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《液压支架放顶煤液压支架的设计本科学位论文.doc》由会员上传分享，免费在线阅读，更多相关内容在学术论文-天天文库。
摘要采煤综合机械化，是加速我国煤炭工业发展，大幅度提高劳动生产率，实现煤炭工业现代化的一项战略措施。综合机械化不仅产量大，效率高，成本低，而且能减轻笨重的体力劳动，改善作业环境，是煤炭工业技术的发展方向。液压支架是综合机械化采煤方法中最重要的设备之一。液压支架主要由以下几个基本部分组成：顶梁，掩护梁，四连杆机构，侧护板，底座，立柱和千斤顶等。设计要遵循支护性能好、强度高、移架速度快、安全可靠等原则。在这次放顶煤液压支架的设计过程中，主要以底座、主顶梁、尾梁和立柱等结构件的机械部分设计为重点，用普通设计步骤设计总体结构尺寸，再用Solidworks初绘总体架型检查配合尺寸，然后转化为CAD并修改细节，最后对主要构件进行强度校核，并用有限元分析部分构件。 关键词：放顶煤液压支架；顶梁；四连杆机构；有限元-86- AbstractThecomprehensivemechanizationofcoalminingistheaccelerationcoalindustrialdevelopmentofourcountry,raiseslaborproductivitysubstantially,realizesthemodernastrategicmeasureofcoalindustry.Synthesizemechanizationnotonlyoutputbig,efficiencyhaslowcosthighandcanalleviateheavyphysicallaborandimprovementschoolworkenvironment,isthetechnologyofcoalindustrydevelopdirection.Hydraulicsupportistheoneofcomprehensivemostimportantequipmentinthemechanizationmethodofcoalmining.Hydraulicsupportmajorfromsomefollowingbasicallypartialcompositions:Topbeam,screensbeamand4linkagemechanisms,sidefenderandbase,prop.Designtofollowprotectperformancegood,strengthisspeedhigh,moverapid,safelyreliableetc.principle.Inthisdesignprocessofcavinghydraulicsupport,mainlyinsupportofthebase,thetopbeam,thebeamandthecolumnstructureoftheendofthemechanicalpartofthedesignfocus,withthegeneraldesignproceduretodesigntheoverallbodysize.TheoverallstructureoftheinitialdrawingwithSolidworkstocheckwiththesize,andthentransformedintoandmodifythedetailsofthepartoftheCAD,atlastmajorcomponentofthestrengthcheck,andsomeelementsoftheFEManalysis.Keyword：cavinghydraulicsupport；Crestbeam；4linkagemechanisms；FEM-86- 目录第1章放顶煤液压支架概论...........................11.1放顶煤液压支架发展历史...................................11.2液压支架的应用和意义.....................................31.3低位放顶煤液压支架的组成.................................41.4液压支架的工作原理.......................................71.5小结....................................................12第2章液压支架整体结构设计........................132.1支架主要尺寸的确定......................................132.2支架四连杆机构的确定....................................152.3四连杆机构的设计........................................172.4顶梁结构设计............................................212.5掩护梁结构的设计........................................272.6底座结构设计............................................282.7立柱的确定..............................................302.8千斤顶的选择............................................332.9小结....................................................35第3章液压支架的受力分析..........................363.1顶梁受力分析............................................363.2掩护梁受力分析..........................................403.3底座受力分析............................................423.4小结....................................................43第4章液压支架强度校核............................44-86- 4.1材料的选择..............................................444.2顶梁的强度校核.........................................464.3底座的强度校核.........................................504.4前后连杆的校核..........................................524.5小结....................................................53第5章液压支架液压系统分析........................545.1液压支架的液压系统的简介...............................545.2液压支架的液压系统拟定.................................565.3小结...................................................60第6章结论........................................61参考文献...........................................62致谢...............................................63附录...............................................64-86- 第1章放顶煤液压支架概论支架的作用不仅是支护顶板、保证安全，而且要有效的控制顶板、提高效率。综放工作面的产量不仅取决于煤层、采运设备、综放支架，而且还取决于知己控制顶板、顶煤的能力和效果。放顶煤液压支架是综合机械化放顶煤开采最重要的机械设备。它的发明和应用，使放顶煤开采技术从高落式进入一个全面机械化的新的发展阶段。放顶煤工作面由液压支架实现可靠、快速地支护和放煤，采用采煤机采煤，使厚煤层全厚开采在安全、可靠的工作条件下进行，保证了工作面实现高产高效。1.1放顶煤液压支架发展历史前苏联研制的KTY型掩护式放顶煤液压支架是世界上最早的放顶煤液压支架之一[1]。此后，法国研制出尾梁呈“香蕉”形的用于放顶煤开采的支撑掩护式放顶煤液压支架，如图1.1所示。自20世纪70年代开始，法国、前联邦德国、英国等国家陆续研制成功了开“天窗”的支撑掩护式或带插板的支撑式放顶煤液压支架，如图1所示。英国研制开“天窗”式放顶煤支架如图1.2所示，该支架在掩护梁上开了放顶煤“天窗，由液压千斤顶控制开关，“天窗”附近装有搅动杆，以便于对顶煤进行二次破碎。掩护梁上还钻有眼孔，在煤硬不落时钻空爆破。20世纪80年代初，匈牙利研制成功放顶煤掩护式支架，结构如图1.3所示，采、放顶煤均用单一的输送机运输。1982年，我国首次由煤炭科学研究总院北京开采研究所与沈阳煤炭研究所共同设计，郑州煤矿机械厂生产制造了FY400-14/128型放顶煤液压支架，如图1.-86- 4所示。在此后的几十年里，我国设计、研制了数十种放顶煤液压支架，从仿制东欧的高位放顶煤至支架，西欧的多种类型中位及低位放煤支架，到后来自己设计，如图1.5所示。郑州煤矿机械厂在铺底网支架基础上，首创的新一代四柱、四连杆、双输送机、短尾梁、低位放煤支架使用的成功，标志着我国放顶煤支架研制工作走上了独立创新的道路。这种支架由于采用后四连杆短尾梁结构，因此支架的稳定性好，强度大，工作可靠。采用低位放煤明显的减少了工作面粉尘，减少了煤损，取得很好的效果。在此类放顶煤支架架型逐渐统一后，又陆续研究出了几种新的低位放煤支架，形成了我国具有自己特点的放顶煤支架系列。兖州矿物局东滩煤矿使用国产放顶煤液压支架，创造了年产550万吨的高产纪录，标志着我国放顶煤液压支架技术已处于世界先进水平。图1.1“香蕉”形放顶煤支架图1.2英国“天窗”式放顶煤支架图1.3匈牙利“天窗”式放顶煤支架图1.4FY400—14/28型放顶煤支架-86- 图1.5低位小插板放顶煤支架1.2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，煤矿开采，特别是采煤工作面的生产技术面貌发生了巨大的变化。自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都是现机械化。也就是说，采用滚筒式或刨削式等采煤机械落煤与装煤；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[4]。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，能实现支撑、降落移架和推移运输机等一整套工序。液压支架技术上先进，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。我国于1964年开始研制液压支架，到目前已经取得可较好的效果。1974年以来，从西德、英国、苏联和波兰等国引进了许多不同类型的液压支架。实践证明，液压支架具有强度高、支护性能好、移设速度快、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。-86- 1.3低位放顶煤液压支架的组成低位放顶煤液压支架的组成如图1.6所示图1.6低位放顶煤液压支架组成示意图1-立柱；2-底座；3-顶梁；4-掩护梁；5-伸缩放煤板；6-尾梁7-前四连杆；8-后四连杆；9-尾梁千斤顶；10-放煤板千斤顶一、顶梁用途：1、用于支撑维护控顶区的顶板；2、承受顶板的压力；3、．