液壓支架的設(shè)計【說明書+CAD】
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目 錄1液壓軸承概述11.1液壓軸承的發(fā)展及其趨勢11.1.1液壓軸承的發(fā)展11.1.2液壓軸承的發(fā)展趨勢11.2液壓軸承的分類及命名規(guī)則21.2.1液壓軸承的分類21.2.2 液壓軸承的產(chǎn)品型號命名41.3液壓軸承的組成及工作原理51.3.1液壓軸承的組成51.3.2 液壓軸承的工作原理72液壓軸承結(jié)構(gòu)和性能參數(shù)設(shè)計122.1液壓軸承的結(jié)構(gòu)設(shè)計122.1.1主要尺寸的確定122.1.2四連桿機構(gòu)的確定162.2液壓軸承性能參數(shù)的確定272.2.1 支護(hù)面積272.2.2 確定立柱規(guī)格282.2.3 泵站壓力確定292.2.4 底板接觸比壓302.2.5 推移千斤頂312.2.6 平衡千斤頂333液壓軸承的強度設(shè)計383.1軸承的受力分析和強度校核383.1.1受力分析383.1.2強度校核453.2軸承受力的影響因素553.2.1 軸承高度實際工作阻力的影響553.1.2 摩擦系數(shù)時軸承實際工作阻力的影響563.1.3 平衡千斤頂?shù)睦?、推力對軸承的受力影響563.1.4立柱傾角對實際工作阻力的影響564 液壓軸承液壓系統(tǒng)574.1液壓系統(tǒng)的特點574.2 軸承的各個動作及其液路585液壓軸承的三維會圖及其動畫605.1建立三維實體模型605.2軸承三維實體模型的裝配60結(jié) 論64附 錄651確定最合適的四連桿程序652程序運行數(shù)據(jù)693雙紐線圖編寫程序:72參考文獻(xiàn):77致 謝78液壓支架的設(shè)計1液壓軸承概述1.1液壓軸承的發(fā)展及其趨勢1.1.1液壓軸承的發(fā)展四十年代初期可彎曲刮板運輸機在西德的推廣,五十年代初期淺截式采煤機械在英國的應(yīng)用,為機械化采煤開辟了廣闊的前景。然而,支護(hù)工作仍為手工操作,勞動繁重,效率低,嚴(yán)重地影響著工作面機械效率的發(fā)揮。為了解決這一問題,國外從五十年代初著手研制液壓軸承。第一個液壓軸承工作面于1953年在英國問世,爾后,蘇聯(lián)、西德、日本、法國、美國、波蘭和羅馬尼亞等國家陸續(xù)應(yīng)用和推廣。我國也于六十年代初期開始研制液壓軸承,七十年代初期即推廣使用。液壓軸承的出現(xiàn),把回采工作面的支護(hù)技術(shù)從手工支護(hù)發(fā)展到機械化支護(hù)。液壓軸承和可彎曲刮板機運輸機、淺截式采煤機械(采煤機、刨煤機)的配合使用,使回采工藝過程破煤、裝煤、運煤和支護(hù)全部實現(xiàn)了機械化,即所謂綜合機械化采煤,簡稱綜采。綜采的出現(xiàn),是煤炭工業(yè)的一次重大變革,它標(biāo)志著煤炭工業(yè)機械化大生產(chǎn)的開始。綜合機械化采煤設(shè)備的應(yīng)用,使采煤工作面實現(xiàn)了高產(chǎn)、高效、安全、低耗的文明生產(chǎn),使煤炭工業(yè)的面貌發(fā)生了深刻的變化。由于煤層賦存條件比較復(fù)雜,以及軸承本身的結(jié)構(gòu)尚不夠完善,初期的幾種軸承不能適應(yīng)各種礦山地質(zhì)條件,所以在近二十年來,發(fā)展非常迅速。目前,液壓軸承品種繁多,類型各異,為開采不同厚度、不同傾角和不同頂?shù)装鍡l件的煤層提供了優(yōu)良的支護(hù)設(shè)備。1.1.2液壓軸承的發(fā)展趨勢隨著采煤綜合機械化程度的不斷提高,液壓軸承的發(fā)展速度較快,研制工作顯得相當(dāng)重要。鑒于我國煤炭資源豐富、分布面廣、地質(zhì)賦存條件復(fù)雜等因素,液壓軸承有以下幾個方面的發(fā)展趨勢:1. 多樣化: 任何一種型式的液壓軸承都是在一定的條件下使用的,因此必須研制更多品種和不同性能的軸承,尤其是研制支撐掩護(hù)式軸承。2. 強力化:為了適應(yīng)堅硬頂板的生產(chǎn)要求,已研制出工作阻力高達(dá)10000KN的軸承。今后還要研制高出撐力和高工作阻力的強力軸承。3. 自動化: 隨著電牽引采煤機的問世和快速發(fā)展,要求配套的液壓軸承具有很快的動作速度和較大的移動步距。為了加快軸承的動作速度,必須增大供液系統(tǒng)流量和改善操作條件、控制方式,即向高壓力、大流量泵站(壓力為45Mpa,流量為300L/min)、配有微型計算機的電液先導(dǎo)控制方向發(fā)展。 4. 標(biāo)準(zhǔn)化: 目前,我國在大力發(fā)展軸承品種的同時,要特別注意元件標(biāo)準(zhǔn)化,以提高產(chǎn)品質(zhì)量、使用壽命、降低成本。 1.2液壓軸承的分類及命名規(guī)則1.2.1液壓軸承的分類(一) 按軸承與圍巖的相互作用關(guān)系分類按照液壓軸承與圍巖的相互作用關(guān)系,目前使用的液壓軸承可分為三大類,即支撐式、掩護(hù)式和支撐掩護(hù)式三大類。1支撐式液壓軸承(如圖11所示)支撐式液壓軸承是一個在底座上放置幾根立柱支撐頂梁,通過頂梁支撐頂板的簡單結(jié)構(gòu)基礎(chǔ)上發(fā)展起來的。它是世界上發(fā)展最早的一種液壓軸承。典型的支撐式液壓軸承如1-1所示。立柱垂直布置在頂梁和底座之間,通過頂梁直接和控制工作面的頂板。其頂梁較長,立柱較多,靠支撐作用維護(hù)一定的工作空間,而頂板巖則在頂梁后部切斷垮落。架后的擋矸簾只起著防止碎矸石從采空區(qū)涌入工作面的作用。這種類型的軸承具有強烈、底板較堅硬的煤層。但由于立柱垂直布置,所以軸承承受水平力的能力差,在水平力的作用下,軸承容易失去穩(wěn)定性。圖11 支撐式液壓軸承2掩護(hù)式液壓軸承(如圖12所示)掩護(hù)式液壓軸承是利用立柱、頂梁與掩護(hù)支護(hù)頂板和防止巖石落入工作面,如圖12所示。這類軸承的頂梁較短,多數(shù)軸承的立柱只有一排,一般僅有12根,多呈傾斜布置,與掩護(hù)梁連接或直接連接在頂梁上。立柱通過頂梁支撐頂板。掩護(hù)梁直接與冒落的巖石相接觸,阻止矸石涌入工作面并承受采空區(qū)矸石的載荷。這類軸承的支撐力小,但掩護(hù)性能和穩(wěn)定性好,調(diào)高范圍大,對破碎頂板的適應(yīng)性較強,適用于支護(hù)不穩(wěn)定或中等穩(wěn)定的松散破碎頂板。圖12 掩護(hù)式液壓軸承3支撐掩護(hù)式液壓軸承(如圖13所示)支持掩護(hù)式液壓軸承是支撐和掩護(hù)式軸承相結(jié)合的一種架型,以支撐為主,但同時又具有掩護(hù)作用,如圖13所示。這種軸承采用了支撐式軸承雙排立柱支撐頂梁的結(jié)構(gòu)型式(或兩根立柱支撐頂梁,兩根立柱支持掩護(hù)),保留了支撐式軸承力大、切頂性能好、工作空間寬敞的優(yōu)點,采用了掩護(hù)式軸承防護(hù)性能好、結(jié)構(gòu)穩(wěn)定的長處。因此,支撐掩護(hù)式軸承適用于直接頂中等穩(wěn)定或穩(wěn)定、基本頂周期來壓明顯或強烈、瓦斯涌出量較大的煤層。圖13 支撐掩護(hù)式液壓軸承(二) 按軸承的移動方式分類液壓軸承按移動方式的不同可分為兩大類:1.整體自移式液壓軸承這類軸承一般均為整體結(jié)構(gòu),其移架和推溜共用一個千斤頂。該千斤頂與運輸機之間有直接或間接的連接關(guān)系,因而能以輸送機為支點實現(xiàn)拉架,以軸承為支點實現(xiàn)推溜。目前,多數(shù)液壓軸承采用此種移動方式。2邁步移動式液壓軸承這類軸承是由有一定連接關(guān)系的主、副架所成。移架與推溜的千斤頂是各自獨立的,移架千斤頂分別與主、副架相連,互為支點,交替邁步移動;而推溜千斤頂一般只與軸承相連,另一端則呈自由狀態(tài),推溜時以軸承為支點。(三) 根據(jù)使用地點分類液壓軸承按使用地點的不同可分為工作面軸承和端頭軸承兩類。除上面三種主要分類方法外,液壓軸承還有按立柱的個數(shù)分類、按立柱在頂梁與底座之間布置方式分、按頂梁結(jié)構(gòu)不同分類、按底座結(jié)構(gòu)不同分類和按用途不同分類等分類方法。1.2.2 液壓軸承的產(chǎn)品型號命名全部型號命名分三部分,第一部分為產(chǎn)品類型及特征代號,用大寫漢語拼音字母表示;第二部分為液壓軸承主要參數(shù)代號,用阿拉伯?dāng)?shù)字表示;第三部分為液壓軸承補充特征及修改序號代號,用阿拉伯?dāng)?shù)字與漢語拼音字母表示。