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PAGEPAGE74中国矿业大学毕业设计任务书毕业设计题目:二柱式大采高掩护式液压支架设计毕业设计专题题目:毕业设计主要内容和要求:一、设计参数工作阻力支护高度支护宽度支护强度二、设计要求1.根据设计参数确定支架架型及其结构参数;2.完成四连杆机构的优化设计;3.完成构件的结构设计、受力分析、强度验算;4.完成支架的总装配图及主要零件工作图;5.编写完成整机设计计算说明书。摘要本课题的内容是掩护式液压支架的总体设计。液压支架作为回采工作面的一种支护设备,液压支架在工作过程中能否取得良好的支护效果,取决于支架的架型,结构和相关参数。首先,通过计算机软件VisualBasic来进行四连杆机构优化设计编程来确定支架的四连杆机构各杆系的长度;然后,通过三维软件Pro/ENGINEER来进行实体建模;其次,以力学模型为依据,分析了液压支架的顶梁、掩护梁上载荷的作用机理,得到了较为合理的支架载荷的计算公式;再次,结合本次设计的支架,从平面上对支架主要结构件进行受力分析;最后对支架主要结构件进行强度校核。在完成本设计的过程中,利用理论分析的同时,也采用了许多实际经验,做到理论与实践相结合。关键词:掩护式支架;四连杆;优化设计;强度ABSTRACTThepapermainlyfousedontheproblemwhichisdesignoutatypeofshieldsupport.Thehydraulicsupportdescribedisapartoftheminingindustryequipmentinthemine,usedforprotectionofworkingenvironmentinthegallery.Itworkswellorbadatworkbasingonitssupportmode,frameandsomeparameters.Inthefirststep,theoptimalvaluesofsomeparametersoftheleadingfour-barmechanismaredeterminedbyusingVisualBasic.Secondly,themodelisfoundedwiththethree-dimensionalsoftware,Pro/ENGINEE.Thenonthebaseofmechanicmodelofsupport-surrounding,themechanismandloadsonthesupportisdecided.Thenextwork,withtheconditionofthedesign,themainmechanicsofhydraulicsupportisanalyzedandcalculatedbyplane.Finally,theunderframe,topbeamcaveshield,wristsandhydrauliccolumnareanalyzedbycalculation.Anddrawoutalltheprocessdrawings.Duringthecourseofdoingthepaper,authornotonlyanalysessomethingtheoretical,butalsoadoptedalotofactualexperiences.Combiningtheoryandpractice.Therefore,thepaperpossessestheoryandpracticalvalue,soitmeasuresuptherequiringofthenationtotheundergraduate.Keywords:shieldhydraulicsupport;four-barlinks;optimaldesign;strength目录1绪论 11.1液压支架的发展概况 11.2液压支架的分类 21.2.1支撑式液压支架 21.2.2掩护式液压支架 31.2.3支撑掩护式液压支架 31.3液压支架的组成及工作原理 31.3.1液压支架的组成 31.3.2液压支架的工作原理 41.4液压支架的研究与发展趋势 62液压支架结构设计 92.1液压支架的基本要求 92.2确定液压支架结构参数 92.2.1确定结构参数的原则 92.2.2主要参数 102.2.3支架的伸缩比 102.2.4支架间距 102.2.5梁端距 112.2.6顶粱长度 112.2.7顶粱宽度 122.2.8底座形式的选择 132.2.9底座的长度 152.2.10护帮形式的选择 152.2.11侧护板的长度 162.2.12顶板覆盖率 172.2.13立柱布置 172.3四连杆机构的设计 182.3.1四连杆机构设计要求 182.3.1四连杆机构设计 182.3.2四连杆机构的优化 243液压支架强度设计 293.1液压支架的受力分析简化 293.2支架基本参数 293.2.1支护面积 293.2.2支护强度 303.2.3立柱的技术参数 303.2.4推移千斤顶的缸径的确定 313.2.5提底千斤顶 313.2.6护帮千斤顶 313.2.7侧推千斤顶 313.2.8平衡千斤顶 323.3支架受力分析 343.4支架强度计算 403.4.1顶梁强度计算 403.4.2掩护梁强度计算 423.4.3底座强度计算 443.4.4立柱强度计算 483.5支架的受力的影响因素 514液压控制系统 534.1液压控制系统的设计 535液压支架的三维实体模型 545.1支架三维实体建模软件的选用 545.2支架部件三维实体模型的建立 555.3支架三维实体模型的装配 56结论 57附录: 58参考文献 64英文原文 66中文译文 73致谢 791绪论1.1液压支架的发展概况四十年代初期可弯曲刮板运输机在西德的推广,五十年代初期浅截式采煤机械在英国的应用,为机械化采煤开辟了广阔的前景。