将顶板载荷通过立柱、掩护梁、前后连杆经底座传到底板。要求：1、顶梁应有足够的强度，即使在接触应力分布不均匀的情况下也不致被压坏；2、顶梁应有足够的刚度，以承受扭力；3、顶梁对顶板的覆盖率高；4、顶梁能适应顶板的起伏变化。二．底座用途：1、为支架的其他结构件和工作机构提供安设的基础；-86- 2、与前后连杆和掩护梁一起组成四连杆机构；3、将立柱和前后连杆传递的顶板压力传递给底板。要求：1、底座应有足够的强度和刚度；2、底座对底板的起伏变化适应性好；3、底座与底板的接触面积大，以减小底座对底板的接触比压，避免支架陷入底板；4、底座应有足够的地方来安设立柱、推移装置以及液压控制装置；5、底座要能把落入支架内的碎矸排弃到老塘中。三．立柱用途：1、支撑顶梁，承受载荷的作用；2、调节支架的高度，使支架的高度满足工作面的要求；3、立柱设置有大流量安全阀，以避免顶板冲击压力造成支架过载较大。四．掩护梁用途：1．掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过前后连杆传递给底座；2．掩护梁承受对支架的水平作用力及偏载扭矩；3．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能力。五．活动侧护板用途：1、消除相邻支架掩护梁和顶梁之间的架间间隙，防止冒落的矸石进入支护空间；-86- 2、作为支架移架过程中的导向板；3、防止支架降落后倾倒；4、调整支架的间距。六、放煤板主要用于放下顶煤。七．连杆前后连杆是四连杆机构中重要的运动和承载部件，与掩护梁和底座的一部分共同组成四连杆机构，使支架能承受围岩载荷、水平作用力和保持稳定[5]。其四连杆机构的作用：1、通过四连杆机构，使支架顶梁端点的运动轨迹呈近似双纽线，从而使支架前端头离煤距离大大减小，提高了管理顶板性能；2、能承受较大的水平力。八．操纵控制系统液压支架由不同数量的立柱和千斤顶组成，采用不同的操纵阀以实现升柱、降柱、移架、推溜等动作。虽然支架的液压缸（立柱和千斤顶）种类、数量很多，但其液压系统都是采用多执行元件的并联系统。对于液压支架的操纵控制系统传动装置，应具有以下基本要求：采用结构比较简单，设备外形尺寸小，能远距离的传送大的能量；能承受较大载荷；没有复杂的传动机构；在爆炸危险和含尘的空气里保证安全工作；动作迅速；操作调节简单；过载及损坏保护简单。容积式液压传动可最大限度的满足这些要求，因此，所有液压支架均采用这种传动-86- 1.4液压支架的工作原理（1）液压支架自动移设的原理：液压支架以高压液体为动力，通过各种动力油缸的伸缩，使支架完成升起、降落、行走和推移运输机等各种动作，以便支架随工作面不断推进而反复支撑、前移和调整。下面按支架降柱、移架、升柱和推溜的工作过程分别加以叙述。1.降柱：当旋转式操纵阀转到降柱位置，打开供液阀时，高压液体由主进液管经操纵阀和油管，进入支柱活塞杆腔，同时也进入液控单向阀的控制管路，打开液控单向阀，支柱活塞腔的油液经油管、液控单向阀和操纵阀，流回主回液管，支柱卸载下降。2.移架：液压支架卸载后，操纵阀转到移架位置，打开供液阀时，高压液体由主进液管经操纵阀和油管进入到推压千斤顶的活塞杆腔，同时也进入液控油路，打开液控单向阀，而活塞腔的油液经油管、液控单向阀和操纵阀流回主回液管，推移千斤顶收缩，以运输机为支点，拉架前移。运输机靠相邻的推移千斤顶来固定，千斤顶由液控单项阀紧锁。3．升柱:液压支架移到新的位置后，应及时升柱，以支撑新暴露的顶板。操纵阀转到升柱位置，打开供液阀，高压液体由主进液管进入，经操纵阀到液控单向阀，进入到推移千斤顶的活塞杆腔，支柱活塞矸腔的油液，同时也进入液控油路，经油管和操纵阀流回主回液管，活塞和顶梁升起，支撑顶板。4.推移运输机:当液压支架前移并重新支撑后，操纵阀转到推移位置，打开供液阀时，高压液体由主进液管经操纵阀、液控单向阀进入到推压千斤顶的活塞杆腔，活塞杆腔的油液经油管和操纵阀流回主回液管，推移千斤顶的活塞杆伸出，以液压支架为支点，把运输机推移到新的工作位置。在实际生产中，对于具体支架的动作，根据该支架的结构和需要来确定。（2-86- ）液压支架的支撑承载能力：液压支架的支撑承载能力是指液压支架与顶板之间相互力学原理，它包括初撑增阻、承载增阻和恒阻三个工作阶段。1.初撑增阻阶段：在升柱过程中，从顶梁接触顶板起，至支柱活塞腔的油液压力达到泵站的工作压力时，松开手把，停止供液，液控单向阀立即关闭，阀球封闭了支柱活塞腔的油液，这就是支架的初撑阶段。此时支柱和支架对顶板产生的支撑力称为初撑力。支柱初撑力式（1.1）支架初撑力式（1.2）式中：－泵站的工作压力（公斤/l厘米2）D－支柱缸体径经（厘米）n－每架支架的支柱数－支撑效率（垜式支架＝1）支架初撑力的大小，取决于泵站的工作压力，支架支柱数和支柱缸体的内径以及架型等。实际上支柱初撑后，活塞腔的油液压力由于阻力损失、操作情况和阀的灵敏度等原因，往往低于泵站工作压力。2.承载增阻阶段：支架初撑后，随顶板的下沉，支柱活塞腔被封闭的油液受到压缩，油液压力继续升高，呈现承载增阻状态。这时由于支柱缸径增大，油液被压缩而体积缩小，即使乳化液没有任何漏损，安全阀并未动作卸载，支柱总长度也降缩短。这个缩短量可用下式计算式（1.3）-86- 式中：－支柱由初撑力起到达工作阻力时，支柱内压力得增值（公斤/l厘米2）－乳化液的体积压缩系数，近似取水的压缩系数＝0.0000475－支柱内壁压缩液柱的高度（厘米）－钢材的弹性系数（公斤/l厘米2）－刚才的泊松比＝0.28D－支柱缸体外径（厘米）d－支柱缸体内径（厘米）这个缩短量是有弹性的，如果作用在支柱上的载荷，反过来从工作阻力减小到初撑力时，支柱仍会恢复到原来的长度。因此，这个支柱长度上的缩短量，称为支柱的弹性可缩量。根据开滦局井下实测，在各种不同的初撑力、工作阻力高的情况下，MZ-1928型支柱的弹性可缩量在6～10mm范围内。这个弹性可缩量会使支柱工作还未达到工作阻力之前，就造成顶板的下沉，有可能使岩石离层，对顶板管理是不利的。经试验证明，减小支柱的弹性可缩量，对改善顶板管理起着重要的作用。具体措施是，使用高压乳化液泵，提高支柱初撑力；改善单向阀的质量，要能及时关闭也路；注意操作方法，使支柱下腔尽可能达到泵站的工作压力。3.恒阻阶段：支架承载后，如果完全支撑住顶板，不允许顶板下沉，需要有强大的支撑力。在实际生产中，由于顶板压力有时相当巨大，想设计出能抗住巨大顶板压力，而一点也不让压的支架是及困难的，实际上也没有这种必要。都使支-86- 架能随顶板下沉时，有一定的可缩量，但又保持一定的支撑力不敢于使顶板任意下沉而造成破坏冒落。要求支架即具有一定的支撑力，又具有可缩性。液压支架的这种特性，是由支柱的安全阀来控制的。在顶板压力增大时，支柱活塞腔被封闭的油液压力就迅速升高，当压力值超过安全阀的动作压力时，支柱活塞腔的高压液体经安全阀泄出，支柱降缩，支柱活塞腔的液体压力减小，这就是支架的“让压”特性；当压力小于安全阀的动作压力时，安全阀又关闭，停止卸液，支柱活塞腔的液体又被封闭，支架恢复正常工作。由于安全阀动作压力的限制，支柱呈现出恒阻特性，此时支柱和支架承受的最大载荷称为工作阻力。支柱工作阻力式（1.4）支架工作阻力式（1.5）式中：－安全阀的动作压力（公斤/厘米2）支架的工作阻力取决于安全阀的动作压力、支架支柱数、支柱缸体内径和架型等。安全阀使支柱具有恒定的设计工作阻力，同时又使支柱在承受大于设计工作阻力的顶板压力时，可随顶板的下沉而下缩，这就是液压支架的恒阻性和可缩性。未防止安全阀频繁动作而失效，应使支架的工作阻力大于正常的顶板压力，也就是说，在工作生产过程中，支架还没有达到设计工作阻力之前，就已前移到新的支撑位置。工作阻力是液压支架的一个基本参数，用来表示支架支撑力的大小。但是，由于支架的顶梁长短和间距大小不同，并不能完全反应支架对顶板的支撑力，因此常采用表示单位面积顶板上所受支架工作阻力值大小的支护强度参数，来比较支架的支护性能。支架支护强度-86- 式（1.6）式中：A－支架的支护面积（米2）由上可知，支柱或支架工作时，其支撑力随时间的变化是，支架升起，顶梁开始接触顶板至液控单向阀关闭时的初撑增阻阶段to，初撑结束至安全阀卸载前的承载增阻阶段t1和安全阀出现重复卸载时的恒定阶段t2。这种变化过程反应了支架的支撑力和时间之间的关系。上述工作过程表明：液压支架在额定工作阻力值以下工作时，具有增阻性，以保证支架顶板的有效支撑作用；当支架支撑力超过额定工作阻力值时，支架随顶板下沉而下缩，使支架保持恒定的工作阻力，即具有可缩性和恒阻性。支架本身的增阻性取决于液控单向阀和支柱的密封性能，可缩性和恒阻性则由安全阀的溢流性能决定。因此，液控安全阀、单向阀、支柱这三个部件，是保证支架性能的关键元件。通过上述，对液压支架的工结构和工作原理的分析，可初步确定液压支架。1.5小结本章对放顶煤液压支架的历史进行了概述，并由此引出液压支架对整个煤矿行业的重要意义，使现代采煤工业更加安全，高效。并对液压支架的组成及工作原理进行了较为详细的描述，其中液压支架工作原理的叙述是本章的重点。第2章液压支架整体结构设计-86- 液压支架主要由以下几个基本部分组成：顶梁，掩护梁，四连杆机构，侧护板，底座，立柱和千斤顶等。设计要遵循支护性能好、强度高、移架速度快、安全可靠等原则。在这次放顶煤液压支架的设计过程中，主要以底座、主顶梁、尾梁和立柱等结构件的机械部分设计为重点。2.1支架主要尺寸的确定2.1.1支架的高度一般首先确定支架适用煤层的平均采高，然后确定支架高度。支架的最大高度与最小高度的之差为支架的调高范围。调高范围越大，支架的适用范围越广，但过大的调高范围会给支架结构设计造成困难，可靠性降低。式（2.1）式（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）；S1——考虑伪顶冒落的最大厚度。大采高支架取200～400mm，中厚煤层支架取200～300mm，薄煤层支架取100～200mm；S2——考虑周期来压时的下沉量、移架时支架的下降量和顶梁上、底板下的浮矸之和。薄煤层支架取150～250mm，中厚煤层支架取300～400mm。按照已给课程设计的要求，液压支架型号为ZF5600/22/45综放液压支架，故-86- 为3200mm；为1700mm。2.1.2支架的伸缩比支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即式（2.3）Ks反映支架对煤层厚度的适应能力，采用单伸缩立柱Ks值一般为1.6左右；若进一步提高伸缩比，需采用带机械加长杆的立柱或双伸缩立柱，Ks值一般为2.5左右。2.1.3支架间距所谓支架间距，就是相邻两支架中心之间的距离。用bc表示。支架间距bc要根据支架型式来确定，但由于每架支架的推移千斤顶都与工作面输送机的一节溜槽相连，因此目前主要根据刮板输送机溜槽每节长度及槽帮上千斤顶连接块的位置来确定，我国刮板运输机溜槽每节长度通常为1.5m，千斤顶连接位置在刮板槽槽帮中间，支架间距一般为1.5米，本设计取bc=1.5m2.1.4支架宽度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运输、安装和调架要求。支架顶梁一般装有活动侧护板，侧护板行程一般为170～200mm。其中宽面顶梁一般为1200mm～1500mm。本次设计取支架顶梁的最小宽度为1378mm,最大宽度为1450mm,亦即顶梁侧护板侧推千斤顶的行程取170mm。2.1.5底座长度-86- 所谓底座，就是将顶板压力传递到底板的稳固支架的部件。在设计支架的底座长度时，应考虑以下几个方面：支架对底板的接触比压要小；支架内部应有足够的空间用于安装立柱、液压控制装置、推移装置和其他辅助装置；便于人员操作和行走；保证支架的稳定性等。通常，掩护式支架的底座长度取3.5倍的移架步距，即2.1m左右；支撑掩护式支架对底座长度取4倍的移架步距，即2.4m左右。考虑本支架用四立柱，本次设计底座长度为为2675mm。2.2支架四连杆机构的确定2.2.1四连杆机构的作用1．