基于proe液压支架的掩护梁及四杆机构的设计说明书

河南理工大学学士学位论文 1 一绪论 1.1 研究背景及意义 综合机械化采煤是煤矿技术进步的标志，是煤矿增加产量、提高劳动效率、增加经济效益的重要手段。因此，世界上主要产煤国家综合机械化采煤技术和装备发展很快，建设安全高效矿井已是目前的世界煤炭发展的方向。 采煤方法及工艺是煤矿生产及采矿学科发展的主题和中心，同时也是安全高产高效矿井的核心。运用现代高新技术改造传统生产技术，提高工作面单产，实现矿井的高度集中化生产，将带动煤矿各个环节的变革，实现煤矿的高安全、高产、高效和高可靠性。 我国从 1992 年开展高产高效矿井以来，高产高效矿井逐年 增加，工作面装备日益更新 。随着我国煤矿机械制造技术和测试手段的提高，同时对国外先进设备的引进、消化、吸收，国产电牵引大功率采煤机、大运量重型刮板输送机、软起动带式输送机及液压支架等成套设备相继研制成功。这标志着我国综采成套设备技术水平已经能满足我国建设安全高产高效矿井发展的需要。 安全高产高效现代化的采煤工作面的落煤、装煤、运煤、支护等生产过程是一个系统工程，整个系统的先进和可靠，不仅取决于单机设备的先进性和可靠性，设备的合理选型和配套也是至关重要的。“设备、选型、配套”三者缺一不可，相辅相成，否则，不能实 现综采工作面安全高产高效现代化的成果。因此，研制适用于安全高产高效现代化矿井的综采设备，并按照国家建设安全高产高效现代化矿井的条件和要求，合理进行设备配套选型是实现安全高产高效现代化矿井的关键。 随着综合机械化采煤的发展，我国已经取得了丰富的经验和教训。要实现安全高产高效，矿井必须配备成套设备，特别是工作面的“三机” 采煤机、刮板输送机和液压支架必须合理配套。然而在工作面“三机”配套与选型中，液压支架是核心。实践证明，回采工作面适用液压支架后控顶能力大大加强，但若选型不当，管理措施不完善，则顶板控制问题仍会 影响工作面产量和企业效益。然而综采工作面的顶板控制问题突出的表现在支架于围岩的适应性上，当适应性好时，顶板事故率低，工作面安全、高产、高效。并且液压支架的架型与技术参数是其主要表现方面。 河南理工大学学士学位论文 2 近年来，随着数学和力学的发展，对采场围岩控制研究也取得了新发展，在综放采场直接顶跨落高度、基本顶结构形式及稳定性研究的基础上，研究了综放采场矿山压力显现规律及其控制特点，顶煤变形规律、顶煤冒放性、架型选择及其支架参数确定等；在大采高综采支架及围岩控制方面，高架倾倒的力学模型，高架倾倒、高架顶梁仰俯的控制及支架 围岩系统控制 的智能软件，工作面快速推进下矿压规律及显现特征等研究，均有力的促进了生产的发展 。 研究发现，综采设备的每一种设备都有严格限定的适用条件。比如：煤层厚度、倾角、局部构造情况（包括断层、煤层厚度变化和含矸情况）、顶底板岩性等，对采煤机和液压支架选型都有决定性的影响，选型不当会导致设备不配套，生产效率低，经济效益差。正确的选型配套是安全、高产、高效、经济的前提和保证。因此综采工作面“三机”配套的合适与否直接影响整个矿井的生产和效益的好坏。实践证明，工作面顶板事故中， 80%左右的都是由于架型的选择不当和支架工作阻力 的不足所引起的，所以液压支架的选择合适与否直接影响整个“三机”配套的选型的合适与否。通过研究“三机”配套选型的研究，可以很好的减少顶板事故的发生率，提高三机的使用寿命和效率，同时也可以更好为矿井生产提供更合理的支持，为矿井产生更好的经济效益。 在综合机械化采煤过程中，液压支架担当着极其重要的角色，其主要功能不仅用于支撑管理顶板，隔离采空区，维护采煤作业空间，并能自行前移，推进采煤工作面输送机和采煤机。因此，液压支架的性能和可靠性是决定综采成败的关键因素之一。另外，合理的选用采煤设备并结合先进的采煤工艺，可解 决采煤工作面的采煤支护运输等生产环节之间的矛盾，可有效地提高工效增加成本减少损耗保护生产人员和设备的安全，以及减轻笨重的体力劳动，可为煤矿获得很高的经济效益。 1.2 国内外研究状况 1.2.1 国外概况 河南理工大学学士学位论文 3 80 年代以来，世界上主要采煤国家高产高效综采技术迅速发展，特别是在美国，大利亚，德国，英国和南非发展最快。综采工作面高产高效纪录不断刷新，综采装新技术层出不穷，尤其以德国和英国最为突出。现代科学技术的发展使得井下开采机械化和自动化水平不断提高，采用大功率、高可靠性、重型设备己经成为世界采方式的发展趋势， 其中尤以美国、德国的高度集中化综采高产高效工作面为代表。着采掘技术的不断进步，大大提高了综采高产高效工作面的适应性。 采煤机近年来，采煤机的截割速度一直在增加。目前采煤机的截割速度一般在每 0.2米 0.25 米 。一些新研究开发出来的采煤机的截割速度达到了每秒 0.4 米 0.6。采用计算机人工智能控制的采煤机以及具备超前防护功能液压支架的应用，使长工作面的生产能力和效率持续 得到改善 。 内置式多功能徽处理机和控制系统的使用，是近几年在采煤机控制技术方面取得重大进步。微处理机的应用功能的增加使采煤机生产能力 和性能大为改进。另外，工智能装置的采用，使采煤机增加了动态控制与故障处理能力。安装在采煤机上的算机人工智能系统，可根据煤层地质条件的实际变化情况，自动地改变采煤机的运状态参数。采煤机截割速度、截割滚筒和挡煤板的位置等可通过程序来进行控制。 而今，在采煤机的控制技术方面，普遍要求实现红外线监控，并具有图像 /数字输系统。目前市场的发展趋势正在朝着图像 /数字传输系统方向发展，以实现在地自动控制工作面采煤机作业。工作面液压支架 一些高产高效工作面液压支架设计使用寿命要大于 5 万个循。在设计和制造支架时，应用有 限元分析法、动态与静态加载测试等研究分析手段验证其可靠性和稳定性。支架形式普遍采用二柱式，立柱的直径也增加到 400 毫米以上，大型支架立柱的直径在掩护支点至立柱柱窝间的中心距达到 1.75 米时，必须具有足够的支护强度。为满足采煤机截割深度大于 1000 毫米的要求，不仅需要增加支架顶梁的长度，也要求增加支架的支护强度，于是就有必要增加支架立柱的直径，以满足增加支撑力的要求。 河南理工大学学士学位论文 4 工作面输送机 长壁工作面输送机不仅是运输煤炭的设备，也是采煤机运行的轨道。随着长壁采煤工作面长度的增加和煤炭产量的不断增长，工作面输送机的直径 也不断增大。现阶段，高产长壁工作面输送机溜槽宽度通常为 1342 毫米，采用直径为 423 毫米双边链，总装机功率 2220 千瓦。这种输送机用于长度为 300 米的工作面，小时运输量可达到 5000吨。为保证高产长壁工作面输送机达到这一运输能力，就必须满足输送机全载启动运行时有较高的启动电压和启动功率。高产高效矿井的重要标志反映为工作面产鱼、全员工效。由于地质条件和采煤方法不同，各主要采煤国家如美国、澳大利亚、德国、英国等国工作面产里不尽相同。然而，各国日产超过万 t 的工作面数里逐年增多，而且产盆纪录不断刷新。 美国长壁综采 工作面的产里一直处于世界领先地位。 1994 年，在美国现有的长壁综采工作面中，有 15%的工作面平均班产超过 6000 吨，相当于年产 400 多万 t 水平，月产最高达到 万 to 澳大利亚近十多年来综采技术发展很快，长壁工作面数 I 成倍增长，相当部分工作面产童达到了 300400 万 t。英国和德国是世界上综采技术装备最先进的国家，由于受其煤层赋存条件的限制，其高产高效工作面纪录不如美国和澳大利亚，但日产万 t 以上的工作面也相当多， 19%年德国 friedrich heinrich4 矿 1.5m 薄煤层工作面也曾实现日产 1.6万 t。 