然而,支护工作仍为手工操作,劳动繁重,效率低,严重影响着工作面机械效率的发挥。为了解决这一问题,国外从五十年代初期着手研制液压支架。第一个液压支架工作面于1953在英国问世,尔后,苏联、西德、日本、法国、美国、波兰和罗马尼亚等国家陆续应用和推广。液压支架的出现,把回采工作面的支护技术从手工支护发展到机械化支护。液压支架和可弯曲刮板运输机、浅截式采煤机械(采煤机、刨媒机)的配合使用,使回采工艺过程——破煤、装煤、运煤和支护全部实现了机械化,即所谓综合机械化采煤,简称综采。综采的出现,是煤炭工业的一次重大变革,它标志着煤炭工业机械化大生产的开始。综合机械化采煤设备的应用,使采煤工作面实现可高产、高效、安全、低耗的文明生产,使煤炭工业的面貌发生可深刻的变化。我国于1964年开始研制液压支架,最早于1970年先后对MZ1928型、TZI型、BZZB型、WKM—400型、DM—400型、YZ型、ZYZ型多种液压支架在开滦、大同、阳泉、鹤壁、徐州淮北等局进行了试验和使用,取得了良好的效果;1974年和1982年两次分别从德国、英国、波兰、原苏联、日本等国引进了许多不同类型的液压支架。通过学习国外新技术,我国液压支架的研制工作发展很快,从基本上依靠进口,发展到自行设计、自行制造,而且品种繁多、功能齐全、质量可靠。除了中厚煤层液压支架外,我国还设计和生产了支撑高度为06~1.5m的薄煤层工作面液压支架和最大支撑高度为6m的厚煤层工作面液压支架,既有适用于“三软”(软顶板、软底板、软煤层)地质条件的液压支架,也有适应“三硬”(顶板硬、底板硬、煤层硬)、工作阻力高达10000kN的强力液压支架,以及各种放顶煤液压支架、铺网液压支架、水砂充填液压支架等。我们液压支架制造技术水平比较落后,在支架材料、加工工艺、性能和使用寿命等方面与世界先进国家相比还有很大差距。支架液压系统的阀类,用的是乳化油,防锈蚀要求很高,国外一直使用铜合金阀壳和高强度不锈钢阀芯;我国是45号钢加表面防腐处理。密封件的寿命国外大于5a,我国是2a左右。我国液压支架耐久性试验要求是大于7000次,印度要求是大于35000次,美国是大于45000次。这样技术质量水平的支架在国内一般矿井勉强可以使用,在国内高产工作面及在国际上是没有竞争力的。综采工程技术人员普遍认为目前我国支架的工艺技术水平尚未达到1979年引进的100套支架的技术水平,可想落后远不止20a。国内产煤大矿务局高产工作面使用进口设备这一问题发人深省。我们液压支架控制系统的研究也落后,目前,我国国产液压支架的控制方式仍然停留在跟机手把单向邻架控制或本架控制水平。这种控制方式,虽然具有控制系统简单、制造容易、造价较低和对煤层地质条件变化适应性较强的优点,但它存在严重缺点:(1)工人劳动条件差,安全性差;(2)移架速度慢,影响采煤机效率的发挥;(3)通风条件差,支架故障率高;(4)支架支护效能的发挥程度与操作人员的经验多少和技能高低有密切关系。1.2液压支架的分类液压支架的种类很多,分类的依据和方法亦各不相同。目前最常用的分类方法是按照液压支架于围岩的相互作用关系,将液压支架可分为三大类,即支撑式、掩护式、支撑掩护式三大类。图1-1(a)支撑式支架图1-1(b)掩护式支架图1-1(c)支撑掩护式支架1.2.1支撑式液压支架支撑式液压支架是一个在底座上放置几根立柱支撑顶梁,通过顶梁支撑顶板的简单结构基础上发展起来的。如图1-1(a)所示。它是世界上发展最早的一种液压支架。这种类型的支架具有较大的支撑能力和良好的切顶性能,因此使用于顶板坚硬完整、基本顶周期压力明显或强烈、底板较坚硬的煤层。但由于立柱垂直布置,所以支架承受水平力的能力差,在水平力的作用下,支架容易失去稳定性。1.2.2掩护式液压支架掩护式液压支架是利用立柱、顶梁和掩护梁来支护顶板和防止岩石落入工作面。如图1-1(b)所示。这类支架的顶梁较短,多数支架的立柱只有一排,一般仅有1~2根,多呈倾斜布置,与掩护梁连接或直接连接在顶梁上。立柱通过顶梁支撑顶板。掩护梁直接与冒落的岩石相接触,阻止矸石涌入工作面并承受采空区矸石的载荷。这类支架的支撑能力小,但掩护性能和稳定性较好,调高范围大,对破碎顶板的适应性较强,适用于支护不稳定或中等稳定的松散破碎顶板。 1.2.3支撑掩护式液压支架支撑掩护式液压支架是支撑式支架和掩护式支架相结合的一种架型,以支撑为主,但同时又具有掩护作用。如图1-1(c)所示。这种支架采用了支撑式支架双排立柱支撑顶梁的结构型式(或两根立柱支撑顶梁,两根立柱支撑掩护梁),保留了支撑式支架支撑力大、切顶性能好、工作空间宽敞的优点,采用了掩护式支架坚固的掩护梁以及侧护板将工作面与采空区完全隔离开的结构型式,保留了掩护式支架防护性能好、结构稳定的长处。因此支撑掩护式支架适用于直接顶中等稳定或稳定、基本周期来压明显或强烈、瓦斯涌出量较大的煤层。1.3液压支架的组成及工作原理1.3.1液压支架的组成液压支架一般由承载结构件、执行元件、控制元件和辅助装置四大部分组成。1.承载结构件承载结构件包括顶梁、底座、掩护梁、连杆和侧护板等金属构件。2.执行元件执行元件包括立柱和各种千斤顶。3.控制元件液压支架的液压系统中所使用的控制元件主要有两大类: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、操纵阀等。4.辅助装置辅助装置包括推移装置、挡矸装置、复位装置、护帮装置、防滑防倒装置等。1.3.2液压支架的工作原理根据回采工艺对液压支架的要求,液压支架不仅能够可靠地支撑顶板,而且应能随着采煤工作面的推进向前移动。这就要求液压支架必须具备升降和推移两个方面的基本动作,这些动作是利用乳化液泵站供给的高压液体,通过立柱和推移千斤顶来完成的,如图1-1所示。