液压支架的设计论文

PAGEPAGE10目 录综述 1国外主要产煤国家综采技术的发展趋势 1我国综采技术的发展现状几存在的问题 3综采矿井生产环节的合理配套 6液压支架的应用和意义 6液压支架的发展状况及存在问题 7液压支架的研究动态 8液压支架的发展动向 10液压支架设计介绍 11液压支架的工作原理 11支架的组成 11液压支架主要结构件及其作用 112.3.1顶梁 112.3.2掩护梁 122.3.3底座 12四连杆机构 13推移机构 15液压支架的架型 16液压支架的结构设计 17液压支架的选型 17液压支架结构类型的优选 17液压支架的架型选择原则 17影响架型选择的因素 183.2液压支架的结构设计193.2.1确定液压支架结构参数的原则与内容193.2.2液压支架主要结构参数的确定193.3液压支架的支部件设计254.支架的受力分析与计算324.1支架的工作状态324.2支架载荷的确定334.3支架受力分析334.4支架的受力计算315.底座的强度计算与校核416.推移千斤顶的设计计算456.1缸筒内径和缸壁厚度的计算456.1.1千斤顶杆径的确定456.1.2千斤顶缸体壁厚的计算466.2推移千斤顶的强度验算466.2.1推移千斤顶稳定性验算466.2.2活塞杆强度验算476.2.3缸体强度计算486.2.4缸体与缸底焊缝强度计算497.液压支架的使用和维护537.1液压支架操作537.1.1 操作前的准备497.1.2 操作方式与顺序497.1.3支架使用中的注意事项517.2液压支架操作维护要求55总 结致 谢参考书目附录设计中用到的数据全图请加QQ：280384803 只要二十！非诚扰绪 论第一章 综国外主要产煤国家综采技术的发展趋势80年代末以来，世界主要产煤国家高产高效综采技术迅速发展，特别是美国、澳大综采装备新技术层出不穷。万t274t*d设备安装)时间平均6842403351994年平均班产进一步提高，其中，前10个工作面年平均班产达到5998t400t(SHAMR0CK)123166t83t;塞普19956万t1994114.5t50t1994807073791．25％，7000—8000kN，最大的两柱掩护式支架工作阻9800kN高可靠性刮板输送机。澳大利亚近10年来综采发展很快，综采工作面数量从1980年的319942517．71t／工。科迪尔克斯矿300t。为使综采产量持续增实现一井一面，集中化生产。英国和德国是世界上综采技术装备最先进的国家，由于受其自然煤层赋存条件的限制，其高产高效工作面的纪录不如美国和澳大利亚，但世界著名的采煤机械公司主要集中在德国和英国。近年来，由于国际采矿业市场的不景气和激烈竞争，导致各公司的相互兼并，形成几个大跨国公司。为占领市场，各公司不断开发新技术、新产品。世界主要产煤国家技术经济指标见表l—l。10年来，工作面三大配套设备——采煤机、刮板输送机和液压支架，在设计方法和结构采煤机技术发展的一个突破是采用了多电机电牵引技术，大大简化直流调速电牵引，牵引速度不断提高，最大牵引速度已达到29m/min；⑦大功率、高电压、大截深．采煤机装机功率超过1200kw，现行l100V2300V，4160V3300V5000v6000v③积木式结构，各单元之间没有机械动力传动，简单可靠；④其中更先进的设备，可实现滚筒自动导向，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；⑤煤尘控制和故障诊断系统。335m3500t/h1-2图1-2工作面刮板输送机的技术特性先进瓜板输送机的主要特点是：①整体铸造溜槽或组合焊接溜600~1200万t过煤量；②采用38mm、42mm大直径刮板链；③采用软启动技术，进行故障诊断和报警。10年来主要的发展趋势(1．75m2m)发展，结构69MPa5000146—8入配合采煤机的煤岩识别系统等先进技术，可实现工作面自动控制。我国综采技术的发展现状几存在的问题我国自1973年开始大规模引进德国、英国等国家的综采设备，经199524325．077t659200t2300t1995315t34．7t，创出我国高产高效的最好纪录一、高产高效矿井建设取得重大成绩19931995569.16.23ｔ／工，2.9ｔｔ／149107，减少原煤生产7出可喜的一步。37ｋｔ综采成套设备。国内几个著名高产高效工作面装备情况见下表二、机械化铺网分层开采和放顶煤技术达到世界先进水平8200ｔ，达到世界先进水平。50年代末起源于欧州，经过数十年的试验和使用在世1080受严格的安全规程放传统综采的效益优势。652335.4％，200ｔ9670到世界领先水平。三、综采设备研制有了新的发展设备有了较大发展。我国部分综采设备已开始出口美国、俄罗斯、印度和土耳其。研制成功MG2×400-W2×400KW1500t/h250m，铸造槽帮，2×Φ34200万t2000～2500t/h2×575kW500t液压支架设计研究取得重要进展，主要在以下方面：（1）设计理论和方法有了突破。煤炭科学研究总院北京开采研究所对支架力学特性进行了深入的研究，提出了液压支架三维力学模型的计算方法，克服了传统平面力系方法的缺陷，提出了液压支架总体结构参数优化设计方法，开发出液压支架设计计算通用软件系统，并广泛应用，使我国液压支架设计计算提高到一个新水平。（2）完成液压支架计算机模拟试验的研究，把有限无方法成功地用于液压支架的研究，建立了液压支架整体有限无模型，开发SSTS液压支架模拟试验计算机仿真软件系统，大大提高了液压支架设计的可靠性广泛应用于液压支架设计研究，达到国际先进水平，为我国液压支架打入国际市场发挥了重要作用。技术规范和标准化建设取得重要进展。我们已先后制定液压支架系列技术标准17进了液压支架技术的发展。计算机辅助设计（CAD)有了较大发展。开发了ＣＡＤ工作站和微步实现支架设计ＣＡＤ化。液压支架控制系统有了重大进步。根据我国国情研制的全液压手20～30s/9～12s/架。反向四加杆高产高效低位放顶煤支架，适应中小煤矿的单一煤层采用轻型支架和轻型单摆杆放顶煤支架均取得成功。