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中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 1 ZY2800 支架设计 第一章 综 述 1.1 煤矿综采技术现状与发展 综合机械化采煤是煤矿开采技术现代化的重要标志。综采工作面高产高效记录不断刷新,综采装备新技术不断推陈出新。高产高效综采技术的核心是工作面综采设备,尤其近 10 年来,工作面三大配套设备 采煤机、刮板输送机和液压支架,在设计方法和结构上都有了重大革新,主要是提高设备生产能力和可靠性,改进工作面操作性能。 液压支架是综采工作面主要设备之一, 20 世纪 80 年代以来,我国煤矿开采机械化装备技术有了长足的发展,主要的发展趋势是向两柱掩护式和四柱支撑掩 护式架型发展,架型结构进一步完善,设计方法更先进,参数向高工作阻力、大中心距发展,结构件材料越来越多地采用高强度钢材,支架的寿命和可靠性大大提高。 液压支架是综合机械化工作面的主体设备,它能可靠而有效地支撑和控制工作面 顶板,隔离采空区,保持安全的地下作业空间,并实现回采工作面及其相关设备的机 械化推移。液压支架与采煤机、可弯曲输送机和顺槽转载机配合,构成了回采工作面 的综合机械化设备,从而为煤矿地下开采实现高产、高效和安全生产创造了条件。因 此,采用液压支架支护顶板是当代采煤技术的一次重要变革,也是煤矿生产现代化 的 重要标志。 支护和控制顶板,保持工作面的安全生产空间,是煤矿地下开采中的首要任务。 在二十世纪五十年代前,国内外煤矿生产中,基本上均采用木支柱、木顶梁或金属摩擦支柱和铰接顶梁来支护顶板。 1954年英国首次研制出液压支架,将液压技术应用到支护设备上,从而开辟了回采工作面支护设备的技术革命。从二十世纪六十年代起,国外各主要产煤国家,如前苏联、英国、法国、澳大利亚、美国、波兰等国家均相继大力发展和研制了各种型式的液压支架,并在煤矿生中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 2 产中获得了广泛而成功的应用,从根本上改变和提高了地下开采的作业条件和安全性。据统计, 目前这些主要产煤国家的地下开采综合机械化程度已达到 90%左右,取得了良好的经济和社会效益。目前, 以液压支架为主体的地下开采设备,已逐步向程控、遥控和自动化方向发展。 我国是煤炭生产大国,在二十世纪六十年代也曾研制了几种液压支架,但未得到推广和应用。七十年代我国从英、德、波兰和前苏联等国引进了数十套液压支架,经过试用、仿制和总结经验,到八十年代以后我国液压支架的研制和应用获得了迅速的发展,相继研制和生产 了 TD系列、 ZY系列和 ZZ系列等二十多种不同规格的液压支架,并在国内大、中型煤矿中推广应用,大大提高了我国煤矿 开采的机械化水平。据统计 1995年,我国统配煤矿的综合机械化程度已达 50%左右,液压支架在籍套为 509套; 2000年统配煤矿机械化程度己达 65%。液压支架在籍套数达 700多套。目前, 国内大、中型矿井中,条件合适的煤层均采用液压支架进行综合机械化开采。液压支架己成为保证安全、高效生产的一种重要设备。 作为一种回采工作面的支护设各,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。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 究新型液压元件与支架材料,以减轻支架重量 ,提高支架的性能和中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 3 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。 1.2课题研究的目的与意义 在综合机械化 设备组成中,液压支架的重量约占综采设备总重 80 90%,成本占综采设备成本的 70%左右。而且,综采工作面的安全性也主要取决于支架的支护 效果。因此,为了降低成本,提高开采效益,并使支架的结构与性能适应不同的围岩与煤层条件,各国均在积极开展液压支架的设 计、试验与研究。目前,国内外在液压支架设计中,基本采用以下两种方法 : (1)根据特定煤层的矿山地质条件,设 计用于特定煤层的支架,常用于特定煤层 。 (2)按支架的设定架型、基本结构和一般性能参数,设计典型支架,供用户选用, 常用于产品的定型或系列化设计。 中厚煤层液压支架一般适用于 1.3 3.5m的支架。中厚煤层支架的使用量大、面广,其原因是中厚煤层赋存量大,同时它也是最适合高产高效综采的支架。我国煤炭储量丰富,分布地域广阔,地质条件千差万别,为了能实现不同地质条件下的综采,必须研制和设计适应不同地质条件的液压支架。根据目前给定的地质条件,此次设计根据给定的地质条件设计液压支架。 1.3 液压支架的形式 1.3.1 按 支护方式分类 工作面支架是平衡工作面顶板压力的一种结构件。因此按液压支架对顶板支护方式及其结构特点不同,可分为支撑式、掩护式和支撑掩护式三种基本架型。 (1)支撑式液压支架 支撑式液压支架以支撑为主,没有掩护梁,立柱的支撑力通过顶梁对顶板发挥作用。根据结构和移架方式不同,可分为节式和垛式两种。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 4 节式液压支架 节式支架是由框节组成的组合式支架。每个框节为一梁两柱。为保持稳定和迈步前进,每组的框节数为 2 4 个,常见的是 2 个框节组成的节式支架,如图 1-1 所示。 图 1-1 节式液压支架 垛式液压支架 垛式支架 的立柱一般都垂直支撑于顶梁和底座之间,顶梁为整体顶梁。顶梁、立柱和底座形成木垛状。垛式支架一般为四柱式,个别有五柱或六柱式,如图 1-2 所示。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 5 图 1-2 垛式液压支架 (2)掩护式液压支架 掩护式液压支架有掩护梁,根据立柱支撑位置的不同可以分为两种:一种是单排立柱支撑在顶梁上,简称为支顶梁掩护式支架;另一种是单排立柱支撑在掩护梁上,简称为支掩护梁掩护式支架。 支掩护梁掩护式支架 该类支架单排立柱支撑在掩护梁上,掩护梁上端与顶梁铰接,如图 1-3所示。近代掩护式支架一般都采用四连杆机构。 图 1-3 支 掩护梁掩护式支架 支顶梁掩护式支架 该类支架立柱支撑在顶梁上,顶梁后端与掩护梁铰接,采用四连杆机构,如图 1-4 所示。为使支架保持平衡,在顶梁与掩护梁之间设有平衡千斤顶,如图所示。平衡千斤顶也可以设置在掩护梁与底座之间,称之为调节千斤顶,如图 1-4 所示。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 6 图 1-4 支顶梁掩护式支架 (3)支撑掩护式液压支架 支撑掩护式支架有掩护梁,前后两排立柱。根据支撑力分布的要求,可以将两排立柱都支撑在顶梁上,简称为支顶梁支撑掩护式支架;也可以将前排立柱支撑在顶梁上,后排立柱支撑在掩护梁上,简称为支顶梁支掩护梁支撑掩 护式支架。 支顶梁支撑掩护式支架 该类支架的 4 根立柱都支撑在顶梁上,顶梁后端与掩护梁铰接,采用四连杆机构,如图 1-5 所示。 图 1-5 支顶梁支撑掩护式支架 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 7 支顶梁支掩护梁支撑掩护式支架 该类支架前排立柱支撑在顶梁上,后排立柱支撑在掩护梁上,顶梁后端与掩护梁铰接,采用四连杆机构,如图 1-6 所示。 图 1-6 支顶梁支掩护梁支撑掩护式支架 1.3.2 按用途分类 (1)一般工作面支架 用于工作面中部支护顶板的垛式、掩护式或支撑掩护式支架。垛式支架用于近水平煤层;掩护式和支撑掩护式支架安设防倒防滑装置,可在倾 斜角35以下工作面使用。 (2)特殊形支架 大倾角工作面支架 在倾角 35 55走向工作面中使用的支架,一般也为掩护式和支撑掩护式。在大倾角情况下,为保持支架的稳定性、煤壁的稳定性及安全生产,必须采取一系列的措施和装置。 放顶煤支架 放顶煤综采工作面使用的支架,具有支护顶煤、承受矿山压力、放煤和中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 8 碎煤等功能。 充填支架 水砂或风力充填综采工作面使用的支架。该类支架一般为四柱式,采用四连杆机构,在顶梁后部设有后梁及尾梁,以维护充填作业空间;并附设有挡簾、充填管路、吊环等。 铺网支架 铺网支架是特厚煤 层采用水平分层开采时既能支护顶板又能自动铺网的液压支架,有独立的铺联网作业空间,可自动铺设经纬、菱形金属网或塑料网等。少数支架还具备机械化铺联网功能。 端头支架 是工作面两端与上、下顺槽连接处用的支护设备。由于在工作面与下顺槽接合处不仅要有效地支撑顶板,而且还要有足够的空间用于安装工作面输送机机头和转载机机尾,因此端头一般要安设与工作面不同的端头支架。 1.3.3 按其他方式分类 (1)按组合方式分类 单架式 支架之间无横向机械连接。每架支架的推移装置直接与工作面输送机连接,进行推移输送机和拉移支架作业。 组合式 支架或框架之间有横向机械装置连接,形成由两个单元或两个组合单元组成的组合支架。组合单元之间互为依托,交替支撑和迈步前移。这类支架一般不与工作面输送机连接,支架设有专门的推移输送机千斤顶。 (2)按控制方式分类 按控制方式可分为本架控制、邻架控制、电液控制等液压支架。 1.4 液压支架的发展趋势 随着采煤技术的发展,液压支架的控制系统和结构强度的改进也得到了中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 9 很大的发展,其中控制系统由原来的手动操作逐渐改进为电液自动控制,大大加快了工作面的移架速度,改善了工作面顶板的支护状况,从而使工作面产量成倍增加 ,实现了回采工作面的自动化,成为煤炭开采技术的一次重大革新。 1.4.1 电液控制系统原理 (1)双向邻架控制系统。综采工作面每一支架都配有架控箱,操作者通过支架架控箱选择邻架控制方式,然后根据指令发出相应控制命令 (即给出电信号 ),使邻架上对应的电磁铁或微电机动作,让电信号转化为液压信号,控制主控阀开启,向支架液压缸供液,实现邻架支架相应的动作。