薄煤层采煤机截割部设计【全套6张CAD图纸和WORD毕业论文】

资源目录

薄煤层采煤机截割部设计【全套CAD图纸+WORD毕业论文】.rar

薄煤层采煤机截割部设计

扉页、任务书、评阅书、摘要、目录.doc---(点击预览)

封皮.doc---(点击预览)

A3-五轴齿轮.dwg---(点击预览)

A3-三轴.dwg---(点击预览)

A1-截割部箱体.dwg---(点击预览)

A1-截割部三视图.dwg---(点击预览)

A0-截割部.dwg---(点击预览)

A0-总图.dwg---(点击预览)

2008届毕业设计说明书.doc---(点击预览)

压缩包内文档预览：

编号：323634 类型：共享资源大小：2.96MB 格式：RAR 上传时间：2014-09-21 上传人：好资料QQ****51605 IP属地：江苏

45
积分

版权申诉 word格式文档无特别注明外均可编辑修改；预览文档经过压缩，下载后原文更清晰！ 立即下载

关键词：: 煤层采煤机截割部设计全套 cad 图纸 word 毕业论文

资源描述：

【温馨提示】购买原稿文件请充值后自助下载。

[全部文件] 那张截图中的文件为本资料所有内容，下载后即可获得。

预览截图请勿抄袭，原稿文件完整清晰，无水印，可编辑。

有疑问可以咨询QQ：414951605或1304139763

摘要

本文介绍了采煤机的发展历史、组成及工作原理，在分析煤炭工业及煤炭工业的行业背景的基础上，展望了采煤机的发展趋势，并针对采煤机的发展现状，进行了 MG200/487 型采煤机的截割部设计。
本文首先确定了设计方案和选择了基本部件并开展了传动系统的可靠性分析，MG200/487型采煤机截割部主要是由一个减速箱和四级齿轮传动组成，截割部电机放在摇臂内横向布置，电动机输出的动力经由三级直齿圆拄齿轮和行星轮系的传动，最后驱动滚筒旋转。并对所设计的齿轮和花键进行了公差分析，同时介绍了截割部的安装、维护和故障处理。本采煤机截割部具有较高的可靠性和安全维修性。

关键词：滚筒式采煤机；截割部；行星齿轮传动

ABSTRACT

This paper presents the development history, the composition and the principle of shearers in brief. On the foundation of analyzing the trade background of coal industry and mining equipment, look ahead the development of shearers, and according to the present development situation of shearers, we carried out the design of MG200/487-WD Shearer’s cutting unit.
This design firstly fixed on design scheme and selected basic components, and besides, developed the reliability analysis of transmission system. The design of MG200/487-WD Shearer’s cutting unit. It is made up of a gearbox and moderate breeze gear wheel transmission that the MG200/487-WD type mining machine cuts the cutting department, Cut the electrical machinery of cutting department and put to fix up horizontally in the rocker arm, The power that the motor outputs leans on a round of transmission of department of gear wheel and planet round via the tertiary straight tooth, Urge the cylinder to rotate finally. And gears and involute splines’ tolerances of geometrical quantity were analyzed. At the same time, introduced the installation, maintenance and fault disposal of this cutting unit. The cutting unit of MG200/487-WD Shearer has reliability and installation maintainability.

Keywords: shearer; the cutting unit; planetary gear drive

1 概述 1
1.1引言 1
1.2我国采煤机30多年的发展进程 1
1.2.1 20世纪70年代是我国综合机械化采煤起步阶段 1
1.2.2 20世纪80年代是我国采煤机发展的兴旺时期 2
1.2.3 20世纪90年代至今是我国电牵引采煤机发展的时代 3
1.2.4 国际上电牵引采煤机的技术发展状况 4
1.3　国内电牵引采煤机的发展状况 6
1.4 结构特征与工作原理 7
1.4.1 摇臂 7
1.4.2 截割电动机 8
1.4.3 牵引部 9
2 总体方案的确定 12
2.1主要技术参数如下： 12
2.2传动方案的确定 14
2.2.1 传动比的确定 14
2.2.2传动比的分配 14
3传动系统的设计 15
3.1各级传动转速、功率、转矩的确定 16
3.2齿轮设计及强度效核 17
3.3截割部行星机构的设计计算 24
3.3.1齿轮材料热处理工艺及制造工艺的选定 25
3.3.2确定各主要参数 25
3.3.3几何尺寸计算 28
3.3.4.啮合要素验算 30
3.3.5齿轮强度验算 31
3.4　轴的设计及强度效核 42
3.4.1选择轴的材料 42
3.4.2轴径的初步估算 42
3.4.3求作用在齿轮上的力 42
3.4.4轴的强度效核： 43
3.4.5安全系数效核计算 46
3.5 轴承的寿命校核 48
3.5.1对截Ⅲ轴的轴承22219c和Nj419进行寿命计算 48
3.5.2行星轮轴承寿命的计算 49
3.6 花键的强度校核 50
3.6.1截Ⅳ轴花键校核 50
3.6.2行星轮系花键校核 50
4 采煤机的使用和维护 50
4.1润滑及注油 51
4.2地面检查与试运转 51
4.2.1试运转前的检查： 51
4.2.2试运转时检查： 51
4.3下井及井下组装 52
4.4采煤机的井下操作 52
4.4.1操作前的检查： 52
4.4.2试运转中注意事项： 52
4.5机器的维护与检修 53
4.6采煤机轴承的维护及漏油的防治 54
4.7 硬齿面齿轮的疲劳失效及对策 56
4.8煤矿机械传动齿轮失效的改进途径 59
4.8.1设计 59
4.8.2　选材 60
4.8.3 加工工艺 60
4.8.4 热处理 61
4.8.5 表面强化处理 61
4.8.6 正确安装运行 61
4.8.7 润滑 62
5总结 63
参考文献 64
英文原文 65
中文译文 72
致谢 77