四、我国综采技术发展中存在的问题我国煤层赋存条件复杂，老矿井受生产系统制约，综采效率难以小。职工队伍素质差，许多综采队以农民轮换工为主，文化基础差，煤炭企业普遍经济效益较差，负担重，技术改造任务难度大，资械给出现倒退局面。成为影响综采发展的一个消极因素。不足，科研成果低水平循环现象严重。由于受价格和基础工业水平的影响，我国煤机制造质量、产品性及自动化技术等，与国际先进水平相比不存在较大差距。综采矿井生产环节的合理配套综采矿井生产系统配套设备，除包括直接与综采工作面刮板输送机连接的顺槽转载机、破碎机及带式输送机外，还应包括提升设备、掘进及支护设备、工作面供电设备、通风排水设备等。要保证综采工作面设备效能的充分发挥，必须保还生产系统各环节具有足够的通过能力和适应能力。即要保证提升能力大于运输环节能力，运输环节能力大于工作面生产能力；要保证掘进速度、通风能力与供电能力适应广工作面实际需求。掘进速度跟不上综采工作面的推进速度是一个大问题。矿井的不合理布局．必然导致巷道掘进量的增加。美国将主并、副井直接布置在可采煤田中．不仅大大减少／巷道掘进量(无岩巷掘进)，而且简化了运输系统。目前我国采掘严重失调的主要原因就是掘进机械化作业中，支护作业未能实现机械化，须尽快推广掘进支护“锚杆化”。锚杆支护技术的应用，不仅可以提高掘进速度，改善巷道支护质量，减少辅助作业时间，而且解决了综采工作面的端头支护问题。有的煤矿两个工作面共用90％Pc效益。液压支架的应用和意义随着工业技术的不断发展，国民经济对煤炭需要量的日益增加，煤1954年英国装备了世界上第一个液压支架工作面开始，采煤技术实现了综合机械化。综合机械化。就是工作面采煤、运输和支护三大主要生产环节工作面重型可弯曲运输机，以及与之适应的顺槽转载机和可伸缩皮带运输机等运煤；自移式液压支架支护和管理顶板。这几种设备相互配合，组成了综合机械化采煤设备。液压支架是以高压液体为动力，由若干液压元件（油缸和阀件）与一些金属结构件组合而成的一种支撑和控制顶板的采煤工作面设备，能经济上合理，安全上可靠，当前世界各国都在不断地提高采煤工作面的综合机械化水平。19641974安全可靠等优点，能使采煤工作面达到高产量、高回采率和高工效，能大大减轻劳动强度，降低成本和掘进率，实现安全生产。液压支架的发展状况及存在问题液压支架的发展状况50OMKTf90％以上的美国长壁综采工作面使用10s。195819641970年在山西大同首次全工作面装备了Tz—14070QYZY3580TZ—720型支架，分层开采自动铺联网支架、放顶煤液压支架及大流量安全20／31BY3300—]3／33ZY35BC400-17／35、TZ720—20．5／32、ZY550—13／29ZY560k等。适用缓倾斜厚煤层高产高效的液压支架分部自动铺底网支架(如BC7A400—17／35PY3200—17／35BY3200-23／45、QY350—25／47；BC4800—22／42、ZY560—25／4等大采高支架获得年产超百万吨的效果。放顶煤支架分为单输送机型分别为ZFD5600—26／30FY2800—14／28ZFS5200—16／32外同类产品相比，这些支架的移架速度较慢（—般为20—30s)、初撑比较低(一般为0.52—0.77，实测仅为0.25~0.4)。存在问题液压支架经历了研制试验、引进仿制和改进创新阶段，直到现在的独立设计和制造阶段。特别是对液压支架的架型与结构件的设计和研究投入了大量的人力物力，达到了国外同期先进水平。然而在液压支架及其液控系统动态特性、液压支架电液控制技术和计算机辅助设计等方面的研究起步较晚，远远落后于一些先进国家。尤其对液压支架液压系统及其控制技术方面的研究投入较少，存在的问题最为突出，成为制约液压支架发展的主要因素。在我国的工业领域中，液压支架等煤矿机械的设计水平和技术水平相对落后于其他行业， 主要表现在：设计中以静态的、经验的方法为主；各种工序中工作机构动作和各种工况转换的控制还是以手动为主工作过程中在线动态监测的技术还比较落后，对许多综采工作面而言还是空白。导致以上落后局面的主要原因是：须是本安型；(3问题是一个重大难题；题较为严重；液压支架具有降、移、升、推相调架等工序，有时出现同架不的自动控制带来了许多困难。目前在采煤工作面的机械化生产作业中，主要存在着两大问题。其一是支护速度太慢，难以适应高产高效生产的需要，特别是不能与采煤机牵引速度相匹配；其二是工作面支架初撑力严重不足不均，给工作面顶板的管理、维护和安全生产带来许多困难，有时严重影响工作面的正常生产。支护速度主要取决于移架速度(即完成液压支架降、移、升等动作的快慢)，它直接影响着工作面的产煤量。液压支架初撑力决定着液压支架与顶板之间控制与被控制的特性关系。顶板管理不好，必然影响移架速度的正常发挥，从而间接影响工作面的产煤量。提高移架速度，必然要求提高泵站额定流量、供液系统大通径管路和阀件的承压能力。然而，大流量高压力的乳化液泵、液压阀件、大通径高压胶管等的研制有相当大的难度。德国、英国、日本等国家在这一方面的研究有所突破，而我国在这一方面的研究相对落后，目前还没有适用于高产高效工作面的配套产品。此外．液压支架的设计、研究与采场矿山压力的研究之间存在着明显的脱节问题。对液压支架的研究，一般是在假定液压支架载荷的前提下来研究其性能；面对矿山压力的研究又未能顾及到液压支架动态特性的影响。然而，事实上液压支架和采场围岩之间存在着密不可分的、相互作用的动态关系。液压支架的研究动态为了进一步改善支架性能和提高移架速度，还须迅速研制并推广大流量支架用阀、大通径液压胶管、初撑力保证阀或自动增压阀以及高压变乳化液泵。须加快电液控制系统的开发和支架供液系统和液控系统的优化。还须开发研究等压双伸缩立柱和能够克服刚性四连杆机构缺点的但无论是分层开采还是放顶煤开采，对降低工作面供液系统的压力，提高支架初撑力的要求还是十分迫切。由此可见，自动增压初撑系统有一定的应用前景。气垛支架以其整体性能好、稳定性好、抗冲击载荷能力强、初期投资少和操作维护简便等优点，在薄煤层和急倾斜煤层支护中已经取得了一席之地。变流量变压力乳化液泵等新产品的研制，将会大大改善支架供液系统的特性。