截取线段oa,oa长度等于A,a点为支架在最高位置时后连杆与掩护梁的铰点。5)过a点作与线夹角为P1的斜线，以a点为圆心，以G点为半径作弧斜线于点e，e点为掩护梁与顶梁的铰点。6)过e点作线的平行线，则线与线的距离为H1，为液压支架的最高位置时的计算高度。7)以a点为圆心，以490mm为半径作弧，在掩护梁上交一点b,为前连杆上铰点的位置。8)过O点作与线夹角为Q2的斜线。9)在此斜线上截取线段oa，oa线段的长度等于A，a点为支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。10)过a点作与线夹角为P2的斜线，以a点为圆心，以G为半径作弧,交e点垂线于点e，e点为支架在最低位置时，顶梁与掩护梁的铰点。11)以e为圆心以490mm为半径作弧，在掩护梁上交一点b，为支架在最低位置时前连杆上铰点的位置。12)取ee线段之间一点e,为液压支架降到此高度时掩护梁与顶梁铰点。13)以O为圆心，oa长度为半径画圆弧。14)以e点为圆心，掩护梁长ae长度为半径作弧，交前圆弧于点a，点a为液压支架降到中间某一位置时，掩护梁与后连杆的铰点。15)连接e、a，并以a点为圆心，ab长为半径作弧，交ae上一点b点。则b， b,b三点为液压支架在三个位置时 ，前连杆上铰点。16)由b， b,b三点确定的圆心c，为前连杆下铰点位置。17)过c点作垂线，交点为d，则线段oa,ab,bc,cd为液压支架四连杆机构。18)按以上初步求出的四连杆机构的几何尺寸，再用几何作图法画出液压支架掩护梁与顶梁铰点e的运动轨迹，只要逐步变化四连杆机构的几何尺寸，便可以画出不同的曲线，再按四连杆机构的几何特征进行校核，最终选出较优的四连杆机构尺寸。图3-5 液压支架四连杆机构的几何作图法Fig. 3-5 Hydraulic support 4-linkage mechanism of geometric analysis method所的结果取整后得：Q1= 76 Q2= 27 P1=57 P2=18 A=1380 B=490 C=1375 D=560 G=2060 =10 图3-6 支架结构尺寸总图Fig.3-6 hydropostgeometry map4 液压支架的受力分析4.1液压支架的受力分析4.1.1液压支架的支护性能与外载荷在采煤工作面液压支架支护顶板。（如图4-1）所示，当煤层被采动后，顶板有压力显现。作用在支架上的载荷大体可分为两部分：其一是直接顶形式的压力Q1；其二是老顶形成的压力Q2。如果直接顶比较完整，在工作面煤壁上方的直接顶呈悬臂状态，则Q1由工作面煤壁和支架共同承受。若直接顶很破碎，在工作面煤壁上方的直接顶已经断裂，则Q1由支架单独承受。位于直接顶上方的老顶通常不与直接顶一起冒落。当直接顶在支架顶梁之后冒落时，老顶呈悬臂梁状态。由老顶形式的悬壁一端顶支承在直接顶垮落后的碎矸上，另一端则支承在支架和煤壁上方直接顶上，并形成载荷Q2，随着煤壁的推进，老顶悬露部分加长。Q2在增加，当老顶悬露达到一定长度后，其自重使其断裂，于是老顶悬露长度变短，Q2立刻降到最小值，在采煤工作面连续开采过程中，工作面不断前移，Q2由小到大，再由大到小，这样周而复始的变化。Q2每次递增直至老顶短裂，称为老顶周期来压。图4-1支撑式支架在中硬以上稳定顶板条件下的受力情况Fig.4-1 bracing caving shield on tough rock pressure 液压支架的结构和支架液压系统必须保证液压支架具有完全适应顶板变化的性能。采煤机采过一个截深之后，支架前移一个步距，支护新暴露出来的顶板。此时，顶板尚无下沉现象，支架以“初撑力”支撑顶板。此后，顶板开始破碎和下沉或断裂，支架承载加大，直至力柱下腔压力达到安全阀整定值，安全阀释放，立柱下缩。称此现象为液压支架的“让压”现象。这时立柱以“工作阻力”支护顶板。随着顶板压力不断加大。立柱就要不断“让压”下缩。为避免立柱完全缩回，支架出现“压死”现象，采煤工作面的生产循环应保证在“压死”前就前移。由上述液压支架的工作状态可知，支架承受的外载荷是顶板下沉形成的。在顶板下沉过程中，支架顶梁与顶板有相对滑动现象，支架不仅受有垂直于顶梁的力 ，还受平行顶梁的力。为了设计方便，要对支架的载荷和支架本身进行简化，现概述如下：1)把支架简化成一个平面杆系结构，为了偏于安全，计算时把外载荷视为集中载荷。2)金属结构件按直梁理论计算。3)顶梁、底座与顶板被认为均匀接触，载荷沿支架长度方向接线规律分布，沿宽度方向均匀分布。4)通过分析和计算可知，掩护梁顶矸石的作用为只能使支架实际支护阻力降底，所以在受力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计算。6)产生作用在顶梁水平力的情况有两种：一种是由于支架让压回缩，顶梁前端运动轨迹为近似双纽线，顶梁与顶板在产生相对位移，顶板给予顶梁水平摩擦力；另一种是由于顶板向采空区方向移动，使支架顶梁受指向采空区的水平摩擦力。顶梁和顶板的静摩擦系数W一般取0.150.3。7)按不同支护高度时各部件最大受力值进行强度校核。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，还要按原煤炭部标准MT86-84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核，超过额定工作阻力10%的超载试验，将由安全系数来保证强度。4.1.2液压支架的受力分析与计算当支架撑牢在顶底板之间时，取其整体或某一部件为分离体，皆处于平衡状态，据此，把支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。4.2支撑掩护式液压支架的受力分析和计算支架整体受力（如图4-2）所示。图4-2支撑掩护式整体受力Fig .4-2 caving shield pressure4.2.1顶梁受力分析和计算 首先取前梁为分离体，(如图4-3)所示。求出a点的内力、和为 (4-1) (4-2) (4-3) 图4-3前梁分离体受力Fig.4-3 front lock pieceliberationpressure式中：a点水平方向内力。 a点垂直方向内力。 前探梁端部所受集中载荷。 前探梁千斤顶的支撑力， 。 前梁千斤顶与水平方向夹角，本设计。 本设计为。 本设计中。 本设计中。 本设计中。代入公式得： 取后梁为分离体，（如图5-4）所示。写出内力、以及作用点的位置x的表达式。 (4-4) (4-5) (4-6) 图4-4后梁分离体受力Fig.4-4 back lock pieceliberationpressure式中：b点水平方向内力。 b点垂直方向内力。 后梁所受集中载荷位置到顶梁与掩护梁铰点距离。 a点水平方向内力的反力。 a点垂直方向内力的反力。 后梁所受集中载荷。 前探梁千斤顶的支撑力， 。 前排立柱合力，。 后排立柱合力，。 钢与矸石摩擦阻力系数，。 前梁千斤顶与水平方向夹角，本设计。 本设计为。 本设计为。 本设计为。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 再取掩护梁为分离体，（如图4-5）所示，写出连杆受力、的表达式，并与式（4-4）、式（4-5）联立，求出。 （4-7） （4-8） (4-9)图4-5掩护梁分离体受力Fig.4-5 caving lock pieceliberationpressure式中：前连杆支撑力。 后两岸支撑力。 前连杆与水平线夹角，。 后连杆与水平线夹角，。 速度顺心与顶梁与掩护梁铰点的垂直距离，。 速度顺心与顶梁与掩护梁铰点连线，与水平方向夹角，。代入公式求出得：将代入公式（4-4）、（4-5）求出、：将代入式（4-6），求出得：解出：，取整得。将代入式（4-7）、（4-8）求出、再取底座为分离体，如图4-6所示，可求出底板对底座的支撑反力及其作用点的位置： (4-10) (4-11)图4-6底座分离体受力Fig.4-6 bottom carrier lock pieceliberationpressure式中：底板对底座的支撑反力。 