支架工作状态由位移传感器和压力传感器反馈回架控箱,架控箱再根据传感器反馈信号来决定支架的下一个动作。 (2)双向成组控制系统。将工作面的支架编为若干组,在本组内首架上 由操作人员按动架控箱的启动键,发出一个指令,邻架就按预定程序动作,移架完成后自动发出控制信号给下一架控箱,下一架开始动作。依此类推,实现组内支架的自动控制。 (3)全工作面自动控制系统。功能完善的电液控制系统设有主控制台、红外线装置,能实现支架与采煤机联动的全工作面自动化控制。其原理为 :每一支架上的架控箱均与主控制台联网,当支架红外线接受装置收到采煤机红外线发射器发出的位置信号后,反馈给主控制台,主控制台根据反馈信号发出指令,使相应的支架动作。 1.4.2 电液控制系统的特点 液压支架电液控制系统是微电子、计 算机和液压控制技术相结合的产物,是机电一体化的高科技产品。它是综采工作面实现自动化的基础。它和手动控制系统相比有如下优点。 (1)系统能实现远程程序控制,操作人员可以根据采煤机的割煤方向选择最佳的位置,避免了操作人员的伤亡事故,同时也降低了粉尘对身体的危害。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 10 (2)大幅度提高了支架的推移速度,目前国内液压支架普遍采用手动控制,其推移速度除受系统流量和液压元件过流能力的限制外,工人在架间的移动速度也对其有直接的影响,这种影响在薄煤层中显得尤为突出。 (3)保证液压支架额定初撑力,电液控制系统可以通过压力传感器 反馈信号或通过延长控制电磁先导阀的供电时间来实现支架初撑力自保。保证额定初撑力,减少了立柱的增阻所需时间,提高了支护效率,而且全工作面支架初撑力均匀一致,改善了顶板的管理。 (4)采用电液控制系统,在移架过程中,易于实现带压移架,减少了工作面顶板对液压支架产生频繁的冲击载荷,保护顶板围岩的稳定,延长液压支架的使用寿命。 (5)移架步距准确,切顶线整齐,改善了支护效果,并且使刮板输送机和整个工作面直线性好,采煤机截深准确。改善了刮板输送机和采煤机的工况。另外多架同时推溜,使刮板输送机缓慢弯曲,避免溜槽连接处产 生过大的应力。 (6)灵活选择多种控制方式。对各种困难的地质条件和局部特殊地质构造都能适用,特别是适用于薄煤层和急倾斜煤层工作面。 (7)减少支护滞后时间,避免了顶板局部破碎。 (8)电液控制系统可与采煤机和刮板输送机的自动控制系统配合联动,实现全自动化综采工作面。支架与采煤机的运行状态和数据可以传输到巷道中主控制台和地面中央控制中心,便于实现整个矿井的自动化管理。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 11 第二章 液压支架选型原则 2.1 工作面开采技术条件 朝阳矿 12 - 1#煤层上部和下部的煤层分布情况是 : 12- 1#煤层上覆 11 - 1#和 11 - 2#两层近距离可采煤层 , 两层煤的煤层厚度分别为 3.95m和 3.4m, 层间距为 0.8 2.5m, 平均间距 1.65m, 11 - 2#煤层与 12 - 1#煤层的层间距为 4. 06 6. 35m。 12 - 1#煤层下伏 12 - 2#近距离可采煤层厚度为 2.5m, 与 12 -1#煤层的层间距为 11. 8 19. 5m。工作面上部煤层开采情况是 : 12 - 1#煤层上部的 11 - 1#煤层已采空塌陷 , 开采方法为走向长壁式全部跨落法开采、刀柱式开采及小煤窑的房柱式开采。 12 - 1#煤层上部的 11 - 2#煤层局部已采空塌陷 ,开采方法为走向长壁式全部跨落法。在 12 - 1#煤层 8810试验工作面 965m可采的走向长度范围内 , 工作面顶板上部条件较为稳定 。 2.2 底板比压计算 底座对底板的比压是指支架接触面积的载荷强度,是支架的重要技术参数。常规计算中假设底板为塑性基础,底座为刚性梁,则底板比压近似为线性分布。 底座对底板比压计算按照图 2-1 所示。 QRN 2143NR ( KN) 1Hfxx Q 2.033001392 x 732x (mm) 当 3/)(2171517 LLLx 时,为三角形分布,计算公式为: 0)(5.12151bwQbPBxLQP 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 12 图 2-1 底座对底板的压力 式中: f1为顶板与顶梁间的摩擦因数;支架技术特征参数中一般应标定底座前端对底板比压和平均对底板比压,在进行比压计算时统一取 f 0.2。 Pb1为前端比压; Pb2为后端比压; BW为底座接地宽度。 当 3/)(171517 LLLx 时,为倒三角形分布,计算公式为: wbbBLxQPP)(5.101721 当 3/)(22/)(1715171715 LLLxLL 时,为梯形分布。 