针对影响移架速度的因素分析和提高移架速度的方法和途径，已有不少文献给予论述，指出影响移架速度的主要因素有系统的额定流量和额定压力、供液系统管路的通径及阀件的过流量、液压支架立柱升降行程和推移千斤顶的行程、立校活柱直径与活塞直径的比值、支柱及顶80％l030s的升柱和切撑供液时间。关于液压支架初撑力问题存在的原因以及解决这—问题的方法和途径，一些文献从不同的角度给予了大量的探讨。文献指出泵站实际调定压力较低只有一定的波动、远距离供液压力损失严重、顶底板不平反浮煤和浮歼的影响、不能保证液压支架的初撑时间以及多人操作或多架同时操作等因素是导致液压支架初撑力本足不均的主要原因；而增大大校直径和数目、提高泵站压力、采用双供液系统、监油工作面支护质量、增设韧撑力保证阀等提高切撑力的方法相措施都存在着一定的不足。为了提可见提高移架速度和提高液压支架初撑力之间存在着矛盾。电液控制技术在液压支架上的应用能够提高液压支架的自动化程度和移架速度(将不同工序或不同支架的操作时间间隔缩短到最小程度)，能够实现定压初撑和远距离程序控制等功能。带压移架控制系统可的损坏问题一直没有得到很好的解决。初撑增压阀的研究和开发，可用于解决初撑力问题，同时有助于解除高压力和大流量的制约关系。但体积和重量过大、在支架上难以设置等因素，是初撑增压阀难以得到应用的根本原因。电液控制技术、带压移架控制系统、初撑增压阀的研究和应用，旨在改善液压支架的支护特性、提高移架速度和初撑力。二柱掩护支架的大量使用也是与该架型移架速度快有关。由此可见，移架速度和初撑力问题是研究和设计液压支架及其液压系统的核心问题。要从根本上解决这两个相互制约的核心问题，还需要从研究液压支架及其液压系统的动态特性为突破口。基于液压支架在国内外的发展状况和研究动态，设计人员认为研究液压支架及其液控系统的动态持性，分析决定液压支架支护持性二核心要素(移架速度和切撑力)之间的动态关系，解除大流量与高压力的相互制约关系是亟待解决的重大问题。液压支架的发展动向近几年来，为适应采煤综合机械化的发展需要，液压支架获得了迅速的发展，出现了很多类型，据统计，它的结构形式已经达到数百种。508000.65.00到45，甚至70左右。在缓倾薄及中厚煤层中，液压支架已经获得了广泛的应用，但是由于煤层赋存条件复杂，支架的结构还不够完善，设备还需要管理和操作经验，所以液压支架的使用范围受到限制。为了改进支架的支护性能，提高它对矿山地质条件的适应性，扩大使用范围，延长使用寿命，目前液压支架有下列几方面的发展动向：大力发展掩护式和支撑掩护式支架，对其他型式的支架，应用逐19768980%是掩护式支架，这些支架的主要特点是：采用四连杆机构，使梁断和煤顶梁和掩护梁铰接，取消了两者间易被铅石阻塞的三角区；掩护梁和顶便于支架操作和实现自动控制。各国正在研制大倾角、大采高、大截深和薄煤层支架，并使支架和菜煤机更好的配合。近几年来，国外正在研制一次截深1.55.5300/2以上。为了简化支架管路系统和便于安全操作，开始采用“多芯管”先导式邻架控制的操纵方式。为了加快支架的移设速度，进一步改善操作条件，支架控制正在自动控制和处在研究阶段。液压支架设计介绍液压支架的工作原理液压支架是由乳化液泵站提供高压乳化液（这里采用水包油型乳化液）作为动力由液压操作系统，控制系统，液压油缸和金属构件组成。来自泵站的高压乳化液，经主进液管送到工作面，并与每架支架的进液截止阀相连导入支架，再经过组合操纵阀配液到各液压缸，以完成支架所需的各项动作。从支架回流的低压乳化液通过组合操纵阀与回液截止阀由主回液管路流回泵站乳化液箱，供循环使用。支架的承载原理是：液压支架支撑在综采工作面的顶底板之间支撑顶板。顶板压力作用在顶梁上，并通过顶梁和底座间立柱将压力传递底板。为保证支架结构件的强度及撑在支架顶安全，在立柱的下腔装有安全阀。当顶板压力超过立柱安全阀限定压力时，安全阀开启释放出立柱中的液体进行让压，当顶板压力下降到立柱工作阻力时，安全阀关闭进行保压承载。支架的组成液压支架主要由金属结构件、油缸和液压控制元件三大部分组成。后连杆、底座、侧护板、护帮板等。梁千斤顶等。截止阀等及液压辅助元件等。液压支架主要结构件及其作用顶梁顶梁采用整体顶梁直接与顶板接触，支撑顶板负荷，是支架的主要承载部件之一，由钢板焊接而成的箱形结构，以满足强度和刚度要求。其主要作用是：接顶板岩石及煤的载荷；反复支撑顶煤，可对比较坚硬的顶煤起破碎作用；隔离顶板，为回采工作面提供足够的安全空间。本支架采用分段组合式顶梁结构（刚性顶梁＋伸缩前梁），掩护梁1－护帮板耳座；2－侧推千斤顶座；3－侧护板；4－侧推千斤顶；5－前连杆耳座；6－后连杆耳座；7－护帮千斤顶耳座；8－弹簧筒；9－插板千斤顶耳座图2－1 掩护梁掩护梁分别与底座和掩护梁千斤顶，其主要作用有：承受下部顶板传给的水平分力和侧向力，增强支架的抗扭性能；掩护梁与掩护梁千斤顶，保证支架的稳定性；阻挡后部落煤，维护工作空间。底座底座是将顶板承受的压力通过立柱传递到底板并稳定支架的主要结构件。该支架设计为整体刚性底座，底座接底面积大，有利于减小对底板的比压。该型底座的缺点是在推移机构外易积存浮煤碎矸，要求及时清理。底座结构如图2-2所示1.前连杆连接处 2.后连杆连接处 3.限位块 4.U型限位块5.前柱窝 6后柱窝 踏板 8.耳板图2－2 底座其主要作用是：提供安装空间；给工作人员创造良好的工作环境；保证支架的稳定性。四连杆机构前、后连杆分别与上连杆和底座铰接，共同形成四连杆机构，前连杆采用铸钢件，铸件中不得有气孔、砂眼、夹杂。铸后要进行淬火和高温回火，以降低硬度，增加强度和韧性。对于后连杆，由于不仅受到冒落矸石的载荷，还要承受顶板的水平推力，所以要求它有较大的强度。2-3图2-4后连杆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。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特征是四连杆机构动作过程的必然结果。