1、中國礦業大學2006屆本科生畢業設計 第 117 頁目 錄1 緒論11.1液壓支架發展歷史41.2我國液壓支架的發展51.3放頂煤開采工藝及放頂煤液壓支架61.3.1放頂煤采煤方法的發展61.3.2放頂煤液壓支架發展及特點71.4液壓支架的組成111.5液壓支架的支護方式111.6液壓支架的工作原理111.6.1支架升降和推移121.6.2支架的承載過程131.7采煤工作面液壓支架設計要求和設計必要的基本參數141.7.1采煤工作面對液壓支架的設計要求141.7.2液壓支架設計的基本參數141.8本文做的主要工作152 液壓支架整體結構設計152.1支架主要尺寸的確定152.1.1支架的高度和

2、支架的伸縮比152.1.2支架間距和寬度的確定162.2支架四連桿機構的確定172.2.1四連桿機構的作用172.2.2四連桿機構設計的要求182.3四連桿機構的設計192.3.1四連桿機構的電算法202.3.2四連桿機構的作圖法292.4頂梁長度的確定292.4.1支架工作方式對頂梁長度的影響292.4.2頂梁長度計算303 放頂煤液壓支架主要結構設計313.1支架主要部件的設計要求313.2前梁的設計323.2.1伸縮式前梁（圖3.1）323.2.2挑梁式前梁（圖3.2）323.3頂梁的設計333.3.1中四連桿機構的頂梁 （圖3.3）333.3.2后四連桿機構的頂梁343.4底座的設計3

3、43.4.1中四連桿機構的底座（圖3.4）343.4.2后四連桿機構的底座（圖3.5）353.5掩護梁和連桿的設計353.6推移機構的設計363.7放煤口及放煤機構的設計363.7.1中四連桿機構的放煤機構設計363.7.2后四連桿機構的放煤機構設計373.8噴霧降塵系統的設計393.8.1噴霧降塵系統的組成393.8.2設計原則403.9液壓系統的設計403.9.1液壓系統的特點403.9.2支架的工作機構413.9.3控制系統423.10液壓支架的主要技術參數423.10.1支護面積423.10.2支護強度和支護效率423.10.3 zfs5000/32/47放頂煤液壓支架性能參數一覽表4

4、34 立柱結構設計和強度計算464.1單伸縮立柱缸徑和工作阻力的確定464.1.1單伸縮立柱缸徑的確定464.1.2泵站壓力的確定474.1.3立柱初撐力的計算474.1.4立柱工作阻力的計算474.1.5立柱缸體壁厚的計算484.2立柱強度和穩定性驗算484.2.1立柱缸體強度驗算484.2.2立柱穩定性驗算494.2.3立柱活塞桿強度驗算514.2.4立柱的縱向彎曲穩定性計算545 液壓支架受力分析565.1概述565.1.1支架工作狀態565.1.2計算載荷的確定565.2支架受力分析與計算575.2.1前梁的受力分析與計算585.2.2放煤機構的受力分析與計算595.2.3主頂梁的受力

5、分析與計算605.2.4掩護梁的受力分析與計算625.2.5前連桿的受力分析與計算635.2.6后連桿的受力分析與計算635.2.7底座的受力分析與計算635.3頂梁的載荷分布655.4底座接觸比壓676 液壓支架強度計算696.1強度條件696.2前梁強度校核706.3頂梁強度校核746.4掩護梁強度校核796.5底座強度校核826.6前連桿強度校核866.7后連桿強度校核896.8放煤尾梁強度校核916.9各結構件連接處的強度計算917 液壓支架的現代設計方法和發展趨勢947.1液壓支架的研究途徑947.3液壓支架的發展趨勢957.4本文存在的問題96結 論98參 考 文 獻100翻譯部分

6、101英文原文（見參考文獻19.p157）101self-advancing hydraulic powered supports101frame102chock104shield105中文譯文107致 謝1121 緒論我國煤炭儲量十分豐富，1979年世界能源會議估計我國煤炭資源為15000億噸，其中煤層厚度大于3.5米的厚煤層占40%左右。從采煤工藝看，我國1972年開始裝備綜合機械化采煤，至1990年已經達到29.8%。當時對厚度在3.55米的煤層多采用一次采全高工藝，特別是大采高支架，平均單產可超過3萬噸，最高超過6萬噸，最高月產142211噸。然而，對于厚度大于5米的特厚煤層的開采，存

7、在著產量低、效率低、勞動強度大、安全差等問題，盡管分層開采技術較為成熟，但其成本高、工序多，影響效率。1.1液壓支架發展歷史歷史地來看，大約在四五十年前回采工作面還是采用木支柱。隨著刨煤機、鉆削式和滾筒式采煤機等快速采煤機的使用,木支柱既不能對頂板提供足夠大的阻力，其支設和回收亦難滿足連續采煤的要求。于是，剛性木支柱被可壓縮性摩擦和液壓支柱所代替，并以支柱加鉸接頂梁的結構形式支護回采工作面。1954年，英國研制出垛式支架。它主要由安裝在矩形整體底座上的立柱和頂梁組成。幾個月后，英國奧爾蒙德煤礦的低主煤層的整個工作面都裝備了這種支架。這就是世界上首個裝備液壓支架的采煤工作面。從此，開創了煤炭工業

