ZZ4000支撐掩護式液壓支架設計【含7張CAD圖紙、說明書】
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翻譯部分
英文原文
The Design of Four-bar Linkage of Large Inclined Angle Hydraulic Support
Abstract- Four-bar linkage is one of the most important
components of shield-type powered support or chock-shield-type
hydraulic support. Parameterized modeling, simulation and
optimization of four-bar linkage is firstly accomplished by use of
ADAMS software in designing a large inclined angle hydraulic
support. Then based on three-dimension model of the whole
hydraulic support, applying COSMOS/Works software, finite
element analysis is made under the front torsion load of roof beam.
The analysis result validates the feasibility of four-bar linkage
design and meets the design requirements very well. This method
can effectively shorten the design cycle and improve design
efficiency of hydraulic support.
Keyword-hydraulic support; four-bar linkage; optimization
design; ADAMS; finite element analysis
1. Introduction
Four-bar linkage is one of the most important
components of shield-type hydraulic support or
chock-shield-type hydraulic support. Its function has two
aspects: One, as the support legs rises or lowers, the leading
edge of roof beam moves up and down nearly vertically,
thus maintaining a nearly constant unsupported distance
between the coal wall and the leading edge of roof beam.
This is a feature that is widely considered most desirable for
good roof control. Second, it makes the support to be
capable 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 the
performance and status of hydraulic support. In the
traditional four-bar linkage design, BASIC program is used
to compute [1], but the results often can not meet the design
requirements and can not obtain the optimal solution.
Currently, ADAMS software is more and more applied in
the mechanical dynamics field [2]. So, the paper makes use
of the ADAMS software to model and simulate the
four-bar linkage in order to achieve the optimal design
solution[3-4]. In order to validate the feasibility of four-bar
linkage design[5], applying COSMOS/Works software,
finite element analysis is made.
2. Dimension calculation of four-bar linkage
As shown in Fig. 1, is the calculation height in the
maximum position. Mathematically, the parameters of
four-bar linkage is supposed that:
Figure 1. Parameters of four-bar linkage
2.1 The calculation of rear bar and shield beam
As shown in Fig. 2, if H1 is determined, the length of
shield beam is:
（1）
(1)The length of rear bar??
A=I·G （2）
The distance between top link point of front bar and top link
point of rear bar is:
B=I1·G （3）
The distance between top link point of front bar and top link
point of shield beam is:
F=G-B （4）
The distance between bottom link point of rear bar
and origin of coordinates is , as shown in Fig. 2. 1 E
2.2 The Calculation of length and angle of front bar
1) Coordinate of 1 point b
When the support is in the highest position , the
coordinate of point is:
X1=F·COS（P1） （5）
y1=H1-F·SIN(P1) （6）
??Figure 2. Geometrical relationship of four-bar linkage
2) Coordinate of 2 point b
When the support is in the lowest position , the
coordinate of point is:
（7）
（8）
When the support is in the lowest position, ??25°~30°,
according to the geometric requirements.
Mathematically, it is supposed that .
（9）
3) Coordinate of 3 point b
When it is right-angle between shield beam and rear
bar, the coordinate of 3 point is: b
（10）
（11）
（12）
（13）
4) Coordinate of c point
is the length of front bar. So the
length of front bar can be calculated by use of the equation
of circle. The coordinate of c point is:
（14）
（15）
The length and angle of front bar can be calculated after
determining the coordinate of c point.
2.3 The calculation of the height D of the front bar
bottom link point, and the projective distance E on
the base between bottom link point of front bar and
bottom link point of rear bar
After calculating the coordinate of c point, the height D
and length E is:
（16）
（17）
As to the top coal caving hydraulic support that the
maximum supported height is 2600mm, the supported
height properly should be increased in order to meet the
design requirements of hydraulic support in deeply inclined
coal seam, the calculation height H1 is increased to 2118mm.
By use of the program that sloping line is thought as the
objective 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 size
According to Fig. 1 and the physical dimension
calculated by program, the four-bar linkage is modeled by
means of ADAMS/View. Because the linkage size
parameter that calculated in computational program is not
the optimal result by analyzing the simulation result,
optimally designing the linkage of should be parameterized
modeling so as to obtain the optimal result that meet the
design requirement.
During parameterized modeling, every link point is set
to variable, and the design result of every variable is gotten
by analyzing the variables, as shown in Table 1.
Table 1. Design results of every variable
The scope and the influence on the design of design
variables can be observed. MSC.ADAMS/View provides
all kinds of drawing diagrams as the research report, which
include the sensitivity of design variables. As shown in
Table 1, the sensitivity of DV_1, DV_2, DV_4, DV_6 is
greater. This implies that these four variables influence the
optimization results more greatly.
Four greater sensitivity design points are set, the curve
of every design point is changed together by
ADAMS/PostProcesser, then are compared and optimized.
Through operating the optimization program, four design
points are optimized. At last the optimal physical dimension
of 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-bar
linkage according to the calculated size, then analyzing the
link point through the trajectory simulation, as shown in Fig.
3.
Figure 3. The optimized trajectory curve
The optimal result of the four-bar linkage size fully
meet the design requirements of hydraulic support by
analysis.
4. The finite element analysis of hydraulic support
According to the calculated dimension of four-bar
linkage, 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 software
COSMOS/Works, finite element analysis of the whole
hydraulic support is made under front torsion load.
Figure 4. The three-dimension model of hydraulic support
4.1 The finite element calculation
After finite element pre-processing, COSMOS/Works
automatically generates graphic solution. The graphic
solution can be defined according to the need. For example,
stress, strain and dynamic change animation of strain, and
formatting 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 stress
Figure 5. The finite element analysis results of the whole hydraulic
support under front torsion load
According to the calculation result, maximum
deformation of hydraulic is 11.63mm, maximum equivalent
stress of roof beam is 562.7 a MP , and maximum
equivalent strain is 3.503E-03. All pin force state can be
seen in table 2.
Table 2. Force acted on the hinge-jointed pin
4.2 Data analysis
Maximum stress and strain mainly appear in the load
part and surrounding area of roof beam. Hydraulic legs are
unequally loaded. The stress of front and rear hydraulic leg
which are at the load side is also larger than the other side.
On the front part of roof beam, the effect is obvious under
the action of front part torsion load. The rear part is
uniformly acted by the load. If the load is too large, the
whole support has a torsion trend. Form table 2, it can be
found that the shearing resistance of left and right pin
joined roof beam with shield beam is different. The shear
resistance of pins jointed front bar with shield beam, rear
bar with shield beam, rear bar with substructure, front bar
with substructure are large.
The strength analysis shows that maximum stress
distribution is regional and partial. So, high strength steel
sheet is commonly used in the large stress area to improve
mechanical characteristic. The hydraulic support fully
reaches using standard in practice and satisfies the using
requirement of the large inclined angle mining.
5. Conclusion
Applying ADAMS software not only can carry out
parametric modeling, motion trajectory simulation,
optimization design of a large inclined angle hydraulic
support, but also can analyze motion state of related moving
elements with motion simulation. Through making finite
element analysis on whole hydraulic support, the feasibility
of four-bar design is verified, and the distribution regularity
of support stress is found out. The designed hydraulic
support fully reaches using standard in the coal mine, meets
the using requirements of the large inclined angle mining.
This method can effectively shorten the design cycle and
improve design efficiency of hydraulic support.