全部文件.gif

A0-截割部.gif

A0-总图.gif

A1-截割部三视图.gif

A1-截割部箱体.gif

A3-截四轴大齿轮.gif

内容简介：: 中国矿业大学2008届本科生毕业设计第 78 页1 概述1.1引言采煤机械的装备水平是煤矿技术水平的重要标志之一。采煤机械的选用取决于煤层的赋存条件、采煤方法和采煤工艺，而采煤机械的技术发展又促进了采煤方法和采煤工艺的更新。采煤方法按采煤工艺可分为长壁式采煤法和房柱式采煤法两大类。我们广泛使用长壁式采煤法。长壁式采煤法所使用的机械设备按机械化程度分为爆破采煤机械、普通机械化采煤机械和综合机械化采煤机械三类。炮采工作面的机电设备较少，主要靠人力完成各项工序。破煤工序有直接打眼放炮和先掏槽后打眼放炮两种，装煤工序主要依靠人工攉煤，运煤工序依靠工作面刮板输送机来完成。普通机械化采煤机工作面用采煤机或刨煤机和工作面刮板输送机实现破煤、装煤和运煤工序的机械化，用单体支护设备实现人工控制顶板。综合机械化采煤工作面将各种相对独立的机电设备合理的组合在一起，在工艺过程中协调工作，使采煤工作面的破、装、运、支全部工序实现机械化。1.2我国采煤机30多年的发展进程1.2.1 20世纪70年代是我国综合机械化采煤起步阶段 20世纪70年代初期，煤炭科学研究总院上海分院集中主要科技骨干，研制出综采面配套的MD-150型双滚筒采煤机，另一方面改进普采配套的DY100型、DY150型单滚筒采煤机；70年代中后期，制造出MLS3-170型双滚筒采煤机。20世纪70年代我国采煤机的发展有以下特点： 1装机功率小例如，MLS3-170型双滚筒采煤机，装机功率170KW；KD-150型双滚筒采煤机，装机功率150KW；DY-100和DY-150型单滚筒采煤机，装机功率100KW和150KW。 2有链牵引，输出牵引力小此时期的采煤机牵引方式都是圆环链轮与牵引链轮啮合传动，传递牵引力小，牵引力在200KN以下。 3牵引速度低由于受液压元部件可靠性的限制，设计的牵引力功率较小，牵引速度一般不超过6m /min 。 4自开切口差由于双滚筒采煤机摇臂短,又都是有链牵引,很难割透两端头,且容易留下三角煤,故需要人工清理,单滚筒采煤机更是如此. 5工作可靠性较差我国基础工业比较薄弱,元部件质量较差,反映在采煤机的寿命普遍较低,特别是液压元部件的损坏比较严重。1.2.2 20世纪80年代是我国采煤机发展的兴旺时期 20世纪70年代后期，我国总共引进143套综采成套设备。世界主要采煤机生产国如英国、德国、法国、波兰、日本等都进入中国市场，其技术也展示在中国人的面前，为我们深入了解外国技术和掌握这些技术创造了条件，同时通过20世纪70年代自行研制采煤机的实践，获得了成功和失败的经验与教训，确立了我国采煤机的发展方向，即仿制和自行研制并举。解决难采煤层的问题是20世纪80年代重大课题之一：具体的课题是薄煤层综合机械化成套设备的研制：大倾角综采成套设备的研制：“三硬”、“三软”45m一次采全高综采设备的研制：解决短工作面的开采问题，短煤臂采煤机的研制。据初步统计，20世纪80年代自行开发和研制的采煤机品种有50余种，是我国采煤机收获的年代，基本满足我国各种煤层开采的需要，大量依靠进口的年代已一去不复返了。20世纪80年代采煤机的发展有如下特点：1重视采煤机系列的开发，扩大使用范围20世纪70年代开发的采煤机，一种类型只有一个品种，十分单一，覆盖面小，很难满足不同煤层开采需要。20世纪80年代起重视系列化采煤机的开发工作，一种功率的采煤机可以派生出多种机型，主要元部件在不同功率的采煤机上都能通用，这样不仅扩大了工作面的适应范围，而且便于用户配件的管理。采煤机系列化是20世纪80年代采煤机发展中非常突出的特点。 2元部件攻关先行，促使采煤机工作可靠性的提高总结20世纪70年代采煤机开发中的经验教训，元部件的可靠性直接决定采煤机开发的成功率，所以功关内容为：主电机的攻关，以解决烧机的现象；齿轮攻关，从选择材质上，热处理工艺上着手，学习国内外先进技术成功经验，以德国齿轮为目标进行攻关，达到预期目的，解决了低速重载齿轮早失效的问题：液压系统和液压元部件的攻关，主油泵和油马达的可靠性直接影响牵引部工作的可靠性，在20世纪80年代中期，把斜轴泵、斜轴马达、阀组和调速机构等都列入重点攻关内容。3无链牵引的推广使用，使采煤机工作平稳，使用安全在引进大功率采煤机的同时，无链牵引技术传入中国，德国艾柯夫公司的销轨式无链牵引和英国安德森公司的齿轨式无链牵引占绝大多数，而且技术成熟。为此，我国研制采煤机的无链牵引都向引进机组的结构上靠拢。仿制和引进技术生产的采煤机更是如此。无链牵引使采煤机工作平稳，使用安全，承受的牵引力大，因此，得到用户的广泛欢迎，大功率采煤机都采用无链牵引系统。1.2.3 20世纪90年代至今是我国电牵引采煤机发展的时代进入20世纪90年代后，随着煤炭生产向集约化方向发展，减员提效，提高工作面单产成为煤炭发展的主流，发展高产高效工作面势在必行，此采煤机开发研制围绕高产高效的要求进行，其主要方向是：（1）大功率高参数的液压牵引采煤机：最具代表性的机型是MG2X400W型采煤机。（2）高性能电牵引采煤机：电牵引采煤机的研制从20世纪80年代开始起步，20世纪90年代全面发展，电牵引的发展存在直流和交流两种技术途径。进入20世纪90年代后，交流变频调速技术在中厚煤层采煤机中推广使用，上海分院先后开发成功MG200/500-WD、MG200/450-BWD、MG250/600-WD、MG400/920-WD和MG450/1020-WD等采煤机，变频调速箱可以是机载，也可以是非机载。另外派生出8种机型，都已投入使用，取得较好的效果。太原矿山机械厂在引进英国Electra1000直流电牵引全套技术的基础上，开发出MG400/900-WD和MG250/600-WD型两种电牵引采煤机，鸡西煤机厂、辽源煤机厂也开发了交流电牵引采煤机。国产电牵引采煤机虽然发展速度很快，但在性能和可靠性上与世界先进国家的I采煤机相比，还存在较大的差距，所以一些有实力的矿务局，在装备高产高效工作面时，把目光移到国外，进口国外先进电牵引采煤机。如神府华能集团引进美国的7LS、6LS电牵引采煤机；兖州矿业集团公司引进德国的SL-500型和日本的MCLE-DR102型交流电牵引采煤机，但由于价格昂贵，故引进数量较少，90年代采煤机技术发展的特点如下：1多电机驱动横向布置的总体结构成为电牵引采煤机发展的主流我国开发的电牵引采煤机，一般都采用横向布置。各大部件由单独的电动机驱动，传动系统彼此独立，无动力传递，结构简单，拆装方便，因而有取代电动机纵向布置的趋势。2我国采煤机的主要参数与世界先进水平的差距在缩小在装机功率方面，我国的液压牵引采煤机装机功率达到800KW，电牵引采煤机装机功率达到1020KW，其牵引功率为2X50KW，可满足高产高效工作面对功率的要求。在牵引力和牵引速度方面，电牵引的最大牵引力已达到700KN，最大牵引速度达1256m/min,微处理机的工矿监测、故障显示、无线电离机控制等方面已达到较高技术水平。3液压紧固技术的开发研究取得成功采煤机连接构件经常松动是影响工作可靠性的重要因素，而且解决难度较大，液压螺母和专用超高压泵，在电牵引采煤机中得到推广应用，防松效果显著，基本解决采煤机连接可靠性的问题。回顾这30多年我国采煤机发展的历程，走的是一条自力更生和仿制引进结合的道路，也是一条不断学习国外先进技术为我所用的发展道路，从20世纪70年代主要靠进口采煤机来满足我国生产需要，到近年几乎是国产采煤机占我国整个采煤机市场，这也是个了不起的进步。1.2.4 国际上电牵引采煤机的技术发展状况80 年代以来, 世界各主要产煤国家, 为适应高产高效综采工作面发展和实现矿井集约化生产的需要, 积极采用新技术, 不断加速更新滚筒采煤机的技术性能和结构, 相继研制出一批高性能、高可靠性的“重型”采煤机。其中, 最具代表的是英国安德森的Eiect ra 系列, 德国艾柯夫的SL 系列, 美国乔依的LS 系列和日本三井三池的MCL E2DR 系列电牵引采煤机。这些采煤机, 体现了当今世界电牵引采煤机的最新发展方向。德国艾柯夫公司, 整机结构特点为机身3 段式, 两边传动部分为铸造箱体结构, 中间电气部分为焊接框架结构, 摇臂为分体联结, 左右对称通用, 可满足不同的配套要求; 牵引部电气传动系统采用两直流电机他激并列, 电枢采用微机控制, 励磁采用串联, 既能满足四象限运行, 又能满足双牵引, 趋于负载均衡, 目前正全力发展交流电牵引。美国乔依公司从3LS7LS , 机身为3 段焊接结构形式, 摇臂为分体联结、左右通用, 牵引部电气传动系统为2电机串激串联, 目前已开始投入使用7LS 交流电牵引采煤机。日本三井三池公司RD101101 和RD102102 均为交流电牵引采煤机, 其结构形式为以前的截割电机布置在机身的传统结构形式, 机械传动和联结相当复杂。总结这些国家电牵引采煤机的技术发展有如下几个特点:(1) 装机功率和截割电动机功率有较大幅度增加为了适应高产高效综采工作面快速割煤的需要, 不论是厚、中厚和薄煤层采煤机, 均在不断加大装机功率(包括截割功率和牵引功率) 。装机功率大都在1000kW 左右, 单个截割电机功率都在375kW以上, 最高达600kW。直流电牵引功率最大达2 56kW , 交流电牵引功率最大达2 60kW。(2) 电牵引采煤机已取代液压牵引采煤机而成为主导机型世界各主要采煤机厂商20 世纪80 年代都已把重点转向开发电牵引采煤机, 如德国艾柯夫公司是最早开发电牵引采煤机的, 80 年代中后期基本停止生产液压牵引采煤机, 研制出EDW 系列电牵引采煤机, 90 年代又研制成功交流直流两用的SL300 , SL400 , SL500 型采煤机。美国乔依公司70 年代中期开始开发多电机驱动的直流电牵引采煤机, 80 年代先后推出3LS , 4LS 和6LS 3 个新机型, 其电控系统多次改进, 更趋完善。英国安德森公司80 年代中期先后开发了EL ECTRA1000和EL ECTRA 薄煤层电牵引采煤机。日本三井三池公司80 年代中期着手开发高起点交流电牵引采煤机, 最具代表的是MCL E2DR101101 , MDL E2DR102102 采煤机, 为国际首创。法国萨吉姆公司在90 年代也已研制成功Panda2E 型交流电牵引采煤机。交流电牵引近几年发展很快, 由于技术先进,可靠性高、简单, 有取代直流电牵引的趋势。自日本80 年代中期研制成功第1 台交流电牵引采煤机,至今除美国外, 其它国家如德国、英国、法国等都先后研制成功交流电牵引采煤机, 是今后电牵引采煤机发展的新目标。(3) 牵引速度和牵引力不断增大液压牵引采煤机的最大牵引速度为8m/ min 左右, 而实际可用割煤速度为4 5m/ min , 不适应快速割煤需要。电牵引采煤机牵引功率成倍增加, 最大牵引速度达1520m/ min , 美国18m/ min 的牵引速度很普遍,美国乔依公司的1 台经改进的4LS 采煤机的牵引速度高达2815m/ min。由于采煤机需要快速牵引割煤, 滚筒截深的加大和转速的降低, 又导致滚筒进给量和推进力的加大, 故要求采煤机增大牵引力, 目前已普遍加大到450600kN , 现正研制最大牵引力为1000kN 的采煤机。(4) 多电机驱动横向布置的总体结构日益发展 70 年代中期仅有美国的LS 系列采煤机、西德EDW215022L22W 型采煤机采用多电机驱动, 机械传动系统彼此独立, 部件之间无机械传动, 取消了锥齿轮传动副和复杂通轴, 机械结构简单, 装拆方便。目前, 这类采煤机既有电牵引, 也有液压牵引, 既有中厚煤层用大功率, 也有薄煤层的, 有取代传统的截割电动机纵向布置的趋势。(5) 滚筒的截深不断增大牵引速度的加快,支架随机支护也相应跟上, 使机道空顶时间缩短,为加大采煤机截深创造了条件。10 年前滚筒采煤机截深大都是630 700mm , 现已采用800mm ,1000mm , 1200mm 截深, 美国正在考虑采用1500mm 截深的可能性。(6) 普遍提高供电电压由于装机功率大幅度提高, 为了保证供电质量和电机性能, 新研制的大功率电牵引采煤机几乎都提高供电电压, 主要有2300V , 3300V , 4160V 和5000V。美国现有长壁工作面中, 45 %以上的电牵引采煤机供电电压为2300V。(7) 有完善的监控系统包括采用微处理机控制的工况监测、数据采集、故障显示的自动控制系统; 就地控制、无线电随机控制, 并已能控制液压支架、输送机动作和滚筒自动调高。(8) 高可靠性据了解美国使用的EL ECTRA 1000 型采煤机的时间利用率可达95 %98 % ,采煤量350 万t 以上,最高达1000 万t 。1.3国内电牵引采煤机的发展状况我国从20 世纪80 年代末期, 煤科总院上海分院与波兰合作研制开发了我国第1 台MG3442PWD薄煤层强力爬底板交流电牵引采煤机, 在大同局雁崖矿使用取得成功。借助MG3442PWD 电牵引采煤机的电牵引技术, 对液压牵引采煤机进行技术更新。第1 台MG300/ 6802WD 型电牵引采煤机是在鸡西煤矿机械厂生产的MG300 系列液压牵引采煤机的基础上改造成功, 并于1996 年7 月在大同晋华宫矿开始使用。与此同时, 在太原矿山机器厂生产的AM2500 液压牵引采煤机上应用交流电牵引调速装置改造MG375/8302WD 型电牵引采煤机。截止目前, 我国已形成5 个电牵引采煤机生产基地, 鸡西煤矿机械厂、太原矿山机器厂、煤炭科学研究总院上海分院、辽源煤矿机械厂生产交流电牵引采煤机, 西安煤矿机械厂则生产直流电牵引采煤机。我国近期开发的电牵引采煤机有以下特点:(1) 多电机驱动横向布置电牵引采煤机。截割电机横向布置在摇臂上, 取消了螺旋伞齿轮和结构复杂的通轴。(2) 总装机功率、牵引功率大幅度提高, 供电电压(对单个电机400kW 及以上) 由1140V 升至3300V , 保证了供电质量和电机性能。(3) 电牵引采煤机以交流变频调速牵引装置占主导地位, 部分厂商同时也研制生产直流电牵引采煤机。(4) 主机身多分为3 段, 取消了底托架, 各零部件设计、制造强度大大提高, 部件间用高强度液压螺母联接, 拆装方便, 提高了整机的可靠性。(5) 电控技术研究和采煤机电气控制装置可靠性不断提高。在通用性、互换性和集成型方面迈进了一大步, 功能逐步齐全, 无线电随机控制研制成功, 数字化、微机的电控装置已进入试用阶段。(6) 在横向布置的截割电机上, 设计使用了具有弹性缓冲性能的扭矩轴,改善了传动件的可靠性, 对提高采煤机的整体可靠性和时间利用率起到了积极作用。(7) 耐磨滚筒及镐形截齿的研究, 推进了我国的滚筒及截齿制造技术,开发研制的耐磨滚筒,可适用于截割f = 34 的硬煤。具有使用中轴向力波动小,工作平稳性好,块煤率高,能耗低等优点。1.4 结构特征与工作原理如图1.1 双滚筒采煤机1.4.1 摇臂摇臂主要由截割电动机、摇臂壳、一轴组件、惰轮组件、二轴组件、三轴组件、拔叉组件、行星减速器，内喷雾系统等组成。左右摇臂减速器除壳体不同外，其余零部件完全相同，可互换使用。