当 2/)(3/)(1715171715 LLLxLL 时,为倒梯形分布,计算公式为: 11715217151717151)(22)()(6)(bwbwbPBLLQPLLLxBLLQP中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 13 当2 1715 LLx 时,为矩形分布,计算公式为: )( 171521 LLB QPPP Wbbb 式中bP为底板平均比压 。 通过计算该支架底板比压为梯形分布,计算结果为: )(76.00.11250)2651685(100021432)(2)(0.12)2651685()265732(61250)2651685(100021432)()(6)(11715217151717151M P aPBLLQPM P aLLLxBLLQPbwbwb2.3 架型选择的要求 2.3.1 液压支架的安全性要求 (1)人 行 通道 支架人 行 通道应保证人员和器材能在工作面顺利通行。支撑掩护式支架一般为双通道,即前立柱与输送机电缆槽外缘间和前后立柱之间的通道。前者当支架移架后,一般通道较小,行人困难,因此,必须保证前后立柱之间的人 行 通道。掩护式支架分为单人行道和双人行道两种。一般薄煤层支架、中厚煤层支架、特别是轻型支架多采用单人行道结构,高度大于 3.5m 以上的掩护式支架较 多采用双人行通道结构。掩护式支架只有一排立柱,因此,立柱与输送机电缆槽外缘间的距离比支撑掩护式支架大,人 行 通道较宽畅,一般支架移架后前通道仍能通行。 支架人 行 通道设计必须满足下列基本要求: 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 14 人 行 通道净宽度不小于 0.5m; 薄煤层人 行 通道最小净高度应大于 0.4m; 煤层倾角大于 30时,支架上应设保护人 行 通道安全的防护装置,人行 通道上应设人梯和扶手; 人 行 通道内不得有防碍人员通行和可能伤害人员的凸出物; 操纵阀把手不得占用人 行 通道有效空间; 不得采用具有高压外泄式排液孔的双伸缩立柱; 人 行 通道下 应设有防滑人 行 踏板。 (2)操纵阀位置和安全措施 操纵阀应安装在便于操作和便于观察工作面运行状态的安全空间处。一般工作面支架可根据使用要求采用本架控制或邻架控制方式。 支架通向主回液管路的回液口处必须装有回液断路阀。回液断路阀阻力不大于 2MPa,以防止系统由于 背 压过大造成误动作。 支架上的液压元件和电器元件应设在顶梁和掩护梁的防护区内,电器元件必须具有安全标志和准用证。护帮千斤顶进回液节流孔直径 d 2mm。 2.3.2 液压支架的适应性要求 液压支架的适应性是决定支架成败的关键因素之一,设计时必须进行全面充分 的考虑。 (1)顶梁的适应性 当采用整体顶梁时,支架最大高度时顶梁应能下俯 10 15,最小高度(最小采高)时要求能上仰 5 10。顶梁前端宜倾斜向上逐渐上翘,梁端高出后部平面 30 50mm,以补偿焊接变形,并保证第一接顶点靠近煤壁。 带内伸缩梁的整体顶梁,当伸缩梁未伸出时其梁端高度应与顶梁上板面一致,伸出过程逐渐上抬,全伸出后应高于顶梁顶面 20 50mm。 当采用分体铰接顶梁时,前梁应能上摆 15,下摆 20。梁端支撑力应尽可能大,且不得小于 100KN。运输时可将前梁放下转至与顶梁垂直,以减小中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 15 支架运输尺寸 ,便于整体运输。 (2)防护装置的适应性 中厚煤层液压支架和大采高液压支架一般均应设置护帮板装置,适用“三软 ”煤层的液压支架必须具有完善的护帮装置。护帮千斤顶应用液压双向锁控制,可翻转护帮板(亦称挑梁)应能翻转到高于顶梁平面、转角大于 3的位置。 (3)推移装置的适应性 液压支架推移装置是保证支架正常推遛和拉架,实现工作面正常循环的重要装置。 在设计支架时,应根据支架结构和配套要求合理选择推移装置的形式,并充分保证支架推移装置对工作面条件和配套的适应性。 短推移杆式推移装置一般采用浮动活塞式千斤顶或采用双 作用千斤顶差动连接。这种推移装置结构比较简单、紧凑,但千斤顶只能小腔拉架,提高拉架力较困难。长推移杆(框架)倒拉式推移装置,具有千斤顶大腔力拉架、小腔力推溜及拉架力大的特点,且拉架时,推移千斤顶作用力对底座前端产生垂直向上的分力,可将底座前端向上抬,有助于顺利移架。 2.3.3 围岩类型与支架选型应注意下述问题 (1)对于不稳定的和中等稳定顶板,应优先选用二柱掩护式支架。但在底板松软条件下,必须严格验算并限制支架底座尖端比压,不得超过底板容许比压即极限载荷强度。在此条件下,通常应避免使用重型支架。 (2)对于 非常稳定和稳定的难垮落顶板和周期来压强烈和十分强烈的顶板,应优先考虑选取四柱支撑掩护式支架。 (3)众所周知,三点决定一个平面,由于顶板不平,四柱式支架中总有一根支柱对顶板的实际支撑力很低,因而二柱式掩护式支架支撑能力利用率高于四柱式。即二柱式支架对顶板的实际支撑力高于同样名义额定阻力的四柱式支架,特别是对机道上方顶板的支护强度。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 16 (4)在不稳定顶板条件下使用四柱式支架应注意对机道上方的顶板控制,包括增加前柱阻力及可伸缩前梁等。 