梁端护顶鉴于四连杆机构可使托梁铰接点呈双纽线运动，故可选定双纽线的近似直线部分作为托梁铰接点适应采高的变化范围。这样可使托梁铰接点运动时与煤壁接近于保持等距，当梁端距处于允许值范围之内时，借此可以保证梁端顶板维护良好。2．挡矸鉴于组成四连杆机构的掩护梁既是连接件，又是承载件，为了承受采空区内破碎岩石施加的载荷，掩护梁一般做成整体箱形结构，具有一定强度。由于它处在隔离采空区的位置，故可以起到良好的挡矸作用。3．抵抗水平力观测表明：综采面给予支架的外载，不但有垂直于煤层顶板的分力，而且还会产生沿岩层面指向采空区方向（或指向煤壁方向）的分力，这个水平推力由液压支架的四连杆机构承受，从而避免了立柱因承受水平分力而造成立柱弯曲变形。4．提高支架稳定性鉴于四连杆机构将液压支架连成一个重量较大的整体，在支架承载阶段，其稳定程度较高。2.2.2四连杆机构设计的要求1.支架高度在最大和最小范围内变化时，如图2.1所示，顶梁端点运动轨迹的最大宽度应小于或等于70mm，最好为30mm以下。2.支架在最高位置时和最低位置时，顶梁与掩护梁的夹角-86- 和后连杆与底平面的夹角，如图2.1所示，应满足如下要求：支架在最高位置时，≤52°～62°，≤75°～85°；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，如果钢和矸石的摩擦系数=0.3，则=16.7°。为了安全可靠，最低工作位置应使≥25°为宜。而角主要考虑后连杆底部距底板要有一定距离，防止支架后部冒落岩石卡住后连杆，使支架不能下降。一般取≥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.从图2.1中可知，掩护梁与顶梁铰点和瞬时中心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，如图2.1所示的h段。其原因为当顶板来压时，立柱随之下降，使顶梁有向前移的趋势，可防止岩石向后移动，又可以使作用在顶梁上的摩擦力指向采空区。同时底板阻止底座向后移，使整个支架产生顺时针转动的趋势，从而增加了顶梁前端的支护力，防止顶梁前端上方顶板冒落，并且使底座前端比压减小，防止啃底，有利移架。水平力的合力也相应减小，所以减轻了掩护梁的外负荷。-86- 图2.1四连杆机构几何特征图从以上分析可知，为使支架受力合理和工作可靠，在设计四连杆机构的运动轨迹时，应尽量使值减小，取双扭线向前凸的一段为支架工作段。所以，当已知掩护梁和后连杆的长度后，在设计时只要把掩护梁和后连杆简化成曲柄滑块机构，运用作图法就可以了，如图2.2所示。图2.2掩护梁和后梁杆构成曲柄滑块机构2.3四连杆机构的设计四连杆机构的设计的主要方法有：直接求解法、解析法、几何作图法等。本设计根据液压支架尺寸关系采用几何作图法进行计算，如图2.3所示。-86- 图2.3液压支架尺寸关系2.3.1掩护梁和后连杆长度的确定用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度，如图2.4所示。图2.4掩护梁和后连杆计算图设：G——掩护梁长度（mm）;A——后连杆长度（mm）;其中：P1——支架最高位置时，掩护梁与顶梁夹角(度);-86- P2——支架最低位置时，掩护梁与顶梁夹角(度);Q1——支架最高位置时，后连杆与底平面夹角（度）;Q2——支架最低位置时，后连杆与底平面夹角（度）;按四连杆机构的几何特征要求，选定，由于支架型式不同，对于掩护式支架,一般A/G的比值按以下范围来取：A/G=0.45~0.61,取A/G=0.58。支架在最高位置时有式（2.4）H1=3200mm因此掩护梁长度为1885.279mm式（2.5）后连杆长度为A=G(A/G)=1162.202mm取整得G=1885mmA=1162mm2.3.2几何作图法作图过程用几何作图法确定四连杆机构的各部尺寸，具体作法如图2.5所示。具体作图步骤如下：1.确定后连杆下铰点O点的位置，使它比底座面略高900mm。2.过O点作与底座面平行的水平线H—H线。3.过O点作与H—H线的夹角为Q1的斜线。4.在此斜线截取线段，长度等于A=1936mm,a点为支架在最高位置时后连杆与掩护梁的铰点。5.过a点作与H—H线有交角P1的斜线，以a点为圆心，以G-86- 点为半径作弧交斜线一点E,此点为掩护梁与顶梁的铰点。6.过E点作H—H线的平行线，则H-H线与F—F线的距离为H1，为液压支架的最高位置时的计算高度。7.以a点为圆心，以0.22G=734.36mm圆整为734mm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.作点E2距E点1500mm,此为支架在最低位置时，顶梁与掩护梁的铰点。9.以E2点为圆心，掩护梁长为半径，以o为圆心，作为半径圆弧.相交于a2点，oa2的长度等于A，a2点为支架降到最低位置时，掩护梁与后连杆的铰点。10.以a2为圆心以0.22G长度为半径作弧，在掩护梁上交一点b2，为支架在最低位置时前连杆上铰点的位置。11.取2线之间一点e1为液压支架降到此高度时掩护梁与顶梁铰点。12.以O为圆心，为半径圆弧。13)以e1点为圆心，掩护梁长为半径作弧，交前圆弧上一点a1，以点为液压支架降到中间某一位置时，掩护梁与后连杆的铰点。14.以1连线，并以a1点为圆心，以0.22G长度为半径作弧，交1上一点b1点。则b，b1,b2三点为液压支架在三个位置时，前连杆上铰点。15.由b，b1,b2三点确定的圆心C，为前连杆下铰点位置。16.过C点H－H线作垂线，交点d，则线段,,,,和为液压支架四连杆机构。17.按以上初步求出的四连杆机构的几何尺寸，再用几何作图法画出液压支架掩护梁与顶梁铰点e1-86- 的运动轨迹，只要逐步变化四连杆机构的几何尺寸，便可以画出不同的曲线，再按四连杆机构的几何特征进行校核，最终选出较优的四连杆机构尺寸。图2.5液压支架四连杆机构的几何作图法结论：后连杆长度A=1162mm掩护梁长度G=1885mm前连杆长度C=1348mm前后连杆下铰点底座投影距离E=692mm前后连杆下铰点垂直距离D=452mm2.4顶梁结构设计2.4.1基本概念顶梁是与顶板直接接触的构件，除满足一定的刚度和强度要求以外，还要保证支护顶板的需要。顶梁作用是支护顶板一定面积的直接承载部件，并为立柱、掩护梁、护顶装置等提供必要的连接点。-86- 2.4.2顶梁分类支架常用顶梁形式有三种：整体顶梁、铰接顶梁和楔形结构顶梁。铰接顶梁的前段称为前梁，后段称为主梁，一般简称顶梁。图2.7铰接顶梁1.前梁；2.前梁千斤顶；3.顶梁图2.6整体顶梁整体顶梁整体顶梁，如图2.6所示的特点是：结构简单、可靠性好；顶梁对顶板载荷的平衡能力较强；前端支撑力较大；可以设置全长侧护板，有利于提高顶板覆盖率，改善支护效果，减少架间漏矸。为改善接顶效果和补偿焊接变形，整体顶梁前端（800～1000mm）,一般上翘1～。铰接式顶梁铰接式顶梁如图2.7-86- 所示。在前梁千斤顶的推拉下，前梁可以上下摆动，对不平顶板的适应性较强。运输时可以将前梁放下与顶梁垂直，以减少运输尺寸。前梁千斤顶必须有足够的支撑力的联接强度。前梁上不宜设置侧护板。为了顺利移架，前梁间一般要留有100～500mm间隙，从而增加了破碎顶板漏矸的可能性。楔形顶梁图2.8楔形结构梁1-楔形梁；2-楔块；3-楔形梁千斤顶；4-后梁楔形结构梁如图2.8所示。楔形梁1和后梁4通过销轴铰接，而千斤顶铰接于顶梁上。楔形结构梁利用构件间摩擦自锁原理，通过楔块2与楔形梁1和顶梁4之间的摩擦作用，使楔形梁1、楔块2和后梁4在受载时保持为一个整体，如同整体刚性顶梁，这样，该梁宜具有整体刚性顶梁前端支护力大的优点。由于楔形梁1与后梁4为铰接结构，当操作楔形梁千斤顶伸出或缩回时带动楔形块前后移动，从而使楔形梁1绕铰轴上下摆动，其摆动范围取决于楔形块的行程和楔角的大小。由于摆动范围较铰接顶梁小，因而该梁不具有铰接顶梁的灵活性。此外，在运输时楔形梁1可以放到下垂位置，缩短了运输尺寸，从而方便运输和安装。现根据常用液压支架顶梁形式各自特点，本设计采用整体顶梁。2.4.3顶梁长度的影响因素1)支架工作方式对支架顶梁长度的影响-86- 支架工作方式对支架顶梁长度的影响很大，从液压支架的工作原理可以看出，先移架后推溜方式（又称及时支护方式）要求顶梁有较大长度；先推溜后移架方式（又称滞后支护方式）要求顶梁长度较短。这是因为采用先移架后推溜的工作方式，支架要超前输送机一个步距，以便采煤机过后，支架能及时前移，支控新暴露的顶板，做到及时支护。因此，先移架后推溜时顶梁长度要比先推溜后移架时的顶梁长度要长一个步距，一般为600mm。2)配套尺寸对顶梁长度的影响设备配套尺寸与支架顶梁长度有直接关系。为了防止当采煤机向支架内倾斜时，采煤机滚筒不截割顶梁，同时考虑到采煤机截割时，不一定把煤壁截割成一垂直平面，所以在设计时，要求顶梁前端距煤壁最小距离（梁端距）为T=300mm，这个距离叫空顶距。另外在输送机铲煤板前也留有一定距离。一般为E=100～150mm左右，也是为了防止采煤机截割煤壁不齐，给推移输送机留有一定的距离。除此而外，所有配套设备包括采煤机和输送机，均要在顶梁掩护之下工作，在此来计算顶梁长度，其配套尺寸如图2.9所示。工作面无立柱空间宽度：R=B+E+W+X+d/2式中：B为截深mm；W为工作面输送机总宽度mm；X为支架前柱与电缆槽之间的距离，mm；根据配套尺寸关系，在设计中选用采煤机和运输机型号为：采煤机：MGD150/NW型；前输送机：SGZ764/264型；后输送机：SGW-40T型；配套尺寸与采煤机截深、输送机宽度等有关。配套尺寸=800+150+764+352=2066mm式（2.6）-86- 图2.9配套尺寸2.4.4顶梁参数的计算1.顶梁长度的计算顶梁长度L=[配套尺寸＋底座长度＋A×cosQ1]－[G×cosP1＋300＋e]式（2.7）式中：配套尺寸为2066mm;底座长度为2675mm;P1=52;Q1=75;代入公式（2-9）中得顶梁长度L=[2066+2675+1162×cos75]－[1885×cos52+300+30]=3157.996≈3158mm2.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1500mm。-86- 3.顶梁面积AA=L×B式（2.8）式中：L—顶梁长度mm；B—顶梁宽度mm；代入公式（2-10）得A=3158×1500=5.118m24.支护面积FcFc=Bc(L＋Δ)式（2.9）式中：Fc—支护面积m2；Δ—移架后顶梁前端点到煤壁的距离m,一般Δ=300mm；Bc—支架间距（支架中心距），一般为1500mm；代入公式(2-12)得：Fc=1500(3412＋300)=5.5685.顶板覆盖率δδ=A/Fc×100%式（2.10）式中：δ—顶板覆盖率A—顶梁面积m2Fc—支护面积m2代入式中得:δ=5.118/5.568×100%=91.92%6.理论支护阻力F1F1=Fc×q式（2.11）式中:F1—支架的理论支护阻力，KNFc—支护面积m2q—支护强度查表得1.3×343KN/M2-86- 2.5掩护梁结构的设计2.5.1掩护梁的作用和用途掩护梁是支架的掩护构件，它有承受冒落矸石的载荷和顶板通过顶梁传递的水平载荷引起的弯矩，掩护梁的用途，掩护梁承受顶梁部分载荷和掩护梁背部载荷并通过前后连杆传递给底座。掩护梁承受对支架的水平作用力及偏载扭矩。掩护梁和顶梁（包括活动侧护板）一起，构成了支架完善的支撑和掩护体，完善了支架的掩护和挡矸性能。2.5.2掩护梁的结构型式掩护梁的结构为钢板焊接的箱式结构，在掩护梁上端与顶梁铰接，下部焊有与前、后连杆铰接的耳座。有的支架在掩护梁上焊有立柱柱窝。活动侧护板装在掩护梁的两侧。从侧面看掩护梁，其形状有直线型、折线型。如图2.10所示。图2.10掩护梁结构型式1—顶梁；2—掩护梁；3—立柱；4—前连杆；5—后连杆；6—底座；7—限位千斤顶梁的结构型式折线型相对直线型支架端面大，结构强度高，但工艺性差。对分式结构尺寸小，易于加工、运输和安装，但结构强度差。所以本次设计采用的是整体式、直线型。