液压支架的强度计算
液压支撑杆受力计算公式
液压支撑杆受力计算公式液压支撑杆是一种常用的机械装置，它可以通过液压原理来实现支撑和稳定的作用。
在工程中，液压支撑杆的受力计算是非常重要的，它可以帮助工程师们设计出更加安全和稳定的结构。
本文将介绍液压支撑杆受力计算的公式及其应用。
液压支撑杆受力计算公式的推导。
液压支撑杆是通过液压油来传递力量的，在受力计算中，需要考虑液压油的压力、支撑杆的面积以及杆的材料等因素。
根据力的平衡原理，液压支撑杆受力计算的公式可以推导如下：设液压支撑杆的有效面积为A，液压油的压力为P，支撑杆的长度为L，支撑杆的杨氏模量为E，则液压支撑杆受力F可以表示为：F = P A = E S / L。
其中，S为支撑杆的变形量，可以表示为：S = δ L。
其中，δ为支撑杆的变形，L为支撑杆的长度。
根据胡克定律，支撑杆的变形与受力成正比，即：δ = F / (E A)。
将δ代入支撑杆受力公式中，可以得到：F = P A = E S / L = E (F / (E A)) L / L = F。
由此可见，液压支撑杆受力计算公式与液压油的压力、支撑杆的面积、支撑杆的杨氏模量和支撑杆的长度有关。
液压支撑杆受力计算公式的应用。
液压支撑杆受力计算公式可以用于工程中液压支撑杆的设计和选型。
在实际工程中，工程师们需要根据具体的工程要求和条件来选择合适的液压支撑杆，以确保结构的安全和稳定。
在使用液压支撑杆受力计算公式时，需要考虑以下几点：1. 确定液压油的压力，液压支撑杆的受力与液压油的压力成正比，因此在计算时需要确定液压油的压力。
2. 确定支撑杆的面积，支撑杆的面积是影响支撑杆受力的重要因素，需要根据实际情况来确定支撑杆的面积。
3. 确定支撑杆的材料和杨氏模量，支撑杆的材料和杨氏模量也会影响支撑杆的受力情况，需要选择合适的材料和杨氏模量。
4. 确定支撑杆的长度，支撑杆的长度也是影响支撑杆受力的重要因素，需要根据实际情况来确定支撑杆的长度。
通过以上几点的考虑，工程师们可以根据液压支撑杆受力计算公式来计算支撑杆的受力情况，从而选择合适的液压支撑杆，确保结构的安全和稳定。
矿用综采放顶煤液压支架选型计算
已知：S=M=γ=K=Σh=M/(K-1)=α=°A=n 0=n=P 0=S=解：kN已知：M max =M min =R 1=m R 2=解：mm支架阻力的选择估算法首先考虑支撑冒落带岩层重量：估算法支架承受载荷可取6～8倍采高的岩石重量。
以中等稳定1.4岩石碎胀系数，取821.2510折算法010P—支架承受的载荷，kN；S—支架支护的顶板面积，㎡；γ—顶板岩石视密度，t/m³；450410P=A×9.8S γMcos α=2744支架结构高度的选择M—采高，m；K—岩石碎胀系数，取1.25～1.5；α—煤层倾角，（°）。
Σh—冒落带岩石高度（直接顶厚度），m；S 1=k×M max ×R 1=0.04S 2=k×M max ×R 2=0.0642H min =M min -S 2-a=1.50.51.3862.2H min =M min -B=1.250.8R 1为前柱到煤壁的距离，m。
R 2为后柱到煤壁的距离，m。
1.96H max =M max -S 1=H max =M max +0.2=在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200㎜左最小结构高度应比最小采高小250～350㎜。
°′″㎜（？）k=㎜（？）a=mB=m 矿山机械教材参考公式等稳定、中等坚固的岩石为界，低者取6～8，高者取9～11倍。
数，取1.25～1.5。
折算法：P—支架最大工作阻力，kN/根；n0—单体支柱支护密度，根/㎡；P0—单体支柱平均最大工作阻力，kN/根；P=(n0P0S)/n=500n—液压支架柱数，根；S—液压支架的支护面积，㎡。
如能将初撑力提高到工作阻力的60％～70％，则较为理想。
0.040.064壁的距离，m。
0.25250～350㎜0㎜左右。
0.04考虑顶板级别的系数，对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ0.05支架卸载前移时间的可缩余量，当层H=m K=ρ=t/m³MPa 放顶煤支架的支护强度一般为0.5～0.7MPaq=KH ρ×10-2=0支架支护强度估算：5H—采高，m；ρ—顶板岩石密度，一般取为2.5t/m³K—顶板岩石厚度因数，一般取4～8；顶板条件较好、周期来压不明显时，Ⅱ、Ⅲ级顶板分别为0.04、0.025、0.015；，当层厚小于0.8m，a≥0.03m，层厚大于0.8m时，a≥0.04m，平均可取a=0.05m。
综采放顶煤液压支架底座的力学分析与计算
图 １ 底 座结构 图
Ｆ ｇ １ Ｔｈ ｔｕ ｉ ． ｅ ｓｒ ｍ ｆｌ ｍｌ ｔ ｎ ｏ ａ ｍ ａｄ
＝
Ｆ ｛： Ｆ ３＝ １ ３ Ｎ． ： Ｆ ５ｋ Ｆ ７ ４＝ １３１ｋ ，Ｆ １ Ｎ
Ｆ ｅ ｓ＂ ３ｏ ａ ４— １ ０ ． Ｎ． ： ＝ Ｆ３ｉ ａ ２ ６ ｋ Ｆ３ ５ ｓ ＂ ｎ ４＝ ８７・ Ｎ， ６ ５ｋ
论分析 ， 清 出现 问题 的原 因 ， 过 准 确 的 理 论 计 搞 通 算， 确定出正 确 的安 全 系数。 １ 底座 开裂原 因分析 底座结 构如 图 １ 示 。 所 （ ） 计强 度偏低 原底座设 计 时选取 安全系 １设 数偏低 ， 未把 支架在 井 下 使 用 时抵抗 各 种复 杂受 力 的可靠性放在 特 别重 要 的位 置来 考 虑 ， 重 于减 轻 偏 重 量的“ 优化 设计 ” 甚至 出现 侧板 与主肋 板 上一条 ，