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-主回液管图1-2液压支架基本工作原理图一.升降升降指液压支架升起支撑顶板到下降脱离顶板整个工作过程。这个工作过程包括初撑、承载、降架三个动作阶段。1.初撑阶段将操纵阀8放到升架位置,由乳化液泵站来的高压液经主供液管11、操纵阀8打开液控单向阀6,经管路进入立柱下腔;与此同时,立柱上腔的乳化液经管路、操纵阀8回到主回液管12。在压力液的作用下,活柱伸出使顶梁升起支撑顶板。顶梁接触顶板后,立柱下腔液体压力逐渐增高,压力达到泵站供液压力时,泵站自动卸载,停止供液,液控单向阀关闭,使立柱下腔的液体被封住,这一过程称为液压支架的初撑阶段。2.承载阶段支架达到初撑力后顶板要随着时间的推移缓慢下沉而使顶板作用于支架的压力不断增大。随着压力的增大,封闭在立柱下腔的液体压力也相应增高,呈现增阻阶段,这一过程一直持续到下腔压力达到安全阀动作压力为止,我们称之为增阻阶段。在增阻阶段中由于下腔的液体受压,其体积将减少以及立柱缸体弹性膨胀,支架要下降一段距离,我们把下降的距离称为支架的弹性可缩值,下降的性质称为支架的弹性可缩性。安全阀动作后,立柱下腔的少量液体将经安全阀溢出,压力随之减少。当压力低于安全阀关闭压力时,安全阀重新关闭,停止溢流,支架恢复正常工作状态。在这一过程中,支架由于安全阀卸载而引起下降,我们把这种性质称为支架的永久可缩性(简称可缩性)。支架的可缩性保证了支架不会被顶板压坏。以后随着顶板下沉的持续作用,上面的过程重复出现。由此可见,安全阀从第一次动作后,立柱下腔的压力便只能围绕安全阀的动作压力而上下波动,支架对顶板的支撑了也只能在一个很小的范围内波动,我们可近似地认为它是一个常数,所以称这一过程为恒阻阶段,并把这时的最大支撑了叫做支架的工作阻力。液压支架承载中达到工作阻力后能加以保持的性质叫做支架的恒阻性。恒阻性保证了支架在最大承载状态下正常工作,即常保持在安全阀动作压力范围内工作。由于这一性质是由安全阀的动作压力限定,而安全阀的动作随着立柱下腔少量液体溢出而导致支架下降,所以支架获得了可缩性。当工作面某些支架达到工作阻力而下降时(因顶板压力作用不均匀,工作面支架不会同时达到工作阻力),相邻的未达到工作阻力的支架便成为顶板压力作用的突出对象,即将压力分担在相邻支架上,我们把这种支架互相分担顶板压力的性质叫做支架的让压性。让压性可使支架均匀受力。3.降架阶段降架是指支架顶梁脱离顶板而不再承受顶板压力。当采煤机截煤完毕需要移架时,首先应使支架卸载,顶梁脱离顶板。把操纵阀8手把扳到降架位置,由泵站来的高压液经主液管11、操纵阀8进入立柱上腔;与此同时,高压液分路进入液控单向阀6的液控室,将单向阀推开,为立柱下腔构成回液通路。立柱下腔液体经管路被打开的液控单向阀6。操纵阀8向主回液管回液。此时,活柱下降,支架卸载,直至顶梁脱离顶板为止。二.推移液压支架推移动作包括移支架和刮板输送机。根据支架架式的不同,移架和推溜发式各不一样,但其基本原理都相同,即支架的推移动作都是通过推移千斤顶的推、拉来完成的。图1-2为支架和刮板输送机互为支点的推移方式,其移架和推溜共用一个推移千斤顶。该千斤顶的两端分别与支架底座和输送机连接。1.移架支架降架后,将操纵阀7放到移架位置,从泵站来的高压液经主进液管11、操纵阀7进入推移千斤顶左腔,其右腔的液体经管路和操纵阀7回到主回液管12。此时,千斤顶的活塞杆受输送机制约不能运动,所以千斤顶的缸体便带动支架向前移动,实现移架。当支架移到预定位置后,将操纵阀手把放回零位。2.推移输送机移到新位置的支架重新支撑顶板后,将操纵阀7放到推溜位置,推移千斤顶右腔进压力液、左腔回液,因缸体与支架连接不能运动,所以活塞杆在液压力作用下伸出,推动输送机向煤壁移动。当输送机移到预定位置后,将操纵阀把手放回零位。1.4液压支架的研究与发展趋势21世纪是以网络信息为代表高科技迅猛发展的新时期,也是煤矿以高效集约化生产为特征的新时期,为了满足高产综采工作面生产发展的需要,就煤炭综采而言,国外主要产煤国家从未停止过依靠更大的技术投入取得采煤更高经济效益的努力。我们也必须抓紧研制和推广电液控制系统。液压支架实现自动控制后,就可有效地克服上述缺点,实现对支架的电液控制,而且有多种控制方式可供选择,人员可在较安全的地方集中对整个工作面的支架进行远程控制或程序控制。现在世界上已经有70多个电液自动化控制工作面。工作面的技术设备又正在以迅猛之势向前发展。我们不能依赖老实进口,我们要自己研制,否则和我国产煤大国的地位也是极不相称的。我国液压支架经过20多年的发展,尽管取得了显著成绩,在双高矿井建设中出现过日产万吨、甚至班产超万吨的记录,但总体水平与世界先进采煤国家仍存在一定差距。在支架架型功能上我国与国外相差无几,有些地方特别是特厚煤层用的放顶煤支架、铺网支架、两硬煤层的强力支架、端头支架还有独到之处,但国产液压支架技术含量偏低,电液控制阀可靠性差,所用钢材一般为16Mn,最好的屈服极限才700MPa,液压系统压力在35MPa以下,流量在200L/min以内,供液管Φ25~Φ32mm,回液管Φ25~Φ50mm,最快移架速度10~12s/架(井下实际应用有时在20s以上),工作阻力更是相对较低。今后10年,我国的液压支架将朝技术含量大、钢板强度高、移架速度快(6~8s/架)和电液控制阀的方向发展,对有破碎带和断层的工作面将加大支架的移架力,尽量采用整体可靠推杆和抬底座机构,并减少千斤顶的数量。另外,将普遍采用额定压力为40MPa、额定流量为400L/min的高压大流量乳化液泵站,以适应快速移架的需要;系统采用环形或双向供液,保证支架有足够的压力达到初撑力,保证支架接顶位置准确。ZY两柱掩护式支架的比重将大大增加,缸径将增至Φ360mm,端头支架、轻放多用途支架将被广泛使用。