翻譯中文
大傾角工作面液壓支架的四桿機構(gòu)的設計
摘要-四桿機構(gòu)是支撐式和支撐掩護式一個重要的組成部分。大傾角液壓支架四桿機構(gòu)的參數(shù)化建模、仿真和優(yōu)化首先在設計中使用ADAMS軟件。然后,基于三維模型的整體液壓支架,,建立了支架的有限元分析模型并對其進行整架強度有限元分析，分析結(jié)果驗證了四桿機構(gòu)的可行性設計,很好的滿足了設計要求。該方法能有效縮短設計周期,提高液壓支架的設計效率。
關鍵字：液壓支架：四連桿機構(gòu)：最優(yōu)化設計：ADAMS：有限元分析
1. 介紹
四桿機構(gòu)是支撐式和支撐掩護式一個重要的組成部分。它的功能有兩個
方面:首先，作為支撐腿升高或者降低,帶動頂梁做近乎垂直的上下移動，從而維持頂梁前沿與煤壁的距離不變，這被認為是最理想的頂板控制。其次，這樣做會讓液壓支架
有較大的水平荷載的能力。
在設計大傾角工作面液壓支架,四連桿機構(gòu)優(yōu)化的設計是一項重要的工作。四桿機構(gòu)的大小直接影響著對液壓支架的性能和狀態(tài)。在傳統(tǒng)的四桿機構(gòu)設計、基本程序使用計算[1],但結(jié)果往往不能滿足設計要求要求并不能獲得最優(yōu)的解決方案。目前,利用ADAMS軟件被越來越多的應用
機械動力學領域的[2]。所以,本文使用ADAMS軟件的模型和模擬四桿機構(gòu)以實現(xiàn)最優(yōu)的設計解決[3]。為了驗證該四的可行性連桿設計[5],運用 COSMOS/Works 軟件進行有限元分析。
2. 四連桿機構(gòu)的尺寸計算
在圖1所示,是假設四連桿機構(gòu)在最高位置時的計算方法
2.1后連桿與掩護梁計算
如圖2所示，如果H1是確定的，掩護梁的長度是：
（1）
后連桿的長度：
A=I·G （2）
前連桿上鉸接點與后連桿上鉸接點的距離是：
B=I1·G （3）
前連桿上鉸接點與掩護梁上鉸接點的距離是：
F=G-B （4）
后連桿下鉸接點與坐標原點的距離是E1 如圖2所示
2.2 前連桿長度和角度的計算
1）點b1的坐標
當支架在最高位置H1時，b1點的坐標是：
X1=F·COS（P1） （5）
y1=H1-F·SIN(P1) （6）
圖2 四連桿機構(gòu)的幾何關系
2） b2點坐標
當支架在最低位置H2時，b2點的坐標是：
（7）
（8）
當支架在最低位置，Q2≥25°~30°。 根據(jù)幾何要求，假定Q2=25°
（9）
3) b3點坐標
當掩護梁與后連桿呈直角時，b3點坐標：
（10）
（11）
（12）
（13）
4) c點坐標
所以前連桿的長度可以用方程圓計算出，c點的坐標是：
（14）
（15）
確定c點的坐標就能知道前連桿的長度和角度
2.3 通過計算得到后連桿下鉸點的高度D，并且可以得到后連桿與前連桿投影到底面的距離E當計算出c點的坐標，D點的高度、E點的長度是：
（16）
（17）
作為對放頂煤液壓支架最大限度的支持是2600mm高度的支持，應在增加高度以滿足對液壓支架設計的要求,在大傾角煤層，H1高度增加到2118mm，利用該程序傾斜線為目標函數(shù)的思想,可以得到以下的結(jié)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 四桿機構(gòu)參數(shù)優(yōu)化
根據(jù)圖1和實際尺寸用程序來計算模擬四桿機構(gòu)指的是用ADAMS/View。因為連桿大小在計算程序的參數(shù)計算是不真實的，通過分析最優(yōu)結(jié)果的仿真結(jié)果,優(yōu)化設計聯(lián)動應該參數(shù)化模型以獲得最優(yōu)結(jié)果，滿足了設計要求。
在參數(shù)化建模方法,每一個環(huán)節(jié)都是可變的，每個變量的設計結(jié)果通過分析，顯示在表1。
變量范圍和影響設計的變量可以觀察到。MSC.ADAMS/View提供各種各樣的繪圖，以便研究報告，包括設計變量的靈敏度。如圖所示，表1的靈敏度,DV_2 DV_4 DV_1,DV_6, 較大。這意味著這些四個變量對優(yōu)化結(jié)果更有很大的影響。
選擇四個較為敏感的設計點，讓每個設計點在ADAMS/PostProcesser下彎曲，然后進行比較和優(yōu)化。通過操作優(yōu)化程序，對四個設計點進行優(yōu)化。最后最優(yōu)物理維度到的四桿機構(gòu)分析和計算。
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軟件，通過計算結(jié)果對四連桿機構(gòu)建模。并分析了連桿點通過軌道仿真,顯示在圖。
3.
圖3,優(yōu)化軌跡曲線
該研究結(jié)果的四桿機構(gòu)尺寸完全相同滿足設計要求的液壓支架分析。
4. 液壓支架的有限元分析
根據(jù)計算四維度聯(lián)動、裝配時的另一部分液壓支架, 對液壓支架進行三維模型的建立, 如圖4所示，應用軟件COSMOS/Works，有限元分析的整體液壓支架是由前負荷下扭轉(zhuǎn)。
圖4，液壓支架的有限元分析
4.1 有限元計算
有限元預處理、COSMOS/Works、動生成圖形的解決方案。根據(jù)圖形需要可以制定解決方案。例如：應力、應變及動態(tài)變化的應變，可以得截面到格式圖,如圖5。
(a)前扭轉(zhuǎn)載荷位移
(b)前扭轉(zhuǎn)荷載應力
(c)前扭轉(zhuǎn)荷載張力
(d)前扭轉(zhuǎn)負荷局部應力
圖5，前扭轉(zhuǎn)荷載有限元分析結(jié)果
根據(jù)計算結(jié)果,最大值11.63mm，頂梁最大壓力為562.7MP，最大張力為3.503E-03。所有應力見表2
表2 鉸接軸應力
4.2 數(shù)據(jù)分析
最大應力和應變主要出現(xiàn)在負荷分和頂梁周邊。液壓支架受的是不平等載荷。液壓支架的前后連桿部分也比其他地方負荷大。頂梁的前半部載荷明顯下降。而后面不封則一直負載。從表2可以看出，左翼和加有側(cè)護板的右翼抗剪承載力是不同的。掩護梁與底座的前后鉸接點的剪切應力也非常大。
分析表明,強度最大應力只分布在局部區(qū)域。所以，高強度鋼常用在大應力區(qū)來改善 機械的特性。使液壓支架在實踐中達到使用標準并滿足大傾角采礦的使用要求。
5. 結(jié)論
應用ADAMS軟件不但能執(zhí)行參數(shù)化建模、運動軌跡仿真，對大傾角液壓支架進行優(yōu)化設計，而且也可以分析運動狀態(tài)相關的移動，元素與運動仿真。通過制作有限元分析整體液壓支架四連桿機構(gòu)的可行性已經(jīng)被證實，支架應力的分布規(guī)律被發(fā)現(xiàn)。全達到煤礦的使用標準，滿足大傾角采礦的使用要求。該方法可以有效地縮短設計周期和提高設計效率的液壓支架。
目 錄
1 液壓支架概述 1
1.1國內(nèi)外液壓支架的現(xiàn)狀 1
1.2液壓支架的發(fā)展趨勢 1
1.3液壓支架的組成和用途 2
1.3.1液壓支架的組成 2
1.3.2液壓支架的用途 2
1.4液壓支架的工作原理 3
1.4.1升柱 3
1.4.2降柱 3
1.4.3支架和輸送機前移 3
1.5液壓支架設計目的、要求和設計支架必要的基本參數(shù) 4
1.5.1設計目的 4
1.5.2液壓支架的基本要求 4
1.5.3設計液壓支架必需的基本參數(shù) 5
1.6液壓支架的選型 5
1.6.1液壓支架的支撐力與承載關系 5
1.6.2液壓支架架型的分類 6
1.6.3液壓支架選型原則 7
1.6.4液壓支架設計的原始條件 8
2 液壓支架基本技術參數(shù)的確定 10
2.1基本技術參數(shù) 10
