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中国矿业大学2006届本科生毕业设计第1页1绪论我国煤炭储量十分丰富,1979年世界能源会议估计我国煤炭资源为15000亿吨,其中煤层厚度大于35米的厚煤层占40左右。从采煤工艺看,我国1972年开始装备综合机械化采煤,至1990年已经达到298。当时对厚度在355米的煤层多采用一次采全高工艺,特别是大采高支架,平均单产可超过3万吨,最高超过6万吨,最高月产142211吨。然而,对于厚度大于5米的特厚煤层的开采,存在着产量低、效率低、劳动强度大、安全差等问题,尽管分层开采技术较为成熟,但其成本高、工序多,影响效率。11液压支架发展历史历史地来看,大约在四五十年前回采工作面还是采用木支柱。随着刨煤机、钻削式和滚筒式采煤机等快速采煤机的使用,木支柱既不能对顶板提供足够大的阻力,其支设和回收亦难满足连续采煤的要求。于是,刚性木支柱被可压缩性摩擦和液压支柱所代替,并以支柱加铰接顶梁的结构形式支护回采工作面。1954年,英国研制出垛式支架。它主要由安装在矩形整体底座上的立柱和顶梁组成。几个月后,英国奥尔蒙德煤矿的低主煤层的整个工作面都装备了这种支架。这就是世界上首个装备液压支架的采煤工作面。从此,开创了煤炭工业的新时代。1958年法国试验成功了节式支架。五十年代末,为开采煤层厚超过2M的松散和破碎顶板条件下的褐煤,前苏联开始研制掩护式液压支架,并于1961年在阿乐斯科拖举办的贸易展览会上展出了OMKT型掩护式支架。这种支架顶梁很短,仅08M,并与掩护梁铰接,单根朝前倾斜液压支柱连接着掩护梁和底座。当支架在其工作高度范围内升降时,顶梁顶点相对于煤壁作圆弧运动。这样,不仅影响了支架的承载能力,而且端面距变化很大,不利于顶板的维护。但比起垛式和节式支架,掩护式支架能有效的控制顶板,防止开采过程中矸石渗入工作面,工作能力很好。为了保持顶梁端点相对于煤壁作近似的直线运动,在OMKT型掩护式支架的基础上作了许多改进1利用支架滑架,即把支撑掩护梁的支座利用千斤顶沿滑架向前移动一个中国矿业大学2006届本科生毕业设计第2页位置,以补偿由于立柱升高时端面距加大的差值。2利用伸缩顶梁,即当立柱升高时,在顶梁里利用千斤顶将顶梁伸出,以保持端面距基本不变。3将四连杆机构应用于支架结构设计之中,研制出具有四连杆机构的液压支架,不仅从根本上解决了端面距变动大和支架不能承受水平力的问题,而且开辟了液压支架设计的新时代。41964年,英国国家煤炭局实施液压支架试验规范;1965年,FDOBSON等人研制的刚性底座都促进了液压支架的进一步发展。60年代末和70年代初,随着液压支架在欧洲使用经验的日益增加,支架结构也发生了巨大变化。长顶梁、二柱、四柱以及多柱四连杆机构的液压支架相继问世。并且,为适应底板不平,底座采用分离铰接式结构;对于松软底板,为减小底板比压,采用接触面积较大的底座;为防止碎矸窜入采区,采用了各种防窜矸的掩护装置。1974年,英国国家煤炭局实施的“高科技采矿工程”推动了液压支架及采煤设备的进一步发展。这项工程要求在选择工作面综合采煤设备时,必须采用最先进的设备和开采工艺,以提高煤炭产量和改善作业环境。进入70和80年代,液压支架又有了新的发展。顶梁不仅实现了“立即前移支护”,而且整个支架安装了电液控制系统实现微机控制与操作。1981年杜赛尔多夫采矿展览会上,展出了液压连杆式液压支架和具有液压调高机构的掩护式支架,并研制出采高为6M的大采高支架及放顶煤支架;对于坚硬岩层设计了强力液压支架等。12我国液压支架的发展我国研制液压支架起步也不算晚。1959年10月,原北京矿业学院设计了三种液压支架。1961年设计了“本溪型”支架,并制造出样机进行井下试验。1965年北京煤炭科学院和郑州煤矿机械厂协作制造出仿英支架。1967年,太原煤炭研究所首次研究出四组迈步式支架,经修改后于1972年由郑州煤矿机械厂制造,并进行井下试验。1970年又为大同矿务局设计了TZ140型支架,在此基础上研制出TZ支架,开发了TZIB、TZ、TZ、TZ和TZ型等液压支架。1973年,北京煤矿机械机械厂生产出第一套BZZ垛式支架,在阳泉矿务局使用。它是发展我国液压支架的起点。此外,有关院校、研究所和制造厂合作,还研制出一批较有成效的液压支架,如ZY3、WKM中国矿业大学2006届本科生毕业设计第3页400、BZZB、KD280和FX440等。这些液压支架由于受到多种因素的限制,虽然使用效果不佳,几乎全被淘汰,但为后来研制和开发更好的架型提供了宝贵的经验。1974年和1979年,我国先后从英国、原联邦德国、波兰三国的五大公司进口了48套和100套综采设备。国外先进支架的引进,促进了国产液压支架设计和制造水平的明显提高。到1983年末,全国在籍的各类支架共31990架。其中,国产支架64套,其性能质量和使用效果都是早期支架所不能比拟的。从70年代至今,光煤炭科学研究总院北京开采所共研制出30余种不同结构型式的液压支架。架型包括支撑式、掩护式和支撑掩护式,还有特殊采煤工艺用液压支架,如放顶煤支架,水砂填充支架及端头支架等。其中,20多种支架已通过鉴定,五种支架获奖。总之,我国液压支架是从50年代末开始着手研制,经历可研制试验、引进、仿制和改进创新等阶段,直到现在的独立设计阶段。