摇臂直接由截割电动机拖动，经三级直齿轮传动和一级行星机构传动，将动力传递到截割滚筒，实现了采煤机落煤和装煤的作用。摇臂有如下特点：（1）摇臂回转采用小铰轴结构。（2）摇臂齿轮减速器都是简单的直齿传动，精度高，传动效率高。（3）行星传动内齿圈采用座入摇臂壳内结构，运转中不易松动，工作平稳。（4）采用弯摇臂形式，加大了装煤口，提高装煤效率，增加块煤率。（5）摇臂壳体采用整体铸钢结构，外壳有焊接的冷却水套，用于冷却和内喷雾供水喷雾降尘。1.4.2 截割电动机截割电动机为矿用割爆型三相交流异步电动机，可用于环境温度下于40，有甲烷或爆炸性煤尘工作面，横向安装在采煤机摇臂上，采用实心轴传动结构，强度高，外壳采用水套冷却。左右截割电动机通用，接线喇叭口可以改变方向，方便电缆引入，拆装时，可以利用电动机联接法兰上的顶丝螺孔顶出，从老塘侧抽出，拆装方便。使用时注意开机前应先检查冷却水的水量，先通水后起电动机，严禁断水使用，电动机长时间运行后不要马上关闭冷却水，发现有异样声响时，应立即停车检查。一轴组件由轴齿轮、轴承、端盖、骨架油封、油封架等组成，轴齿轮由轴承对称支撑在轴承杯上，并通过渐开线花键与电动机输出轴相联接，轴承的轴向间隙应保持0.150.35之间。惰轮轴组I主要由齿轮、心轴、轴承、距离套等组成，靠心轴与壳体台阶定位。二轴组件主要由齿轮、齿轮、轴承、花键轴、端盖等组成。矩形花键由二个轴承支撑在箱体上，花键上装有二个齿轮，其中一个为离合齿轮与拨叉相连，推动拨叉可实现摇臂的离或合两个位置，轴承的轴向间隙，保持在0.150.35mm之间.三轴组件主要由轴齿轮、齿轮、轴承、端盖、距离套、密封圈等组成，齿轮通过矩形花键套在轴齿轮上，轴齿轮由二个轴承支撑在箱体上。调整垫用来调整轴承的轴向间隙，保持在0.150.35mm。惰轮轴共有两组，其定位方式与惰轮轴相同，这两组轴安装方向相反。四轴组件为行星减速器输入轴组，其齿轮大齿轮内孔为花键与太阳轮相连，两轴承内圈安装在大齿轮的空心轴上，而外圈安装在套杯上，轴承间隙应调整在0.150.35mm之间。2.1.7 内喷雾供水装置由接头、水封、泄漏环、油封、轴承装置外壳、轴承、不锈钢送水管、形圈、定位销、管座、高压软管等组成。不锈钢送水管插入靠煤壁侧管座时，管上的缺口对准座上的定位销，使送水管和滚筒轴（行星架）一起转动，靠内外两道型圈密封，送水管靠老塘侧通过轴承支撑在轴承装置外壳内，因两者有相对旋转运动，为防止内喷雾水进入摇臂油池，在送水管壳体，靠特制的水封防漏水，在水封的后面又架设了一只骨架油封（材料与普通油封不同）起防水，防尘作用，在该水封和油封间装有泄漏环，经水封泄漏的水通过水封装置外壳流出摇臂壳体外，油封是为防止油液外漏而设置的。内喷雾水通过接头座与喷雾冷却系统的相应管路相通，经送水管，煤壁侧高压管与滚筒的内喷雾供水口相连，进入滚筒水道。行星减速器为四个行星轮减速机构，主要由太阳轮、行星轮、内齿圈、行星架支撑轴承，平面浮动油封装置和方形联接套等组成，太阳轮的另一端与摇臂大齿轮的内花键相联，输入转矩，当太阳轮转动时，驱动行星轮沿本身轴线自转，同时又带动行星架绕其轴线转动，行星架通过花键和方形连接套联接，将输出转矩传给滚筒。行星齿轮传动利用四个行星轮啮合的形式，结构紧凑，传动比大。传动可靠，考虑行星轮间均载，采用太阳轮浮动结构，太阳轮浮动灵敏，反力矩小，浮动量通过与大齿轮相配合的外花键侧隙来保证。行星架前端靠轴承支撑，此轴承两端面需控制轴向间隙0.150.35mm后端靠轴承支撑。方形联结套采用平面浮动油封装置，能适应行星机构的轴向窜动，适应在有煤尘和煤泥的工况下工作。1.4.3 牵引部1 左电牵引部左电牵引部由左电牵引部壳体、牵引电机、电机轴组、牵引二轴、制动轴、双行星减速器、液压制动器、行走轮组成等组成。牵引电动机输出的转矩经二级直齿圆柱齿轮和二级行星齿轮减速器减速后，由行星架输出，通过驱动轮与行走轮相啮合，再由行走轮与工作面输送机上的销轨啮合使采煤机来回行走，同时制动轴出轴通过花键与液压制动器相连，实现电牵引的制动。2 牵引电动机牵引电动机为隔爆型三相交流调速电动机，与变频调速装置配套作为采煤机的牵引动力源，可适用于环境温度小于40，相对湿度不大于97。3 液压制动器液压制动器是由螺塞、外壳、碟形弹簧、活塞、圆盘、压盘、外摩擦片、内摩擦片、底座、花键套等组成。当采煤机在正常工况下工作时，由调高泵输出的压力油经集成块和制动电磁阀进入液压制动器的外接油口，活塞在油压下压紧碟形弹簧组，压盘与内外摩擦片脱离接触，液压制动器呈现自由空转状态，当电控系统发出制动信号时，制动电磁阀断电复位，制动器内的油腔与油池连通，使得活塞在碟形弹簧的作用下推动压盘压紧内外摩擦片，产生制动转矩，花键套被抱闸，起到制动采煤机的作用。4 右电牵引部右电牵引部内的传动系统与左电牵引部完全相同，所不同的是其内部还装有调高电动机，双联齿轮泵、集成块、过滤器、压力表、制动电磁阀等元件。用于采煤机调高系统及液压制动器的动力来源。辅助液压系统1 采煤机辅助液压系统包括两部分：A 调高回路。B 制动回路。它由调高泵站、机外油管、左右调高油缸和液压制动器等组成。其中。泵站布置在右电牵引部内，液压制动器布置于左右电牵引部内，调高油缸布置在机身下。泵站由调高电动机、单泵、集成块、过滤器、制动电磁阀、压力表、高低压溢流阀等组成。调高回路的主要功能是使滚筒能按司机所需的位置工作，调高回路的动力由调高电动机提供，调高油缸调高阻力太大时，为防止系统回路油压过高，损坏油泵及附件，在调高系统排油路设置一高压溢流阀作为安全阀，调高压力20MPa。液压制动回路的压力油回油路设置低压溢流阀，为制动器压力及调高电磁反向阀所用压力，为保证液压制动器打开，在制动回路设置一低压溢流阀，调定压力为1.5MPa，它由二位三通电磁阀，液压制动器，低压溢流阀及其管路等组成，制动电磁阀在集成块上，通过特定管路与安装在左右电牵引部上的液压制动器相连。2 调高电动机该电动机为矿用隔爆型三相异步电动机，可适用环境低于40，且有甲烷或爆炸性煤尘的工作面。3 调高油缸两只调高油缸设置在靠煤壁侧机身下方，油缸的活塞杆与摇臂的小支臂，缸体与左右牵引部下面分别用销轴联结，已实现左右滚筒的调高，调高油缸由液力锁缸体，活塞杆和活塞等组成。4 齿轮泵该泵为CBK1012-B3F型齿轮泵，体积小、重量轻、结构简单、工作可靠。5 过滤器在辅助液压系统中，设有过滤器一个，安装在右电牵引部泵站中，采用网式滤芯，型号为MDY01042，其流量为63l/min。6 压力表采煤机的工作过程中，为了随时监视液压系统中工作状况，因此在泵站中安装有高低压压力表，分别显示调高及控制油源的压力，为防止表针剧烈振动而损坏，压力表表座中有阻尼塞。7 手动换向阀本机设有两只手动换向阀，其内部结构和性能完全一样，均为H型三位四通换向阀，阀中弹簧是使阀芯复位，此时无压力油进入油缸，用手直接操作确定阀的工作位置，使压力油进入油缸，使其伸缩实现摇臂的升降。8 电磁阀本机选用24GDEY-H6B-T2隔爆型电磁换向阀作为制动电磁阀，当采煤机启动时，制动电磁阀待电动作，压力油进入制动器克服弹簧力，内外摩擦片分离，牵引进入进行状态，当采煤机停止时，制动电磁阀断电复位，压力油回油池，制动器内外摩擦片贴紧，采煤机被制动。辅助装置由左右行走箱、滑靴组、拖缆装置、冷却喷雾管路系统、机身联结、截割滚筒、机外液压管路组成。1 在采空区侧：行走轮组、行走轮、导向滑靴、行走轮轴承、芯轴等组成。2 在煤臂侧：滑靴组，用螺栓、销子固定在左右牵引部下面。3 拖缆装置：拖缆装置由拖缆架，连接板、销、电缆板等组成，当采煤机沿工作面运行时，拖拽并保护缆和水管使用电缆夹来承受，这样使电缆，水管不受力磨损小，同时还能防砸及拖拽平稳且阻力小，在工作面刮板输送机的电缆槽内可靠的来回拖动。拖缆装置固定在电控箱前面右上部，以便电缆能顺利进入电控箱，电缆和水管进入工作面后安装在工作面输送机的固定电缆槽内，在输送机的中点在进入电缆槽并安装电缆夹，故移动电缆和管的长度的一半略有多余。4 喷雾冷却系统采煤机工作时，滚筒在破煤和装煤过程中，会产生大量煤尘，不及降低了工作面的能见度，影响正常生产，而且对安全生产和工人的健康也会产生严重影响，因此，必须及时降尘，最大限度的降低空气中的含量，同时采煤机在工作时，各主要部件会产生很大热量需及时进行冷却，已保证工作面生产的顺利进行。喷雾冷却系统由水阀、水压、继电器、安全阀、节流阀、喷嘴、高压软管及有关连接件组成，来自喷雾泵的水压由送水管经电缆槽，拖缆装置进入水阀，由水阀到机身后面的两个分配阀，分多路用于冷却截割电机，牵引电机，调高电机，电控箱，内外喷雾降尘。5 机身连接装置左右电牵引部，中间电控箱的连接螺柱，摇臂与左右电牵引部铰接销轴四组，这些装置将采煤急各大部件联接成一个整体，起到紧固及连接的作用。液压螺母由螺母、油堵、密封圈、活塞紧圈组成，其工作原理和使用方法如下：在打压前应先将液压螺母拧紧后取下一个油堵，接通超高压泵当手动超高压泵产生的高压油，注入螺母与密封圈之间的油腔时，螺母在液压力的作用下向上移动，将螺栓强行拉伸，产生很大的豫紧力，打压到限定的油压后，将紧固旋紧至螺母底部，卸去高压油拧上油堵，这时螺母靠紧圈和活塞锁在预定的位置。本机选用两种规格的液压螺母M30，限定油压200MPa和M363限定油压180MP采用液压锁紧，预紧力大，螺栓受力均匀，防松可靠。滚筒滚筒是采煤机工作机构，担负着破煤，装煤的作用，主要由滚筒体、截齿、齿座和喷嘴等组成。滚筒与摇臂行星减速器输出轴采用方形联结套联接，联接可靠，拆卸方便。滚筒体采用焊接结构，三头螺旋叶片，设有内喷雾水道和喷嘴压力水从喷嘴雾状喷出，直接喷向齿尖，以达到冷却截齿，降低煤尘和稀释瓦斯的目的。为延长螺旋叶片的使用寿命，在其出煤口处采用耐磨材料喷煤处理。机外液压管路由于采用手动换向阀安装在左中部，两端电动换向机外管路简单，由泵箱端集成块引出四根去左右油缸进出油口，二根去制动器，即可将左右油缸，制动器与系统连接起来。 2 总体方案的确定电牵引采煤机，该机装机功率487.5KW，截割功率2200KW，牵引功率240。该采煤机使用的电气控制箱符合矿用电气设备防爆规程的要求，可在有瓦斯或煤层爆炸危险的矿井中使用，并可在海拔不超过2000m、周围介质温度不超过40或低于10、不足以腐蚀和破坏绝缘的气体与导电尘埃的情况下使用。2.1主要技术参数如下：采高（m）：1.32.6; 适应倾角(。)：40; 煤质硬度：硬或中硬; 机面高度(mm)：1000 滚筒直径(mm)：1100; 滚筒转速(r/min)：40; 截深(mm)：630; 牵引力(KN)：360; 牵引速度(m/min)：07.712.8; 灭尘方式：内外喷雾; 拖电缆方式：自动拖缆装机功率(KW)：2200+2407.5; 电压(V)：1140; 摇臂长度(mm):25722.1.1采煤机结构方案采煤机采用多电机横向布置方式，截割部用销轴与牵引部联结，左、右牵引部及中间箱采用高强度液压螺栓联结，在中间箱中装有泵箱、电控箱、水阀和水分配阀。该机具有以下特点： 1截割电机横向布置在摇臂上，摇臂和机身连接没有动力传递，取消了纵向布置结构中的螺旋伞齿轮和结构复杂的通轴。 2主机身分为三段，即左牵引部、中间控制箱、右牵引部，采用高度液压螺栓联结，结构简单可靠、拆装方便。22摇臂结构设计方案的确定由于煤层地质条件的多样性，煤炭生产需要多种类型和规格的采煤机。利用通用部件，组装成系列型号的采煤机，可以给生产带来很多方便。系列化、标准化和通用化是采掘机械发展的必然趋势。所以，这里把左右摇臂设计成对称结构。2.1.2截割部电动机的选择由设计要求知，截割部功率为2002KW，即每个截割部功率为200KW。根据矿下电机的具体工作情况，要有防爆和电火花的安全性，以保证在有爆炸危险的含煤尘和瓦斯的空气中绝对安全;而且电机工作要可靠，启动转矩大，过载能力强，效率高。据此选择YBCS3-200C，其主要参数如下：额定功率 :200KW；额定电压：1140V；满载电流：130A；额定转速：1478r/min；满载效率：0.920；绝缘等级： H；满载功率因数：0.85；接线方式：Y；质量： 1280KG；冷却方式：外壳水冷该电动机输出轴上带有渐开线花键，通过该花键电机将输出的动力传递给摇臂的齿轮减速机构。2.2传动方案的确定2.2.1 传动比的确定滚筒上截齿的切线速度，称为截割速度，它可由滚筒的转速和直径计算而的，为了减少滚筒截割产生的细煤和粉尘，增大块煤率，滚筒的转速出现低速化的趋势。滚筒转速对滚筒截割和装载过程影响都很大；但对粉尘生成和截齿使用寿命影响较大的是截割速度而不是滚筒转速。总传动比电动机转速 r/min 滚筒转速 r/min2.2.2传动比的分配在进行多级传动系统总体设计时，传动比分配是一个重要环节，能否合理分配传动比，将直接影响到传动系统的外阔尺寸、重量、结构、润滑条件、成本及工作能力。多级传动系统传动比的确定有如下原则：1.各级传动的传动比一般应在常用值范围内，不应超过所允许的最大值，以符合其传动形式的工作特点，使减速器获得最小外形。2.各级传动间应做到尺寸协调、结构匀称；各传动件彼此间不应发生干涉碰撞；所有传动零件应便于安装。3.使各级传动的承载能力接近相等，即要达到等强度。4.使各级传动中的大齿轮进入油中的深度大致相等，从而使润滑比较方便。由于采煤机在工作过程中常有过载和冲击载荷，维修比较困难，空间限制又比较严格，故对行星齿轮减速装置提出了很高要求。因此，这里先确定行星减速机构的传动比。设计采用NGW型行星减速装置，其工作原理如下图所示（图2.1）：a太阳轮 b内齿圈 c行星轮 x行星架图2.1 NGW型行星机构该行星齿轮传动机构主要由太阳轮a、内齿圈b、行星轮c、行星架x等组成。传动时，内齿圈b固定不动，太阳轮a为主动轮，行星架x上的行星轮c绕自身的轴线oxox转动，从而驱动行星架X回转，实现减速。运转中，轴线oxox是转动的。这种型号的行星减速装置，效率高、体积小、重量轻、结构简单、制造方便、传动功率范围大，可用于各种工作条件。因此，它用在采煤机截割部最后一级减速是合适的，该型号行星传动减速机构的使用效率为0.970.99,传动比一般为2.113.7。如图2.3，当内齿圈b固定，以太阳轮a为主动件，行星架c为从动件时，传动比的推荐值为2.79。从采掘机械与支护设备上可知,采煤机截割部行星减速机构的传动比一般为56。所以这里先定行星减速机构传动比：则其他三级减速机构总传动比 36.755.747=6.39根据前述多级减速齿轮的传动比分配原则及齿轮不发生根切的最小齿数为17为依据，另参考MG250/591型采煤机截割部各齿轮齿数分配原则，初定齿数及各级传动比为：3传动系统的设计3.1各级传动转速、功率、转矩的确定各轴转速计算：从电动机出来，各轴依次命名为、轴。