2.1.1設計的原始條件 10
2.1.2支架的高度 10
2.1.3支架伸縮比 10
2.1.4架間距 10
2.1.5底座的確定 11
2.1.6支架強度 11
2.2液壓支架配套設備的確定 12
2.2.1采煤機和運輸機型號的確定 12
2.2.2配套尺寸、配套圖的確定 12
2.2.3液壓支架配套關系圖 12
2.3頂梁型式的確定 13
2.3.1頂梁的作用及用途 13
2.3.2頂梁的結(jié)構(gòu)型式的確定 13
2.3.3對頂梁長度的影響 14
2.4頂梁主要參數(shù)的確定 14
2.4.1頂梁長度Lg 14
2.4.2頂梁面積A 14
2.4.3支護面積 15
2.4.4支架的理論支護阻力 15
2.4.5頂板覆蓋率 15
2.4.6前梁千斤頂 16
2.4.7頂梁其他有關尺寸的確定 16
2.5掩護梁的結(jié)構(gòu)及參數(shù)的確定 16
2.5.1掩護梁的作用和用途 16
2.5.2掩護梁的結(jié)構(gòu)型式 16
2.5.3掩護梁的參數(shù)確定 17
2.6立柱及主要參數(shù)的確定 17
2.6.1立柱布置 18
2.6.2立柱主要參數(shù)的確定 19
2.6.3立柱柱窩位置的確定 20
2.6.4 立柱材料的選擇 20
2.7推移千斤頂?shù)募夹g參數(shù)的確定 21
2.7.1框架連接方式推移千斤頂?shù)膭幼髟?21
2.7.2 框架連接方式推移千斤頂 22
2.8側(cè)護裝置 23
2.8.1 側(cè)護板的種類 23
2.8.2側(cè)護裝置的作用 23
2.8.3側(cè)護板的結(jié)構(gòu)和型式 23
2.8.4側(cè)護板尺寸的確定 24
2.8.5側(cè)推千斤頂?shù)目刂品绞胶臀恢玫拇_定 25
2.9輔助裝置 25
2.9.1護幫裝置 25
2.9.2防倒、防滑裝置 26
2.10支架液壓系統(tǒng)圖 26
3 四連桿機構(gòu)的設計 28
3.1四連桿機構(gòu)的作用 28
3.2幾何作圖法求四連桿機構(gòu) 29
3.2.1掩護梁和后連桿長度的確定 29
3.2.2四連桿機構(gòu)的幾何特征 30
3.2.3幾何作圖法作圖過程 31
4 液壓支架的受力分析 39
4.1液壓支架的受力分析 34
4.1.1液壓支架的支護性能與外載荷 34
4.1.2液壓支架的受力分析與計算 35
4.2支撐掩護式液壓支架的受力分析和計算 35
4.2.1頂梁受力分析和計算 36
4.2.2頂梁載荷的分布 42
4.2.3支護強度 44
4.2.4支護效率 44
4.3液壓支架受力的影響因素 44
4.3.1支架高度對支架受力的影響 45
4.3.2摩擦系數(shù)對支架受力的影響 45
4.3.3 值支架受力的影響 45
4.3.4 摩擦力方向?qū)χЪ苁芰Φ挠绊?46
5 液壓支架的底座設計 47
5.1底座的作用及用途 47
5.2底座的結(jié)構(gòu)型式及尺寸確定 47
5.2.1 底座的結(jié)構(gòu)型式 47
5.2.2底座主要尺寸的確定 48
5.3液壓支架的底座受力分析及計算 49
5.4液壓支架底座接觸比壓計算 49
5.4.1底座平均接觸比壓 49
5.4.2底座最大、最小接觸比壓 50
5.5對底座設計的要求及減少底座前端比壓的措施 52
5.5.1對底座設計的要求 52
5.5.2減少底座前端比壓的措施 53
6 主要零、部件的強度校核 54
6.1液壓支架在強度設計時的強度條件 54
6.2液壓支架的強度校核 55
6.2.1頂梁強度的校核 55
6.2.2掩護梁的最大彎矩計算 61
6.2.3立柱強度的驗算 64
6.2.4銷軸強度的校核 67
7 液壓支架的使用和維護 69
7.1 液壓支架操作 69
7.1.1 操作前的準備 69
7.1.2 操作方式與順序 69
7.1.3 支架使用中的注意事項 70
7.2 液壓支架操作維護要求 71
7.3 液壓支架操作管理事項 71
7.4 維護和管理的具體內(nèi)容 72
7.5 維修與管理注意事項 72
7.6 支架的合理工作狀態(tài) 74
8 液壓支架常見故障及其排除 77
8.1 結(jié)構(gòu)件和連接銷軸 77
8.2 液壓系統(tǒng)及液壓元件 77
8.3 支架在操作和支護過程中的故障 78
設計總結(jié) 80
參考文獻 81
翻譯部分 82
英文原文 82
中文譯文 93
致 謝 103
4
1 液壓支架概述
1.1國內(nèi)外液壓支架的現(xiàn)狀
20世紀50年代前，在國內(nèi)外煤礦生產(chǎn)中，基本上采用木支柱、木頂梁或金屬摩擦支柱和鉸接頂梁來支護頂板。1854年英國首次研制出液壓支架，通過對液壓支架的逐步改進完善，進而推廣應用，使采煤工作面采煤過程中的落煤、裝煤、運煤和支護等工序全部實現(xiàn)了綜合機械化。到20世紀90年代初，尋找到適合礦區(qū)資源條件的先進采煤方法，采用了放定煤技術。隨著計算機技術和自動化技術的不變應用和提高，為煤礦生產(chǎn)自動化和高效生產(chǎn)提供了新的出路。
液壓支架電液控制系統(tǒng)的應用，大大加快了工作面的移架、推溜速度，改善了采煤工作面頂板的支護狀況，使工作面產(chǎn)量成倍增加，安全狀況明顯改善，噸煤成本大幅度下降，為煤礦生產(chǎn)的高效、安全和煤礦工人勞動環(huán)境的改變提供了條件。目前，以液壓支架為主體的綜采設備，已逐步向程控、遙控和自動化方向發(fā)展。
液壓支架作為煤礦長壁綜采工作面的關鍵設備，近年來得了迅速地發(fā)展，它與綜采系統(tǒng)中的“三機”（ 刮板輸送機、轉(zhuǎn)載機、帶式輸送機）配合使用，是煤礦開采技術現(xiàn)代化的重要標志。液壓支架是綜采工作面主要設備之一，近10年來主要的發(fā)展趨勢是向兩柱掩護式和四柱支撐掩護式架型發(fā)展，架型結(jié)構(gòu)進一步完善，設計方法更先進，參數(shù)向高工作阻力、大中心距(1．75m、2m)發(fā)展，結(jié)構(gòu)件材料越來越多地采用高強度鋼材，支架的壽命和可靠性大大提高。
近10年來主要的發(fā)展趨勢是向兩柱掩護式和四柱掩護式架型發(fā)展，架型結(jié)構(gòu)進一步完善，設計方法更先進，參數(shù)向高工作阻力、大中心距發(fā)展。液壓支架另一重大突破是控制系統(tǒng)，應用電液控制技術，采用電磁控制的先導閥，先進可靠的壓力和位移傳感器，靈活自由編程的微處理機技術，紅外線遙感技術等現(xiàn)代科技成果，使液壓支架的動作自動連續(xù)進行，移架速度大大提高，支架循環(huán)時間達到6-8s。
我國自1973年開始大規(guī)模引進德國、英國等國家的綜采設備，經(jīng)歷了消化、吸收和改進提高的過程，到目前已形成了較完整的設計、制造和科研體系，液壓支架的制造和采煤技術已有長遠發(fā)展。
1.2液壓支架的發(fā)展趨勢
隨著科學技術的發(fā)展，新技術、新方法、新材料的不斷應用，微電子和計算機技術的進一步普及，為液壓支架的發(fā)展提供了有利條件，發(fā)展趨勢是：
1) 液壓支架的機構(gòu)形式繼續(xù)向簡化結(jié)構(gòu)、提高可靠性的方向發(fā)展。
2) 支護強度和工作阻力不斷加大。
3) 液壓支架的寬度已由1.5m增加到1.75m，且已有2m的架型。
4) 液壓支架的結(jié)構(gòu)設計更加合理，鋼材選用趨向于多用高強度鋼材。
5) 液壓支架的供液系統(tǒng)，正向高壓、大流量方向發(fā)展。