目前,除液压支架电液控制和支架计算机辅助设计与绘图方面落后于国外,其他方面均以达到国外同期水平。13放顶煤开采工艺及放顶煤液压支架放顶煤综采近年来在我国得到迅速的发展。放顶煤综采技术的推广使用,扩大了综合机械化开采的使用范围,简化了矿井的采掘系统和生产组织,大幅度地提高了综采工作面的劳动生产率和产量,降低了煤炭的生产成本,在煤矿生产上取得了显著的技术和经济效益。131放顶煤采煤方法的发展放顶煤采煤方法,就是在开采煤层的底部,或在特厚煤层中部位置,布置采煤工作面,利用工作面矿山压力的作用或辅以爆破等方法,将顶煤破碎并促使其垮落,而后将垮落的顶煤由工作面后方或工作面支架前方放出。放顶煤采煤方法在很早以前就用于开采厚煤层。如我国以前使用过的高落式采煤法就属于这种采煤方法。在当时,放顶煤开采是不正规的,完全手工式的,而且煤炭损失特别大,长期以来受到严格限制。还有仓储式采煤法、仓房式采煤法也都属于早期的放顶煤开采方法。随着煤炭开采技术的发展,特别是煤矿支护设备的发展,放顶煤采煤法已经发展成为一种正规的采煤方法。放顶煤开采方法的应用条件,也由开采残留煤柱、极不稳定的特厚煤层,中国矿业大学2006届本科生毕业设计第4页发展到稳定的各种倾斜煤层的常规工作面,特别是赋存稳定的长臂工作面的开采。放顶煤开采方法按工作面的巷道布置方式可分为缓倾斜、倾斜特厚煤层预采顶分层煤(铺网或不铺网)放顶煤开采法;缓倾斜、倾斜特厚煤层预采中间层放顶煤采煤方法;缓倾斜、倾斜特厚煤层一次采全厚放顶煤采煤法;急倾斜特厚煤层水平分段放顶煤采煤法。按放顶煤工作面的回采工艺方式可分为炮采放顶煤开采;普通机械化放顶煤开采;综合机械化放顶煤开采。放顶煤工作面的机械化程度与普通的采煤工作面一样,也经过了缓慢的发展过程。其主要体现在落煤、支护、放顶煤和运煤等方式四个方面。落煤方式由手镐、风镐、炮采发展为机采(采煤机或刨煤机);支护方式由木支护、金属摩擦支柱、单体液压支柱、滑移顶梁支架发展为放顶煤液压支架;放煤方式由手工落、装发展为双输送机。回采巷道内运输也由运量较小的刮板输送机发展为运量大、运距长的带式输送机运煤;工作面的作业方式也由采、放轮流作业,发展为采、放平行作业,大大提高了工作面的产量和效率。下面重点介绍低位放顶煤综采低位放顶煤综采的显著特征是支架的放煤口位置低、尺寸大。而且是连续的,多为插板式,无脊背煤炭损失,支架的四连杆机构置于支架中间,后输送机置于支架拖板上或直接在底板上。低位放顶煤综采的主要优点为放煤在支架后下方,放煤效果好,煤尘小。后输送机外运煤炭顺利,一般不需清理后方浮煤。支架尾梁还可以摆动,以利提高顶煤的回收率。但低位放顶煤支架的稳定性差,工作面端头的维护较困难。该类支架在窑街矿务局、兖州矿务局鲍店煤矿均取得高产、高效。低位放顶煤综采如图11所示。132放顶煤液压支架发展及特点自60年代法国率先研制节式放顶煤支架开采特厚煤层取得成功以来,70年代法国、英国、匈牙利、原联邦德国、前苏联等国家又先后研制出插板式、开天窗式、后开门式放顶煤液压支架,使特厚煤层采煤工艺有了新的突破,产量与效率不断提高。以匈牙利奥伊克矿为例,使用VHP730型支架,开采厚62米煤层,平均月产量达到339万吨,效率261吨/工,工作面回收率91。我国综采放顶煤开采开始于1982年,是由郑州煤矿机械厂、煤炭科学研究中国矿业大学2006届本科生毕业设计第5页图11低位双运输机放顶煤综采示意图1放煤口;2前输送机;3后输送机总院北京开采所、沈阳煤研所共同研制的FY40014/28中位放顶煤支架在沈阳局蒲河矿安装试验;10多年来得到了迅速的发展,截止到1993年,已经在13个省的26个矿务局59个工作面使用,达到了日产万吨,月产31万吨,年产253万吨的生产水平,成为世界上综采放顶煤开采技术发展最快、拥有放顶煤液压支架数量最多的国家。实践证明,在特厚煤层开采中,采用放顶煤开采较分层开采等具有明显的优越性,主要有(1)、煤层掘进量小,掘进费用低、缓和了采掘关系;(2)、减少了搬家倒面次数,节省了综采面设备搬迁、安装的工作量及费用;(3)、较分层开采减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护费用等;(4)、对急斜厚煤层,较普通法开采的工作面产量提高13倍;(5)、提高了煤炭的块炭率,增加煤炭的售价;(6)、减少了设备的运行费,特别是采煤机,相对减少了吨媒设备折旧费或租赁费;(7)、有利于矿井的集中控制,实现减面、减人、提高工效的目的;(8、提高劳动生产率,降低成本,比一般回采工效提高25倍,经济效益十分显著,吨媒成本一般降低820元/吨。基于上述原因,我国放顶媒液压支架从1984年至1992年上半年已发展到42套,32个品种,占世界总数的66。当然,放顶煤开采也有急待解决的问题,主要是中国矿业大学2006届本科生毕业设计第6页(1)、煤尘大,比分层开采高出13倍,甚至更高;(2)、回采率偏低,一般在80左右,造成一定的煤炭损失;(3)、自然发火的问题尚未得到很好的解决;(4)、对高瓦斯矿井,瓦斯涌出量大,有局部积聚的危险。因此,煤炭工业部提出要有试点地进行,稳步发展的方针。然而有于放顶煤开采的优点十分突出,并对存在的问题逐步得到解决的同时,使这一新的特厚煤层的开采工艺从东北、西北迅速扩展到华北,1992年初又推广到华东四个矿务局,并首先在兖州兴隆庄矿创出了月产11万吨的好成绩(1994年月产已达25万吨),可以预计,今后将会更快地发展。