中厚煤層支撐掩護式支架總體設計分析及頂梁設計畢業論文(編輯修改稿)

　

【文章內容簡介】 70毫米，最好為30毫米以下。如圖41所示：2．支架在最高和最低位置時，頂梁與掩護梁的夾角為P和后連桿與低平面的夾角為Q，如圖41所示，應滿足如下要求:支架在最高位置時，P≤52176。～62176。，Q≤75176。～85176。支架在最低位置時有利于矸石的下滑，防止矸石停留在掩護梁上，根據物理學摩擦理論可知，要求tanP〉w,如果鋼和矸石的摩擦系數W=，則P=176。為了安全可靠，最低工作位置應是P≥25176。而Q一般取Q≥25176。～30176。3．從圖41可知，掩護梁與頂梁的餃點e’和瞬時中心O之間的連線與水平線夾角為θ其范圍要為tgθ圖41 四連桿機構的幾何特征4．應取頂端梁前端點運動軌跡雙紐線向前凸的一段為支架工作段，如圖41的h段。其原因是當頂板來壓時，立柱讓壓下縮使頂梁有向前移的趨勢，可防止巖石向后移動， 有可以時作用在頂梁上的摩擦力指向采空區。同時底板阻止底座向后移，使整個支架產生向順時針轉到的趨勢，從而增加了頂梁前端的支護力，防止頂梁前端底板冒落，并且使底座前端比壓減小，防止啃底。水平的合力也相應的減小，所以減小了掩護梁的外載荷。圖42 掩護梁和后連桿構成曲柄滑塊機構以上可知當知道掩護梁和后連桿的長度后，只要把掩護梁和后連桿簡化成曲柄滑塊機構就可以了，如圖42所示：1．確定掩護梁上鉸點至頂梁頂面的距離和后連桿下鉸點至底座地面的距離。一般同一類型的支架采用歐冠類比法來確定。在結構允許的條件下，掩護式液壓支架盡量取大些，支撐掩護式液壓支架盡量取小些。因此，由類比法取鉸點至頂梁頂面的距離為280mm，后連桿下鉸點至底座地面的距離為500mm（類比支架為中煤北京煤機廠生產的ZZ4400/22/45支撐掩護式液壓支架）。2．掩護梁和后連桿距離的確定。用解析法來確定掩護梁和后連桿的長度，如圖43所示。圖43 掩護梁和后連桿長度的確定設：G——掩護梁的長度；A——后連桿的長度；L2——e’點引垂線到后連桿下鉸點的距離；H1——支架最高位置時的計算高度；H2——支架最低位置時的計算高度。從幾何關系出發可以列出如下公式： GcosP1AcosQ1=L2 (43) GcosP2AcosQ2=L2 (44)聯立兩式可得： （45） 按四連桿機構幾何特征要求，選定PPQQ2代入式45可以求得AG的比值，由于支架形式不同，一般AG的比值按以下范圍來取。掩護式液壓支架： AG =～支撐掩護式液壓支架： AG =～支架最高位置時的計算高度為： H1=GsinP1+AsinQ1 (46)根據AG的比值和式46可以求得掩護梁的長度G和后連桿長度A，經過取整后計算出PPQQ2的角度，確定這幾個參數。由已知參數計算： H1=Hm280500=3400280500=2620mm H2=Hn280500=2300280500=1520mm設定：P1=50176。 P2=30176。Q1=60176。 Q2=35176。由式45可得：將HPQA= 代入式46可得： 2620=Gsin50176。+176。 G=2620sin50176。+176。= A==對G、A進行圓整，取： G=1950mm A=1350mm3．幾何作圖作圖過程。用幾何做圖法確定四連桿機構的各部分尺寸，具體作圖如圖44所示。作圖步驟如下：d圖44 采用幾何作圖法設計的四連桿機構1) 確定支架后連桿下鉸點O點的位置，與中煤北京煤機廠生產的ZZ4400/22/45類比確定該距離為500mm。2) 過O點作于底座地面平行的水平線HH線。3) 過O點作與HH線夾角為Q1的斜線。4) 在此斜線上截取線段oa,oa長度等于A（1350mm），a點即為后連桿與掩護梁的鉸點。5) 過a點作與HH線有夾角α1（即P1=50176。）的斜線，以a點為圓心，以G（1950mm）為半徑作圓弧交此斜線于一點e‘，此點為掩護梁與頂梁的鉸點。