所以,今后除应继续针对我国国情和煤层具体条件,开发一些新架型、新品种外,还应在改进支架控制系统和提高支架的工作可靠性方面下功夫。作为一种回采工作面的支护设备,液压支架的架型、结构与相关参数,必须与回采工作面的顶、底板条件和煤层条件相适应,才能取得良好的支护效果。由于地下开采条件的复杂性和多样性,因此,尽管国内外对液压支架己经过了近半个世纪的研究和应用,出现了数十种不同的结构架型,但至今为止,也仅能在缓倾斜中厚以下煤层中获得了较为成功的应用,对于倾斜、急倾斜或厚煤层中的液压支架尚处在研究和试验阶段。即使对于缓倾斜中厚煤层的液压支架,其结构、性能与控制方式如何更适应不同的生产条件,仍需不断的改进和研究。目前,液压支架设计研究取得重要进展,主要在以下方面:1.设计理论和方法有了突破。煤炭科学研究总院北京开采研究所对支架力学持性进行了深入的研究,提出了液压支架三维力学模型的计算方法,克服了传统平面力系计算方法的缺陷,提出了液压支架总体结构参数优化设计方法,开发出液压支架设计计算通用软件系统,并广泛应用,使我国液压支架设计计算提高到一个新水平。2.完成液压支架计算机模拟试验的研究。把有限元方法成功地用于液压支架的研究,建立了液压支架整体有限元模型,开发出SSTS液压支架模拟试验计算机仿真软件系统,大大提高了液压支架设计的可靠性,广泛应用于液压支架设计研究,达到国际先进水平,为我国液压支架打入国际市场发挥了重要作用。3.技术规范和标淮化建设取得重要进展。我们已先后制定液压支架系列技术标准17项,成为国际上液压支架标准较完善的国家之一,促进了液压支架技术的发展。4.计算机辅助设计(CAD)有了较大发展。开发了CAD工作站和微机CAD系统,建成了较完整的液压支架数据库和通用件国库,并正在逐步实现支架设计CAD化。5.液压支架控制系统有了重大进步。根据我国国情研制的全液压手动控制快速移架系统的广泛应用,使支架降、移、升速度大幅度提高,由过去的20~30s/架,提高到9~12s/8架。6.新架型研制成绩显著,架型结构进一步完善。新型高可靠性支架,反向四连杆高产高效低位放顶煤支架,适应中小煤矿的单一煤层开采用轻型支架和轻型单摆杆放顶煤支架均取得成功。基于以上进展,液压支架的研究与发展方向是:1.在己有支架设计与应用经验的基础上,研究支架的智能化设计方法和结构与参数的优化,进一步提高支架设计的科学性、可靠性和结构性能的优化性。2.研究特殊煤层使用的液压支架,以适应不同的开采条件。3.研究新型元件与材质,以减轻支架重量,提高支架的性能和使用寿命。4.研究支架的遥控、程序控制和性能自动监测,为回采工作面的半自动化与自动化创造条件。2液压支架结构设计2.1液压支架的基本要求采用综合机械化采煤方法是大幅度增加煤炭产量、提高经济效益的必由之路。为了满足对煤炭日益增长的需要,必须大量生产综合机械化采煤设备,迅速增加综合机械化采煤工作面(简称综采工作面)。而每个综采丁作而平均需要安装150台液压支架,可见对液压支架的需要量是很大的。由于不同采煤工作面的顶顺板条件、煤层厚度、煤层倾角、煤层的物理机械性质等的不同,对液压支架的要求也不同。为了有效地支护和控制顶板,必须设计出不同类型和不同结构尺寸的液压支架。但无论哪个类型都有个基本的要求,其如下:1.为了满足采煤工艺及地质条件的要求,液压支架要有足够的初撑力和工作阻力,以便有效地控制顶板,保证合理的下沉量。2.液压支架要有足够的推溜力和移架力。推溜力一般为100kN左右;移架力按煤层厚度而定,薄煤层一般为100kN~150kN,中厚煤层一般为150kN至250kN.厚煤层一般为300kN~400kN。3.防矸性能要好。4.排矸性能要好。5.要求液压支架能保证采煤工作面有足够的通风断面,从而保证人员呼吸、稀释有害气体等安全方面的要求。6.为了操作和生产的需要,要有足够宽的人行道。7.支架的稳定性要好,底座最大比压要小于规定值。8.要求支架有足够的刚度,能够承受一定的不均匀载荷和冲击载荷。9.在满足强度条件下,尽可能减轻支架重量。10.要易于拆卸,结构要简单。2.2确定液压支架结构参数2.2.1确定结构参数的原则1.要满足配套设备(采煤机、输送机)的相关要求;2.与支架的工作方式(即时支护或滞后支护)相适应;3.结构紧凑,行人操作方便;4.支架的工作稳定性好。2.2.2主要参数两柱式大采高掩护式液压支架参数:最小高度:Hmin=2550mm最大高度:Hmax=5500mm工作阻力:2x3926kN立柱缸经:345mm支护宽度:1750mm2.2.3支架的伸缩比支架的伸缩比指最大与最小支架高度之比值即:(2-1)支架的最大高度与最小高度之差为支架的调高范围。调高范围越大,支架适用范围越广,但过大的调高范围给支架结构设计造成困难,可靠性降低。由于液压支架的使用寿命较长,并可能被安装在不同的采煤工作面,所以,支架应具有较大的伸缩比。尽量采用单伸缩油缸或带机械加长杆来增加调高范围。一般支架最大高度和最小高度的比值的范围是1.5至2.5。经计算,设计支架的伸缩比m=2.16。2.2.4支架间距所谓支架间距,就是相邻两架中心之间的距离,按如下公式计算:b=B+nc(2-2)式中:b——支架间距B——每架支架顶梁总宽度c——相邻支架顶梁之间的间隙n——每架所包含的组架或架数,整体自移式支架n=1;整体迈步式支架n=2;节式组合迈步支架n=支架节数。支架间距b主要根据支架型式,但目前主要根据刮板运输机油槽每节长度及槽帮上千斤顶连接的位置来确定,目前我国刮板运输机油槽每节长度为1.5m,千斤顶连接位置在刮板槽中间,所以除了节式和迈步式支架外,支架间距一般为1.5m。大采高支架为提高稳定性中心距可采用1.75m。所以,b=1.75m2.2.5梁端距所谓梁端距是指移架后顶梁端部至煤壁的距离(Ln)。