6) 液壓支架的控制系統(tǒng)，朝擴大電液控制系統(tǒng)的應用功能和提高電業(yè)控制系統(tǒng)的可靠性以及延長電業(yè)控制系統(tǒng)使用壽命的方向發(fā)展。
7) 液壓支架的設計，將綜合應用有限元法、CAD和CAM現(xiàn)代技術，能夠在很短的時間內(nèi)提供最佳設計方案。
1.3液壓支架的組成和用途
1.3.1液壓支架的組成
液壓支架是綜采工作面支護設備，它的主要作用是支護采場頂板，維護安全作業(yè)空間，推移工作面采運設備。其組成可分為4個部分：
1) 承載結(jié)構(gòu)件，如頂梁、掩護梁、底座、連桿、尾梁等。其主要功能是承受和傳遞頂板和垮落巖石的載荷。
2) 液壓油缸，包括立柱和各類千斤頂。其主要功能是實現(xiàn)支架的各種動作，產(chǎn)生液壓動力。
3) 控制元部件，包括液壓系統(tǒng)操縱閥、單向閥、安全閥等各類閥，以及管路、液壓、電控元件等。其主要功能是操作控制支架各液壓油缸動作及保證所需的工作特性。
4) 輔助裝置，如推移裝置、護幫(或挑梁)裝置、伸縮梁(或插板)裝置、活動側(cè)護板、防倒防滑裝置、連接件等。這些裝置是為實現(xiàn)支架的某些動作或功能所必需的裝置。
1.3.2液壓支架的用途
在采煤工作面的煤炭生產(chǎn)過程中，為了防止頂板冒落，維持一定的工作空間，保證工人安全和各項作業(yè)正常進行，必須對頂板進行支護。而液壓支架是以高液體作為動力，由液壓元件與金屬構(gòu)件組成的支護和控制頂板的設備，它能實現(xiàn)支撐、切頂、移架和推移輸送機等一整套工序。實踐表明液壓支架具有支護性能好、強度高，移架速度快、安全可靠等優(yōu)點。液壓支架與可彎曲輸送機和采煤機組合機械化采煤設備，它的應用對增加采煤工作面產(chǎn)量、提高勞動生產(chǎn)率、降低成本、減輕工人的體力勞動和保證安全生產(chǎn)是不可缺少的有效措施，因此液壓支架是技術上先進、經(jīng)濟上合理，安全上可靠、是實現(xiàn)采煤綜合機械化和自動化不可缺少的主要設備。
1.4液壓支架的工作原理
液壓支架在工作過程中，必須具備升、降、推、移四個基本動作，這些動作是利用泵站供給的高壓乳化液通過工作性質(zhì)不同的幾個液壓缸來完成的。
1.4.1升柱
當需要支架上升支護頂板時，高壓乳化液進入立柱的活塞腔，另一腔回液，推動活塞上升，使與活塞桿相連接的頂梁緊緊接觸頂板。
1.4.2降柱
當需要降柱時，高壓液進入立柱的活塞桿腔，另一腔回液，迫使活塞桿下降，于是頂梁脫離頂板。
1.4.3支架和輸送機前移
支架和輸送機的前移，都是由底座上的推移千斤頂來完成。當需要支架前移時，先降柱卸載，然后高壓液進入推移千斤頂對活塞桿腔，另一腔回液，以輸送機為支點，缸體前移，把整個支架拉向煤壁；當需要推輸送機時，支架支撐頂板后，高壓液進入推移千斤頂?shù)幕钊唬硪磺换匾?，以支架為支點，使活塞桿伸出，把輸送機推向煤壁。
支架的支撐力與時間的曲線，稱為支架的工作特性曲線，（如圖1-1）所示。
圖1-1 支架的工作特性曲線
t0—初撐階段； t1—增阻階段； t2—恒阻階段；
p1—初撐力； p2—工作阻力
支架立柱工作時，其支撐力隨時間的變化過程可分為三個階段。支架在升柱時，高壓液進入立柱下腔，立柱升起使頂梁接觸頂板，立柱下腔壓力增加，當增加到泵站工作壓力時，泵站自動卸載，支架的液控單向閥關閉，立柱下腔壓力達到初撐力，此階段為初撐力階段t0；支架初撐力后，隨頂板下沉，立柱下腔壓力增加，直至增加到支架的安全閥調(diào)正壓力，立柱下腔壓力達到工作阻力。此階段為增阻階段t1；隨著頂板壓力繼續(xù)增加，使立柱下腔壓力超過支架的安全閥壓力調(diào)正值時，安全閥打開而溢流，立柱下縮，使頂板壓力減少，立柱下腔壓力降低，當?shù)陀诎踩y壓力調(diào)整值后，安全閥停止溢流，這樣在安全閥調(diào)整壓力的限止下，壓力曲線隨時間呈波浪形變化，此階段為恒阻階段t2。
1.5液壓支架設計目的、要求和設計支架必要的基本參數(shù)
1.5.1設計目的
采用綜合機械化采煤機械方法是大幅度增加煤炭產(chǎn)量、提高經(jīng)濟效益的必由之路。為了滿足對煤炭日益增長的需要，必須大量生產(chǎn)綜合機械化設備，迅速綜合機械化采煤工作面（簡稱綜合工作面）。而每個綜采工作面平均需要安裝200臺液壓支架，可見對液壓支架的需要量是很大的。
由于不同采煤工作面的頂板條件、煤層厚度、煤層傾角、煤層物理機械性質(zhì)等的不同，對不同液壓支架的需求也不同。為了有效地支護和控制頂板，必須設計出不同類型和不同結(jié)構(gòu)尺寸的液壓支架。因此，液壓支架的設計工作是很重要的。由于液壓支架的類很多，因此其設計工作量也是很大的，由此可見，研制和開發(fā)新型液壓支架是必不可少的一個環(huán)節(jié)。
1.5.2液壓支架的基本要求
1) 為了滿足采煤工藝及地制條件的要求，液壓支架是有足夠的初撐力和工作阻力，以便有效地控制頂板，保證合理的下沉量。
2) 液壓支架要有足夠的推溜力和移架力。推溜力一般力為100KN左右；移架力按煤層厚度而定，薄煤層一般為100KN～150KN，中厚煤炭一般為150KN至250KN。厚煤層一般為300KN～400KN。
3) 防矸性能要好。
4) 排矸性能好。
5) 要求液壓支架能保證采煤工作有足夠的通風斷面，從而保證人員呼吸、稀釋有害氣體等安全方面的要求。
6) 為了操作和生產(chǎn)的需要，要有足夠?qū)挼娜诵械馈?
7) 調(diào)高范圍要大，照明和通訊方便。
8) 支架的穩(wěn)定性要好，底座最大比壓要小于規(guī)定值。
9) 要求支架有足夠的剛度，能夠承受一事實上不均勻載荷和沖擊載荷。
10) 在滿足強度條件下，盡可能減輕支架重量。
11) 要易于拆卸，結(jié)構(gòu)要簡單。
12) 液壓元件要可靠
1.5.3設計液壓支架必需的基本參數(shù)
1) 頂板條件
根據(jù)老頂和直接頂?shù)姆诸?，對支架進行選型。
2) 最大和最小采高
根據(jù)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(jù)瓦斯等級，按保安規(guī)程規(guī)定，驗算通風斷面。
4) 底板巖性能及小時涌水量
根據(jù)底巖性和小時涌水量驗算底板比壓。
5) 工作面煤壁條件
根據(jù)工作面煤壁條件，決定是否用護幫裝置。
6) 煤層傾角
根據(jù)煤層傾角，決定是否選用防滑裝置
7) 井向罐籠尺寸
根據(jù)井向罐籠尺寸，考慮支架的運輸外形尺寸。
8) 配套尺寸
根據(jù)配套尺寸及支護方式來計算頂梁長度。
1.6液壓支架的選型
1.6.1液壓支架的支撐力與承載關系
支撐掩護式支架是為了改善上述兩類支架的性能和對頂板的適應性而設計的。主體部分接近垛式，支架后部有四連桿機構(gòu)和掩護梁，增強了支架的穩(wěn)定性和防護性，提高了支架的支護和承載能力。所以，此種支架介于以上兩種支架的中間狀態(tài)，提高了適用范圍，適用于頂板較堅硬，頂板壓力較大或頂板破碎的各種煤層，其受力狀況（如圖1-2）所示
圖1-2支撐掩護式支架的受力狀況
1.6.2液壓支架架型的分類
按照液壓支架在采煤工作面安裝位置來劃分 有端頭液壓支架和中間液壓支架。端頭液壓支架簡稱端頭支架，專門安裝在每個采煤工作面的兩端。中間液壓支架是安裝在除工作面端頭以外的采煤工作面上所有位置的支架。
目前使用的液壓支架在分三類即：支撐式、掩護式和支撐掩護式支架。
1) 支撐式支架：支撐式支架的架型有垛式支架和節(jié)式支架兩種型式。（如圖1-3)，前梁較長，支柱較多并呈垂直分布，支架的穩(wěn)定性由支柱的復位裝置來保證。因此底座堅固定，它靠支柱和頂梁的支撐作用控制工作面的頂板，維護工作空間。頂板巖三石則在頂梁后部切斷垮落。這類支架具有較大的支撐能力和良好的切頂性能，適用于頂板緊硬完整，周期壓力明顯或強烈，底板較硬的煤層。