支撑反力作用点与后连杆与底座铰点之间的距离。 前排立柱合力的反力，。 后排立柱合力的反力，。 后连杆支撑力，。 前连杆支撑力，。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中。 本设计中 本设计中。 本设计中。代入公式得：取整得。4.2.2顶梁载荷的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Lg顶板的集中载荷为F1,其作用点距顶梁一端为X。图4-7顶梁三角形载荷分布 图4-8顶梁梯形载荷分布 Fig.4-7 lock piecetriangular pressure Fig. 4-8 lock piece triangular pressurea)当时，载荷分布为三角形，（如图4-7)所示。顶梁前端比压为零，后端比压为: (4-12)式中：顶梁后端比压, MPa。 顶梁宽度，。 顶梁集中载荷，。b)当时,载荷呈梯形分布，（如图4-8）所示。顶梁前端比压为： （4-13）式中：顶梁前端比压，MPa。 顶梁集中载荷，。 顶梁宽度，。 后梁所受集中载荷位置到顶梁与掩护梁铰点距离，。 后梁长度，。顶梁后端比压为： （4-14）式中：顶梁后端比压, MPa。 顶梁前端比压，MPa。 顶梁集中载荷，。 顶梁宽度，。 后梁所受集中载荷位置到顶梁与掩护梁铰点距离，。 后梁长度，。由，得:代入公式(4-13)、（4-14）得:4.2.3支护强度支架的结构设计结束，其结构尺寸已定。再经受力分析，其外载荷也已确定。于是可求出支架实际支护强度如下式： (4-14)式中：顶梁集中载荷，。 顶梁宽度，。 后梁长度，。 顶梁前端至煤壁的距离，。代入公式得:4.2.4支护效率整台支架的工作阻力是由立柱工作阻力产生的。对于掩护式支架和支撑掩护式支架而言，两者并不相等。用支护效率来评价立柱工作阻力转为支架工作阻力的有效程度，支护效率按下式计算： （4-15）式中:支护效率 支架的名义工作阻力,值与支架的架型、结构尺寸和支架高度有关，值过大或过小都不好。由于支架的工作阻力F1由立柱工作阻力之和的垂直分力及掩护梁和前、后连杆来承担，而立柱的工作阻力之和不变，当值过大时，说明掩护梁和前、后连杆受载增加，对掩护梁和前、后连杆不利；当值过小时，说明立柱工作阻力不能充分发挥。一般要求在支架工作段内，支撑掩护式支架由于立柱倾角较小，值应在95%105%之间；掩护式支架由于立柱倾角较大，值应大于90%以上；支撑式支架由于立柱垂直布置又无四连杆机构，所以值为100%。4.3液压支架受力的影响因素掩护式和支撑掩护式支架在工作过程中，各部件的受力是变化的，其影响因素有诸多方面。本节仅指出几种对支架受力有显著影响的因素，同时说明这些因素的影响规律。在进行支架设计时，要充分注意到这些因素及其影响规律，找出个主要部件受力最大的状态。4.3.1支架高度对支架受力的影响支撑式支架的支护高度对支架受力没有影响，而掩护式和支撑掩护式支架，由于支护高度的变化，使立柱的支撑角度、平衡千斤顶的角度、掩护梁的四连杆的角度等的不同，使支架受力也不同。计算时矸石作用力，摩擦系数，令支护高度由最大到最小变化，取数点进行分析。表4-1 液压支架原始数据支架 工作 阻力/KN顶梁长度/mm顶梁后铰点到立柱上铰点的距离/mm底座长度/mm掩护梁长度/mm支架中心距/mm底座宽度/mm顶梁后铰点至顶梁面的距离/mm顶梁后铰点至顶梁后端的距离/mm51093375135015002060150015001501004.3.2摩擦系数对支架受力的影响液压支架在工作过程中，顶梁与顶板、底座与底板以及掩护梁与其上的矸石之间均存在着相对运动，于是在相对运动两者之间产生摩擦力。这摩擦力的大小与摩擦系数W有关，且直接影响支架受力、支护效率等。在液压支架实际工作中，摩擦系数并非常数，而是与岩石种类、水份含量等许多因素有关。根据液压支架型式试验规范规定，按摩擦系数W为0；0.15；0.3进行设计计算。（按平矸石作用力，支护高度为当支架有最大支护阻力时高度值），进行比较。4.3.3 值支架受力的影响 值对支架受力的影响，值增加，附加力增加。当摩擦系数w=0.3，时，附加力可高达支架名义工作阻力的30%。所以，值过大对支架受力不利。在支架的工作高度范围内，一般把值控制在0.35以下，从而把附加力控制在支架名义工作阻力的10%范围内。4.3.4 摩擦力方向对支架受力的影响由于掩护式和支撑掩护式液压支架有四连杆机构，所以当支撑高度变化时，顶梁前端的运动轨迹近似为纽线，则顶梁和顶板之间出现相对运动。因此摩擦力的产生是必然的。计算表明，当顶梁对顶梁的摩擦力方向指向采空时，顶梁的底座均较大负载。在试验台上进行压架试验时，也是检查顶梁的底座的强度。因此，通常按顶板对顶梁的摩擦力指向的支架后方的工况来校核支架主要部件的强度。5 液压支架的底座设计底座是将顶板压力传递到底板和稳固支架的部件。因此，底座除了满足一定的刚度和强度要求外，还要求对底板起伏不平的适应性要强，对底板接触比压要小，要有足够的空间能安装立柱、液压控制装置、推移装置和其它辅助装置，要便于人员操作行走；能起一定的挡矸排矸作用；要有一定的重量，以保证支架的稳定性等。5.1底座的作用及用途底座在支架工作过程中起着将顶板压力传递到底板并稳固支架的作用。用途是为支架的其他结构件和工作机构提供安设的基础。与前、后连杆和掩护梁一起组成四连杆机构。将立柱和前、后连杆传递的顶板压力传递给底板。5.2底座的结构型式及尺寸确定5.2.1 底座的结构型式1)整体式 整体式底座是用钢板焊接成的箱式结构，整体性强，稳定性强，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小。（如图5-1a）所示的底座用于支撑式支架，箱体高度大，便于安装复位装置。(如图5-1b)所示的底座高度低，占用空间小，一般用于掩护式或支撑掩护式支架。2)对分式 为使底座在一定范围内适应底板起伏不平的变化，通常把底座制成前、后或左、右对分式，（如图5-1c、d）所示，分为前、后两个底座箱的对分式，两者通过销轴与弹簧钢板铰接而成。（如图5-1e）为左、右两个底座箱的对分式，两者用过桥弹簧钢板和销轴等连接。 3)底靴式底靴式底座的特点是每根立柱支承在一个底靴上，立柱之间用弹簧钢板连接，立柱与底靴之间用销轴连接，(如图5-1f)所示.它的结构轻便，动作灵活，对底板的不平整适应性强。但刚性差，与底板接触面积小，稳定性差，一般用于节式支架上。对以上三种形式的底座进行比较，本次设计选取的底座型式为整体式，如图4-1d图5-1 底座的结构型式Fig.5-1 bottom carrier mechanismmethod本次设计支架所采用的整体式底座：前端都做成滑撬形，以减少支架的移动阻力，同时底座后部重量大于前端，避免移架时底座啃底，底座与立柱间连接处用铸纲球棉面柱窝接触，以免因立柱偏斜受偏载，并用限位板和销轴限位，防止立柱脱出柱窝。在底座中间后部去掉一块，减少底座后部与底板的接触面积，增加底座后部比压，同时有利排矸。5.2.2底座主要尺寸的确定由第二章、第三章内容可知，确定底座主要尺寸如下：1)底座长度通过比较，取底座长度为2380mm。2)底座宽度通过比较，取底座宽度为1500mm。3)底座其它尺寸的确定通过比较，确定立柱下绞点，连杆下绞点位置（水平与垂直方向距离）具体尺寸（如图3-6）所示。5.3液压支架的底座受力分析及计算在4.2.1中已经取底座分离体进行受力分析，（如图4-6）所示，求出底板的对底座的支撑反力及作用点的位置如下：，5.4液压支架底座接触比压计算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、凹凸不平、底座下有碎矸等因素，使底板具有不同的抗压强度。