近几年 来，随着煤矿开采技术和设备的发展，各主要产煤发达国家工作面产鱼纪录不断刷新，煤矿生产高产高效的优势得到充分体现。有资料表明，美国、德国、澳大利亚等发达国家采用长壁综合机械化开采工艺，大功率、重型化采矿设备，工作面单产水平获得大幅度提高，平均月产已达到 50 万 t。美国塞普路斯二十英里矿 1998 年全矿井 (一个综采面煤层厚度 2.9-3m,埋藏深度 335m，工作面尺寸 259 X 5488m.)生产煤炭 990 万 t.,月产商品煤 102 万 t，日产达到了 43115t 的水平。主要设备 :EL3000 型强力电牵引采煤机 :截割电 机 2 X 600Kw，变频牵引电机 2 X l00kw，总功率 1426Kw；PF4 型交叉侧卸重型刮板输送机 :运输能力 45oat/h,装机功率 3 X 750kw，封底溜槽 1750 X 1200 X 355mm, 42/46 X 146mm 紧凑型圆环链， RB/CST 软启动装置，中部槽过煤量预计 15Mt；液压支 河南理工大学学士学位论文 5 架 :DBT 公司二柱掩护式支架， PM4 红外线引动电液控制系统。工作面设备总功率达 6400kw,设计生产能力达 2500-3000t/ha 1998 年，在德国费力特里西。海因里希矿区的杰兰德煤矿，工作面面长 430m,煤层厚度 2. 8m，用 SL300 艾柯夫采煤机、两柱掩护式支架，日产商品煤达 20262t. 1.2.2 国内概况 我国从 1993 年至今，己累计建成高产高效矿井超过 120 处 2000 年底统计 )，原煤产量从 16806 万 t 提高到 24246 万 t，在矿员 1 由 318875 人减到 149246 人，采面由平均 329.85 个减少到 230.46 个，原煤全员工效从 2. 509t/工提高到 7. 736t/工，经济效益增长显著。 目前，国内中厚煤层一次采全高工作面采用国产设备已实现年产 300 万 t 以上 ；充州矿区高产高效综采放顶煤工 作面成套设备及工艺的研制成功，使我国放顶煤开采技术的发展跨上了一个新台阶，充州矿区放顶煤工作面年产已达 600 多万 to 一次采全高工作面要实现年产 300 万 t 以上目标，国内仍以进口设备为主。神华集团榆家梁矿 2002 年引进德国艾柯夫公司生产的 SL500 型采煤机，当年 5 月投入使用不久，平均日产就达到 2.5 苏 t, 7 月最高日产达 3.6 万 t,最高月产近 40 万 t。山西晋城无烟煤矿业集团寺河矿 2002 年引进 SL500 型采煤机，当年 8 月投入使用，最高日产达 2.6 万 t。 1.2.3 技术特点及最新发展 1)技术特点 高产高效矿井 的核心就是工作面设备可靠性高、备用安全系数大，生产能力大。生产特征表现为生产高度集中化，形成一个矿井、一个采区、一个 (两个 )采面的生产模式。 河南理工大学学士学位论文 6 矿井生产系统极大简化，矿井的开拓、掘进、运输、通风、排水、供电变得更加简单，提高了生产的安全性，减少了大量巷道的掘进和维护，大幅度降低了生产成本。同时，矿井生产管理也更加科学化合理化。 矿井辅助配套装备技术得到发展和提高，如工作面顺槽巷道实现快速掘进和支护 ；矿井原煤运输实现长距离皮带化 ；材料、设备、人员运输通过柴油机胶轮车、齿轨或卡轨车可从地面或井底直接到达工作面 现场 ；工作面设备实现快谏搬迁。 2)最断发展 为了适应生产能力和快速推进及减少搬家倒面的需要，工作面尺寸不断加大，工作面最大长度达 400m 以上，走向最大长度达 4500m. 套设备趋于大功率、高可靠性的方向发展，并广泛应用新技术。主要表现有以下几个方面 : a)采煤机的模块化设计技术使机器的维护和监测更加简便，可靠性更高。交流变频调速或直流调速电牵引，牵引速度不断提高，最大牵引速度已达到 35m/min；大功率、高电压、大截深。采煤机总装机功率可达 1500V2004kw。现行 1100v 工作电压已不适 应大功率采煤机的要求，美国目前常用电压为 2300v，部分工作面开始使用 4160v 电压 ；英国、澳大利亚使用 3300v 电压 ；法国使用 5000、电压 :波兰使用 6000v 电压。采煤机截深达到 1-1.2m；多电机驱动，横向布置，积木式结构，各单元之 间没有机械动力传动，简单可靠 ；采用光电和传感技术，可实现自动识别，滚筒自动导向，其实质是煤岩界面探测技术，它能自动识别煤岩界面，并据此自动调节滚筒截割高度 ；煤尘控制和故障诊断系统。 b)工作面刮板输送机最大工作长度可达到 430m，最大槽宽达 1200rnm,最大输送能力达 5000tlb，最大功率超过 2000kw.结构上采用交叉侧卸式机头、整体铸造或组合焊接封底溜槽，减少了螺栓联接，提高了可靠性，使用寿命达到 600-1200 万 t 过煤量 ；采用 D42mm. (D46mm 大直径刮板链 ；采用 CST 软启动技术或双速电机技术，大大改善了刮板 河南理工大学学士学位论文 7 运输机的工况、提高了输送机的可靠性，使链子和链轮的寿命加倍，故障诊断和工况监测技术，可以连续监测输送机各部件的运行状态，进行故障诊断和报曹。顺槽转载机装机功率最大已达到 525kw，具备自移功能。 1 顶槽胶带输送机普遍采用液粘差速或变频调速及多 电机功率均衡驱动技术，输送能力达到 2000-3500tlh,输送距离达到 2000-4000m,胶带运行速度不断提高，驱动功率超过 2000kw液压支架工作阻力达 7000-8000kN，个别达到 11000kN，中心距 1.75m，最大达 2m，支架整机寿命大大提高。结构件材料越来越多地采用高强度钥材，例如屈服极限 690MPa 以上的钢板，支架的耐久性试验循环次数达 50000 次，寿命达 14 年以上 ；液压缸的密封材料均采用聚氨脂，使用寿命比橡胶密封圈能提高一倍以上。发达国家如美国、澳大利亚等国家普遍以两柱掩护式为主 ，并有 87. 5%的工作面配备电液控制系统，配以大流盈控制系统，移架速度可达 6-8x1 架。 二 液压支架 工作原理及方案设计 2.1 液压支架的组成和分类 2.1.1 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。 液压支架的种类很多，但其基本功能是相同的。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、 河南理工大学学士学位论文 8 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。 2.1.2 液压支架的分类及特点 1 按架形结构及其围岩关系分 1)掩护式。 (1)支掩掩护式支架分插底式和不插底式 (如图 2 1 和图 2 2 所示 ) 图 2 1 插底式 图 2 2 不分插底式 (2)支顶掩护式支架分为支架平衡千斤顶设在顶梁与掩护梁之间和平衡千斤顶设在掩护梁与底座之间两类 (如图 2 3 和图 2 4 所示） 图 2 3 支撑掩护式支架 图 2 4 支顶支掩掩护式支架 2)支撑掩护式支架。 1)支顶支撑掩护式支架 (如图 2 5 所示） (2)支顶支掩支撑掩护式支架 (如图 2 6 所示 )，其中一排立柱支撑在掩护梁上。 河南理工大学学士学位论文 9 图 2 5 支顶支撑掩护式支架 图 2 6 支顶支掩支撑掩护式支架 3)支撑式支架。 (1)节式支架 (如图 2 7 所示 )分两框架式、三框架及四框架组合式两类 (2)垛式支架 (如图 2 8 所示 )。 图 2 7 节式支架 图 2 8 垛式支架 2按适用煤层倾角分 （ 1)一般工作面支架； （ 2)大倾角支架 。 3技适用采高分 （ 1） 薄煤层支架； （ 2） 中厚煤层支架； （ 3） 大采高文架 。 4按适用采煤方法分 （ 1） 一次采全高支架； （ 2） 放顶煤支架； （ 3） 铺网文架： （ 4）充填支架。 5按在工作面中的位置分 （ 1） 工作面支架； （ 2） 过渡文架 (排头支架 )； （ 3） 端头支架。 6按稳定机构分 （ 1） 四连杆机构支架； （ 2） 单铰点机构支架； （ 3） 反四连杆机构支架； （ 4） 单摆杆式支架； （ 5） 机械限位支架 。 7按组合方式分 （ 1） 单架式支架； （ 2） 组合式支架。 河南理工大学学士学位论文 10 8按控制方式分 （ 1） 本架控制支架 （ 2） 邻架控制支架 （ 3） 成组控制支架 。 9按控制原理分 （ 1） 液压直接控制支架 （ 2） 液压先导控制支架 （ 3） 电液控制支架。 2.2 液压支架的工作原理 根据综合工作面的作业特点，液压支架在一个工作循环内需要有降柱， 移架，升柱，推移等等几个动作，而这些动作的完成时靠不同功用的支柱，千斤顶，液压阀和液压管路来完成的。 其工作原理如图 2 9 所示： 2.2.1 升柱初撑 图 2 9 液压支架的工作原理图 如上图所示为支柱的升柱系统的简图。升柱时，高压液体经操作阀 1，管路 2 到支柱 4的活塞腔，推动活塞使活柱向上升起。与此同时，支柱环形腔的液体经管路 3 操纵阀 1 流回液箱，此时液压支架就支撑顶板。 在乳化液泵站的工作压力作用下，支架对顶板的最初支撑能力， 称为支架的初撑力，用 p初表示。其计算公式： 24p D P N泵初 式子中 p初 支架的初支撑力，公斤力； D 支柱的活塞直径，厘米； P泵 乳化液泵站的工作压力， 2公 斤 力 厘 米 ； N 每架支架的支柱数。 2.2.2 支架承载 当支柱升起支撑顶板后，便承载顶板的压力。为了把工作液体封 闭在支柱的活塞腔内，不使工作液体倒流，故加设了个液控单向阀，以保证在支柱支撑顶板后形成初支撑力。 河南理工大学学士学位论文 11 支架达到初支撑力后，在顶板压力的作用下，支柱的承载量不断增加，并一直达到支柱的工作阻力。所谓支柱的工作阻力，即是支架在顶板压力的作用下，使支柱活塞腔的压力增高，当达到安全阀的释放压力时，对顶板的最大支撑力，用xp表示，其计算公式为： 220 . 7 8 5 4XP D P N D P N安 安 4 式子中 xp 支架的 工作阻力，公斤力或吨力； D 支柱的活塞直径， 2厘 米 ； P安 安全阀的卸载压力， 2公 斤 力 厘 米 ； N 液压支架的支柱数。 2.2.3 降柱卸载 当支架需要向前移动时，首先必须降柱，使支架卸载。降柱时，高压液体经操纵阀，管路到液压支柱环形腔， 推动活塞向下运动。与此同时，高压液体打开封闭支柱活塞腔的液控单向阀，使活塞腔内的液体经管路，操纵阀流回油箱。这时液压支架和顶板脱 离接触，为移架做好准备。 2.2.4 移架和推溜 支架降柱后就可以移架。由于推移千斤顶一端和支架连接，而另一端和运输机连接，而且相邻的支架已将运输机固定，所以给推移千斤顶相应的工作腔供入高压液体时，则可将液压支架移过去。 当支架进行支撑而需要推移运输机时，在推移千斤顶的另一工作腔输入高压液体，则可实现推溜。 千斤顶活塞腔进入高压液体产生的推力的计算公式为： 20 .7 8 5 4P D P 泵推 式子中 P推 千斤顶的推力，公斤力 或吨力； D 千斤顶的活塞直径，厘米； P泵 乳化液泵站的工作阻力， 2公 斤 力 厘 米 。 河南理工大学学士学位论文 12 千斤顶环形腔进入高压液体产生拉力的计算公式为： 220 . 7 8 5 4 ( )P D d P 泵拉 式子中 P拉 千斤顶的拉力，公斤力或吨力； d 千斤顶活塞的直径，厘米。 2.3 液压支架的主要 参数的确定及选架原则 在 液压支架与围岩力学相互作用研究的基础上，需综合分析不同地质技术条件下支护阻力确定的理论研究成果并分析不同支架的结构力学特征，为支架选型提供依据。 2.3.1 液压支架的选架原则 液压支架的选型，其根本目的是使综采设备适应矿井和工作面的，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。 （ 2）当煤层厚度超过 1.5m，顶板有侧向推力或水平推力时，应选用抗扭能力强的支架，一 般不宜选用支撑式支架。 （ 3）当煤层厚度达到 2.5 2.8m 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，应选用有抬底装置的支架或插腿掩护式支架。 （ 5）煤层倾角 25时，排头支架设防倒防滑装置，工作面中部支架设底调千斤顶，工作面中部输送机设防滑装置。 （ 6）对瓦 斯涌出量大的工作面，应符合保安规程的要求，并优选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；中硬煤时，支架最大采高一般 3.5m；硬煤时，支架最大采高 5m。 （ 8）在同时允许选用几种架型时，应优先选用价格便宜的支架。 河南理工大学学士学位论文 13 （ 9）断层十分发育，煤层变化大，顶板的允许暴露面积在 5 8 2m ，时间在 20min 以上时，暂不宜采用综采。 依据上面的选型原则及选型主要依据结合本次设计要求 ， 所以本次设计所选的液压支架为支撑掩护 式液压支架。 2.3.2 液压支架主要参数的确定 2.3.2.1 高度的确定 一般应首先确定支架适用煤层的平均采高，然后确定支架高度 （ 1） 对于大采高支架，按下式确定支架高度，即 ： m a x m a x ( 2 0 0 4 0 0 )HM m i n m i n ( 5 0 0 9 0 0 )HM 式子中 maxH 支架的最大高度（ mm）； maxM 最大采高 （ mm）； minH 支架最小高度 （ mm）； minM 最小采高（ mm）。 m ax 1seM k M m in 2seM k M 式子中 eM 煤层平均厚度； 1sk 、2sk 煤层厚度上 、下波动系数，一般情况1sk=1.11.3，2sk=0.80.9. （ 2） 对于中厚煤层支架，按下式确定支架高度，即 ：m a x m a x ( 2 0 0 3 0 0 )HM m i n m i n ( 3 0 0 4 0 0 )HM （ 3） 对于薄层支架，则可按下式确定液压支架高度，即 m a x m a x( 1 0 0 2 0 0 )HM m i n m i n(1 5 0 2 5 0 )HM 河南理工大学学士学位论文 14 支架的最大高度与最小高度之差为支架的调高范围。调高范围越大，支架适用范围越广，但过大的调高范围给支架结构设计造成困难，可靠性降低。 本设计中的煤层属于中厚煤层，所以取maxH为 2200mm, minH为 1200mm。 2.3.2.2 中心距和宽 度的确定 支架中心距一般等于工作面一节溜槽长度。目前国内外液压支架中心距大部分采用1 5m.大采高支架为促高稳定性中心距可采用 1 75m，轻型支架为适应中小煤矿工作面快速搬家的要求，中心距可采用 1.25m.本次设计中所选择的中心距为 1.5m。 支架宽度是指顶梁的最小与最大宽度。宽度的确定应考虑支架的运输、安装和调架要求。