2.5.3掩护梁的参数确定1）掩护梁的长度G-86- 掩护梁就是两铰点的距离，由前面的四连杆机构可得知，掩护梁长度为2522mm。2）掩护梁宽度By本设计掩护梁宽度与顶梁宽度相同，如图2.11所示，所以掩护梁宽度为1500mm。图2.11 掩护梁2.6底座结构设计2.6.1底座设计要求底座是液压支架的主要承载部件，它把顶板的压力传递给底板，它是支架的结构基础，因此，对底座的设计有以下要求：1.要有足够的强度和刚度；2.对底板有较好的适应性和较小的比压；3.能获得足够的空间安装立柱、推移千斤顶、液压操纵系统和其他装置；4.便于人员行走、操纵支架和采煤机等；-86- 5.有一定的重量以保持支架的稳定性；6满足快速移架和顺序排矸的要求；2.6.2底座的选型底座的结构型式通常有三种类型：（a）（b）图2.12底座分类1整体式整体式底座是用钢板焊接成的箱式结构，整体性强，稳定性好，强度高，不易变形，与底板接触面积大，比压小，如图2.12(a)所示。2对分式为使底座在一定范围内适应底板起伏不平的变化，通常把底座制成前、后或左、右对分的形式，如图2.12（b），两者用过桥连接。3底靴式底靴式底座的特点是每根立柱支撑在一个底靴上，立柱之间用弹簧钢板连接，立柱与底靴之间用销轴连接，其特点是结构轻便，动作灵活，对底板的不平整适应性强，但刚性差，与底板的接触面积小，稳定性较差，一般用于节式支架上。各种型式的底座前端都制成滑撬形，以减小支架的移架阻力，同时底座后部重量大于前部，避免移架时啃底。-86- 图2.13整体式底座根据以上分析，选择整体式底座，如图2.13所示。四连杆机构铰接在底座后部，在两内主筋中间形成较高的铰点位置，这主要是为了形成足够的后工作空间，在不影响人行通道的基础上，前、后连杆铰接点应尽量前移。在两内主筋间下部布置有推拉装置。有两个球面柱窝与立柱缸底相连，在底座侧面靠前位置设有拉后输送机千斤顶的可拆装固定耳座。该底座整体性强，稳定性好，比压小。2.7立柱的确定立柱是支架的承压构件，它长期处于高压受力状态，它除应具有合理的工作阻力和可靠的工作特性外，还必须有足够的抗压、抗弯强度、良好的密封性能，结构要简单，并能适应支架的工作要求。2.7.1立柱布置1)立柱数目前过内支撑式支架立柱数为2～6根，常用为4根；掩护式支架为2柱；支撑掩护式支架为4柱。2)支撑方式支撑式支架立柱为垂直布置。掩护式支架为倾斜布置，这样可克服一部分水平力，并能增大调高范围。一般立柱轴线与顶梁的垂线夹角小于300-86- （支架在最低位置时），由于角度较大，可使调高范围增加。同时由于顶梁较短，立柱倾角加大可以使顶梁柱窝位置前移，使顶梁前端支护能力增大。支撑掩护式支架，根据结构要求呈倾斜或直立布置，一般立柱轴线与顶梁垂线夹角小于100（支架在最高位置时），由于夹角较小，有效支撑能力较大。3)立柱间距立柱间距指支撑式和支撑掩护式支架而言即前、后柱的间距。立柱间距的选择原则为有利于操作、行人和部件合理布置。支撑式和支撑掩护式支架的立柱间距为1～1.5m。4)立柱类型立柱按动作方式，分为单作用和双作用；按结构分类，分为活塞式和活柱式；按伸缩方式分为单身缩和双伸缩，如图2.14所示。abcdef-86- 图2.14立柱类型单作用活塞式；b—单作用柱塞式；c—双作用活塞式；d、e、f—双伸式2.7.2立柱主要参数确定1)立柱缸体内径和活塞外径a.立柱缸体内径的确定D=式（2.12）式中：D—立柱缸体内径mmF1—支架承受的理论支护阻力KNnd—每架支架立柱数Pa—安全阀的正压力，pa=40mpaαm—立柱最大倾角（度）代入公式（2-13）得Dd==202.8mm查表2-1取整为200mm。表2-1立柱缸体内径Dd标准值列表506380100110125140145150180200210220230250260表2-2立柱缸径缸、活塞柱径配合关系表外缸内径/mm250220200180160140活塞外径/mm240210185170150130-86- 工作阻力/KN2352196017641372980784额定工作压力/MPa5051.658.456.150.751.92)立柱初撑力和工作阻力a.初撑力P1=(KN)式（2.13）式中：—立柱初撑力KNPb—泵站压力选用XRB2B型乳化液泵站，压力Pb=35Mpa考虑各种损失，按32MPa计算。代入公式（2-14）得==1004.8b.立柱工作阻力=式（2.14）式中：—立柱工作阻力，KNPa—安全阀调整压力，安全阀选用YF1B型调正压力=40MPa。代入公式（2-14）得：==1256KN2.8千斤顶的选择推移装置推移装置由推移千斤顶和推移杆组成。推移杆为焊接结构,-86- 具有足够的强度和刚度。其推移装置可使支架及输送机产生相互导向的防滑功能。支撑掩护式支架所需的移架力不仅应克服底板的摩擦力，还应克服两旁相邻支架的摩擦力以及由于移架时立柱的剩余载荷引起的顶板对支架的摩擦力，所以它需要的移架力要比支撑式支架大得多。为获得较大的移架力，掩护式和支撑掩护式支架的推移装置常增加一个推移框架，以便利用推移千斤顶的推力移架，拉力推溜。1.长框架推移装置支架撑紧顶板时，液压控制使推移千斤顶活塞杆缩回，推移千斤顶的拉力经导向块变为对传力框架的推力而把运输机推向煤壁。支架卸载后，液压控制使推移千斤顶活塞杆伸出，此时运输机不动，导向块成为固定支点，推移千斤顶的推力把支架移至新的工作位置，这时传力框架承受拉力。短框架推移装置与长框架推移装置工作原理形同无论是长框架还是短框架推移装置，都可以把推移千斤顶设计成倾斜装置，前高后低。这样避免移架是底座前端扎底，有利于移架动作的顺利完成。长框架推移装置的缺点是传力框架较长，杆端面小，因而刚度不易保证，容易发生弯曲变形。在这里采用长框架推移装置。推杆采用16Mn钢板焊接而成，主要由主筋板，大耳座、小耳座、加强筋板组成，长1080㎜，宽290㎜。设计结果数据：表2-3液压支架主要技术参数表项目单位技术参数支支架高度mm3600～4700-86- 架整体性能支架宽度mm1500支架中心距mm1500支护强度MPa0.573对底板比压MPa2.43初撑力kN4863.2工作阻力kN5000操作方法本架操作泵站压力MPa35下图为用Solidworks所绘立体总图，如图2.15所示。图2-15放顶煤液压支架2.4小结-86- 本章完成了液压支架的整体结构设计，主要包括支架主要尺寸的确定，顶梁、掩护梁结构设计及参数确定，底座、立柱及液压千斤顶的选择。其中重点进行了支架四连杆机构的设计及计算，由此得到支架各部分的设计参数。第3章液压支架的受力分析放顶煤液压支架作为放顶煤开采技术的关键设备,它设计的好坏,是放顶煤开采技术能否进一步推广和发展的关键。本文以放顶煤液压支架为例,-86- 探讨放顶煤液压支架的受力分析,以便把放顶煤液压支架设计得更合理,更科学。3.1顶梁受力分析3.1.1取顶梁为分离体进行受力分析图3.1顶梁分离体受力分析顶梁受力分析的目标是求出图3.1中的四个未知量Fn、X：式（3.1）式（3.2）式中：—顶梁所受集中力KNω—顶梁顶板摩擦系数，ω=0.3—前排立柱的合力=2512（KN）-86- P—后排立柱的合力，P=2512（KN）—顶梁a点所受垂直力，KN由式(3-1)和(3-2)联立，求Fn整理得式（3.3）式中：θ—瞬心角（度）代入公式（3-3）得:≈3284.83KN由式（3-1）得:=3284.83×0.3-2512×(sin18˚+sin8˚)=-139.927(KN)由式（3-5）得:ya=3284.83－2512×（cos18˚+cos8˚）=-1591.64(KN)式（3.4）式中：x—后梁集中力作用点与顶梁后端之距mm;-86- —掩护梁与顶梁铰点与顶梁上表面之距，=400mm—前排立柱上铰点与顶梁后端之距，=2590mm—后排立柱上铰点与顶梁后端之距，=590mm—前排立柱上铰点与顶梁上表面之距，=257mm—后排立柱上铰点与顶梁上表面之距，=257mm—前排立柱上铰点与前后梁铰点之距，=3085mm3.1.2顶梁载荷分布在把顶梁所受顶板的载荷求出后，就可以进一步计算出载荷在顶梁上面的分布情况。由于顶板与顶梁接触情况不同，载荷实际分布很复杂。为了计算方便，假设顶梁与顶板均匀接触且载荷为线性分布。设顶梁长为Lg，顶板的集中载荷为F1，其作用点距顶梁一端为x。则图3.2顶梁三角形载荷分布图3.3顶梁梯形载荷分布时，载荷分布为三角形。如图3.2所示。顶梁前端比压q2为0，顶梁后端比压q3为：×10MPa式（3.5）-86- 式中：—顶梁后端比压,mpaBm—顶梁宽度，Bm=1500mm代入公式（3-7）得MPb)当＞X＞时,载荷呈梯形分布，如图3.3所示，顶梁前端比压为：式（3.6）式中：—顶梁前端比压,mpaLg—顶梁长度，5675mmB—顶梁宽度，Bm=1500mm代入公式（3-8）得=0.21MP顶梁后端比压为式（3.7）代入公式（3-9）得:=0.562Mpa3.1.3支护强度支架的结构设计结束，其结构尺寸已定。再经受力分析，其外载荷也已确定。于是可求出支架实际支护强度如下式：-86- 式（3.8）式中：Lg—顶梁长度，mmB—顶梁宽度，Δ—顶梁前端至煤壁的距离，300mm代入公式（3-10）得:＝0.367Mpa3.2掩护梁受力分析如图3.4所示。写出连杆受力F5,F6的表达式。图3.4掩护梁分离体受力后连杆受力:式（3.9）-86- 式中：—后连杆与水平的夹角，75度—前连杆与水平面的夹角，57度的反作用力。代入公式（3.9）得:＝3185.05KN前连杆受力：式（3.10）代入公式（3.10）得＝1770.36KN3.3液压支架的底座受力分析及计算3.3.1取底座为分离体进行受力分析取底座为分离体进行受力分析，如图3.5所示，可求出底板对底座的支撑反力及作用点的位置如下：-86- 图3.5底座分离体受力式（3.11）=3767.48KN式（3.12）式中：F1`—底座集中力大小，KNF前连杆＇—F前连杆的反作用力。X＇—底座集中力距底座后端距离，mm—前后立柱下铰点距底座下平面之距，=200mm—前连杆下铰点距底座下平面之距，=1452mm—后连杆下铰点距底座下平面之距，=900mm-86- —前后立柱下铰点之距，=1200mm—后排立柱下铰点与底座后端之距，=1192mm—前后连杆下铰点水平距离，=792mm的反作用力由于支架重量相对于支架所受工作阻力很小，所以支架的重量可以忽略不计，支架底座集中力与顶梁集中力相等,3767.48KN由式（3-8）得X`=2240.1mm3.4小结本章对支架重要部件进行了受力分析，主要包括顶梁、掩护梁及底座的受力分析，由于这些构件在工况下的受力较为复杂，在对其受力分析时采用分离式的分析方法，这样就简化了分析过程，式分析过程更为清晰。第4章液压支架强度校核在液压支架的研制，试验过程中，各构件的强度计算是极为必要的。由于液压支架的结构特点，外载荷特点以及使用条件的特殊性，在强度计算中的强度条件也有其特殊性。当然强度条件要以现阶段液压支架所选用的材料、制造工艺以及失效形式等为依据，随着时间的推移，如果上述诸点有变，强度条件也必须作相应的调整。-86- 4.1材料的选择我国液压支架强度计算中的强度条件：1.强度校核均以材料的屈服极限计算安全系数。2.结构件、销轴、活塞杆的屈服极限及强度条件。1)各构件通常采用16Mn等普通低合金结构钢，并由具有标准厚度的钢板焊接而成，取＝459MPa2)底座用HT300，取3)主要销轴均采用CrMo等合金结构钢取屈服极限＝561Mpa4)活塞杆均采用45号钢，取屈服极限＝367.2MPa5)结构件、销轴和活塞杆的强度条件为式（4.1）式中－危险断面计算出的最大应力，MPa，－许用安全系数3.缸体材料采用27SiMn无缝钢管，取抗拉强度＝1020MPa，强度条件为式（4.2）式中：－缸体许用应力，MPa－许用安全系数，取3.5～41）焊条抗拉强度取＝561Mpa，其强度条件-86- 式中σ－计算出的焊缝许用应力按焊条类型确定2）许用挤压应力按下式计算式（4.3）安全系数，查书得表：表4-1安全系数安全系数前梁顶梁底座主要轴缸体焊缝活塞杆[n]1.11.11.11.33.3～43.3～4>1.44.2顶梁的强度校核图4.1顶梁中部集中载荷实验加载方式示意图如图4.1所示，剖面线部分为顶梁中部所加的钢条，也就是作用力的位置。