底座对底板的比压值应小于底板的抗压强度否则底座回陷入底板，造成移架困难，顶底板移近量增大，支架失稳以及支撑力降低等现象。5.4.1底座平均接触比压底座对底板的平均比压按下式计算： (5-1)式中:底座对底板平均比压,MPa。 底座长度，mm。 底座当量宽度，mm。 底座对底板合力，与底板对底座合力成作用力与反作用力，即。底座型式（如图5-1）所示。下式计算： （5-2）整理得： （5-3）图5-2底座与底板接触面积计算图（如图5-2）所示，取，代入公式（5-3）得：由式（5-1）得：5.4.2底座最大、最小接触比压假设底座对底板均匀接触且载荷为线性分布。1）当时，底座比压呈倒三角形分布，（如图5-3）所示。底座后端比压为： （5-4）式中: 底座后端比压，MPa。 底座当量宽度，mm。 底板的对底座的支撑反力作用点的位置。2）当时，底座比压呈倒梯形分布，（如图5-4）所示。底座前端比压为: （5-5）底座后端比压为： （5-6）式中：底座前端比压，MPa。 底座后端比压，MPa。 底座当量宽度，。 底板的对底座的支撑反力作用点的位置，。 底座长度，。 底板的对底座的支撑反力，KN。3）当时，底座比压呈正梯形分布，（如图5-5）所示。底座前端比压为: （5-7）底座后端比压为: （5-8）4）当时，底座比压呈三角形分布，如图4-7所示。底座前端比压为: （5-9）图5-3 图5-4图5-5 图5-65）底座最大、最小接触比压、由，得： 因此，底座比压呈正梯形分布，（如图5-5）所示。由式（5-7）、（5-8）得：5.5对底座设计的要求及减少底座前端比压的措施5.5.1对底座设计的要求底座对底板的最大比压限制在底板抗压强度之内，鉴于底座比压一般为底板岩层抗压强度的1/4，故设计时可取底板最小允许比压为196215.6N/cm2，软底板要小于98N/cm2。为了减少接触比压，设计时可适当增大立柱上绞接点到底座前端的水平距离（一般大于300mm）的底座宽度。我国在焦作和新密等矿区顶板破碎、煤壁松软、底板软弱的围岩“三软”条件下使用液压支架，由于架型选用不当，使用效果不佳。现用的曾用过的T13K11型单柱及ZYZ型两柱掩护式支架平均月产波动1.5万t左右。新密米村矿ZYZ型支架最高月产为4.5万t。T13K11型单柱掩护式支架在新密米村矿使用时，掩护梁短裂，底座下沉，片帮冒顶严重，支架走不动，一个采面未采完被迫拆除调给淮北,淮北也未用好。ZYZ型两柱掩护式支架在焦作和新密矿区使用，由于支架设计初撑力和工作阻力低，两根立柱均支在掩护梁上，造成支架前梁支撑力低；加之无及时支护和防片帮装置，煤壁片帮过深，顶板早期下沉过大，梁端冒顶严重。由于煤层底板松软及两柱使低底板集中受载，造成底座前端下沉，后部撬起，支架推移十分困难。另外，由于采面未配端头支架，输送机和支架均无锚固装置，移架借助移步横梁，在底板起伏、松软的条件下，移步横梁联接销轴弯曲，移步横梁与推移千斤顶接头变形损坏严重。为了适应围岩“三软”的煤层，液压支架应具有的特点是：初撑力较高和工作阻力较低；顶梁短、底座大、两柱支在顶梁上；移架前能提醒；防片帮效果好，及时支护能力强；有防倒、防滑装置等。5.5.2减少底座前端比压的措施 1）将推移千斤顶倾斜布置，可将支架底座前端铰接的活塞杆抬高。缸体端头固定一卡轴，使与输送机相连的臂杆与之铰接。这样，移架时推移千斤顶可以产生一个向上的分力，将支架底座稍抬起而前移，避免移架时底座前端啃底。在底板软弱的采面，底座下陷后，靠其抬起底座，减少移架困难是有作用的。2）采用底座提升千斤顶，移架时将底座前端提起。安装在底座前端的提升千斤顶，其缸体固定在底座上，活塞杆滑套在筒形梁上。筒形梁放在推移千斤顶外面，推溜时随缸体一起前移。移架时，提升千斤顶活塞腔进压力液，活塞杆推动筒形梁着地（但推移千斤顶不受横向力），缸体将底座前端提起，推移千斤顶活塞杆收缩支架前移时，铰接在提升千斤顶活塞端的滑套，在筒形梁上滑动。3）用四柱支撑掩护式支架，在顶梁外载相同的条件下，加长顶梁和底座可使支架底座下部底板反力减少变缓，虽分布都呈三角形，但底座的底板应力最大值可向底座前端内部挪动350mm，使在松软底板条件下的工作状态得到改进。4）在底座前端穿上靴子的办法，也收到较好效果，其绞点前后的结构比例2：1时。其底板反力分布虽仍是三角形，但宽度比变大了，形状变得小而平缓。6 主要零、部件的强度校核6.1液压支架在强度设计时的强度条件在液压支架的研制、试验过程中，各结构件的强度计算式极为必要的。前面数章的内容已经给出了支架主要零部件受力分析和负荷的计算方法。但是由于液压支架的结构特点，外载荷特点以及使用条件的特殊性，在强度计算中的强度条件也是有其特殊性。当然，强度条件要以现阶段液压支架所选用的材料、制造工艺以及失效形式等为依据。随着时间的推移，如果上述诸点有变化，强度条件也必须作相应调整。下面简单介绍我国液压支架强度计算的强度条件。（1） 强度校核均以材料的屈服极限来计算安全系数。（2） 结构件、销轴、活塞杆的屈服极限及强度条件如下： 各结构件通常采用等普通低合金结构钢，并由具有标准厚度的钢板焊接而成，取。 主要销轴均采用等合金结构钢，取屈服极限。 活塞杆均采用45号钢，取屈服极限。 结构件、销轴和活塞杆的强度条件为： （6-1）式中：安全系数； 危险断面计算出的最大应力，。 许用安全系数。（3） 缸体材料采用无缝钢管，取抗拉强度,强度条件为： （6-2）式中：缸体许用应力，由式（6-15）可算出，； 许用安全系数，取3.54。（4） 焊条抗拉强度取，其强度条件为： （6-3）式中：计算出的焊缝许用应力； 按焊条类型来顶。（5） 许用挤压应力按下式计算：（6） 许用安全系数。许用安全系数见表6-1。表6-1 许用安全系数表许用安全系数前梁顶梁底座掩护梁前连杆后连杆主要轴缸体焊缝活塞杆1.11.11.11.31.31.31.33.3-43.3-41.4注：1.顶梁、底座许用安全系数为1.1，主要考虑加载时加载力为工作阻力的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（如果等精确计算，如有抗扭计算、有限元计算等，许用应力安全系数可以减小，这个问题有待研究解决）。2.如果各结构件计算出来的许用安全系数偏大，可按标准钢材厚度减薄，或减小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。6.2液压支架的强度校核6.2.1顶梁强度的校核顶梁的强度校核步骤如下（在支架型式试验时，在加载情况下对顶梁和底座的强度校核，也可参照如下步骤进行）。（1） 画出顶梁结构简图、受力图、剪力图和弯矩图等，（如图6-10）所示。（2） 计算剪力和弯矩。（如图6-1d）所示为剪力图。从右向左取矩，向上的力为负，向下的力为正。对个点左右的剪力计算如下：A点：B点：C点：D点:E点：（如图7-1e）所示为弯矩图。从A点向C点取矩：A点：B点：C点：从E点想C点取矩：E点：D点：C点：从A点向C点和从E点向C点取矩，从理论上讲，与要相等，为防止计算有错误，所以要进行误差盐酸，参考式（6-6）。（3）按弯曲应力进行强度校核。由计算得知，按弯压联合作用计算，不如按最大弯曲应力计算应力大。为安全起见，在A-A截面（图6-2）采用最大弯曲应力时进行校核。图6-1 顶梁结构受力分析图计算截面积F及截面形心至a-a面的距离y。首先对每块钢板编号，把位置状态相同和截面积相同的钢板编成1个号（如6块立筋都编为3号），图6-2 AA截面图再计算截面积，最后计算截面形心距。即：；取整得：每个零件中心到截面形心的距离为：计算截面中心惯性矩：矩形截面的惯性矩为：式中：截面宽度。 截面高度。计算每个零件对截面形心的惯性矩：计算弯曲应力和安全系数：安全系数的计算见式（6-1），许用安全系数查表6-1，即：对于顶梁，。计算得出，所以安全系数满足要求。校核AA截面的剪切强度。从（图6-1）可以看出，在AA截面的剪应力为最大，且腹板采用钢板焊接，故需校核。现对中性轴处剪应力进行校核。