梁端距是考虑由于工作面顶板起伏不平造成输送机和采煤机的倾斜,以及采煤机割煤时垂直分力使摇臂和滚筒向支架倾斜,为避免割顶梁而留的安全距离。支架高度越大.梁端距也应越大。一般大采高支架梁端距应取350~480mm。所以Ln=400mm2.2.6顶粱长度1.支架工作方式对支架顶粱长度的影响支架工作方式对支架顶粱长度的影响很大,如图2—1所示从图2—1中可以看出,先移架后推溜方式(又称即时支护方式)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淄的工作方式时,支架要超前输送机一个步距,以便采煤机过后,支架能即时前移,支护新暴露的顶板,做到即时支护。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架长度有直接关系。在输送机铲煤板前留有一定距离。一般为135~150mm左右,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,以此来计算顶梁长度。图2—1支架工作方式比较在本次设计中选用的采煤机的型号为MG800/2040,采高为2.7~5.5m,截深1.0m,滚筒直径2.5m,机面高度2259mm,牵引型式为电牵引(交)无链(销轨),输送机型号为SG1000/1400。=304+295+1000+350+200=2149mm=++Acos-G+300式中:——配套尺寸——顶梁长度——底座长度=2149+2760-1760+300=3449mm所以顶梁的长度:3449mm2.2.7顶粱宽度顶梁宽度根据支架间距和架型来定,架间间隙为0.2m。其中宽面顶梁一般为1.2~1.5m;节式支架一般为0.4~0.6m。顶梁宽度取1.5m。2.2.8底座形式的选择底座是将顶板压力传递到底板和稳固支架的部件。因此除了满足一定的刚度和强度外,对底座起伏不平的适应性要强;对底座接触比压要小;要有足够的空间安装立柱、液压控制装置、推移装置和其他辅助装置;要便于人员操作行走,能起一定的挡矸作用;要考虑排矸能力;要有一定重量,以保证支架的稳定性等。支架底座常用形式有3种,即整体刚性底座、底分式刚性底座和铰接分体底座。图2-2整体刚性底座1.整体刚性底座整体刚性底座如图2-2所示,中挡前部一般有一高度50~100mm小箱形结构,中挡后部上方为箱形结构,推移千斤顶一般安装在箱形体之下。整体刚性底座立柱柱窝的一般要设计一过桥.以提高底座的整体刚性和抗扭能力。整体刚性底座的整体刚度和强度好。底座接底面积大,有利于减小对底板的比压,但中挡推移机构处易积存浮煤碎矸,清理较困难,一般用于软底板条件下工作面支架。图2-3底分式刚性底座2.底分式刚性底座底分式刚性底座如图2-3所示。底座底板是中分式的,中挡维移机构直接落在煤层底板上,前立柱柱窝前有过桥,小挡后部上方为箱形结构。由于底分式刚性底座中挡底板分体,推移装置处的浮煤、碎矸可随支架移架从后端排到采空区,不需要人工情理.适应高产高效要求,但减少了底座接底面积增大了对底板的比压,目前,高产高效工作面液压支架一般均采用分体刚性底座。3.铰接分体式底座如图2-4所示,铰接分体底座分为左右相对独立的两部分,从中档处铰接,左右底座在垂直方向可相对错动,无刚性约束。这种底座对底板不平的适应性好,减少了底座的扭转和偏载载荷,但支架的整体刚性有所降低。波兰文架采用铰接分体底座的较多,我国ZY3600/17/35K支架等亦采用这种铰接分体式底座。目前这种底座结构已较少采用。根据以上的分析,结合这次设计的实际,采用整体刚性底座,,它的整体刚度和强度好。底座接底面积大,有利于减小对底板的比压。图2-4铰接分体式底座2.2.9底座的长度底座是将顶板压力传递到底板和稳固支架的部件。在设计支架的底座长度时,应考虑如下诸方面: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的3.5倍的移架步距(一个移架步距为0.6m),即2.1m左右。结合这次设计的实际,底座长度取2.762.2.10护帮形式的选择护帮装置的主要类型有两类:一类是简单铰接式如图2-6所示;另一类是四连杆式,如图2-5所示图2-5四连杆式挑梁图2-6简单铰接式1.简单铰接式:简单铰接式护帮板铰接在整体顶粱或铰接式顶梁前梁的前端(有伸缩梁时铰接在伸缩梁头上),千斤顶直接与护帮板相连接。这种形式的护帮板结构简单,但挑起力短小,且当顶梁或前梁带伸缩梁时,厚度较大,难以实现挑起。当仅作护帮板使用时,翻转角度大于即可。2.四连杆式:四连杆式护帮板与顶梁或前梁的铰接方式与简单铰接式相同,但在千斤项与护帮板间增加一个四连秆机构,实现护帮和挑起支护顶板,并保证收回到预定的角度。四连杆机构把千斤顶的作用力有效地传递到煤壁和顶领上。这种挑梁的挑起力矩大,但结构相对复杂一些。对于厚煤层支架,为了提高护帮高度和增加超前支护面积,挑梁体可采用伸缩式或折叠式结构,分别如图2-7和图2-8所示。图2-8折叠式护帮装置图2-7伸缩式护帮装置根据以上的分析,结合这次设计的实际,采用简单铰接式。2.2.11侧护板的长度支架常用的活动侧护板形式有3种,即直角式单侧活动侧护板、直角式双侧可调活动侧护板和折页式单侧活动侧护板。顶梁侧护板高度一般取250~500mm,薄煤层支架取下限,大采高支架取上限。掩护梁侧护板和后连杆侧护板高度一般根据支架最大高度时,侧护板水平尺寸等于移架步距加100~200mm搭接量的原则确定。这次设计侧护板的长度为700mm2.2.12顶板覆盖率顶板覆盖率按下式计算:X100%(2-3)式中:——顶梁总面积()——梁端距(m)b——支架间距(m)对破碎顶板,覆盖率值应达到85~95%,故掩护式支架装有可活动侧护板,以维护架间的间隙;中等稳定顶板覆盖率值为75~85%;稳定顶板覆盖率值为60~70%。2.2.13立柱布置1.