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文档简介
摘要本课题主要阐述了液压支架的设计过程。设计内容包括:选架型、总体设计、主要零部件的设计、主要零部件的校核和液压系统的设计。由于设计煤层适中,选用掩护式液压支架。煤层厚度介于2.53.8m之间,煤层厚度变化较大,选用调高范围大且抗水平推力强且带护帮装置的掩护式支架。支架采用正四连杆机构,以改善支架的受力状况。顶梁、掩护梁、底座均做成箱体结构;立柱采用单伸缩液压缸,前端带有加长杆,以满足支架最低及最高位置时的高度要求。由于某些原因,没有上传完整的毕业设计(完整的应包括毕业设计说明书、相关图纸CAD/PROE、中英文文献及翻译等),此文档也稍微删除了一部分内容(目录及某些关键内容)如需要的朋友,请联系我的叩扣:2215891151在研制液压支架时,需要对支架进行生产试验和分析研究,确定合理的液压支架受力参数、运动参数和结构参数,以及选定液压支架最佳方案等方面综合性的科学技术问题。关键词:液压支架;顶梁;底座;立柱;结构设计ABSTRACT This paper mainly describes the design process of hydraulic support. Design elements include : chooses, overall design, main spare part design, the main spare part examination and the hydraulic system design.Due to the design of coal seam is moderate, selection of shield type hydraulic support. Coal seam thickness between 2.53.8m, coal seam thickness change is bigger, selection of high and wide range of horizontal thrust is strong and the slope protecting device of shield support. The support uses the four bar linkage mechanism, improves the support stress condition. Top beam, a shield beam, a base are made into a box body structure; the column uses the single telescopic hydraulic cylinder, front end with a lengthened rod, to meet the minimum and maximum position bracket height requirements.In the research of hydraulic support, the need for support for production testing and analysis, to determine a reasonable hydraulic support force parameters, motion parameters and structure parameters, and selected the best scheme of hydraulic support and other aspects of comprehensive science and technology issues.Keyword: Hydraulic pressure support;Top beam;Cradle 一 前言随着工业技术的不断发展,国民经济对煤炭需要量的日益增加,煤矿开采,特别是采煤工作面的生产技术面貌发生了巨大的变化。自1954年英国装备了世界上第一个液压支架工作面开始,采煤技术实现了综合机械化。综合机械化。就是工作面采煤、运输和支护三大主要生产环节都是现机械化。也就是说,采用滚筒式或刨削式等采煤机械落煤与装煤;工作面重型可弯曲运输机,以及与之适应的顺槽转载机和可伸缩皮带运输机等运煤;自移式液压支架支护和管理顶板。这几种设备相互配合,组成了综合机械化采煤设备。 液压支架是一高压液体作为动力,由液压元件与金属构件组成的支护和控制顶板的设备,它能实现支撑、切顶、移架和推移输送机等一整套工序。实践表明液压支架具有支护性能好、强度高、移架速度快、安全可靠等优点。液压支架与可弯曲输送机和采煤机组成综合机械化采煤设备,它的应用对增加采煤工作面产量、提高劳动生产率、降低成本、减轻工人的体力劳动和保证安全生产是不可缺少的有效措施。因此,液压支架是技术上先进、经济上合理、安全上可靠,是实现采煤综合机械化和自动化不可缺少的主要设备。 