动轨迹的最大宽度e70mm，30mmeepoO支架在最高位置时和最低位置时，顶梁与掩护梁的夹角P杆与底平面的夹角Q，如图所示，应满足如下要求：支架在最高位置时，P≦52°～62°，Q≦75°～85°；支架在最高位置时，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tgwW=0.P=16.7°P≧25°QQ≧25°～30°，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。3-1eOtg⊙≦0.35是⊙角直接影响支架承受附加力的数值大小（在后面有详细讨论）。图所示的h减轻了掩护梁的外负荷。构的运动轨迹时，应尽量使e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，如图所示（实际上液压支架四连杆机构属双摇杆机构）推移机构图1-5 推移框架用是推移输送机和拉移支架。推移连杆的一端通过连接头与输送机相承受一定的侧向力防止底座的下滑。液压支架的架型根据支架的结构特点与支护型式，液压支架有三种基本架型支撑式支架支撑式支架立柱较多，均呈直立状态，项梁较长，立柱顶梁与底座构成一多铰点的矩形结构。这类支架的工作阻力较大，支撑合力位于后部，切顶能力强，架型空间较大。但框架结构不够稳定，承受侧向力的能力较差。适用于直接顶稳定和坚硬老顶周期压力明显或强烈的顶板，不适用于破碎顶板。支撑式支架有垛式和节式两种。掩护式支架顶梁较短，立柱可斜支在底座与顶梁或掩护梁之间。顶梁、掩护梁与底座构成半封闭式结构，将顶板、采空区与工作面空间隔开。这类支架的（1～2（Ⅰ～Ⅱ级）。有直支式和间支式两种。支撑～掩护式支架支撑～掩护式支架兼有支撑式和掩护式支架的结构特点，均为四柱式，立柱可直立或斜支在顶梁或掩护梁上，相当于支撑式与掩护式的组合，以支撑为主，掩护为辅。这类支架的工作阻力、切顶项能力均介于上述二者之间，但由于有掩护梁，其掩护性能与稳定性均较好，适用于直接顶稳定和中等稳定（2～4类），周期压力明显（Ⅱ～Ⅲ）的顶板。第三章.液压支架的结构设计液压支架的选型液压支架结构类型的优选根据以往液压支架设计的经验总结，考虑到不同架型和机构的支架――围岩力学相互作用、支撑力矩、底板比压等特点，可以对掩护式与支撑掩护式结构进行比较。（1）液压支架的力学特征综述（见表3-1）表3-1不同结构液压支架的力学特征比较支架型式支架型式结构特 主要力学特性支掩式二支柱掩护式支架承载力较小，底板比压均匀，主动水平力较大掩护二柱支支架承载力大，稳定性好，底座尖端比压式支顶式顶掩护较大，对顶板的主动水平力较大，前端支式撑力大掩支顶支四柱（或三柱）稳定性好，抗水平力强，比压均匀，但支柱能力利用率低征支撑掩护式征支撑掩护式四柱X型支顶式四柱支承载力大，切顶能力强，比压较均匀式在选择液压支架时既要保证对工作面顶板实现可靠的支撑，又要避免过大的设备投资，导致不必要的浪费。因此，液压支架的正确选型对于工作面经济效益关系重大。液压支架架型的选择，主要取决于液压支架的力学性能是否适用矿井的顶底板条件和其它地质条件。在同时允许选用几种架型时，应优先选用价格便宜的支架，支承式支架最便宜，其次为掩护式。支承式支架适合于稳定顶板。掩护式支架适合于中等稳定和一般破碎的顶板。支承掩护式支架适合于周期来压强烈，中等稳定和稳定顶板。在综采工作面支架选型时，还应注意下述四点原则：对于不稳定和中等稳定顶板，应优先选用二柱掩护式支架。但在底板极松软条件下，必须严格验算并限制支架底座尖端比压，不得超过底板容许比压即极限载荷强度。在此条件下，通常应避免使用重型支架。烈的顶板，应优先考虑选取四柱支撑掩护式支架。众所周知，三点决定一个平面，由于顶板不平，四柱式支架名义额定阻力的四柱式支架，特别是对机道上方顶板的支护强度。板控制，包括增加前任阻力及可伸缩前梁等。影响架型选择的因素因此，以上因素都会影响到支架的选型。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，由表3-1-5见《综采技术手册》（上册）中直接选出架型。煤层厚度1.5m，扭能力强的支架，一般不用支承式支架。2.5m～2.8m式或支承掩护式支架。③煤层厚度变化大时，应选择调高范围较大的掩护式，带有机械加长杆或双伸缩立柱的支架。④假顶分层开采，应选用掩护式支架。煤层倾角① <10时，支架可不设防倒滑装置。② 10°～25°以上时，应选用带有防滑装置的支架。③ >25千斤顶，工作面中部输送机设置防倒滑装置。底板强度① 验算比压，应使支架底座对底板的比压不超过底板允许比压。② 为使移架容易，设计时要使支架底座前部比后部的比压小。瓦斯含量对瓦斯涌出量大的工作面，应符合保安规程的要求，并选用通风端面较大的支承式或支承掩护式支架。煤层硬度当煤层为软煤层时，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；硬煤层时，支架最大采高<5m。地质构造断层十分发育，煤层变化过大，顶板的允许暴露面积在5～8㎡以下时，时间在20min以上时，暂不宜使用综采。设备成本综合各条件，宜选用支撑掩护式支架的架型，即本组毕业设计所选择架型。液压支架的结构设计确定液压支架结构参数的原则与内容确定支架结构参数的原则①要满足配套设备(采煤机、输送机)的相关要求:②与支架的工作方式(即时支护或滞后支护)相适应;③结构紧凑，行人操作方便;④支架的工作稳定性好。确定支架结构参数的内容①确定正常工作条件下，支架与相应设备的位置关系;②确定支架总体与主要部件的布置与尺寸。液压支架整体结构尺寸设计液压支架的结构型式很多，且随着采高和应用条件的不同，支架的结构布置和尺寸也各异。下面仅分析目前广泛应用的三种典型架型的总体布置与结构尺寸的一般范围。液支架的高度及其伸缩比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。对于大采高支架，按下式确定支架高度，即Hmax＝Mmax十(200～400)mmHmin=Mmin-(500～400)mmHmaxHmin(mm)；Mmax(mm)；Mmin(mm)Mmax＝K MCS1Mmin=K MCS2式中 MC———煤层平均厚度；K、KS1 S2