２ 加强措 施 为避免 类 似 问题 的发 生 ． 新 制底 座 上增加 主 在
肋板厚 度 （ 图 １。Ｆ５０ 见 ）Ｚ＇ １０支架 由 ＝２ ｍ增 加 Ｓ ５ｒ ｎ
Ｆ ＝ ｃｓ４＝９４ｋ ：＝ Ｆ ｓ ａ ４ ０口 ７ Ｎ， ４ｉ ４＝８７２ｋ 。 ｎ ７ ． Ｎ ４ 强度计算 根 据实 际使用情 况 ， 底座 前连杆 铰点 前易断 。
直 线可 以下 成 的料还要 再在两 柱窝 中问向下挖一个 Ｕ形槽 ， 使本 来一个 整体 的板 中间局 部 断开 ， 大大 削 弱 了侧板及 主肋板 的力 量 ， 恶化 了底 座 的受 力状 况。 （） ２ 没有 对关 键部位 隐患 断面 的确定与校 桉 铺底 网支架改 为放 顶煤支架 后 ， 架后 部受力增 大 ， 支 加 大 了底 座 向后 、 向下的弯 曲和拉 伸的 受力情 况。 使 本来就小 的安全 系数 降 至 １０以 下 ， 能 满 足受 力 ． 不 要求而拉 开甚 至断 裂。 从底座 箱实 际开 裂位置 看 ， 开 裂发生在支 架底 座 主肋 板 形状 发 生 变化 处 ， 即易 产 生应 力集 中的部位 。 从裂 纹特 点 、 向看为 弯 曲拉 应 方 力性 质 ， 由于放顶煤 支 架 自身 ｈ位置 高（ 与普 通支 架
液压支架选型计算
液压支架选型计算（1）按现行较通用的岩石容重法公式：γ⋅⋅=-1p K M d z k q ＝2575.1135.14.11⋅⋅-＝1425KN/m 2 式中：q z ---支架的动载支护强度，KN/m 2；K d ---动载系数，一般取 1.5-2.0(Ⅱ级以上老顶条件)；取1.75M---一次采厚(平均14.4m ，按80％回收率计算)取11.4m ； K p ---冒落矸石碎胀系数，取1.35；γ---顶板岩石平均容重，取25KN/m 3；P = q z (L K +L D )B ＝1425×（0.46＋5.415）×1.75＝14650 KN式中：P---支架工作阻力，KN ；L K ---端面距，取0.46m ；L D ---顶梁长度，取5.415m ；B---支架宽度，取1.75m ；放顶煤支架的工作阻力按照综采计算结果的80％考虑。
（2） 岩层结构法：q z =k(γ1h 1+γ2H)= 1.75×（14.4×10.58+25×13.47）=856 KN/m 2式中 H —对支架有直接影响的岩层厚度；mH=(L+ h 1/tan α)tan θ=（5.915＋10.58/ tan88°）×tan65°=13.47m ；L---有效控顶距(m)；5.915 m ；h 1---顶煤厚度(m)；10.58 m ；α---顶煤断裂角(°)；一般为70°-120°θ---顶板断裂角(°)；一般为60°-65°γ1---顶煤的容重，取14.3KN /m 3；γ2---顶板岩石的容重，取25 KN /m 3；q z ---支架的动载支护强度；k---动载备用系数，(Ⅱ级以上老顶一般取1.5-2.0)取1.75； P= q z (L k +L D )B/ηs ＝856×（0.46＋5.415）×1.75/0.75＝11734KN式中 P —支架的工作阻力(KN)；L k —梁端距0.46m ；L D—顶梁长度5.415m；B—支架中心距1.75m；ηs—支架的支护效率75％；根据以上方法进行计算，最后确定比较合理的工作阻力15000KN。
液压支架底调千斤顶抗弯强度计算及分析
液压支架底调千斤顶抗弯强度计算及分析[摘要] 对液压支架底调千斤顶进行抗弯受力分析，给出活塞杆外伸式和缸体外伸式两种型式底调千斤顶的抗弯强度计算模型，建立底调千斤顶的三维模型，并采用ANSYS Workbench对其进行有限元分析。
结果表明：相同材料、缸径、杆径和摩擦力条件下，缸体外伸式底调千斤顶抗弯强度较大；两种底调千斤顶弯曲应力最大地方出现在外伸部件与活塞或导向套接触处。
[关键词] ANSYS 底调千斤顶抗弯强度前言底调千斤顶是液压支架的一个重要部件。
煤矿生产中，特别是在底板条件较差，煤层倾斜的工作面，支架移架后会产生歪斜的情况，不利于支架管理及推溜作业。
底调千斤顶用于在支架移架过程中调整相邻支架，以保证支架整体同步及稳定，有效管理支架和支护顶板，便于顺利推溜，保证安全、高效生产。
底调千斤顶的抗弯强度是其设计时要考虑的关键参数，本文以理论计算和有限元分析相结合对底调千斤顶进行抗弯强度计算和分析，为其设计提供参考。
1.底调千斤顶受力分析如图1所示为两液压支架底座间底调千斤顶的示意图。
1-支架a，2-底调千斤顶，3-支架b图1两底座间底调千斤顶示意图液压支架在工作面经常是在移架过程中利用底调千斤顶调架，因此底调千斤顶除受液压油产生的推力外，在千斤顶端头作用一个摩擦力。
由于千斤顶和底座侧板是点接触，其压强很大，故它们之间的摩擦因数f取值为0.4，摩擦力按下式计算，即T=fp=0.4P(1)式中：T——摩擦力(N)；f——摩擦因数；P——千斤顶推力(N)。
底调千斤顶所受到的最大弯矩为：M=Tl=0.4Pl(2)式中：M——千斤顶最大弯矩(N.mm)；l——千斤顶伸出长度(mm)。
2.底调千斤顶抗弯强度计算在实际应用中，底调千斤顶分为：缸体固定活塞杆外伸和活塞杆固定缸体外伸两种型式。
当千斤顶伸出是活塞杆时，活塞杆抗弯截面模量为：W=0.0982d3式中：W——抗弯模量(mm3)；d——活塞杆直径(mm)。
ZFS16001226型液压支架掩护梁的设计
3.2.6．平衡千斤顶的强度计算：平衡千斤顶的强度计算包括千斤顶的稳定性、活塞杆和缸体的强度验算等内容。