其組成和排列方式如下: | | | | | |_修改序號| | | | |_補充特征代號| | | |_主參數(shù)代號:| | | (工作阻力(KN);| | | 最小高度(dm); | | | 最大高度(dm)| | |_第二特征代號| |_第一特征代號|_產(chǎn)品類型代號1 “產(chǎn)品類型代號”表示產(chǎn)品的類型,統(tǒng)一用漢語拼音字母“Z”表示軸承 2 “第一特征代號”表示產(chǎn)品的支護(hù)功能、主要用途,用漢語拼音字母表示,“D”表示垛式;“J”表示節(jié)式;“Z”表示支撐掩護(hù)式;“Y”表示掩護(hù)式;“F”表示放頂煤;“C”表示充填;等等。3 “第二特征代號”表示產(chǎn)品的結(jié)構(gòu)特征,使用場所,用漢語拼音字母表示,“H”表示滑移頂梁;“X”表示立柱“X”形布置;“P”表示鋪網(wǎng);“Y”表示后立柱支在掩護(hù)梁上;“S”表示雙輸送機或水砂充填;“D”表示單輸送機;“F”表示風(fēng)力充填;等等。4 “主參數(shù)代號”依次表示液壓軸承工作阻力、最小高度、最大高度三個參數(shù),均用阿拉伯?dāng)?shù)字表示,參數(shù)與參數(shù)之間“/”符號隔開,工作阻力單位為kN,高度單位為dm。5 “補充特征代號”是“第二特征代號”的補充,如果用前述代號仍難表示全面,可用“補充特征代號”補充表示。“補充特征代號”用漢語拼音字母表示,例如“L”表示機械聯(lián)網(wǎng);“C”表示插腿式或插板式等。6 “修改序號”表示產(chǎn)品改型或結(jié)構(gòu)等有重大改進(jìn)時作為識別之用,用加括號的漢語拼音字母依次表示,如第一次改型用(A)表示,第二次改型用(B)7 液壓軸承型號中凡用漢語拼音字母表示者,一律采用大寫字母,其中不得用“I”和“O”兩個字母,以免與阿拉伯?dāng)?shù)字中“1”和“0”混淆8 液壓軸承中的漢語拼音字母,以及阿拉伯?dāng)?shù)字的字體大小相仿,不得采用角注的辦法。9 液壓軸承型號中不允許以地區(qū)或單位名稱作為“特征代號”來區(qū)別不同的產(chǎn)品。1.3液壓軸承的組成及工作原理1.3.1液壓軸承的組成液壓軸承是綜采工作面支護(hù)設(shè)備,它的主要作用是支護(hù)采場頂板,維護(hù)安全作業(yè)空間,推移工作面采運設(shè)備。液壓軸承的種類很多,但其基本功能是相同的。1、2互幫裝置 3前梁 4頂梁 5、6立柱 7掩護(hù)梁 8后連桿 9前連桿 10底座 11推移裝置圖1-4 軸承組成結(jié)構(gòu)根據(jù)各部件的功能,液壓軸承的組成可歸納為五個部分見下表1-1 液壓軸承組成表序 號 部 件功 能舉 例1承載結(jié)構(gòu)件承受并傳遞頂板載荷作用的結(jié)構(gòu)件頂梁、掩護(hù)梁、底座、連桿2動力油缸用液體作介質(zhì)可以主動產(chǎn)生作用力,實現(xiàn)各種動作的油缸立柱、各類千斤頂3控制元部件操縱、控制軸承各個動力油缸動作及保證所需工作特性的液壓(電氣)元部件操縱閥、單向閥、安全閥及管路、液壓(電控)元件4輔助裝置不直接承受頂板載荷,而實現(xiàn)軸承某些動作或功能所必須的裝置推移裝置、護(hù)幫裝置、活動側(cè)護(hù)板、防倒、防滑裝置5工作液體傳遞能量的工作液壓介質(zhì)乳化液1.3.2 液壓軸承的工作原理根據(jù)回采工藝對液壓軸承的要求,液壓軸承不僅要能夠可靠地支撐頂板,而且應(yīng)能隨著采煤工作面的推進(jìn)向前移動。這就要求液壓軸承必須具備伸降和推移兩個方面的基本動作,這些動作是利用乳化液泵站供給的高壓液體,通過立柱和推移千斤頂來完成的如圖15所示。1-頂梁;2-立柱;3-底座;4-推移千斤頂;5-安全閥;6-液控單向閥;7、8-操縱閥;9-輸送機;10-乳化液泵;11-主供液管;12-主回液管圖1-5 液壓軸承基本工作原理圖(一)升降升降指液壓軸承升起支撐頂板到下降脫離頂板整個工作過程。這個工作過程包括初撐、承載、降架三個階段。1 初撐階段將操縱閥5放到升架位置,由乳化液泵站來的高壓液經(jīng)主進(jìn)液管A、操縱閥5打開液控單向閥7,經(jīng)管路B進(jìn)入立柱下腔;與此同時,立柱上腔的乳化液經(jīng)管路C、操縱閥5回到主回液管D。在壓力液的作用下,活柱伸出使頂梁升起支撐頂板。頂梁接觸頂板后,立柱下腔液體壓力逐漸增高,壓力達(dá)到泵站供液壓力(泵站工作壓力)時,泵站自動卸載,停止供液,液控單向閥關(guān)閉,使立柱下腔的液體被封閉,這一過程為液壓軸承的初撐階段。此時,立柱或軸承對頂板產(chǎn)生的最大支撐力稱為初撐力。按下式計算:立柱初撐力 (KN)軸承初撐力 (KN)式中立柱的初撐力, (KN) D 立柱缸體內(nèi)徑或活塞直徑, (mm)泵站工作壓力 ()n每架軸承的立柱數(shù)軸承的初撐力(KN)支護(hù)效率,架型不同,支護(hù)效率也不同,支護(hù)效率主要取決于立柱的傾斜程度,當(dāng)立柱直立時,支護(hù)效率為1;掩護(hù)式和支撐掩護(hù)式軸承,由于頂梁與掩護(hù)梁鉸接,立柱斜撐,故支撐效率總是小于1,初選軸承時可取80左右。由此可見,軸承的初撐力取決于泵站工作壓力、立柱數(shù)目、立柱缸體內(nèi)徑以及立柱布置的傾斜程度。2 承載階段軸承達(dá)到初撐力后,頂板要隨著時間的推移緩慢下沉而使頂板作用于軸承的壓力不斷增大。隨著壓力的增大,封閉在立柱下腔的液體壓力也相應(yīng)增高,呈現(xiàn)增阻狀態(tài),這一過程一直持續(xù)到立柱下腔壓力達(dá)到安全閥動作壓力為止,我們稱之為增阻階段。在增阻階段中,由于立柱下腔的液體受壓,其體積將減少以及立柱缸體彈性膨脹,軸承要下降一段距離,我們把下降的距離稱為軸承的彈性可縮之值,下降的性質(zhì)稱為軸承的彈性可縮性。安全閥動作后,立柱下腔的少量液體將經(jīng)安全閥益處,壓力隨之減少。當(dāng)壓力低于安全閥關(guān)閉壓力時,安全閥重新關(guān)閉,停止溢流,軸承恢復(fù)正常工作狀態(tài)。在這一過程中,軸承由于安全閥卸載而引起下降,我們把這種性質(zhì)稱為軸承的永久可縮性。軸承的可縮性保證了軸承不會被頂板壓壞。以后隨著頂板下沉的持續(xù)作用,上面的過程重復(fù)出現(xiàn)。由此可見,安全閥從第一次動作后,立柱下腔的壓力便只能圍繞安全閥的動作壓力而上下波動,軸承對頂板的支撐力也只能在一個很小的范圍內(nèi)波動,我們可近似地認(rèn)為它是一個長數(shù),所以稱這一過程為恒阻階段,并把這時的最大支撐力較做軸承的工作阻力。工作阻力表示了軸承在承載狀態(tài)下可以承受的最大載荷,按下式計算:立柱的工作阻力 (kN)軸承的工作阻力 (kN)式中 立柱的工作阻力 (kN)安全閥動作壓力 () D立柱缸體內(nèi)徑或活塞直徑 (mm)軸承工作阻力 (kN)同樣,軸承的工作阻力取決于安全閥的動作壓力立柱數(shù)目立柱缸體內(nèi)徑以及立柱布置的傾斜程度。顯然,工作阻力主要由安全閥的動作壓力所決定。所以,安全閥動作壓力的調(diào)整是否準(zhǔn)確和動作是否可靠,對液壓軸承的性能有決定性的影響。液壓軸承承載中達(dá)到工作阻力后能加以保持的性質(zhì)叫做軸承的恒阻性。恒阻性保證了軸承在最大承載狀態(tài)下正常工作,即常保持在安全閥動作壓力范圍內(nèi)工作。由于這一性質(zhì)是由安全閥的動作壓力限定,而安全閥的動作伴隨著立柱下腔少量液體溢出而導(dǎo)致軸承下降,所以軸承獲得了可縮性。當(dāng)工作面某些軸承達(dá)到工作阻力而下降時(因頂板壓力作用不均勻,工作面軸承不會同時達(dá)到工作阻力),相鄰的未達(dá)到工作阻力的軸承便成為頂板壓力作用的突出對象,即將壓力分擔(dān)在相鄰軸承上,我們把這種軸承互相分擔(dān)頂板壓力的性質(zhì)叫做軸承的讓壓性。讓壓性可使軸承均為受力。3 降架階段降架是指軸承頂梁脫離頂板而不再承受頂板壓力。當(dāng)采煤機截煤完畢需要移架時,首先應(yīng)使軸承卸載,頂梁脫離頂板。把操縱閥5手把扳到降架位置,由泵站來的高壓液經(jīng)主進(jìn)液管A、操作閥5、管路C進(jìn)入立柱上腔;與此同時,高壓液分路進(jìn)入液控單向閥7的液控室,將單向閥推開,為立柱下腔構(gòu)成回液通路。立柱下腔液體經(jīng)管路B、被打開的液控單向閥7、操作閥5向主回液管回液。此時,活柱下降,軸承卸載,直至頂梁脫離頂板為止。綜上所述,液壓軸承的升降過程可以用坐標(biāo)圖上的曲線表示,如圖16所示. 該曲線為液壓軸承的特性曲線,表示液壓軸承的支撐力隨時間的變化過程。圖中的橫坐標(biāo)表示液壓軸承的動作時間,坐標(biāo)表示液壓軸承的支撐力。軸承升起,頂梁開始接觸頂板至液控單向閥關(guān)閉時的這一階段是初撐階段t,初撐階段ab線的斜率決定于液壓軸承的性能,即ab線越陡,軸承的支撐力增大到初撐力Pjc的速度越快。以后隨著頂板下沉,軸承的支撐力逐漸由初撐力增大到工作阻力Pjz,這就是增阻階段t1.增阻階段bc線的斜率決定于頂板下沉的性質(zhì),bc線的長短決定頂板下沉量的大小,即bc線越短,頂板下沉量越小。