即： (6-4)式中：最大剪切力； 截面沿中心轴的总宽度，（如图6-2所示为6块钢板）； 截面中心轴之上各块面积对中心轴的静矩。即 、和从前面的计算可以得到。将各数代入公式（6-4）得：所以安全系数为： （6-5）许用安全系数查表6-1得：所以,安全系数满足要求。6.2.2掩护梁的最大弯矩计算按前面有关章节论述的方法计算出掩护梁上最大外力为等（如图4-5）所示，再把诸力投影到垂直坐标轴和水平坐标轴上，然后计算最大弯矩，所以要进行坐标转换。取掩护梁为分离体，进行坐标转换，（如图6-3）所示。（1） 角度转换 式中：与轴夹角； 与轴夹角； 与轴夹角，。 前、后连杆连线与轴夹角，。 与轴夹角，。 前、后连杆连线与轴夹角。（2） 力转换将坐标下的力转换到坐标下：图6-3 掩护梁分离体受力图坐标转换后的各力（如图6-4）所示。图6-4 掩护梁上坐标受力图计算1、2点弯矩：自左向右：O点：1点:2点：自右向左：2点：1点：O点：检验误差： （6-6）式中:自左至右弯矩最大值； 自右至左弯矩最大值。按不同支架高度、不同平衡千斤顶的推拉力、不同摩擦系数等各种工况来计算掩护梁的受力及弯矩，从中找出弯矩最大的工况及位置，把此位置左右的弯矩值代入式（6-6），如果误差很小，则计算无误。如果误差较大，要进行复核，直到误差满足要求为止。经过代入不同数值进行计算，得到满足要求。6.2.3立柱强度的验算液压支架立柱的强度验算，包括油缸的稳定性验算，活塞杆和缸体的强度验算等内容。1）油缸的稳定性验算 （6-7）式中：油缸稳定性极限力，KN； 油缸最大工作阻力，； 活塞杆断面惯性矩。稳定条件适用范围： （6-8）式中:活塞杆头部到最大挠度处的距离，根据前几章计算近似取600mm。为了利用上面两式，要先计算活塞杆和油缸的惯性矩和： （6-9） （6-10）式中：缸体外径，。 缸体内径，。 活塞杆直径，。由于为活塞杆头部到最大挠度处的距离；而为缸底销孔至最大挠度处的距离(根据前几章计算近似取300)，则可根据和之值查极限力的计算图得到，然后将代入式（6-7）中。计算得：；。所以：；。查图得：。代入式（6-7），得到：；以上各数全部符合油缸稳定性要求。2）活塞杆的强度验算在承受同心轴向力的最大载荷情况下，油缸挠度 （6-11）式中：活塞杆与导向套处的最大配合间隙,； 活塞杆端部销孔至最大挠度处的距离，； 缸底销孔至最大挠度出的距离，； 活塞与缸体处的最大配合间隙,； 活塞杆全部外伸时，导向套前端到活塞末端的距离,； 活塞全部伸出时，活塞杆头部销孔至油缸尾部销孔的距离，； 立柱总重，； 油缸轴线与水平面的夹角,。代入公式得：因为；，:所以： （6-12）式中：钢材弹性模数，； ； ；则活塞杆的合成应力为 （6-13）式中：活塞杆面积； 活塞杆断面模数； 考虑加长杆和活塞杆的配合间隙，当单边偏向受力时所产生的最大偏矩。本次设计立柱为有加长杆单伸缩式：安全系数计算如下： （6-14）代入各数据，计算得：，符合要求。3）缸体强度验算 首先验算缸体壁厚。设缸体壁厚为，时，按中等壁厚缸体公式计算： （6-15）式中：油缸内工作压力，； 记入管壁公差及侵蚀的附加厚度，一般取； 强度系数，无缝钢管。 安全系数为： （6-16）式中：缸体材料为无缝钢管时，； 一般取3.54。缸体与缸底焊缝强度按下式计算： （6-17）式中：环形焊缝内径，； 环形焊缝外径（缸筒外径），； 焊接效率，；安全系数计算同式（6-16），焊缝抗拉强度。缸筒螺纹处的拉应力： （6-18）缸筒螺纹处的剪应力： （6-19）合成应力： （6-20）安全系数： （6-21）式中：油缸初撑力，； 油缸外径，； 螺纹内径，； 螺纹内摩擦系数，一般取； 螺纹预紧力系数，一般取； 缸筒材料屈服极限，材料为无缝钢管，； 许用安全系数，； 代入数据，经计算得：，符合要求。6.2.4销轴强度的校核 立柱上的销轴主要受到剪应力，根据公式： （6-21）式中：销轴数，； 销轴直径，； 销轴所受横向力； 销轴的许用剪应力，45钢为；带入公式得： 所以直径为60mm的销轴，符合强度要求。7 液压支架的使用和维护7.1 液压支架操作为了保证综采工作面的稳定、高产、以及延长液压支架的使用寿命，必须配备专职的支架工操作。7.1.1操作前的准备支架操作前，应先检查管路系统和支架各有关部件的动作是否有阻碍，要清楚顶板、底板的障碍物。注意管件不要被矸石挤卡或埋压，管路要齐全，接头药用U形销插牢，不得漏液。支架开始操作时，支架周围的人员应该注意或离开，以免发生事故。工作面开始作业时，应先联系开动乳化液泵，利用推移千斤顶先将工作面运输机推移成直线，以便采煤和移架。7.1.2操作方式与顺序目前我国综采工作面多数采用先移架后推溜的及时支护方式。(1) 移架：在顶板条件较好的情况下，移架工作滞后采煤机前滚筒1.5处进行，一般不超过35。当顶板较破碎时，移架工作则应于采煤机滚筒割下顶煤后立即进行，以便及时支护新暴露出的顶板，防止发生局部冒顶。此时，要特别注意与采煤机密切配合，一面发生挤人与割前梁等事故。移架的方式与步骤，主要根据支架结构来确定，其次是工作面顶板状况与生产条件。在顶板比较破碎的情况下，移架过程分为降柱、移架、升柱三个动作。先接通操纵阀的卸载液路，打开支柱控制阀的单向阀，使支柱活塞腔卸载，活柱下降，顶梁逐渐下降脱离顶板。为使支架尽量做到擦顶移架，便于控制顶板，手把在此位置尽可能停留时间短些。当顶梁与顶板稍有松动后随即将把手放到移架位置，开启液路，支柱的活塞腔停止卸载，顶梁也不再下降，而后移架动作开始，直到支架移到新的位置为止，这是应憋压一下，以保证支架移足步距，并使支架与运输机成垂直位置。如果使用组合式片阀时，卸载降柱与移架可同时动作，使支架能擦顶移动。如果在移架过程中发现顶梁有憋卡现象，致使移架有困难时，不能勉强硬移，可将手把放到卸载位置，开启液路，使顶梁与顶板支架再松动一下，然后再移架。移架完毕后，再将手把放到升柱位置，开启液路，前后柱与前梁千斤顶同时升起，直到顶梁与顶板全面接触。这时应憋压一下，以保证支架对顶板能达到额定的初撑力。将手把放到停止位置，完成移架动作。顶板破碎的情况下，如果选用具有带压移架系统的支架，操作就更方便，控顶也更有效。如果顶板平整，条件较好，也可将操纵阀手把支架放到降移位置（如果操纵阀上有这一位置），开启液路，支架处于同时卸载、移架两种状态，等降移动作完成后，再进行升柱动作。如果顶板坚硬完整，条件很好，或顶板高低不平，可选择降前梁、降柱、移架、升柱的动作方式。总之，移架过程要能适应顶板条件，满足生产需要，加快速度，保证安全。(2)推溜：当支架移过8，9架后即滞后采煤机滚筒1015时，即可进行推溜。推溜时，可根据工作面具体情况，采用逐架推溜，间隔推溜或几架同时推溜等方式。为使工作面运输机保证平直状态，支架工推溜时，应注意随时调整步距，使运输机除推溜段有弯曲外，其他部分应保证平直，以利于采煤机工作。7.1.3支架使用中的注意事项(1) 在操作过程中，当支架在前柱或后柱作单独升降时，前柱与后柱之间的高差应小于400，还应注意观察支架各部分的动作情况，如管路有无出现死弯、憋卡与挤压。相邻支架之间有无咬架相碰，各部分连接销轴有无弯曲脱出，推移千斤顶有无与底板拱梁憋卡，液压系统有无漏液，以及动作是否平稳等现象，发现问题及时处理，以防止故障发生。操作完毕后，必须将手把放到停止位置，以免产生错误动作。(2) 在支架推移过程中，应事先清楚掉架前的煤矸碎综渣，便于支架移足步距。如果遇到底板出现台阶或因底板松软使支架下陷到运输机底平面一下时，以积极采取措施，是台阶边缘的坡度减缓，减小移架时的阻力，避免推移千斤顶的缸底与底座过桥壁卡碰，而导致千斤顶被压弯损坏。为避免空顶距离过大，造成顶板冒落，相邻两架支架之间，不得同时进行降柱与移架动作。但是，当支架移架速度跟不上采煤机前进的速度时，可根据顶板与生产情况，在保证设备正常运转的条件下，进行隔架或分段移架。(3) 在支架工作面内，一般不允许放炮，如果必须放炮时，应对放炮区域受影响支架的各油缸、阀件与软管等零部件，采取可靠的保护措施，并认真检查合格后，才可放炮。