———煤层厚度上、下波动系数，一般取K＝1．1～1．3，KS1 S

＝0．8～0．90。对于中厚煤层支架，按下式确定支架高度，即： Hmax＝MmaxHmin＝Mmin－(300～400)对于薄煤层支架，则按下式确定支架高度，即Hmax＝MmaxHmin＝Mmin－(150～250)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，支架适用范围越广调高范围给支架结构设计造成困难，可靠性降低。综合以上分析我们在设计过程中取Hmax＝2600mm，Hmin=1200mm支架的伸缩比指其最大与最小高度之比即：m=Hm/Hn由于液压支架的使用寿命较厂，并可能被安装在不同采高的采煤工作面，所以，支架应具有较大的伸缩比。在采用双伸缩立柱时，垛式支架的伸缩比为1.9；支撑式支架为2.5；掩护式支架可达3，一般范围是1.5至2.5，煤层较薄时选大值。m=Hm/Hn=2600/1200=2.167符合掩护式支架的伸缩比范围。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大采高支架为促高稳定性中心距可采用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。支架宽度是指顶梁的最小和最大宽度。宽度的确定应考虑支架的输安装和调高要求。支架顶梁一般装有活动侧护板一般行程 170～200mm。当支架中心距为1.5ｍ时，最小宽度一般1400～1430mm，最大宽度一般1570～1620mm。当支架中心距为 1.75ｍ时，最小宽度一般1650～1680mm，最大宽度一般1850～1880mm。当支架中心距为1.25ｍ时，如果带有活动侧护板，最小宽度一般1150～1180mm，最大宽度一1320～1350mm；如果不带活动侧护板，则宽度一般取1150～1200mm。支架间距所谓支架间距，就是相邻两架中心间的距离，按如下公式计算：b=B+nC式中 支架间距nn＝1，整体逐步式支架n＝2，节式组合迈步支架n＝支架节数。支架间距b1.5m,千斤顶连接位置1.5m，此处恰取1500mm。四连杆机构的设计四连杆机构的几何作图法确定掩护梁上铰点至顶梁梁面之距和后连杆下铰点至底座底面之距100mm。掩护梁和后连杆的长度的确定用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度，如下图所示其中G掩护梁长度；A后连杆长度；L2e′H1支架最高位置时的计算高度；根据四连杆机构的几何特征，初选 P1=56°，Q1=78°，P2=26°，Q=26°，由图所示的几何关系可以列出如下两式：联立以上两式可得：将以上各值代入可得A/G=0.5126一般A/G的比值按以下范围来取：掩护式支架A/G=0.45～0.61；故A/G0.5126支架最高位置时的计算高度为：将A/G=0.5126G=1791，A=918，取整后56°，重新计算后可得：Q1=78°，P2=26°，Q=26°四连杆机构设计的几何作图法按如下步骤进行。1、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至底面之距。按类比法确定掩护梁上铰点至顶梁顶面之距和连杆下铰点至底座至底面之距均为100mm。2.掩护梁和后连杆长度的确定设：G掩护梁长度，L2eH1支架最高位置时的计算高度，确定后连杆下铰点O200～250mm（或类比同类型支架确定）。过OH—H过OH—HQ1oa，oaA，a掩护梁的铰点。aH—Ha1aG为半径作弧交此斜线一点e′，此点为掩护梁与顶梁的铰点。e′点作H—HF—FH—HF—FH1，为液压支架最高位置时的计算高度。eFaa（0.22～0.3）GeFaFH He′点作F--F（认为液压支架由高到底变化时）。取e（中间这一点的位置直接影响顶梁前端运动轨迹的形状、变化宽度等）。以Ooa以eaeaeFeeaaa以eaeFeeaaaFH H连接ea，并以aab长为半径作弧，交aeb液压支架在三个位置时，前连杆的铰点。置。杆长度。过点向线作垂线，交点，则线段和为液压支架四连杆机构。eFeFebeabbacaH d H的几何特征进行校核，最终选出较优的四连杆机构尺寸来。3.4液压支架支部件设计（1） 顶梁顶梁用于支撑维护控顶区的顶板，承受顶板压力，将顶板载荷通过立柱、掩护梁、前后连杆经底座传到底板。图3-2 顶梁筋板焊接方式这里采用前后铰接式顶梁。整个顶梁分前梁和主顶梁两部分。前梁由前梁千斤顶支撑，对顶板的适应性较好。铰接前梁端部的支撑力决定于前梁千斤顶的支撑力矩。一般梁的支撑力，未伸出前为200～400kN。主顶梁为焊接箱式结构。中间以两根主骨架为主体，在主骨中焊接另一侧活动。要使侧护板固定，只要把弹簧套筒收回，用销子销在销孔中。为了防止销子脱出，用挡板固定。如果销不住，侧护板就在弹簧作25mm，40mm。顶梁尺寸①顶梁长度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。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。4～51.5～2.5m,最3m顶梁长度＝[]-[G·cosP+300+e]1 1式中：配套尺寸＝2088mmA:后连杆长度G:掩护梁长度e:支架由高到低顶梁前端最大位移量（mm）E2、E1：支架在最高位置时，分别为后连杆与水平面及掩护梁与水平面的夹角E＝83°，E＝56°2 1按条件取底座长度大约为2.24m故顶梁长度L=2950mm②顶梁宽度顶梁宽度根据支架间距和架型来定，架间间隙为0.2m左右。其中宽面顶一般为1.4～1.59m,节式支架一般为0.4～0.6m,此处取1600mm。③顶板覆盖率ζζ= Bl ×100﹪(lc)(Bj)式中B:ｊ(m)对破碎机顶板：覆盖率s值应达到85﹪～95﹪，故掩护式支架装可移动护板，以维护架间的间隙，中等稳定顶板覆盖率ζ值为75﹪～8560﹪～70﹪L顶梁前端与煤壁间距。此处ζ==82.4﹪立柱柱窝的确定立柱是支撑在顶梁和底座之间能承受顶板载荷的液压缸，立柱是承压元件，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。此掩护式支架为二柱，采用倾斜布置，这样可以克服一部分水平力，并能增调高范围。一般立柱与顶梁夹角小于30（支架在最低工作位置时），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。①立柱上柱窝位置的确定2.2～2.4:1。立柱上柱窝800mm150mm。②立柱下柱窝位置的确定立柱下柱窝位置的确定，要有利于移架，使底座前端比压小。同时30°21按几何关系列出的下述诸公式进行计算。21xx21