在一定的頂板條件下,提高初撐力可縮短bc線的長度,減少增阻階段的彈性可縮值,從而有利于減少頂板下沉,這就是軸承初撐力有不斷提高趨勢的原因。軸承達(dá)到工作阻力階段t2。由于安全閥的開啟壓力稍高于它的額定工作壓力,而關(guān)閉壓力則稍低額定工作壓力,所以正常工作時,恒阻線cd是一條近似平行于橫坐標(biāo)的波紋線。恒阻階段直到軸承卸載時結(jié)束。當(dāng)頂板壓力較小(工作面剛投入生產(chǎn))或設(shè)計的軸承工作阻力大于實際需要時,軸承可能沒有恒阻階段。在卸載階段de,軸承下降,支撐力很快減少。圖16 液壓軸承的特性曲線 (二) 推移液壓軸承推移動作包括移軸承和刮板輸送機。根據(jù)軸承架式的不同,移架和推溜方式各不一樣,但其基本原理都相同,即軸承的推移動作都是通過推移千斤頂?shù)耐?、拉來完成的。圖15為軸承與刮板輸送機互為支點的推移方式,其移架和推溜共用一個推移千斤頂。1 移架軸承降架后,將操作閥6放到移架位置,從泵站出來的高壓液經(jīng)主進(jìn)液管A、操作閥6、管路E進(jìn)入推移千斤頂左腔,其右腔的液體經(jīng)管路F、操作閥6回到主回液管D。此時,千斤頂?shù)幕钊麠U受輸送機制約不能運動,所以千斤頂?shù)母左w便帶動軸承向前移動,實現(xiàn)移架。當(dāng)軸承移到預(yù)定位置后,將操作閥手把放回零位。2 推移輸送機移動新位置的軸承重新支撐頂板后,將操作閥6放到推溜位置,推移千斤頂右腔進(jìn)壓力液、左腔回液,因缸體與軸承連接不能運動,所以活塞桿在液壓力的作用下伸出,推動輸送機向煤壁移動。當(dāng)輸送機移到預(yù)定位置后,將操作閥手把放回零位。采煤機采煤過后,液壓軸承依舊降架-移架升架推溜的次序動作,稱為超前(立即)支護(hù)方式,它有利于對新裸露的頂板及時支護(hù),但缺點是軸承有較長的頂梁,以支撐較大面積的頂板,承受頂板壓力大。與此不同,液壓軸承依照推溜降架移架升架的次序動作,稱為滯后支護(hù)方式,它不能及時支護(hù)新裸露的頂板,但頂梁長度可減少,承受頂板壓力也相應(yīng)減少。上述兩種支護(hù)方式各有利弊。為了保留對新裸露頂板及時支護(hù)的優(yōu)點,以及承受較小的頂板壓力、減少頂梁的長度,可采用前伸梁臨時支護(hù)的方式。動作次序為:當(dāng)采煤機采煤過后,前伸梁立即伸出支護(hù)新裸露的頂板,然后依次推溜降架移架升架。2液壓軸承結(jié)構(gòu)和性能參數(shù)設(shè)計2.1液壓軸承的結(jié)構(gòu)設(shè)計2.1.1主要尺寸的確定 1 軸承高度和伸縮比軸承高度的確定原則,應(yīng)根據(jù)所采煤層的厚度,采區(qū)范圍內(nèi)地質(zhì)條件的變化等因素來確定,其最大與最小高度為; (mm) (2-1) (mm)(2-2) 式中:軸承最大高度 (mm)軸承最小高度 (mm)煤層最大高度 (mm)煤層最小高度 (mm)考慮偽頂、煤皮脫落后,仍有可靠初撐力所需要的支撐高度,一般取200300mm 取250mm頂板最大下沉量,一般取100200mm 取150mma移架時軸承的最小可縮量, 一般取50mm 浮矸石浮煤厚度, 一般取50mm由4500mm、2200mm得2450mm 軸承的伸縮比系數(shù)指其最大與最小高度之比值即: (2-3) 2.0455掩護(hù)式軸承可達(dá)3,一般范圍是1.52.5 ,故滿足條件2軸承間距軸承寬度是指頂梁的最小和最大寬度。寬度的確定應(yīng)考慮軸承的運輸、安裝和調(diào)架要求。大采高軸承為促高穩(wěn)定性中心距可采用1.75m,輕型軸承為適應(yīng)中小煤礦工作面快速搬家的要求,中心距可采用1.25m。軸承頂梁一般裝有活動側(cè)護(hù)板,側(cè)護(hù)板行程一般為170200mm。當(dāng)軸承中心距為1.5m時,最小寬度一般取1400 1430mm,最大寬度一般取15701600mm。當(dāng)軸承中心距為1.75m時,最小寬度一般取16501680mm,最大寬度一般取18501880mm。當(dāng)軸承中心距為1.25m時,如果頂梁帶有活動側(cè)護(hù)板,則最小寬度取1150l 180mm最大寬度取11201150mm。如果頂梁不帶活動側(cè)護(hù)板,則寬度一般取1150 l 200mm。而一般軸承間距,按下式計算: b=B+nc (2-4)式中:b軸承間距B每架軸承頂梁總寬度C相鄰軸承(或框架)頂梁之間的間隙n每架所包含的組架或框架數(shù),整體自移式軸承n1;整體邁步式軸承n=2;節(jié)式組合邁步軸承n軸承節(jié)數(shù)。軸承間距b主要根據(jù)軸承型式,但目前主要根據(jù)刮板運輸機油槽每節(jié)長度及槽幫上千斤頂連接的位置來確定,目前我國刮板運輸機油槽每節(jié)長度為1.5m,千斤頂連接位置在刮板槽中間,所以除節(jié)式和邁步式軸承外,軸承間距一般為1.5m. 但由于這次軸承屬于大采高。故取b=1.75m3 頂梁尺寸(1)頂梁長度頂梁長度由軸承型式及支護(hù)方式來確定掩護(hù)式軸承,由于一般用于被碎頂板,應(yīng)將頂梁長度加以控制,使空頂區(qū)范圍內(nèi)的重復(fù)支撐次數(shù)不超過45次,頂梁長度為1.52.5米,最大為3米 (2-5)頂梁長度(mm)配套尺寸(mm)底座長度(mm)其他長度(mm)ACos()-GCos(P1)+300+e (2-6)135+240+750+2501375(mm) A后連桿長度,即1782mmG掩護(hù)梁長度,即2940mme軸承由高到低頂梁前端最大位移量(mm),即35.1mm,P1軸承在最高位置時,分別為后連桿與水平面及掩護(hù)梁與水平面的夾角,分別取為 1.33,0.91。圖21 軸承工作方式比較圖(a)先推溜后移架工作方式(活塞桿處于收縮狀態(tài))(b)先移架后推溜工作方式(活塞桿處于伸出狀態(tài))計算得:底座長度通常,掩護(hù)式軸承的底座長度的3.5倍的移架步距(一個移架步距為0.6m),即2.1m左右 取2430mm頂梁長度2364mm 滿足條件 (2) 頂梁寬度頂梁寬度根據(jù)軸承間距和架型來定,架間間隙為0.2米 左右, 取1.65米 (3) 頂梁覆蓋率頂梁覆蓋率按下式計算: (2-7)頂梁總面積(),即 2.464m1.65m L軸承控頂距(m),即2.764m b軸承間距(m),即 1.75m計算得:84.05 4立柱布置 (1) 立柱數(shù)掩護(hù)式軸承數(shù)為二柱 (2) 支撐方式掩護(hù)式軸承為傾斜布置,這樣可克服一部分水平力,并能夠提高調(diào)高范圍,一般立柱與頂梁垂線夾角小于,由于角度大,可使調(diào)高范圍增大,同時由于頂梁較短,角度大后使立柱頂梁窩前移,使頂梁尖端支護(hù)力大 (3)立柱間距立柱間距的選擇為有利于工作和部件合理布置的原則下,采用較小柱間距。立柱間距小,可減小控頂距,但工人行走不便,操作不便,支撐式和支撐掩護(hù)式軸承的立柱間距沿走向一般為1.01.5米,掩護(hù)式軸承選取0.9米 2.1.2四連桿機構(gòu)的確定(一) 四連桿機構(gòu)的幾何算法首先用解析法來確定掩護(hù)梁和后連桿的長度。如圖2-1所示設(shè):L掩護(hù)梁長度 (mm)L1后連桿長度 (mm)L2l點垂直線到后連桿鉸點之距 (mm)H1軸承最高位置時的計算高度 (mm)H2軸承最低位置時的計算高度 (mm)從幾何關(guān)系可以列出如下兩式: (28) (29)將(28)和(29)式聯(lián)立可得 (2-10)按四連桿機構(gòu)的幾何特征所要求的角度,選定P1、P2、代入(210)式,可求得的比值。而軸承在最高位置時的值為: (2-11)因此掩護(hù)梁的長度為: (212)后連桿長度為: (2-13)(2-12)和(213)兩式中L1/L的比值按下值來定。掩護(hù)式軸承: L1/L=0.450.61掩護(hù)梁長度L和后連桿長度L1求出后取整數(shù),再重新算出P1、P2、的角度,從而這幾個參數(shù)新算確定了。(二). 四連桿機構(gòu)的電算法以液壓軸承由高到低,頂梁端部的運動軌跡近似直線為目標(biāo)函數(shù)編制程序,簡稱為直線程序。1 四連桿機構(gòu)的幾何特征。四連桿的幾何特征為圖22所示圖22 四連桿機構(gòu)幾何特征圖(1)軸承再最高位置時:P15262度,即0.911.08弧度;7585度,即1.311.48弧度。(2)后連桿與掩護(hù)梁的比值,對掩護(hù)式軸承為I1.450.61(3)前后連桿上鉸點之距與掩護(hù)梁長之比為I1=0.220.3之間。(4)L點的運動軌跡呈近似雙紐線,軸承由高到低其雙紐線運動軌跡的最大寬度e=2530度,為計算方便令25度,即0.436弧度,則 (2-23)(c).b3點坐標(biāo)軸承的掩護(hù)梁與后連桿成垂直位置的幾何關(guān)系時,b3點坐標(biāo)為: (2-24) (2-25)其中: (2-26) (2-27)(d). C點坐標(biāo)根據(jù)圖23軸承在三個位置的幾何關(guān)系可知,C點就是b1b2b3三點為圓的圓心,cb1=cb2=cb3為前連桿的長度。