a b
圖1-3 a—垛式 b—節(jié)式
2) 掩護式支架：掩護式支架有插腿式和非插腿式兩種型式。（如圖1-4）所示頂梁較短，對頂板的作用力均勻；結(jié)構(gòu)穩(wěn)定，抵抗直接頂水平運動的能力強；防護性能好調(diào)高范圍大，對煤層厚度變化適應性強；但整架工作阻力小，通風阻力大，工作空間小。這類支架適用于直接頂不穩(wěn)定或中等穩(wěn)定的煤層。
a b c
圖1-4 a—插腿式支架 b—立柱支在掩護梁上非插腿式支架 c—立柱支在頂梁上非插腿式支架
3) 支撐掩護式支架：支撐掩護式支架架型主要用：四柱支在頂梁上（如圖1-5a，b所示）；二柱支在頂梁（如圖1-5，c所示）一柱或二柱支在掩護梁上。支柱兩排，每排1-2根，多呈傾斜布置，靠采空區(qū)一側(cè)，裝有掩護梁和四連桿機構(gòu)。它的支撐力大，切頂性能好，防護性能好，結(jié)構(gòu)穩(wěn)定，但結(jié)構(gòu)復雜，重量大，價貴，不便于運輸。這類支架適用于直接頂為中等穩(wěn)定或穩(wěn)定，老頂有明顯或強烈的周期來壓，瓦斯儲量較大的中厚或厚煤層中。
a b c
圖1-5 a—四柱平行支在頂梁上支架，b—四柱交叉支在頂梁兩柱在掩護梁上支架，c—兩柱在頂梁兩柱在掩護梁上支架
1.6.3 液壓支架選型原則
液壓支架的選型,其根本目的是使綜采設備適礦井和工作面的條件,投產(chǎn)后能做到高產(chǎn)、高效、安全，并為礦井的集中生產(chǎn)、優(yōu)化管理和最佳經(jīng)濟效益提供條件，因此必須根據(jù)礦井的煤層、地質(zhì)、技術和設備條件進行選擇。
1) 液壓支架架型的選擇首先要適合于頂板條件。一般情況下可根據(jù)頂板的級別直接選出架型。
2) 當煤層厚度超過2.5m時，頂板有側(cè)向推力和水平推力時，應選用抗扭能力強支架一般不宜選用支撐式支架。
3) 當煤層厚度達到2.5～2.8mm以上時，需要選擇有護幫裝置的掩護式或支撐掩護式支架，煤層厚度變化大時，應選擇調(diào)高范圍較大的掩護式雙伸縮立柱的支架。
4) 應使支架對底板的比壓不超過底板允許的抗壓強度。在底板較軟條件下，應選用抬底裝置的支架或插腿掩護式支架。
5) 煤層傾角小于10度時，支架可不設倒滑裝置；15～25度時，排頭支架應設防倒防滑裝置，工作面中部輸送機設防滑裝置，工作面中部支架設底調(diào)千斤頂，工作面中部輸送機調(diào)防滑裝置。
6) 對瓦斯涌出量大的工作面，應符合保安規(guī)程的要求，并優(yōu)先選用通風面積大的支撐式或支撐掩護式支架。
7) 當煤層為軟煤時，支架最大采高一般≤2.5m；中硬煤層時，支架最大采高一般≤3.5m；硬煤時，支架最大采高＜5m
8) 在同時允許選用幾種架型時，應優(yōu)先選用價格便宜的支架。
9) 煤層變化過大，頂板的允許暴露5～8m2,時間在20分鐘以上時，暫不宜采用綜采。
10) 特殊架型的選擇可根據(jù)特殊架型中各節(jié)的適用條件進行選擇。
1.6.4 液壓支架設計的原始條件
1) 老頂級別 Ⅲ（強烈）
0.350 N≤0.3 Lp=25～50
2) 直接頂類別 3（穩(wěn)定頂板）
強度指數(shù) D1 7.1～12
直接頂初次垮落步距L1(m)=19—25
表中按下式計算：D1=σ*c1*c2（Mpa）
σ—巖石單向抗壓強度（Mpa）；
C1—節(jié)理裂隙影響系數(shù)；
C2—分層厚度影響系數(shù)；
C1取0.41；c2取0.32
采高3m，液壓支架支護強度 1.6*441 kN/㎡（支架工作阻力），煤層厚度（m） 1.7m-3.5m 老頂級別 Ⅲ 直接頂類別 3
表1-1適應不同類級頂板的架型和支護強度
老頂級別
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
直接頂類別
1
2
3
1
2
3
1
2
3
4
4
架
型
掩護式
掩護式
支撐式
掩護式
掩護式或支撐掩護式
支撐式
支撐掩護式
支撐掩護式
支撐或支撐掩護式
支撐或支撐掩護式
采高＜2.5m時用支撐式
采高＞2.5m時用支撐掩護式
支
護
強
度
支架采高m
1
294
1.3×294
1.6×294
＞2×294
應結(jié)合深孔
爆破，軟化
頂板等措施
處理采空區(qū)
2
343（245）
1.3×343(245)
1.6×343
＞2×343
3
441(343)
1.3×441(343)
1.6×441
＞2×441
4
539(441)
1.3×539(441)
1.6×539
＞2×539
注：（1）表中括號內(nèi)數(shù)字系統(tǒng)掩護式支架頂梁上的支護強度。
（2）1.3、1.6、2為增壓系數(shù)。
2 液壓支架基本技術參數(shù)的確定
2.1基本技術參數(shù)
2.1.1設計的原始條件
煤層厚度：H＝1.7-3.5m。
頂設條件老頂Ⅲ級、直接頂3級。
底板平整，無影響支架通過的斷層。
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
—煤層最大厚度（最大架高）
—煤層最小厚度（最小架高）
—考慮偽頂、煤皮冒頂落后仍有可靠初撐力所需要的支撐高度，取 250mm
—頂板對大下沉量，取 150mm
—移架時支架的最小可靠量，一般取 50mm
—浮矸石、浮煤厚度，一般取 50mm
ZZ4000/17/35型液壓支架 =3500mm
=1700mm
2.1.3支架伸縮比
2.1.4架間距
所謂支架間距，就是相鄰兩支架中心之間的距離。用Bc表示。支架間距Bc要根據(jù)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(jié)溜槽相連，因此目前主要根據(jù)刮板輸送機溜槽每節(jié)長度及槽幫上千斤頂連接塊的位置來確定，我國刮板運輸機溜槽每節(jié)長度為1.5 m，千斤頂連接位置在刮板槽槽幫中間，所以除節(jié)式和邁步式支架外，支架間距一般為1.5米，本設計取Bc=1.5 m。
2.1.5底座的確定
所謂底座，就是將頂板壓力傳遞到底板的穩(wěn)固支架的部件。
a)底座的長度
在設計支架的底座長度時，應考慮以下幾個方面：支架對底板的接觸比壓要?。恢Ъ軆?nèi)部應有足夠的空間用于安裝立柱、液壓控制裝置、推移裝置和其他輔助裝置；便于人員操作和行走；保證支架的穩(wěn)定性等。通常，掩護式支架的底座長度取3.5倍的移架步距，即2.1m左右；支撐掩護式支架對底座長度取4倍的移架步距，即2.4m左右。本次設計根據(jù)已有ZZ/4000/17/35型支撐掩護式液壓支架選取底座長度為2380mm。
b)底座的寬度
支架底座寬度一般為1.1-1.2m。為提高橫向穩(wěn)定性和減小對底板比壓，厚煤層支架可加大到1.3m左右，放頂煤支架為1.3-1.4m。底座中間安裝推移裝置的槽子寬度與推移裝置的結(jié)構(gòu)和千斤頂缸徑有關，一般為300-380mm。根據(jù)已有ZZ4000/17/35型支撐掩護式液壓支架選擇底座寬度為1430mm。
2.1.6支架強度
本次設計中支撐掩護式支架的支護強度可用插入法求得，按下式計算：
（2-3）
式中：—支架最大采高
—當支架最大采高為時，支架應有的支護強度。（KN/m2）
—在架型選擇表中低于但與之相鄰的采高相對應的支護強度，見表1—1
—在架型選擇表中高于但與之相鄰的采高相對應的支護強度，見表1—1
—對應的采高
—對應的采高
對應最大結(jié)構(gòu)高度時