Acos

Gcos ①12 3 xHtg 12 3 将②式代入①式代入上式可得1132xGcosAcosHcos1132式中H3=Hn-（h2+h3）本设计中，取液压支架最低可降到1700mm处，故H3=1900-150-150=1600mm支架最低位置时，后连杆与水平面夹角1支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角2初选支架最低位置时，掩护梁与水平面的夹角为25°，则1x800Gcos31920cos461600cos25951.27mm1x故 取整后为950mm。x1底座底座为支架的其它结构件和工作机构提供安设的基础，与前、后连杆和上连杆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给底板。本底座是由钢板焊接成的箱形整体结构。在底座前端中间焊接有过桥它可以起到对底座的加强作用，另外还要用于固定推移千斤顶，将其一端固定在底座上。除了满足一定的刚度和强度外，对底板不平的适应推移装置和其它辅助装置；便于人员操作行走，起一定的挡煤作用，考虑排煤能力，有一定的重量，以保证支架的稳定性能等。采用整体式底座：这种底座是用钢板焊接成的箱式结构，整体性强，稳定性好，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小，底座的前端做成滑靴形，以减小支架的移动阻力，同时底座后部重量大于前部避免移架时底座啃底，底座与立柱之间连接处用铸刚球面柱窝接触，以免因立柱偏斜受偏载，并用限位板和销柱限位，防止立柱脱出柱窝。在整体式底座后部中间底板去掉一块，增加底座后部比压，同时有利排煤。本设计采用整体式底座.掩护梁掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过千斤顶传递给底座。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。掩护梁为面板式箱形结构件。焊接方式与顶梁相似，掩护梁上铰接座与顶梁铰接，下端通过千斤顶与底座铰接。掩护梁上的侧护板的装配方式与顶梁相同。图3-3 掩护梁焊接方式图3-4 掩护梁1耳板 2主筋板 3挡板 4 耳板5加强筋板 6板 7侧推千斤顶 8 盖板9 护帮板推移千斤顶本液压支架采用活塞式推移千斤顶，其结构如下图所示。图3-5 插板千斤顶结构图1缸体 2活塞 3挡圈 4压盘685 556压环 7活塞导向环 8 鼓形密封圈9 O10挡圈 11活塞 12 蕾形密封圈拟定液压系统本支架的液压系统，由乳化液泵站，主进，主回液胶管，各种液压元件，立柱及各种千斤顶等组成。液压系统原理：本支架操作方式采用邻架操作控制，使用快速接头拆装方便，性能可靠。本支架液压系统所使用的乳化液，是由乳化油和水配制而成的，乳化油的配比浓度为5％，使用乳化液应注意以下几点：压元件锈蚀，影响液压元件的密封和使用寿命防止污染，定期清理乳化液箱和支架过滤器防冻：乳化液的凝固点为零下三度左右，与水一样也具有冻地面配制和冬季运输时要注意防冻。图3-6 液压支架液压系统图1－前立柱；2－压力指示器；3－安全阀；4－液控单向阀；5－后立柱；6－顶梁侧推千斤顶；7－掩护梁侧推千斤顶；8－护帮千斤顶；9－双向液控单向阀；10－操纵阀；11－推移千斤顶；12－前梁千斤顶；第四章.支架的受力分析与计算支架的工作状态板状态在采煤工作面中，当煤被采出后，就会出现一定的空间，由于上部岩从压力，出现离从和裂隙，如果不及时支护，顶板就要冒落，不支护的时间越长，危险就越大，而顶板冒落时有一定过程的，一般分为三个阶段，开始顶板处于无压状态，次时顶板较完整，而且没有下沉，通常称为老顶来压，次时顶板并不破裂，且这种下沉带有一定的周期，所以称为老顶周期来压状态，如不及时支护，顶板就会破裂而冒落，此时叫冒落状态。工作状态开始支架以初承力支承顶板，此时为无压状态，当周期来压时，顶板下沉，使立柱下腔压力增加，当增加到大于安全阀调定正压力时，安全阀被打开，使立柱下腔压力下降，称立柱让压状态，使支架以工作阻力支护顶板；如继续来压，就要不断让压，所以立柱要有一定的向下行程，如没有向下行程，称压死状态，这是在设计和使用中，必须要注意避免的现象。架受力支架在工作面受力是由于顶板下沉，同时又有向采空区移动的趋势，使顶梁受合力和底座受底板压力，其中顶板合力的垂直分力，由支架工作阻力来克服，所以我们在计算支架的工作载荷F时按支架的工作阻力来确定。支架载荷的确定液压支架实际受载荷情况很复杂，顶梁和底座上的载荷即非集中载荷又非均布载荷，分布规律随着支架与顶底板的接触情况而变化，为简化计算作如下规定。载荷进行计算。金属结构件按材料力学上的直梁理论来计算。线性规律，沿支架宽度方向为均布。实际支护阻力降低，所以在计算强度时不计。立柱和短柱按最大工作阻力来计算。作用在顶梁上水平力的产生有二种情况：一种是支架在承载让压时，由于顶梁前端运动轨迹为双扭线，所以顶梁与顶板有产生位移的趋势，水平力为顶梁合力与静摩擦系数的乘积，其方向与顶梁产生位移方向趋势相反；另一种是由于顶板向采空区方向移动，使支架顶梁受一指向采空区的水平力，最大水平力值与上相同。顶梁与顶板的静摩擦系数f，目前国内一般取0.2～0.3。核。还要按《液压支架型式试验技术规范》的各种加载方法，以支架的额定10％支架受力分析下处于平滑状态时，所受力和力矩之和为零的原理来进行分析和计算xy受力分析和计算。4.3.1各主要参数的影响掩护式支架在工作过程中，各主要部件的受力是变化的，其影响因素有诸多方面。立柱倾角对承载能力的影响由于掩护式和支撑掩护式支架的立柱大部分是倾斜布置的，倾角又随着支架的高度变化，所以支架的承载能力的大小也随着支架的高度而变化。现在对承载能力的影响。立柱支撑在顶梁，当立柱的工作阻力倾角为时，显然支架的承载能力与PCOSCOS≤1，因B