钢条所在的位置为，两柱窝中点。现将此实验中顶梁的受力模型列于下图中：4.2.1画出顶梁结构简图、受力图、剪力图和弯矩图图b-86- 为剪力图，从右向左取，向上为负，向下为正。对一个点左右的剪力计算如下：A:QA左＝-P1=-2512KNB:QB右=-P2=-2512KNQB左=-P2+F=-2512+3284.83=772.83KNC:QC右=P2=2512KN图c为弯矩图2512×0.2×0.5×1000=2.512×105N.m4.2.2按弯曲应力计算进行强度校核由计算得知，按弯压联合计算，不如按最大弯曲应力计算应力大。为了安全，在A-A截面，采用最大弯曲应力进行校核，如图4.2所示。计算截面面积F及截面形心至a－a面的距离y;全部厚度为δ＝30mm首先对每块钢板编号，把位置状态相同和截面积相同的钢板编成一个号，然后计算截面面积最后计算截面形心距即：图4.2顶梁截面图F1=L1δ×2=0.500×0.030×2=0.03m2F2=F3=L2δ×2=0.41×0.03×2=0.0246m2F4=F5=L4δ=1.440×0.03=0.0432m2-86- y1==0.25my5==0.015my2=y3=+2δ=0.265my4=L1-δ=0.5-0.15=0.485my=式（4.4）=0.2545m每个零件中心到截面形心的距离：a1=y-y1=0.2545-0.25=0.0045ma2=y-y2=0.2545-0.265=-0.0072ma3=y-y3=0.2545-0.265=-0.0072ma4=y-y4=0.2545-0.485=0.2305ma5=y-y5=0.2545-0.015=0.2395m矩形截面的惯性矩为：式（4.5）式中b－截面宽度h－截面高度计算每个零件的对截面形心的惯性矩0.3131×103m40.171×10-3m40.171×10-3m4-86- 2.298×10-3m42.298×10-3m4JZ=JZ1+JZ2+JZ3+JZ4+JZ5=0.3131×10-3+0.171×10-3+0.171×10-3+2.298×10-3+2.298×10-3=5.2511×10-3m4计算弯曲应力和安全系数式（4.6）==23.2MPa安全系数：n=合格。4.2.3校核B－B截面的剪切强度在截面B－B的剪力最大，且腹板采用钢板焊接，故需要校核，现对中性轴处剪切力进行校核，即式（4.7）－最大剪力－截面沿中性轴的总宽度b0=δ×2=0.06m－截面中心轴之上各块面积对中性轴静矩-86- 0.03×0.0045-0.0246×0.0072-0.0246×0.0072+0.0432×0.2305+0.0432×0.2395=0.02式（4.8）==15.9MPa安全系数：式（4.9）所以B—B截面强度合格。4.3底座的强度校核4.3.1画底座受力图图4.3底座受力图已知：P1=2512,P2=2512.L1=588mm,L2=1200mm,L3=1442mm4.3.2计算最大弯矩式（4.10）由图4.3所示：两柱窝中间的截面弯矩最大。-86- 4.3.3画出危险截面危险截面如图4.4所示。图4.4底座危险截面4.3.4校核计算因为底座是铸造出来的，所以截面惯性矩近似用矩形公式计算：式（4.11）式中：b为截面宽mm;h为截面高mm。弯曲截面系数：式（4.12）式中：ymax为中性轴到最远截面距离。最大弯曲正应力：式（4.13）合格。-86- 4.3.5底座有限元分析图4.5底座有限元分析应力结果显示图4.5为底面固定，四立柱每个柱窝受竖直向下的力P立柱=4.4MPa，前连杆受压力P前连杆=59MPa，后连杆受拉力P后连杆=48.25MPa。结果显示受最大应力为1.991×108N/mm2即199.1MPa≤230MPa。所以合格。4.4前后连杆的校核4.4.1前连杆的校核由以上受力分析可知，前连杆是二力杆，只受拉力作用F前连杆=1770.36KN.面积：A=a×b=200×150=30000mm2式中：a,b分别为截面宽和高，a=200mm,b=150mm拉应力-86- 式（4.14）安全系数式（4.15）所以前连杆合格。4.4.2后连杆的校核同前连杆一样，后连杆也只受一个拉力作用，F后连杆=3185.05KN。面积A=a×b=200×330=66000mm2式中：a,b分别为截面宽和高，a=200mm,b=150mm拉应力安全系数所以后连杆合格。4.5小结对液压支架承载较大的构件进行强度校核，包括顶梁强度校核，底座强度校核及前后连杆强度校核。在对其进行校核的过程中，通过Pro/E进行三维建模，然后得到其应力应变图，使分析结果一目了然。-86- 第五章液压支架液压系统分析5.1液压支架的液压系统的简介液压支架不仅需要有良好的结构以适应所工作的煤层地质条件，而且还要配备完善而可靠的液压系统及液压元件来实现支架的优良工作性能。液压支架的液压系统属于泵缸开式系统。动力源是乳化液泵，执行元件是各种液压缸。系统回液流入乳化液箱，然后由泵吸入并增压，经各种控制元件供给各个液压缸，。乳化液泵站通常安装在工作面下顺槽，可随工作面一起向前推进。泵站通过沿工作面全长敷设的主供液管和主回液管，向各个支架供给高压乳化液，接收低压回液。工作面中每个支架的液压控制回路多数完全相同，通过截止阀连接与主管路，相对独立。其中任一支架发生故障进行检修时，可关闭该架与主管路连接的截止阀，不会影响其他支架工作。-86- 液压支架由不同数量的立柱和千斤顶组成，采用不同的操纵阀实现升柱、降柱、移架、推溜等动作。虽然支架的液压缸（立柱和千斤顶）种类、数量很多，但其液压系统都是采用多执行元件的并联系统。5.1.1液压支架传动系统的基本要求对于液压支架的传动装置，应具有以下基本要求：1、采用结构比较简单，设备外形尺寸比较小，能远距离的传递大的能量2、能承受较大的载荷；没有复杂的传动机构；3、再有爆炸危险和含尘的空气里保证工作安全；4、动作迅速；5、操作、调节简单；6、过载及损坏保护简单；容积式液压传动可最大限度的满足这些要求，因此液压支架均采用这种传动。5.1.2液压支架的液压传动特点液压支架的液压传动，与其它机械的容积式液压传动有很大的区别，其特点如下：工作液的压力高（管路内的压力达，立柱内的压力达），流量大（）;在液压系统中，采用粘度低和容量大的液体作为工作介质；液压缸、操纵阀，其它调节和控制装置等的数量大（高压泵1~6台、液压缸300~1500个、安全阀150~300个，还有同样数量的液控单向阀）；很长的液压管路（200~300刚性管，500~3000高压软管）；泵-----液压缸传动系统的换算弹性模数较低；根据支架的数量改变液流的参数；-86- 所有支架的结构上都有着相同的液压缸、液压装置以及它们之间都有相同的连接方式（相同的液压系统）；每节支架都重复着相同的工序，这些工序的总和构成液压支架的基本工序；为了保证系统具有较高的容积效率，实现无故障作业和工作人员的安全，液压系统的元件和部件要有好的密封性和可靠性。这些基本特点决定了液压传动元件以及整个系统在结构上的特点，即：液压支架是以单节支架为单元的，这就决定了液压系统的构成，即工作面支架和端头支架的液压系统成为液压支架的基本组成部分。此外，可以把泵站、中心控制台和支架的液压管路等部分作为支架的公用液压系统。其中每个部分都具有独立的功能，在改善液压传动或者制定新的方案时，一般都可以单独地加以研究。5.2液压支架的液压系统拟定根据液压支架的架型和结构设计，确定立柱和千斤顶数目，并拟订液压系统。5.2.1立柱系统的拟定1、单柱控制回路单柱控制回路如图5.1a、b、c、d、e所示，其中图a为单作用单柱，图b、c为双作用单柱，图d、e为双伸缩单柱。-86- 图a图b图c图c图d图5.1单柱控制回路2、多柱控制回路多柱控制回路如图5.2a、b所示，图中为两根立柱并联组成，同时动作。图5.2a为共用一个控制阀回路，图为各用一个控制阀回路，采用双液控单向阀或用于双伸缩立柱。a---共用一个控制阀回路；b---各用一个控制阀回路图5.2多柱控制回路3、带压移架回路带压移架回路如图5.3所示。在立柱控制阀前面装设一个由移架液路控制的支撑保持阀和一个与立柱活塞杆腔液路相通的节流阀，可使支架带压移架，设计时应考虑在移架时，支架对顶板的支撑力应大于10KN/m24、端头锚固支架的闭锁回路-86- 图5.3带压移架回路端头锚固支架的闭锁回路，各柱升柱时，相互没有关系。而当桩柱升柱时，锚固柱必须处于升柱撑紧状态；反之，当锚固柱降柱时，桩柱的液路压力要达到一定植，否则液压打不开限压阀，不能进入桩柱或锚固柱的活塞杆腔，桩柱或锚固柱就降不下来，从而可以起到相互闭锁的作用。5、提高立柱支撑力的回路提高立柱支撑力的回路采用两条压力液管路，一条为中压大流量供液管，另一条是高压小流量供液管。在立柱的初撑阶段，先由两条压力液管路共同供液，待顶梁支撑顶板，立柱活塞腔的液压力大于中压液管的压力，单向阀关闭，由高压小流量管路继续供液，直至达到预定的初撑力。本设计采用:多柱控制回路b如图：5.2b各用一个控制阀回路5.2.2千斤顶系统千斤顶系统包括前梁、平衡、侧推、推移、护帮、防倒、防滑和调架千斤顶。这类千斤顶控制系统一般由油缸上加一些必要的液压阀构成。常用的千斤顶控制回路有如下形式：1、侧推、调架、防倒系统侧推、调架、放倒系统如图5.4为单作用式，图5.5为双作用式。-86- 图5.4单作用式图5.5双作用式本设计选用：双作用式2、推移千斤顶系统推移千斤顶系统如图5.6所示。a为单向锁紧回路，b为差动回路，c为千斤顶定压回路，用于辅助移架千斤顶的推力限制在一定范围，在该千斤顶的活塞腔一侧液路上增设一个定压开关阀。当操纵操纵阀时，压力液经分流阀后分成两路：一路去推移千斤顶，另一路经定压开关阀去辅助移架千斤顶。当液压力超过定压关闭阀的调整压力时，该阀关闭，切断液路，保证辅助移架千斤顶的推力不超过调定值。ab图5.6推移千斤顶系统本设计选用：a单向锁紧回路3、前梁千斤顶系统前梁千斤顶系统一般用单向锁紧限压回路，如图5.7所示。-86- 图5.7单向锁紧限压回路5.2.3支架液压阀液压支架的液压控制系统中所使用的控制元件有两大类：压力控制阀和方向控制阀。压力控制阀主要有安全阀，方向控制阀主要有液控单向阀、操纵阀和液控分配换向阀等。1、液控单向阀夜控单向阀在支架液压系统中主要用来闭锁液压缸中的液体，使之承载。它是大多数支架立柱必不可少的控制元件之一。对液控单向阀的要求：密封可靠，特别是锁紧立柱下腔液路的液控单向阀，保持绝对密封；流动阻力小；工作寿命长，能保证工作面推进800～1000米不需要更换；结构简单。支架常用的液控单向阀按其密封副形势可分为平面密封型、锥面密封型和球面密封型。2、安全阀-86- 安全阀是支架液压控制系统中必不可少的限定压强的元件。立柱安全阀可以防止支架的主要承载结构件过负荷，确保顶板岩层在不高于规定的工作阻力作用下沉降。对立柱安全阀的要求：关闭时必须完全封闭；能够稳定溢流的溢流量范围大，在顶板缓慢下沉时的微小流量(30~40以下)工况下，启闭压强差不大于整定压强的5～10%，以保证支架的恒阻性。在顶板急剧下沉的大流量(30~50)工况下，被封闭的液体压强升高值不大于整定压强的25%。3、操纵阀在支架液压控制系统中用来使液压缸换向，实现支架各个动作的手动换向阀，习惯上称为操纵阀。按压力液通过操纵阀后的用途不同，可分为全流量操纵阀和先导液压操纵阀。5.3小结本章设计了整个支架的液压系统，以保证液压支架的正常工作。主要进行了各类阀体的选择使用，以及立柱千斤顶的布局及选型。第六章结论放顶煤液压支架是综合机械化放顶煤开采最重要的机械设备。它的发明和应用，使放顶煤开采技术从高落式进入一个全面机械化的新的发展阶段。放顶煤工作面由液压支架实现可靠、快速地支护和放煤，采用采煤机采煤，使厚煤层全厚开采在安全、可靠的工作条件下进行，保证了工作面实现高产高效。-86- 本论文在综合分析国内外放顶煤液压支架的基础之上，对液压支架的工作原理及液压支架的分类进行了概述，从而论证了放顶煤液压支架的设计研究对于提高采煤工作面的综合机械化水平具有重大意义。