2.4 确定架型 综上所述,根据煤矿工作面地质条件,对于其中厚煤层进行开采,决定研制、配套技术经济型综合机械化采煤工作面,代替高档普采工作面。支架能适应 II 类顶板。 支架型式、配套采煤机、刮板输送机尺寸、配套关系及立柱缸径,经济等因素有关。 因此选择二柱支顶掩护式液压支架。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 17 第三章 掩护式支架参数的确定 该液压支架根据现存地质条件和参考我国液压支架设计的技术参数来确定技术参数如下: 3.1 高度的确定 3.1.1 高度的确定 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。 Hmax Mmax( 200 300) Hmin Mmin( 300 400) 式中: Hmax 支架最大高度( mm) Hmin 支架最小高度( mm) Mmax 支架最大采高( mm) Mmin 支架最小采度( mm) Mmax ks1Mc Mmin ks2Mc 式中: H 煤层平均厚度 ks1、 ks2煤层厚度上、下波动系数, 一般取 ks1 1.1 1.3, ks2 0.8 0.9 支架的最大高度和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。支架最大最小高度取值应符合表 3-1。 朝阳矿工作面地质条件决定可定平均采煤高度 H 为 2500mm, 则 Mmax ks1H 1.22500 3000 mm Mmin ks2H 0.82500 2000 mm Hmax Mmax( 200 300) 3000 300 3300 mm Hmin Mmin( 300 400) 2000 400 1600 mm 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 18 支架的最大高度去掉尾数取 整为 3300mm,支架的最小高度尾数四舍五入取整为 1600mm。支架的最小 /最大高度为 1600/3300mm。 表 3-1 支架高度系列 单位: m Hmax Hmin Hmax Hmin 1.0 0.5 3.1 1.6 1.1 0.55 3.2 1.7 1.2 0.6 3.3 1.8 1.3 0.65 3.5 1.9 1.4 0.7 3.8 2.0 1.5 0.75 4.0 2.1 1.6 0.8 4.2 2.2 1.7 0.9 4.5 2.3 1.8 1.0 4.7 2.4 2.0 1.1 5.0 2.5 2.2 1.2 5.3 2.6 2.5 1.3 5.5 2.7 2.8 1.4 6.0 2.8 3.0 1.5 3.1.2 伸缩比的确定 K2反映了支架对煤层厚度变化的适应能力。其值越大,支架对煤层厚度变化的适应能力就越大。 K2=Hmax/ Hmin=3300/1600=2.06 3.2 中心距和宽度的确定 支架中心距一般等于工作面一节遛槽长度。目前国内外液压支架中心距大部分采用 1.5m。大采高支架为提高 稳定性中心距可采用 1.75m,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 1.25m . 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。当支架中心距为 1.5m 时,最小宽度一般取 1400 1430mm,最大宽度一般取 1570 1600mm。当支架中心距为 1.75m 时,最小宽度一般取1650 1680mm,最大宽度一般取 1850 1880mm。当支架中心距为 1.25m中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 19 时,如果顶梁带有活动侧护板,则最小宽度 取 1150 1180mm,最大宽度取1320 1350mm;如果顶梁不带活动侧护板,则宽度一般取 1150 1200mm。 本支架中心距采用 K 1.5m,则支架宽度取 B=1360 1530 mm。 3.3 梁端距和顶梁长度的确定 所谓梁端距是指移架后顶梁端部至煤壁的距离( Ln)。如图 3-1 所示。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。 当采用即时支护方式时,一般大采高支架梁端距应取 350 480mm,中厚煤层支架梁端距应取 280 340mm,薄煤层支架梁端距应取 200 300mm。本支架取梁端距 Ln 350mm。 顶梁长度受支架形式、配套采煤机截深(滚筒宽度)、刮板输送机尺寸、配套关系及立柱缸径、通道要求、底座长度、支护方式等因素的制约。本支架取顶梁长度 L13 2580mm。 当采用即时支护方式时, Cd 0,减小顶梁长度,有利于减小控顶面积,增大支护强度,减少顶板反复支护次数,保持支架结构紧凑,减轻重量。 