下面重点介绍放顶煤液压支架的特点及适应性。1放顶煤液压支架的分类按与液压支架配套的输送机的台数,放顶煤液压支架可分类如下插底式单输送机不插底式放顶煤液压支架单铰接式开天窗式双输送机四连杆式前四连杆式插板式后四连杆式按放煤口位置,放顶煤液压支架可分类如下高位(单输送机开天窗式)放顶煤液压支架中位(双输送机开天窗式)低位(双输送机插板式)下面重点介绍低位放顶煤液压支架的特点及适应性2低位放顶煤支架的特点这是一种双输送机运煤,在掩护梁后部铰接一个带有插板的尾梁、低位放煤的支撑掩护式支架。这类支架有一个可以上下摆动的尾梁(摆动幅度在45左右)用以松动顶煤,并维持一个落煤空间。尾梁中间有一个液压控制的放煤插板,用以放煤和破碎大块顶煤,具有连续的放煤口。其主要特点如下中国矿业大学2006届本科生毕业设计第7页1由于具有连续的放煤口,放煤效果好,没有脊背煤损失,回收率高;2和其他支架相比,从煤壁到放煤口的距离最长,经过顶梁的反复支撑和在掩护梁上方的垮落,使顶煤破碎较为充分,对放煤极为有利;3后输送机沿底板布置,浮煤容易排出,移架轻快,同时尾梁插板可以切断大块煤,使放煤口不易堵塞;4低位放煤使煤尘减少;5前四连杆低位放顶煤液压支架的抗扭及抗偏载能力差,支架的稳定性较差;6尾梁摆动力和向上的摆角较小,破煤和松动顶煤的能力差。这类支架的原始形式是前四连杆式,在矿压较小的急斜水平分段开采时比较适应,为使这种支架在缓斜长臂工作面发挥其优势,几年来作了如下的探索1把四连杆的上连接位置由顶梁上改在掩护梁上,使支架底部和上部的连接位置更接近扭转力矩的作用点,增加了支架强度,减少了支架的损坏,形成了目前在缓斜工作面大量使用的后四连杆式低位放顶煤液压支架;2大幅度加强前四连杆本身以及它与顶梁、底座的联接强度,这种作法增加了支架的重量,有的重达20T以上,但设计时容易实现加大后部运输空间和增加破煤能力;3增大后部空间和尾梁向上摆动的力,使其在较硬煤层中使用时也可让顶煤顺利放落和运出,如ZFPS5200/17/32型支架尾梁端部向上摆动力可达到500KN,使用效果良好;4后四连杆前连杆设计为Y型,后连杆设计为I型,增大了支架的前、后人行道的宽度并加大了后部的人员工作与维护空间;5把后输送机千斤顶耳座与底座的联接改为活联接,改善了运输状况。在后输送机与千斤顶之间增加了结构件推杆,以避免后输送机与千斤顶活塞杆弯曲并防止输送机和支架下滑。前四连杆式支架和后四连杆式支架相比,前四连杆式支架稳定性及抗扭性较差,但其后部空间较大,且重量也轻。3低位放顶煤液压支架的适应性前四连杆式支架在急斜水平分段放顶煤综采中取得成功,如对四连杆及有关联接件再进一步增加强度,成为定型设备,可以不考虑在急斜条件下使用后四连杆式支架。缓斜中硬难放煤层在选型时考虑到低位放顶煤液压支架的强度低,又无成中国矿业大学2006届本科生毕业设计第8页功的实例,往往选用中位放顶煤液压支架,但受到放煤口的限制,实际上也未能很好解决其放煤问题。仔细研究各类放煤支架,就会发现,只有前四连杆式支架具备大幅度摆动掩护梁破煤的条件。有的低位放顶煤液压支架采取强化四连杆及联接销轴,把摆动掩护梁的千斤顶一端布置在底座上,而不是布置在顶梁上,尽管这种架型尚无满意的效果,但这种探索无疑是很有意义的。后四连杆式支架在煤层硬度系数F2左右,层节理比较发育的缓斜厚煤层中使用取得很大成功,如在潞安矿务局五阳煤矿、王庄煤矿和兖州矿务局兴隆庄煤矿、鲍店煤矿。这种架型与设计先进的过渡支架配合使用,创出了新水平,被广泛推广使用。如石炭井矿务局乌兰矿将这种支架与过渡支架、端头支架配套使用,在倾角为24的工作面上取得了成功。由此表明了后四连杆式放顶煤液压支架在缓斜中硬煤层和倾斜厚煤层中均有良好的适应性和使用前景。14液压支架的组成根据各部件的功能,液压支架的组成可归纳为五个部分见表11。15液压支架的支护方式综采工作面的主要生产工序有采煤、移架和推溜。3个工序的不同组合顺序,可形成液压支架的3种支护方式,从而决定工作面“三机”的不同配套关系。具体的循环方式见表12。16液压支架的工作原理液压支架在工作过程中,不仅要可靠的支撑顶板,维护一定的安全工作空间,而且要随工作面的推进,进行移架和推移输送机。因此,支架要实现升、降、推、移四个基本动作,这些动作是利用泵站供给的高压液体,通过工作性质不同的几个液压缸来完成的,如图12所示表11液压支架组成表序号部件功能举例中国矿业大学2006届本科生毕业设计第9页1承载结构件承受并传递顶板载荷作用的结构件顶梁、掩护梁、底座、连杆2动力油缸用液体作介质可以主动产生作用力,实现各种动作的油缸立柱、各类千斤顶3控制元部件操纵、控制支架各个动力油缸动作及保证所需工作特性的液压(电气)元部件操纵阀、单向阀、安全阀及管路、液压(电控)元件4辅助装置不直接承受顶板载荷,而实现支架某些动作或功能所必须的装置推移装置、护帮装置、活动侧护板、防倒、防滑装置5工作液体传递能量的工作液压介质乳化液表12液压支架的支护方式表支护方式循环方式支护特点应用条件即时支护割煤移架推溜支护滞后时间短适用于各种顶板条件,应用最为广泛滞后支护割煤推溜移架支护滞后时间较长可用于稳定、完整的顶板条件,较少支架结构紧凑,目前应用复合支护割煤支架伸出探梁推溜移架支护滞后时间短但增加了反复支撑可适用于各种顶板条件,但支架操作次数增加,目前应用较少161支架升降和推移当操纵阀8处于升柱位置时,从乳化液泵站来的高压液体通过操纵阀8、液控单向阀6进入立柱2的下腔,立柱上腔回液,支架升起,并撑紧顶板。