8、的新時代。1958年法國試驗成功了節式支架。五十年代末，為開采煤層厚超過2m的松散和破碎頂板條件下的褐煤，前蘇聯開始研制掩護式液壓支架，并于1961年在阿樂斯-科拖舉辦的貿易展覽會上展出了omkt型掩護式支架。這種支架頂梁很短，僅0.8m，并與掩護梁鉸接，單根朝前傾斜液壓支柱連接著掩護梁和底座。當支架在其工作高度范圍內升降時，頂梁頂點相對于煤壁作圓弧運動。這樣，不僅影響了支架的承載能力，而且端面距變化很大，不利于頂板的維護。但比起垛式和節式支架，掩護式支架能有效的控制頂板，防止開采過程中矸石滲入工作面，工作能力很好 。為了保持頂梁端點相對于煤壁作近似的直線運動，在omkt型掩護式支架的基礎上作

9、了許多改進：1.利用支架滑架，即把支撐掩護梁的支座利用千斤頂沿滑架向前移動一個位置，以補償由于立柱升高時端面距加大的差值。2.利用伸縮頂梁，即當立柱升高時，在頂梁里利用千斤頂將頂梁伸出，以保持端面距基本不變。3.將四連桿機構應用于支架結構設計之中，研制出具有四連桿機構的液壓支架，不僅從根本上解決了端面距變動大和支架不能承受水平力的問題，而且開辟了液壓支架設計的新時代。4.1964年，英國國家煤炭局實施液壓支架試驗規范；1965年，f.dobson等人研制的剛性底座都促進了液壓支架的進一步發展。60年代末和70年代初，隨著液壓支架在歐洲使用經驗的日益增加，支架結構也發生了巨大變化。長頂梁、二柱、

10、四柱以及多柱四連桿機構的液壓支架相繼問世。并且，為適應底板不平，底座采用分離鉸接式結構；對于松軟底板，為減小底板比壓，采用接觸面積較大的底座；為防止碎矸竄入采區，采用了各種防竄矸的掩護裝置。1974年，英國國家煤炭局實施的“高科技采礦工程”推動了液壓支架及采煤設備的進一步發展。這項工程要求在選擇工作面綜合采煤設備時，必須采用最先進的設備和開采工藝，以提高煤炭產量和改善作業環境。進入70和80年代，液壓支架又有了新的發展。頂梁不僅實現了“立即前移支護”，而且整個支架安裝了電液控制系統實現微機控制與操作。1981年杜賽爾多夫采礦展覽會上，展出了液壓連桿式液壓支架和具有液壓調高機構的掩護式支架，并研

11、制出采高為6m的大采高支架及放頂煤支架；對于堅硬巖層設計了強力液壓支架等。1.2我國液壓支架的發展我國研制液壓支架起步也不算晚。1959年10月，原北京礦業學院設計了三種液壓支架。1961年設計了“本溪-型”支架，并制造出樣機進行井下試驗。1965年北京煤炭科學院和鄭州煤礦機械廠協作制造出仿英支架。1967年，太原煤炭研究所首次研究出四組邁步式支架，經修改后于1972年由鄭州煤礦機械廠制造，并進行井下試驗。1970年又為大同礦務局設計了tz-140型支架，在此基礎上研制出tz-支架，開發了tz-ib、tz-、tz-、tz-和tz-型等液壓支架。1973年，北京煤礦機械機械廠生產出第一套bzz垛

12、式支架，在陽泉礦務局使用。它是發展我國液壓支架的起點。此外，有關院校、研究所和制造廠合作，還研制出一批較有成效的液壓支架，如zy-3、wkm-400、bzzb、kd-280和fx-440等。這些液壓支架由于受到多種因素的限制，雖然使用效果不佳，幾乎全被淘汰，但為后來研制和開發更好的架型提供了寶貴的經驗。1974年和1979年，我國先后從英國、原聯邦德國、波蘭三國的五大公司進口了48套和100套綜采設備。國外先進支架的引進，促進了國產液壓支架設計和制造水平的明顯提高。到1983年末，全國在籍的各類支架共31990架。其中，國產支架64套，其性能質量和使用效果都是早期支架所不能比擬的。從70年代至

13、今，光煤炭科學研究總院北京開采所共研制出30余種不同結構型式的液壓支架。架型包括：支撐式、掩護式和支撐掩護式，還有特殊采煤工藝用液壓支架，如放頂煤支架，水砂填充支架及端頭支架等。其中，20多種支架已通過鑒定，五種支架獲獎。總之，我國液壓支架是從50年代末開始著手研制，經歷可研制試驗、引進、仿制和改進創新等階段，直到現在的獨立設計階段。目前，除液壓支架電液控制和支架計算機輔助設計與繪圖方面落后于國外，其他方面均以達到國外同期水平。1.3放頂煤開采工藝及放頂煤液壓支架放頂煤綜采近年來在我國得到迅速的發展。放頂煤綜采技術的推廣使用，擴大了綜合機械化開采的使用范圍，簡化了礦井的采掘系統和生產組織，大幅