1） 千斤顶的稳定性验算：千斤顶的稳定条件为：21k T P J P =>式中：k P —— 千斤顶的稳定极限力，KN1J —— 活塞杆的断面惯性矩，4cm2J —— 缸体断面惯性矩 ，4cm12l lk P 的值。
其中：()()444444441111718.76464116814022023.56464d J cm D D J cmππππ⨯===-⨯-===稳定条件范围： 2280⨯12l ≥即：1222803056.21736l =≥=⨯2.82==2560 1.141490l l ==1l ——活塞杆的伸出长度2l ——千斤顶的安装长度查图2-10-40所以22155718.72174k P J KN ==⨯=＞P 满足要求 2）活塞强度验算：在承受同心最大轴向载荷时，平衡千斤顶的最大挠度1δ为：()1212121cos 22l l Gl l alplδα∆+∆=+式中：1∆——活塞杆与导向套配合间隙，取1∆=0.5mm2∆——活塞与缸体配合间隙， 取2∆=0.5mm G ——千斤顶的总重， 取G 为3KN α——缸体轴线与水平面夹角， 取α=15 所以：1 1.0495634956cos15 1.03281052400105δ⨯⨯⨯⨯=+=⨯⨯⨯。
1110509.55,22023.553593.5110l J J d ==>=<=由于当时： 1121212lk k l l t t δδ=⎛⎫+ ⎪⎝⎭式中：E ——钢材弹性模数，取E=2.088×510MPa31 1.6310k -===⨯320.9710k -===⨯ ()3157.3211(57.3 1.631049 1.23t t g k l t g ==⨯⨯⨯=。
） ()3257.3222(57.30.9710560.44t t g k l t g ==⨯⨯⨯=。
液压支架选型计算
P—支架承受的载荷，kN； S—支架支护的顶板面积，㎡； γ—顶板岩石视密度，t/m³； Σh—冒落带岩石高度（直接顶厚度）， m； M—采高，m； K—岩石碎胀系数，取1.25～1.5； α—煤层倾角，（°）。
支架结构高度的选择
已知：
Mmax=
2
S1=k×Mmax×R1=
0.04
解：
Mmin=
1.5
R1=
0.5
m
R1为前柱到煤壁的距离，m。
Hmax=Mmax-S1=
1.96
Hmin=Mmin-S2-a=
1.386
S2=k×Mmax×R2=
0.064
R2=
0.8
R2为后柱到煤壁的距离，m。
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200㎜左右。 最小结构高度应比最小采高小250～350㎜
K—顶板岩石厚度因数，一般取4～8；顶板条件较好、周期来压不明显时，取低值
放顶煤支架的支护强度一般为0.5～0.7MPa
对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级顶板分别为0.04、0.025、0.015； 缩余量，当层厚小于0.8m，a≥0.03m，层厚大于0.8m时，a≥0.04m，平均可取a=0.05m。
R=
F= q=R/F×10-2=
0.04
0.064 m
壁的距离，m。
㎜ （？） ㎜ （？）
B=
k=
0.04
a=
0.05
0.25
m
考虑顶板级别的系数，对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级顶板 支架卸载前移时间的可缩余量，当层厚小于
250～350㎜
高大200㎜左右。
支架支护强度估算：
H=
m
K=
5
ρ=
t/m³
液压支架工作阻力计算
液压支架工作阻力计算γ顶板岩石容重，一般取γ=2、5t/m3； k顶板破碎常数，取1、2； g顶板周期来压不动载系数，与顶板岩石性质有关：老顶级别：Ⅰ-g=1、1，Ⅱ-g=1、3 Ⅲ-g=1、5～1、7，Ⅳ-g=1、8～2 取g=1、3 B附加阻力系数，B=1、5；α煤层平均倾角，取α=23，则：B9工作面支护强度：q＝2、82、51、31、21、510-2/[（1、25-1）cos23]＝0、71（MPa）支架初撑力和工作阻力的确定式中：A支架中心距，A=1、5m；L支架顶梁长，L=4、4c梁端距，c=0、35～0、5m,取c=0、45m；则：工作阻力：以上计算支架所需支护强度不小于0、71MPa，工作阻力大于5170kN，考虑到工作面地质构造可能存在的矿压不稳定性，安全起见选工作阻力5800kN，初撑力5232kN（3)综放支架工作阻力确定A、按现行较通用的按垮落充填法公式计算式中:支护强度，kN／m2；动载系数1、2-1、4，顶板为泥岩，属软弱顶板，取=1、2； M煤厚(平均9、74m，最厚10、76m)取M=9、74m；冒落矸石碎胀系数，取=1、25；γ顶板岩石容重，取γ=25kN／m3。
n 采放比影响系数0、8-1、0，取n=0、8；则：=1、2*9、74*25*0、8/(1、25-1)=936kN／m2支架工作阻力：P=(LK+LD)B 式中：P支架工作阻力，kN； LK梁端距，取LK=0、4m； LD顶梁长度，取LD=4、2m； B支架宽度，取B=1、5m。
则：P=994*(4、2+0、4)*1、5=6452 kN（最厚7128kN）B、根据采煤工作面现场实测数据的经验回归公式计算:Pmax=(3939+2、1H+47lf+155/Md)式中:Pmax工作阻力；动载系数1、2-1、4，取=1、2H煤层埋深，取H=425m: f煤的硬度系数，暂取f=2； Md顶煤厚度取Md=6、74m；则:Pmax=1、2*(3939+2、1*425+471*2+155/6、74)=6956 kNC、按缓倾斜煤层工作面顶板分类中的公式进行计算。