为P，B此立柱倾斜布置将使支架的承载能力降低。角和COS之间的关系表示在3－1<18于５％。当>26时，COS<0.90，所以支架承载能力将显著的减小。4－11830。tgθ值对支架承载能力的影响在以上各式中有多项公式包含tgθ，分析如下：O点是瞬时中心，随着支架高度的变化点 的位置也发生变化，tgθ也跟着发生变化。当O点在顶梁上方时取正值。当O点在顶梁下方时tgθ取负值tgθ值增加，附加力增加。当摩擦系数tgθ=0.1时，附加力可达支架名义工作阻力的30％。所以tgθ值过大对支架受力不利在支架的工作高度范围内一般把tgθ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（详细分析间《液压支架》课本张家鉴 主编此处不再赘述）有影响，并相当复杂，因此tgθ是大是小，由具体情况而定。支架承载能力随高度的变化由支架载荷P的计算式直到，其中、、l是随高度而变化的，因A此支架的支撑力也就随着高度而变化。在调高范围内，支架的承载能力在两侧的高度内比较小。一般情况下，掩护式支架常用加大立柱的倾角来扩大支架的调高范围。而角越大，支架的承载能力越小。所以支架的调高范围越大，承载力变化越大。但是支架在设计中一般都要按可能的最大承载力来设计，显然这就使支架不能发挥应有的作用，在很大的一段承载范围内就要大材小用。所以设计掩护式或支撑掩护式支架时，应特别注意使支架承载力在整范围内的变化尽量小。另外指出，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、掩护梁和四连杆机构的角度等的不同，使受力也不同。在进行强度计算时，要以顶梁承受最大负荷时的支护高度为依据，按此时的工况进行受力分析。摩擦系数的影响1） 对支架承载能力的影响 摩擦系数对支架承载能力的影响表现在 1 项中。产生水平载荷的原因很多，所以它的大小和方向也1tg是根据具体情况而变化。但是，它的极限值却可以用顶梁和顶板支间产生相对滑动时的极限摩擦力求得。即壁系数断裂极限值f等于顶梁和max0～f范围内变化。max水平载荷的方向可以只考虑向后作用，也就是从煤壁向老塘的方向作用。加入顶梁上受向前的水平载荷，很容易使支架向前倾倒，这种趋势使顶梁对于顶板向前滑动则水平载荷又变成向后作用f值在 11tg中随承载能力有很大影响。只有tgθ值很小时，ftg才能忽略不计。2）对连杆受力影响 由连杆受力P和

的计算式可以看出，摩擦fPA

c和fPc A

D和D c D

和SinD

也就逐渐变大。因此，随着支架的高度，摩擦力对连杆的影响逐渐增大。杆水平角对连杆受力的影响P和

P和

将无限大。c D c D因此其极限条件为：

Sin(D

)0C得：＝0D C即：D C1P和

得最小值，其条件为：c DSin(D

)1CD ＝90D 由以上两个条件得到下列结论，前后连杆不能平行放置，前后连杆90。支架的受力计算当支架撑牢在顶板之间时，取其整体或某一部件为分离体，皆处于平衡状态。据此把三种支架简化成平面杆系进行受力分析和计算。该支架整体受力如下图所示。图中Pt=1144.2KN，P8为平衡千斤顶F1FW1aPtP8R1R2F1WFF1FW1aPtP8R1R2F1WF1首先取顶梁为分离体，如下图所示，根据M0，可得FxFwh

Psin

Pcos

h)Pcos

l)1 2 2 8

22 8

2 k 2 t

11 2 ①Psin(hh

)0t 1 1 2FF1FW1Pa8Ptxaya再取顶梁和掩护梁为分离体，如下图所示，根据M0可得F(xl)Fw(h h)Pcos

ll)Psin(h

h)0②1 3 1 2 3 t

11 2 3 t

1 2 k 3FF1F1WPtoR1R2联立①、②两式可得P(lcoshsin)Psincos(hh)Ft3 1 3 1 82 2 2 k 2 1 lwh3 3x1144.53sin18294.17cos561166.20.3160.68KNaPsinl

Pcos(h

h)Pcos

l)Psin(h

h)Fwhx8

23 8

2 K 2

t 11 2 tF1

11 2 1 2pw=0,P8

442.5KN,1

18,2

56,h2

100,h3

200，则1144.53(1.137cos180.429sin18)1F 1.13700.4291442.50.3sin56cos56(0.20.1)836.17KN1.13700.429442.58sin560.3442.5cos560.11144.53cos180.8x 836.711144.53sin180.150.1836.7100.11.223m836.71当P为拉力时,w=0.3,