在支架工作面内，运送工具与器材时，应注意防止擦伤碰坏各支柱和千斤顶的活塞干表面，以及各阀件与管路接头等零部件，以免影响支架正常使用，(4) 支架应用的乳化液，应根据不同的水质，选用适宜的牌号的乳化油，并按5的乳化油与是中性清水配制成乳化液后方可使用。在使用过程中，应经常对乳化液进行化验，检查其浓度与其他性能。支架液压系统支能够，必须设有乳化液过滤装置，过滤网应根据工作面的使用条件，进行定期更换与清洗，以免赃物堆积多了受阻塞，造成较大的压力损失，尤其在支架刚下井运行初期，更应该经常更换与清洗工作。(5) 支架在进行液压系统故障处理时，应先关闭回液断路阀，以切断本架与主管路之间通路，然后进行故障处理。处理完后再将断路阀打开，恢复通路。如果主管路发生故障需要处理时，必须与顺槽内泵站司机取得联系，待停泵后才可进行。当工作面运输机出现故障，需要用支架起吊中部槽时，必须将该架与左右良登临几架推移千斤顶与运输机的连接销脱开，以免在起吊过程中将千斤顶的活塞杆憋弯变形。总之，液压支架的操作由固定在顶梁上两柱窝中间处的操作阀来控制。操作阀有4片组成，主要操作：立柱升、降；推溜、拉架；平衡千斤顶伸缩；侧护板伸、收。支架操作阀原则上是向下搬动手柄时，油缸的下腔进液使千斤顶活塞杆伸出；反之，使千斤活塞杆收回。7.2 液压支架操作维护要求(1) 组建综采队伍组建综采队伍，要先配备好综采管理干部、技术人员，调集有一定文化水平、业务技术和思想作风好的操作维护工人，组成综采队。(2) 培训综采队综采管理干部、技术人员和操作维护人员，必须进行技术培训，要求了解综采设备的结构、性能，熟悉和掌握操作维护技能，经过考核合格，才能操作、维护设备。(3) 建立健全规章制度包括综采管理制度、作业规程、操作和维护制度、交接班制度、安全生产制、技术学习和经验交流制度、事故分析检查制度、班组原始记录和成本核算制度、备配件领用制度，确保管好、用好综采设备。(4) 矿井建立地面维护车间井下更换上井的液压元件(立柱、千斤顶、阀、胶管接头等)，要及时进行清洗、维修，并作防锈、蚀处理；对阀类(尤其安全阀)要进行调整，保证其良好的性能。(5) 建立零部件专库零部件(包括备配件)要分类放好，登记造册，做到帐、卡、物相符，严格制定领用手续。备配件要有足够储备。液压元件要做好防污染和放锈蚀处理。7.3 液压支架操作管理事项为了操作方便和便于记忆，操纵阀组中每片阀部都带有动作标记。操作工必须了解支架各元件的性能和作用，熟练准确地按操作规程进行各种操作。归纳起来，支架操作要作到：快、够、正、匀、平、紧、严、净。1)“快”移架速度要快；2)“够”推移步距要够；3)“正”操作正确无误；4)“匀”操作要均匀平稳；5)“平”推溜移架要确保三直两平；6)“紧”及时支护紧跟采煤机进行拉移支架；7)“严”接顶挡矸要严实；8)“净”架前架内浮煤碎矸要及时清除。(1) 工作面支架基本操作程序为：割煤拉移支架推移前输送机。(2) 及时清除支架和输送机之间的浮煤碎矸，以免影响移架；定期清除支架推杆下和柱窝内的煤粉、碎矸；定期冲洗支架内堆积的粉尘。(3) 爱护设备，不准用金属件、工具等物碰撞液压元件，尤其要注意防止碰砸伤立柱、千斤顶活塞杆的镀层和挤坏胶管接头。(4) 操作过程中若出现故障，要及时排除，操纵工也应带一定数量密封件和易损件，一般故障操作工应能排除；若个人不能排除的要及时报告，会同维修工及时查找原因，采取措施迅速排除或更换零部件。(5) 对各处的安全阀不得随意拆卸，若必须更换处理要先采取措施进行卸压后方可拆卸更换。 7.4 维护和管理的具体内容(1) 基本要求掌握液压支架有关知识，了解各零部件机构、规格、材料、性能和作用，遵守维护规程，及时排除故障，保持设备完好，保证正常安全生产。安全提示：不能带压拆卸任何液压元件。(2) 维护内容日常维护保养和拆检维修，维护的重点是液压系统。日常维护保养作到：一经常、二齐全、三无漏堵。“一经常”坚持经常维护保养；“二齐全”连结件齐全、液压元部件齐全；“三无漏堵”阀类无漏堵、立柱千斤顶无漏堵、管路无漏堵。液压元件维护修理的原则是：井下更换、井上检修。(3 )维修前做到：一清楚、二准备。“一清楚”维护项目和重点要清楚；“二准备”要准备好工具尤其是专用工具，准备好各种配件。维护时做到：了解核实无误、分析准备、处理果断、不留后患。“了解核实”了解出事故的前因后果并加以核实无误；“分析准确”分析故障部位及原因要准确；“处理果断”判明故障后果断处理，该更换的既更换，需拆检的既上井检修；“不留后患”树立高度责任感和事业心、排除故障不马虎、不留后患，设备不带“运转病”。(4) 坚持维修检修制度做到五检：班随查、日小检、周(旬)中检，月大检、季(年)总检。“班随检”生产班维修工跟上班随检，着重维护保养和一般性故障部位和零部件，基本保证三个生产班不出大的故障；“周(旬)中检”在班检、日检的基础上进行周(旬)末的全面维修检修、对磨损、变形较大和漏堵零部件进行“强迫”更换，一般在6小时内完成，必要时可增加工12h；“月大检”在周(旬)检基础上每月进行一次全面检修，统计出设备完好率，找出故障规律，采取预防措施，一般在12h内完成，必要时可延长至一天，列入矿检修计划：“季(年)总检”在每月的基础上每季(年)进行总检，一般在一天内完成，也可与当日大检结合进行，统计出季(年)设备完好率，验证故障规律，找到经验教训(亦可搞半年总结和年终总结)。(5) 维护工要做到：一不准、二安全、三配合、四坚持。“一不准”井下不准随意调整安全阀压力。“二安全”维护中要保证人和设备安全；“三配合”生产班配合操作工维护保养好支架、检修班配合生产班保证生产班无大故障、检修时与其它工种互相配合共同完成检修班任务；“四坚持”坚持正规循环和检修制度、坚持事故分析制度、坚持检修日志和填写有关表格、坚持技术学习提供业务水平。7.5维修与管理注意事项(1) 支架在工作面进行拆装检修时，应注意顶板冒落，做好人身与设备的防护工作，更换支柱、前梁千斤顶、控制阀等液压件时，要先用临时支柱撑住顶梁后再进行。(2) 支架上的各支柱、千斤顶、控制阀及管路系统等，在有压力的情况下，不得进行修理与更换，必须卸载后进行。支架拆装与检修过程中，必须使用合适的工具，禁止硬打乱敲，尤其是各油缸、活塞杆的光洁表面，各阀件的阀轴与密封面，管接头以及连接螺纹等，防止损伤，避免增加检修困难。对拆装的零件，要标上记号及量取必要的相关尺寸，并分别摆放在适当的地方。拆下的小零件，如垫圈、开口销与密封圈等，应装入工具袋内防止丢失。(3) 支架上使用的各油缸和阀体等液压元件，一般不允许在井下拆检与调试，如果发现问题不能继续使用时，必须成组更换，送井上进行检修。各油缸在井下拆装搬运过程中，应先将它们收缩至最低长度，便于运搬和防止活塞杆表面碰上锈蚀。运搬时要注意轻放。备换的各种软管、支柱、千斤顶与各种阀件的进出液口，必须用合适的堵头保护，并在存放与搬运过程中，防止堵头拧掉与脱落，以免尘土与污物进入腔内，影响液压系统的正常工作。(4) 支柱、千斤顶、阀件和管路等液压件，拆装时一般应切实注意以下几点： 液压件在装配时，必须洗干净。内部机件应使用细白布擦洗，禁止使用棉纱，防止腔内遗留金属屑末与杂物等，以免堵塞液路系统。 液压件在装配时，应注意各有关纪检相互结合的密封面，防止因碰伤与破坏而影响使用。 组装密封圈时，应注意检查密封圈唇口是否完好，加工件有无锐角或毛刺，并在事前加加以处理。通过螺纹与管口容易碰坏密封圈的部位，应加强措施，并注意密封圈与档环安装方向，以及被挤出与扭伤等。(5) 检修等候整架支架和零部件，应按图纸与相应的技术文件及规范，进行必要的检验和动作试验。支柱、千斤顶、各种阀件，都应作密封性能试验，发现问题及时处，合格后才能下井是用户。检修后，应做好检修记录，包括检修内容、材料和配件消耗所需工时、质量情况和检修负责人等，以便积累资料，分析情况，为今后维修创造条件。(6) 支架维修需要是备品与配件，要有一定的储备，存放在固定的仓库内，设专人负责保管，加强防尘、防锈和防冻措施。建立必要的台账与卡片实行定额管理，执行交久换新制度等，以此方便维修，防止损坏与丢失，不断降低消耗。