支架顶梁一般装有活动的侧护板，侧护板的行程一般取为 170200mm，当支架的中心距为 1.5m 时，最小宽度一般取为 14001430mm,最大宽度一般取 15701600mm。当支架的中心 距为 1.75m 时，最小宽度一般取 16501680mm,最大宽度一般取 18501880mm。当支架中心距为 1.25m 时 ，如果顶梁带有活动侧护板，则最小宽度取 11501180mm，最大宽度取 13201350；如果顶梁不带活动侧护板，则宽度一般取 11501200mm。 本次设计中所选择的最小支架宽度为 1400mm，最大宽度为 1580mm。 2.3.2.3 梁端距和顶梁长度的确定 所谓梁端距是指移架后顶梁端部至煤壁的距离 。梁端距是考虑由于工作面顶板起伏不平造成输送机和采煤机的倾斜，以及采煤机割煤时垂直分力使 摇臂和滚筒向支架倾斜，为避免割顶梁而留的安全距离。支架高度越大，梁端距也应越大。 当采用即时支护方式时一般大采高支架梁端距应取 350480mm，中厚煤层支架梁端距应取 280 340mm薄煤层支架梁端距应取 200 300mm。顶梁长度受支架型式、配套采煤机截深 (滚筒宽度 )、刮板输送机尺寸、配套关系及立柱缸径、通道要求、底座长度、支护方式等因素的制约。 本次设计中选择液压支架的梁端距为 300mm。 减小顶梁长度，有利于减小拧顶面积，增大支护强度，减少顶板反复支护次数，保持支架结构紧凑，减轻重量。 本次设计中顶 梁长度初定为 3500mm。 2.3.2.4 顶梁形式的选择 支架常用顶梁形式有 3 种：整体顶梁、铰接项梁和楔形结构顶梁。铰接顶梁的前段称 河南理工大学学士学位论文 15 为前梁，后段为主梁，一般简称顶梁。 本次设计中选择的液压支架的顶梁形式是铰接式顶梁。 2.3.2.5 支架侧护板形式的选择 支架侧护板装置一般内侧护板、弹簧简、侧报千斤顶、导向杆和连接销轴等组成。 支架常用的活动侧扩板形式有 3 种，即直角式单侧活动侧护板、且角式双侧可调活动侧护板和折页式单侧活动侧护板。 本设计中侧护板选择为直角式单侧活动侧护板。 2.3.2.6 底座形式的选择 支架 底座常用形式有 3 种，即整体刚性底座、底分式刚性底座和饺接分体底座。 本设计中底座选择为对分式底座。 2.3.2.7 支 柱间距 支架柱间距是指两排立柱间的距离。 支柱间距可按下面计算公式计算 bc=Bm+nc3 式中 bc 支架间距（支架中心距）， Bm 每架支架顶梁的总宽度 ， c3 相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙， n 每架所包含的组架或框架数，整体自移式支架 n = 1；整体迈步式支架 n = 支架节数。 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。我国刮板输送机溜槽每节宽度为 1.5m ，千斤顶连接块位置在溜槽中长的中间，所以除节式和迈步式支架外，支架间距一般为 1.5m。本次设计所选择的支柱的间距为 1.5m。 2.3.3 液压支架方案的确定 通过 已知条件及 以上分析，可以初步选 定 ZFS4000/15/32L（四柱）的支撑掩护式 液压支架， 其 支护强度 q=1.6*350KN/ 2m ，立柱总的工作阻力 P=4000KN。 河南理工大学学士学位论文 16 液压支架个部分的结构尺寸如图 2 10 所示， 图中1l20l均为支架结构参数， H 为支架的最高工作高度， 1、2分别为前后立柱与垂线的夹角，3、4、5分别为后四连杆及掩护梁与水平线的夹角。（单位： mm） 图 2 10 液压支架尺寸结构图 1l=200 2l= 200 3l= 700 4l= 600 5l=600 6l=800 7l=300 8l=600 9l=100 10l=2400 11l=1800 12l=1050 13l=380 14l=150 15l=150 16l=230 17l=1280 18l=1060 19l=710 20l=50 1 8.61 2 0.93 3 47 4 66 5 51 2200H 三 液压支架的 四杆机构 及 掩护梁 的设计计算 3.1 液压支架的四杆机构的设计计算 3.1.1 液压支架四杆机构的作用 河南理工大学学士学位论文 17 四连杆机构式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。 为了掌握四连杆机构的设计方法，必须正确理解四连杆机构的作用。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 ，最好为 30mm 以下。 图 3 1 四连杆机构几何特征 2） 支架在最高位置和最低位置时，顶梁与掩护梁的夹角 P 和后连杆与底平面的夹角 Q， 应满足如下要求： 支架在最高位置时， P 052 062 ， Q 075 085 ；支架在最低位置时，为有利于 矸石 下滑，防止矸石停留在掩护梁上，根据物理学摩擦理论可知，要求 tanP W,如果钢和矸石的摩擦系数 W = 0.3，则 P = 16.7。为了安全可靠，最低工作位置应使 P 025 为宜。而Q 角主要考虑后连杆底部距底板要有一定距离，防止支架后部冒落岩石卡住后连杆，使支 河南理工大学学士学位论文 18 架不能下降，一般取 Q 025 030,在特殊情况下需 要角度较小时，可提高后连杆下铰点的高度。 3） 从图 3 1可知，掩护量与顶梁铰点 e和瞬时中心 O 之间的连线与水平线夹角为 。 设计时，要使 角满足 tan 0.35 的范围，其原因是 角直接影响支架承受附加力的数值大小。 4） 应取顶梁前端点运动轨迹双扭线向前凸的一段为支架工作段，其原因为当顶板来压时，立柱 让压下缩，使顶梁又向前移的趋势，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，并且是底座前端比压减小，防止啃底，有利于移架。水平力的合力也相应减小，所以减轻了掩护梁的外载荷。 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，应尽量是 e值减小，取双纽线向前凸的一段为支架的工作段。 所以，当已知掩护梁和后连杆的长度后，从这个观点出发，在设计时只要把掩护梁和后连杆简 化成曲柄滑块机构，运用作图法就可以了，如图 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 3.1.2运用几何作图法确定四杆机构的各部分尺寸 （ 1）首先确定掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和 后连杆下铰点至底座底面之距 掩护梁上铰点至顶梁顶面的距离oH一般根据支架工作阻力初步确定顶梁梁体的高度 河南理工大学学士学位论文 19 后，再根据结构的合理性确定，一般支架取 150 200mm，重型支 架可取 210 260mm.本次设计中选择oH为 160mm。 后连杆下铰点至底座的距离5y 般根据支架最小高度确定，薄煤层支架取 150250mm，对中厚煤层支架取 250 450mm，对大采高支架取 450 600mm。 本次设计中5y取400mm。 （ 2） 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 设 ： G 为掩护梁长度； A为后连杆的长度； L2为 e 点引垂线到后连杆下铰点之距； H1为支架最高位置时的计算高度； H2为支架最低位置时的计算高度； 从几何关系可以列出如下两式： 河南理工大学学士学位论文 20 GcosP1-AcosQ1=L2； (3-1) GcosP2-AcosQ2=L2； （ 3-2） 联立上述两式可得： 1212 c o sc o s c o sc o s QQ PPGA （ 3-3） 液压支架四连杆机构是一个双摇杆机构，存在两个运动极限，即如图 3 4所示： 图 3 4 四杆机构的极限位置 min max,aa 是液压支架后连杆的理论变化区间，一般而言，在 mina 处液压支架的高度不一定最低，在maxa处液压支架的高度也不一定最高，但是在 min max,aa一定存在使得液压支架有最高与最低的一个点，一般情况下，液压支架的后连杆与水平面的夹角 a 与液压支架的高度 H 成某一函数关系，用图像表示如图 3 5 所示： 河南理工大学学士学位论文 21 图 3 5 H与 a的函数关系 所以取上面的1p=50 ，2p= 30 ，1Q=70 ,2Q=42 ,将数据代入（ 3 3）得 AG = c o s 3 0 c o s 5 0c o s 4 2 c o s 7 0 = 0.22320.4011 0.5565 （ 3 4） 此计算结果 符合掩护式支架的 GA0.45 0.62， 又 液压 支架最高位置时的计算高度为 H1 = GsinP1 + AsinQ1 (3 5) 根据上面的假设的1p= 50 ，1Q=70 ,结合（ 3 4）和 (3 5)可算得掩护梁及四连杆机构的后连杆的长 度分别为： G =1272.4mm， A =708.1 mm， 取整数 G =1280mm, A =710mm, 重新计算得， 1p=51 ， 2p=30 ， 河南理工大学学士学位论文 22 1Q=66 ， 2Q=34 . （ 3） 液压支架四杆机构参数确定的几何作图过程 1） 确定后连杆下铰点 0 点位置，使它比底座底面高 400mm。 2）过 0 点作与底座底面平行的水平线 H H 线 . 3）过 0 点作与 H H 线的夹角为 Q1 的斜线。 4） 在此斜线上截取线段 oa 等于 A 的 长度， a 点即为后连杆与掩护梁的铰点。 5） 过 a 点作与 H H 线夹角为 P1 的斜线，以 a 点为圆心， G 为半径作弧交此斜 线 于点 e,e即为掩护梁与顶梁的铰点。 6) 过 e点作 H H 线的平行线 F F 线，则 H H 线与 F F 线的距离为 H1， 即液压支架最高位置时的计算高度。 7) 以 a 点为圆心，以 （ 0.22 0.3） G 长度为半径作弧，在掩护梁上交一点 b，为 前连杆上铰点的位置。 8) 过 e点作 F F 线的垂线（认为液压支架由高到低变化时， e点在此直线上滑动）。 9) 在垂线上作液压支架在最低位置时顶梁与掩护梁的铰点 e。 10) 取 ee 线中间某一点 e，为液压支架降到此高度时掩护梁与顶梁的 铰点（液 压支架由高到低变化时，顶梁前端点运动轨迹为近似双扭线，中间这几点的位置直接影响顶梁前端点运动轨迹的形状、变化宽度等）。 11) O 点为圆心， oa 为半径作圆弧。 12) 以 e点为圆心，掩护梁长 ae 为半径作弧，交前圆弧上一点 a，此点位液 压 支架降到中间某一位置时，掩护梁与 后连杆的铰点。 13) 以 e点为圆心，掩护梁长 ae 为半径作弧，交最前面圆弧上一点 a， 此点位支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。 14) 连接 ea 、 ea ，并以 a点为圆心， ab 长为半径作弧，交 ae 上一点 b。 以 河南理工大学学士学位论文 23 a点为圆心， ab 长为半径作弧，交 ae 上一点 b。则 b、 b、 b三点为液压支架在三个位置时，前连杆的上铰点。 15) 连接 ao 、 ao 为液压支架降到中间某一位置和最低位置时后连杆的位置。 16） 分别作 bb 和 bb 的垂直平分线，其交点 c 即为前连 杆下铰点， bc 为前连杆长度。 17）过 c 点向 H H 线作垂线，交点 d，则线段 oa 、 ab 、 bc 、 cd 和 do 为液压支架四连杆机构。 18）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的运动曲线，只要初步变化四连杆机构的几何尺寸，便可以画出不同的曲线来。再按液压支架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 6 液压支架四连杆机构的几何作图法 经过优选，最终得到： 前、后连杆上铰点之距 ab = 280mm； 前连杆长度 bc = 1060mm； 河南理工大学学士学位论文 24 前连杆下铰点高度 cd = 95mm； 前、后连杆下铰点在底座上的投 影距离 do = 600mm； 前连杆上铰点至掩护梁上铰点之距 be = 1000mm。 3.2 液压支架掩护梁的设计计算 3.2.1掩护梁的功能 掩护梁是液压支架的重要组成部分，在液压支架中的功用主要有如下几点：（ 1） 将顶梁承受的部分压板压力通过连杆或铰接点传递给底座 。 （ 2） 用以隔离采空区、阻止其冒落矸石涌入工作面，掩护梁上的活动侧护板进一步完善了这种功能。 （ 3） 承受采空区冒落歼石的压力，并将它传递至顶梁、 连杆和底座 。 3.2.2掩护梁的选型 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，活动侧护板装在掩护梁另 一侧。 从侧面看掩护梁，其形状有直线型 （如图 3 7 所示） ，折线形两种。 直线型掩护梁整体性能好，强度大，加工简单，工艺性好，是目前运用得最多的一种。 折线型 （如图 3 8所示） 相对直线型支架断面大，结构强度高，但工艺差， 虽然过去常常采用，但是现在 很少采用。本设计 中掩护梁 属直线型。 图 3 7直线型掩护梁 图 3 8 折线型掩护梁 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。本设计 中掩护梁 为整体式 。 3.2.3掩护梁尺寸的拟定 河南理工大学学士学位论文 25 （ 1）长度：掩护梁的长度确定遵循如下几点原则 1）一般支架高度大，调高范围大，要求掩护梁较长。 2）加大掩护梁的背角，可以减小掩护梁的长度。 3）一般连杆长，且与水平面夹角大，可以缩短掩护梁的长度。 4）放顶煤，分层铺网等特种采煤的工艺的支架，要求的掩护梁的长度要长。 结合以上的原则及前面的计算可知，本设计中掩护梁的长度定位 1280mm。 （ 2）宽度：掩护梁的宽度设计应考虑如下几点 1）掩护梁的宽度主要取决于支架的中心距，顶板稳定性及是否带活动侧护板等因素 2）对于支撑掩护式液压支架的掩护梁的宽度可参考如下的计算公式 掩护梁宽度 =支架中心距 -架间间隙（ 200 300mm） 本设计中选择掩护梁的宽度为 1300mm。 （ 3）高度：影响掩护梁的高度设计有如下几点 1）掩护梁的高度通过掩护梁的受力分析，强度校核来确定 2）对于厚煤层液压支架，由于要承受很大的水平力和侧向力，应该适当加大掩护梁的高度，以便提高稳定性和安全性 ；对于薄煤层液压支架，为保持一定的空间，要适当缩小掩护梁的高度。 3）掩护梁上固定侧护板的高度应保证当相邻支架前后相差一个步距支架高度相差300 400mm不脱开，而当支架处于最低位置时，掩护梁侧板不应该接触底板。 综上考虑，本设计中选择掩护梁的高度为： 300mm。 