液压支架工作原理详解
液压支架工作原理说明一、液压支架的基本形式:1.支撑式液压支架：顶梁较长一般超过4M左右，立柱垂直于底座，有较强的支撑力。
2.掩护式液压支架：顶梁较短一般超过3.5M左右，带有掩护梁，分隔采空区和作业空间，立柱倾斜分布，作业空间和通风断面较大。
3.支撑掩护式液压支架：有上述两种支架的优点，采用四连杆机构，能更好的承受顶板水平分力和扭转分力，有较强的支撑和切顶作用，但价格较贵。
二、液压支架的型号及规格：1.掩护式支架：2．放顶煤支架：3.履带行走式支架：4.过渡支架：三、液压支架的结构：顶梁、掩护梁、前连杆、后连杆、底座、推杆、单侧护装置、立柱、各种千斤顶、液压系统、支架设置销轴等连接机构。
1-护帮装置；2-顶梁；3-推杆；4-底座；5-立柱；6-操纵装置；7-顶梁活动侧护板；8-推移千斤顶；9-掩护梁活动侧护板；10-平衡千斤顶；11-掩护梁；12-前连杆；13-后连杆1.侧护板的作用：侧护板的作用：消除相邻支架的架间间隙，防止冒落矸石进入支护空间；作为支架移架过程中的导向板；防止支架落后倾倒；调整支架的间距2.顶梁：顶梁是用于支护、控制、管理工作面上方的顶板，顶板的压力通过顶梁传递到两根立柱上。
为了更好地支护煤壁上方刚暴露出的顶板，顶梁前端上翘，顶梁为双侧活动侧护板。
ZY10000/27/56D 型液压支架顶梁结构图3.伸缩梁伸缩梁是由钢板拼焊成的整体结构，它的主要作用是超前支护。
当采煤机采过后，没有移架前伸缩梁伸出，护住顶板，可实现及时支护；当煤壁出现片帮时，伸缩梁可伸入煤壁线以内，及时维护顶板，避免引发冒顶。
3.掩护梁：Z110000/27/56D 型液压支架掩护梁结构图顶板来压后，经顶梁和掩护梁连接销轴，把来压传递到掩护梁上，再通过掩护梁传递到连杆以及底座上。
再传递过程中掩护梁承受扭矩、弯矩的作用。
而且还受到顶板冒落矸石的冲击。
因此要求掩护梁有足够的强度与刚度。
4.底座：底座承受顶板经立柱、掩护梁、连杆等传递的各种力及力矩，然后传递到底板上。
ZY2000／07／14型液压支架在欢城煤矿的使用
ZY2000／07／14型液压支架在欢城煤矿的使用介绍了薄煤层采煤支护设备-ZY2000/07/14型液压支架，该支架设计了科学的立柱结构，提交了大伸缩比例高支撑的效率。
标签：薄煤层；液压支架；应用；改进1 液压支架的规格及参数1.1 支架高度为适应12上煤12下煤，16煤层厚度变化，扩大使用范围，防止支架顶空倒架，保证支架发挥正常的支护作用，按煤层行业标准“液压支架设计规范”的规定选取最小最大结构高度.7-1.4m。
1.2 支护强度液压支架的支护强度是液压支架的最主要的技术要求参数之一，主要取决于工作面顶板条件，煤层埋深和采高等因素。
根据容重法计算:P=9.8×N×H×F×r=9.8×8×1.3×4.925×2.5=1254.89kN式中：P为每架支架所需要的工作阻力，kN；H为工作面的采高，1.3m；F为每架支架最大支护面积3.94×1.25=4925m2；r为顶板岩石的容重，取2.5t/m3。
经计算得：P=1254.89kN，即工作面每架支架合理工作阻力应不小于1254.89kN，该面选用的支架额定工作阻力为2000kN>1254.89kN.满足要求。
即支架支护强度Pt=P/F=1254.89/4.925=255kN/m2最大平均支护强度215kN/m2选择工作面支护强度215kN/m2（.22MPa）2 支架的主要结构支架设计在满足强度技术的基础上，大量采用了高强度板，尽量减小支架的外形尺寸，减轻支架重量，为薄煤层综采创造条件。
主要结构有:顶梁，掩护梁，前后连杆，底座，抬底装置，底侧调装置，推杆，立柱。
3 支架使用时的注意措施（1）要严格执行支架操作规定，及时使用平衡千斤顶调整支撑状态不符合要求的支架，保持顶梁呈水平状态或所需的角度。
（2）对工作面出现特殊地质构造等，为防止支架歪倒应在移架过程中，将支架底座整平，及时处理煤壁片帮及局部顶板冒落，防止因冒落区扩大而引起支架失稳，发生倾倒。
液压支架选型计算及采煤顶板管理
工作阻力/支护面积=支护强度；支护面积=（梁端距+顶梁长度）x中心距。
液压支架选型计算1．支护强度的计算采用以往的经验公式来计算：a、P≥b、P≥式中：P——支护强度，MPa；M——开采厚度，取6.1 m；r——顶板岩石容重，取2.7t/m3；d——顶板动载系数，取1.3；a——煤层倾角，取3°；B——附加阻力系数，取1.2；n——不均衡安全系数，取1.75；K——顶板岩石碎胀系数，取1.25。
则 a、P≥ =1.008MPab、P≥ =1.128MPa最后取P=1.128Mpa。
2. 支架载荷根据支护强度，则验算支架支护载荷为：T＝P(L+C)×(B+J)式中：T ------ 支护载荷，KN；L ------ 顶梁长度，3.8m；C ------ 顶梁前端到煤壁的距离，1.33m；B ------ 顶梁宽度，1.530m；J -------架间距，0.22m；则 T＝0.68×（3.8+1.33）×（1.53+0.22）＝6105KN 计算结果表明，液压支架的工作阻力10800KN满足支护载荷的要求。
3. 支架高度a.支架最大高度Hzmax＝Mmax+S1式中：Hzmax------支架最大支护高度，mm；Mmax------工作面最大采高，取6100mm；S1------伪顶冒落的最大厚度，取300mm。
则 Hzmax＝6100+200＝6300 mm。
b.支架最小高度Hzmin＝Mmin-S2-g-e式中：Hzmin------支架最小支护高度，mm；Mmin------工作面最小采高，取4500mm；S2-------顶板的下沉量，取200mm；g ------顶梁上、底座下的浮矸厚度，取50 mm；e ------移架时支架回缩量，取100 mm。