=3m =705.6KN/m2
=4m =862.4KN/m2
將各數(shù)據(jù)代入式（2—3）得采高最大時支架支護強度
784 KN/m2
所以本次設計ZZ4000/17/35型支撐掩護式液壓支架的支護強度為0.784MPa
2.2液壓支架配套設備的確定
2.2.1采煤機和運輸機型號的確定
根據(jù)配套尺寸關系，在設計中選用采煤機和運輸機型號為：
采煤機：MLS—340型采煤機
運輸機：SGZ—764/264刮板輸送機
2.2.2配套尺寸、配套圖的確定
配套尺寸的確定，由圖（2-1）可知
配套尺寸：E=650+387+764+376=2177mm （2-4）
2.2.3液壓支架配套關系圖
圖2-1 液壓支架配套關系圖
Fig.2-1 hydraulic pressure?map
2.3頂梁型式的確定
頂梁是與頂板直接接觸的構(gòu)件，除滿足一定的剛度和強度要求以外，還要保證支護頂板的需要。
2.3.1頂梁的作用及用途
頂梁作用是支護頂板一定面積的直接承載部件，并為立柱、掩護梁、護頂裝置等提供必要的連接點。
用途：a. 用于支撐維護控頂區(qū)的頂板。
b.承受頂板的壓力。
c.將頂板載荷通過立柱、掩護梁、前后連桿經(jīng)底座傳到底板。
2.3.2頂梁的結(jié)構(gòu)型式的確定
支撐掩護式支架的頂梁較長 ，為了改善頂梁的接頂狀況，增大梁端支撐力，這類支架采用分段組合式頂梁，它有以下幾種組合型式：
a)鉸接前梁的剛性頂梁
鉸接前梁的剛性頂梁，（如圖2-2a）所示，該結(jié)構(gòu)頂梁分前后梁并鉸接，在鉸接前梁設有前梁千斤頂，支撐靠近煤壁處的頂板，同時還可以調(diào)整前梁的上下擺角，以適應頂板不平的變化。
b)伸縮前探梁的剛性頂梁
伸縮前探梁的剛性頂梁，（如圖2-2b）所示，該結(jié)構(gòu)前梁有伸縮千斤頂使它伸縮，因此及時伸出支護剛暴露的頂板，從而可使頂梁長度減小，也可使用前梁千斤頂和伸縮千斤頂，使前梁即可伸縮又可以上下擺動。
a b
圖2-2 支撐掩護式頂梁的結(jié)構(gòu)形式
Fig.2-2 bracing caving shield construction
1—前梁 2—后梁 3—前梁千斤頂 4—前梁伸縮千斤頂
以上二種頂梁型式比較，本設計選用鉸接前梁的剛性頂梁的結(jié)構(gòu)型式。
2.3.3對頂梁長度的影響
1)支架工作方式對支架頂梁長度的影響
支架工作方式對支架頂梁長度的影響很大，從液壓支架的工作原理可以看出，先移架后推溜方式（又稱及時支護方式）要求頂梁有較大長度；先推溜后移架方式（又稱滯后支護方式）要求頂梁長度較短。這是因為采用先移架后推溜的工作方式，支架要超前輸送機一個步距，以便采煤機過后，支架能及時前移，支控新暴露的頂板，做到及時支護。因此，先移架后推溜時頂梁長度要比先推溜后移架時的頂梁長度要長一個步距，一般為600mm。
2)配套尺寸對頂梁長度的影響
設備配套尺寸與支架頂梁長度有直接關系。為了防止當采煤機向支架內(nèi)傾斜時，采煤機滾筒不截割頂梁，同時考慮到采煤機截割時，不一定把煤壁截割成一垂直平面，所以在設計時，要求頂梁前端距煤壁最小距離為300mm，這個距離叫空頂距。另外在輸送機鏟煤板前也留有一定距離。一般為135～150mm左右，也是為了防止采煤機截割煤壁不齊，給推移輸送機留有一定的距離。除此而外，所有配套設備包括采煤機和輸送機，均要在頂梁掩護之下工作，在此來計算頂梁長度。
2.4頂梁主要參數(shù)的確定
2.4.1頂梁長度Lg
（2-5）
式中：配套尺寸=2177mm
底座長度=2380mm
P1=57°
P2=80°
代入公式得：
參考已有ZZ4000/17/35型支撐掩護式液壓支架頂梁長度，取Lg=3375mm。
2.4.2頂梁面積A
（2-6）
式中：—頂梁長度
—頂梁寬度，在本次設計中頂梁寬度為1500mm
代入公式得：
2.4.3支護面積
（2-7）
式中：—支護面積
—移架后頂梁前端點到煤壁的距離，一般
—支架間距,取1500
代入公式得：
2.4.4支架的理論支護阻力
（2-8）
式中：—支架的理論支護阻力
—支護面積
—支護強度，
代入公式得：
2.4.5頂板覆蓋率
（2-9）
式中：—頂板覆蓋率
A— 頂梁面積
—支護面積
代入公式得：
2.4.6前梁千斤頂
前梁千斤頂為活塞式雙作用外供液式結(jié)構(gòu)。千斤頂?shù)母讖綖?40mm，行程為140mm，推力為98KN，工作阻力位588KN（安全閥額定工作壓力位38MPa）。該千斤頂?shù)膶蛱着c缸體之間用鋼絲擋圈連接，活塞與活塞桿之間利用壓緊帽通過螺紋連接。
2.4.7頂梁其他有關尺寸的確定
確定立柱上絞點，前梁千斤頂絞點、前后梁絞點、掩護梁與頂梁絞點位置（包括水平方向和垂直方向）各尺寸見四桿機構(gòu)尺寸圖（如圖3-6）
2.5掩護梁的結(jié)構(gòu)及參數(shù)的確定
2.5.1掩護梁的作用和用途
掩護梁是支架的掩護構(gòu)件，它有承受冒落矸石的載荷和頂板通過頂梁傳遞的水平載荷引起的彎矩，掩護梁的用途，掩護梁承受頂梁部分載荷和掩護梁背部載荷并通過前后連桿傳遞給底座。掩護梁承受對支架的水平作用力及偏載扭矩。掩護梁和頂梁（包括活動側(cè)護板）一起，構(gòu)成了支架完善的支撐和掩護體，完善了支架的掩護和擋矸性能。
2.5.2掩護梁的結(jié)構(gòu)型式
掩護梁的結(jié)構(gòu)為鋼板焊接的箱式結(jié)構(gòu)，在掩護梁上端與頂梁鉸接，下部焊有與前、后連桿鉸接的耳座。有的支架在掩護梁上焊有立柱柱窩。活動側(cè)護板裝在掩護梁的兩側(cè)。
從側(cè)面看掩護梁，其形狀有直線型、折線型。（如圖2-3）所示。
圖2-3 掩護梁結(jié)構(gòu)型式
Fig.2-3 caving lock piece mechanism method
1—頂梁；2—掩護梁；3—立柱；4—前連桿；5—后連桿；6—底座；
7—限位千斤頂梁的結(jié)構(gòu)型式
折線型相對直線型支架端面大，結(jié)構(gòu)強度高，但工藝性差。所以很少采用，從掩護梁的寬度方向來分，可分為整體式和對分式兩種。對分式結(jié)構(gòu)尺寸小，易于加工、運輸和安裝，但結(jié)構(gòu)強度差。所以本次設計采用的是整體式、直線型。
2.5.3掩護梁的參數(shù)確定
1）掩護梁的長度G
掩護梁就是兩鉸點的距離，由前面的四連桿機構(gòu)可得知，掩護梁長度為2060mm。
2）掩護梁寬度By
本設計掩護梁寬度與頂梁寬度相同，所以掩護梁寬度為1500mm。
3）掩護梁上前后連桿鉸點位置
通過比較，可確定前后連桿鉸點位置（水平和垂直方向）具體尺寸可以通過（圖3—6）中掩護梁部分所知。
2.6立柱及主要參數(shù)的確定
立柱是支架的承壓構(gòu)件，它長期處于高壓受力狀態(tài)，它除應具有合理的工作阻力和可靠的工作特性外，還必須有足夠的抗壓、抗彎強度、良好的密封性能，結(jié)構(gòu)要簡單，并能適應支架的工作要求。
該支架采用帶有機械加長桿內(nèi)導向套式單伸縮立柱。采用外供液方式，缸口連接為鋼絲連接，活塞組件的連接固定方式為卡鍵連接固定。機械加長桿分為5段，每段長度為150mm。立柱兩端為凸起球面，分別與頂梁柱帽和底座柱窩連接。
2.6.1立柱布置
1)立柱數(shù)
目前過內(nèi)支撐式支架立柱數(shù)為2～6根，常用為4根；掩護式支架為2柱；支撐掩護式支架為4柱，即。
2)支撐方式