轴 min轴轴轴各轴功率计算：轴 0.99=198轴 0.980.99=190.18轴 0.980.99=184.51轴 0.980.990.99=177.22轴 0.980.990.99=170.22轴 0.980.99=165.15轴 0.980.990.99=158.63轴 0.980.990.99=152.36各轴扭矩计算:轴轴轴轴轴将上述计算结果列入下表,供以后设计计算使用运动和动力参数编号功率/kW转速n/(rmin)转矩T/(Nm)传动比轴19814701286.31.79轴184.51821.22145.7轴177.22526.433214.961.56轴158.63229.886592.32.29轴152.36229.88273866.65.7473.2齿轮设计及强度效核这里主要是根据查阅的相关书籍和资料，借鉴以往采煤机截割部传动系统的设计经验初步确定各级传动中齿轮的齿数、转速、传动的功率、转矩以及各级传动的效率，进而对各级齿轮模数进行初步确定，具体计算过程级计算结果如下：统的设计经验初步确定各级传动中齿轮的齿数、转速、传动的功率、转矩以及各级传动的效率，进而对各级齿轮模数进行初步确定，截割部齿轮的设计及强度效核，具体计算过程及计算结果如下：齿轮1和惰轮2的设计及强度效核计算过程及说明计算结果1)选择齿轮材料查文献1表8-17 齿轮选用20GrMnTi渗碳淬火2)按齿面接触疲劳强度设计计算确定齿轮传动精度等级，按估取圆周速度，参考文献1表814，表815选取小轮分度圆直径，由式（864）得齿宽系数查文献1表823按齿轮相对轴承为非对称布置，取06小轮齿数 =19惰轮齿数 34.01齿数比传动比误差误差在范围内小轮转矩载荷系数由式（854）得使用系数查表820动载荷系数查图857得初值齿向载荷分布系数查图860齿间载荷分配系数由式855及得 1.883.2(1/19+1/34)=1.617查表821并插值 1 则载荷系数的初值弹性系数查表822189.8节点影响系数查图864重合度系数查图865许用接触应力由式得接触疲劳极限应力查图869应力循环次数由式得则查图870得接触强度得寿命系数硬化系数查图871及说明接触强度安全系数查表827，按高可靠度查取故的设计初值为齿轮模数查表83小齿分度圆直径的参数圆整值圆周速度与估取很相近，对取值影响不大，不必修正1.11，小轮分度圆直径惰轮分度圆直径中心距齿宽惰轮齿宽小轮齿宽齿根弯曲疲劳强度效荷计算由式齿形系数查图867 小轮大轮应力修正系数查图868 小轮大轮重合度系数,由式867许用弯曲应力由式871 弯曲疲劳极限查图872弯曲寿命系数查图873尺寸系数查图874安全系数查表827则 4. 齿轮几何尺寸计算分度圆直径齿顶高齿根高齿顶圆直径齿根圆直径基圆直径齿距齿厚中心距圆整 HRC 5662公差组7级06=19341.79合适1751111.081189.82.50.8971mm133mm,=185.5mmmm2.862.47=1.54=1.6512齿轮4和齿轮5设计及强度效核：1)选择齿轮材料查文献1表8-17 齿轮选用20GrMnTi渗碳淬火2)按齿面接触疲劳强度设计计算确定齿轮传动精度等级，按估取圆周速度，参考文献1表814，表815选取小轮分度圆直径，由式（864）得齿宽系数查文献1表823按齿轮相对轴承为非对称布置，取06小轮齿数大轮齿数 35.88圆整取齿数比传动比误差误差在范围内小轮转矩载荷系数由式（854）得使用系数查表820动载荷系数查图857得初值齿向载荷分布系数查图860 齿向载荷分配系数由式855及得 1.883.2(1/23+1/36)=1.65查表821并插值 1.1 则载荷系数的初值弹性系数查表822 189.8 节点影响系数查图864重合度系数查图865许用接触应力由式得接触疲劳极限应力查图869应力循环次数由式得则查图870得接触强度得寿命系数硬化系数查图871及说明接触强度安全系数查表827，按高可靠度查取圆整齿轮模数查表83小齿分度圆直径的参数圆整值圆周速度与估取很相近，对取值影响不大，不必修正1.18，小轮分度圆直径惰轮分度圆直径中心距齿宽惰轮齿宽小轮齿宽齿根弯曲疲劳强度效荷计算由式齿形系数查图867 小轮大轮应力修正系数查图868 小轮大轮重合度系数,由式867许用弯曲应力由式871 弯曲疲劳极限查图872弯曲寿命系数查图873尺寸系数查图874安全系数查表827则(4)齿轮几何尺寸计算分度圆直径齿顶高齿根高齿顶圆直径齿根圆直径基圆直径齿距齿厚中心距圆整HRC 5662公差组7级06=23361.565合适1.751.181.081.1189.82.50.8712.692.45=1.575=1.650.982齿轮6和惰轮7的几何尺寸计算：齿轮几何尺寸计算：分度圆直径齿顶高齿根高齿顶圆直径齿根圆直径基圆直径齿距齿厚中心距圆整惰轮8和齿轮9的几何尺寸计算：齿轮几何尺寸计算：分度圆直径齿顶高齿根高齿顶圆直径齿根圆直径基圆直径齿距齿厚中心距圆整由于齿轮的强度效核方法都是相似的，因而对其它齿轮的强度效核过程安排在设计说明书以外的篇幅中进行，并全部强度验算合格。3.3截割部行星机构的设计计算电牵引采煤机是直接以电动机作为驱动减速箱的原动力, 因而要求减速箱有较大的速比, 同时受工作面空间条件限制, 要求传动装置尺寸小。因此, 电牵引采煤机无论牵引部或截煤部均在最后输出级采用行星机构。行星传动结构紧凑、速比大。行星传动的优点是动力分流, 功率流数取决于行星轮个数。因此, 电牵引采煤机用的行星机构大多设计成4 个行星轮, 以降低每一行星轮的负载, 但对行星架及齿轮的加工精度要求更高。为减小加工安装误差所产生的偏载和弹性变形、惯性力、摩擦力等妨碍载荷均匀分布的因素, 把太阳轮作成无支承的浮动件(单浮动) , 通过渐开线花键与前一级齿轮联接, 花键侧隙则满足了浮动量的要求。或设计成双浮动(太阳轮、内齿圈浮动)、三浮动结构(太阳轮、内齿圈、行星架浮动)。这些均载措施结构简单、浮动灵敏、反力矩小, 有效地补偿各种误差, 使行星轮间的载荷均衡分配。行星轮与内齿圈一般设计成薄壁轮缘。行星轮轮缘的变形对安装在行星轮内孔中轴承的滚动体间的载荷分布会发生影响, 由此获得可提高轴承寿命的最佳间隙。内齿圈轮缘的柔性变形, 同样也有利于行星轮间的载荷分配均匀, 并降低啮合时的动载荷。已知：输入功率KW,转速=229.88r/min，输出转速=40r/min3.3.1齿轮材料热处理工艺及制造工艺的选定太阳轮和行星轮的材料为20CrNi2MoA，表面渗碳淬火处理，表面硬度为5761HRC。因为对于承受冲击重载荷的工件，常采用韧性高淬透性大的18Cr2Ni4WA和20CrNi2MoA等高级渗碳钢，经热处理后，表面有高的硬度及耐磨性，心部又具有高的强度及良好的韧性和很低的缺口敏感性。试验齿轮齿面接触疲劳极限MPa试验齿轮齿根弯曲疲劳极限：太阳轮：（）行星轮：齿形为渐开线直齿，最终加工为磨齿，精度为6级。内齿圈的材料为42CrMo，调质处理，硬度为262302HBS.试验齿轮的接触疲劳极限：试验齿轮的弯曲疲劳极限：齿形的加工为插齿，精度为7级。3.3.2确定各主要参数行星机构总传动比：i=5.747，采用NGW型行星机构。行星轮数目：要根据文献3表2.9-3及传动比i，取。载荷不均衡系数：采用太阳轮浮动和行星架浮动的均载机构，取 =1.15配齿计算：太阳轮齿数式中：取c=20（整数）内齿圈齿数行星轮齿数取 -齿轮接触强度初步计算按表义14-1-60中的公式计算中心距：1) 综合系数：2）太阳轮单个齿轮传递的转矩：3）齿数比：4）取齿宽系数： 5）初定中心距：将以上各值代入强度计算公式，得6）计算模数：取标准值m=87）未变位时中心距a：根据实际情况取（6）计算变位系数1）a-c传动a)啮合角：所以 b)总变位系数： =c)中心距变动系数：d)齿顶降低系数：e)分配变位系数：取（见文献3第101页）则2）c-b传动a)啮合角：式中，代入所以 b)变位系数和： c)中心距变动系数：d)齿顶降低系数：e)分配变位系数： 3.3.3几何尺寸计算分度圆齿顶圆齿根圆基圆直径齿顶高系数太阳轮，行星轮内齿轮顶隙系数太阳轮，行星轮内齿轮代入上组公式计算如下：太阳轮行星轮 =200mm=219.2mm=181.88mm内齿轮=511.49mm =545.1mm 太阳轮，齿宽b由表2.5-12, 取则取 3.3.4.啮合要素验算a-c传动端面重合度1）齿顶圆齿形曲径：太阳轮=39.60mm行星轮=56.41mm2）端面啮合长度：式中 “”号正号为外啮合，负号为内啮合角端面节圆啮合直齿轮则=39.60+56.41-160sin=31.895（mm）3）端面重合度：=1.35 c-b端面重合度1）顶圆齿形曲径：由上式计算得行星轮内齿轮 2）端面啮合长度：=56.409-62.15+160sin=37.27mm3）端面重合度：=1.57893.3.5齿轮强度验算（1）a-c传动（以下为相啮合的小齿轮（太阳轮）的强度计算过程，太阳轮（行星轮）的计算方法相同。）1）确定计算负荷：名义转矩=1799.68名义圆周力=32137.14N2）应力循环次数：=4.410次式中太阳轮相对于行星架的转速, (r/min)寿命期内要求传动的总运转时间，(h)(h)3）确定强度计算中的各种系数：a)使用系数根据对截割部使用负荷的实测与分析，取（较大冲击）b)动负荷系数因为和可根据圆周速度：和由文献3图2.4-4，查得6级精度时：c)齿向载荷分布系数由文献3表2.4-8查得渗碳淬火齿轮文献3表2.4-9，由文献3表2.4-8查得，根据和,由文献3图2.4-5,查得式中： d)齿间载荷分布系数因由文献3图2.4-6查得e)节点区域系数 =2.276式中，直齿轮；端面节圆啮合角；直齿轮端面压力角，直齿轮f)弹性系数由文献3表2.4-11查得（钢钢）g)齿形系数根据和，由文献3图2.4-14查h)应力修正系数由文献3图2.4-18,查得 i)重合度系数j)螺旋角系数和因得得 4) 齿数比：5）接触应力的基本值 6）接触应力：7）弯曲应力的基本值：=122.118）齿根弯曲应力：=335.589）确定计算许用接触应力时的各种系数a)寿命系数因，由文献3图2.4-7,得 b)润滑系数因和由文献3图2.4-9，查得 c)速度系数因，由文献3图2.4-10，查得 d)粗糙硬化系数因和由图2.4-11，查得 e)工作硬化系数由于大小齿轮均为硬齿面，所以 f)尺寸系数由文献3表2.4-15 ，查得10) 许用接触应力11) 接触强度安全系数=1.1112) 确定计算许用弯曲应力时的各种系数a)试验齿轮的应力修正系数b)寿命系数因,查文献3图2.4-8得 c)相对齿根圆角敏感系数因,由文献3图2.4-20查得 d)齿根表面状况系数 e)尺寸系数由文献3表2.4-16,得13) 许用弯曲应力 =400 =752.714)弯曲强度安全系数=2.24(2) c-b传动本节仅列出相啮合的大齿轮（内齿轮）的强度计算过程，小齿轮（行星轮）的强度较高，故计算从略。1) 名义切向力 2) 应力循环次数式中内齿轮相对于行星架的转速 r/mim； 3) 确定强度计算中的各种系数 a)使用系数 b)动负荷系数 =1.1和由文献3图2.4-4查得，（7级精度）c)齿向载荷分布系数由文献3表2.4-8，查得调质钢，由文献3表2.4-9，得由文献3表2.4-10，查得（因为齿宽100b200） =401.2 根据和由文献3图2.4-5，查得 =1.38式中 d) 齿间载荷分布系数因=1.35+0=1.35 由文献3图2.4-6查得 e)节点区域系数 =2.81 式中，直齿轮：端面节圆啮合角：直齿轮端面压力角，直齿轮f)弹性系数由文献3表2.4-11，查得 g)齿形系数由文献3图2.4-13，查得 h)应力修正系数由文献3图2.4-18,查得 i)重合度系数 =0.943 =0.25+ j)螺旋角系数，因得得 4) 齿数比 5) 接触应力的基本值 =410.28 6) 接触应力 = 7) 弯曲应力的基本值 8) 齿根弯曲应力 =227.19) 确定计算许用接触应力时的各种系数 a)寿命系数因，由文献3图2.4-7,得 b)润滑系数因和由文献3图2.4-9，查得 c)速度系数因，由文献3图2.4-10 查得 d)粗糙度硬化系数因和由文献3图2.4-11查得 e)工作硬化系数因内齿轮齿面硬度为由公式得 f)尺寸系数由文献3表2.4-15 ，查得10) 许用接触应力 11) 接触强度安全系数 =1.0112) 确定计算许用弯曲应力时的各种系数a)试验齿轮的应力修正系数 b)寿命系数因,查文献3图2.4-8得 c)相对齿根圆角敏感系数因,由文献3图2.4-20,查得 d)齿根表面状况系数由文献3图2.4-21,查得 e)尺寸系数，由文献3表2.4-16,得13) 许用弯曲应力 =538.9214)弯曲强度安全系数 3.4轴的设计及强度效核先确定轴3.4.1选择轴的材料选取轴的材料为45钢，调质处理3.4.2轴径的初步估算由表42取A115，可得 3.4.3求作用在齿轮上的力轴上大齿轮分度圆直径为：圆周力F,径向力F和轴向力F的大小如下：F18031.3NFFtan=18031.3tan20=6562.86N小轮分度圆直径为： d=184mmF23323.1N轴段1 用于安装轴承选取圆柱滚子轴承为 NU415，尺寸dDB=75，取轴段直径d75mm取齿轮距箱体内壁距离轴承距箱体内壁则：段安装齿轮，齿轮左端采用套筒定位，右端使用轴肩定位，取轴段直径轴段长度段取齿轮右端轴肩高度轴环直径90轴段长段用于装轴承，选用圆柱滚子轴承NU318E，尺寸，取轴段直径轴段长532）轴上零件的周向定位两个齿轮均采用花键联结，花键适用于载荷较大和定心精度要求较高的静联接和动联接，它的键齿多，工作面总接触面积大，承载能力高，它的键布置对称，轴、毂受力均匀，齿槽浅，应力集中较小，对轴和轮毂的消弱小。花键尺寸为：轴承与轴的周向定位采用过渡配合保证的，因此轴段直径公差取为. 轴端倒角 3.4.4轴的强度效核：首先根据轴的结构图作出轴的计算简图：轴的计算简图2）求支反力：水平面：垂直面： 3）计算弯矩，绘弯矩图水平弯矩：图（b）所示垂直面弯矩：图（c）所示合成弯矩：图（d）所示 4) 扭矩： 5）计算当量弯矩：图（f）所示显然D处为危险截面，故只对该处进行强度效核轴的材料为45钢，调质处理，查表41得由得取3.4.5安全系数效核计算 1）确定参数由前述计算可知：抗扭截面模量： 2）计算应力参数弯曲应力幅因弯矩为对称循环，故弯曲平均应力扭剪应力幅因转矩为脉动循环，故扭剪平均应力3）确定影响系数轴的材料为45钢，调质处理，由表41查得，轴肩圆角处得有效应力集中系数根据由表45经插值可得：尺寸系数、根据轴截面为圆截面查图418得：0.75 =0.85表面质量系数、根据和表面加工方法为精车，查图419，得0.88。材料弯曲扭转的特性系数、取0.1 0.5=0.05可得：所以强度足够。 2.行星齿轮轴的校核（1）初步确定轴的径1）轴上的转矩2）求作用在齿轮上的力行星轮轴上的齿轮分度圆直径为圆周力和径向力的大小如下：3）确定轴的最小直径选取轴的材料40，调质处理，按式4-2初估轴的最小直径，查文献2表4-2，取A=107，可得轴段用于安装轴承和齿轮，取轴承为22314c （）因此取d=70mm4）轴的结构设计按轴向定位要求，确定各轴段直径和长度轴轴根据所选轴承确定轴 5）轴的校核取行星轮与行星架之间的间隙，则跨距长度可以将它看成跨距为的双支点梁，而两个轴承几乎紧挨着，可以认为是整个跨度承受均布载荷危险截面为跨距中间的弯矩 6）校核轴的强度轴的材料为40，调质处理，由文献2表4-1查得，则，即，取，则：强度足够，该轴安全。