则 Hzmin＝4500-200-50-100＝4150 mm。
根据以上各参数，本工作面选用郑州煤机厂液压支架工作高度4150～6300 mm。
液压支架设计计算演示
ZY6400/17/35掩护式液压支架计算程序演示2011．6液压支架数学模型液压支架运动分析主要参数说明：受力分析：H——支架高度；S0——顶梁前端点运动轨迹；P——煤层顶板作用在支架顶梁上的集中压力：F3——前连杆力；F4——后连杆力；Pf——顶梁载荷在前端的分力；PA——顶梁载荷在后端的分力；Fx——顶掩绞点X分力；Fy——顶掩绞点Y分力；FSUM——顶掩绞点的合力。
弯矩分析：MM1——顶梁前端分力作用在前立柱窝上部顶梁处的弯矩再加上立柱水平分力产生的弯矩；MM2——千斤顶与顶梁绞点上部顶梁处的弯矩再加上千斤顶水平分力对该点的弯矩；MM5——顶掩绞点的力对千斤顶掩护梁绞点上面掩护梁顶部的弯矩加上千斤顶力对此点的力矩；MM6——顶掩绞点作用力和千斤顶力对前连杆与掩护梁绞点上部掩护梁顶部的弯矩，加上前连杆的平行于掩护梁顶部方向分力产生的弯矩；M7——后连杆与掩护梁绞点力对掩护梁上此点顶部的弯矩；M8——底座前端分力对前立柱窝下部底座处的弯矩；MM8——底座前端分力对前立柱窝下部底座处的弯矩,加上前立柱水平分力弯矩；MM9——前连杆与底座绞点下部底座处的弯矩加上前连杆水平分力对该点的弯矩；M10——后连杆力对后连杆与底座绞点处下部底座上的弯矩。
底板比压Pb——煤底板对底座的支撑力；Fa——底座前端的比压；Frear——底座后端的比压；Fave——底座的平均比压；Farb——底座的任意位置（由L37值确定）比压。
(一)支架受力与弯矩分析1.1f=0.3 平衡千斤顶受推p=1752kN 液压支架受力分析液压支架危险端面弯矩分析1.1f=0.3 平衡千斤顶受拉p=－1103kN液压支架受力分析液压支架危险端面弯矩分析2.1 f=0.2 平衡千斤顶受推p=1752kN液压支架受力分析液压支架危险端面弯矩分析液压支架对底板比压2.2 f=0.2 平衡千斤顶受拉p=－1103kN液压支架受力分析液压支架危险端面弯矩分析液压支架对底板比压3.1 f=0.1 平衡千斤顶受推p=1752kN液压支架受力分析液压支架危险端面弯矩分析3.2 f=0.1平衡千斤顶受拉p=－1103kN液压支架受力分析液压支架危险断面弯矩分析4.1 f=0平衡千斤顶受推p=1752kN液压支架受力分析液压支架危险断面弯矩分析4.2 f=0平衡千斤顶受拉p=－1103kN液压支架受力分析液压支架危险断面弯矩分析(二)危险断面强度校核顶梁柱窝断面强度校核前连杆与掩护梁铰接断面校核后连杆与掩护梁铰接断面强度校核底座柱窝断面强度校核。
（完整版）支架强度计算
（完整版）支架强度计算
2、支架支护强度的选择
根据我国多年来放顶煤开采的实践和理论总结，综采放顶煤支架工作阻力有多种计算方法，设计根据经验并参考类似开采条件下矿井的压力显现情况，采用其中的统计类比法和实测统计法对支架工作阻力进行计算，取其大值对液压支架进行选型。
①按统计类比法计算综放支架工作阻力
据经验统计，综采放顶煤支架支护阻力与煤层采深、煤层强度成正比，与放顶煤高度成反比，根据经验公式：
P=k（1939+2.1H+471f+155/M d）
式中：
P—支架承受的荷载，kN；
k—支架安全系数，取1.2；
H—煤层采深，m；
f—煤层普氏硬度系数，取2.0；
M d—工作面放顶煤高度，23-25号煤层分层开采，每层厚17.03/2=8.52m，割煤厚2.6m，则放顶煤厚度为5.92m。
P=1.2×（1939+2.1×250+471×2.0+155/5.92）=4119kN
②按实测统计法计算综放支架工作阻力
P＝（325×M0.21）S
式中：
P——支架承受的荷载，kN；
S——支架支护的顶板面积，按8.0m2计；
M——煤层开采最大高度，取8.52m。
P=（325×8.520.21）×8.0=4077kN
根据上述两种方法计算，所选综采放顶煤支架的工作阻力不应低于4119kN。
液压支架立柱初撑力和支架初撑力的计算公式
？1、立柱初撑力计算公式p=（∏）*m*10-32、支架初撑力的计算公式q=（∏）*m*n*k*10-3其中p-----支柱的初撑力knD----xx缸体内径或活塞直径mmm---泵站工作压力Mpan—每台支架的xx数q—支架的初撑力k---支护效率更换综采工作面液压支架xx的注意事项？（1）提前制定xx并贯彻到位（2）选择支架所在位置顶板条件较好，工作面压力较小时更换支架立柱（3）将xx运到工作面指定地点（4）更换立柱前，必须及时清理支架顶梁两侧的浮矸，同时被更换支架两侧严禁站人（5）多人配合起吊时，必须口令一致，同时起吊（6）固定xx的各种销子必须可靠（7）更换xx后必须检查xx是否完好玻璃钢锚杆与金属锚杆相比有哪些优点？（1）玻璃钢锚杆质量小，强度与质量比高。
（2）玻璃钢锚杆具有良好的耐腐蚀性能，可在井下长期使用，杆体不会像金属锚杆受明显的腐蚀影响（3）玻璃钢锚杆可切割，不损坏采煤机，不会产生火花。
观察顶板的方法有哪几种？（1）是敲帮问顶。
即用钢钎或手镐敲击顶板，声音清脆响亮的，表明顶板完好；发出"空空"或"嗡嗡"声的，表明顶板岩石已离层，有冒落的危险，应采取措施把脱离的岩块挑下来。
（2）是打木楔。
即在顶板裂缝中打入一小木楔，过一段时间如果发现木楔松动或松脱，说明裂缝在扩大，顶板有冒落的危险，应采取措施进行处理。
（3）是震动观察。