二 液压支架基本理论分析2.1 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,通过工作面性质不同的几个液压缸来完成的,如图2.1所示。图2.1 液压支架工作原理1顶梁;2立柱;3推移千斤顶;4安全阀;5单向筏; 6、7操纵阀;2.1.1 支架升降当操作阀处于升柱位置时,从乳化液泵站来得高压液体通过操纵阀液控单向阀5进入立柱2的下腔,立柱上腔回液,支架升起,并撑紧顶板。当操纵阀处于降柱位置时,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。2.1.2支架推移支架的前移和推移输送机是通过操纵阀和推移千斤顶3来进行的。移架时,先使支架卸载下降,再把操纵阀置于移架位置,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,再把支架升起,使支架撑紧顶板。若将操纵阀置于推溜位置,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。2.1.3 支架承载过程 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。此时支架对顶板的支撑力为初撑力。(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成为工作阻力,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。 由上可知,支架工作时,其支撑力与时间的关系,可用支架工作特性曲线表示,如图 所示,曲线上的、分别表示支架的初撑、增阻、和恒阻阶段的时间。上述工作过程表明:支架在达到额定工作阻力以前具有增阻性,以保证支架对顶板有效的支撑作用;当支架达到额定工作阻力以后,支架能随顶板的下沉而下缩,即具有可缩性和恒阻性,支架的工作特性决定于立柱、液控单向阀、安全阀和操纵阀的性能和密封的好坏。所以这些元件是支架的关键液压元件通常液控单向阀和安全阀组合在一起,称为控制阀。支架的工作阻力是支架的一个重要参数,它表示支架支撑力的大小。但是,由于支架的顶梁长短和间距大小不同,所以并不能完全反映支架对顶板的支撑能力。因此,通常单位支护面积顶板上所受支架工作阻力值的大小,即支护强度来表示支架的支护性能。即 (式2.1)式中 支架的支护面积,2.2 液压支架的类型和结构液压支架按其对顶板的支护方式和结构特点的不同,分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种基本架型。2.2.1 支撑式支架支撑式支架是出现最早的一种架型,按其结构和动作方式的不同,支撑式支架又分为垛式支架和节式支架两种结构型式。垛式支架每架为一整体,与输送机联接并互为支点整体前移。节式支架由23个框节组成,移架时,各节之间互为支点交替前移,输送机用与支架相连的推移千斤顶推移。节式支架由于稳定性差,现已基本淘汰。支撑式支架的结构特点是:顶梁较长,其长度多在4左右;而且立柱多,一般46根,且垂直支撑;支架后部设复位装置和挡矸装置。以平衡水平推力和防止矸石窜入支架的工作空间内。支撑式支架的支护性能是:支撑力大,且作用点在支架后部,故切顶性能好;对顶板重复支撑的次数多,容易把本来完整的顶板压碎;抗水平载荷的能力差,稳定性差;护矸能力差,矸石易窜入工作空间;支架的工作空间和通风断面大。由上可知,支撑式支架适用于直接顶稳定、老顶有明显或强烈周期来压,且水平力小的条件。2.2.2 掩护式支架掩护式支架的结构特点是:有一个较宽的掩护梁以挡住采空区的矸石进入作业空间,其掩护梁的上端与顶梁铰接,下端通过前后连杆与底座连接。底座、前后连杆和掩护梁形成四连杆机构,以保持稳定的梁端距和承受水平推力。立柱的支撑力间接作用于顶梁或直接作用于顶梁上。掩护式支架的立柱较少,除少数掩护式支架1根立柱外,一般都是一排2根立柱。这种支架的立柱都为倾斜布置,以增加支架的调高范围,支架的两侧有活动侧护板,可以把架间密封。通常顶梁较短,一般为3.0mm左右。掩护式支架的支护性能是:支撑力较小,切顶性能差,但由于顶梁短,支撑力集中在靠近煤壁的顶板上,所以支护强度较大、且均匀,掩护性好,能承受较大的水平推力,对顶板反复支撑的次数少,能带压移架。但由于顶梁短,立柱倾斜布置,故作业空间和通风断面小。由上可知,掩护式支架适用于顶板不稳定和中等稳定、老顶周期来压不明显、瓦斯含量少的破碎顶板条件。2.2.3 支撑掩护式支架支撑掩护式支架是在吸收了支撑式和掩护式两种支架优点的基础上发展起来的一种支架。因此,它兼有支撑式和掩护式支架的结构特点和性能,可适用于各种顶底板条件。支撑掩护式支架的顶梁由前梁与主梁构成,四根立柱支撑在顶梁和立柱之间,掩护梁的上端与顶梁铰接,下端用连杆与底座相连。这种支架的优点是:支撑力大,切顶性能强,防护性能好,通风断面大,稳定性好,应用范围广。它的主要缺点是:结构复杂,成本较高。支撑掩护式支架的立柱均为两排,立柱可前倾和后倾。