14、度地提高了綜采工作面的勞動生產率和產量，降低了煤炭的生產成本，在煤礦生產上取得了顯著的技術和經濟效益。 1.3.1放頂煤采煤方法的發展放頂煤采煤方法，就是在開采煤層的底部，或在特厚煤層中部位置，布置采煤工作面，利用工作面礦山壓力的作用或輔以爆破等方法，將頂煤破碎并促使其垮落，而后將垮落的頂煤由工作面后方或工作面支架前方放出。放頂煤采煤方法在很早以前就用于開采厚煤層。如我國以前使用過的高落式采煤法就屬于這種采煤方法。在當時，放頂煤開采是不正規的，完全手工式的，而且煤炭損失特別大，長期以來受到嚴格限制。還有倉儲式采煤法、倉房式采煤法也都屬于早期的放頂煤開采方法。隨著煤炭開采技術的發展，特別是煤礦支

15、護設備的發展，放頂煤采煤法已經發展成為一種正規的采煤方法。放頂煤開采方法的應用條件，也由開采殘留煤柱、極不穩定的特厚煤層，發展到穩定的各種傾斜煤層的常規工作面，特別是賦存穩定的長臂工作面的開采。放頂煤開采方法按工作面的巷道布置方式可分為：緩傾斜、傾斜特厚煤層預采頂分層煤（鋪網或不鋪網）放頂煤開采法；緩傾斜、傾斜特厚煤層預采中間層放頂煤采煤方法；緩傾斜、傾斜特厚煤層一次采全厚放頂煤采煤法；急傾斜特厚煤層水平分段放頂煤采煤法。按放頂煤工作面的回采工藝方式可分為：炮采放頂煤開采；普通機械化放頂煤開采；綜合機械化放頂煤開采。放頂煤工作面的機械化程度與普通的采煤工作面一樣，也經過了緩慢的發展過程。其主要

16、體現在落煤、支護、放頂煤和運煤等方式四個方面。落煤方式由手鎬、風鎬、炮采發展為機采（采煤機或刨煤機）；支護方式由木支護、金屬摩擦支柱、單體液壓支柱、滑移頂梁支架發展為放頂煤液壓支架；放煤方式由手工落、裝發展為雙輸送機。回采巷道內運輸也由運量較小的刮板輸送機發展為運量大、運距長的帶式輸送機運煤；工作面的作業方式也由采、放輪流作業，發展為采、放平行作業，大大提高了工作面的產量和效率。下面重點介紹低位放頂煤綜采：低位放頂煤綜采的顯著特征是支架的放煤口位置低、尺寸大。而且是連續的，多為插板式，無脊背煤炭損失，支架的四連桿機構置于支架中間，后輸送機置于支架拖板上或直接在底板上。低位放頂煤綜采的主要優點為

17、放煤在支架后下方，放煤效果好，煤塵小。后輸送機外運煤炭順利，一般不需清理后方浮煤。支架尾梁還可以擺動，以利提高頂煤的回收率。但低位放頂煤支架的穩定性差，工作面端頭的維護較困難。該類支架在窯街礦務局、兗州礦務局鮑店煤礦均取得高產、高效。低位放頂煤綜采如圖1.1所示。1.3.2放頂煤液壓支架發展及特點自60年代法國率先研制節式放頂煤支架開采特厚煤層取得成功以來，70年代法國、英國、匈牙利、原聯邦德國、前蘇聯等國家又先后研制出插板式、開天窗式、后開門式放頂煤液壓支架，使特厚煤層采煤工藝有了新的突破，產量與效率不斷提高。以匈牙利奧伊克礦為例，使用vhp730型支架，開采厚6.2米煤層，平均月產量達到3

18、.39萬噸，效率26.1噸/工，工作面回收率91%。我國綜采放頂煤開采開始于1982年，是由鄭州煤礦機械廠、煤炭科學研究圖 1.1 低位雙運輸機放頂煤綜采示意圖1放煤口；2前輸送機；3后輸送機總院北京開采所、沈陽煤研所共同研制的fy40014/28中位放頂煤支架在沈陽局蒲河礦安裝試驗；10多年來得到了迅速的發展，截止到1993年，已經在13個省的26個礦務局59個工作面使用，達到了日產萬噸，月產31萬噸，年產253萬噸的生產水平，成為世界上綜采放頂煤開采技術發展最快、擁有放頂煤液壓支架數量最多的國家。實踐證明，在特厚煤層開采中，采用放頂煤開采較分層開采等具有明顯的優越性，主要有：（1）、煤層掘

19、進量小，掘進費用低、緩和了采掘關系；（2）、減少了搬家倒面次數，節省了綜采面設備搬遷、安裝的工作量及費用；（3）、較分層開采減少了鋪網工序、材料、工資及巷道維護費用等；（4）、對急斜厚煤層，較普通法開采的工作面產量提高13倍；（5）、提高了煤炭的塊炭率，增加煤炭的售價；（6）、減少了設備的運行費，特別是采煤機，相對減少了噸媒設備折舊費或租賃費；（7）、有利于礦井的集中控制，實現減面、減人、提高工效的目的；（8)、提高勞動生產率，降低成本，比一般回采工效提高25倍，經濟效益十分顯著，噸媒成本一般降低820元/噸。基于上述原因，我國放頂媒液壓支架從1984年至1992年上半年已發展到42套，32個