立柱数目前国内支撑式支架立柱数为2~6,常用为4根;掩护式支架为2二柱;支撑掩护式支架为四柱。2.支撑方式支撑式支架与底座为直立布置;掩护式支架为倾斜布置,这样可克服一部分水平力,并能提高调高范围。一般立柱与顶梁垂线夹角小于,由于角度大,可使调高范围增大,同时由于顶梁较短,角度大后使立柱顶梁柱前移,使顶梁尖端支护力大;支撑掩护式支架,根据结构要求呈倾斜或垂直布置,一般立柱与顶梁垂线夹角小于,由于夹角较小,有效支撑力较大。3.立柱间距立柱间距的选择原则为有利于工作和部件合理布置的原则下,采用较小立柱间距。立柱间距小,可减小梁端距,但工人行走不便,操作不便,支撑式和支撑掩护式支架的立柱间距沿行走方向一般为1.0~1.5m。2.3四连杆机构的设计2.3.1四连杆机构设计要求1.对支架在跳高范围内梁端距的大小有重要影响。四连杆机构应能控制顶梁与掩护梁铰接点运动轨迹(呈双扭线)、使其在支架调高范围内的偏差一般不大于70mm;2.影响支架支撑效率。一般在支架工作工作高度范围内,四连杆机构瞬心距立柱的垂直距离越大越有利;3.双扭线轨迹变化对支架垂直支撑力有重要影响;4.双扭线轨迹影响连杆、掩护梁等连接部位的受力情况。通常认为轨迹曲线应向前偏摆,即支架由高位置降下时,轨迹曲线逐渐靠近煤壁;5.为保证支架的稳定性,后连杆的水平夹角Q一般不超过85度,最小角度应以连杆机构与底板不干涉为准;6.一般应尽可能加大掩护梁的背角。厚煤层支架取大值,薄煤层支架取小值。对支撑掩护式支架应加大背角。对坚硬难冒顶板的支架,掩护梁背角应尽可能大;7.掩护梁长度与掩护梁上前、后连杆铰接点间距应保持一定的比例(4:1~16:1),这不仅对支架受力,而且对调高范围也有影响,一般凭经验选取。2.3.1四连杆机构设计综放支架设计的关键是合理选择四连杆机构的结构参数,铰链式四连杆机构可使掩护型支架在工作过程中得到一个近似相等的梁端距。象这类复演直线轨迹的机构综合问题,可以来用函数逼近理论(如插值法、平方逼近法和最佳逼近法)为基础的解析法求解也可以来用布尔梅斯特尔理论为基础的运动几何学法和以设计经验为基础的作图法等求解。国内外对此都进行了大量的试验研究工作。我国液压支架设计工程师设计四连杆机构一般有三种方法:1.直接求解法2.解析法3.作图法以上三种方法的缺点是,要么手工计算量太大,要么绘图误差太大,短时间内无法设计出比较好的四连杆机构。鉴于此,选择一个较好的软件,再加上一台用来计算的好的计算机,就可以很好地来设计四连杆机构。应用VisualBasic6.0来编制四连杆机构优化设计的程序,不仅较好地满足了支架设计的要求,而且实现了四连杆机构的运动的轨迹显示。电算法:(一)此程序的设计思路为:根据约束条件找出设计变量;选定设计变量的变化范围;选定设计变量的变化步长;穷举出满足约束条件的所有设计变量的值;从举出的值中选出相对比较好的一组数据。(二)四连杆机构的几何特征:1.支架从最高高度降到最低高度时,如图2-9所示,顶梁端点运动轨迹的最大宽度e应小于70mm,最好为30mm以下。图2—9四连杆机构2.支架在最高位置时和最低位置时,顶梁与掩护梁的夹角p和后连杆与水平的夹角q,为图2-2所示,应满足如下要求。支架在最高位置时,,;支架在最低位置时,考虑矸石便于下滑,以防矸石停留在掩护梁上,根据物理学摩擦理论可知,则要求tgp>f,如果按照钢和矸石的摩擦系数f=0.3,可求的tgp=0.3,则p=,为了安全可靠最低工作位置应使为宜,而q角主要考虑掩护梁底部距底板要有一定的距离,防止支架后部冒落岩石卡住后连杆,使支架不能下降,一般。3.后连杆与掩护梁的比值,对掩护式支架为I=0.45~0.61。4.前后连杆上铰点之距与掩护梁之比为I1=0.22~0.3。5.从图2-9可知,掩护梁与顶梁铰点和瞬时中心O之间的连线与水平夹角为@,设计时,要使tg@范围以下。(三)四连杆机构的约束条件有:1.(双纽线轨迹最大宽度)2.(支架最高位置)3.(支架最高位置)4.(支架最低位置)5.(支架最低位置)6.tg@7.I1=0.22~0.3(前后连杆上绞结点与掩护梁的比值)8.I=0.45~0.61(后连杆与掩护梁的比值)9.C/A=0.9~1.2(前后连杆长度的比值)10.(H支架的最大高度,D前后连杆下绞结点的垂直距离)11.(H支架的最大高度,E前后连杆下绞结点的水平距离)(四)设计变量的变化步长:的间隔0.034弧度;的间隔0.034弧度;I的间隔0.001;的间隔0.001;(五)求解过程1.用解析法来确定掩护梁和后连杆的长度。如图2—10所示。——掩护梁长度——后连杆长度——e’点垂直线到后连杆铰点之距——支架最高位置时的计算高度——支架最低位置时的计算高度从几何关系可以列出如下两式:(2-4)(2-5)图2—10掩护梁和后连杆计算图将(2-4)和(2-5)联立可得:(2-6)按四连杆机构几何特征所要求,把设计变量代入(2-6),可求得的比值,而支架最高位置时的值为:(2-7)因此,掩护梁的长度为:(2-8)后连杆的长度为:(2-9)图2—11四连杆机构中的参数(2-7)和(2-8)两式中的比值按下式来定。掩护式支架:=0.45~0.61(2-10)每组变量的值对于一组、。前后连杆上铰点之距:=前连杆上铰点至掩护梁上铰点之距为:=-四连杆机构中的各部参数如图2-11所示:ea=L1=Aab=Bbc=Cca=De’d=L=Ge’b=Fae=Eoe=L2=E12.前连杆长度和角度的确定:支架由高到低,掩护梁上铰点的运动轨迹为曲线,根据支架几何特征的要求,为使曲线的最大宽度尽量小,所以把点的运动轨迹看成理想的直线运动,根据设计经验,当点沿理想直线由最高向最低运动时,后连杆与掩护梁轴线夹角由大于到小于,在此区间内一定有一位置处于垂直位置,以这一特殊位置为所求的中间的某一位置。