294.17KN

18

56,

100,

200，8 8 1

2 2 3则1144.53(1.137cos180.429sin18)F 1 1.1370.30.429294.170.3sin56cos56(0.20.1)1166.2KN1.1370.30.429294.17sin560.3294.17cos560.11144.53cos180.8x 1166.21144.53sin180.150.11166.20.30.10.715m1166.2从以上求出的结果可知：当P为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=0F18当P为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.3F18所以，在验算顶梁强度时，按平衡千斤顶受拉且W=0.3这个条件强度计算能满足，其它条件都能满足。根据以顶梁为分离体的受力平衡图，写出X和Y程，再由此解出顶梁与掩护梁的内力xaYa：PsinPcosFwa t 1 8 2 1PcosPsinFa t 1 8 2 1当P为正值时，（平衡千斤顶为推力）且W=08x1144.53sin18442.85cos56836.170601.12KNay1144.53cos18442.5sin56836.176158.65KNa当P为负值时，（平衡千斤顶为拉力）且W=0.38y1144.53cos18294.17sin561166.2321.57KNa从以上求出的结果可以看出，当P为正值时（平衡千斤顶为推力），8xaYa在验算掩护梁和前后连杆强度时，应按此种情况进行。再由掩护梁为分离体，如下图所示写出力系的x方向和y方向平衡方程，解出F5和F6。yaxxaP8oF5aF6 aFa 5

cos3

Pcos8

Fcos ①6 4Psina 8 2

Fsin5

Fsin ②6 4联立以上两式可得:P(cossinsincos)xsinycosF8 2 4 2 4 a 2 a 4sin3

cos4

cos3

sin4FcosPcosxF5 3 8 2 acos4故 当 平 衡 千 斤 顶 为 推 力 时 , 将P442.5KN,F836.17KN,,

83,8 1 3 4x601.12KN,y6158.65KN代入可得:a a442.58(cos56sin83sin56cos83)601.12sin83618.65cos83F1019KN5 sin61cos83cos61sin83 1151.6KNF1019cos61442.5cos56 1151.6KN6 cos83当 平 衡 千 斤 顶 为 拉 力 时 , 将P294.17KN,F1166.2KN,,

83,8 1 3 4x160.68KN,y321.57KN代入可得:a a294.17(cos56sin83sin56cos83)160.68sin83321.57cos83F15.54KN5 sin61cos83cos61sin83 92.26KNF15.54cos61 92.26KN6 cos83底板对底座的支撑反力F与F大小相等。F

作用点的位置可以由取1 1 1整体支架为分离体（如下图所示）求出。FF1WF1WF1F1对点取矩，整理后有FXXFwh1 1 1 F1当P为负值时（平衡千斤顶为拉力），

1166.2KN时8 11166.20.7150.8941166.20.32.60.829m1166.2当P为正值时（平衡千斤顶为推力），

836.17KN时8 1836.711.2230.894836.7102.62.117m836.715.底座的强度计算与校核求底座所受内力并画出受力简图 (a)和内力分析计算图(b)（支架高为2600mm时）。(c)QABQ

91.57kN77.97kNBCQC

1088.2kN(d)M 1.12kNmA左M 58.73kNmB右M 59.85kNmB左M 75.07kNmC右M 75.0722kNcmC左M 56.6kNcmD右双向取矩误差矫正如下：M ME左 E右MEM ME左 E右ME右图6-2底座受力分析及弯矩图画弯矩图(d)，如上图所示：由弯矩图和底座结构图可知，应力集中处为危险截面，对其进行强度计算。应力集中处的截面：1123计算各截面的截面积F1y1：FL1112222cm2 1 11

y1cmh 1 h F4L2 2

4172136cm2 y2

2128.510.5cm22F3L22

1172234cm

yh3 1

217120cm (Fyynn n

222113610.5234222136234计算每个零件中心到截面的距离a：计算截面中心主惯性距J：Jbh312b——截面宽度；

ayy1 1ayy2 ayy3 3

10.719.7cm10.710.50.2cm10.7209.3cm计算每个截面对截面形心的惯性矩J：n23110J9.722221 1242173J0.221363280.8cm42 1223117J9.3223420316.7cm43 12JJJJ1 2

209613280.820316.744558.5cm4计算安全系数

75.072110.71051735.3N/cm244558.5所选材料为16Mn，它的34335，sn

34355s20 1735.3查表取底座的许用安全系数为1.1，故满足强度要求。第六章.推移千斤顶的设计计算所用已知参数：推溜力 100kN 移架力150kN 泵站压力32MPa液压支架推移千斤顶是液压支架整体运动的重要动力部件，它要完成移架和推溜两个动作，要求移架力大于推溜力，故本支架采用浮动活塞式推移千斤顶，具体设计如下：缸筒内径和缸壁厚度的计算缸体内径的确定浮动活塞式推移千斤顶的缸体内径按下面两式确定40F40FP移d2tbt40F推Pb40F推Pbtt

cmd tP——泵压，MPabF ——推溜力，kN推——计算系数，取0.6移将各已知数据代入可得401003.1432d401003.1432t3.1432401503.143240150t求得：d60mm查表取D 为125mmt千斤顶缸体壁厚的计算液压支架推移千斤顶的壁厚(mm,一般为16D3.2,即中等壁厚，按下式计算：

pD c2.3p式中： p——缸体工作压力，MPa

（6-1）c——考虑管公差及侵蚀的附加厚度，一般取2mm——强度系数，无缝钢管的=1——缸体材料的许用应力MPa,取352MPa将各已知数据代入可得

3212.5

0.20.694cm2.3352321求得： 0.694cmcm 取20mm推移千斤顶的强度验算推移千斤顶的强度验算包括推移千斤顶的稳定性验算、活塞杆和缸体的强度验算。推移千斤顶稳定性验算首先验算千斤顶在活塞杆全部伸出并受最大同心纵向载荷是的稳定性，推移千斤顶的稳定性条件为：P2PkJPk J 11

(6-2)式中： P——推移千斤顶稳定极限力 kNkP——最大工作阻力 kNJ——活塞杆端面惯性矩 cm41J——缸体端面惯性矩 cm42D——缸体外径 cm1Jd4

3.14

117.81 64 64D4d4J2 64

3.14(12.54104)64

707.2稳定条件适用范围：

2280

lJ1J1P

(6-3)所以取： l1

1000mm,l2

900mmJJ212JJ212

查极限阻力计算图（图2-10-42和2-10-43）利用插入l1法求得：PkJ1PkJ1PkJ1将 PkJ1

代入式P

P2kJ

P求得：k J 11PPk故推移千斤顶满足稳定条件。活塞杆强度验算在承受同心最大轴向载荷时，推移千斤顶的初始挠度为：1ll Gll1 21212cos1 2al 2PlG——千斤顶总重，0.6kN——缸体轴线与水平面夹角 15——活塞杆与导向套配合间隙1——活塞与缸体配合间隙2取1 2

=1mm0.110090 0.6

cos151 20.2170