20、品種，占世界總數的66。當然，放頂煤開采也有急待解決的問題，主要是：（1）、煤塵大，比分層開采高出13倍，甚至更高；（2）、回采率偏低，一般在80左右，造成一定的煤炭損失；（3）、自然發火的問題尚未得到很好的解決；（4）、對高瓦斯礦井，瓦斯涌出量大，有局部積聚的危險。因此，煤炭工業部提出要有試點地進行，穩步發展的方針。然而有于放頂煤開采的優點十分突出，并對存在的問題逐步得到解決的同時，使這一新的特厚煤層的開采工藝從東北、西北迅速擴展到華北，1992年初又推廣到華東四個礦務局，并首先在兗州興隆莊礦創出了月產11萬噸的好成績（1994年月產已達25萬噸），可以預計，今后將會更快地發展。下面重點介紹

21、放頂煤液壓支架的特點及適應性。1 放頂煤液壓支架的分類按與液壓支架配套的輸送機的臺數，放頂煤液壓支架可分類如下： 插底式 單輸送機 不插底式 放頂煤液壓支架 單鉸接式 開天窗式 雙輸送機 四連桿式 前四連桿式 插板式 后四連桿式按放煤口位置，放頂煤液壓支架可分類如下： 高位（單輸送機開天窗式） 放頂煤液壓支架 中位（雙輸送機開天窗式） 低位（雙輸送機插板式）下面重點介紹低位放頂煤液壓支架的特點及適應性：2.低位放頂煤支架的特點這是一種雙輸送機運煤，在掩護梁后部鉸接一個帶有插板的尾梁、低位放煤的支撐掩護式支架。這類支架有一個可以上下擺動的尾梁（擺動幅度在45左右）用以松動頂煤，并維持一個落煤空間

22、。尾梁中間有一個液壓控制的放煤插板，用以放煤和破碎大塊頂煤，具有連續的放煤口。其主要特點如下：(1)由于具有連續的放煤口，放煤效果好，沒有脊背煤損失，回收率高；(2)和其他支架相比，從煤壁到放煤口的距離最長，經過頂梁的反復支撐和在掩護梁上方的垮落，使頂煤破碎較為充分，對放煤極為有利；(3)后輸送機沿底板布置，浮煤容易排出，移架輕快，同時尾梁插板可以切斷大塊煤，使放煤口不易堵塞；(4)低位放煤使煤塵減少；(5)前四連桿低位放頂煤液壓支架的抗扭及抗偏載能力差，支架的穩定性較差；(6)尾梁擺動力和向上的擺角較小，破煤和松動頂煤的能力差。這類支架的原始形式是前四連桿式，在礦壓較小的急斜水平分段開采時比

23、較適應，為使這種支架在緩斜長臂工作面發揮其優勢，幾年來作了如下的探索：(1)把四連桿的上連接位置由頂梁上改在掩護梁上，使支架底部和上部的連接位置更接近扭轉力矩的作用點，增加了支架強度，減少了支架的損壞，形成了目前在緩斜工作面大量使用的后四連桿式低位放頂煤液壓支架；(2)大幅度加強前四連桿本身以及它與頂梁、底座的聯接強度，這種作法增加了支架的重量，有的重達20t以上，但設計時容易實現加大后部運輸空間和增加破煤能力；(3)增大后部空間和尾梁向上擺動的力，使其在較硬煤層中使用時也可讓頂煤順利放落和運出，如zfps5200/17/32型支架尾梁端部向上擺動力可達到500kn，使用效果良好；(4)后四連

24、桿前連桿設計為y型，后連桿設計為i型，增大了支架的前、后人行道的寬度并加大了后部的人員工作與維護空間；(5)把后輸送機千斤頂耳座與底座的聯接改為活聯接，改善了運輸狀況。在后輸送機與千斤頂之間增加了結構件推桿，以避免后輸送機與千斤頂活塞桿彎曲并防止輸送機和支架下滑。前四連桿式支架和后四連桿式支架相比，前四連桿式支架穩定性及抗扭性較差，但其后部空間較大，且重量也輕。3.低位放頂煤液壓支架的適應性前四連桿式支架在急斜水平分段放頂煤綜采中取得成功，如對四連桿及有關聯接件再進一步增加強度，成為定型設備，可以不考慮在急斜條件下使用后四連桿式支架。緩斜中硬難放煤層在選型時考慮到低位放頂煤液壓支架的強度低，又

25、無成功的實例，往往選用中位放頂煤液壓支架，但受到放煤口的限制，實際上也未能很好解決其放煤問題。仔細研究各類放煤支架，就會發現，只有前四連桿式支架具備大幅度擺動掩護梁破煤的條件。有的低位放頂煤液壓支架采取強化四連桿及聯接銷軸，把擺動掩護梁的千斤頂一端布置在底座上，而不是布置在頂梁上，盡管這種架型尚無滿意的效果，但這種探索無疑是很有意義的。后四連桿式支架在煤層硬度系數f2左右，層節理比較發育的緩斜厚煤層中使用取得很大成功，如在潞安礦務局五陽煤礦、王莊煤礦和兗州礦務局興隆莊煤礦、鮑店煤礦。這種架型與設計先進的過渡支架配合使用，創出了新水平，被廣泛推廣使用。如石炭井礦務局烏蘭礦將這種支架與過渡支架、端