当中国矿业大学2006届本科生毕业设计第10页操纵阀8处于降柱位置时,工作液体进入立柱的上腔,同时打开液控单向阀,立柱下腔回液,支架下降。支架的前移和推移输送机是通过操纵阀7和推移千斤顶4来进行的。移架时,先使支架卸载下降,再把操纵阀7置于移架位置,从乳化液泵站来的高压液体进入推移千斤顶4的前腔即活塞杆腔,后腔即活塞腔回液。这时,支架以输送机为支点前移。移架结束后,在把支架升起,使支架撑紧顶板。若将操纵阀7置于推溜位置,高压液体进入推移千斤顶后腔即活塞腔,前腔即活塞杆腔回液,这时输送机以支架为支点被推向煤壁。PO192345681720图12液压支架工作原理图1顶梁;2立柱;3底座;4推移千斤顶;5安全阀;6液控单向阀;7、8操纵阀;9输送机;10乳化液泵;11主供液管;12主回液管162支架的承载过程支架的承载过程是指支架与顶板之间相互力学作用的过程。它包括初撑、承载增阻和恒阻三个阶段。1初撑阶段在升架过程中,当支架的顶梁接触顶板,直到立柱下腔的液体压力逐渐上升到泵站工作压力时,停止供液,液控单向阀6立即关闭,这一过程为支架的初撑阶段。初撑力的大小取决于泵站的工作压力/立柱缸径和立柱的数量。合理的初撑力是防止直接顶过早的因下沉而离层、减缓顶板下沉速度、增加其稳定性和保证安全生产的关键。2承载增阻阶段支架初撑结束后,随着顶板的下沉,立柱下腔的液体压力逐渐升高,支架中国矿业大学2006届本科生毕业设计第11页对顶板的支撑力也随之增大,呈现增阻状态,这一过程为支架的承载增阻阶段。3恒阻阶段随着顶板压力的进一步增加,立柱下腔的液体压力越来越高。当升高到安全阀5的调定压力时,安全阀打开溢流,立柱下缩,液体压力随之降低。当降到安全阀的调定压力时,安全阀关闭。随着顶板的继续下沉,安全阀重复这一过程。由于安全阀的作用,支架的支撑力维持在某一恒定数值上,这是支架的恒阻阶段。此时,支架对顶板的支撑力称为工作阻力,它是由支架安全阀的调定压力决定的。对于掩护式和支撑掩护式支架,其初撑力和工作阻力的计算还要考虑到立柱倾角的影响因素。17采煤工作面液压支架设计要求和设计必要的基本参数171采煤工作面对液压支架的设计要求为了满足长臂工作面的生产要求对液压支架提出了以下要求1能有效的控制顶板。具体有这些要求能适应顶板下沉、来压及冒落的特性;能防支架前方与上方冒顶;不应出现陷底而影响性能与移架。2保证安全的工作空间。具体要求如下有宽敞的工作空间;能很好的防矸、排矸;能良好的通风、照明、通讯、防尘、防火。3应该适应煤层地址条件变化。要求支架有足够的调高范围;适应不平顶底板、台阶和断层等条件;适应煤层倾角变化。4能够保证正常的生产循环。也就是说应保证正常移架、推溜;能与采煤、运输等工艺准确配合;运输,安装,搬家方便;还得便于维修。5最后对于投资者来说,应该保证初期投资低、维修费用低。172液压支架设计的基本参数1顶板条件根据老顶和直接顶的分类,对支架进行选型。2最大和最小采高根据最大和最小采高,确定支架的最大和最小高度,以及支架的支护强度。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第12页3瓦斯等级根据瓦斯等级,按保安规程规定,验算通风断面。4底板岩性及小时涌水量根据底板岩性和小时涌水量验算底板比压。5工作面煤壁条件根据工作面煤壁条件,决定是否用护帮装置。6煤层倾角根据煤层倾角,决定是否选用防倒防滑装置。7井筒罐笼尺寸根据井筒罐笼尺寸,考虑支架的运输外形尺寸。8配套尺寸根据配套尺寸及支护方式来计算顶梁长度。18本文做的主要工作毕业设计名称放顶煤液压支架设计参数如下(1)要求工作阻力500T;(2)最大采高45M。本次设计主要工作如下四连杆机构的设计、各个结构件的结构设计、各结构件的受力分析及强度校核、液压立柱的设计及支架液压电液控制系统统原理设计。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第13页2液压支架整体结构设计21支架主要尺寸的确定211支架的高度和支架的伸缩比一般应首先确定支架适用煤层的平均采高,然后确定支架高度。由于我国急斜煤层煤层厚度都比较大,煤层厚度在2080M之间,所以按厚煤层高度的确定原则来确定该放顶煤液压支架的高度。(200300)MAXAXMH(21)(300400)ININ(22)式中支架最大高度(MM);MAX支架最小高度(MM);IN最大采高(MM);AM最小采高(MM)。I本设计最大采高4500MM,取支架最大高度MAX45002004700MMAXH支架最大高度与最小高度之差为支架的调高范围。调高范围越大,支架适用范围越广,但过大的调高范围给支架结构设计造成困难,且可靠性降低。由于此次设计对最小采高无具体限制,并且放顶煤液压支架的调高范围无需太大,取支架的调高范围为1500MM,则支架的最小高度470015003200MMMIN支架的伸缩比系指其最大高度与最小高度之比值。即M23AXINH代入有关数据,得M14732047中国矿业大学2006届本科生毕业设计第14页212支架间距和宽度的确定所谓支架间距,就是相邻两支架中心线间的距离。