因此可以用圓的方程求得前連桿的長度即: (2-28)式中Xc、Yc為C點坐標(biāo),可以按下列方程聯(lián)立求得: (2-29) (2-30)聯(lián)立(229)和(230)得 (2-31) (2-32)令:M= (2-33)N= (2-34)T= (2-35)把(233)(2-34)(2-35)代入(231)(2-32)式得: (2-36) (2-37)(4)前連桿下鉸點的高度D和四連桿機構(gòu)的底座長度E當(dāng)前連桿C點坐標(biāo)確定后,D和E的長度為:D=Yc (2-38)E=E1-Xc (2-39)3.四連桿機構(gòu)的選優(yōu)以上求出的四連桿機構(gòu)尺寸,并非所有的值都可以用,所以要選優(yōu),選優(yōu)的方法是給定約束條件,對所計算出的各組值進(jìn)行篩選,最終選出一組最優(yōu)的值來。其約束條件是根據(jù)四連桿機構(gòu)的幾何特征要求,以及軸承的結(jié)構(gòu)關(guān)系,通過國內(nèi)外現(xiàn)有軸承的調(diào)查統(tǒng)計,得出的約束條件如下:(1)前后連桿的比值范圍根據(jù)現(xiàn)有調(diào)查,前后連桿的比值C/A=0.912范圍,令O=C/A,則O=0.91.2(2)前連桿的高度不宜過高,一般應(yīng)使DH/5(H為軸承最大計算高度)(3)E的長度,一般應(yīng)使EH/4.5(4).tg值對掩護(hù)式軸承應(yīng)使U0.16;tg值按下圖的方法進(jìn)行計算如圖24所示為軸承在最高位置時幾何關(guān)系。圖24 瞬心位置圖(a).a1點坐標(biāo) (2-40) (2-41)(b).o點坐標(biāo) (2-42) (2-43)(c).cb1直線的斜率 (2-44)(d).pa1直線的斜率 (2-45)(e).o點坐標(biāo)由于c、b1、p在同一直線上,因此cb1和b1p直線的斜率相同,所以b1p直線的斜率為 (2-46)同理a1o直線的斜率為: (2-47)由(246)式得: (2-48)由(247)式得: (2-49)聯(lián)立(248)、(249)經(jīng)整理得 (2-50)由(246)式得 (2-51)令則:4.近似雙紐線軌跡的繪制 為了能計算和看出優(yōu)選的一組值的l值,以及雙紐線的凸弧段長度,要求打印出頂梁前端的坐標(biāo)值及畫出雙紐線來。 從圖24中可知,在任一角位置時,b點的x,y坐標(biāo)應(yīng)滿足下列方程 (2-52) (2-53)由(253)式得: (2-54)將(254)式代入(252)式得 (2-55)將(255)式整理得 (2-56)令:Z= K= (2-57)J= (2-58)R= (2-59)將(257)、(258)、(259)式代入(256)式得: (2-60)能(260)以Z為變量之方程得 (2-61)不合題意舍去, 當(dāng)時,(261)方程才有意義,在圖29中l(wèi)點任一位置時之坐標(biāo)X,Y可以寫成: (2-62) (2-63)其中:P4=arccos(Z) 則: (2-62)(2-63)兩式就是液壓軸承四連桿機構(gòu)的曲線方程。5電算法見附錄一6根據(jù)附錄一,運行結(jié)果如圖2-5圖2-5 四連桿運行結(jié)果考慮最低高度Ymin、最大偏差e這些因素,由于在程序過程中后連桿角度的變化范圍是從最大變到25,所以優(yōu)先考慮最低高度Ymin,選取第二組數(shù)據(jù)。7編輯的四連桿機構(gòu)優(yōu)化程序的運行顯示效果圖26如下圖2-6 四連桿機構(gòu)雙紐線圖2.2液壓軸承性能參數(shù)的確定2.2.1 支護(hù)面積軸承的支護(hù)面積按下式進(jìn)行計算 (2-64)式中: 支護(hù)面積() L頂梁長度(m)移架后頂梁前端到煤壁的距離(m),一般300mm2.2.2 確定立柱規(guī)格1立柱缸體內(nèi)徑按下式進(jìn)行 (cm) (2-65)式中:D立柱缸體內(nèi)徑(cm)F軸承承受的理論總載荷力 (KN)n 每架軸承立柱數(shù)Pa 安全閥調(diào)正壓力 ()立柱最大傾角()32(cm)根據(jù)參考資料1查得立柱外缸材料選取管材377mm32mm中缸外徑取310mm、內(nèi)徑取260mm根據(jù)參考資料1查得立柱中缸材料選取管材325mm40mm活柱外徑240mm根據(jù)參考資料1查得活柱材料選取熱軋鋼250mm 2.立柱的行程確定:圖27 立柱行程確定根據(jù)最長為4013.2mm、最短為1717.7mm,變化范圍為2295.5mm取整數(shù)為2300mm ,最短為1715mm,最長為4015mm。根據(jù)參考資料2查得中缸行程為1200mm、活塞桿行程為1100mm2.2.3 泵站壓力確定泵站壓力確定按產(chǎn)品目錄規(guī)定的泵站工作壓力,再考慮壓力損失,取31.5 .根據(jù)參考資料2查得 DBD型直動式溢流閥 工作壓力 40 31.5 Q250 2.2.4 底板接觸比壓1底座對板的比均比壓平均比壓按下式計算 () (2-66)式中:平均比壓 ()R底座對底板的合力 (KN)底座長度 (m)bd 底座當(dāng)量寬度 (m)2 當(dāng)合力之作用點位于底座前端以內(nèi)時,比壓呈三角形發(fā)布,前端比壓最大,后端為零。 () (2-67)式中:底座前端最大比壓 ()3當(dāng)合力R作用點位于底座中部以內(nèi)時,比壓呈梯形發(fā)布 () (2-68) () (2-69)式中:底座后端比壓()底座前端至合力作用點的距離(m)2.2.5 推移千斤頂1推移千斤頂?shù)母讖酱_定推移千斤頂?shù)母讖脚c推移方式有關(guān),可按下式進(jìn)行計算。 (cm) (2-70)一般100KN框架推移千斤頂?shù)母讖?(cm) (2-71)在薄煤層中100150KN;中厚煤層中150250KN;厚煤層中300400KN;浮動活塞式推移千斤頂?shù)母讖桨聪聝墒铰?lián)立求得。 (cm) (2-72) (cm) (2-73)以上式中: D推移千斤頂缸體內(nèi)徑(cm)泵站額定工作壓力 ()d 活塞桿直徑 (cm)推溜力 (KN)移架力 (KN)根據(jù)經(jīng)驗得取100KN、取150KN=6.2(cm)=9.9(cm)以上計算出的推移千斤頂?shù)母左w內(nèi)徑,再按表2-1中標(biāo)準(zhǔn)選取。表21缸徑(cm)160140125100806350桿徑(mm)14010085100857070635045454032泵壓() 320推力(T)65504025161064拉力(T)1533946.2243129131610114.95.94.1推薦材料規(guī)格(mm)缸19422168201461412114102148311桿152*17105圓鋼95圓鋼110105圓鋼95圓鋼85圓鋼8085圓鋼70圓鋼無無無無無根據(jù)表2-1和參考資料2查得活塞桿直徑取 70mm缸徑取 100mm根據(jù)參考資料1查得缸體選取管材 121mm*14 mm活塞桿選取熱軋鋼 80mm2推移千斤頂行程推移千斤頂?shù)男谐膛c推移步距有關(guān),當(dāng)推移步距為600毫米時,推移千斤頂?shù)男谐虨?00750毫米,按表24中規(guī)定選700毫米。2.2.6 平衡千斤頂1平衡千斤頂?shù)淖饔茫?)在空載條件下或移架過程中,用平衡千斤頂?shù)耐评Ρ3猪斄撼仕綘顟B(tài)或所需要的角度,可以使相鄰軸承保持良好的密封狀態(tài),以防止串矸,使移架順利進(jìn)行。(2)利用平衡千斤頂?shù)耐评?,改變軸承支撐合力的作用位置。當(dāng)平衡千斤頂呈推力時,可增大頂梁前端的支撐力,有利于支撐和維護(hù)較硬碎的頂板;當(dāng)平衡千斤頂呈拉力時,使頂梁后部支撐力提高,增強了軸承的切頂能力。當(dāng)拉力足夠大時,這種掩護(hù)式軸承有近似于支撐式和支撐掩護(hù)式軸承的受力特征,擴大了這種掩護(hù)式軸承的適用范圍。(3)根據(jù)工作面的頂?shù)装宓臓顩r,用平衡千斤頂調(diào)整軸承的頂梁,使頂梁與頂板接觸良好,以改善支護(hù)的狀況(4).平衡千斤頂?shù)耐评榇笮∧苊黠@改變軸承底座對底板的比壓分布(5)在平衡千斤頂拉力的作用下,可增加軸承的支護(hù)強度。