存放与地面进行检修，或暂不下井使用的支架，应集中在固定点进行保管。支架内的各油缸与阀件等部件，硬件其中留存的乳化液全部放掉。输液管接口处，采用堵头封口，并加强内部防尘与防冻措施。软管在运输和储藏中，应盘卷或平直捆扎，避免阳光直射，雨雪浸淋，软管两端应用堵头封口，保持清洁，禁止与酸碱油类及有机溶剂等物资接触，应距发热装置1以外。7.6 支架的合理工作状态 支撑掩护式液压支架是以支撑为主、掩护为辅的支架，用来控制采场顶板下沉断裂及冒落，保证控顶距内顶板完整和必要的回来空间。正确掌握其工作状态，就能发挥它的支撑、掩护作用；反之，不仅不能控制顶板的下沉断裂，而且会造成冒顶片帮，支架本身也有可能被压死。一般采煤机切割后的煤层顶板应是平整的，支撑掩护式支架应与煤层顶板倾斜度适应；支护过程中顶梁和前探梁应与顶板完全接触，保证支架和煤壁间的空顶面积最小及支架上方放顶线以后没有悬露顶板，如图1所示。达到以上要求应克服以下三种不合理工作状态： (1) 支架前端下趴，与顶板脱离接触，只在放顶线处与顶板成“线接触”，顶板悬露长度为煤壁到支架放顶线的距离。此时直接顶最易与老顶离层而垮落，而且波及到放顶线以前整个控顶距内，如图2 (2)八字式：有前探梁的支架只在前探梁与主顶梁铰接处支撑顶板，前后都与顶板脱离，顶板沿接触线分成两部分：前一部分空顶是接触线到煤壁距离2后一部分空顶l是接触线到垮落矸石支承点。由于前后分别发生离层、冒落，支架处于极端被动状态(因3)。 (3)掩护式支撑：支架前端与顶板线接触，而其余大部分脱离顶板。虽然架前悬露顶板长度l值较小，但由于支架前端的支撑力很小，没有起到支撑顶板的作用。此时fj值是煤壁到垮落带支承点问的长度，达到最大值。这时直接顶首先与老顶离层，进而断裂冒落。其次老顶下沉，作用在直接顶上，使采场矿压增大，甚至压死支架(图4)。另外沿工作面方向，支架倾斜度应与煤层顶板倾角相适应，保证支架与顶板平整、严密、完全接触，使支架均匀受力，防止顶板出现平行工作面推进方向的裂隙和断裂，防止支架倾倒。为了保持支架的合理工作状态，要坚持正确操作，尽量缩短降架时间，快速移架，及时支护，保持支架足够的初撑力，并做好整个液压系统的维修工作，及时处理泄漏、窜液等故障和更换损坏的零部件，确保支架性能的正常发挥。8 液压支架常见故障及其排除液压支架出厂时己经过严格的验收。主要结构件和液压元件的强度足够，性能可靠，在正常情况下，一般不会发生大的故障。但是，支架在井下使用过程中，由于煤层地质条件复杂，影响因素较多，加之如果在维护方面存在不足和误操作时，则支架出故障也是难免的。因此，必须加强对综采设备的维护管理，使支架不出现或少出现故障。然而一旦出到故障，不管故障的大小，都要及时查明原因迅速排除、性支架保持完好，保证综采工作面的设备正常运转。8.1 结构件和连接销轴(1) 结构件支架的结构件通常不会出现大的问题，主要构件的设计强度足够，但在使用过程中也可能出现局部焊缝开裂。处理办法：采取措施防止焊缝裂纹扩大，不能拆换上井的结构件，待支架转移工作面时上井补焊。(2) 连接销轴结构件间以及与液压元件连接所用的销轴，可能出现磨损、弯曲、断裂等情况。结构件的连接销轴有可能磨损，一般不会弯断；千斤顶和立柱两头的连接销轴出现弯断的可能性大。如发现连接销轴磨损、弯断，要及时更换。8.2 液压系统及液压元件支架的常见故障，多数与液压系统的液压元件有关，诸如胶管和管接头漏液、液压控制元件失灵、立柱及千斤顶不动作等等。因此，支架的维护重点，应放在液压系统和液压元件方面。(1) 胶管及管接头造成支架胶管和管接头漏液的主要原因有：O型圈或挡圈大小不当或被切、挤坏，管接头密封面磨损或尺寸不合格。胶管接头扣压不牢或受挤压变形；在使用过程中胶管被挤坏、接头被碰断；胶管质最不好或过期老化，起包渗漏等。采取的措施是：对密封件的大小不当或损坏的要及时更换密封圈；其他原因造成漏液的胶管、接头在保存和运输时，必须保护密封面、挡圈和密封圈不被损坏；更换的胶管长度要合适，在换接胶管时不要猛砸硬插，安好后不要拆装过频，平时注意整理好胶管，防止挤碰胶管、接头。(2) 液压控制元件支架的液压元件，诸如操纵阀、液控单向阀、安全阀、截止阀、过滤器等，若出现故障，则常常是密封件(如密封圈、挡圈、阀垫或阀座)等关键件损坏而不能密封，也可能是阀座和阀垫等塑料件扎入杂质而密封不住；液压系统污染，赃物杂质进入液压系统又未及时清除，致使液压元件不能正常工作；弹簧不符合要求或损坏，使钢球不能复位密封或影响阀的性能(如安全阀的开启、关闭压力出现偏差)；个别接头和焊堵的焊缝可能渗漏，等等。措施：液压控制元件出现故障，应及时更换上井检修；保持液压系统清洁，定期清洗过滤装置(包括乳化液箱)；液压控制元件的关键件(如密封件)要保护好不受损坏，弹簧件要定期抽检性能，阀类要作性能试验，焊缝渗漏要在拆除内部密封件后进行补焊，按要求做压力试验。(3) 立柱及千斤顶支架的各种动作，主要由立柱和各类千斤顶根据操作者的要求来完成，如果立柱或千斤顶出现故障(例如动作慢或不动作)，则直接影响支架的功能。若立柱或千斤顶出现动作慢，主要原因可能有：乳化液泵压力低、流量不足；进回液通道有阻塞现象；也可能是几个支架同时操作造成短时流最不足；液压系统及液压控制元件有漏液现象。若立柱或千斤顶不动作，主要原因可能有：管路阻塞，不能进回液；控制阀(单向阀、操纵阀)失灵；立柱、千斤顶活塞密封损坏渗漏；立柱、千斤顶缸体或活柱(活塞杆)受侧向力变形；截止阀未打开，等等。措施：整理管路系统，及时清洗乳化液箱和清洗过滤装置；更换失灵的控制阀；立柱、千斤顶在排除蹩卡和截止阀等原因后仍不动作，则立即更换上井拆检；焊缝渗漏要在拆除密封件后到地面补焊并保护密封面。8.3 支架在操作和支护过程中的故障在支架的操作和支护过程中可能出现的故障有：初撑力偏低、工作阻力超限、推溜不直、移架速度慢；顶板管理不善，出现顶空、倒架等现象。(l) 初撑力和工作阻力问题支架初撑力的大小，对控制顶板下沉和管理顶板有直接关系，因此必须保证放顶煤支架有足够的初撑力。当支架出现初撑力偏低时，主要原因是作为支架动力的乳化液压力不足或液压系统漏液造成操作时充液升柱时问短等。保证足够初撑力的措施有：必须保持乳化液泵站的压力在额定工作压力范围内，随时观察乳化液泵站的压力变化，及时调整压力；杜绝液压系统漏液，尽量减少管路系统压力损失，但过大的初撑力对某些顶板管理亦会不利。支架的工作阻力超限，会对支架部件和液压元件造成损坏，甚至会造成较大的事故，因此要进行必要的检测和观察。支架工作阻力超限的主要原因有：安全阀调整压力超过了支架设计要求的额定工作压力；安全阀失去作用，即达到额定的工作阻力时，安全阀不开启泄液而继续承受增阻压力，造成工作阻力超限。防止工作阻力超限的办法是：对安全阀定期检查调试、安全阀调定压力严格控制在额定工作压力(即工作阻力)值；不得随意调整安全阀的工作压力；本支架设有测压阀连接口，可连接测压阀随时观察工作面压力变化。通常情况下，工作面顶板来压或局部压力增大而使安全阀开启泄漏，这是正常现象；相反，安全阀未开启泄液，则说明支架工作阻力选的过大或调的过高。工作阻力偏低也不行，因为不利于管理顶板。(2) 推溜和移架综采工作面要保持平直，这与采煤机剖煤时对顶度板是否平直有直接关系，也与推溜和移架是否平直有关，两者是相互影响的。如果顶底板刮得起伏不平，甚至割出台阶，就不能顺利推溜、移架，若移架的距离不够，反过来又影响采煤机的截深；顶底板起伏不平，输送机和支架的歪斜可能会出现采煤机滚筒割铲煤板或支架的伸缩梁。推溜、移架是否平直，是工作面保持“三直两平”的关键。放顶煤支架采用及时支护方式推移支架。在正常情况下，当采煤机割过煤后，以本架操作方式，距采煤机后滚筒35m开始移架，按顺序逐架进行。在顶板破碎，悬顶面积大时可在采煤机割完顶刀时，将支架护帮板伸出，及时维护煤帮顶板，保证其完整性。移架后，距采煤机1015m开始推移输送机。推溜和移架要协调，其弯度不可过大，一般23次到位。拉架(或推前部溜)后，操作拉移后部溜千斤顶，将后部输送机拉移到位，要多次操作，避免发生错槽事故。