也可倒八字形布置和交叉布置。通常,两排立柱都直接支撑在顶梁上,个别情况下,也有后排立柱支撑在掩护梁上而前排立柱支撑在顶梁上。2.2.4 特种液压支架特种液压支架是为满足某些特殊要求而发展起来的液压支架,在结构型式仍属于上述某种基本架型。2.3 对液压支架的基本要求有以下几条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100左右;移架力按煤层厚度而定,薄煤层一般为100kN150kN,中厚煤层一般为150kN 250kN,厚煤层一般为250kN 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、稀释有毒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. 调高范围要大,照明和通讯方便。8. 支架的稳定性要好,底座最大比压要小于规定植。9. 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。10. 在满足强度条件下,尽可能减轻支架重量。11. 要易于拆卸,结构要简单。12. 液压元件要可靠。2.4支架的选型设计2.4.1设计的原始条件煤层厚度:H1.83.2米;顶设条件老顶II级、直接顶II级,底板平整,无影响支架通过的断层。工作面配套设备:采煤机:MXA-300/3.5,刮板输送机:SGZ730/320。煤层倾斜角小于15度,支护强度、底板抗压强度、泵站压力、安全阀调定压力40MPa。2.4.2支架的支护性能与外载荷由液压支架的工作状态知,支架承受的外载荷是顶板下沉形成的。在顶板下沉过程中,支架的顶梁与顶板有相对滑动的现象,支架不仅受有垂直于顶梁的力,还受有平行于顶梁的摩擦力。垂直于顶梁的力由支架的工作阻力来平衡。在支架承载过程中,支架底座承受工作面底板反作用力。 为了设计计算方便,要对支架的外载荷和支架本身进行简化,概述如下: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;金属结构件按直梁理论计算;顶梁、底座与顶底板被认为均匀接触,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;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;立柱和短柱按最大工作阻力计算;产生作用在顶梁上的水平力的情况有两种,是由于支架让压回缩,顶梁前端点运动轨迹为近似双纽线,顶梁与顶板间产生相对位移,顶板给予顶梁水平摩擦力,另一种是由于顶柜向采空区方向移动,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W,一般取0.150.3;按不同支护高度时各部件最大受力值进行强度校核。 2.4.3 影响架型选择的因素(1) 煤层厚度煤层厚度不但直接影响到支架的高度和工作阻力,而且还影响到支架的稳定性。当煤层厚度大于2.52.8m(软煤取下限,硬煤取上限)时,应选用抗水平推力强且带护帮装置的掩护式或支撑掩护式支架。当煤层厚度变化较大时,应选用调高范围大的支架。(2) 煤层倾角煤层倾角主要影响支架的稳定性,倾角大时易发生倾倒、下滑象。当煤层倾角大于1015时,应设防滑和调架装置,当倾角超过18时,应同时具有防滑防倒装置。(3) 底板性质底板承受支架的全部载荷,对支架的底板影响较大,底板的软硬和平整性,基本上决定了支架底座的结构和支承面积。选型时,要验算底座对底板的接触比压,其值要小于底板的允许比压(对于砂岩底板,允许比压为1.962.16MPa,软底板为0.98MPa左右)。(4) 瓦斯涌出量对于瓦斯涌出量大的工作面,支架的通风断面应满足通风的要求,选型时要进行验算。(5) 地质构造地质构造十分复杂,煤层厚度变化又较大,顶板允许暴露面积和时间分别在58和20min以下时,暂不宜采用液压支架。(6) 设备成本在满足要求的前提下,应选用价格便宜的支架。2.4.4 支架架型的确定从架型的结构特点来看,由于架型的不同,它的支撑力分布和作用也不同;从顶板条件来看,由于直接顶类别和老顶级别的不同,支架所承受的载荷也不同。所以,为了在使用中合理地选择架型,要对支架的支撑力、采煤高度与承载的关系进行分析,使支架的支撑力能适应顶板载荷的要求。根据煤层厚度1.83.2米,属于中厚煤层。支架的适应高度为1.53.5米煤质条件老顶II级、直接顶II级,底板平整,无影响支架通过的断层,根据表2.1初步选定为掩护式两柱液压支架。老顶级别直接顶类别12312312344支架类型掩护式掩护式支撑式掩护式掩护或支撑掩护式支撑式支撑掩护式支撑掩护式掩护或支撑掩护式掩护或支撑掩护式支撑式采高小于2.5m时支撑掩护式采高大于2.5m时支架支护强度MPa采高m10.2941.30.2941.60.29420.249应结合深孔爆破,软化顶板等措施处理采空区20.343(0.245)1.30.343(0.245)1.60.34320.34330.441(0.343)1.30.441(0.343)1.60.44120.44140.539(0.441)1.30.539(0.441)1.60.53920.539表2.1支架架型的选择 注:括号内的数字是掩护式支架的支护强度。