3.5 轴承的寿命校核3.5.1对截轴的轴承22219c和Nj419进行寿命计算（1）计算轴承支反力1）采用在轴的校核中的数据 2）合成支反力3）轴承的当量动载荷4）轴承的寿命查文献2表5-9，5-10得通过计算，两个轴承的寿命合格。3.5.2行星轮轴承寿命的计算（1）每个轴承上的径向载荷选用轴承为22314c 查文献2表5-9，5-10得（2）轴承的寿命通过计算，轴承的寿命合格。3.6 花键的强度校核3.6.1截轴花键校核（）摇臂截轴选用花键（）强度校核按文献公式式中传递的转矩各齿载荷不均匀系数取（0.70.8）齿数齿的工作长度平均直径mm齿的工作高度mm渐开线花键许用压强查表2-23 =（1020）则强度校核合格3.6.2行星轮系花键校核（1）选用渐开线花键型号为（2）按式文献2-51公式代入数据得强度校核合格4 采煤机的使用和维护在工作面的生产系统中，采煤机是影响产量的主要设备。除了保证工作面采煤、装煤、运煤、支护和处理设备的良好匹配外，对这些设备的正确维护、保养和操作使用，不仅可发挥其最大的生产能力，而且可达到安全生产。4.1润滑及注油润滑及传动用油的质量好坏，是保证机器正常工作的关键，因此必须及时、严格用规定的清洁油注油及润滑，用油牌号不能混用与任意代换，否则应全部更换。牵引部液压传动箱用油，注油时必须用注油器，精滤芯要定期更换。4.2地面检查与试运转采煤机下井前必须按井下工况，设不小于30米运输机，使采煤机可在其上运动行走。进行地面检查与式运转，确认合格后方可下井。4.2.1试运转前的检查：首先检查各部件是否齐全、完好，安装是否正确，连续螺栓是否缺少或松动，各运动环节及手把的动作是否正确灵活。各油池及润滑点必须按规定加注清洁油。水路是否畅通，检查各出轴处，盖板等是否漏油，电气部分的绝缘、隔爆等是否符合要求。调高及喷雾系统管路是否齐全和接好等，应先用手盘动各运转部位，应无意外阻碍和其它不正常现象。4.2.2试运转时检查：启动前把各手把，离合器等置于中立或断开位。接通电源，检查三相平衡情况，无问题时方可只控制一台电机的隔离开关，启动此电机，观察空运转情况，然后停止，看其是否轻快。再合上另一个隔离开关，启动另一台电机及牵引电机，观察空运转情况，同时注意高低压压力表，然后停止，看是否轻快。再盘动滚筒，看截割部传动是否良好。无问题方可合离合器再启动电机，观察运转情况，声音、发热、转向等。牵引部的检查，试运转前应先排气，试运转是在电机启动后，待辅助泵压力正常后，先把调速手把任意向一方转动一小角度，观察齿轨轮与齿轮间啮合情况，同时注意观察高低压压力表，注意运转声音是否正常，若无异常再慢慢增大手把角度，注意听音及观察，正常后再慢慢回零，观察降速是否正常，以同样方法检查“反向牵引”情况，并在高速时按停止牵引钮停止牵引。搬动调高阀观察调高情况，检查管路系统是否漏油，测定左右摇臂最大行程时间，以上检查完毕后，使机器在运输机上往复行走，检查配套关系，人为弯曲运输机，检查过弯情况，行走运行一定要先慢后快。在整个试运转过程中，要注意人身安全。发现问题及时处理，不可带“病”下井。4.3下井及井下组装1、在不允许整机下井的条件下，可将机器解体装运，但解体越少越好，主机是由摇臂铰接点处分解为三大部分为好。滚筒、附件等可分别装运。注意，装运前必须将拆下的小零件如销子、螺栓、管接头等包装好。包裹好打开的每个接触面，隔爆面，裸露的轴、孔、齿、手把、接头等，油缸活塞杆应全部缩回缸内，并固定好。运送前应仔细检查所经道路情况，装运顺序应顾及井下组装的方便。2、采煤机的组装应在预先准备的“缺口”中进行，顺序为：先组装好溜槽及工作面附件，而后使中架部分骑在运输机和齿轨上，穿好导向滑靴，再装好左右摇臂及滚筒，接电缆、水管及拖缆带，组装时应注意人身及设备的安全，对机件的外露部分如手把等，要注意保护。还要注意销轴、轴孔及接头等处的清洁，不得有污物带入。3、组装后的运转与地面试运转要求相同。4.4采煤机的井下操作井下操作由每班配备的，经过专门训练的两名司机进行。各班司机要认真的执行交接班制度。4.4.1操作前的检查：工作前要对机器运转环境如煤壁、顶板、支护、配套设备等进行检查，发现问题及时处理，并对机器作好下列检查：（1）截齿是否齐全完好，牢固可靠。（2）各把手按钮是否齐全，灵活可靠。（3）油位是否符合要求。不足时添加。（4）各紧固螺栓要齐全，不松动。（5）电缆、水管、油管是否损坏及泄露。（6）运输机是否铺设平直。（7）拖缆架是否卡挂。（8）供水是否正常，否则不得开机。（9）滚筒前后两米以内不得站人。4.4.2试运转中注意事项：（1）各部分运转声音及发热是否正常。（2）结合面、出轴处、盖、管路等有无渗漏。（3）压力表指示是否正常，指针有无不正常抖动。（4）各运转部件及整机有无震动与抖动。（5）调高及牵引是否正常。1. 操作顺序：（1）送电、磁力启动器合闸。（2）合上隔离开关。（3）合上截割部离合器。（4）发信号给工作面运输司机并解锁、使运输机启动。（5）给水冷却喷雾。（6）分别启动电机使滚筒正常运转。（7）调采高到合适的高度。（8）选择牵引方向并慢慢调速到合适的速度。2. 机器运转时注意事项：（1）注意滚筒运转情况，机道有无阻碍，机器声音、牵引力（压力表）大小，拖缆带卡挂现象等。（2）严禁滚筒在不运转情况下牵引或调高。（3）停运输机、停水时，机道有大块障碍，支柱影响通过，电机闷车，夹石过硬，或其他有碍机器正常运转情况等时，应立即停机，处理后方可开机。（4）注意顶板支护情况，人员位置，确保生产及人身安全。3. 停机顺序：（1）牵引调速换向手把打回零位，紧急停车后也要把此手把回零。（2）停止电动机、停止运输机。（3）停水。（4）拉开截割部离合器。（5）拉开隔离开关。4.5机器的维护与检修1. 日检：在日常使用中，应及时维护检修以下各项：（1）电机、磁力启动器、电控箱、电缆等电气部分运行是否正常。接地是否正常，拖缆架装置是否完好。（2）机器温升、躁声、传动件、各手把、压力表等是否完好正常。（3）连接及紧固件是否松动、开焊、脱位等。特别是齿轨组连接是否牢固，齿轨的柱销是否开焊。（4）各水、油管路、接头、法兰、结合面、出轴处等是否有渗漏，各油位油面是否正常，各润滑点是否按规定注油。各过滤器是否堵塞。（5）截齿磨损及丢失情况，及时更换磨损严重着和补装丢失，驱动轮和齿轨轮的润滑情况。（6）喷雾喷嘴是否畅通。（7）应特别注意保护液压油箱内腔清洁，注意传动油不被污染、弄脏，定期更换精滤芯和油液。2. 月检：除按日常检查项目进行外，还包括打开大盖，检查所有机件，查看运转件磨损情况，应特别注意仔细检查：各液压件及管路、接头漏损情况，但检查前必须采取有效措施，防止煤尘及污物进入油池。否则不准打开盖板。3. 季检：除按日常及月检项目进行外，还包括易损件，换油，检查各传动间隙，磨损情况。电机绝缘情况等。4. 采完一个工作面后应整机升井大修。4.6采煤机轴承的维护及漏油的防治据不完全统计，在采煤机发生故障的总数中，机械事故占 80 左右，而因润滑问题造成事故占很大的比例。采煤机轴承的维护及漏油的防治又是其中关键的一个环节。1 采煤机轴承损坏形式和原因采煤机各传动轴承中，强度薄弱，容易损坏的部位有：(1) 截割部轴齿轮(小伞齿轮轴) 它转速高，温升快、易发热，使径向游隙变小，并在缺油情况下烧伤，造成异常噪声、振动；(2) 截割部行星机构行星轮轴承受力大 (为齿轮啮合切向力的二倍) ，而受空间大小和轮缘壁厚的限制，轴承直径不能增大，滚动体和滚道表面接触应力高，常发生早期点蚀和严重磨损；(3) 摇壁回转轴套和滚筒轴其转速低，但负荷高，并有严重冲击力，轴承常发生套圈变形，边断裂；(4) 牵引部行走链轮轴承受冲击交变负荷，密封润滑条件差，煤尘易进入滚道把保持损坏。2 预防和改进措施（1）加强润滑和密封轴承工作时，滚动体与滚道、保持架和内外圈用滚动体都有摩擦，润滑剂可减小磨损，特别在滚动体和滚道之间形成油膜，可减小接触应力，降低温度，从而延长轴寿命。采煤机轴承润滑用油一般为 N220，N320 极压工业齿轮油，多采用油池飞溅或加循环联合润滑方式。主要存在问题是，密封不可靠，造成油大量泄漏，外部煤粉灰尘不断浸入，轴承磨损加剧，轴承润滑油不良，甚至缺油使表面过热烧伤。因此需重点采取措施：1) 高速轴油封选用最合适密封材料、结构、提高其使用寿命；2) 摇壁回转轴承用油脂 (2 锂基脂) 润滑并用油封把它与固定箱油池隔开；3) 对低速轴 (如滚筒轴、行走轮轴等) 改用端面浮动油封。通过 O 型密封圈弹性变形产生端比压。使浮动环靠紧并传递扭矩，补偿磨损。该油封对振动、冲击及轴向、径向偏斜不敏感，特别适用于低速 (2/ s以下) 、有煤粉泥浆条件下密封。（2）严格验收，确保制造和安装质量1) 轴承本身质量是影响安装性能和使用寿命的重要因素。当前国内轴承厂家繁多质量参差不齐，订货时要选好厂家确保轴承质量。2) 轴承组件的制造和安装应符合要求。壳体孔直径超差改变了轴承正确配合要求，过盈量大，使径隙变小，内圈产生拉应力。间隙大，径隙变大，组件刚性降低并引起套圈滑动。3) 壳体孔椭圆形或锥形误差，使套圈滚动道变形。当滚动体验通过时，滚道直径内经受压应力应显著增大，使区域过早磨损和破坏。4) 轴和壳体孔挡肩对配合表面不垂直及二侧配合处不同轴误差，使轴承内外圈轴线歪斜，也使局部表面应力增大。5) 轴承安装中必须调整轴向间隙达到设计要求，对圆柱滚子轴承，轴向间隙小，内圈移动受阻，当受到冲击载荷时易发生挡边撞裂，在润滑不充分时，也会导致轴承烧伤。3 加强轴承使用中维护和保养采煤机轴承在安装前的储运中要保持完好包装，不受碰撞并防止浸水而生锈。使用中要特别注意到滑油量和质量。要求做到：(1) 常可检油位，加足油；(2) 避免不同型号油混用；(3) 打开盖加油时，要防止煤尘、水等杂质进入，以防油质破坏，加剧磨擦面粒磨损和锈蚀。如发现油脏，及时入油并清洗再加新油。4 采煤机漏油及处理(1) 摇臂摆动轴的漏油及处理截割部箱内的油流经摇壁套外侧摇壁摆动轴上的大轴承，有两个 O 形密封圈，在使用中发现该处漏油，经拆检分析发现，由于大轴承的外圆大，压不紧 O 型密封圈，加上个别轴承精度不够，内、外圈直径超差严重；另外轴承孔壁较薄弱，使用中振动变形导致漏油。为此需在摇臂轴小端加外骨架油封将该处与截割部油池分开，改用润滑脂润滑即可根除此处漏油。(2) 滚筒轴的漏油及处理采煤机割煤时，滚筒轴受阻力大且复杂，受切向力、轴向力、煤壁推力、装煤力等。滚筒既绕滚筒轴转动，还沿滚筒轴垂直面作上下摆动，使油封漏油。其次，油封外径尺寸偏小导致油沿孔隙漏出，因此检修时应挑合适油封。另外迷宫间隙大，导致煤粉经过迷宫间隙、油封进入或滞留在油封刃口与轴之间，将油封垫起造成漏油，同时加速油封磨损，因此需采用加毛毡或涂密封胶。(3) 壳体盖板的漏油及处理采煤机牵引部泵箱盖的密封最初采用石棉纸垫，由于石棉纸本身渗油，盖板大，不平度大，对纸垫比压不匀导致漏油。而后又采用橡胶垫，但其在长时间油作用下仍然变形起包开始漏油。最后采用 O 形密封绳粘接成环形密封盖板，但若粘接不牢也会漏油。处理措施是粘接处采用大斜切口，且要平，粘接牢固后方可安装。采煤机是综采工作面的主要设备，由于井下作业环境的特殊性，以及对采煤机的维护、保养、操作等方面的人为能力不同，将会产生各种不可意料故障。因此，在采煤机在使用过程中，需要加强维护，定期检修，对易损部位及时采取措施进行补救，防止事故的发生和扩大，从而提高开机率和延长其使用寿命。4.7 硬齿面齿轮的疲劳失效及对策硬齿面齿轮具有承载能力高、耐磨性好、体积小等优点,在机械传动中得到了越来越广泛的应用,研究齿轮的疲劳破坏对生产具有重要的指导意义。1硬齿面齿轮的疲劳失效（1）接触疲劳失效失效的形式1）齿面灰斑不论渗碳淬火齿轮还是氮化齿轮,在加载运转大约106 循环次数后,在大多数齿面上可观察到节线和单齿啮合最低线之间,出现一条轻微的灰斑带,随着运转次数的增加,灰斑越来越严重,其宽度逐渐向节线方向发展。出现灰斑的部位粗糙度增加,光泽变暗。在扫描电镜下观察,可发现齿面灰斑是由大量微点蚀和微裂纹组成,微点蚀是由微裂纹发展而成。2）点蚀失效对于渗碳淬火齿轮,当循环次数增加到一定数值时,某一齿面上突然出现1 个面积较大的点蚀坑,再运转相当长一段时间后逐步扩散,直至失效。对于氮化齿轮,随着循环次数的进一步增加,灰斑区内大量微点蚀不均匀增大、加深,节线以下出现类似磨损的凹痕,继续运转,在此区域出现1 个大点蚀坑,接近或超过失效评定标准。用扫描电镜观察损坏轮齿横断面,发现有起源于齿面与齿面成大约30向下延伸的存在,这些裂纹是齿面个别微点蚀坑底产生的二次裂纹向齿面发展的结果,由一些大点蚀坑下部的疲劳裂纹扩展条带可看出裂纹起源于齿表面,当裂纹发展到一定深度,产生垂直齿面方向的二次裂纹导致整片脱落,形成点蚀坑。(2) 失效分析：1）一般直齿圆柱齿轮的重合度系数在12 之间变化,当由双齿啮合直接进入单齿啮合时,齿面的负荷会直接增加。由以上分析可知,赫兹应力最大值在单齿啮合起始点。2）齿面摩擦力的影响齿面滑动情况为:对于主动轮,齿根高部分和齿顶高部分滑动方向相反,都远离节线,而且离节线越远,滑动系数越大。齿面摩擦力的方向与滑动方向相同。可见,齿面微裂纹尖端的指向正好和齿面摩擦力方向相反。齿面摩擦力在单齿啮合起始点处最大,这将使该区域齿面下最大剪应力接近齿面,引发微裂纹和微点蚀产生的二次裂纹向齿面内扩展。3）硬齿面齿轮的跑合条件差硬齿面的齿轮在工作期间的磨损量很少,即使发生点蚀,齿面的加工刀痕依然存在,这些刀痕就形成了很多波峰和波谷。由于在跑合中没有消除波峰,当处于边界润滑状态时,便在这些波峰上产生较大的接触应力,导致微裂纹和灰斑的产生。2硬齿面齿轮的弯曲疲劳失效弯曲疲劳断齿基本上是从受拉侧齿根30切线外开始,扩展至全齿断裂。用扫描电镜观察,硬齿面齿轮弯曲疲劳断口可分为三个区域裂纹起源区,疲劳扩展区,快速终断区。裂纹一般在齿根表面产生,在此区域完全以严晶的方式断裂。在以下的硬化层内裂纹以解理穿晶和严晶混合方式扩展。在紧接着的基体中,以周期节理疲劳扩展,可观察到极小的疲劳裂纹,再往下则进入韧性疲劳扩展区,在此区域可看到明显疲劳裂纹,以及二次裂纹。随后进入快速终断区,此区域为脆断区,可观察到大量韧窝。最后的硬化层断裂区为准解晶和严晶的混合方式。对氮化齿轮,韧性疲劳扩展区大,剪切唇高而且明显。3提高硬齿面齿轮的疲劳强度措施（1）选用合适的润滑油1) 在边界润滑状态下,应使用含极压抗磨添加剂的润滑油。在边界润滑状态下,由于油膜厚比 1 ,齿轮工作时齿面有凸峰相碰的情况发生。这时润滑油的粘度起不到什么作用。降低摩擦、避免磨损的任务要由极压添加剂来承担,添加剂可与金属表面形成物理、化学吸附膜或化学反应膜来保护齿面。添加剂的齿轮油。混合润状态下,油膜厚比1 3。即油膜厚度远大于表面粗糙度,两运动表面完全被油膜隔开。因此,润滑剂的粘度起主导作用,添加剂不起什么作用。（2）对重要的齿轮采用真空炉渗碳淬火渗碳淬火齿面能产生残余压应力,这对提高齿轮的弯曲疲劳强度十分有利。残余压应力的产生是由于渗碳后轮齿表层的含碳量较高里层的碳含量较低。在淬火过程中,马氏体的开始转变温度随含碳量的不同而不同,这样轮齿由表及里的各层次间组织转变顺序的不同产生了残余压应力。表面脱碳会影响到齿面的显微组织,因而会影响到残余应力。