6) 過e‘點作HH線的平行線FF線,則HH線與FF線的距離為H1（設計要求為2620mm，實際作圖得2663mm），為液壓支架最高位置時的計算高度。7) 以a為圓心，（480mm）長度為半徑作弧（～），在掩護梁上交與一點b，為前連桿上鉸點的位置。圖45 幾何作圖法設計四連桿機構個位置相關尺寸P1=50176。 P2=26176。 Q1=60176。 Q2=29176。G=1950mm A=1350mm H1=2663mm H2= 1520mm8) 過e’點作FF線的垂線（認為液壓支架由高到低變化時，e’帶你在辭職線上滑動）。9) 在垂線上作液壓支架在最低位置時（距HH1520mm），頂梁與掩護梁的鉸點e’’’。10) 取e’e’’’線中間某點e’’，為液壓支架降到此高度時掩護梁與頂梁的鉸點（液壓支架由高到低變化時，頂梁前端點運動軌跡為近似雙紐線，中間這一點的位置直接影響頂梁前端活動軌跡的形狀、變化寬度等）。11) 以O點為圓心，Oa（1350mm）為半徑作弧。12) 以e’’為圓心，掩護梁長ae’（即G得長度為1950mm）為半徑作弧，交與前面圓弧上一點a’，此點為液壓支架降到中間某一位置時，掩護梁與后連桿的鉸點。13) 以e’’’為圓心，掩護梁長ae’為半徑作弧，交與最前面圓弧上一點a’’，此點為支架降到最低位置時，掩護梁與后連桿的鉸點。14) 連接e’’a’ 、e’’’a’’，并以a’點位圓心，ab長為半徑作圓弧，交a’’e’’’上于b’點；以a’’點位圓心，ab長為半徑作弧，交與a’’e’’’上于b’’點。則b、b’ 、b’’三點為液壓支架三個位置時，前連桿上的鉸點。15) 連接a’O、a’’O，為液壓支架降到中間某一位置和最低位置時后連桿的位置。16) 分別作bb’和b’b’’的垂直平分線，其交點c即為前連桿下鉸點，bc為前連桿長度（作圖后測得長度為1717mm）。17) 過c點向HH作垂線，交與點d，則線段Oa、ab、bc、cd和dO為液壓支架四連桿機構（cd長度為380mm）。第5章 液壓支架頂梁設計支架的工作方式對頂梁長度影響很大，如圖51所示的工作方式：600 圖51 支架工作方式比較從圖51可以看出先移架后推溜的方式（又稱及時防護措施）要求有較大長度；先推溜后移架的方式（有稱滯后支護方式）要求頂梁長度較短。這是因為采用先移架后推移的方式時支架要超前輸送機一個步距，以便采煤機過后，支架能及時前移，支控新暴露的頂板，做到及時支護。所以前一個要比后一個步距多一個（一般為600毫米）。設計中采用及時支護方式。設備配套尺寸與支架頂梁長度有直接關系，為了防止采煤機想內部傾斜時，采煤機滾筒不截割頂梁，同時考慮到采煤機截割時不一定把煤壁割成一個垂直面，所以我在設計時頂梁前端距煤壁最小距離為300毫米，這個距離叫做空頂距。另外在輸送機鏟煤板前也要留有一定距離。一般為130~150毫米。也是為防止采煤機截割煤壁不齊，給推移輸送機留有一定距離。除此之外所有配套設備均要在頂梁掩護下工作。以此來計算頂梁長度。掩護式與支撐掩護式頂梁長度的計算公式為 頂梁長度=(配套尺寸+底座長度+AcosQ1)（GcosP1+300+e）+掩護梁與頂梁鉸點至頂梁后端點之距式中： 底座長度—底座前端至后連桿下鉸點之距；e—支架又高到低頂梁前端點最大變化距離；QP1—支架在最高位置時，分別為后連桿與掩護梁與水平面的夾角。采煤機選用MLS3170型；輸送機采用DGWD180型；配套尺寸為1972mm，底座長度=2500mm，e =30mm，掩護梁與頂梁鉸點至頂梁后端點之距=100mm其它參數可從上述中得：頂梁長度=(1972+2500+1350cos60176。)（1950cos50176。+300+e）+100=綜上所述圓整得到頂梁長度=3700mm.采用類比法，確定頂梁上立柱柱窩位置，底座上立柱柱窩位置，進而確定支架結構尺寸如圖52所示 圖52支架的結構尺寸 Fc = bc( Lg +Δ) （51）式中： Fc支護面積，m2； bc頂梁寬度，m； Lg定量長度，m； Δ移架后頂梁前端到煤壁的距離，一般取Δ=+e，m。