表中所列支护强度在选用时,可根据本矿情况允许有%的波动范围。表中1.3、1.6、2分别为、级老顶的分级增压系数;级老顶给出最低值2,选用时可根据本矿实际确定适宜值。 管子外径大于50mm时,一般采用热弯法。 14、焊接液压管道的焊工应持有有效的高压管道焊接合格证。 15、焊接工艺的选择:乙炔气焊主要用于一般碳钢管壁厚度小于等于2mm的管子。电弧焊主要用于碳钢管壁厚大于2mm的管子。管子的焊接最好用氩弧焊。对壁厚大于5mm的管子应采用氩弧焊打底,电弧焊填充。必要的场合应采用管孔内充保护气体方法焊接。 16、焊条、焊剂应与所焊管材相匹配,其牌号必须有明确的依据资料,有产品合格证,且在有效使用期内。焊条、焊剂在使用前应按其产品说明书规定烘干,并在使用过程中保持干燥,在当天使用。焊条药皮应无脱落和显著裂纹。 17、液压管道焊接都应采用对接焊。焊接前应将坡口及其附近宽1020mm处表面脏物、油迹、水份和锈斑等清除干净。 18、管道与法兰的焊接应采用对接焊法兰,不可采用插入式法兰。 19、管道与管接头的焊接应采用对接焊,不可采用插入式的形式。 20、管道与管道的焊接应采用对接焊,不允许用插入式的焊接形式。 21、液压管道采用对接焊时,焊缝内壁必须比管道高出0.30.5mm。不允许出现凹入内壁的现象。在焊完后,再用锉或手提砂轮把内壁中高出的焊缝修平。去除焊渣、毛刺,达到光洁程度。 22、对接焊焊缝的截面应与管子中心线垂直。 23、焊缝截面不允许在转角处,也应避免在管道的两个弯管之间。 24、在焊接配管时,必须先按安装位置点焊定位,再拆下来焊接,焊后再组装上整形。 25、在焊接全过程中,应防止风、雨、雪的侵袭。管道焊接后,对壁厚小于等于5mm的焊缝,应在室温下自然冷却,不得用强风或淋水强迫冷却。 26、焊缝应焊透,外表应均匀平整。压力管道的焊缝应抽样探伤检查。 27、管道配管焊接以后,所有管道都应按所处位置预安装一次。将各液压元件、阀块、阀架、泵站连接起来。各接口应自然贴和、对中,不能强扭连接。当松开管接头或法兰螺钉时,相对结合面中心线不许有较大的错位、离缝或跷角。如发生此种情况可用火烤整形消除。 28、可以在全部配管完毕后将管夹与机架焊牢,也可以按需求进行。 29、管道在配管、焊接、预安装后,再次拆开进行酸洗磷化处理。经酸洗磷化后的管道,向管道内通入热空气进行快速干燥。干燥后,如在几日就复装成系统、管内通入液压油,一般可不作防锈处理,但应妥善保管。如须长期搁置,需要涂防锈涂料,则必须在磷化处理48小时后才能涂装。应注意,防锈涂料必须能与以后管道清洗时的清洗液或使用的液压油相容。 30、管道在酸洗、磷化、干燥后再次安装起来以前,需对每一根管道内壁先进行一次预清洗。预清洗完毕后应尽早复装成系统,进行系统的整体循环净化处理,直至达到系统设计要求的清洁度等级。 31、软管的应用只限于以下场合: 设备可动元件之间 便于替换件的更换处 抑制机械振动或噪声的传递处 32、软管的安装一定要注意不药使软管和接头造成附加的受力、扭曲、急剧弯曲、磨擦等不良工况。 33、软管在装入系统前,也应将内腔及接头清洗干净。 五、液压件安装要求 1、 泵的安装 1)在安装时,油泵、电动机、支架、底座各元件相互结合面上必须无锈、无凸出斑点和油漆层。在这些结合面上应涂一薄层防锈油。 2)安装液压泵、支架和电动机时,泵与电动机两轴之间的同轴度允差,平行度允差应符合规定,或者不大于泵与电动机之间联轴器制造商推荐的同轴度、平行度要求。 3)直角支架安装时,泵支架的支口中心高,允许比电动机的中心高略高00.8mm,这样在安装时,调整泵与电动机的同轴度时,可只垫高电动机的底面。允许在电动机与底座的接触面之间垫入图样未规定的金属垫片(垫片数量不得超过3个,总厚度不大于0.8mm)。一旦调整好后,电动机一般不再拆动。必要时只拆动泵支架,而泵支架应有定位销定位。 4)调整完毕后,在泵支架与底板之间钻、铰定位销孔。再装入联轴器的弹性耦合件。然后用手转动联轴器,此时,电动机、泵和联轴器都应能轻松、平滑地转动,无异常声响。 2、 集成块的安装 1)阀块所有各油流通道内,尤其是空与孔贯穿交叉处,都必须仔细去净毛刺,用探灯伸入到孔中仔细清除、检查。阀块外周及各周棱边必须倒角去毛刺。加工完毕的阀块与液压阀、管接头、法兰相贴合的平面上不得留有伤痕,也不得留有划线的痕迹。 2)阀块加工完毕后必须用防锈清洗液反复用加压清洗。各孔流道,尤其是对盲孔应特别注意洗净。清洗槽应分粗洗和精洗。清洗后的阀块,如暂不装配,应立即将各孔口盖住,可用大幅的胶纸封在孔口上。 3)往阀块上安装液压阀时,要核对它们的型号、规格。各阀都必须有产品合格证,并确认其清洁度合格。 4)核对所有密封件的规格、型号、材质及出厂日期(应在使用期内)。 