按下式计算3CMBBNC(24)式中支架间距(支架中心距);C每架支架顶梁总长度;M相邻支架(或框架)顶梁之间的间隙;3N每架所包含的组架的组数或框架数,整体自移式支架N1;整体迈步式支架N2;节式迈步支架,N支架节数。支架间距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CB工作面输送机的一节溜槽相连,因此目前主要根据输送机溜槽每节长度及帮槽上千斤顶连结块的位置来确定,我国刮板输送机溜槽每节长度为15M,千斤顶连结块位置在溜槽中长的中间,所以除节式和迈步式支架外,支架间距一般为15M。大采高支架为提高稳定性中心距可采用175M,轻型支架为适应中小煤矿工作面快速搬家的要求,中心距可采用125M。本次设计取支架的中心距为15M。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170200MM。其中宽面顶梁一般为1200MM1500MM,节式支架一般为400MM600MM。本次设计取支架顶梁的最小宽度为1380MM,最大宽度为1550MM,亦即顶梁侧护板侧推千斤顶的行程取170MM。22支架四连杆机构的确定221四连杆机构的作用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。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第15页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所赋予的载荷,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,而且还有沿岩层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。四连杆机构在具有以上诸作用的同时,也有一些缺点。首先,支架在工作过程当中,四连杆机构必须承受很大的内力,从而导致支架结构尺寸的加大和重量的增加;其次,由于四连杆机构对顶板产生一个水平力(又称水平支撑力),因此对支架的工作性能将产生不良影响。222四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21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。E2支架在最高位置时和最低位置时,顶梁与掩护梁的夹角和后连杆与底P平面的夹角,如图21所示,应满足如下要求支架在最高位置时,Q5262,7585;支架在最低位置时,为有利于矸石下滑,防止矸P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TANW石的摩擦系数03,则167。为了安全可靠,最低工作位置应使25WP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2530,在特殊情况下需要角Q度较小时,可提高后连杆下铰点的高度。3从图21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E夹角为。设计时,要使角满足的范围,其原因是角直接影响TAN035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21所示的段。其原因为当顶板来压时,立柱让压下缩,使顶梁有向前移的趋势,H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中国矿业大学2006届本科生毕业设计第16页支护力,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。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,E当已知掩护梁和后连杆的长度后,从这个观点出发,在设计时只要把掩护梁和后连杆简化成曲柄滑块机构,运用作图法就可以了,如图22。1HPQOE30图21四连杆机构几何特征图图22掩护梁和后连杆构成曲柄滑块机构中国矿业大学2006届本科生毕业设计第17页23四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。本设计鉴于各种方法的优缺点,采用了计算机求解的方式来求解。在计算之前,先确定几个值。根据以往的设计经验,取顶梁与掩护梁的绞点至上顶板的距离为400MM,要求双纽线的偏摆量为30MM,后连杆下绞点至底座的距离为900MM。231四连杆机构的电算法1目标函数的确定为了减少附加力,必须使得有较小值。同时,为有效的控制顶板,TAN要求支架在某一高度时的角,恰好是顶梁前端点的双纽线轨迹上的切线与顶梁垂线间的夹角。所以,只要令支架由高到低变化时,顶梁前端点运动轨迹近似成直线为目标函数,这两项要求都能满足。2四连杆机构的几何特征四连杆机构的几何特征,如图23所示。(1)支架在最高位置时,即弧度;1P52609181Q即131148弧度;支架在最低位置时,保证。758P25(2)后连杆与掩护梁的比值,掩护式支架为I045061支撑掩护式为I061082。