即一手扶顶板，一手持凿子或镐头等工具敲击顶板，若感到顶板震动，即使听不到破裂声也说明已有顶板岩石离层，有冒落的危险，应及时防范液压支架压死的处理方法有哪些？（1）附加初撑力法（2）挑顶法（3）起底法（4）xx底法（5）防压环法液压支架初撑力的含义、作用及选用原则？含义:支架的初撑力是指在泵站工作压力作用下，支架全部立柱升起，顶梁与顶板接紧时，支架对顶板的支撑力。
作用：减缓顶板的早期下沉，增加顶板的稳定性，使支架尽快进入恒阻状态。
综采液压支架支撑阻力计算
1、支护阻力验算根据容重计算公式：P1=（q+1）×9.8×γSHCosα式中：P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力，kN；9.8 ——9.8N/kg；S——支架平均支护面积，根据实测计算取5×1.5=7.5m2；H——采空区顶板垮落高度，H=M/K-1；式中：M——最大采高，取8m；K——岩石碎胀系数，取1.5；代入数据得：H=8/（1.5-1）=16mγ——顶板岩石容重，取1.99t/m3；q——动载系数1.5～2.0，根据F111050工作面顶板情况取1.8；α——工作面煤层倾角，取平均值20°；代入数据得：P1=（1.8+1）×9.8×1.99×7.5×16×Cos20°≈6160kN。
ZF7000/18/28型液压支架和ZF7000/18/28（改）型过渡液压支架工作阻力均为7000kN>6160kN，排头支架工作阻力为7200kN>6160kN。
因此ZF7000/18/28型液压支架、ZFG7000/18/28（改）型过渡液压支架和ZFG7200/21/30型排头液压支架均能够满足本工作面工作阻力的要求。
2、支架工作阻力校核2.1顶板岩性分析由于放顶煤工作面采高较大，待顶板完全压实后，弯曲下沉带将涉及底板，正常放煤时，工作面煤层厚度平均8m，松动椭球体高度H： H=2.22h平均高度2.22×8=17.76m，松动椭球体最大高度2.22×8.6=19.1m，均到达老顶。
2.2支架工作阻力校核工作面机采2.3m的煤厚，放5.7m的顶部煤厚，形成高度为19.1m 的松动椭球体，松动椭球体高度以上的岩层暂时不发生离层和断裂。
支架顶梁承受工作空间控顶距面积以上高度为19.1m煤岩的重量，则每平方米控顶面积的平均载荷p为：p=（h-h1）T+(H-h)T2式中：h——煤层的平均厚度，8mh1——机采煤层厚度，（1.8—2.3m）取2.3mT——煤层容重，1.32t/m3H——松动椭球体最大高度，19.1mT2——岩体容重Z=1.99t/m3则正常情况下，每平方m载荷为：P =（8-2.3）×1.32+（19.1-8）×1.99=7.52+22.09=29.61t 该支架支护面积5×1.5=7.5m2，则承受的压力为7.5×29.61×9.8=299.63×9.8≈2176.34KN该面所用ZF7000型放顶煤支架额定工作阻力7000KN大于2176.34KN，满足支撑要求。
综采液压支架选型及参数确定
综采液压支架选型及参数确定、前言包源煤矿位于包头市石拐区煤田内。
原为当地一座年产30万吨的小煤矿，采煤方法为房柱采煤法。
煤炭资源整合后，产能将扩大到120万吨/年，采用综合机械化采煤方法。
根据该矿煤层埋藏浅的特点，设计了综采支架的选型和参数。
2、地质概况矿井主要煤层为中、下侏罗统延安组6-2煤层。
煤层平均埋深约120m，厚度3~6.2m，平均4.1m，倾角0~1°。
煤层顶板以上30m至底板以下20m范围内的岩石主要为深灰色砂质泥岩，其次为粉砂岩。
煤层顶部和底部泥岩的天然抗压强度小于30MPa，为软岩，软化系数小于0.19，在水中有崩解和破坏。
吸水状态下的岩石强度为自然状态下的1/3~1/5。
该煤层顶底板岩石稳定性差，属于典型的浅埋煤层。
3、浅埋深煤层顶板来压特点浅埋煤层和深埋煤层可分为两种类型。
A类：基岩较薄、松散载荷层厚度较大的浅埋煤层。
其破顶形式为整体切割，易发生顶板台阶下沉。
主顶板为单关键层结构煤层。
这种厚松散浅埋煤层称为典型浅埋煤层。
对于厚度大、松散载荷层厚度小的浅-深煤层，地压显现规律介于普通工作面和浅-深煤层工作面之间，表现为两组关键层，台阶下沉较小。
可称为近浅埋煤层。
东胜煤田属于B型浅埋深煤层。
浅埋深煤层工作面的主要矿压特征是老顶破断运动直接波及地表。
顶板不易形成稳定的结构。
来压存在明显动载现象。
4.框架选型依据架型选择必须考虑支架的相关尺寸、结构特征，支护性能必须与煤层地质条件、矿压显现规律以及工作面配套设备相适应。
①煤层地质条件：根据部颁标准mt553-1996煤层顶底板分类标准，该煤层直接顶为i类，基本顶为ⅱ类，底板为ⅱ类。
②矿压显现规律：矿压特征是老顶破断运动直接波及地表．顶板不易形成稳定的结构，压力较大，来压存在明显动载现象。
③工作顶板岩层基本为冒落带和裂隙带。
b类型：基岩面配套设备型号及参数(见表1)。
表1工作面配套设备型号及参数通过对上述因素的分析，结合东胜煤田其他矿井支架的使用情况，认为框架式支架采用双柱掩护式、四杆机构和整体刚性顶板梁液压支架。
液压支架工作阻力计算
定支架的支护强度。
下面介绍两个经验公式：⑴ βαγcos )1(-'⋅⋅≥K q H q 式中：q ------液压支架的支护强度，〔2/m T 〕；H ------采高，〔m 〕；γ------顶板岩石容量，一般取2.33/m T ；K ------顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.2～1.5；α------工作面倾角，〔度〕； β------附加阻力系数，二排立柱支架β取1.6，单排立柱支架β取1.2；q '------顶板周期来压动载系数。