5)装配前再一次检查阀块上所有的孔道是否与设计图一致、正确。 6)检查所用的连接螺栓的材质及强度是否达到设计要求以及液压件生产厂规定的要求。阀块上各液压阀的连接螺栓都必须用测力扳手拧紧。拧紧力矩应符合液压阀制造厂的规定。 7)凡有定位销的液压阀,必须装上定位销。 8)阀块上应订上金属制的小标牌,标明各液压阀在设计图上的序号,各回路名称,各外接口的作用。 9)阀块装配完毕后,在装到阀架或液压系统上之前,应将阀块单独先进行耐压试验和功能试验。六、液压系统清洗 液压系统安装完毕后,在试车前必须对管道、流道等进行循环清洗。使系统清洁度达到设计要求 1)清洗液要选用低粘度的专用清洗油,或本系统同牌号的液压油。 2)清洗工作以主管道系统为主。清洗前将溢流阀压力调到0.30.5MPa,对其它液压阀的排油回路要在阀的入口处临时切断,将主管路连接临时管路,并使换向阀换向到某一位置,使油路循环。 3)在主回路的回油管处临时接一个回油过滤器。滤油器的过滤精度,一般液压系统的不同清洗循环阶段,分别使用30m、20m、10m的滤芯;伺服系统用20m、10m、5m滤芯,分阶段分次清洗。清洗后液压系统必须达到净化标准,不达净化标准的系统不准运行。 4)复杂的液压系统可以按工作区域分别对各个区域进行清洗。 5)清洗后,将清洗油排尽,确认清洗油排尽后,才算清洗完毕。 6)确认液压系统净化达到标准后,将临时管路拆掉,恢复系统,按要求加油。 7.5.2 调试 1、确认液压系统净化符合标准后,向油箱加入规定的介质。加入介质时一定要过滤,滤芯的精度要符合要求,并要经过检测确认。 2、检查液压系统各部,确认安装合理无误。 3、向油箱灌油,当油液充满液压泵后,用手转动联轴节,直至泵的出油口出油并不见气泡时为止。有泄油口的泵,要向泵壳体中灌满油。 4、放松并调整液压阀的调节螺钉,使调节压力值能维持空转即可。调整好执行机构的极限位置,并维持在无负载状态。如有必要,伺服阀、比例阀、蓄能器、压力传感器等重要元件应临时与循环回路脱离。节流阀、调速阀、减压阀等应调到最大开度。 5、接通电源、点动液压泵电机,检查电源连线是否正确。延长启动时间,检查空运转有无异常。按说明书规定的空运转时间进行试运转。此时要随时了解滤油器的滤芯堵塞情况,并注意随时更换堵塞的滤芯。 6、在空运转正常的前提下,进行加载试验,即压力调试。加载可以利用执行机构移到终点位置,也可用节流阀加载,使系统建立起压力。压力升高要逐级进行,每一级为1MPa,并稳压5分钟左右。最高试验调整压力应按设计要求的系统额定压力或按实际工作对象所需的压力进行调节。 7、压力试验过程中出现的故障应及时排除。排除故障必须在泄压后进行。若焊缝需要重焊,必须将该件拆下,除净油污后方可焊接。 8、调试过程应详细记录,整理后纳入设备档案。 9、注意:不准在执行元件运动状态下调节系统压力;调压前应先检查压力表,无压力表的系统不准调压;压力调节后应将调节螺钉锁住,防止松动。 7.5.3 保养: 1、按设计规定和工作要求,合理调节液压系统的工作压力与工作速度。压力阀、调速阀调到所要求的数值时,应将调节螺钉紧固,防止松动。 2、液压系统生产运行过程中,要注意油质的变化状况,要定期取样化验,若发现油质不符合要求,要进行净化处理或更换新油液。 3、液压系统油液工作温度不得过高。 4、为保证电磁阀正常工作,应保持电压稳定,其波动值不应超过额定电压的5%10%。 5、电气柜、电气盒、操作台和指令控制箱等应有盖子或门,不得敞开使用。 6、当系统某部位产生异常时,要及时分析原因进行处理,不要勉强运转。 7、定期检查冷却器和加热器工作性能。 8、经常观察蓄能器工作性能,若发现气压不足或油气混合,要及时充气和修理。 9、高压软管、密封件要定期更换。 10、主要液压元件定期进行性能测定,实行定期更换维修制。 11、定期检查润滑管路是否完好,润滑元件是否可靠,润滑油脂量是否达标。 12、检查所有液压阀、液压缸、管件是否有泄漏。 13、检查液压泵或马达运转是否有异常噪声。 14、检查液压缸运动全行程是否正常平稳。 15、检查系统中各测压点压力是否在允许范围内,压力是否稳定。 16、检查系统各部位有无高频振动。 17、检查换向阀工作是否灵敏。 18、检查各限位装置是否变动。7.2 液压系统的设计方法根据液压系统的架型和结构设计,确定立柱和千斤顶数目,并拟定液压系统。带压移架回路如图7.1所示。在立柱控制阀前面装设一个由移架液路控制的支撑保持阀和一个与立柱活塞杆腔液路相通的截流阀,可时支架带压移架,设计时应考虑在移架时,支架对顶板的支撑力应大于10KN/m。图7.1带压移架回路1输送机;2支架;3推移千斤顶;4立柱;5安全阀;6液控单向阀;7制成保持阀;8节流阀 八 结论几个月来,从开始接到论文题目到参数计算、作图,再到论文的完成,每走一步对我来说都是新的尝试与挑战,这也是我在大学期间独立完成的最大的项目。在这段时间里,通过对液压支架的选型设计,总体设计,受力分析,强度校核,综合运用了大学期间所学到的知识并学到了很多知识,也有很多感受。