(3)前后连杆上绞点之距与掩护梁的比值为02203。I1(4)点的运动轨迹呈近似双纽线,支架由高到低双纽线运动轨迹的最E大宽度MM以下。70(5)支架在最高位置时的应小于035,在优化设计中,对支撑掩护TAN式支架最好应小于02。3四连杆机构各部尺寸的计算四连杆机构各部参数如图23所示,图中的为支架在最高位置时的计算1H高度。令OA2ABBACCDD2OEAEGBF1JOSJELIGIE1TNSLU中国矿业大学2006届本科生毕业设计第18页E图23四连杆机构参数图1后连杆与掩护梁长度的确定如图23所示,当支架在最高位置时的H值确定后,掩护梁长度G为111SINSIGPIQ合(25)后连杆长度为AI(26)前后连杆上绞点之距为BIG1(27)前连杆上绞点至掩护梁上绞点之距为F(28)从式(25)至式(28),可求出多组后连杆和掩护梁的尺寸。为了简化计算,对变量规定相应的步长如下的步长为034弧度;的步长为034弧1P1Q度;的步长为002;的步长,支撑掩护式为0042。若上述四个变量各向前1II迈出五步,经排列组合变得到625组数据。此处,步长也可根据精度自行确定不必遵循此规定。(2)后连杆下绞点至坐标原点之距为,如图24所示1E中国矿业大学2006届本科生毕业设计第19页图24四连杆机构几何关系(3)前连杆长度及角度的确定当支架高度变化时,掩护梁上绞点的运动轨迹为近似双纽线,为使双纽,E线最大宽度和角尽量小,可把点的轨迹视为理想直线,当然实际上并非如,此。但是,我们可以做到支架高度变化时,有三点在一条直线上,如图24所示,即支架在最高和最低以及中间某一位置的三点。当支架的最高和最低位置确定后,在直线上的最高和最低点就确定了。根据设计经验,当点沿理想,E垂线由最高向最低运动时,后连杆与掩护梁的夹角由大于90到小于90变化,在夹角变化过程中,一定有一位置使后连杆与掩护梁呈垂直状态,以这一特殊状态为所求的中间某一位置,来确定直线上中间某一位置的点。1)点坐标B当支架在最高位置时的计算高度为,此时点的坐标为1H1B11COSXFP合(29)11INYH合(210)2)点坐标B支架在最低位置时的计算高度为,此时的坐标为2H2B中国矿业大学2006届本科生毕业设计第20页22COSXFP合(211)222INSIYB合AQ(212)根据四连杆机构的几何特征要求,支架降到最低位置时,为计2530Q算方便,即0436弧度。25Q根据几何关系为P2212COSARCTNGEAQ合(213)3)点坐标B当支架的掩护梁与后连杆成垂直位置时,根据几何关系,点坐标为3B33COSXFP合(214)333SINSIYBAQ合(215)式中P由下式进行计算31322ARCTNRTA2EGA合(216)33QP(217)4)C点坐标根据图24所示,支架在三个位置时四连杆机构几何关系确定后,C点就是以、这三点为圆的圆心。所以,为前连杆的长度。因此,1B23123CB中国矿业大学2006届本科生毕业设计第21页可以用圆的方程求得前连杆长度。即2211CCCXY合(218)上式中、为C点坐标,可以按下列方程联立求得XY22221133CCCYXY合(219)222233CCCCX合(220)由式(219)和式(220)得22223131233311CXYYXYYXX(221)222233113123123CXYXYYXYX(222)令223131M(223)N2233XY(224)T31231232XYYX(225)把式(223)到式(225)带入式222式得2331CMYNYXT(226)3123CXX(227)C点坐标求出后,前连杆的长度和角度就可以确定了。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第22页(4)前连杆下绞点的高度D和四连杆机构的底座长度E。当前连杆C点坐标确定后,D和E的长度为CY(228)1CX(229)4四连杆机构的优选按上述方法可求出很多组四连杆机构,并非所有的值都可以用,故要优选。优选的方法是给定约束条件,对所计算出的各组值进行筛选,最终选出一组最优的值来。其约束条件是根据四连杆机构的几何体特征要求,以及支架的结构关系,通过对国内外现有支架的调查统计,得出的约束条件如下(1)前后连杆的比值范围根据现有资料的调查统计,前后连杆的比值0912范围。CA(2)前连杆的高度不宜过大,一般应使。15HD(3)E的长度,一般应使E145(4)对掩护式支架应使的值U;对支撑掩护式支架TAN0602U的值按下面的方法进行计算。TAN如图25所示,为支架在最高位置时的几何关系。(1)A点坐标14X1COSEAQ(230)41INY(231)(2)点坐标为2O5,X1,0E(3)直线的斜率1CB中国矿业大学2006届本科生毕业设计第23页1CYKX(232)(4)直线的斜率2OA45YKX(233)由于C、B、O在同一条直线上,因此,和直线的斜率相同,所以11CB1O直线的斜率为1611YKX(234)同理直线的斜率为1AO642YKX(235)联立(234)、(235)得1246YX(236)6161YKXY(237)中国矿业大学2006届本科生毕业设计第24页图25顺心位置图令6LX(238)6SHY(239)则TANSUL(240)5近似双纽线轨迹的绘制为了能计算和看出优选的一组值的E值,以及双纽线的凸弧段长度,要求打印出顶梁前端的坐标值画出双纽线轨迹来。