(3) 安全防护提示要及时调整支架扎底、下滑，否则影响采煤机割煤或打坏截齿，有发生火花的危险；活动侧护板若发生误动作，可能造成窜矸并碰伤和损坏设备等。要防止上述事故，必须严格按操作程度和规格要求，正确操作和使用各种防护设施，防止误动作，使之起到有效防护作用。设计总结本次毕业设计所设计的液压支架为ZZ40001735型，经过多次反复的计算与校核，其强度和性能都达到了预期的设计要求。通过本次设计，我对液压支架的工作原理，及其设计过程与步骤有了透彻的了解，并且了解了一些发达国家关于液压支架的最新研究成果和目前世界上各种先进液压支架的特点，及液压支架在将来的发展前景。拓宽了我的知识视野，开阔了我的理性思维，为我将来无论是走向工作岗位，还是继续学习深造都奠定了坚实的基础。本设计的重点是四连杆机构的运动分析、底座和推移框架等结构件的设计。通过对这方面的研究，我掌握了一定的方法，四连杆机构是我们在日常生活中常见的机构，并且是应用最为平凡的机构，掌握好对四连杆机构的运动分析将是我这次设计的最大收获。底座是液压支架的基础构件，也是液压支架设计的难点和重点，其中底座的选型、选材和焊接结构最为关键，它关系到液压支架的使用寿命、安全性及其稳定性。通过对四连杆机构的运动分析和底座结构的综合选型，我深刻理解的液压支架安全设计的重要性。另外，在设计过程中，我进一步提高了个人发现问题，分析问题，解决问题的能力，并且我对大学四年所学基础知识和专业课知识作全面巩固和全新的总结，我能够将自己所学知识用于实践。也许这次设计只是我人生万里长征的第一步，我想有了此次设计的经历和方法，我将会在我所学领域做出更多的成绩。参考文献参考文献：1 贾悦谦等著. 综采技术手册. 煤炭工业出版社.19972 黎启柏著.液压元件手册 .北京：冶金工业出版社，20003 丁绍南著. 液压支架设计.阜新矿院.1985.44 黄嘉兴、李炳文、王启广著. 采掘机械与支护设备.徐州：中国矿业大学出版社.2006.45 李宜民、王慕龄、宫能平著.理论力学. 徐州：中国矿业大学出版社.2003.36 鲁忠良,肖亚宁,唐中华.煤矿液压支架的实用安全理论及技术.徐州：中国矿业大学出版社,2009.翻译部分英文原文The Design of Four-bar Linkage of Large Inclined Angle Hydraulic SupportAbstract- Four-bar linkage is one of the most importantcomponents of shield-type powered support or chock-shield-typehydraulic support. Parameterized modeling, simulation andoptimization of four-bar linkage is firstly accomplished by use ofADAMS software in designing a large inclined angle hydraulicsupport. Then based on three-dimension model of the wholehydraulic support, applying COSMOS/Works software, finiteelement analysis is made under the front torsion load of roof beam.The analysis result validates the feasibility of four-bar linkagedesign and meets the design requirements very well. This methodcan effectively shorten the design cycle and improve designefficiency of hydraulic support.Keyword-hydraulic support; four-bar linkage; optimizationdesign; ADAMS; finite element analysis1. IntroductionFour-bar linkage is one of the most importantcomponents of shield-type hydraulic support orchock-shield-type hydraulic support. Its function has twoaspects: One, as the support legs rises or lowers, the leadingedge of roof beam moves up and down nearly vertically,thus maintaining a nearly constant unsupported distancebetween the coal wall and the leading edge of roof beam.This is a feature that is widely considered most desirable forgood roof control. Second, it makes the support to becapable of bearing larger horizontal load.In designing a large inclined angle hydraulic support,optimization of the four-link design is an important work.The size of four-bar linkage directly influences theperformance and status of hydraulic support. In thetraditional four-bar linkage design, BASIC program is usedto compute 1, but the results often can not meet the designrequirements and can not obtain the optimal solution.Currently, ADAMS software is more and more applied inthe mechanical dynamics field 2. So, the paper makes useof the ADAMS software to model and simulate thefour-bar linkage in order to achieve the optimal designsolution3-4. In order to validate the feasibility of four-barlinkage design5, applying COSMOS/Works software,finite element analysis is made.2. Dimension calculation of four-bar linkageAs shown in Fig. 1, is the calculation height in themaximum position. Mathematically, the parameters offour-bar linkage is supposed that:Figure 1. Parameters of four-bar linkage2.1 The calculation of rear bar and shield beamAs shown in Fig. 2, if H1 is determined, the length ofshield beam is: （1） (1)The length of rear barA=IG （2）The distance between top link point of front bar and top linkpoint of rear bar is:B=I1G （3）The distance between top link point of front bar and top linkpoint of shield beam is:F=G-B （4）The distance between bottom link point of rear barand origin of coordinates is , as shown in Fig. 2. 