开始对液压支架等相关技术很不了解的状态,通过独立的学习,查看相关的资料和书籍和老师指导,让自己头脑中模糊的概念逐渐清晰,又通过实习进一步了解了液压支架,为顺利的设计奠定基础虽然我的论文不是很成熟,还有很多不足之处,但这里面的每一个图、每一个数,都有我辛勤汗水的结晶。使我感觉到了知识充实带来的快乐。这次做论文的经历也会使我终身受益,我感受到做研究是要真真正正用心去做的一件事情,是真正的自己学习的过程和研究的过程,没有学习就不可能有研究的能力,没有自己的研究,就不会有所突破。希望这次的经历能让我在以后学习和工作得到更大的进步。参 考 文 献1 丁绍南.液压支架设计.北京:世界图书出版社,19922 邢福康,刘玉堂.煤矿支护手册.北京:煤炭工业出版社,19913 赵宏珠.综采面矿压与液压支架设计.徐州:中国矿业学院出版社,19874 杨振复,罗恩波.放顶煤开采技术与放顶煤液压支架.北京:煤炭工业出版社,19955综采技术手册编委会.综采技术手册.北京:煤炭工业出版社,20006 程居山.矿山机械.徐州:中国矿业大学出版社,20007 雷天觉.新编液压工程手册.北京:北京理工大学出版社,19988 成大先.机械设计手册.北京:化学工业出版社,20049 曾正明.机械工程材料手册.北京:机械工业出版社,200310 陶驰东.采掘机械.北京:煤炭工业出版社,199311 张家鉴,陈文享.液压支架. 北京:煤炭工业出版社,198512 甘永立.几何量公差与检测.上海:上海科学技术出版社,200113 徐灏.机械设计手册.北京:机械工业出版社,200314 单辉祖.材料力学.北京:高等教育出版社,199915 王国法.液压支架技术.北京:煤炭工业出版社,199916 王国彪,饶明杰.液压支架优化设计与计算机模拟分析.北京:煤炭工业出版社,1994 17 白杰平,伍锋,潘英.机械工程科技英语.徐州:中国矿业大学出版社,199718 张艳.Visual Basic 程序设计教程.徐州:中国矿业大学出版社,2001致谢本次设计给我们的大学生活画上了一个圆满的句号,设计的成功离不开指导老师和同学的帮助。在这里,我要感谢我的毕业设计指导老师。在设计过程中,老师给了我以悉心的指导,无论是在论文的选题、收集资料中,还是在具体的写作过程中,在此我向敬爱的指导老师表示真诚的感谢。其次,我还要向机械系的各位领导和老师在学习期间对我的教诲和帮助表示感谢!还要感谢同窗的各位同学,感谢他们的帮助、理解与支持,他们真挚的友谊我将永存于心!最后,向百忙之中抽出时间来评阅论文的各位教授及老师致意最衷心的感谢!由于时间仓促,论文中一定有不完善之处,并真诚的希望各位教授及老师对论文提出宝贵的意见。外文资料Hydraulic shield-type supportAbstract: The invention is concerned with a hydraulic shield-type support for supporting roofs in mines comprising a pair of base slides between which is located a channel-section guide beam supporting an hydraulic ram. At the rear end of the hydraulic ram a yoke is pivotally connected at a central part thereof to the rear end of the guide beam, the two outer portions of the yoke being pivotally connected to the rear end portions of the base slides. The front extendable end of the ram is connected to an elongate flat tongue which is longitudinally slidable in the guide beam underneath the hydraulic ram.1. A hydraulic shield-type mine-roof support comprising a pair of adjacent base slides adapted to slide along the floor of a mine, at least one hydraulic prop pivotally connected at a lower end thereof to said base slides, at least two control levers pivotally connected at lower ends thereof to said base slides, a shield pivotally connected to upper ends of said control