四液压支架的 力学 分析 4.1 顶梁的受力分析 4.1.1 立柱倾角计算 立柱倾角1、2是影响支架支撑能力的重要参数。支架在不同高度时立 柱倾角可由下式求得： 1 2 1 3 6 7 2 011 4 1()a r c t a n l l l l lH l l = 3 8 0 1 0 5 0 ( 8 0 0 3 0 0 5 0 )a r c t a n 2 2 0 0 1 5 0 2 0 0 = 280a r c t a n a r c t a n 0 . 1 5 1 4 8 . 6 11850 2= 1 2 1 3 6 7 2 0 6 1 21 4 1()a r c t a n l l l l l l lH l l = 1 0 5 0 3 8 0 ( 8 0 0 3 0 0 5 0 ) 8 0 0 1 0 5 0a r c t a n2 2 0 0 1 5 0 2 0 0 河南理工大学学士学位论文 26 = 30arctan1850 = 0.93 4.1.2 顶梁 的受力 计算 取顶梁为分离体（包括前梁）如下图 4 1所示 ： 4 1 顶梁受力分析图 设顶板对支架顶梁的水平摩擦力为 rF ，掩护梁对顶梁铰点的作用内力为 AA YX , 。由顶梁平衡条件 0；0；0 AMyx 可得： AX 1 1 2 2( s i n s i n )rp p p =12( s i n 8 . 6 1 s i n 0 . 9 3 0 . 2 )rp p p = (0.151p-0.0162p 0.2 rp) （ 4 1） AY 1 1 2 2( c o s c o s )rp p P =12( c o s 8 . 6 1 c o s 0 . 9 3 )rp p P 河南理工大学学士学位论文 27 =12( 0 . 9 8 9 0 . 9 9 9 )rp p p （ 4 2） AM 1 1 6 1 1 1 2 1 3 2 2 1 3c o s ( ) c o srrp x p l p l l p l =1 1 20 . 2 0 . 2 3 c o s 8 . 6 1 (1 . 0 5 0 . 3 8 ) c o s 0 . 9 3 0 . 3 8rrp x p p p =1 1 20 . 0 4 6 1 . 4 1 4 0 . 3 8rrp x p p p （ 4 3） 4.2 掩护梁的受力分析 4.2.1 掩护梁的及四杆机构部分的夹角的计算 结合前面四杆机构的作图可知道，3= 47 ， 4= 66 ， 5= 51 ， 4.2.2 掩护梁的受力计算 取掩护梁为分离体，其受力模型如图 4 2 所示： 图 4 2 掩护 梁的受力分析 河南理工大学学士学位论文 28 设掩护梁上矸石压力为wP；其作用位置在掩护梁31处；由掩护梁平衡条件0；0；0 AMyx 可知： X = AX （ 23 3 4 4 5c o s c o s c o sWP p p 50 . 2 5 c o s 0 . 2 5Wwpp） = AX（ 234c o s 4 7 c o s 6 6 ( c o s 5 1 )Wp p p =AX（ 2340 . 6 8 2 0 . 4 0 7 1 9 . 6 4 2 0 . 2 0 . 6 2 9pp ） 0 . 2 5 1 9 . 6 4 2 0 . 2 0 . 6 2 9 0 . 2 5 1 9 . 6 4 2 ） = AX （340 . 6 8 2 0 . 4 0 7 3 . 9 7 5PP ） =0 （ 4 4） Y AY （ 5 5 5 5c o s s i n 0 . 2 5 s i n s i nW W Wp p p 3 3 4 4s i n s i npp ） =AY（ 1 9 . 6 4 2 1 9 . 6 4 2 0 . 2 c o s 5 1 s i n 5 1 5 5 3 40 . 2 5 s i n s i n s i n 4 7 s i n 6 6Wp p p ） =AY（341 9 . 6 4 2 1 . 9 2 1 1 . 1 8 6 0 . 7 3 1 0 . 9 1 4pp ） =AY（342 0 . 3 7 7 0 . 7 3 1 0 . 9 1 4pp=0 （ 4 5） AM=5 1 7 5 1 722s i n 0 . 2 5 c o s33WWp l p l 3 3 1 6 3c o s ( )p H l l =3 3 2 0 4 4 8 2 0 4 4 4 1 6s i n s i n ( ) c o s ( )p l p l l p H l l =5221 9 . 6 4 2 s i n 5 1 1 . 2 8 0 0 . 2 5 c o s 1 . 2 8 033 Wp 3 c o s 4 7 1 . 2 7 0p 34s i n 4 7 0 . 0 5 s i n 6 6 0 . 6 5pp 4 c o s 6 6 1 .3 7p 河南理工大学学士学位论文 29 =5221 9 . 6 4 2 s i n 5 1 1 . 2 8 0 0 . 2 5 c o s 1 . 2 8 033 Wp 3 c o s 4 7 1 . 2 7 0p 34s i n 4 7 0 . 0 5 s i n 6 6 0 . 6 5pp 4 c o s 6 6 1 . 3 7p =31 3 . 0 2 6 2 . 6 4 0 . 8 6 6 p 3 4 40 . 0 3 7 0 . 5 9 4 0 . 5 5 7p p p =341 5 . 6 6 6 0 . 9 0 3 1 . 1 5 1pp=0 （ 4 6） 4.3 底座的受力分析 底座的受力模型如下图 4 3 所示： 图 4 3 底座的受力 图 由 0X 、 0Y 、2 0OM 得： 1 2 2 3 3 4 4s i n s i n c o s c o s 0fX F P P P P 1+ 1 2 2 3 3 4 4c o s c o s s i n s i n 0fY P P P P P 1 2 2 1 1 2 2 2s i n s i nO fM P x P l P l 1 1 6 7 8c o s ( )P l l l 1 河南理工大学学士学位论文 30 2 2 7 8 3 3 3 3 3 8 4 4 4c o s ( ) c o s s i n c o s 0P l l P l P l P l 其中 ffFP rrFP 将数值代入上式得： 340 . 2 2 s i n 8 . 6 1 2 s i n 0 . 9 3 c o s 4 7 c o s 6 6fX P P P + =340 . 2 2 0 0 0 0 . 1 5 0 2 0 0 0 0 . 0 1 6 0 . 6 8 2 0 . 4 0 7fP P P + =340 . 2 2 0 0 . 6 8 2 0 . 4 0 7fP P P =0 （ 4 7） 342 0 0 0 c o s 8 . 6 1 2 0 0 0 c o s 0 . 9 3 s i n 4 7 s i n 6 6fY P P P =342 0 0 0 0 . 9 8 9 2 0 0 0 1 0 . 7 3 1 0 . 9 1 4fp P P =343 9 7 8 0 . 7 3 1 0 . 9 1 4fp P P =0 （ 4 8） 22 2 0 0 0 s i n 8 . 6 1 0 . 2 2 0 0 0 s i n 0 . 9 3 0 . 2O fM P x 2 0 0 0 c o s 8 . 6 1 1 . 7 2 0 0 0 c o s 0 . 