图 3-1 支架尺寸关系 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 20 3.4 支护强度 支护强度是指 支架 对单位面积顶板提供的工作 阻力,顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度,可按经验公式确定,即: q K1Hg10-6 式中: q支护强度 ( MPa) K1作用于支架上的顶板岩层厚度系数,一般取 5 8; 岩石密度,一般取 2.5103(kg/m3) H平均采高( m) g重力加速度,取 10 m/s2 q=K1Hg10-6 =82.52.51031010-6 =0.50 MPa 3.5 支架工作阻力和初撑力的确定 3.5.1 支架工作阻力 当立柱下腔内的液体压力随顶板压力的增大而升高到安全阀的调定压力时,安全阀开启溢流,立柱下缩,立柱下腔内的液体压力也随之降低,当压力降低到安全阀调定值时,安全阀又关闭。支架承载时,随着顶板的继续下沉,安全阀重复着这一过程。受安全阀调定压力的限制,支架的支撑力维持在某一恒定数值上,即呈恒阻特性,这就是支架的恒阻阶段。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。 P=/4 D2pan103( KN) 式中 D支架立柱的缸径, mm n支架立柱的数量 p a安全阀 调定压力, MPa P=/4 D2pan103( KN) 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 21 =/4210240.52103 =2806KN 3.5.2 支架初撑力 在升架过程中,从顶梁接触顶板,至立柱下腔液体压力逐渐上升到泵站工作压力为止,为初撑阶段。初撑阶段终了时,支架对顶板产生的支撑力称为初撑力。 初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响,较大的初撑力能使对乳化液泵站和液压元件的耐压要求也将提高。一般初撑力可按下式确定: Pc =/4 D2pbn103( KN) 式中 pb泵站工作压力, MPa Pc =/4 D2pbn103( KN) =/4210231.52103 =2182KN 3.6 移架力和推遛力 移架力与支架结构、质量、煤层厚度、顶板性质等有关。一般薄煤层支架的移架力为 100 150KN;中厚煤层支架为 150 300KN;厚煤层支架为300 400KN。推遛力一般为 100 150KN。 3.7 移架速度 支架移架速度 Vz 可按下式估算: Vz=QbA/KxQi 式中: Qb泵站流量, l/min Qi一架 支架全部立柱和千斤顶同时动作所需的液体容积, l A支架中心距, m Kx泄漏损失系数 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 22 为保证高产高效工作面采煤机连续割煤,整个工作面的移架速度不应小于采煤机连续一刀平均割煤速度。即要求: VzKzcVc 式中: Kzc采支速度比 考虑综采工作面地质、地压等方面条件,结合高档普采工作面采煤经验,在全面分析、计算的基础上,确定该工作面的支护强度不低于 0.5MPa。由支护强度和支护面积,推算出支架工作阻力为 2800KN,初撑力为 2182KN,支护强度为 0.5MPa,支架外形尺寸(长 宽 高) 456015301600mm。 3.8 液压支架技术参数的确定 1、架型:两柱掩护式液压支架 2、最低 /最高高度: 1600/3300mm 3、最小 /最大宽度: 1360/1530mm 4、支架中心距: 1500 mm 5、初撑力: 2182KN 6、工作阻力: 2800KN 7、平均支护强度: 0.5MPa 8、对底板比压: 0.761.0MPa 9、梁端距: 350mm 10、适应倾角: 20 11、运输长度: 4200mm 12、泵站压力: 31.5MPa 13、操作方式:本架控制,先移架后推遛 14、支架名称: ZY2800/16/33 掩护式液压支架 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 23 第四章 液压支架的组成和支护方式 4.1 液压支架的组成 液压支架是综采工作面支护设备,它的主要作用是支护采场顶板,维护安全作业空间,推移工作面采运设备。 掩护式液压支架承载力大,稳定性好,底座尖端比压较大,对顶板的主动水平力大,前端支撑力大。根据支架各部件的功能和作用,其组成可分为4 个部分: 1、 承载结构件。如顶梁、掩护梁、底座、连杆、尾梁等。其主要功能是承受和传递顶板和垮落岩石的载荷。 2、 液压油 缸。包括立柱和各类千斤顶。其主要功能是实现支架的各种动作,产生液压动力。 3、 控制元部件。包括液压系统操纵阀、单向阀、安全阀等各类阀,以及管路、液压、电控元件。其主要功能是操作控制支架各液压油缸动作及保证所需的工作特性。 4、 辅助装置。如推移装置、护帮(或挑梁)装置、伸缩梁(或插板)装置、活动侧护板、防倒防滑装置、连接件、喷雾装置等。这些装置是为实现支架的某些动作或功能所必须的装置。 