levers whereby the shield can be lifted and lowered with respect to said base slides, a mine-roof engaging structure pivotally attached to an upper portion of said shield, a driving ram adapted to act at both ends and disposed between said base slides, means including an inspection platform connected to an extendable part of said ram for the purpose, in operation of the apparatus, of connecting said ram to a conveyor at the working face of a mine, a channel-section guide beam located between said base slides and arranged to support said driving ram, a transverse connecting yoke pivotably interconnecting said base slides at the rear ends thereof to permit relative movement between said base slides both longitudinally and vertically, means connecting an outer cylinder of the driving ram to said guide beam, means coupling said transverse yoke to the rear end portion of said guide beam by at least one substantially vertical pivot pin, and means connecting said extendable part of said ram to an elongate tongue longitudinally guided by said guide beam within the channel thereof, below said driving ram, and connected to said inspection platform. 2. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein the channel of said guide beam is open at its upper side and partially receives the driving ram. 3. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said means connecting the outer cylinder of the ram to the guide beam comprise a stirrup which bridges the channel in the guide beam. 4. A mine-roof support as claimed in claim 1, wherein said substantially vertical pivot pin coupling said transverse yoke to the guide beam is located at a central portion of said yoke, and wherein the outer portions of said yoke are pivotally connected to the respective base slides through longitudinally-extending hinge joint pins, each pin being secured so that it can rotate about its longitudinal axis in a respective bearing housing disposed at the rear end of the respective base slide. Description: This invention relates to hydraulic shield-type supports for supporting roofs in mines, especially coal-mines. In German