支撐式支架立柱為垂直布置。掩護式支架為傾斜布置，這樣可克服一部分水平力，并能增大調(diào)高范圍。一般立柱軸線與頂梁的垂線夾角小于300（支架在最低位置時），由于角度較大，可使調(diào)高范圍增加。同時由于頂梁較短，立柱傾角加大可以使頂梁柱窩位置前移，使頂梁前端支護能力增大。支撐掩護式支架，根據(jù)結(jié)構(gòu)要求呈傾斜或直立布置，一般立柱軸線與頂梁垂線夾角小于100（支架在最高位置時），由于夾角較小，有效支撐能力較大。
3)立柱間距
立柱間距指支撐式和支撐掩護式支架而言即前、后柱的間距。立柱間距的選擇原則為有利于操作、行人和部件合理布置。支撐式和支撐掩護式支架的立柱間距為1～1.5m。
4)立柱類型
立柱按動作方式，分為單作用和雙作用；按結(jié)構(gòu)分類，分為活塞式和活柱式；按伸縮方式分為單身縮和雙伸縮，（如圖2-4）所示
a b c
d e f
圖2-4 立柱類型
Fig.2-4 coal sorting
a— 單作用活塞式；b—單作用柱塞式；c—雙作用活塞式；d、e、f—雙伸式
2.6.2立柱主要參數(shù)的確定
1)立柱缸體內(nèi)徑和活塞外徑
a.立柱缸體內(nèi)徑的確定
（2-10）
式中： —立柱缸體內(nèi)徑 mm
—支架承受的理論支護阻力，
—每架支架立柱數(shù)
—安全閥的正壓力，
—立柱最大傾角，
代入公式得:
查標準MT/T94-1996取整為200mm。
b.活塞桿外徑的確定
查標準MT/T94-1996，單伸縮立柱內(nèi)徑及活塞桿外徑匹配關系，取活塞桿外徑為185mm。
2)立柱初撐力和工作阻力
a.初撐力
（2-11）
式中： —立柱初撐力 KN
—泵站壓力,
—立柱缸體內(nèi)徑，
代入公式得:
b.立柱工作阻力
（2-12）
式中： —立柱工作阻力 KN
—安全閥調(diào)整壓力，取
代入公式得:
表2-1支架工作阻力數(shù)值圓整標準（MT169-87）（kN）
Tab 2-1 Stents work resistance value rounder standard（MT169-87）（kN）
1200
1600
2000
2400
2800
3200
3600
4000
4400
4800
5200
5600
6400
7200
8000
9000
10000
12000
圓整取支架工作阻力為2400KN，則。
2.6.3立柱柱窩位置的確定
1）上柱窩位置的確定
確定的原則：
① 根據(jù)支撐力分布與頂板載荷相一致的原則，通過受力分析計算，確定柱窩合力作用點的位置。
② 考慮到支撐效率，立柱的傾角不宜太大，最高位置時立柱傾角不小于5°，取頂梁為分離體。
③ 一般立柱軸線與頂梁垂線夾角不小于10°（支架在最高位置時），由于夾角較小，有效支撐力較大。
④ 根據(jù)前后立柱間行人及初撐力的均勻分布的要求，初步確定前后立柱的距離為1050mm。
⑤ 作圖法得出最高位置時，后立柱與頂梁垂線夾角為6°。
綜上所述：取前立柱與頂梁垂線夾角為9°，后立柱與頂梁垂線夾角為6°。
2）下柱窩位置的確定
① 前后立柱下柱窩之間距離為825mm。
②下柱窩位置具體情況（如圖3-6）所示。
2.6.4 立柱材料的選擇
立柱承受負荷較大，故缸體材料一般均采用高強度合金無縫鋼管，如和等?；钊麠U是立柱的主要傳力零件，應有足夠的強度和剛度，均采用高強度合金材料。同時，為提高活塞桿表面的耐磨性與防腐性，活塞桿表面通常鍍鉻、鍍銅或鍍鋅。
根據(jù)立柱的工作阻力和安全閥的動作壓力，可進行立柱的強度設計。包括確定缸徑、壁厚、活塞桿強度和穩(wěn)定性計算等，可參照液壓傳動的油缸的部分進行。而立柱的行程和結(jié)構(gòu)長度，則按支架適用的煤層厚度和立柱各部分的結(jié)構(gòu)來確定。
2.7推移千斤頂?shù)募夹g參數(shù)的確定
支架推移裝置是實現(xiàn)支架自身前移和輸送機前推得裝置，一般由推移千斤頂、推桿、或框架等導向傳力桿件以及連接頭等部件組成。其中推移千斤頂型式有普通式、差動式和浮動活塞式。普通式推移千斤頂通常是外供液普通活塞式雙作用油缸；差動式推移千斤頂則利用交替單向閥或換向閥的油路系統(tǒng)，使其減小推輸送機力；活動活塞式推移千斤頂?shù)幕钊稍诨钊麠U上滑動（保持密封），使活塞桿腔（上腔）供液時拉力與普通千斤頂相同，但在活塞腔（下腔）供液時，使壓力的作用面積僅為活塞桿斷面，從而減小了推輸送機力。
框架連接方式推移千斤頂，動作原理(如圖2-5)所示, 由于掩護式和支撐掩護式支架重量較大,為了提高移架力,就要增加缸徑或提高供液壓力。如果采用直接推移方式，在提高移架力的同時，推溜力也將增加，這樣有可能把溜槽推壞，為了解決這個問題，就要設計成移架力大于推溜力的結(jié)構(gòu)形式，框架連接方式就是其中一種。
2.7.1框架連接方式推移千斤頂?shù)膭幼髟?
當缸體后腔進液，前腔回液，活塞桿伸出而移架；當缸體前腔進液，后腔回液，缸體前移通過框架而推溜，由于缸體后腔面積大，所以，框架連接可以使移架力大于推溜力。
圖2-5框架連接方式動作原理
Fig.2-5 principle?of bar method?
1－推移千斤頂；2－活塞桿與支架連接處；3－輸送機；
2.7.2 框架連接方式推移千斤頂
1)框架連接方式推移千斤頂?shù)母左w內(nèi)徑按下兩式聯(lián)立求得：
mm (2—13)
mm (2—14)
式中：—推移千斤頂缸體內(nèi)徑 mm。
—推移千斤頂活塞桿直徑 mm。
—推移千斤頂移架力 KN，一般取。
—推移千斤頂推溜力 KN, 一般取。
—推移千斤頂處泵站來壓，取。
根據(jù)已有ZZ4000/17/35型支撐掩護式液壓支架，選取，；行程為700mm。
將代入2-11公式得：
將代入2-10公式得：
式中、取整標準值為，。
2)推移千斤頂?shù)耐屏锪鸵萍芰?
a)推溜力
b)移架力
2.8側(cè)護裝置
2.8.1 側(cè)護板的種類
頂梁和掩護梁的側(cè)護板有兩種
一種是一側(cè)固定另一側(cè)活動的側(cè)護板。由于固定側(cè)護板與梁體焊接在一起，可節(jié)省原梁體的側(cè)板，既節(jié)省材料又可加固梁體。在設計時，根據(jù)左右工作面來確定左側(cè)或右側(cè)為或活動側(cè)護板。一般沿傾斜方向的上方為固定側(cè)護板，下方為活動側(cè)護板。活動側(cè)護板通過彈簧筒和側(cè)推千斤頂與梁體連接，以保證活動側(cè)護板與鄰架的固定側(cè)護板靠緊。但當改換工作面開采方向時，活動側(cè)護板便位于傾斜方向的上方，對調(diào)架、防倒等帶來不便，所以很少采用。
另一種是兩側(cè)皆為活動側(cè)護板。這種側(cè)護板可以適應工作面開采方向變化的要求，有利于防倒和調(diào)架。
2.8.2側(cè)護裝置的作用
1)消除相鄰支架掩護梁和頂梁間的間間隙，防止冒落矸石進入支護空間；
2)作為支架移架的傾倒；
3)防止支架的傾倒；
4)調(diào)整支架間距。
2.8.3側(cè)護板的結(jié)構(gòu)和型式
活動側(cè)護板的基本形式有直角式和折頁式。直角式活動側(cè)護板的類型（如圖2-6）所示。上伏式活動側(cè)護板的蓋板直接平置于頂梁（或掩護梁）上方，直接承受頂板或冒落矸石的壓力，受載大，結(jié)構(gòu)簡單。嵌入式活動側(cè)護板的蓋板雖然也在梁面上方，但一般低于梁面，因而承載小。下嵌式活動側(cè)護板的蓋板位于頂梁上梁面下方，下嵌入頂梁體內(nèi)，不承受頂板壓力，側(cè)護板容易伸縮，有利于防倒與調(diào)架，但結(jié)構(gòu)復雜。
圖2-6 側(cè)護板結(jié)構(gòu)的形式
Fig.2-6 mining sorting mechanism?method
a-上伏式 b-嵌入式 c-下嵌式
2.8.4側(cè)護板尺寸的確定
1)頂梁側(cè)護板側(cè)向?qū)挾?