26、頭支架配套使用，在傾角為24的工作面上取得了成功。由此表明了后四連桿式放頂煤液壓支架在緩斜中硬煤層和傾斜厚煤層中均有良好的適應性和使用前景。1.4液壓支架的組成根據各部件的功能，液壓支架的組成可歸納為五個部分見表1.1。1.5液壓支架的支護方式綜采工作面的主要生產工序有采煤、移架和推溜。3個工序的不同組合順序，可形成液壓支架的3種支護方式，從而決定工作面“三機”的不同配套關系。具體的循環方式見表1.2。1.6液壓支架的工作原理液壓支架在工作過程中，不僅要可靠的支撐頂板，維護一定的安全工作空間，而且要隨工作面的推進，進行移架和推移輸送機。因此，支架要實現升、降、推、移四個基本動作，這些動作是利用

27、泵站供給的高壓液體，通過工作性質不同的幾個液壓缸來完成的，如圖1.2所示表1.1 液壓支架組成表序 號部 件功 能舉 例1承載結構件承受并傳遞頂板載荷作用的結構件頂梁、掩護梁、底座、連桿2動力油缸用液體作介質可以主動產生作用力，實現各種動作的油缸立柱、各類千斤頂3控制元部件操縱、控制支架各個動力油缸動作及保證所需工作特性的液壓（電氣）元部件操縱閥、單向閥、安全閥及管路、液壓（電控）元件4輔助裝置不直接承受頂板載荷，而實現支架某些動作或功能所必須的裝置推移裝置、護幫裝置、活動側護板、防倒、防滑裝置5工作液體傳遞能量的工作液壓介質乳化液 表1.2 液壓支架的支護方式表支護方式循環方式支護特點應用條

28、件即時支護割煤移架推溜支護滯后時間短適用于各種頂板條件，應用最為廣泛滯后支護割煤推溜移架支護滯后時間較長可用于穩定、完整的頂板條件，較少支架結構緊湊，目前應用復合支護割煤支架伸出探梁推溜移架支護滯后時間短 但增加了反復支撐可適用于各種頂板條件，但支架操作次數增加，目前應用較少1.6.1支架升降和推移當操縱閥8處于升柱位置時，從乳化液泵站來的高壓液體通過操縱閥8、液控單向閥6進入立柱2的下腔，立柱上腔回液，支架升起，并撐緊頂板。當操縱閥8處于降柱位置時，工作液體進入立柱的上腔，同時打開液控單向閥，立柱下腔回液，支架下降。支架的前移和推移輸送機是通過操縱閥7和推移千斤頂4來進行的。移架時，先使支架

29、卸載下降，再把操縱閥7置于移架位置，從乳化液泵站來的高壓液體進入推移千斤頂4的前腔即活塞桿腔，后腔即活塞腔回液。這時，支架以輸送機為支點前移。移架結束后，在把支架升起，使支架撐緊頂板。若將操縱閥7置于推溜位置，高壓液體進入推移千斤頂后腔即活塞腔，前腔即活塞桿腔回液，這時輸送機以支架為支點被推向煤壁。 圖1.2 液壓支架工作原理圖1-頂梁；2-立柱；3-底座；4-推移千斤頂；5-安全閥；6-液控單向閥；7、8-操縱閥；9-輸送機；10-乳化液泵；11-主供液管；12-主回液管1.6.2支架的承載過程支架的承載過程是指支架與頂板之間相互力學作用的過程。它包括初撐、承載增阻和恒阻三個階段。1.初撐階

30、段在升架過程中，當支架的頂梁接觸頂板，直到立柱下腔的液體壓力逐漸上升到泵站工作壓力時，停止供液，液控單向閥6立即關閉，這一過程為支架的初撐階段。初撐力的大小取決于泵站的工作壓力/立柱缸徑和立柱的數量。合理的初撐力是防止直接頂過早的因下沉而離層、減緩頂板下沉速度、增加其穩定性和保證安全生產的關鍵。2.承載增阻階段支架初撐結束后，隨著頂板的下沉，立柱下腔的液體壓力逐漸升高，支架對頂板的支撐力也隨之增大，呈現增阻狀態，這一過程為支架的承載增阻階段。3.恒阻階段隨著頂板壓力的進一步增加，立柱下腔的液體壓力越來越高。當升高到安全閥5的調定壓力時，安全閥打開溢流，立柱下縮，液體壓力隨之降低。當降到安全閥的

31、調定壓力時，安全閥關閉。隨著頂板的繼續下沉，安全閥重復這一過程。由于安全閥的作用，支架的支撐力維持在某一恒定數值上，這是支架的恒阻階段。此時，支架對頂板的支撐力稱為工作阻力，它是由支架安全閥的調定壓力決定的。對于掩護式和支撐掩護式支架，其初撐力和工作阻力的計算還要考慮到立柱傾角的影響因素。1.7采煤工作面液壓支架設計要求和設計必要的基本參數1.7.1采煤工作面對液壓支架的設計要求 為了滿足長臂工作面的生產要求對液壓支架提出了以下要求：1.能有效的控制頂板。具體有這些要求：能適應頂板下沉、來壓及冒落的特性；能防支架前方與上方冒頂；不應出現陷底而影響性能與移架。2.保證安全的工作空間。具體要求如下