图2—12四连杆机构几何关系图(1)点坐标当支架在最高位置时的计算高度为H,此时点的坐标为:(2-11)(2-12)(2)点坐标当支架在最低位置时,此时点的坐标为:(2-13)(2-14)则此时(2-15)(3)点坐标支架的掩护梁与后连杆长垂直位置的几何关系时,点的坐标为:(2-16)(2-17)其中:(2-18)(2-19)(4)C点坐标根据图2-12支架在三个位置的几何关系可知,C点就是过、、三点的圆心,为前连杆的长度。因此可以用圆的方程求得前连杆的长度:(2-20)式中、为C点坐标,可以按下列方程联立求得:(2-21)(2-22)联立(2-21)和(2-22)得:(2-23)(2-24)(5)前连杆下铰点的高度D和四连杆机构的底座的长度E。当前连杆C点的坐标确定后,D和E的长度:D=(2-25)=-(2-26)2.3.2四连杆机构的优化到此为止,可初步求出四连杆的个杆系的长度。并非所有的值都可以用,所以要进行选优,选优的方法就是根据给定的约束条件,对所计算出来的各组值进行筛选,最终选出一组相对最优的值。其约束条件是根据四连杆机构的几何特征要求,以及支架的结构关系,得出的约束条件如下:(1)前、后连杆的比值范围根据现有支架调查统计,前、后连杆的比值C/A=0.9~1.2(2)前连杆的高度不宜过高,一般应使D<H/5(H为支架最大的计算高度)(3)E的长度,一般应使E<H/4.5(4)值对掩护式支架应使;支撑掩护式支架应使(一)值按下面的方法进行计算如图2-13所示为支架在最高位置时的几何关系,(1)d点的坐标(2-27)(2-28)(2)e点的坐标(2-29)(2-30)(3)cb直线的斜率(2-31)(4)ed直线的斜率(2-32)(5)o1点的坐标由于c、b、o1在同一条直线上,因此cb和bo1直线的斜率相同,所以bo1直线的斜率为:(2-33)同理ed直线的斜率为:(2-34)由(2-33)式子得:(2-35)图2—13瞬心位置图由(2-34)式子得:(2-36)联立(2-35)和(2-36),整理得:(2-37)则:(2-38)(二)横向偏差e值的求解(1)四连杆机构的方程从图2-14中可知,在任一个q4角位置时,a点的x坐标应满足下列方程:(2-39)b点y坐标应满足下列方程:(2-40)图2—14四连杆机构的方程图由(2-40)式得:(2-41)将(2-41)式代入(2-39)式得:(2-42)将(2-42)式整理得:(2-43)令:Z=cos()sin()=K=(2-44)J=(2-45)R=(2-46)将(2-44)、(2-45)、(2-46)式代入(2-43)式得:(2-47)则:(2-48)不合题意之根舍去,当时,(2-48)方程才有意义。在图2-7中e’点任一位置时之坐标x、y可写成:(2-49)(2-50)其中:则:(2-49)、(2-50)两式就是液压支架四连杆机构的曲线方程。x为e’点的横坐标,y为e’点的纵坐标。y的变化相当支架的计算高度的变化,则x的变化相当顶梁的前端的变化,所以e值为支架高度范围内,相应的即:e=程序结果:程序运行后,相对比较而言选用第一组数据:、、、L1=2205、L=3675、L2=1760、cb=2110e=60.5、、I1=0.22、I=0.63液压支架强度设计3.1液压支架的受力分析简化为了设计计算的方便,要对支架的外载荷和支架进行简化,现概述如下:1.把支架简化成一个平面杆系结构。为偏于安全,在计算时把外载荷视为集中载荷。2.金属结构按直梁理论计算。3.顶梁、底座与顶板被认为为均匀接触,载荷沿支架长度方向按线性规律分布,沿支架宽度方向为均布。4.通过分析和计算可知,掩护梁上矸石的作用力,只能使支架实际支护阻力降低。所以,在进行强度计算时不计,使掩护梁偏于安全。5.立柱与短柱按最大工作阻力计算。6.产生作用在顶梁上的水平力的情况的两种,一种是由于支架让压回缩,顶梁前端点运动轨迹近似双纽线,顶梁与顶板间产生相对位移,顶板给予顶梁水平摩擦力;另一种是由于顶板向采空区方向移动,使支架顶梁受一指向采空区的水平摩擦力。顶梁和顶板的静摩擦系数为0.15~0.3。7.按不同支护高度时各部件最大受力值进行强度校核。8.各结构件的强度校核,除按理论支护阻力校核危险断面外,还要按原煤炭部标准MT86-84液压支架型式试验技术规范的各种加载方式,以支架的额定工作阻力逐一校核,超过额定工作阻力的的超载试验,将安全系数来保证强度。3.2支架基本参数3.2.1支护面积支架的支护面积按下式计算:(3-1)式中:—支护面积()Lg-顶梁的长度(m)—移架后顶梁前端点到煤壁的距离(m),一般=0.4带入数据得:3.2.2支护强度(3-2)=3.2.3立柱的技术参数立柱的初撑力计算:=(0.6~0.8)根据具体架型来确定,掩护式支架一般=0.75-立柱初撑力()-立柱工作阻力=3926()=0.75=0.753926=2944.5kN立柱缸体内经计算:(3-3)(3-4)式中:-立柱初撑力()D-立柱缸体内经(cm)-泵站压力=31.5()-立柱工作阻力()-安全阀额定工作压力=40()根据(3-3)计算得出:D=34.5cm3.2.4推移千斤顶的缸径的确定推移千斤顶的缸径按下两式联立求得:(cm)(3-5)(cm)(3-6)一般=100千牛顿,=300~400千牛顿计算得:d=6.032cmD=12.06cm取标准:d=70mmD=125mm壁厚:17mm推移千斤顶的行程与步距有关,当推移步距为600mm时,推移千斤顶的行程为700~750mm,所以取行程750mm。3.2.5提底千斤顶选用:行程230mm活塞直径110mm活塞杆直径90mm壁厚15mm3.2.6护帮千斤顶选用:行程470mm活塞直径90mm 活塞杆直径63mm壁厚15mm3.2.7侧推千斤顶选用:行程215mm活塞直径 63mm 活塞杆直径50mm壁厚13mm3.2.8平衡千斤顶1.