頂梁測護板的側(cè)向?qū)挾纫裕粗Ъ苌蹈叨群屯埔撇骄鄟泶_定。即：考慮到當前一架升起，另一架降柱時，要保證相鄰兩架間側(cè)護板不能脫離接觸，同時考慮到支架降柱后要前移，為防止頂梁后部側(cè)護板脫離接觸，頂梁側(cè)護板后部要加寬，加寬長度一般為從頂梁后部起大于一個移架步距。
2)掩護梁側(cè)護板側(cè)向?qū)挾?
掩護梁側(cè)護板的側(cè)面寬度，主要考慮移架步距，一般比一個步距大100mm，當一個架固定，另一架前移時，兩架之間能封閉，同時又考慮到降架前移時，原不動的掩護梁側(cè)護板下部不至脫開，所掩護梁下部要加寬。
3)頂梁與掩護梁的側(cè)護板上部寬度與活動側(cè)護板的行程有關，由兩臺相鄰支架的間距離確定。本次設計取頂梁和掩護梁測擴板的上部寬度為200mm。
4)頂梁和掩護梁的連接部位及側(cè)護板在此處的連接部位考慮可靠性的情況下，盡量減小間隙，加強密封性。
5)本次設計側(cè)護板活動方式為兩側(cè)活動。
2.8.5側(cè)推千斤頂?shù)目刂品绞胶臀恢玫拇_定
側(cè)推千斤頂伸出時，使活動側(cè)護板外移，可密閉架間間隙，起到防矸、導向、防倒和調(diào)架等作用；側(cè)推千斤頂縮回時，使活動側(cè)護板縮回，可減小移架阻力。
1) 側(cè)推千斤頂控制方式
（1） 無鎖緊回路且不操作時，側(cè)推千斤頂處于浮動狀態(tài)，靠彈簧筒的彈簧力控制活動側(cè)護板與鄰架的間隙。其優(yōu)點是防止頂板巖石從架間冒落，移架時摩擦阻力小。側(cè)推千斤頂為活塞式雙作用外供液結(jié)構(gòu)，側(cè)推千斤頂?shù)母讖綖?0mm，柱徑為45mm，推力為74mm，拉力為50KN。
（2） 有鎖緊回路時，用液控單向閥鎖緊。優(yōu)點為防矸、防倒效果好。缺點在于移架時要操縱前景頂，使移架操作復雜化，而且架間易掉矸。
2）側(cè)推千斤頂位置布置
由于頂梁在頂板載荷作用下，要求側(cè)推千斤頂?shù)耐评Υ?，才能靈活操作頂梁側(cè)護板，因此在頂梁上一般布置兩個側(cè)推千斤頂、兩個彈簧筒。
在掩護梁上一般僅在中間布置一個側(cè)推千斤頂，梁端各對稱布置一個彈簧筒。
由于在頂梁和掩護梁上焊有橫筋板，則側(cè)推千斤頂?shù)陌惭b位置要與橫筋板相適應。一般為對稱布置，這樣可以使側(cè)護板受力平衡。具體布置方式有如下3種：
二孔式—采用兩個側(cè)推千斤頂，在側(cè)推千斤頂處同時布置彈簧筒，靠彈簧力實現(xiàn)架間密封。
三孔式—中間孔安裝側(cè)推千斤頂，兩側(cè)對稱安裝彈簧筒。
四孔式—中間兩孔安裝側(cè)推千斤頂，側(cè)面兩孔布置彈簧筒。
本設計頂梁和掩護梁均布置兩個側(cè)推千斤頂、兩個彈簧筒。且使用二孔式。
2.9輔助裝置
2.9.1護幫裝置
一般情況下，當采高大于2.5m時，支架都應配互幫裝置?；脱b置設在頂梁前端或伸縮梁前部，使用時將護幫板推出，支托在煤壁上，起到互幫作用，防止片幫現(xiàn)象發(fā)生?；脱b置的基本形式有下垂式和普通翻轉(zhuǎn)式，如圖2-13所示。
（1）下垂式互幫裝置（如圖2-7、b）所示。由互幫板、千斤頂、限位擋塊等主要部件組成，結(jié)構(gòu)簡單。但互幫板由垂直位置起向煤壁的擺動值一般較小，因此適應性差，一般用于采高為2.5—3.5m，片幫不十分嚴重的工作面。
（2）普通翻轉(zhuǎn)式互幫機構(gòu)（如圖2-7c）所示。除具有下垂式特點外，其擺動值大，可回轉(zhuǎn)180°，因此對梁端距變化與煤壁片幫程度的適應性腔，適用于頂板比較穩(wěn)定的采煤工作面，使用較多。
圖2-7 護幫裝置的基本形式
Fig.2-7 Protection wall equipment?basic method
a，b—下垂式c—普通翻轉(zhuǎn)式
本次設計采用下垂式護幫裝置，它設置在前梁前端，根據(jù)工作需要，護幫機構(gòu)可擺動90°與煤壁緊貼，也可擺回到前梁下面，讓采煤機通過
2.9.2防倒、防滑裝置
當工作面傾斜角大于15°時，液壓支架必須采取防倒、防滑措施。其辦法是利用裝設在支架上的防倒、防滑千斤頂在調(diào)架時產(chǎn)生的一定的推力，以防支架下滑、傾倒，并進行架間調(diào)整。
ZZ4000/17/35型支撐掩護式液壓支架在傾斜工作面中的防滑措施采用排頭導向梁的方法，它的一端與輸送機連接，另一端用單體支柱固定，并支撐住頂板，從而保證首架不下滑。推溜前，首先撤去單體支柱，使排頭導向梁隨著輸送機推移而前移，并與輸送機保持垂直的位置。推溜結(jié)束后，再用單體支柱支撐住排頭導向梁。移架時，首架支架就能沿著排頭導向梁前移而防止下滑。
2.10支架液壓系統(tǒng)圖
ZZ4000/17/35型支撐掩護式支架的液壓系統(tǒng)圖（如圖2-8）所示，采用下列的操作控制方式：
（1）前后兩排立柱的升降動作各用一片操縱閥操作，所以根據(jù)需要，前后排立柱既可以同時升降，也可以單獨升降。
（2）為了使前梁能及時支護新暴露出的頂板，并迅速達到工作阻力，在前梁千斤頂（短柱）活塞腔的回路內(nèi)裝有大流量安全閥，升架時前梁千斤頂先推出，前梁端部先接觸頂板，在支架繼續(xù)升起直到頂梁撐緊頂板的過程中，前梁千斤頂被迫收縮，活塞腔壓力陡增，大流量安全閥溢流。大流量安全閥調(diào)定壓力比立柱安全閥調(diào)定壓力略低，并大于泵站工作壓力，且流量大（約40L/min），可以有效防止工作面前部頂板過早離層。
（3）為了防止煤壁片幫，支架上設有互幫機構(gòu)，并用一只SSF型雙向鎖對互幫千斤頂中的活塞腔與活塞桿腔分別進行互相連鎖。
（4）在推移千斤頂?shù)幕钊麠U腔中接入閉鎖回路，防止在移架時輸送機往后退縮。
圖2-8.ZZ4000/17/35型支撐掩護式支架液壓系統(tǒng)
3 四連桿機構(gòu)的設計
3.1四連桿機構(gòu)的作用
四連桿機構(gòu)是掩護式支架和支撐掩護式支架的最重要部件之一。其作用概括起來主要有兩個，其一是當支架由高到低變化時，借助四連桿機構(gòu)使支架頂梁前端點的運動軌跡呈近似雙紐線，從而使支架頂梁前端點與煤壁間距離的變化大大減小，提高了管理頂板的性能；其二是使支架能承受較大的水平力。
下面通過四連桿機構(gòu)動作過程的幾何特征進一步闡述其作用。這些幾何特征是四連桿機構(gòu)動作過程的必然結(jié)果。
1）支架高度在最大和最小范圍內(nèi)變化時，(如圖3-1)所示，頂梁端點運動軌跡的最大寬度e應小于或等于70mm，最好在30mm以下。
2）支架在最高位置和最低位置時,頂梁與掩護梁的夾角P后連桿與底平面的夾角Q，（如圖5-1）所示,應滿足如下要求:
支架在最高位置時,,；支架在最底位置時,為有利矸石下滑,防止矸石停留在掩護梁上,根據(jù)物理學摩擦理論可知,要求,如果鋼和矸石的摩擦系數(shù),則,設計中一般可取。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，暫取。在特殊情況下需要角度較小時，可提高后連桿下絞點的高度。
3）(如圖3-1)可知掩護梁與頂梁絞點和瞬時中心O之間的連線與水平的夾角。設計時，要使角滿足，其原因是角直接影響支架承受附加力的數(shù)值大小,對支撐掩護式支架最好取。
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