9 3 0 . 9 3 3 4c o s 4 7 0 . 7 s i n 4 7 0 . 6 c o s 6 6 0 . 6 0P P P =f2 p 2 0 0 0 0 . 1 5 0 . 2 2 0 0 0 0 . 0 1 6 0 . 2x 2 0 0 0 0 . 9 8 9 1 . 7 2 0 0 0 1 0 . 9 3 3 40 . 6 8 2 0 . 7 0 . 7 3 1 0 . 6 0 . 4 0 7 0 . 6P P P =f2 p 6 0 6 4x 3 3 6 2 .6 1 8 0 0 340 .9 1 6 0 .2 4 4PP =f2 px340 .9 1 6 0 .2 4 4PP 5166.6 0 （ 4 9） 其中 3 s i nWCp H R L a （ 4 10） （ 4 10）式子中 H 最大采高 取 2m, R 矸石密度取 332 .5 1 0 kg m, CL 掩护梁的长度 取 1.28m, 河南理工大学学士学位论文 31 掩护梁与水平面的夹角 取 66 . 联立上述（ 4 1） （ 4 10）式，解得： AX 514.8KN AY 66.8KN 1x 0.933m， 3P 1644.8kN， 4P 1416.kN， rp 4044kN， 4068fp K N 2x=0.873m 4.4 掩护梁 的强度计算与校核 1.求掩护梁所受内力并画出受力简 图 (图 4 4)和内力分析计算图 (支架高度为 2200mm时 )。 河南理工大学学士学位论文 32 图 4 4 掩护梁转化为水平方向的受力简图 2.经正交分解后掩护梁的受力简图如图 4 5所示 ： 图 4 5 掩护梁的垂直其表面的受力简图 3.求各点处的剪力和画剪力图 4-6。 3 6 2 .43 4 6 .21262ABBCCDQ K NQ K NQ K N 图 4 6 掩护梁的剪力图 4.求各点处的弯矩和画弯矩图 4-7。 MA右 =0 BM左= 310.66 K N m BM右= 299.6KN m CM左=360KN m 河南理工大学学士学位论文 33 CM右= 353.4KN m MD左 =0 图 4 7 掩护梁的弯矩图 双向取矩误差校正如下： 3 6 0 3 5 3 . 4 0 . 0 1 8360CCCMMKM 左 右左 误差可忽略不计。 由图 4 7可知 C截面 集中载荷处弯矩最大为危险断面。 5.集中载荷处断面 (图 4 8)强度计算 。 河南理工大学学士学位论文 34 图 4-8 集中载荷处断面 1、 2、 3、 4一零件号 1） 求每块钢板的面积及形心位置 iFL iy形心位置 组合断面形心 iiiFyy= F 2） 每个零件中心到截面形心的距离 iia =y-y 3） 每个零件对截面形心的惯性矩 对于矩形零件其惯性矩的计算公式为： 312bhJ 式子中 ： b 零件水平方向的长度 h 零件竖直方向的长度 4） 将上述所求结果列表 4 1 零件号 1 2 3 4 数量 1 2 3 4 2()nF cm 224 40 80 72 河南理工大学学士学位论文 35 ()ny cm 0.8 21.6 30.4 21.6 4()nJ cm 365866.7 3.33 16666.7 19.4 表 4 1 5）掩护梁的形心位置的计算 ()nnCnFYYF = 2 2 4 0 . 8 1 4 0 2 1 . 6 2 8 0 3 0 . 4 3 7 2 2 1 . 6 42 2 4 1 4 0 2 8 0 3 7 2 4 =15424832=18.54cm。 6）掩护梁惯性矩的计算 2 ( ) n n n CJ J F Y Y = 223 6 5 8 6 6 . 7 2 2 4 ( 0 . 8 1 8 . 5 4 ) 2 3 . 3 3 4 0 ( 2 1 . 6 1 8 . 5 4 ) + 3 1 6 6 6 6 . 7 8 0 ( 3 0 . 4 1 8 . 5 4 ) 4 1 9 . 4 7 2 ( 2 1 . 6 1 8 . 5 4 ) =521627.1 4cm 7）掩护梁弯曲应力的计算 ( 4 1 . 6 1 8 . 5 4 )CM J 左 = 36000000 ( 41. 6 18. 54)5 2 1 6 2 7 . 1 =1591.54Ncm 8）掩护梁的安全系数 虽然工程材料里面很多种材料的弯曲屈服应力都适合本零件要求，但是掩护梁是通过钢板的焊接成型的，所以制造这种零件的材料必须具备很好的焊接性能，因此本设计中选择掩护梁的材料为 15nM。查机械零件手册 第 133 页 得 15nM钢的 245004Ncm 所以 24500 151 5 9 1 . 5sn ，满足实际要求。 4.5 插板千斤顶的设计计算 4.5.1 插板千斤顶缸筒内径和缸壁 厚度的计算 由已知条件得：插板千斤顶的推力 TP 为 400KN 河南理工大学学士学位论文 36 拉力 LP 为 200KN 泵站压力 BP 为 32 MP 1) 因为推力： 24TBP d s P 所以 34 4 4 0 0 1 0 1 2 . 63 . 1 4 3 2 0 0TBPd s c mP 选用缸内径 ds 为 140mm,材料为 27SiMn无缝钢管，其 s 为 83385 2/N cm ，安全系数选取 1.5，许用应力 =83385/1.5=55590 2/N cm 。缸壁的厚度计算如下： 0 . 4 1 4 5 5 5 9 0 0 . 4 5 0 9 5 . 51 1 0 . 2 92 1 . 3 2 5 5 5 9 0 1 . 3 5 0 9 5 . 5pds cmp 其中 p 为缸筒内压力为： 3 2224 4 4 0 0 1 0 2 5 9 9 . 7 7 /3 . 1 4 1 4Pp N c mds 考虑到缸口要有车槽和台阶，选取壁厚为 14mm 2)因为拉力： 22( 1 )4LBP d s d P 3224 4 2 0 0 1 01 1 4 1 0 . 7 7 83 . 1 4 3 2 0 0LBPd d s c mP 所 以 ： 取 整 d1 为 110mm。 4.5.2 计算重叠长度 最小导向长度的确定：2 7 0 0 1 4 0 1401 0 2 1 0 2DLH m m 上式中 L 液压缸的行程，根据插板长度的需要选择其为 700mm。再考虑活塞的厚度和导向套的长度，所以取 H为 150mm。 4.5.3 插板千斤顶的强度计算 插板千斤顶的强度计算包括千斤顶的稳 定性、活塞杆和缸体的强度验算 是否符合实际工况 等内容。 1.千斤顶的稳定性验算： 千斤顶的稳定条件为： 21kkTPP J PJ 河南理工大学学士学位论文 37 式中： kP 千斤顶的稳定极限力， KN 1J 活塞杆的断面惯性矩， 4cm 2J 缸体断面惯性矩， 4cm 根据 21JJ和 12ll 查极限阻力计算可得1kPJ，将该值代入上式可得 kP 的值。 （如图 4 9 所示） 图 4 9211.3JJ 时的极限力计算图 其中： 4444 4 4 441 1 11 7 1 8 . 36 4 6 41 1 6 . 8 1 42 2 0 2 3 . 56 4 6 4dJ c mDDJ c m 稳定条件范围： 2280 112TJ lP 即： 127 1 8 . 32 2 8 0 3 0 5 5 . 3400 l 由上可得： 2 2 0 2 3 . 51 . 6 7 81 7 1 8 . 3JJ 河南理工大学学士学位论文 38 2 4 5 0 1 .1 51 3 9 0ll 式子中： 1l 活塞杆的伸出长度 2l 千斤顶的安装长度 查图 2-10-40得1kPJ=55 所以 221 5 5 7 1 8 . 