2平衡千斤頂?shù)男谐谈鶕?jù)現(xiàn)場經(jīng)驗,有兩種情況可使平衡千斤頂?shù)亩h(huán)或平衡千斤頂拉壞,一種是操作失誤,頂梁先翹,另一種是由于當(dāng)頂板較堅硬,頂板壓力作用點后移,使頂梁和掩護(hù)梁夾角增大,為此在設(shè)計時,平衡千斤頂?shù)拈L度一般應(yīng)軸承高度變化的要求,即:當(dāng)活塞桿行程全部縮回,達(dá)到最小長度時,應(yīng)滿足軸承升到最大高度時頂梁由水平位置向下回轉(zhuǎn)15度的要求。當(dāng)活塞桿全部伸出時,應(yīng)滿足軸承降到最小高度時允許頂梁由水平位置向上回轉(zhuǎn)10度的要求。按以上要求確定平衡千斤頂?shù)拈L度和行程。在按表2-4取標(biāo)準(zhǔn)行程即可平衡千斤頂在三個位置的中心距分別是977mm、672mm、965mm,所以初定為660980mm,行程就為320mm。3平衡千斤頂?shù)母讖?(cm) (2-74) (cm) (2-75)式中:d 活塞桿直徑 (cm)安全閥額定工作壓力 ()平衡千斤頂推力 (KN)平衡千斤頂拉力 (KN)(1)平衡千斤頂?shù)睦τ嬎?平衡千斤頂?shù)睦τ嬎惆磮D2-49所示 平衡千斤頂?shù)睦ψ饔迷诹⒅香q點到掩護(hù)梁后端這部分面積上,高度為軸承最大采高的巖石重量來計算取頂梁和掩護(hù)梁為分離體,對瞬時中心p點取距列平衡方程組,即得: (Kg) (2-76)而: (Kg) (2-77)再取頂梁為分離體,對g點取距到平衡方程式,即 得: (Kg) (2-78)式中:平衡千斤頂拉力 (取負(fù)) ,推力 (取正) (Kg)作用再立柱上鉸點到掩護(hù)梁后端這部分面積上。高度為軸承最大采高的巖石重量(Kg)S至瞬心p之距(cm)b 立柱至瞬心p之距(cm)H軸承的最大采高(m)L巖體的計算長度(m)B軸承寬度(m)r 巖體容量 r=2600e 立柱到頂梁后鉸點的距離 (cm)d 平衡千斤頂?shù)巾斄汉筱q點的距離 (cm)(2)平衡千斤頂?shù)耐屏τ嬎?平衡千斤頂?shù)耐屏?,假設(shè)軸承支撐合力作用點分頂梁前后段長度為2:1,用這個比例關(guān)系計算平衡千斤頂?shù)耐屏Γ矗捍胼S承在最高位置時,取頂梁為分離體對g點取距求出的公式,即: (Kg) (2-79)式中:立柱的工作阻力 (Kg)x 合力作用點的位置 (cm)a 頂梁后鉸點到瞬心的水平距離 (cm)f 系數(shù) 取0.3c 瞬心到頂梁后鉸點的垂直距離(瞬心在鉸點下方為正,上方為負(fù))(cm)e 頂梁總長度(cm)k 頂梁后鉸點到頂梁尾端之距 (cm)圖28 平衡千斤頂分析圖=65690 (Kg)=27224 (Kg)=70723 (Kg)=-1073(KN)所以 707KN1073KN=169(mm)=268(mm)根據(jù)機械設(shè)計手冊液壓傳動查得活塞桿直徑取 180mm缸徑取 280mm根據(jù)中國機械設(shè)計大典2查得缸體選取管材 325mm 28 mm活塞桿選取熱軋鋼 190mm3液壓軸承的強度設(shè)計3.1軸承的受力分析和強度校核3.1.1受力分析軸承的受力分析是按理論力學(xué)中物體受幾個力作用下處于平衡狀態(tài)時,所受力和力矩之和為零的原理來進(jìn)行分析和計算的。所以當(dāng)軸承支撐后處于平衡狀態(tài)時,取整體或某一部件為分離體也處于平衡狀態(tài)。其合力和分力矩為零。即:滿足靜力平衡的充分必要條件為各力在X軸上的投影之和為零();各力在Y軸上的投影之和為零();各力對某點取矩之和為零()。下面就根據(jù)這一理論對掩護(hù)式液壓軸承簡化,進(jìn)行受力分析與計算。(1). 整體受力如圖3-1所示。圖3-1 鉸接式頂梁軸承受力圖(2). 取頂梁為分離體,如圖3-2所示已知:KN;mm;mm;當(dāng)為“-”時KN;當(dāng)為“+”時KN。求:F,X,.解: 圖3-2 頂梁分離體受力圖 (3-1) (3-2) (3-3)由3-3可得: (3-4)頂梁分離體受力圖中有四個未知數(shù),而3個方程不可解,所以要結(jié)合頂梁和掩護(hù)為分離體受力分析所列方程聯(lián)立求解。取頂梁和掩護(hù)梁為分離體如圖3-3所示。翻 譯英語原文:Hydraulic shield-type supportAbstract:The invention is concerned with a hydraulic shield-type support for supporting roofs in mines comprising a pair of base slides between which is located a channel-section guide beam supporting an hydraulic ram. At the rear end of the hydraulic ram a yoke is pivotally connected at a central part thereof to the rear end of the guide beam, the two outer portions of the yoke being pivotally connected to the rear end portions of the base slides. The front extendable end of the ram is connected to an elongate flat tongue which is longitudinally slidable in the guide beam underneath the hydraulic ram.1. A hydraulic shield-type mine-roof support comprising a pair of adjacent base slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a channel-section guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base slides at the rear ends thereof to permit relative movement between said base slides both longitudinally and vertically, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, means coupling said transverse yoke to the rear end portion of said guide beam by at least one substantially vertical pivot pin, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam within the channel thereof, below said driving ram, and connected to said inspection platform. 2. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein the channel of said guide beam is open at its upper side and partially receives the driving ram. 3. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said means connecting the outer cylinder of the ram to the guide beam comprise a stirrup which bridges the channel in the guide beam. 4. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said substantially vertical pivot pin coupling said transverse yoke to the guide beam is located at a central portion of said yoke, and wherein the outer portions of said yoke are pivotally connected to the respective base slides through longitudinally-extending hinge joint pins, each pin being secured so that it can rotate about its longitudinal axis in a respective bearing housing disposed at the rear end of the respective base slide. Description:This invention relates to hydraulic shield-type supports for supporting roofs in mines, especially coal-mines. In German Published Patent Application No. 26 44 999 there is described a hydraulic shield-type mine-roof support comprising two base slides which are movable relatively to one another in a vertical direction and which form a pedestal for hydraulic vertically-adjustable props, a roof-engaging plate or other structure which is pivoted near its back-filling end to an obliquely-disposed shield guided in a vertically pivotable manner by control levers pivotably connecting the rear portion of the shield to the base slides, and a hydraulic driving ram disposed between the base slides. One end of the driving ram of the support is connectable to a cross-member connecting the base slides on the working face side, while the other end of the driving ram is connectable at the back-filling side via a transverse yoke to a guide linkage which, in turn, at the working-face side, is connected to a conveyor, driving beam or the like. The force of the driving ram required for moving the support forwards is transmitted to the base slides via the cross-member on the working-face side. If, during the advance of the support, one of the base slides moves over an uneven part of the mine floor, the result (owing to the pivoting connection of the control levers to the shield and the base slides) will be a lifting motion of that base slide relatively to the other slide and a simultaneous forward motion. The said cross-member must therefore be constructed to follow the complicated motion of the base slides in two directions, since otherwise the driving ram will be loaded by unacceptably-high transverse forces. However, the structure required for making this possible is relatively expensive and takes up too much space. In particular, as the cross-member and its associated structure is disposed in the working-face region of the base slides where the travelling-road usually is, the road is considerably obstructed as a result. It is therefore necessary, particularly in thin seams, to move the drive ram further into the support, thus reducing the total length of the support. In order to shorten the total length of the driving mechanism and allow the driving ram to move further into the support, it has been proposed to mount the drive ram on a swivel mounting at one side on a base slide of the support, a bridge interconnecting the two base slides, serving only, in this case, to guide the base slides parallel to one another-see German Published Patent Application No. 26 44 614. This drive mechanism, however, has the disadvantage that the driving force exerted on only one base slide is now transmitted to the adjacent base slide via the shield and the above-mentioned control levers. As a result, the adjacent base slide is subjected to a component of force directed towards the floor of the mine which presses the tip of the latter slide into the floor. The main object of the present invention, therefore, is to provide a drive mechanism which does not obstruct the travelling-road in the front region of the support and which transmits the force of the driving ram to both base slides substantially equally. With this object in view, the invention is directed to a hydraulic shield-type mine roof support comprising a pair of adjacent base slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base slides at the rear ends thereof, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam and connected to said inspection platform. An example of a mine-roof support in accordance with the invention is shown in the accompanying drawings, in which: FIG. 1 is a side view of the support, shown diagrammatically; FIG. 2 is an enlarged plan view from above of the base slides and drive mechanism