对于较重要的齿轮可采用真空炉渗碳淬火的热处理工艺。低档的渗碳钢齿轮,渗碳后直接淬火,不存在二次加热保温淬火的过程,脱碳现象明显减小。（3）硬喷丸强化提高渗碳齿轮疲劳强度对于渗碳齿轮,钢中残余奥氏体含量越多,利用硬喷丸强在混合状态应选用粘度适当的含少量极压抗磨化使残余奥氏体转变成马氏体的量越多,马氏体的微观亚结构被细化,相变膨胀量愈大。同时,位错密度增加,亚晶界更细化,晶格畸变加剧,由此产生的残余压应力及硬度的提高幅度愈大,疲劳寿命相应提高。对喷丸后的齿轮进行时效处理,可使其强度进一步提高。对于20CrMnTi 材料的齿轮,喷丸前的组织为高碳马氏体+ 细粒状碳化物+ 较多的残余奥氏体,而喷丸后则生成了更多更细的片状马氏体,碳化物的数量也增多,残于奥氏体明显减少。再经低温时效处理,从马氏体及奥氏体中析出细小的合金碳化物。另外,经低温回火能有效的松驰喷丸后产生的高应力场,防止此应力造成疲劳裂纹的萌生,相应地提高了齿轮的疲劳寿命。(1) 对重要齿轮采用真空炉渗碳淬火提高硬齿面齿轮的疲劳强度。(2) 采用硬喷丸强化提高渗碳齿轮的疲劳强度。(3) 使用中选用合适的润滑油提高疲劳强度。4.8煤矿机械传动齿轮失效的改进途径近20 年来, 煤矿机械的功率增大很快, 采煤机的功率增加了46 倍, 掘进机的功率增加了23 倍, 大型、特大型矿井提升机功率已达数千kW, 功率的增大导致机械设备的输出扭矩增大,使设备部件特别是传动齿轮的受力增大。煤矿机械的齿轮大多为中、大模数(620 mm) 的低速(6m/ s 以下) 重载传动, 单位齿宽的载荷值高达20kN/ cm2 。由于受煤矿使用条件和机器尺寸的限制,传动齿轮的外形尺寸没有多大变化, 易造成机械传动齿轮失效, 导致煤矿机械设备不能正常运行。煤矿机械齿轮的失效有轮齿折断、齿面胶合、齿面点蚀和齿面塑性变形等主要形式。由于轮齿啮合不合理, 造成超负荷或冲击负荷而产生轮齿较软齿部分金属的塑性变形, 严重时在齿顶的边棱或端部出现飞边、齿顶变圆, 主动齿轮的齿面上有凹陷, 被动齿轮的节线附近升起一脊形, 使齿面失去正确的齿形。齿轮失效直接影响着煤矿机械效能的发挥, 亟待解决,提出几种改进途径。4.8.1设计煤矿机械齿轮, 特别是承受重载和冲击载荷的提升和采掘运输机械齿轮, 其弯曲极限应力强度增大到1 200 MPa , 接触耐久性极限强度亦增大到1 600 MPa , 如何在不加大外形尺寸的条件下提高其强度和寿命, 需进一步进行科研技术攻关, 优化设计参数。优化设计的内容包括载荷的准确计算、强度计算公式的修正、优化选材、优化齿形结构、先进的加工和处理工艺、提高表面光洁度、合理的硬度和啮合参数、有效的润滑参数和装配要求等,提高标准化、系列化程度。由于渐开线齿形共轭齿轮的相对曲率半径较小, 故接触强度受到一定限制。而圆弧齿轮在接触点处的齿面相对曲率半径大, 其表面强度和弯曲疲劳强度较高(约为渐开线齿形的25 倍) , 振动小、噪声低、尺寸和重量较小。除新设计齿轮应优先采用圆弧齿轮外, 原有渐开线齿轮减速器, 在传动功率不变、中心距不变的前提下, 重新搭配模数、螺旋角等参数, 可优化设计更新为圆弧齿轮,大大延长使用寿命。另外还可以采用以下几种比较先进的优化设计方法:(1) 按照GB3480 1997渐开线圆柱齿轮承 4载能力的计算方法和有关行业标准, 采用CAD进行齿轮强度计算和齿轮结构方案的类比, 选出最优的设计方案。(2) 利用保角映射和有限元法等方法分析齿根弯曲应力, 采用较大半径的齿根过渡圆角并采用凸头留磨滚刀加工外齿轮齿形, 以此降低齿根弯曲应力集中, 提高弯曲强度。(3) 根据弹性力学知识分析轮齿的啮合形变,采用齿顶修缘, 修缘线是采用较大压力角的渐开线; 采用齿面喷丸处理等工艺来提高轮齿的接触和弯曲疲劳强度。(4) 根据弹流润滑理论研究齿轮润滑状态后,采用极压添加剂的高粘度齿轮润滑油来改善齿轮的润滑状态。4.8.2选材齿轮材料的选择, 要根据强度、韧性和工艺性能要求, 综合考虑。参考工业发达国家煤矿机械齿轮选用钢材的经验, 结合我国实际, 宜选用低碳合金渗碳钢。对于承受重载和冲击载荷的齿轮, 采用以Ni - Cr 和Ni - Cr - Mo 合金渗碳钢为主的钢材(含Ni 量2 %4 %) ; 对于负载比较稳定或功率较小、模数较小的齿轮, 亦可选用无Ni 的Ni - Mn钢。这些渗碳合金钢的含碳量较低, 平均为012 %以下, 其中的Mo 、Mn 均能增加钢的淬透性(含Mn 量以014 %016 %为宜) , Cr 能增加钢的淬透性和耐磨性, Ni 对提高钢的韧性特别有效。应研制、采用新型淬透性好的渗碳齿轮钢(国外称为“H”钢系列) , 它具有较窄范围的淬透性带, 可保证齿轮变形范围小并达到要求的芯部硬度。应尽量选用冶金质量好的真空脱气精炼钢(R H 脱气钢) 和电渣重熔合金钢, 这种钢材的纯度高, 具有较好的致密度, 含氧、氮和非金属杂质极少, 塑性和韧性好, 减少了机械性能和各向异性。用这种钢材制造的齿轮与普通电炉钢制造的齿轮相比, 其接触和弯曲疲劳寿命可提高35 倍, 齿轮极限载荷可提高15 %20 %。制造齿轮应尽量少用铸钢, 多用锻钢, 非用铸钢不可的大齿轮, 可采用铸钢轮芯镶锻钢齿圈组合件。锻钢要保证锻造比(一般选大于3 为好) 。无论铸、锻件, 制造过程中要进行超声波探伤、材料的机械性能试验和检查, 以确保材料的质量合格。4.8.3 加工工艺机加工滚齿时, 粗、精滚工序要分开, 先用滚刀进行粗切, 再用专用滚刀进行精滚齿, 保持滚刀精度, 用百分表控制切齿深度, 切齿深度误差应控制在零位附近, 精滚齿滚刀的齿形误差应不大于0.103 mm。齿形加工一般要达到9 级精度。齿面粗糙度必须达到设计要求, 可在磨齿后, 进行电抛光或振动抛光, 提高表面粗糙度, 粗糙度好的齿轮的寿命比粗糙度差的可提高15%20 %。采用齿面修形、齿形修缘和挖根大圆弧(大圆弧齿根) 新技术(包括倒角、磨光、修圆) , 能消除或减轻啮合干涉和偏载, 提高齿轮的承载能力,使齿根应力集中降低, 齿轮的弹性柔度增大。对齿形进行修饰(磨齿、剃齿、研齿) , 齿轮的接触极限应力可提高15 %25 %。对齿作纵向修形(修齿腹) , 齿轮的寿命可提高2 倍, 弯曲应力可减少17 %23 % , 并可降低噪声。当切齿刀具的硬度大于工件硬度的25 倍以上, 并有较好的韧性和耐磨性时,切削效果较好。硬齿面齿轮常采用磨削法和刮削法加工, 齿胚经多次热处理和切削加工。齿轮加工后组装的减速器, 出厂前应进行加载跑合, 采用电火花跑合新工艺, 可提高齿轮接触精度, 保证使用效果。4.8.4 热处理煤矿机械齿轮的承载能力不仅取决于表面硬度, 还取决于表层向芯部过渡区的剪应力与剪切强度的比值, 它不能大于0155 。深层渗碳淬火是这种齿轮硬化处理最理想的方法, 它可以得到高的芯部硬度, 较小的过渡区残余拉应力和充足的硬化层深度。齿面含碳量一般控制在018 %1 %为宜,由齿表面到芯部的硬度梯度要缓和。渗碳齿轮经过淬火和回火, 表面硬度应达到HRC5862 , 要消除齿轮特别是表层的残余内应力。推广碳、氮共渗新工艺, 氮的渗入深度一般控制在012 mm 以内, 它不但能硬化表层, 还能产生压应力, 可比单纯渗碳齿轮的强度极限应力提高13 %以上, 寿命可提高1倍。热处理后, 尚需进行油浴人工时效处理。矿井提升绞车减速器齿轮的齿面硬度宜由现在多数软齿面( 即调质正火方法, 齿面硬度HB300) 向中硬齿面(淬火调质方法, 齿面硬度HB300400) 过渡, 以提高齿轮使用寿命。4.8.5 表面强化处理对齿面和齿根进行喷丸强化处理, 通常是齿轮加工的最后一道工序, 可在渗碳淬火或磨齿后进行。它能使齿轮的接触疲劳强度提高30 %50 % ,使齿根弯曲疲劳强度得到改善; 能有效阻止裂纹扩展, 使实际载荷比外加载荷小得多; 能有效抵抗破坏性冲击, 减少点蚀, 增大耐久极限; 有利于齿轮润滑的改善; 可消除各种切齿加工在齿面留下的连续刀痕以及磨削产生的缺陷(产生残余应力和淬火压应力的释放) 。根据国外经验, 齿轮喷丸比不喷丸寿命可提高6 倍。4.8.6 正确安装运行实践表明, 减速器齿轮副的安装精度, 对齿轮的承载能力、磨损和使用寿命有很大影响。无论是新安装、更换或检修安装, 都应做到严格、精细,按照安装技术规范和标准进行, 特别是齿轮轴心线的水平度、平行度、中心距、轴承间隙、齿轮侧隙、顶隙、接触区域或轴向窜动量等, 必须达到质量标准和技术要求。新齿轮在投运前, 应进行充分的跑合。制订运行操作规程, 认真执行, 严禁违章作业, 超负荷运转。按照制造厂的减速器使用说明书和维护检修规程、标准, 进行科学维护管理。定期监测齿轮磨损状况, 化验润滑油, 开展故障诊断, 发现问题及时处理。定期清洗减速箱和齿轮, 更换油脂, 保持油量, 防止煤粉、水份、异物混入减速器内。改进减速器密封, 防止漏油。4.8.7 润滑润滑对于齿轮的磨损失效有着重要的影响, 应当引起足够的重视。煤矿机械传动齿轮的特征是:多采用低速重载齿轮, 接触应力通常很高, 因此轮齿接触表面材质的局部弹性变形不容忽视; 同时齿轮在共轭啮合过程中, 除切点部位以外, 均为滚、滑运行。这一特征完全符合弹性流体动力润滑(EHL) 理论。它与传统的Martin 润滑理论的基本区别在于: 上述齿轮表面的局部弹性变形量往往比按刚性边界计算的油膜厚度大许多倍, 因此对油膜的形状和压力分布带来明显的影响。我们应当按照这个理论和规律进行齿轮润滑参数设计。笼统地认为“润滑对提高齿面强度是有利的”观点并不全面, 应该根据各类润滑工况对齿面强度的影响进行具体的分析, 才能改善润滑质量。以此来确定啮合表面的终加工粗糙度, 便能极大减轻材料的磨损程度, 延长齿面疲劳寿命; 同时此种油膜的建立, 使表面摩擦力值大大下降, 减小了齿面的内应力幅值, 延缓疲劳裂纹的扩展速率。要根据不同的齿轮, 合理选用润滑油种类。对于传递负荷较轻的(齿面应力小于4 000 kg/ cm2 )齿轮, 宜选用纯矿物油, 如机械油、一般齿轮油、汽缸油等; 对于传递中等负荷(齿面应力4 0006 000 kg/ cm2) 的齿轮, 宜选用工业齿轮油; 对于传递重负荷、多冲击和周围环境多污染的齿轮(如煤矿采掘机械齿轮) , 宜选用极压齿轮油。润滑油粘度选择的主要依据是齿轮的切线速度。可根据产品使用说明书推荐的粘度范围选择。当环境温度高于25 , 或齿轮经常承受冲击负荷, 或齿轮是整体淬硬材料时, 宜选用较高粘度值; 当环境温度低于10 时, 宜选用较低粘度值。5总结毕业设计是我们大学生活的最后一个重要环节，是对大学四年学习内容的综合和学习能力的考核。对我们每个学生来说，毕业设计都特别重要，它既总结了大学学习的主要内容，又给我们提供了应用所学知识和查阅相关书籍的自学能力，是对大学四年学习的检验和完善。我此次设计的题目是MG200487型电牵引采煤机截割部的设计。截割部是实现采煤机落煤和装煤的重要结构。在石油、天然气、水力发电和核动力获得巨大发展的今天，煤炭仍然是我国一次性能源的主体。煤炭工业持续、稳定、协调的发展是顺利进行社会主义现代化建设的重要条件。采掘机械自动化、先进化是煤炭工业增加产量、提高劳动生产率、改善劳动环境和保证安全生产的必要技术手段，也是煤炭生产过程中节约能源、动力和原材料消耗的有效技术措施。采煤机是目前重要的采煤设备，它的技术状况和我国煤炭事业的发展密切相关。因此，对采煤机进行设计和改善是必要的，有现实意义的。本次所设计的截割部，既借鉴了前人已有的优秀成果，同时也渗入了自己的思考。采煤机采用电动机横向布置的形式，取代了以前采煤机固定减速箱里用于改变传动方向但极易损坏的锥齿轮，四级减速全设在摇臂里还可以增加摇臂长度，用以增大采煤机的截深。其次采煤机左右部分的摇臂采用对称的形式，实现了采煤机左右摇臂的通用性和互换性。通过这样的设计，使采煤机截割部的生产加工以及采煤机井下的安装、调试都带来了极大的方便，同时有利于促进采煤机的系列化和通用化。通过本次毕业设计，我学会了如何查阅资料，如何应用已学的知识，深刻体会到了所学知识的重要性，以及使所学知识联系起来成为一个系统的整体的必要性，逐渐形成一套自己提出问题、分析问题、最后解决问题的整套思路。这些宝贵财富都会使自己在将来的学习和工作中受益非浅。由于所学知识有限，实际经验缺乏，因此，我的毕业设计中难免存在缺陷与不足，恳请各位老师及评阅者批评指正，我将在今后的学习和工作中进行弥补。参考文献1 王洪欣. 机械设计工程学(). 徐州: 中国矿业大学出版社, 2004 2 王启广. 电牵引采煤机的现状与发展. 矿山机械,20043 成大先. 机械设计手册第三版第2卷. 北京: 化学工业出版社.19994 甘永立.几何量公差与测量.上海：上海科学技术出版社，20035 王启广、李炳文、黄嘉兴.采掘机械与支护设备.中国矿业大学出版社，20066 唐大放. 机械设计工程学(). 徐州: 中国矿业大学出版社, 20047 李昌熙. 采煤机. 北京: 煤炭工业出版社, 19888 许洪基. 现代机械传动手册. 北京: 机械工业出版社, 19959 谢锡纯. 矿山机械与设备. 徐州: 中国矿业大学出版社, 200410 李贵轩. 采掘机械. 北京: 煤炭工业出版社,198211 赖昌干. 采掘运机械的控制. 徐州: 中国矿业大学出版社,199412 单丽云. 工程材料(第二版). 徐州: 中国矿业大学出版社, 200313 吴相宪. 实用机械设计手册. 徐州: 中国矿业大学出版社, 200114 陶驰东. 采掘机械. 北京: 煤炭工业出版社,199315 宁思渐. 采掘机械. 北京: 冶金工业出版社,198016 掘进机械化成套设备选型手册. 北京: 煤炭工业出版社,199017 方慎权. 煤矿机械. 徐州: 中国矿业大学出版社,198618 程居山等.矿山机械. 徐州: 中国矿业大学出版社,199719 苏保晋等.采煤机破煤理论.王庆康等译. 北京: 煤炭工业出版社,199220 苏B.索洛德等著:刘福棠等译,采矿机械与自动化机组, 北京: 煤炭工业出版社,198721 Tunnelling and Underground Space Technology 18 395404,200322 Joseph E.Shigley,Charles R.Mischke.机械工程设计.北京：机械工业出版社,200223白杰平，伍锋，潘英. Science and Technology English for Mechanical Engineering.