本课题在总结前人经验的基础之上，主要完成了以下工作：（1）进行了液压支架的整体结构设计，主要包括支架主要尺寸的确定，顶梁、掩护梁结构设计及参数确定，底座、立柱及液压千斤顶的选择。其中重点进行了支架四连杆机构的设计及计算，由此得到支架各部分的设计参数。（2）对支架重要部件进行了受力分析，主要包括顶梁、掩护梁及底座的受力分析，由于这些构件在工况下的受力较为复杂，在对其受力分析时采用分离式的分析方法，这样就简化了分析过程，式分析过程更为清晰。（3）对液压支架承载较大的构件进行强度校核，包括顶梁强度校核，底座强度校核及前后连杆强度校核。在对其进行校核的过程中，通过Pro/E进行三维建模，然后得到其应力应变图，使分析结果一目了然。（4）设计了整个支架的液压系统，以保证液压支架的正常工作。主要进行了各类阀体的选择使用，以及立柱千斤顶的布局及选型。-86- 参考文献[1]丁绍南.液压支架设计.北京：世界图书出版社，1992[2]邢福康，刘玉堂.煤矿支护手册.北京：煤炭工业出版社，1991[3]赵宏珠.综采面矿压与液压支架设计.徐州：中国矿业学院出版社，1987[4]杨振复，罗恩波.放顶煤开采技术与放顶煤液压支架.北京：煤炭工业出版社，1995[5]《综采技术手册》编委会.综采技术手册.北京：煤炭工业出版社，2000[6]程居山.矿山机械.徐州：中国矿业大学出版社，2000[7]雷天觉.新编液压工程手册.北京：北京理工大学出版社，1998[8]成大先.机械设计手册.北京：化学工业出版社，2004[9]曾正明.机械工程材料手册.北京：机械工业出版社，2003[10]LucianaD’Adderio．Craftingthevirtualprototype：howfirmsintegrateknowledgeandcapabilitiesacrossorganiza-tionalboundaries[J]．ElsevierScience，ResearchPolicy，2001。30(9)：1409—1424．[11]唐大放，冯晓宁.机械设计工程学.徐州：中国矿业大学出版社，2001[12]张家鉴，陈文享.液压支架.北京：煤炭工业出版社，1985[13]甘永立.几何量公差与检测.上海：上海科学技术出版社，2001[14]徐灏.机械设计手册.北京：机械工业出版社，2003[15]单辉祖.材料力学.北京：高等教育出版社，1999[16]中国机械工程学会、中国机械设计大典编委会.中国机械设计大典.南昌：江西科学技术出版社，2002[17]王国法.液压支架技术.北京：煤炭工业出版社,1999-86- 致谢这次毕业设计为我今后进入这一行业发展打下了扎实的基础．总的来说,自己的确学了不少东西。首先，这是自己第一次的较大型的毕业设计，在老师的帮助和同学的合作下，学会了该怎样作毕业设计，从哪儿下手，怎样规划，有了这次经验，下次会更加得心应手．其次，自上大学以来，自己都学的是书本知识，而这次是理论联系实践，是自己更好的运用于掌握了这几年说学的知识．再者，自己学会了该怎样利用工具书和图书馆资源，知道如何找，上哪儿找，然后再加以吸收，补充自己的不足．最后，毕业设计培养了我严肃认真和实事求是的科学态度，从而培养了吃苦耐劳的精神和相对应的工程知识。这次毕业设计，从开始分配任务到实习，查找资料到设计计算、制图以及编写说明书，自己都十分投入，从而保证了设计的质量。在做设计的过程中，也有许多不足，有些学过的知识还不能够和实际相联系，很多东西不能学于至用；在参观实习过程中，自己还不能把握住实习要点，希望老师能指点。这次毕业设计的圆满完成还需感谢我的指导教师田和强老师的细心辅导，同时感谢曹连民老师、张鑫老师、张同军老师等各位专业课老师的精心培养。由于此次本人的知识和技术有限，所以设计必不能尽善尽美，存在着的瑕疵未未还望老师批评指导。-86- 附录Thedesigneraimstofindthebestdesignforthemechanicalsystemconsidered.Partofthiseffortistheoptimalchoiceofsomeselectedparametersofasystem.Fig.1HydraulicsupportMethodsofmathematicalprogrammingcanbeused,ifasuitablemathematicalmodelofthesystemismade.Ofcourse,itdependsonthetypeofthesystem.Withthisformulation,goodcomputersupportisassuredtolookforoptimalparametersofthesystem.Thehydraulicsupport(Fig.1)describedbyHarl(1981)isapartoftheminingindustryequipmentinthemineVelenje-Slovenia,usedforprotectionofworkingenvironmentinthegallery.Itconsistsoftwofour-barmechanismsFEDGandAEDBasshowinFig.2.ThemechanismAEDBdefinesthepartofcouplerpointCandthemechanismFEDGisusedtodrivethesupportbyahydraulicactuator.Itisrequiredthatthemotionthesupport,moreprecisely,themotionofpointCinfig.2,isverticalwithminimaltransversaldisplacements.Ifthisisnotthecase,thehydraulicsupportwillnotworkproperlybecauseitisstrandedonremovaloftheearthmachine.Aprototypeofthehydraulicsupportwastestedinalaborarory(Grm1992).Thesupportexhibitedlargeransversaldisplacements,whichwouldreduceitsemployability.Therefore,aredesignwasnecessary.Theprojectshouldbeimprovedwithminimalcostifpossible.Itwasdecidedtofindthebestvaluesforthemostproblematicparametersa1,a2,a4oftheleadingfour-barmechanismAEDBwithmethodsofmathematicalprogramming.Otherwiseitwouldbe-86- necessarytochangetheproject,atleastmechanismAEDB.Thesolutionofaboveproblemwillbedifferentbecauseoftolerancesofvaroiousparametersofthesystem,whichiswhythemaximalallowedtolerancesofparametersa1,a2,a4willbecalculate,withhelpofmethodsofmathematicalprogramming.Fig.2Twofour-barmechanisms2.ThedeterministicmodelofthehydraulicsupportAtfirstitisnecessarytodevelopanappropriatemechanicalmodelofthehydraulicsupport.Itcouldbebasedonthefollowingassumptions:-thelinksarerigidbodies,-themotionofindividuallinksisrelativelyshow.Thehydraulicsupportisamechanismwithonedegreeoffreedom.Itskinematicscanbemodeledwithsynchronousmotionoftwofour-barmechanismsFEDGandAEDB(Oblaketal.1998).Theleadingfour-barmechanismAEDBhasadecisiveinfluenceonthemotionofthehydraulicsupport.Mechanism2isusedtodrivethesupportbyahydraulicactuator.ThemotionofthesupportiswelldescribedbythetrajectoryLofthecouplerpointC.Therefore,thetaskistofindtheoptimalvaluesoflinklengthsofmechanism1byrequiringthatthetrajectoryofthepointCisaspossibletothedesiredtrajectoryK.Thesynthesisofthefour-barmechanism1hasbeenperformedwithhelpofkinematicsequationsofmotiongivenbyRaoandDukkipati(1989).Thegeneralsituationisdepictedin-86- Fig.3.Fig.3TrajectoryLofthepointC.Fig.3TrajectoryLofthepointCEquationoftrajectoryLofthepointCwillbewritteninthecoordinateframeconsidered.CoordinatexandyofthepointCwillbewrittenwiththetypicalparametersofafour-barmechanisma1a2…..a6.ThecoordinatesofpointsBandDare=-cos,(1)=-sin(2)=-cos(+)(3)=-sin(+)(4)TheparametersA1a2…..a6arerelatedtoeachotherby+=(5)(-)+=(6)Bysubstituting（1）—（4）into（5）—（6）theresponseofthesupportareobtainedas(X-cos)+(Y-sin)-=0(7)[X-cos(+)-]+[Y-sin(+)]-=0(8)Thisequationrepresentsthebaseofthemathematicalmodelforecalculatingtheoptimalvaluesofparametersa1,a2,a4.-86- 2.1.MathematicalmodelThemathematicalmodelofthesystemwillbeinthefromproposedbyHaugandArora(1979):minf(u,v)（9）subjecttoconstraints：（u,v）0,I=1,2……..,m.（10）andresponseequations:(u,v)=0,j=1,2,….,m.