forming part of the support shown in FIG. 1; and FIG. 3 is a section taken on the line III-III in FIG. 2. The mine-roof support shown in the drawings comprises a pair of base slides 1, 2 which lie alongside each other and are shaped to slide over the floor of a mine. Pivotally connected to the base slides is at least one hydraulic prop 3 and at least two control levers 4 and 5, the lower end of the prop 3 being connected to the base slides by the pivot means 6, and the lower ends of the levers 4 and 5 being connected to the base slides by the pivot means 7, 8. The upper ends of the levers 4, 5 are pivotally connected at 10 and 11 respectively to a shield 12 which can, by expansion and contraction of the prop 3, be raised and lowered with respect to the base slides 1, 2. At its upper end, the shield 12 pivotally supports at 13 a roof-engaging plate or other such structure 14 to which the upper end of the prop 3 is pivotally connected at 9. The face of the mine is shown at 31 in FIG. 1. A hydraulic driving ram 15 which can act at both ends is disposed between the base slides 1, 2 in a channel-section guide beam 16 which is closed towards the floor of the mine. The ram 15 is secured to the beam 16 by a retaining stirrup 17 which is disposed on the upper surface of the outer cylinder 18 of the ram 15 and which is secured by cotter pins 19 to the side walls 20 of the beam 16. The free end of the extendable inner cylinder 21 of the ram points towards the working-face 15 and is connected to an upwardly-projecting bracket 22 of an elongate tongue 23 which is longitudinally guided under the ram 15 in the beam 16. The tongue 23 has a flat rectangular cross-section (see FIG. 2) and is guided over its entire length in the beam when the ram 15 is fully retracted. At the working-face side, the tongue extends from the ram abutment formed by the bracket 22 into a flat inspection platform 24 which can move over the floor and is connected in turn to a conveyor, driving beam of like transporting means 25 (shown only diagrammatically in the drawings) disposed at the working-face 31. At the back-filling side of the support, a vertical link pin 26 in the rear part of the beam 16 or in the ram 15 is pivotally connected to a transverse yoke 27 which is constructed like a balance beam and interconnects the base slides 1 and 2 on the back-filling side (i.e. at the rear portions of those slides) and forms an abutment for the ram 15 at that side. The slides 1 and 2 are each connected to the outer portions of the transverse yoke 27 by pivot pins 28 and hinge joint pins 29 extending along the longitudinal axes of the slides 1, 2 respectively. The pins 29 are therefore coupled at one end to the transverse yoke 27 by the vertical pivot pins 28 and are rotatably secured at their other ends in respective bearing housings 30 pivotally located at the back-filling ends of the base slides 1 and 2. It will thus be seen that the two base slides of the support are interconnected at the back-filling side by the drive mechanism and are guided, in parallel, substantially by means of the control levers 4, 5. The force of the driving ram 15 is transmitted to both slides 1, 2 substantially uniformly and equally, i.e. without transverse forces, via the transverse yoke 27 and the hinge joint pins 27 disposed in the longitudinal axes of the slides 1, 2. The pivot connections 26,28,29 also allow the slides to move relatively to one another. By means of the base slides 1, 2, the driving forces are also uniformly transmitted to the other components of the support. During an advance of the support, the driving ram 15 mounted in the guide beam 16 and connected to the movable tongue 23 therein is completely relieved from transverse forces. Further, the driving mechanism as a whole is very compact and stable, and takes up only a little space in the support, particularly as the working-face end of the tongue 23 guided in the guide beam 16 leads into an inspection platform guided flat along the mine floor between the forward portions of the base slides 1,2. As a result, even in very thin seams, those forwards portions can extend up to the conveyor 25 without reducing the width required for travelling in the longwall face.