徐州：中国矿业大学出版社，1997英文原文THE SHEARERShearerLongwall equipment consists of three major components: the hydraulically powered roof support, the chain conveyor, and the coal-cutting machine.The two different types of coal-cutting equipment used in coal mines are shearers and plows.Plows are used in low seams, 42in. or less. The unit consists of steel construction equipped with carbon-tipped bits. This passive steel unit is engaged to a guiding system on the face conveyor. An endless round link chain powered by synchronized electric drives on each end of the face conveyor pulls the plow body at speeds between 120 and 420 ft/min along the face.For the cutting process the plow has to be forced against the coal face. This is done by hydraulic cylinder attached to the gob side of the face conveyor and to the base of the supports, or by a separate hydraulic prop. Forces of between 1and 3 tons are applied per cylinder.A plow drive is attached to each drive frame of the face conveyor. Only 30% to 60% of the drive power supplied to the plow is used for cutting and loading of coal; the remainder is lost in friction. This means that the power loss is considerably higher than that of a shearer, which uses 75% to 85% of its power for the removal of the coal. As a result, rather large drives are required at the face ends.Although there are many models, the shearer has several common basic components. A double-ended ranging-drum shearer (Fig. 8. 1), for example, consists of four major components: electric motors, gearheads, haulage unit (power pack), and cutting drums.The electric motor ranging from 300 to 1000 horsepower (223750kW) is the power source for the shearer. It provides power to run the hydraulic pumps in the haulage unit and the gearheads for the cutting drum. The large-capacity shearers are generally equipped with two electric motors: one for the haulage unit and one gearhead and the other for the other gearhead and other ancillary equipment. The motors can be remotely controlled.There are two gearheads, one on the left-hand the other on the right-hand side of the shearer. Each gearherad consists of a gearhead gearbox and a ranging arm.The cutting drum is laced with spiral vanes on with spiral vanes on which the cutting bits are mounted. Its diameter ranges from 34 to 72 in. (0.861.83 m) with rotational speeds from 30 to 105 rpm. The trends are toward fewer but larger bits and slower drum speed for better cutting efficiency and less coal dust production. The drums are also equipped with power cowls to increase the coal loading efficiency. The power cowl is usually located behind the cutting drum. For that reason, it can be rotated a full 180.The electric motor, haulage unit, and gearhead boxes combine to form the shearers body which is mounted on the underframe. The underframe has four sliding shoes. The face-side shoes are fitted and ride on the face-side top guide of the face conveyor pan, and the other two gob-side sliding shoes are fitted on a guide tube to prevent derailment. The tramming aped of the shearer ranges from 19 to 46 ft/min (5.814.0 m/min).In addition, the shearer is equipped with auxiliary hydraulic pumps and control valves for operating the ranging arms and power cowls, water spraying devices, cable, chain anchorage and tensioners, and so onIn selecting the shearer, mining height should first be considered; that is, the diameter of the cutting drum, body height, length of the ranging arm, and swing angle must be properly selected. For the double-ended ranging-drum shearer, the maximum mining height cannot exceed twice the diameter of the cutting drum. The mining height can be determined by (Fig.8.3)H=Hb-B/2+Lsin+D/2 Where H=seam thickness or mining heightHb=shearers body heightB=body depthL=length of the ranging arm=the angle between the ranging arm and the horizontal line when the ranging arm is raised to its maximum heightD=diameter of the cutting drumFor example, for the Eichhoff EDW-170 L double ranging-drum shearer, Hb=4.3 ft, L=3.90 ft, =52，and D=5.3 ft. Its maximum cutting height is H=9.2 ft.Types of modern shearersSince its first appearance in 1954,the shearer has undergone continuous changes both in capability and structure. It is now the major cutting machine in longwall coal faces. There are two types of shearers, single-and double-drum. In the earlier models, the drum in the single-drum shearer is mounted on the shearers body and cannot be adjusted for height. Therefore it is not suitable for areas where there are constant changes in seam thickness and floor undulation. Thus the single-ended fixed-drum shearer is used mostly for thin seams.Figure 6.10 shows a single-drum shearer with a ranging arm. The cutting drum is mounted at the very end of the ranging arm. The ranging arm can be raised up and down by hydraulic control to accommodate the changing seam thickness and floor undulation. But when the seam exceeds a certain thickness, the single-drum shearer cannot cut the entire seam height in one cut and a return cutting trip is necessary to complete a full web cut. Furthermore, since the drum is located on the headentry side, it generally requires a niche in the tailentry side. A niche is a precut face end, one web deep and a shearers length long. With a niche at the face end the shearer can turn around.Nowadays, the double ranging-drum shearers are used predominantly. The shearer cuts the whole seam height in one trip. The two drums can be positioned to any required height (within the designed range) during cutting and lowered well below the floor level. The arrangement of the drums enables the whole seam to be cut in either direction of travel, thereby ensuring rapid face advance and shortening roof exposure time. There are various types of double ranging-drum shearers. Based on the location of the drums, there are two types: one with one drum mounted on each side of the shearers body and the other with both drums mounted on one side of the machine. The former type is the most widely used. Its advantage is that with one drum on each side of the shearer, it can sump in either direction. During the cutting trip, the leading drum cuts the upper 70% of the seam height while the rear drum cuts the lower 30% and cleans up the broken coal on the floor. The two drums are approximately 2333 ft (710m) apart. When the shearer is traveling in the opposite direction to that of the face conveyor, the coal cut by the leading drum has to pass under the shearers body, which increases the moving resistance of the shearer and the face conveyor and could cause a “crowding” condition. If the broken coal is too large, it may block the shearer and stop the operation. In