32、：有寬敞的工作空間；能很好的防矸、排矸；能良好的通風、照明、通訊、防塵、防火。3.應該適應煤層地址條件變化。要求支架有足夠的調高范圍；適應不平頂底板、臺階和斷層等條件；適應煤層傾角變化。4.能夠保證正常的生產循環。也就是說應保證正常移架、推溜；能與采煤、運輸等工藝準確配合；運輸，安裝，搬家方便；還得便于維修。5.最后對于投資者來說，應該保證初期投資低、維修費用低。1.7.2液壓支架設計的基本參數1.頂板條件根據老頂和直接頂的分類，對支架進行選型。2.最大和最小采高根據最大和最小采高，確定支架的最大和最小高度，以及支架的支護強度。3.瓦斯等級根據瓦斯等級，按保安規程規定，驗算通風斷面。4.底板巖

33、性及小時涌水量根據底板巖性和小時涌水量驗算底板比壓。5.工作面煤壁條件根據工作面煤壁條件，決定是否用護幫裝置。6.煤層傾角根據煤層傾角，決定是否選用防倒防滑裝置。7.井筒罐籠尺寸根據井筒罐籠尺寸，考慮支架的運輸外形尺寸。8.配套尺寸根據配套尺寸及支護方式來計算頂梁長度。1.8本文做的主要工作畢業設計名稱：放頂煤液壓支架設計參數如下：（1）要求工作阻力500t；（2）最大采高4.5m。本次設計主要工作如下：四連桿機構的設計、各個結構件的結構設計、各結構件的受力分析及強度校核、液壓立柱的設計及支架液壓電液控制系統統原理設計。2 液壓支架整體結構設計2.1支架主要尺寸的確定2.1.1支架的高度和支架

34、的伸縮比一般應首先確定支架適用煤層的平均采高，然后確定支架高度。由于我國急斜煤層煤層厚度都比較大，煤層厚度在2080m之間，所以按厚煤層高度的確定原則來確定該放頂煤液壓支架的高度。（200300） （2.1）（300400） （2.2）式中：支架最大高度（mm）； 支架最小高度（mm）； 最大采高（mm）； 最小采高（mm）。本設計最大采高4500mm,取支架最大高度45002004700mm支架最大高度與最小高度之差為支架的調高范圍。調高范圍越大，支架適用范圍越廣，但過大的調高范圍給支架結構設計造成困難，且可靠性降低。由于此次設計對最小采高無具體限制，并且放頂煤液壓支架的調高范圍無需太大，取

35、支架的調高范圍為1500mm,則支架的最小高度470015003200mm支架的伸縮比系指其最大高度與最小高度之比值。即：m (2.3)代入有關數據，得m=1.472.1.2支架間距和寬度的確定所謂支架間距，就是相鄰兩支架中心線間的距離。按下式計算： （2.4）式中： 支架間距（支架中心距）；每架支架頂梁總長度；相鄰支架（或框架）頂梁之間的間隙；n每架所包含的組架的組數或框架數，整體自移式支架n =1；整體邁步式支架n =2；節式邁步支架，n =支架節數。支架間距要根據支架型式來確定，但由于每架支架的推移千斤頂都與工作面輸送機的一節溜槽相連，因此目前主要根據輸送機溜槽每節長度及幫槽上千斤頂連結

36、塊的位置來確定，我國刮板輸送機溜槽每節長度為1.5m,千斤頂連結塊位置在溜槽中長的中間，所以除節式和邁步式支架外，支架間距一般為1.5m。大采高支架為提高穩定性中心距可采用1.75m,輕型支架為適應中小煤礦工作面快速搬家的要求，中心距可采用1.25m。本次設計取支架的中心距為1.5m。支架寬度是指頂梁的最小和最大寬度。寬度的確定應考慮支架的運輸、安裝和調架要求。支架頂梁一般裝有活動側護板，側護板行程一般為170200mm。其中寬面頂梁一般為1200mm1500mm，節式支架一般為400mm600mm。本次設計取支架頂梁的最小寬度為1380mm,最大寬度為1550mm,亦即頂梁側護板側推千斤頂的

37、行程取170mm。2.2支架四連桿機構的確定2.2.1四連桿機構的作用1梁端護頂 鑒于四連桿機構可使托梁鉸接點呈雙紐線運動，故可選定雙紐線的近似直線部分作為托梁鉸接點適應采高的變化范圍。這樣可使托梁鉸接點運動時與煤壁接近于保持等距，當梁端距處于允許值范圍之內時，借此可以保證梁端頂板維護良好。2擋矸 鑒于組成四連桿機構的掩護梁既是連接件，又是承載件，為了承受采空區內破碎巖石所賦予的載荷，掩護梁一般做成整體箱形結構，具有一定強度。由于它處在隔離采空區的位置，故可以起到良好的擋矸作用。3抵抗水平力 觀測表明：綜采面給予支架的外載，不但有垂直于煤層頂板的分力，而且還有沿巖層層面指向采空區方向（或指向煤