（11）Thevectoru=iscalledthevectorofdesignvariables，v=[v……v]Tisthevectorofresponsevariablesandfin(9)istheobjectivefunction.Toperformtheoptimaldesignoftheleadingfour-barmechanismAEDB,thevectorofdesignvariablesisdefinedas:U=[](12)Andthevectorofresponsevariablesas:v=[xy](13)Thedimensions,,ofthecorrespondinglinksarekeptfixed.theobjectivefunctionisdefindassome“measureofdifference”betweenthetrajectoryLandthedesiredtrajectoryKasf(u,v)=max[g(y)-f(y)](14)wherex=go(y)isepuationofthecurveKandx=f（y）istheequationofthecurveL.Suitablelimitationsforoursystemwillbechosen.Thesystemmustsatisfythewell-knownGrasshofconditions（+）-(+),(15)（+）-(+)0.(16)Inequalities（15）and（16）expressthepropertyofafourbarmechanism,wherethelinksmayonlyoscillate.Thecondition-86- （17）Prescribesthelowerandupperboundsofthedesignvariables.Theproblem(9)-(11)isnotdirectlysolvablewiththeusualgradient-basedoptimizationmethods.Thiscouldbecircumventedbyintroducinganartificialdesignvariableun+1asproposedbyHsiehandArora(1984).Thenewformulationexhibitingamoreconvenientformmaybewrittenasmin(18)subjecttog(u,v)0,i=1.2…（19）f(u,v)-0，（20）andresponseequationsh(u,v)=0,1.2…..,m,（21）whereu=[u]…]andv=[v…v].AnonlinearprogrammingproblemoftheleadingfourbarmechanismAEDBcanbedefinedasmin7(22)subjecttoconstraints(+)-(+),(23)(+)-(+),(24)(25)[g(y)-f(y)]-(26)Andresponseequations（x-cos）+(y-sin)-=0(27)[x-(28)ThisformulationenablestheminimizationofthedifferencebetweenthetransversaldisplacementofthepointCandtheprescribedtrajectoryK.theresultistheoptimalvalues-86- oftheparameters.3.ThestochasticmodelofthehydraulicsupportThemathematicalmodel(22)-(28)maybeusedtocalculatesuchvaluesoftheparameters,thatthe“differencebetweentrajectoriesLandK”isminimal.However,therealtrajectoryLofthepointCcoulddeviatefromthecalculatedvaluesbecauseofdifferentinfluences.Thesuitablemathematicalmodeldeviationcouldbetreateddependentlyontolerancesofparameters.Theresponse(27)-(28)allowustocalculatethevectorofresponsevariablesvindependenceonthevectorofdesignvariablesu.thisimpliesv=~h(u).thefunction~histhebaseofthemathematicalmodel(22)-(28),becauseitrepresentstherelationshipbetweenthevectorofthedesignvariablesuandresponsevofourmechanicalsystem.Thesamefunction~hcanbeusedtocalculatethemaximalallowedvaluesofthetolerancesofparameters.Inthestochasticmodelthevectorofdesignvariablesistreatedasarandomvectorv=[v…v],~.(29)Itissupposedthatthedesignvariablesu1…..unareindependentfromtheprobabilitypointofviewandthattheyexhibitnormaldistribution,.Themainparameterandcouldbeboundwithtechnologicalnotionssuchasnominalmeasures,andtolerances,e.g.,soevents(30)WilloccurwiththechosenprobabilitydistributionfunctionoftherandomvectorV,thatissearchedfordependsontheprobabilitydistributionfunctionoftherandomvectorUanditispracticallyimpossibletocalculate.Therefore,therandomvectorVwillbedescribedwithhelpof“numbersofcharacteristics”,thatcanbeestimatedbyTaylorapproximationofthefunction~hinthepointorwithhelpoftheMonteCarlomethodinthe-86- papersbyOblak(1982)andHarl(1998).3.1.ThemathematicalmodelThemathematicalmodelforcalculatingoptimaltolerancesofthehydraulicsupportwillbeformulatedasanonlinearprogrammingproblemwithindependentvariables（31）Andobjectivefunction（32）withconditions（33）（34）In（33）isthemaximalallowedstandarddeviationofcoordinatexofthepointCand（35）Thenonlinearprogrammingproblemforcalculatingtheoptimaltolerancescouldbethereforedefinedas+1/（36）Subjecttoconstraints（37），，（38）-86- 4.NumbericalexampleThecarryingcapabilityofthehydraulicsupportis1600kN.Bothfour-barmechanismsAEDBandFEDGmustfulfillthefollowingdemand:-theymustallowminimaltransversaldisplacementsofthepointC,and-theymustprovidesufficientsidedemand:Theparametersofthehydraulicsupport(Fig.2)aregivenintable1.ThedrivemechanismFEDGisspecifiedbythevector[（39）AndthemechanismAEDBby（40）In（39）,theparameterdisawalkofthesupportwithmaximalvalueof952mm.parametersfortheshaftofthemechanismAEDBaregiveninTable2Table1ParametersofhydraulicsupportSignLength（mm）M110N510O640P430Q200S1415T380Table2parametersoftheshaftformechanismAEDBSign1427.70mm1809.68mm179.340.520.144.1.OptimallinksofmechanismAEDBWiththisdatathemathematicalofthefour-barmechanismsAEDBcouldbewrittenintheformof(22)-(28).Astraightlineisdefinedbyx=65(mm)(Fig.3)forthedesiredtrajectoryofthepointC.thatiswhycondition(26)is-86- （41）TheanglebetweenlinksABandAEmayvarybetweenand.Thecondition(41)willbediscretizedbytakingintoaccountonlythepointsintable3.thesepointscorrespondtotheanglesoftheinterval[,]atregularintervalsof.Thelowerandupperboundsofdesignvariablesare（mm）(42)(mm)(43)Thenonlinearprogrammingproblemisformulatedintheformof(22)-(28).TheproblemissolvedbytheoptimizerdescribedbyKegletal.(1991)basedonapproximationmethod.thedesignderivativesarecalculatednumericallybyusingthedirectdifferentiationmethod.Thestartingvaluesofdesignvariablesare（44）Theoptimaldesignparametersafter25iterationsare（45）InTable3thecoordinatesxandyofthecouplerpointCarelestedforthestartingandoptimaldesigns,respectively.Table3CoordinatesxandyofthepointCAngle(mm)(mm)(mm)(mm)76.866.781784.8769.741787.5077.865.911817.6768.741820.4078.864.951850.0967.931852.9279.863.931882.1567.041885.0780.862.841913.8566.121916.8781.861.751945.2065.201948.3282.860.671976.2264.291979.4483.859.652006.9163.482010.2384.858.722037.2862.722040.70-86- 85.857.922097.1161.732100.7486.857.302097.1161.732070.8787.856.912126.5961.572130.3288.856.812155.8061.722159.6389.857.062184.7462.242188.6790.857.732213.4263.212217.4691.858.912241.8764.712246.0192.860.712270.0866.852274.3393.863.212298.0969.732302.4494.866.562325.8970.502330.36Figure4illustratesthetrajectoriesLofthepointCforthestarting(hatched)andoptimal(full)designaswellasthestraightlineK.Fig.4TrajectoriesofthepointC-86- 