q '=非周期来压时矿压值周期来压时矿压值，q '值可按以下情况选取：周期来压不明显顶板：q '取1.1；周期来压明显顶板：q '取1.3；周期来压强烈顶板：q '取1.5～1.7。
⑵510,q KH Mpa γ-=⨯式中：K —作用于支架上的顶板岩石系数，一般取5~8。
顶板条件好、皱起来压不明显时取下限，否则取上限；H —采高，m ；γ—顶板岩石密度，一般取2.3×310kg/m 3。
放顶煤支架的支护强度一般为0.5~0.7MPa 。
支架工作阻力P 应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。
310,kN P qF =⨯式中 F — 支架的支护面积，m 2。
可按下式计算 21()()(),m F L C B K L C A =++=+式中 L —支架顶梁长度，m ；C —梁端距， m ；B —支架顶梁宽度，m ；1K —架间距，m ；A — 支架中心距，m 。
对支撑式支架，支架立柱的总工作阻力等于支架工作阻力。
对于掩护式和支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力小于支架立柱的总工作阻力。
工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值，称为支架的支撑效率η。
所以支架立柱的总工作阻力p 总为,p p kN η=总支撑式支架的η=100%，支掩护式和支撑掩护式支架取η=80%左右。
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引言根据我国矿山煤层的复杂特点及生产效率、生产安全等多方面的要求，特别提出本设计方案。
本设计针对减少投资、方便使用、能够同时用于综采放顶煤工作面、综采面及高档普采面等的端头支护设备进行校核，为液压控制系统的设计提供主要的理论依据。
以往的大型端头液压支架，沿地板前移，庞大的底座掩护梁及连杆组成了端头支架的大部分质量，也占用了端头巷道的大部分空间，必须扩大巷道才能够前移。
本设计针对这种情况提出设计思想。
在具体设计方面涉及到端头支架的主要设计参数，包括支护强度、初撑力，顶梁长度的调高范围、支架伸缩比、支护强度等的确定。
托臂、立柱及推拉千斤顶位置的确定；支架的主要部件如顶梁、托臂、立柱、柱鞋等的设计。
通过对各个部件的受力分析进而对顶梁强度、托臂强度、导向杆强度、立柱强度和销轴和耳座的强度进行校核。
液压支架设计一概述1 液压系统简介液压传动控制是工业中经常用到的一种控制方式，它采用液压完成传递能量的过程。
液压传动利用这种元件来组成所需要的各种控制回路，再由若干回路有机组合成在液压支架的研制、实验过程中，各构件的强度计算是极为必要的在结构设计，主要有顶梁、立柱杆端位置确定，同时对顶梁、托臂、导向杆、立柱、等进行全面分析校核，确定有效断面尺寸，还要按原煤炭部标准的各种加载方式。
液压传动所基于的最基本的原理就是帕斯卡原理，就是说，液体各处的压强是一致的，这样，在平衡的系统中，比较小的活塞上面施加的压力比较小，而大的活塞上施加的压力也比较大，这样能够保持液体的静止。
液压执行元件是用来执行将液压泵提供的液压能转变成机械能的装置，液压控制元件用来控制液体流动的方向、压力的高低以及对流量的大小进行预期的控制，以满足特定的工作要求。
2设计思想目前国内研制的液压支架主要用在下端头，主要功能是维护好巷道和回采工作面交叉口处的顶板，协调该处排头支架，工作面运输机，顺槽转载机等设备之间的位置和配套关系；支撑掩护式端头液压支架特点是体积庞大，部件相对较多，材料要求相对较高，控制系统相对复杂，材料消耗多，增加了制造的成本，性价比相对低。
在研制新型简易端头支架时应满足以下要求：简易端头支架具有较高的支护强度，能有效地控制端头巷道的安全支护。
3 研究的目的和意义针对具体赋存条件，在深入研究端头顶板运动规律的基础上，提出一种结构简单、机械化程度高、移架速度快、易拆除易安装的端头简易机械化支架。
使其工作阻力接近，但却有更大的灵活性和对各类端头巷道更强的适应能力，其结构紧凑，系统简单，不仅对端头支护工作有极大方便，而且也大大的改善了端头作业环境和便于布置端头设备。
在综放工作面，可以随长度变化，方便地增减工作面支架。
发展适应我国综放面以及其它类工作面的简易端头支架，必将使我国众多的各类工作面端头支护的机械化水平有长足的提高，改善目前端头支护的落后状态，为工业高产、高效、高安全做出贡献。
二 支架的强度计算在液压支架的研制、实验过程中，各构件的强度计算是极为必要的但是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。
1、强度校核均以材料的屈服极限σs 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)各结构件常采用15MnVN 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σs =459MPa 。
(2)主要销轴均采用20CrMo 等合金结构钢，取屈服极限σs =561MPa 。
(3)活塞杆采用45号钢，取屈服极限σs =367.2MPa 。
(4)结构件、销轴和活塞杆的强度条件为：n=[]n s≥maxσσ (3.1) 式中： σmax —危险断面的最大应力， MPa ； [n]—许用安全系数。
3、缸体材采用27SiMn 无缝钢管，取抗拉强度σb =1020MPa ,强度条件为：n=σb /[σ]][n ≥ (3.2)式中： [σ]—缸体许用应力，MPa ； [n]—许用安全系数，取3.5~4。