38、壁方向）的分力，這個水平推力由液壓支架的四連桿機構承受，從而避免了立柱因承受水平分力而造成立柱彎曲變形。4提高支架穩定性 鑒于四連桿機構將液壓支架連成一個重量較大的整體，在支架承載階段，其穩定程度較高。四連桿機構在具有以上諸作用的同時，也有一些缺點。首先，支架在工作過程當中，四連桿機構必須承受很大的內力，從而導致支架結構尺寸的加大和重量的增加；其次，由于四連桿機構對頂板產生一個水平力（又稱水平支撐力），因此對支架的工作性能將產生不良影響。2.2.2四連桿機構設計的要求1.支架高度在最大和最小范圍內變化時，如圖2.1所示，頂梁端點運動軌跡的最大寬度應小于或等于70mm，最好為30mm以下。2.支

39、架在最高位置時和最低位置時，頂梁與掩護梁的夾角和后連桿與底平面的夾角，如圖2.1所示，應滿足如下要求：支架在最高位置時，5262，7585；支架在最低位置時，為有利于矸石下滑，防止矸石停留在掩護梁上，根據物理學摩擦理論可知，要求，如果鋼和矸石的摩擦系數=0.3，則=16.7。為了安全可靠，最低工作位置應使25為宜。而角主要考慮后連桿底部距底板要有一定距離，防止支架后部冒落巖石卡住后連桿，使支架不能下降。一般取2530，在特殊情況下需要角度較小時，可提高后連桿下鉸點的高度。3.從圖2.1中可知，掩護梁與頂梁鉸點和瞬時中心o之間的連線與水平線夾角為。設計時，要使角滿足的范圍，其原因是角直接影響支架

40、承受附加力的數值大小。4.應取頂梁前端點運動軌跡雙扭線向前凸的一段為支架工作段，如圖2.1所示的段。其原因為當頂板來壓時，立柱讓壓下縮，使頂梁有向前移的趨勢，可防止巖石向后移動，又可以使作用在頂梁上的摩擦力指向采空區。同時底板阻止底座向后移，使整個支架產生順時針轉動的趨勢，從而增加了頂梁前端的支護力，防止頂梁前端上方頂板冒落，并且使底座前端比壓減小，防止啃底，有利移架。水平力的合力也相應減小，所以減輕了掩護梁的外負荷。從以上分析可知，為使支架受力合理和工作可靠，在設計四連桿機構的運動軌跡時，應盡量使值減小，取雙扭線向前凸的一段為支架工作段。所以，當已知掩護梁和后連桿的長度后，從這個觀點出發，在

41、設計時只要把掩護梁和后連桿簡化成曲柄滑塊機構，運用作圖法就可以了，如圖2.2。圖2.1 四連桿機構幾何特征圖圖2.2 掩護梁和后連桿構成曲柄滑塊機構2.3四連桿機構的設計四連桿機構的設計的主要方法有：直接求解法、解析法、幾何作圖法等。本設計鑒于各種方法的優缺點，采用了計算機求解的方式來求解。在計算之前，先確定幾個值。根據以往的設計經驗，取頂梁與掩護梁的絞點至上頂板的距離為400mm , 要求雙紐線的偏擺量為30mm ,后連桿下絞點至底座的距離為900mm 。2.3.1四連桿機構的電算法1.目標函數的確定為了減少附加力，必須使得有較小值。同時，為有效的控制頂板，要求支架在某一高度時的角，恰好是頂

42、梁前端點的雙紐線軌跡上的切線與頂梁垂線間的夾角。所以，只要令支架由高到低變化時，頂梁前端點運動軌跡近似成直線為目標函數，這兩項要求都能滿足。2.四連桿機構的幾何特征四連桿機構的幾何特征，如圖2.3所示。（1）支架在最高位置時，即：弧度；即1.311.48弧度；支架在最低位置時，保證。（2）后連桿與掩護梁的比值，掩護式支架為i =0.450.61;支撐掩護式為i = 0.610.82。（3）前后連桿上絞點之距與掩護梁的比值為0.220.3。（4）點的運動軌跡呈近似雙紐線，支架由高到低雙紐線運動軌跡的最大寬度mm以下。（5）支架在最高位置時的應小于0.35，在優化設計中，對支撐掩護式支架最好應小于

43、0.2。3.四連桿機構各部尺寸的計算四連桿機構各部參數如圖2.3所示，圖中的為支架在最高位置時的計算高度。令：=; =; =; =; =; =; =; =; =; ;=圖2.3 四連桿機構參數圖(1)后連桿與掩護梁長度的確定如圖2.3所示 ，當支架在最高位置時的h值確定后，掩護梁長度g為： （2.5）后連桿長度為： （2.6）前后連桿上絞點之距為： （2.7）前連桿上絞點至掩護梁上絞點之距為： （2.8）從式（2.5）至式（2.8），可求出多組后連桿和掩護梁的尺寸。為了簡化計算，對變量規定相應的步長如下：的步長為0.34弧度；的步長為0.34弧度；的步長為0.02；的步長，支撐掩護式為0.04