4.2 液压支架的支护方式 综采工作面的主要生产工序有采煤、移架和推遛。 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。 4.2.1 即时支护 一般循环方式为:割煤移架推遛。即时支护的特点是,顶板暴露时间短,梁端距较小。适用于各种顶板条件,是目前应用最广泛的支护方式。 4.2.2 滞后支护 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 24 一般循环方式为:割煤推遛移架。滞后支护的特点是,支护滞后时间较长,梁端距大,支架顶梁较短。可用于稳定、完整的顶板。 4.2.3 复合支护 一般循环方式为:割煤支架伸出伸缩梁推遛收伸缩梁移架。复合支护的特点是,支护滞后时间短,但增加了反复支撑次数。可适用于各种顶板条件,但支架操作次数增加,不能 适应高产高效要求,目前应用较少。 4.2.4 掩护式支架的特点 掩护式支架都有一个宽大的掩护梁将作业空间与采空区冒落的矸石隔绝,掩护梁下端一般用前后连杆与底座相连,以保持较稳定的梁端距和承受较大的水平推力。掩护梁上端用直接铰接的方式与顶梁连接;立柱的支撑力通过掩护梁间接作用于顶梁或直接作用于顶梁;掩护式支架的立柱只有一排,且倾斜支撑,以增大支架的调高范围;架间则通过活动侧护板互相靠拢,实现架间密封;通常顶梁较短,一般在 3m 左右。这种支架的性能特点是:支撑力小,切顶能力弱,但支撑力集中作用于机道上方的顶板上,故 支护强度较大,且均匀;对顶板的重复支撑次数少;密封掩护行好;能承受较大的水平力,且允许带压移架。由于立柱倾斜布置,且顶梁又较短,所以工作空间和通风断面较小。 具体特点是: (1)采用四连杆机构。顶梁近似垂直升降,梁端距变化小。支架能承受水平力作用。 (2)立柱向前倾斜支撑,支撑力的合力作用点离煤壁的距离较近,能对煤壁前方顶板进行较有效的支撑。 通过以上的分析可以看出,即时支护的支护方式对于 ZY2800/16/33 型掩护式液压支架不仅节约时间,缩小了支架尺寸,使结构更紧凑,减小支架重量,降低成本,为支架的整体 下井,安装及撤除提供了有利条件,而且对顶板条件限制较少,又能投资少、见效快。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 25 第五章 支架的四连杆机构和受力分析 5.1 四连杆机构的作用 四连杆机构是现代液压支架的主要稳定结构,其主要作用是保证支架的纵向和横向稳定性;承受和传递外载;保持支架的整体刚度。因此,对液压支架的研究离不开对四连杆机构的研究和认识。 支架升降时顶梁的运动轨迹是由四连杆机构决定的,即由顶梁和掩护梁铰点 E 的轨迹所决定的。根据机构运动学分析, E 点的运动轨迹一般为一条双纽线。合理设计四连杆参数,即可控制 E 点的运动轨迹,改善支架支护性能, 减少连杆受力。 支架在最大高度和最小高度范围内运动时, E 点的运动轨迹呈 3 种形式:双向摆动( ABCD 段)、单向向后摆动( BC 段)和单向向前摆动( AB 段和CD 段)。选择不同的四连杆参数,可以使 E 点轨迹处于上述 3 种曲线段。支架工作时,受到顶板载荷的作用,有下缩趋势。当 E 点轨迹处于 AB 段时,顶梁相对于顶板有向煤壁移动的趋势,此时顶板对顶梁的摩擦力指向煤壁。当顶板运动趋势超过支架运动趋势时,顶梁与顶板间的摩擦力方向将取决于顶板的运动趋势。 从顶板管理方面分析,顶梁向煤壁方向移动比顶梁向采空区方向移动有利。前者对于保持 梁端顶板处于挤压状态有利,而后者容易导致顶板产生离层或断裂,造成顶板裂线前移或梁端冒顶。为此,合理涉及四连杆参数,使支架工作段内, E 点轨迹处于 AB 段比较理想,但对于调高范围大的支架,要达到这一要求是困难的。然而,由于四连杆销孔间隙的作用,使 E 点实际运动轨迹与上述理论轨迹不完全相同。为了保持支架梁端距的稳定,一般应控制梁端摆动幅度 xE 30 80mm。液压支架的纵向稳定性完全是由四连杆机构决定的,而不取决于立柱的多少。 液压支架实际受力状态十分复杂,经常受到非对称载荷和横向载荷的作中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 26 用,保持支架横向稳定性和整 体刚性十分重要。支架立柱为二力构件,不具有承受较大横向载荷的能力。支架的横向载荷只能靠四连杆机构承受。 5.2 四连杆机构定位尺寸和极限尺寸的确定 5.2.1 掩护梁上铰点顶梁顶面之距离 H0和后连杆下铰点至底座底面之距 y5 如图 5-1 所示,当支架高度确定后,要用作图法确定四连杆机构,首先要根据配套尺寸 LA 1825mm、梁端距 Ln 350mm 初步确定顶梁长度 L13 2775mm 和底座长 L15 1915mm,然后确定顶梁与掩护梁铰点相对于后连杆下铰点的水平距离 xE,该铰点至顶梁顶面距 H0和后连杆下铰点的高度 y5。 H0一般根据支架工作阻力初步确定顶梁梁体的高度后,再根据结构的合理性确定,一般支架取 H0 150 200mm。 