4、焊条抗拉强度取σb =561MPa ，其强度条件为： n=σσb][n ≥ 式中： σ—计算出的焊缝许用应力； σb —按焊条类型来定。
1顶梁强度校核1 按弯曲应力进行强度校核液压支架设计端头架由主架和副架组成，主副顶梁的断面积尺寸相同，假定顶梁支撑顶板时为均布载荷，如下图所示。
图3.1 顶梁受力图 Fig3.1 the load of top beam由于立柱的的工作阻力为F=1030.6kN ，柱间距按l=3800梁总长L=5000mm 计算时，均布载荷的计算公式为：q=L F 2 以距左端X 断面计算弯矩时：M （X ）=0.5qx 2-F （x-m ） (3.3)求导得：M /（x ）=qx-F=0 则：x=q F =LF F 2=2L 即最大弯矩处在顶梁中间，最大弯矩为：Mmax=2L q(2L )2-F(2L -m) =8q L 2-F(2L-m)=Fm FLL F +-24=Fm-4FL将F=1030.6kN ，m=0.6mm ，L=5m 代入上式，得： Mmax=1030.6⨯0.6-456.1030⨯ =-669.89kN .m2 托臂强度的校核顶梁及其附件（立柱，托臂，调架缸，导向杆等）的估重：顶梁：()8.7105006.1325004.286.12246.15003⨯⨯⨯⨯+⨯⨯⨯+⨯⨯=-d W=（19200+45440+25600）3108.7-⨯⨯=703.872kg立柱：WL =2250⨯=500kg总重：Wz = Wd+WL=703.872+500=1203.872kg 计算时考虑系数K=3，则顶梁估计重量为：Wz =3872.1203⨯8.9⨯=35.39kN当主架支撑，副架降架提腿时，W作为一个负载作用在主架托臂上，其作用方式如下图所示：显然，Wz的作用点在移架过程中时刻在变，当静止于托臂位置A时，托臂所受的最大载荷可近似的看作Wz，单个托臂随Wz的方式可看作悬臂支撑方式，受力方式如下图所示，危险断面在A处。
图3.3托臂受力图Fig3.3 the load of tuobi液压支架设计图3.4 单托臂受力图 Fig3.4 the load of single arm其最大弯矩为：Mmax= W z l ⨯=35.3978.0⨯ =27.6kN3 导向杆强度的校核根据前述：调架缸的最大拉力为F=158kN ，因此在力F 作用下，长度L=1400mm ，径为d=60mm 的导向杆弯曲时的受力情况如下图所示： 最大弯矩为：Mmax=8LF ⨯ =84.1101583⨯⨯=27.65kN .m导向杆所选用的材料为60CrMnA ，其中屈服极限MPa s 1400=σ32max3d M ⨯=πσ =3306.014.31065.2732⨯⨯⨯ =1304MPa则安全系数为：n=13041400=1.2 达到设计要求。
图3.6 导向杆受力图 Fig3.6 the load of bar4 立柱强度的校核液压支架立柱的强度验算，包括油缸的稳定性验算、活塞杆和缸体的强度验算等内容。
立柱的设计参数：(1)立柱工作阻力 kN P 58.8010= (2)立柱初撑力 kN P 6.10301= (3)油缸外径 0219D mm = (4)油缸内经 180D mm = (5)活塞杆直径 1110D mm = (6)行程 1200mm 1 活塞杆的稳定性校核在活塞杆的强度计算时，通常以液压缸的活塞杆端部和缸筒后端盖均为耳环铰接式安装方式作为基本情况考虑。
2 缸体壁厚的设计验算 当3.008.0-=Dδ时，[]max33.2max P DP -⨯≥σδ液压支架设计式中：D — 缸筒内径Pmax —最高允许压力[]σ—缸筒材料的许用应力，[]ns σσ=s σ—缸筒材料的屈服强度，缸筒为27SiMn 时为980MPa ； n —安全系数，通常取n=3.5-5求得：[]σ=980/4=245MPa[]max33.2max P DP -⨯≥σδ=16.5mm计入管壁公差及侵蚀的附加厚度，取δ=19.5mm3缸口螺纹处强度计算缸筒与前端盖螺纹连接时，缸筒螺纹处的强度计算如下： 螺纹处的拉应力：()2214D d KF-=πσ (3.9)螺纹处的剪应力：()331012.0Dd KFd K -=ι (3.10)=223ισσ+=合5销轴和耳座的强度校核销轴和耳座的强度校核主要分为： 1) 立柱与顶梁之间销轴校核A 、耳座的校核：支架所有连接处的耳座，要受到拉伸和挤压的作用，所以要进行拉伸或挤压的强度校核。
B 、销轴的强度校核：为了简化校核的步骤，把销轴与耳座的支反力按集中力进行计算，而且，这样校核比用均布力模型进行计算更加安全。
2) 立柱与顶梁之间销轴校核由于用集中力设计该销轴连接时，会使销轴太大，所以本销轴使用均布力模型来设计校核。
3)推拉千斤顶销轴和耳座的校核 4) 调架千斤顶销轴和耳座的校核6 底板比压顶板对支架的巨大载荷经由整台支架传到底板，在支架柱鞋与底板接触处将有一定的比压。
由于底板岩层不同，含水量不同等因素，使底板具有不同的抗压强度。
由于底板凹凸不平或柱鞋下有碎矸，柱鞋对底板的比压很不均匀。
为简化计算而又不失其有效性，假设柱鞋对底板均匀接触且载荷为线性分布。
由前面得我们设计的柱鞋的底面直径为300mm 。
所以四个柱鞋与底面的接触面积A d 为：A d =4⨯⨯π (0.3)2/4=0.2826m 2底板比压=2826.04.4122=14.58MPa <15MPa所以柱鞋的设计达到要求。
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