3 2 1 7 2 . 91kk PP J K NJ P 满足要求 2. 活塞强度验算： 在承受同心最大轴向载荷时，尾梁千斤顶的最大挠度 1 为： 1 2 1 2 121 c o s22ll G l la l p l 式中： 1 活塞杆与导向套配合间隙， 本设计中 取 1 =0.5mm 2 活塞与缸体配合间隙， 本设计中 取 2 =0.5mm G 千斤顶的总重， 本设计中 取 G为 3KN 缸体轴线与水平面夹角， 本设计中 取 =15 所以： 1 1 . 0 4 9 5 6 3 4 9 5 6 c o s 1 5 1 . 0 32 8 1 0 5 2 4 0 0 1 0 5 。 11 1050 9 . 5 5 , 2 2 0 2 3 . 5 5 3 5 9 1 . 5110l JJd 由 于 当 时： 1121212lkk lltt 式中： E 钢材弹性模数，取 E=2.088 510 MPa 354001 1 . 6 3 3 1 01 2 . 0 8 8 1 0 7 1 8 . 3pk EJ 354002 0 . 9 7 3 1 02 2 . 0 8 8 1 0 2 0 2 3 . 5pk EJ 河南理工大学学士学位论文 39 31 5 7 . 3 2 1 1 ( 5 7 . 3 1 . 6 3 3 1 0 4 9 0 . 2 5t t g k l t g 。） 32 5 7 . 3 2 2 2 ( 5 7 . 3 0 . 9 7 3 1 0 5 6 1 . 9 1t t g k l t g 。） 所以： 332 . 7 1 0 5 2 . 1 71 . 6 3 3 1 0 0 . 9 7 3 1 0 4 9 5 61 . 2 3 0 . 4 4 活塞杆的合成应力为： PPAw 上 式中： A 活塞杆截面积 W 活塞杆的断面模数 查表 2-10-11和 2-10-12得 A=86.59， W=113.7 (放顶煤开采技术与放顶煤液压支架 213页 ) 所以： 33 24 0 0 1 0 4 0 0 1 0 2 . 1 7 1 2 2 5 3 . 6 /8 6 . 5 9 1 1 3 . 7 N c m 安全系数计算如下： 活塞杆选用 27SiMn无缝钢，其 s =83385。 83385 6 . 8 1 . 41 2 2 5 3 . 6snn 满足要求 3. 缸体强度验算： 缸体壁厚验算： 140 1 0 3 . 214D ， 此 时 按 中 等 壁 厚 缸 体 公 式 来 计 算 ， 即 ： 2 . 3p D cc 式中： 缸体实际承受的最大应力， MPa C 考虑管壁公差及侵蚀的附加厚度，一般取 2mm P 缸内工作压力，由已知条件知 P=32 Pa 所以： 3 2 1 4 0 1 4 2 1 7 6 . 22 . 3 2 . 3 1 4 2p D cc 河南理工大学学士学位论文 40 所以安全系数为：（缸体材料为 27siMn s =83385 2/N cm ） 8 3 3 .8 5 4 .71 7 6 .2n 满足强度要求 缸体与缸底焊缝强度计算： 220 0 1104PD d y 式中：0d 环形焊缝内径， 0d=14cm 0D 环形焊缝外径，（缸筒外径）0D=16.8cm 1 焊接效率，取1为 0.7 所以： 2 2 2 20 0 11 0 1 0 4 0 0 8 4 . 41 6 . 8 1 4 0 . 744PDd 安全系数为：（钢材的焊缝抗拉强度b=539 Mpa） 539 68 4 . 4bn 满足 要求 五液压支架的三维建模及仿真分析 5.1 pro/e 概述 Pro/E软件是目前国内外最为先进的基于特征的三维参数化设计系统之一 ,易学易用、功能强大。利用 Pro/E软件实现放顶煤液压支架的三维参数化造型与运动仿真 ,简捷方便、形象直观、效果逼真 . Pro/ENGINEER 是美国参数技术公司（ Parametric Technology Corporation， PTC）于1988 年开发的参数化设计系统，它提出的单一数据库、参数化、基于特征和全相关性的概念改变了机械 CAD/CAE/CAM 的传统观念，已经成为当今世界 CAD/CAE/CAM 领域的新标准。它与传统的 CAD 软件仅提供绘图工具有着极大的不同，它提供了一套完整的机械产品解决方案，包括机械设计、模具设计、钣金设计、加工制造、机构分析、有限元分析和产品数据管理等，使产品的设计具有很大的灵活性，大大提高了设计效率， 在产品的生产 河南理工大学学士学位论文 41 阶段可以与数控机床、加工中心等进行数据连接，实现自动加工。 Pro/ENGINEER 的主要特性有以下几条： （ 1）单一数据库 Pro/ENGINEER 可随时由 3D 实体模型转化成 2D 工程图，而且自动标注工程图尺寸。在 3D或 2D 图形上做尺寸修改时，相关的 2D 图形或 3D 实体模型均自动修改，同时装配、制造等相关设计也会自动更新，确保了数据的一致性，达到设计、修改工作的同步，避免了人为修改的疏漏。 （ 2）截面、零件和装配体模型的全参数化 截面的参数化是指 Pro/ENGINEER 软件自动给各个特征二维截图中的 每个尺寸赋予参数并排上序号，通过对参数的调整即可改变几何形状和尺寸大小。零件的全参数化是指Pro/ENGINEER 软件自动给零件中各特征的相对位置、形状尺寸赋予参数并排上序号，通过对参数的调整即可改变特征间的相对位置关系以及特征的几何形状和大小。装配体模型的参数化是基于零件的参数化实现的，零件中的任何改变都会引起装配体模型的改变，从而保证模型内参数的一致性。 （ 3）以特征为设计单位 Pro/ENGINEER 以最自然的思考方式从事设计工作，如孔、槽和圆角等均视为零件设计的基本特征，在设计过程中加入制造的观念。 以特征为设计单位，还可以随时对特征做合理的顺序调整，实现对模型特征的插入、修改和删除工作。 （ 4）装配管理 Pro/ENGINEER 提供贴合、插入、对齐等形象的指令来允许用户轻松地将零部件装配成产品，且支持复杂零部件的创建与管理，零部件数目不受限制。 Pro/ENGINEER 还具有数据管理、工程数据库再利用、硬件独立性等特性。 对液压支架整机的三维实体建模一般采用自下向上的方法 ,即先依据各部件的结构形状和尺寸建立各部件的三维模型 ,然后再按照它们彼此之间的装配和约束关系逐个进行组装 ,最后形成一台完整的机器。很显 然 ,对液压支架各部件的精确建模和正确定义各部件之间的装配关系 ,是完成液压支架整机建模的关键。 本次设计中所做的 液压支架由护帮板、顶梁、掩护梁、尾梁、插板、底座以及立柱、护帮板千斤顶、尾梁千斤顶、插板千斤顶和侧推千斤顶等部件组成。为了研究问题方便 ,特将这些部件分为 2 类 :一类为组焊件 ,由于这类部件完全由钢板或圆管焊接而成 ,各部分之间无相对位置变动 , 所以可在 Pro/E 软件的零件模块中以零件的形式创建部件。另一类为组装件 ,这类部件需要先制作出组成它的各个零件 ,然后再按照装配关系定义其约束或联接关系进行组 装。 在对液压支架某部件的结构形状进行正确分析的基础上 ,将复杂的部件分解为若干个简单构件 ,如肋板、弯板或圆管等 ,并分析它们的形状、位置及相互关系。在不影响实质问 河南理工大学学士学位论文 42 题的情况下 ,为了简化建模 ,均舍去了部件中的焊缝、螺纹、管线等细部结构以提高系统的处理速度。 在 Pro/E