bc = Lg = Δ= 所以 Fc = （＋）＝ m2根據公式 qx = q1 + (q2 – q1) (52)qx支架最大采高Hm時支架支護強度，KN/m2；q1在表（25）中低于Hm有與之相近的支護強度KN/m2；q2在表（25）中高于Hm有與之相近的支護強度KN/m2； hq1q1對應的采高； Hq2q2對應的采高；將數值代入式52計算可得： qx = 343 + (441 – 343)= 支護強度qx = KN/m2從而可得頂梁的支撐阻力： F = qx Fc = kN立柱缸體內徑計算公式： Dd=40F1πndPacosαm (53) F1=Fcqx 式中： Dd—立柱缸體內徑，cm；F1—支架承受的理論支護阻力，kN；nd—每架支架立柱數，支撐掩護式液壓支架立柱數為4柱；Pa—安全閥調整壓力，MPa，按產品樣本選取(或參考同類支架選取)。其中，YF1B型Pa=40 MPa；YF2B型Pa=30~60 MPa；αm—立柱最大傾角(5176。)，(支架降到最低工作位置時，αm角最大)。將各數值代入公式53得立柱缸徑為： Dd=40440cos5176。=表51 內徑標準 單位：mm506380100110125140(145)160180200210220230250查表51，選取立柱缸體內徑Dd為180mm。表52 立柱缸徑缸、活塞柱徑配合關系表 外缸內徑/mm活塞外徑/mm工作阻力/KN額定工作壓力/MPa250240235250220210196020018517641801701372160150980140130784查表52選取配合尺寸為：外缸內徑180mm，活柱外徑170mm，工作阻力1372kN， MPa。選用國內生產的XRB2B型乳化液泵站，額定工作壓力為35MPa。取泵站額定工作壓力Pb ( MPa)減去從泵站到支架沿程壓力損失后的值Pb39。為30 MPa，代入公式54P1=πDd2410pb39。 (54)得立柱初撐力為：P1=π18241030=安全閥選用YF1B型調正壓力Pa=40 MPa。立柱的工作阻力P2按下式計算： P2=πDd2410pa (55)將Dd=180mm，Pa=40 MPa代入式55得： P2=在采煤工作面液壓支架支護頂板。如圖53所示，當煤層被采動之后，頂板有壓力顯現。作用在液壓支架上的載荷大體分為兩部分：其一是直接頂形成的壓力Q1；其二是老頂形成的壓力Q2。如果直接頂比較完整，在工作面煤壁上方的直接頂呈懸臂狀態，則Q1由工作面煤壁和支架共同承受。若直接頂很破碎，在工作面煤壁上方的直接頂已經斷裂，則Q1由支架單獨承受，位于直接頂上方的老頂通常不與直接頂一起冒落。當直接頂在支架頂梁之后冒落時，老頂呈懸臂狀態。由老頂形成的懸臂一段支撐在直接頂垮落后的矸石上，另一端則支撐在支架和煤壁上方的直接頂上，并形成載荷Q2，隨著煤壁的推進，老頂懸露部分加長，Q2在增加，當老頂懸露達到一定長度后，其自重使其斷裂，于是老頂懸露長度變短，Q2降到最小值，在采煤工作面連續開采過程中，工作面不斷前移，Q2由小變大，再有大變小，這樣周而復始的變化，Q2每次遞增至老頂斷裂稱為老頂周期來壓。圖53 支撐式液壓支架在中硬以上穩定頂板條件下的受力情況液壓支架的結構和液壓系統必須保證液壓支架具有完全適應頂板變化的性能。采煤機采過一個截深之后，支架前移一個步距，支護性暴露出來的頂板，此時，頂板尚無下沉現象，支架以初撐力支撐頂板。此后，頂板開始破碎下沉或斷裂，支架承載加大，直至立柱下腔壓力達到安全閥調定值，安全閥釋放，立柱下縮。此現象為液壓支架的“讓壓”現象。此時立柱以“工作阻力”支護頂板。隨著頂板壓力不斷加大，立柱就不斷“讓壓”下縮。為避免立柱完全縮回，支架出現壓死現象，采煤工作面的生產循環應保證在壓死前就移架。由上述液壓支架工作狀態可知，支架承受的外載荷是頂板下沉形成的。在頂板下沉過