平衡千斤顶的作用(1)在空载条件下或移架过程中,用平衡千斤顶的推拉力保持顶梁呈水平状态或所需的角度,可以使相邻的支架保持良好的密封状态,以防止串矸,使移架顺利进行。(2)利用平衡千斤顶的推拉力,改变支架支撑合力的作用位置。当平衡千斤顶呈推力时,可增大顶梁前端的支撑力,有利于支撑力和维护较硬的顶板;当平衡千斤顶呈拉力时,使的顶梁后部支撑力提高,增强了移架的切顶能力。当拉力足大时,这种掩护式支架有近似于支撑式和支撑掩护式支架的受力特征,扩大了这种掩护式支架的适用范围。(3)根据工作面顶底板的状况,用平衡千斤顶调整支架的顶梁,使顶梁与顶板接触良好,以改善支护状况。(4)平衡千斤顶的推拉力大小能明显改变支架底座对底板的比压分布。(5)在平衡千斤顶拉力的作用下,可增加支架的支护强度。2.平衡千斤顶的行程根据现场经验,有两种情况可使平衡千斤顶的耳环或平衡千斤顶拉坏。一种是操作失误,顶梁先翘,另一种是由于当顶板教坚硬,顶板压力作用点后移,使顶板和掩护梁夹角增大,为此在设计时,平衡千斤顶的长度一般应能满足顶梁与掩护梁的最大夹角近似小于,同时,应能适应支架高度变化的要求,即:当活塞杆行程全部缩回,达到最小长度时,应能满足支架升到最大高度时顶梁由水平位置向下回转的要求。当活塞杆全部伸出时,应满足支架降到最小高度时允许顶梁由水平位置向上回转的要求。按照以上要求确定平衡千斤顶的长度和行程。3.平衡千斤顶的缸径平衡千斤顶的缸径按下式计算:(cm)(3-7)(cm)(3-8)式中:d―—活塞杆直径(cm)—安全阀额定工作压力()—平衡千斤顶推力()—平衡千斤顶拉力()(1)平衡千斤顶拉力计算平衡千斤顶的拉力以作用在立柱上铰点到掩护梁后端这部分面积上高度为支架最大采高的岩石重量来计算。(kg)(3-9)(kg)(3-10)(kg)(3-11)式中:—平衡千斤顶拉力(取负),推力(取正)(kg)—作用在立柱上铰点到掩护梁后端这部分面积上,高度为支架最大采高的岩石重量(kg)S——至瞬心之距(cm)——立柱瞬心之距(cm)H——支架的最大采高(m)L——岩体的计算高度(m)B——支架宽度(m)——岩石容重=2600kg/e——立柱到顶梁后铰点的距离(cm)d——平衡千斤顶到顶梁后铰点的距离(cm)(2)平衡千斤顶推力计算平衡千斤顶的推力,假设支架支撑合力作用点分顶梁前后段长度为2:1,用这个比例关系计算平衡千斤顶的推力,即代入支架在最高位置时,取顶梁为分离体。(kg)(3-12)式中:——立柱的工作阻力(kg)X——合力作用点的位置(cm)a——顶梁后铰点到瞬心的水平距离(cm)f——系数取0.3c——瞬心到顶梁后铰点的垂直距离(cm)——顶梁总长度(cm)K——顶梁后铰点到顶梁尾端之距(cm)计算得:=1518()=1180()即:21.5(cm)27.6(cm)选用:行程400mm活塞直径280mm 活塞杆直径220mm 壁厚22.5mm3.3支架受力分析为了简化计算,作以下假定立柱和前梁千斤顶按最大工作载荷计算;顶梁和底座按集中载荷(即最恶劣的加载工况)计算;掩护梁上没负载;摩擦系数为0.3;1.支架的工作阻力=2x3926KN2.作用力F和作用位置X(1)整体受力如图3-1所示。图中:Pk——平衡千斤顶推拉力。(2)取顶梁为分离体,如图3-2所示已知:P,Pk,h1,h2,,.求:F,X,Xa,Ya.解:P=3926KNPk=1180KNh1=250mmh2=200mm===0=0(3-13)图3-1支架受力图=0=0(3-14)=0(3-15)由(3-15)可得:(3-16)图3-2顶梁分离体受力图顶梁与分离体受力图中有4个未知数,而3个方程不可解,所以要结合顶梁和掩护梁为分离体受力分析所列方程联立求解。取顶梁和掩护梁为分离体,如图3-3所示。=950mm=300mm=2827mm=422mm=0(3-17)(3-16)式代入(3-17)式,经整理得:(3-18)=8029.8KN(3-18)式代入(3-16)式可求得X值。=1208mm从(3-18)式可知:1.当为“+”(平衡千斤顶为推力);W=0时,F力最小,2.当为“-”(平衡千斤顶为拉力);W=0.3时,F力最大。所以在验算顶梁强度时,按平衡千斤顶拉力,W=0.3进行计算,此时F最大,这个条件能满足,其他条件都能满足。图3-3顶梁掩护梁分离体受力图由(3-13)式可得:(3-19)=KN由(3-14)式可得:(3-20)=3050.6KN从(3-19)和(3-20)式可以看出,当取“+”值时,为平衡千斤顶的推力,此时最大,对掩护梁受力最大,同时对前后连杆受力也最大,所以在校验掩护梁、前后连杆强度时,按平衡千斤顶的推力进行计算,此时能满足要求,其他条件都能满足。(3)取掩护梁为分离体,如图3-4所示。已知:求:图3-4掩护梁分离体受力图解:=0(3-21)=0(3-22)联立(3-21),(3-22)式可得:(3-23)=8260.2KN由(3-21)式可得:(3-24)=11626.1KN(4)取底座为分离体,如图3-5所示。已知:求:解:=250mm=1212mm=290mm=1060mm=2060mm=0(3-25)=0(3-26)=0(3-27)联立(3-25),(3-26),(3-27)可求得:(3-28)=6438.7KN图3-5底座分离体受力图(3-29)=1515.8mm3.4支架强度计算3.4.1顶梁强度计算前面已将顶梁受力计算过,最大弯距为:最大弯矩处的断面如图3-6所示图3-6顶梁最大弯矩处的断面图a.形心位置各板件的计算数据列于表3-1中。表3-1件号123456数量1122122402769966272992.5421.521.53921.51809274.252290.774.25机构件的形心位置
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