漢語譯文掩護(hù)式液壓軸承摘要這個發(fā)明是關(guān)于用來支撐礦頂?shù)难谧o(hù)式液壓軸承,他是由一對底座構(gòu)成,在底座之間,有一個用于固定推移千斤頂?shù)膶?dǎo)向板。在推移千斤頂?shù)暮蟛浚N軸連接的橫梁位于導(dǎo)向板的后面,橫梁的兩端用銷軸連接在底座的后端。推移活塞桿前端與推移桿相連,推移桿是由位于推移千斤頂下面的導(dǎo)向板進(jìn)行縱向移動。1. 放頂煤掩護(hù)式液壓軸承包括一組適合沿著煤礦表面向前移動的底座滑移裝置,至少有一根液壓立柱在下端部分與上述的滑移底座用銷軸連接在一起,至少有兩個連桿在下端部分與上述的滑移底座連接用銷軸連接在一起,掩護(hù)梁與上述連桿的上部末端用銷軸連接在一起,因此掩護(hù)梁能夠通過底座支撐來實現(xiàn)上升和下降,頂梁用銷軸與掩護(hù)梁的上部連接在一起,推移千斤頂在兩個末端之間運動,并位于在底座之間,包括一個推移板,它與推移千斤頂?shù)幕钊麠U的伸出端相連,在這些裝置操作中,在采煤工作面,推移板與刮板輸送機,位于底座之間的導(dǎo)向板連接,并用來支撐上述的推移千斤頂,橫梁用銷軸與底座中的后部連接,以允許在底座之間相互做縱向和垂直運動,意味著把推移千斤頂?shù)耐飧左w連接到上述的導(dǎo)向板上,至少通過一根充分垂直的銷釘把橫梁與導(dǎo)向板的后部連接在一起,同時通過內(nèi)部裝有溝槽的導(dǎo)向板把推移千斤頂伸出部分與導(dǎo)向板縱向伸出部分相連,在推移千斤頂下面,連接著推移板。1 正如在要求1中所要的那樣,在煤層支撐中,導(dǎo)向板的溝槽在它處于上面一側(cè)是開式的,并承受推移千斤頂?shù)耐屏Α? 正如在要求1中所要的那樣,在煤層支撐中,把推移千斤頂外側(cè)缸體與導(dǎo)向板連接的上述方法是用馬鐙,馬鐙是跨過導(dǎo)向板的溝槽裝置。3 正如在要求1中所要的那樣,在煤層支撐中,上述垂直中心銷釘把橫梁與導(dǎo)向梁聯(lián)接在一起,它位于橫梁的中心位置,橫向梁的外側(cè)部分通過縱向銷軸與各自的底座相連接,每個銷軸是如此的安全,以滿足它能在位于各自底座后部的縱軸方向上旋轉(zhuǎn)。背景:這個發(fā)明講述的是支撐礦頂?shù)难谧o(hù)式液壓軸承,尤其是用在煤礦。在德國專利NO.2644999的出版物上,有一段關(guān)于掩護(hù)式液壓軸承的描述,它包含兩個底部滑塊,他們能在垂直方向相對的移動。軸承還包括垂直伸縮的立柱,頂梁,和其他裝置機構(gòu)。傾斜著的掩護(hù)梁在垂直方向通過銷軸相連的前、后連桿轉(zhuǎn)動,連桿通過銷軸把掩護(hù)梁的后部與底座連接在一起。推移千斤頂位于底座之間。軸承推移千斤頂?shù)暮蠖伺c中間塊連接,這中間塊是使兩個底座相互連接。相反,推移千斤頂?shù)牧硪欢伺c經(jīng)過橫梁的引導(dǎo)板裝置連接,依次,在工作區(qū),引導(dǎo)板連接著輸送機,操縱梁或類似的東西。千斤頂?shù)淖饔昧Ρ匦枘苁馆S承向前移動,這個作用力經(jīng)過工作面上的中間塊傳遞到底座的。在軸承前移的過程中,如果底部滑塊中的一個移向不平整礦層,結(jié)果(由于銷軸連接的連桿相對于掩護(hù)梁和底部滑塊)將底座滑塊相對于另一個底座滑塊上移,其同時向前運動。因此,中間塊必須滿足這一復(fù)雜運動,即底座兩個方向。否則,推移千斤頂將承受無窮大的橫向力。可是,中間塊為了滿足上述要求將造價很高,占用更大的空間。詳細(xì)地,橫梁與它連接構(gòu)件位于底部滑塊工作區(qū)域,在那兒又是交通道,結(jié)果是相當(dāng)?shù)負(fù)頂D。因此,有必要特別地在微小的細(xì)縫中使千斤頂在支撐過程中移動更長的距離,以此,減小軸承總的長度。為了能縮短總的驅(qū)動裝置總長,并允許推移千斤頂在支撐過程中移動更遠(yuǎn)的距離,據(jù)提議的方案,在支撐的底部滑塊上一側(cè)給千斤頂裝上旋轉(zhuǎn)裝置,底座通過連接橋連接,緊緊通過這些,引導(dǎo)底部滑塊相互之間平行可參見德國專利申請出版物NO.2644614。盡管,這種驅(qū)動裝置有它的不利一面。就是驅(qū)動力作用在一個滑塊上,作用力通過掩護(hù)梁和上述提過的連桿傳遞到接近的底部滑塊。結(jié)果,鄰近的滑塊承受了直接指向礦井的表面作用力,這部分作用力把后者滑塊傾斜地壓向表面。目前發(fā)明的主要對象是驅(qū)動機械裝置。它不能在支撐區(qū)域的前面阻隔交通道路,從千斤頂向兩個底部滑塊平等傳遞力的大小。隨著目標(biāo)對象的明確,發(fā)明的出發(fā)點直接指向掩護(hù)式液壓軸承,其由一對相互靠近的底座滑塊,它適應(yīng)沿著煤礦表層滑動,至少有一根立柱,用銷軸連接底部滑塊較低的末端,至少有兩根連桿,用連接位于底部滑塊較低的末端,掩護(hù)梁用銷軸連接連桿的上端,掩護(hù)梁能與底座的相互作用上升或下降,一個推移千斤頂,在滑塊之間末端和傾斜處運動,在下面的圖片中,將展示和發(fā)明一致的礦層軸承例子:圖片1是軸承在一側(cè)的粗略視圖圖片2是一個放大視圖,是從底座和驅(qū)動裝置上看,圖片1所展示的部分軸承圖片3是在圖片1中的IIIIII處局部視圖如圖所示,液壓軸承包括一對底部滑塊1、2,他們各自位于對方旁邊,是貼著礦層表面移動。用銷軸與底座連接的包括至少一根立柱3,至少兩根連桿4、5,立柱3的下端通過銷軸6與底座連接,前、后連桿4、5的下端通過銷軸7、8與底座連接。連桿4、5的上端用銷軸10、11分別與掩護(hù)梁12連接,通過立柱3的伸長、收縮,與底座滑塊1、2的相互作用實現(xiàn)上升或下降。在它的上端,掩護(hù)梁12用銷軸13與頂梁或者其他這樣的結(jié)構(gòu)14連接,像 與立柱3的上端用銷軸9連接。在圖1中,31表示的是礦井工作面。推移千斤頂15,位于底部滑塊1、2之間沒,在他們兩端之間運動。導(dǎo)向梁16緊貼礦井表面。相對于導(dǎo)向梁16來說推移千斤頂15是可靠的,他是通過馬蹄裝置17固定。馬蹄17位于推移千斤頂15的缸體外側(cè)表面上側(cè)。馬蹄17通過開口銷19固定在導(dǎo)向梁16的邊沿20。推移千斤頂活塞桿21的伸出末端,指向工作面31,與中間塊23的耳座22連接,中間塊23縱向引導(dǎo),它位于在導(dǎo)向梁16上的推移千斤頂15的下面。中間塊23有一個平整的橫截面(如圖2所示),當(dāng)推移千斤頂15完全縮回時,中間塊23在梁上引導(dǎo)全長。在工作區(qū),伸出頭部從活塞桿伸向推移板24。在表層上移動,與轉(zhuǎn)動的輸送機相連,像輸送機25的驅(qū)動梁(圖中只是大概描述)位于工作面31。在軸承的回填邊上,位于導(dǎo)向梁16的尾部或在推移千斤頂15垂直銷釘26用銷軸與橫向板27相連,它類似于平衡梁,使滑塊底座1、2相互連接(例如,在滑塊后部),從兩側(cè)為推移千斤頂15形成兩個支點。底座滑塊1、2各自沿著縱向軸線通過銷軸28和鉸接釘29連接著橫梁板27。鉸接釘29因此通過垂直銷軸28連接著橫向板27,并與他們各自的承受框架30安全旋轉(zhuǎn),框架30用銷軸固定在回填裝置的底座的末端。如圖所示,軸承的兩個底部滑塊通過驅(qū)動裝置在回填邊上連接。連桿4、5引導(dǎo)他們互相平行。底部滑塊1、2分別向活塞桿傳遞大小相同的力,而沒有橫向力,通過橫向板27和銷軸28在滑塊1、2縱軸傾斜。銷軸26、28、29允許滑塊相對的移向另一側(cè)。經(jīng)底部滑塊1、2作用,其他軸承部分也能受到大小相等的驅(qū)動力。在軸承移架過程中,推移千斤頂15安裝在導(dǎo)向梁16上,中間塊23,在那里承受足夠大的橫向力。其外,作為一個整體的驅(qū)動裝置是非常緊湊和可靠的,僅僅有很小的縫隙,特別地,中間塊23在千斤頂中沿著礦井表面在底部滑塊之間指向推移板。結(jié)果,即使很小的縫隙,前端部分能夠伸向輸送機25而不需要在開采面上減少寬度就能滿足運輸。
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