general, when the shearer and the face conveyor are traveling in the opposite directions, approximately 70% of the coal taken by the leading drum will pass under the shearer. But when they are traveling in the same direction, the coal taken down by the rear drum together with the float coal from the floor constitute the approximately 30% of the coal that has to pass under the shearer. The former case consumes 25% more power than the latter. As compared to the single-ended shearer, the underframe of the double-ended shearer is higher, thereby ensuring a sufficient cross section for coal passage.Based on the method of adjusting the height of the cutting drum, there are also two types of shearers: ranging-arm shearer and gearhead shearer. The former one is commonly used, whereas the latter one is a recent development. The advantage of the gearhead shearer is that the haulage unit is located at the center of the shearers body and mounted on the underframe. On both sides of the haulage unit, there is a gearhead. Each gearhead contains an electric motor and a speed-reduction unit. The gearhead is raised and lowered by an adjustable hydraulic ram. The adjustable range of cutting height is large. It can reach up to 4.6 ft(1.4m).Based on the mounting relation between the shearer and the face conveyor, there are also two types: the regular type which rides on the conveyor and the in-web shearer which moves on the floor in front of the conveyor. The in-web shearer is used mainly for the thin seams. As it moves along the face, the leading drum cuts the coal, making a sufficient space for the passage of the passage of the shearers body.Haulage of the shearerThere are two types of shearer haulage: chain and chainless. These are discussed separately in the following paragraphs.(1)Chain haulageThe haulage chain is a round-link chain which extends along the whole face width and is fixed on both ends at the head and tail drives of the face chain conveyor, respectively. The chain also passes through the driving and deflecting (or guiding) sprockets in the haulage unit of the shearer. As the driving sprocket rotates, its teeth trap to the matching chain links and move along the nonmoving haulage chain, thereby pulling the shearer along. When the driving sprocket rotates counterclockwise, the shearer moves to the right. Conversely, when the sprocket rotates clockwise, the shearer moves to the left. That part of the chain in front of the moving shearer is generally tight or on the tensioned side whereas the other side, behind the moving shearer, is slack or on the slack side.The total resistance encountered by a cutting shearer consists mainly of the cutting resistance of the drum, coal loading resistance, and the frictional resistance between the conveyor and the shearer. The summation of the three types of resistance is the total haulage resistance of the shearer. The haulage unit must provide sufficient haulage power to overcome the total haulage resistance so that the shearer can move along smoothly. In Fig. 6.15 the tensile force in the tensioned side is P2 and that in the slack side is P1. Since the haulage force(P2) is the summation of P1 and P, if the chain on the slack side is completely slack, P1=0, then the tensile force in the tensioned side will be the required haulage force, P2=P. Under such conditions, although the chain is subjected to relatively small tension, the driving sprocket can not pass out the chain smoothly and may easily cause chain “stuck” or sudden tensioning of the chain. Thus in actual operation, the slack side normally maintains a small tension, i. e. , P2=P1+P. Only when the tensile force in the tensioned side is sufficient to overcome the total haulage resistance and the tensile force in the slack side, the shearer will be able to move.When the shearer starts cutting from one end of the coal face, the haulage chain is relatively slack. As the shearer moves along, the chain is gradually tightened. When the shearer is near the other end of the coal face, the tensile force in the haulage chain is greatest. At this time the chain is most easily broken. In order that the tensile force on the tensioned side is not too high and that there is a sufficient tensile force on the slack side, most shearers are equipped with tension takeup systems. The tension takeup system is mounted at one end or both ends of the face conveyor depending on whether unidirectional or bidirectional cutting is employed. The haulage chain is connected to the tension takeup system. There are many types of tension takeup systems. But the basic principles are about the same.The problems associated with chain haulage are chain sticking, chain breakage, and chain link tangling. They are due mainly to the fact that the haulage chain is lengthened and becomes loose after some periods of usage.(2)Chainless haulageIn response to all the disadvantages associated with the chain haulage, the chainless haulage was developed. According to the haulage principles, the chainless haulage can be divided into three types: drive chain-rackatrack, drive wheel-rackatrack, and ram propulsion. The wheel-rackatrack haulage is the most popular type.Figure 6.16 is a double-ended ranging-drum shearer equipped with the wheel-rackatracd haulage system. The haulage driving unit is similar to the conventional ones. The driving sprocket matches an idler sprocket, which in turn rides on the rail track made of steel peg rods. Thus, the driving system of power transmission is highly efficient. The rack is made of sections that have the same length as the conveyor pan, but they are installed in such a way that the center of each section is directly above the connection line between two adjacent pans. This will ensure maximum vertical and horizontal flexibility of the pans and keep the pitch deviation in the gap between two rack sections

温馨提示:
1: 本站所有资源如无特殊说明，都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
2: 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等，如果需要附件，请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
3.本站RAR压缩包中若带图纸，网页内容里面会有图纸预览，若没有图纸预览就没有图纸。
4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
5. 人人文库网仅提供信息存储空间，仅对用户上传内容的表现方式做保护处理，对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑，并不能对任何下载内容负责。
6. 下载文件中如有侵权或不适当内容，请与我们联系，我们立即纠正。
7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。

人人文库网所有资源均是用户自行上传分享，仅供网友学习交流，未经上传用户书面授权，请勿作他用。