(1)四连杆机构的方程中国矿业大学2006届本科生毕业设计第25页图26四连杆机构方程图从图26可知,在任一个角位置时,D点的X坐标值应满足下列方程4Q4COSCOSCSAEBPC(241)B点的Y坐标值应满足下列方程4SINSISINQD4(242)由式(242)得44SINSIIABPC(243)将式(243)代入式(241)得中国矿业大学2006届本科生毕业设计第26页44242COSCOSINI1AQEBPDCC(244)将式(244)整理得24522244444COSSINCOS2COSII0ABDCEAQQPBPD令COSZ24SIN1Z24642COKEBA2474SIN2JQD24822244CSSINRADCAQ将式246式(248)代入式(245)可得249210RZKJ则式(249)可变成以Z为变量之方程,得250222JR不合题意之根已舍去。当时,式(250)才有意义。2220KRJR在图26中点任一位置时之坐标X,Y可写成E25144COSCOSXAQGP中国矿业大学2006届本科生毕业设计第27页25244SINSIYAQGP其中,则4ARCOPZ241ARCTNZ式(251)和式(252)就是液压支架四连杆机构的曲线方程。根据四连杆机构的几何特征要求,支架由高到低,,即4Q85148RAD0436RAD。所以在变化范围内可以画出一条近似双纽线的轨迹来。4Q如果在这个变化范围内按间隔0087RAD,可以算出X,Y值表,Y的变化相当于支架计算高度的变化,则X的变化相当于顶梁前端距煤壁之距变化,所以E值为支架高度变化范围内,相应的,凸弧段的长度为支架的结构高度有MAXIN高到低时,X值渐增所对应的Y值相减,即凸弧段长度H大小式中,支架最大高度所对应的Y值;大支架由高到低,X值渐增,增加到极限位置所对应H小的Y值。6电算程序编制本程序的编制采用VISUALBASIC60编程,程序清单见附录。232四连杆机构的作图法此处从略。24顶梁长度的确定根据支架工作方式和设备配套尺寸来确定顶梁长度。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第28页241支架工作方式对顶梁长度的影响支架工作方式对支架顶梁长度有很大影响。先移架后推溜方式(及时支护)要求顶梁有较大长度;先推溜后移架方式(滞后支护)要求顶梁长度较小。这是因为采用先移架后推溜的工作方式时,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。本次设计采用及时支护方式。242顶梁长度计算25311COS30AQGPE顶梁长度配套尺寸底座长度式中配套尺寸参考原煤炭部煤炭科学研究院编制的综采设备配套图册确定;底座长度底座前端至后连杆下铰点之距。E支架由高到低顶梁前端点最大变化距离;、支架在最高位置时,分别为后连杆和掩护梁与水平面的夹角。1QP急斜特厚煤层放顶煤综采选用的配套设备如下采煤机为MGD150/NW型;前输送机为SGZ764/264型;后输送机为SGW40T型。经过计算得该支架的顶梁长度为5237MM如图27所示。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第29页图27顶梁长度示意图3放顶煤液压支架主要结构设计此类低位放顶煤支架的设计要充分依据煤层的赋存条件,顶、底板状况,矿压大小,工作面倾角,及煤层厚度、层理裂隙发育情况、硬度和开采方法等,支架总体技术参数的确定应满足1工作阻力、支护强度的要求;2稳定性要好,抗扭能力强;3顶梁、掩护梁以至尾梁密封性能好;4拉架力大,走得动;5能放煤,出煤易控制,6液压系统简单合理;7喷雾降尘装置可靠实用。这样在设计支架各个部件时,不仅要满足强度要求,还要总体性能好。低位放顶煤支架的主要结构有前梁(伸缩式和挑梁式)、顶梁、掩护梁、尾梁、前连杆、后连杆、底座推移装置、立柱及各种千斤顶、液压控制系统等组成。31支架主要部件的设计要求各部件设计要求要满足总体配套的要求,就是应满足采煤机、双输送机和支架配套的空间要求,支架前部能及时支护,后部便于放顶煤;应有喷雾降尘装置,为防止煤的自燃发火应安装必要的辅助装置。同时,为适应急斜特厚煤中国矿业大学2006届本科生毕业设计第30页层分段开采,支架本身采用中四连杆机构1,增加了支架的纵向稳定性,并使梁端距变化较小,放煤增设摆动伸缩式尾梁,以调整工作空间和放煤口大小,改善掩护梁受力状况,应使顶梁较长,以利顶煤在矿压作用下能较好的压碎。各部件设计的基本要求(1)四连杆机构应进行优化设计,使支架梁端距变化小,支架受力状态最佳,结构上既满足工作空间要求,又能承受足够的纵向、横向力及扭矩。(2)前梁由前梁千斤顶控制,可上下摆动15,与顶板保持良好的接触,维护机道上方顶板。挑梁是和前梁铰接的可翻转支护板,由防片帮千斤顶控制,可及时支护,并超过水平线上挑35,拉架时收回,还可在移架后支护煤壁,以防止片帮。(3)顶梁顶梁是支架主要承受顶板压力的部件,并起切顶作用。它可多次反复支撑顶煤,以利于放煤。顶梁装有侧护板,活动侧装有千斤顶和弹簧,防止架间漏煤、矸及调节支架间距。(4)掩护梁受扭力和横向载荷力大,是十分重要的部件。