1 E2.2 The Calculation of length and angle of front bar1) Coordinate of 1 point bWhen the support is in the highest position , thecoordinate of point is: X1=FCOS（P1） （5） y1=H1-FSIN(P1) （6）Figure 2. Geometrical relationship of four-bar linkage2) Coordinate of 2 point bWhen the support is in the lowest position , thecoordinate of point is: （7） （8）When the support is in the lowest position, 2530,according to the geometric requirements.Mathematically, it is supposed that . （9）3) Coordinate of 3 point bWhen it is right-angle between shield beam and rearbar, the coordinate of 3 point is: b （10） （11） （12） （13）4) Coordinate of c point is the length of front bar. So thelength of front bar can be calculated by use of the equationof circle. The coordinate of c point is: （14） （15）The length and angle of front bar can be calculated afterdetermining the coordinate of c point.2.3 The calculation of the height D of the front barbottom link point, and the projective distance E onthe base between bottom link point of front bar andbottom link point of rear barAfter calculating the coordinate of c point, the height Dand length E is: （16） （17）As to the top coal caving hydraulic support that themaximum supported height is 2600mm, the supportedheight properly should be increased in order to meet thedesign requirements of hydraulic support in deeply inclinedcoal seam, the calculation height H1 is increased to 2118mm.By use of the program that sloping line is thought as theobjective function, the below result can be obtained.tan = 0.338, Q1= 75.10, Q2= 29.98,P1= 59.96, P2= 15.09, A= 988.78mm,B= 295.56mm, C= 995.82mm, D= 367.30mm,E= 421.91mm, G= 1343.45mm.3. Parameter optimization of four-bar linkage sizeAccording to Fig. 1 and the physical dimensioncalculated by program, the four-bar linkage is modeled bymeans of ADAMS/View. Because the linkage sizeparameter that calculated in computational program is notthe optimal result by analyzing the simulation result,optimally designing the linkage of should be parameterizedmodeling so as to obtain the optimal result that meet thedesign requirement.During parameterized modeling, every link point is setto variable, and the design result of every variable is gottenby analyzing the variables, as shown in Table 1.Table 1. Design results of every variableThe scope and the influence on the design of designvariables can be observed. MSC.ADAMS/View providesall kinds of drawing diagrams as the research report, whichinclude the sensitivity of design variables. As shown inTable 1, the sensitivity of DV_1, DV_2, DV_4, DV_6 isgreater. This implies that these four variables influence theoptimization results more greatly.Four greater sensitivity design points are set, the curveof every design point is changed together byADAMS/PostProcesser, then are compared and optimized.Through operating the optimization program, four designpoints are optimized. At last the optimal physical dimensionof four-bar linkage is obtained by analyzing and calculating.tan = 0.0035, Q1= 57.59, Q2