y5一般根据支架最小高度确定,薄煤层支架取 y5 150 250mm,中厚煤层支架取 y5 250 450mm,大采高支架取 y5 450 600mm。 该铰点至顶梁顶面距 H0 116mm,后连杆下铰点的高度 y5 400 mm。 5.2.2 支架最大和最小高度时掩护梁与水平夹角 max和 min 掩护梁是掩护采面工作空间密封隔离采空区的重要梁体,它不直接支撑顶板,而是作为重要的传力构件,把顶梁载荷传递到四 连杆机构,这对保持支架围岩力学状态的稳定有着显著的作用。其主要表现是: 掩护梁载荷参与顶梁的力矩平衡,提高了梁端承载能力; 支架受到一个指向煤壁的水平推力,当支架处于支护工况时,有阻止顶板岩体向采空区移动的作用,而当处于移架工况时,有利于克服架体各方面的摩擦力,增强架体运动的稳定性。掩护梁水平投影过大,将增大掩护梁载荷,并承受顶板岩块的冲击载荷而掩护梁载荷过大将减小顶板支护强度,造成移架困难。一般掩护式支架取max 58 62,支撑掩护式支架取 max 60 70。 在支架最小支护高度时,掩护梁倾角 应保证移架过程中掩护梁背负的矸石能沿梁体下滑,即满足 tanmin f,其中 f 为岩石与钢的静摩擦因数,一般为 0.15 0.3。若取 f 0.3,则 min 17,设计中一般可取 min 12 18。 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 27 支架最大和最小高度时掩护梁与水平夹角 max 60.7 和 min 24.3 5.2.3 掩护梁与后连杆长度比的确定 在用作图法确定四连杆机构时,杆长比主要根据设计经验确定,一般应保证 2 5,使后连杆在第一象限内摆动。掩护梁与后连杆的长度比( L3L4) /L2,对两柱掩护式支架一般为 1.4 2.1,对 四柱掩护式支架一般为 1.21.8。 掩护梁与前后连杆铰点间的距离 L4 可根据支架高度及连杆销子直径确定,一般取 L4 300 500mm,前后连杆间交角越大,连杆力越小。 掩护梁与后连杆的长度比为 1.4,掩护梁长度( L3+L4) 1770mm ,后连杆的长度 L2 1200mm . 5.3 四连杆机构解析法设计 在用解析法设计支架四连杆机构时,应首先根据设计经验确定四连杆机构定位尺寸和极限参数。 5.3.1 掩护梁与后连杆几何关系的确定 如图 5-1 所示, amax 58.6、 amin 26.6、 a21 17.2, a22 66.8, 则可联立 3 个方程: hmax( L3+L4) sinamax +L2cosa21 hmin( L3+L4) sinamin +L2cosa22 ( L3+L4) cosamax L2 sina21( L3+L4) cosamin L2 sina22 解该方程组得有意义的解为 a cbLL 2243 21m in43m a x2 c o s s in)( LLhL 2m i n43m i n22 s in)(a r c c o s L LLh 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 28 式中:21m ax2m ax2m i n2 t a ns in2s ins in kka 21m a xm a xm a xm i nm i n t a ns ins in khhhb )(4 2m ax2m n2 hhabc ; c 0; m a xm i n co sco s k。 掩护梁上铰点 E 到后连杆下铰点的水平距离为: 510s inco s)(212m i n43 LLLx E( mm) 如 图 5-1 所示 图 5-1 掩护梁与后连杆几何关系 5.3.2 前连杆长度和位置 掩护梁与前连杆的铰点 C( x, y)的运动轨迹方程为 2184183 c o ss in s inc o s LLy LLxx E 中国矿业大学 成人教育学院 2006 届毕业设计(论文) 29 其中 43243 2 s ina r c c o s LL xLL L E此轨迹是一椭圆弧的一部分。 任一 C 点处的曲率半径为 )(yy 2/321 令 K1 L2sina2 sina4332 LL LLcosa2cosa K24332 LL LLcosa2sina K34332 LL LLL2sin3a(4332 LL LL) 2 cos3a2 则 32/32212KKK )( 实际上四连杆机构中 C 点的轨迹是以前连杆为半径,以前连杆为底座铰点 O3为圆心的圆,如图 5-2 所示。扭线的一段。为使 E 点轨迹接近理想直线21EE, C 点的圆弧轨迹应尽量逼近椭圆弧段,其曲率越接近,梁端摆动浮动越小。 在 C 点行程范围内的椭圆弧段上,均匀的取几个点 Ci( i 1, 2, , n), 求出各点处的曲率半径 i( i 1, 2, , n),其平均曲率半径为 ni in 11 以该平均曲率半径为前连杆长度,即 L1 =1215. 支架在最小和最大高度时,前连杆与掩护梁铰点 C1( xc1, yc1)和 C1( xc1,中国矿业大学 成人教育学院

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