(5)底座底座是将支架承受的顶板压力和侧向力传至底板。它既要有足够的强度和刚度,又应满足底板比压不超限。保证支架整体稳定性的关键是在底座上铰接四连杆机构,在底座中间设置有推移装置,侧面设置拉后输送机的千斤顶和推移杆。(6)推移装置此机构关系到支架能否正常推移,由千斤顶和推移杆组成。推移杆结构有长推杆或是由两部分短推移杆组成。(7)尾梁尾梁用以放煤、保证过煤高度及维护工作空间。对于大块煤可利用插板进行破碎。(8)液压控制系统及立柱、千斤顶液压系统由各液压件、管路系统组成,它应保证立柱、千斤顶完成支架要求的各种性能,并达到设计技术参数。1液压支架中,凡四连杆机构和顶梁与底座铰接的顶梁四连杆机构,简称为中四连杆机构。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第31页32前梁的设计321伸缩式前梁(图31)图31伸缩式前梁伸缩式前梁在顶梁前部铰接,由前梁体和伸缩梁组成,均是结构件。其强度应根据前梁千斤顶的工作阻力来确定,伸缩梁可伸出600MM。按伸缩千斤顶的安装位置可分为埋入式和外装式。但不论何种,伸缩梁和前梁梁体间导向结构应简单,运行可靠,不能造成蹩卡现象,其端部承载力在未伸出时一般为100160KN。322挑梁式前梁(图32)挑梁式前梁由前梁和挑梁组成,均为钢板焊成的箱式结构件,前梁前部与挑梁铰接,并设有与前梁千斤顶,防片帮千斤顶铰接的耳座。强度设计按前梁千斤顶的工作阻力来计算,前梁前端承载力L00180KN,前梁下部有起吊孔,以便用于维修输送机等工作。挑梁由防片帮千斤顶控制转动,可及时支护顶板,采煤机通过前收回挑梁;应在强度、结构允许的条件下,力求减少前梁和挑梁的总高,一般应小于400MM,不应超过450MM,以免影响采煤机通行。前梁一般前窄后宽,没有侧护板,但遇到软煤或顶煤稳定性差,也可设计成具有侧护板,用弹簧、千斤顶控制,解决端面控顶和粉尘问题。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第32页图32挑梁式前梁本设计采用图32示前梁结构。33顶梁的设计331中四连杆机构的顶梁(图33)图33中四连杆的顶梁顶梁前、后分别与前梁和掩护梁铰接,四个球面柱窝与立柱的活柱头相连。顶梁有铰接耳座与四连杆机构的上连杆联接,此外还设有所需千斤顶的耳座,如前梁、掩护梁千斤顶耳座。顶梁体箱式结构件的设计可根据总体受力分析,按不同支护高度时各部件最大受力值计算其强度。一般前、后柱窝断面为最危险断面,断面安全系数N应大于11,同时要充分考虑各个铰接孔的挤压强度,以免孔受塑变拉长而损坏,特别是与上连杆铰接的耳座,一定要加大强度。侧护板与导杆连接的结构以长方形拉板为好,可以保证导杆与侧护板的连接强度。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第33页332后四连杆机构的顶梁其机构与一般四柱支撑掩护式支架相同,梁体由钢板焊成箱式结构件,设计强度要求同上,安全系数N大于11,侧护板设计要考虑降架式不与邻架侧护板脱离接触。侧护板采用长方形拉板与导杆连接,支架工作阻力400吨以上时,侧推千斤顶采用内供液式,有利于保证梁体的焊接强度。本设计采用中四连杆机构的顶梁,具体结构见图纸。34底座的设计341中四连杆机构的底座(图34)图34中四连杆机构的底座中国矿业大学2006届本科生毕业设计第34页图35后四连杆机构的底座底座为整体式刚性底座,四连杆机构铰接在底座前部有的铰接在中部或后部,有四个球面柱窝与立柱缸底相连,底座中间布置有推移装置,侧面有拉后输送机千斤顶固定耳座。该底座整体性强,稳定性好,与底板接触面积大,比压小。由于四连杆机构在中部连接,使底座受力状态不好。上连杆与底座的铰接座为两突出的内主筋形成的箱体结构,应合理设计,使突变过渡处强度足够,呈圆弧状过渡,以免损坏。342后四连杆机构的底座(图35)底座为整体式刚性底座,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。有四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。本设计采用中四连杆机构的底座形式,具体结构见图纸。35掩护梁和连杆的设计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。掩护梁有直线型、折线型两种。这里选择直线型掩护梁,结构强度高,其工艺性较好。中国矿业大学2006届本科生毕业设计第35页所有连杆均为箱式结构件,用以克服顶板指向采空区的水平力,增加支架稳定性;但承受横向力和扭力的性能较差,在设计时对其铰接孔的强度、挤压寿命应更加重视。36推移机构的设计目前推移机构多采用倒拉架,长推杆(图36A)或两节短推杆机构(图36B),其拉架力大。推杆都采用钢板焊接成的箱体,强度好。长推杆用在工作面倾角大的条件下,有利于防止输送机下滑,但应注意具有足够的浮煤通道。此外还有一种直推式短框架机构(图37),这种机构的推杆可较上一种缩短近半,但相同缸径的拉架力没有倒拉架的大,而且对浮煤、矸的处理更加不易。本设计由于支架用在急斜特厚工作面,所以采用

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