4.2.OptimaltolerancesformechanismAEDBInthenonlinearprogrammingproblem(36)-(38),thechosenlowerandupperboundsofindependentvariables，，are（（46）（47）Thestartingvaluesoftheindependentvariablesare（48）Thealloweddeviationofthetrajectorywaschosenfortwocasesas0.001and0.005.inthefirstcase,theTable4Optimaltolerancesfor0.001SignValue（mm）0.019170.008680.00933Table5Optimaltolerancesfor=0.05SignValue（mm）0.098550.043390.04667Optimaltolerancesforthedesignvariableswerecalculatedafter9iterations,for=0.05theoptimumwasobtainedafter7iterations.TheresultsaregiveninTables4and5.InFigs.5and6thestandarddeviationsarecalculatedbytheMonteCarlomethodandwithTaylorapproxmation(fulllinerepresentedTaylorapproximation),repectively.-86- Flg.5StandarddeviationsforE=0.01中文译文图1液压支架设计者的目的时寻找机械系统的-86- 最优设计。导致的结果是一个系统所选择的参数是最优的。一个数学函数伴随着一个合适的系统的数学模型的出现而出现。当然这数学函数建立在这种类型的系统上。有了这种数学函数模型，加上一台好的计算机的支持，一定能找出系统最优的参数。Harl描述的液压支架是斯洛文尼亚的Velenje矿场的采煤设备的一个组成部分，它用来支护采煤工作面的巷道。它由两组四连杆机构组成，如图2所示.四连杆机构AEDB控制绞结点C的运动轨迹，四连杆机构FEDG通过液压泵来驱动液压支架。图2中，支架的运动，确切的说，支架上绞结点C点竖向的双纽线的运动轨迹要求横向位移最小。如果不是这种情况，液压支架将不能很好的工作，因为支架工作在运动的地层上。实验室测试了一液压支架的原型。支架表现出大的双纽线位移，这种双纽线位移的方式回见少支架的承受能力。因此，重新设计很有必要。如果允许的话，这会减少支架的承受能力。因此，重新设计很有必要。如果允许的话，这种设计还可以在最少的成本上下文章。它能决定去怎样寻找最主要的图2两四连杆机构四连杆机构数学模型AEDB的最有问题的参数。否则的话这将有必要在最小的机构AEDB改变这种设计方案。-86- 上面所罗列出的所有问题的解决方案将告诉我们关于最理想的液压支架的答案。真正的答案将是不同的，因为系统有各种不同的参数的误差，那就是为什么在数学模型的帮助下，参数允许的最大的误差将被计算出来。2.液压支架的确定性模型首先，有必要进一步研究适当的液压支架的机械模型。它有可能建立在下面所列假设之上：（1）连接体是刚性的，（2）单个独立的连接体的运动是相对缓慢的.液压支架是只有一个方向自由度的机械装置。它的运动学规律可以通过同步的两个四连杆机构FEDG和AEDB的运动来模拟。最主要的四连杆机构对液压支架的运动规律有决定性的影响。机构2只是被用来通过液压泵来驱动液压支架。绞结点C的运动轨迹L可以很好地来描述液压支架的运动规律。因此，设计任务就是通过使点C的轨迹尽可能地接近轨迹K来找到机构1的最理想的连接长度值。四连杆机构1的综合可以通过Rao和Dukkipati给出运动的运动学方程式的帮助来完成。图3点C轨迹L图3描述了一般的情况。点C的轨迹L的方程式将在同一框架下被打印出来。点C的相对应的坐标x和y随着四连杆机构的独有的参数…一起被打印出来。点B和D的坐标分别是xB=x-cos(1)-86- yB=y-sin(2)xD=x-cos()(3)yD=y-sin()(4)参数…也彼此相关xB2+yB2=(5)(xD-α1)2+yD2=(6)把(1)－(4)代入（5）－（6）即可获得支架的最终方程式(x-cos)2+(y-sin)2-=0(7)[x-cos()-]2+[y-sin()]2-=0(8)此方程式描述了计算参数的理想值的最基本的数学模型。2.1数学模型Haug和Arora提议，系统的数学模型可以用下面形式的公式表示minf(u,v),(9)约束于gi(u,v)0,i=1,2,…,l,(10)和响应函数hi(u,v)=0,j=1,2,…,m.(11)向量u=[u1,u2,…,un]T响应设计时的变量,v=[v1,v2,…,vm]T是可变响应向量，(9)式中的f是目标函数。为了使设计的主导四连杆机构AEDB达到最佳，设计时的变量可被定义为u=[]T,(12)可变响应向量可被定义为v=[xy]T.(13)相应复数α3，α5，α6的尺寸是确定的。目标函数被定义为理想轨迹K和实际轨迹L之间的一些“有差异的尺寸”-86- f(u,v)=max[g0(y)-f0(y)]2,(14)式中x=g0(y)是曲线K的函数，x=f0(y)是曲线L的函数。我们将为系统挑选一定局限性。这种系统必须满足众所周知的最一般的情况。(15)(16)不等式表达了四连杆机构这样的特性：复数只可能只振荡的。这种情况：(17)给出了设计变量的上下约束条件。用基于梯度的最优化式方法不能直接的解决(9)–(11)的问题。minun+1(18)从属于gi(u,v)0,i=1,2,…,l,(19)f(u,v)-un+10,(20)并响应函数hj(u,v)=0,j=1,2,…,m,(21)式中：u=[u1…unun+1]Tv=[v1…vnvn+1]T因此，主导四连杆机构AEDB的一个非线性设计问题可以被描述为：minα7,(22)从属于约束(23)(24),(25)-86- (26)并响应函数：(27)(28)有了上面的公式，使得点C的横向位移和轨迹K之间的有最微小的差别变得可能。结果是参数有最理想的值。3.液压支架的随机模型数学模型可以用来计算比如参数确保轨迹L和K之间的距离保持最小。然而端点C的计算轨迹L可能有些偏离，因为在运动中存在一些干扰因数。看这些偏离到底合时与否关键在于这个偏差是否在参数容许的公差范围内。响应函数（27）－（28）允许我们考虑响应变量v的矢量，这个矢量依赖设计变量v的矢量。这就意味着v＝h(v)，函数h是数学模型（22）－（28）的基础，因为它描述出了响应变量v的矢量和设计变量v的矢量以及和数学模型中v的关系。同样，函数h用来考虑参数的误差值的最大允许值。在随机模型中，设计变量的矢量u=[u1,…,un]T可以被看作U=[U1,…,Un]T的随机矢量，也就是意味着响应变量的矢量v=[v1,…,vn]T也是一个随机矢量V=[V1,V2,…,Vn]Tv=h(u)(29)假设设计变量U1,…,Un从概率论的观点以及正常的分类函数Uk～(k=1,2,…,n)中独立出来。主要参数和(k=1,2,…,n)可以与如测量这类科学概念和公差联系起来，比如=,。所以只要选择合适的存在概率，k=1,2,…,n(30)式（30）就计算出结果。随机矢量V的概率分布函数被探求依赖随机矢量U概率分布函数及它实际不可计算性。因此，随意矢量V被描述借助于数学特性，而这个特性被确定是利用Taylor的有关点u=[u1,…,un]T的函数h-86- 逼近描述，或者借助被Oblak和Harl在论文提出的MonteCarlo的方法。3.1数学模型用来计算液压支架最优化的容许误差的数学模型将会以非线性问题的独立的变量w=[](31)和目标函数(32)的型式描述出来。约束条件(33),(34)在式（33）中，E是是坐标C点的x值的最大允许偏差，其中A={1,2,4}(35)非线性工程问题的计算公差定义式如下：(36)它服从以下条件：(37),(38)(39)-86- 4.有数字的实列液压支架的工作阻力为1600kN。以及四连杆机构AEDB及FEDG必须符合以下要求：－它们必须确保铰接点C的横向位移控制在最小的范围内，－它们必须提供充分的运动稳定性图2中的液压支架的有关参数列在表1中。支撑四杆机构FEDG可以由矢量(mm)(40)来确定。四连杆AEDB可以通过下面矢量关系来确定。(mm)(40)在方程(39)中，参数d是液压支架的移动步距，为925mm.四连杆AEDA的杆系的有关参数列于表2中。表1液压支架的参数表2四连杆AEDA的参数4.1四连杆AEDA的优化四连杆的数学模型AEDA的相关数据在方程(22)-(28)中都有表述。(图3)铰接点C双纽线的横向最大偏距为65mm。那就是为什么式(26)为(41)杆AA与杆AE之间的角度范围在76.8o和94.8o之间，将数…-86- 依次导入公式(41)中所得结果列于表3中。这些点所对应的角…都在角度范围[76.8o,94.8o]内而且它们每个角度之差为1o设计变量的最小和最大范围是(mm)(42)(mm)(43)非线性设计问题以方程(22)与(28)的形式表述出来。这个问题通过Kegletal(1991)提出的基于近似值逼近的优化方法来解决。通过用直接的区分方法来计算出设计派生数据。设计变量的初始值为(mm)(44)优化设计的参数经过25次反复计算后是表3绞结点C对应的x与y的值角度x初值(mm)y初值(mm)x终值(mm)y终值(mm)76.866.781784.8769.471787.5077.865.911817.6768.741820.4078.864.951850.0967.931852.9279.863.921882.1567.041885.0780.862.841913.8566.121916.8781.861.751945.2065.201948.3282.860.671976.2264.291979.4483.859.652006.9163.462010.4384.858.722037.2862.722040.7085.857.922067.3562.132070.87-86- 86.857.302097.1161.732100.7487.856.912126.5961.572130.3288.856.812155.8061.722159.6389.857.062184.7462.242188.6790.857.732213.4263.212217.4691.858.912241.8764.712246.0192.860.712270.0866.852274.3393.863.212298.0969.732302.4494.866.562325.8970.502330.36(mm)(45)在表3中C点x值与y值分别对应开始设计变量和优化设计变量。图4用图表示了端点C开始的双纽线轨迹L(虚线)和垂直的理想轨迹K(实线)。图4绞结点C的轨迹4.2四连杆机构AEDA的最优误差-86- 在非线性问题(36)-(38),选择的独立变量的最小值和最大值为(mm)(46)(mm)(47)独立变量的初始值为(mm)(48)轨迹偏离选择了两种情况E=0.01和E=0.05。在第一种情况，设计变量的理想公差经过9次反复的计算，已初结果。第二种情况也在7次的反复计算后得到了理想值。这些结果列在表4和表5中。图5和图6的标准偏差已经由MonteCarlo方法计算出来并表示在图中(图中双点划线示)同时比较泰勒近似法的曲线(实线)。图5E=0.01时的标准误差-86- -86-