Published Patent Application No. 26 44 999 there is described a hydraulic shield-type mine-roof support comprising two base slides which are movable relatively to one another in a vertical direction and which form a pedestal for hydraulic vertically-adjustable props, a roof-engaging plate or other structure which is pivoted near its back-filling end to an obliquely-disposed shield guided in a vertically pivotable manner by control levers pivotably connecting the rear portion of the shield to the base slides, and a hydraulic driving ram disposed between the base slides. One end of the driving ram of the support is connectable to a cross-member connecting the base slides on the working face side, while the other end of the driving ram is connectable at the back-filling side via a transverse yoke to a guide linkage which, in turn, at the working-face side, is connected to a conveyor, driving beam or the like. The force of the driving ram required for moving the support forwards is transmitted to the base slides via the cross-member on the working-face side. If, during the advance of the support, one of the base slides moves over an uneven part of the mine floor, the result (owing to the pivoting connection of the control levers to the shield and the base slides) will be a lifting motion of that base slide relatively to the other slide and a simultaneous forward motion. The said cross-member must therefore be constructed to follow the complicated motion of the base slides in two directions, since otherwise the driving ram will be loaded by unacceptably-high transverse forces. However, the structure required for making this possible is relatively expensive and takes up too much space. In particular, as the cross-member and its associated structure is disposed in the working-face region of the base slides where the travelling-road usually is, the road is considerably obstructed as a result. It is therefore necessary, particularly in thin seams, to move the drive ram further into the support, thus reducing the total length of the support. In order to sho
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