44、2。若上述四個變量各向前邁出五步，經排列組合變得到625組數據。此處，步長也可根據精度自行確定不必遵循此規定。（2）后連桿下絞點至坐標原點之距為，如圖2.4所示圖2.4 四連桿機構幾何關系（3）前連桿長度及角度的確定 當支架高度變化時，掩護梁上絞點的運動軌跡為近似雙紐線，為使雙紐線最大寬度和角盡量小，可把點的軌跡視為理想直線，當然實際上并非如此。但是，我們可以做到支架高度變化時，有三點在一條直線上，如圖2.4所示，即：支架在最高和最低以及中間某一位置的三點。當支架的最高和最低位置確定后，在直線上的最高和最低點就確定了。根據設計經驗，當點沿理想垂線由最高向最低運動時，后連桿與掩護梁的夾角由大于9

45、0到小于90變化，在夾角變化過程中，一定有一位置使后連桿與掩護梁呈垂直狀態，以這一特殊狀態為所求的中間某一位置，來確定直線上中間某一位置的點。1）點坐標當支架在最高位置時的計算高度為，此時點的坐標為： （2.9） （2.10）2）點坐標支架在最低位置時的計算高度為，此時的坐標為： （2.11） （2.12）根據四連桿機構的幾何特征要求，支架降到最低位置時，為計算方便，即0.436弧度。根據幾何關系為： （2.13）3）點坐標當支架的掩護梁與后連桿成垂直位置時，根據幾何關系，點坐標為： （2.14） （2.15）式中p由下式進行計算： （2.16） （2.17）4）c點坐標根據圖2.4所示，支架

46、在三個位置時四連桿機構幾何關系確定后，c點就是以、這三點為圓的圓心。所以，為前連桿的長度。因此，可以用圓的方程求得前連桿長度。即： （2.18）上式中、為c點坐標，可以按下列方程聯立求得: （2.19） （2.20）由式（2.19）和式（2.20）得： （2.21） （2.22）令: （2.23）n （2.24）t （2.25）把式（2.23）到式（2.25）帶入式(2.22)式得： （2.26） （2.27）c點坐標求出后，前連桿的長度和角度就可以確定了。（4）前連桿下絞點的高度d和四連桿機構的底座長度e。當前連桿c點坐標確定后，d和e的長度為： （2.28） （2.29）4.四連桿機構的優

47、選按上述方法可求出很多組四連桿機構，并非所有的值都可以用，故要優選。優選的方法是給定約束條件，對所計算出的各組值進行篩選，最終選出一組最優的值來。其約束條件是根據四連桿機構的幾何體特征要求，以及支架的結構關系，通過對國內外現有支架的調查統計，得出的約束條件如下：（1）前后連桿的比值范圍根據現有資料的調查統計，前后連桿的比值0.91.2范圍。（2）前連桿的高度不宜過大，一般應使。（3）e的長度，一般應使e.（4）對掩護式支架應使的值u ；對支撐掩護式支架的值按下面的方法進行計算。如圖2.5所示，為支架在最高位置時的幾何關系。（1）a點坐標= （2.30） （2.31）（2）點坐標為（3）直線的斜

48、率： （2.32）（4）直線的斜率： （2.33）由于c 、b、o在同一條直線上，因此，和 直線的斜率相同，所以直線的斜率為： （2.34）同理直線的斜率為 （2.35）聯立（2.34）、（2.35）得： （2.36） （2.37）圖2.5 順心位置圖令： （2.38） （2.39）則： （2.40）5.近似雙紐線軌跡的繪制為了能計算和看出優選的一組值的e值，以及雙紐線的凸弧段長度，要求打印出頂梁前端的坐標值畫出雙紐線軌跡來。（1）四連桿機構的方程圖2.6 四連桿機構方程圖從圖2.6可知，在任一個角位置時，d點的x坐標值應滿足下列方程 （2.41）b點的y坐標值應滿足下列方程 （2.42）由式

49、（2.42）得： （2.43）將式（2.43）代入式（2.41）得： （2.44）將式（2.44）整理得： (2.45)令： ; (2.46) (2.47) (2.48)將式(2.46)式（2.48）代入式（2.45）可得： (2.49)則式（2.49）可變成以z為變量之方程，得： (2.50)不合題意之根已舍去。當時，式（2.50）才有意義。在圖2.6中點任一位置時之坐標x,y可寫成： (2.51) (2.52) 其中， 則 式（2.51）和式（2.52）就是液壓支架四連桿機構的曲線方程。根據四連桿機構的幾何特征要求，支架由高到低，=,即：1.48rad0.436rad。所以在變化范圍內可以畫出一條近似雙紐線的軌跡來。如果在這個變化范圍內按間隔0.087rad,可以算出x,y值表，y的變化相當于支架計算高度的變化，則x的變化相當于頂梁前端距煤壁之距變化，所以e值為支架高度變化范圍內，相應的，凸弧段的長度為支架的結構高度有高到低時，x值漸增所對應的y值相減，即：凸弧段長度 式中， 支架最大高度所對應的y值； 支架由高到低，x值漸增，增加到極限位置所對應的y值。6電算程序編制本程序的編制采用visual basic 6.0編程，程序清單見附錄。2.3.2四連桿機構的作圖法此處從略。2.4頂梁長度的確定根據支架工作方式和設備配套尺寸來確定頂梁長度。2.4.1支架