0010-放頂煤液壓支架設計
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引言
我國 煤炭儲量十分豐富,1979年世界能源會議估計我國煤炭資源為15000億噸,其中煤層厚度大于3.5米的厚煤層占40%左右。從采煤工藝看,我國1972年開始裝備綜合機械化采煤,至1990年已經(jīng)達到29.8%。當時對厚度在3.5-5米的煤層多采用一次采全高工藝,特別是大采高支架,平均單產可超過3萬噸,最高超過6萬噸,最高月產142211噸。然而,對于厚度大于5米的特厚煤層的開采,存在著產量低、效率低、勞動強度大、安全差等問題,盡管分層開采技術較為成熟,但其成本高、工序多,影響效率。
1緒論
1.1液壓支架發(fā)展歷史
歷史地來看,大約在四五十年前回采工作面還是采用木支柱。隨著刨煤機、鉆削式和滾筒式采煤機等快速采煤機的使用,木支柱既不能對頂板提供足夠大的阻力,其支設和回收亦難滿足連續(xù)采煤的要求。于是,剛性木支柱被可壓縮性摩擦和液壓支柱所代替,并以支柱加鉸接頂梁的結構形式支護回采工作面。
1954年,英國研制出垛式支架。它主要由安裝在矩形整體底座上的立柱和頂梁組成。幾個月后,英國奧爾蒙德煤礦的低主煤層的整個工作面都裝備了這種支架。這就是世界上首個裝備液壓支架的采煤工作面。從此,開創(chuàng)了煤炭工業(yè)的新時代。
1958年法國試驗成功了節(jié)式支架。
五十年代末,為開采煤層厚超過2m的松散和破碎頂板條件下的褐煤,前蘇聯(lián)開始研制掩護式液壓支架,并于1961年在阿樂斯-科拖舉辦的貿易展覽會上展出了OMKT型掩護式支架。這種支架頂梁很短,僅0.8m,并與掩護梁鉸接,單根朝前傾斜液壓支柱連接著掩護梁和底座。當支架在其工作高度范圍內升降時,頂梁頂點相對于煤壁作圓弧運動。這樣,不僅影響了支架的承載能力,而且端面距變化很大,不利于頂板的維護。但比起垛式和節(jié)式支架,掩護式支架能有效的控制頂板,防止開采過程中矸石滲入工作面,工作能力很好 。
為了保持頂梁端點相對于煤壁作近似的直線運動,在OMKT型掩護式支架的基礎上作了許多改進:
60年代末和70年代初,隨著液壓支架在歐洲使用經(jīng)驗的日益增加,支架結構也發(fā)生了巨大變化。長頂梁、二柱、四柱以及多柱四連桿機構的液壓支架相繼問世。并且,為適應底板不平,底座采用分離鉸接式結構;對于松軟底板,為減小底板比壓,采用接觸面積較大的底座;為防止碎矸竄入采區(qū),采用了各種防竄矸的掩護裝置。1974年,英國國家煤炭局實施的“高科技采礦工程”推動了液壓支架及采煤設備的進一步發(fā)展。這項工程要求在選擇工作面綜合采煤設備時,必須采用最先進的設備和開采工藝,以提高煤炭產量和改善作業(yè)環(huán)境。
進入70和80年代,液壓支架又有了新的發(fā)展。頂梁不僅實現(xiàn)了“立即前移支護”,而且整個支架安裝了電液控制系統(tǒng)實現(xiàn)微機控制與操作。1981年杜賽爾多夫采礦展覽會上,展出了液壓連桿式液壓支架和具有液壓調高機構的掩護式支架,并研制出采高為6m的大采高支架及放頂煤支架;對于堅硬巖層設計了強力液壓支架等。
我國液壓支架是從50年代末開始著手研制,經(jīng)歷可研制試驗、引進、仿制和改進創(chuàng)新等階段,直到現(xiàn)在的獨立設計階段。目前,除液壓支架電液控制和支架計算機輔助設計與繪圖方面落后于國外,其他方面均以達到國外同期水平。
1.2 放頂煤開采工藝及放頂煤液壓支架
放頂煤采煤方法,就是在開采煤層的底部,或在特厚煤層中部位置,布置采煤工作面,利用工作面礦山壓力的作用或輔以爆破等方法,將頂煤破碎并促使其垮落,而后將垮落的頂煤由工作面后方或工作面支架前方放出。放頂煤采煤方法在很早以前就用于開采厚煤層。如我國以前使用過的高落式采煤法就屬于這種采煤方法。在當時,放頂煤開采是不正規(guī)的,完全手工式的,而且煤炭損失特別大,長期以來受到嚴格限制。還有倉儲式采煤法、倉房式采煤法也都屬于早期的放頂煤開采方法。隨著煤炭開采技術的發(fā)展,特別是煤礦支護設備的發(fā)展,放頂煤采煤法已經(jīng)發(fā)展成為一種正規(guī)的采煤方法。
我國綜采放頂煤開采開始于1982年,是由鄭州煤礦機械廠、煤炭科學研究
圖 1.1 低位雙運輸機放頂煤綜采示意圖
1—放煤口;2—前輸送機;3—后輸送機
總院北京開采所、沈陽煤研所共同研制的FY400-14/28中位放頂煤支架在沈陽
局蒲河礦安裝試驗;10多年來得到了迅速的發(fā)展,截止到1993年,已經(jīng)在13個省的26個礦務局59個工作面使用,達到了日產萬噸,月產31萬噸,年產253萬噸的生產水平,成為世界上綜采放頂煤開采技術發(fā)展最快、擁有放頂煤液壓支架數(shù)量最多的國家。
實踐證明,在特厚煤層開采中,采用放頂煤開采較分層開采等具有明顯的優(yōu)越性,主要有:
(1)、煤層掘進量小,掘進費用低、緩和了采掘關系;
(2)、減少了搬家倒面次數(shù),節(jié)省了綜采面設備搬遷、安裝的工作量及費用;
(3)、較分層開采減少了鋪網(wǎng)工序、材料、工資及巷道維護費用等;
(4)、對急斜厚煤層,較普通法開采的工作面產量提高1-3倍;
(5)、提高了煤炭的塊炭率,增加煤炭的售價;
(6)、減少了設備的運行費,特別是采煤機,相對減少了噸媒設備折舊費或租賃費;
(7)、有利于礦井的集中控制,實現(xiàn)減面、減人、提高工效的目的;
(8)、提高勞動生產率,降低成本,比一般回采工效提高2-5倍,經(jīng)濟效益十分顯著,噸媒成本一般降低8-20元/噸。
基于上述原因,我國放頂媒液壓支架從1984年至1992年上半年已發(fā)展到42套,32個品種,占世界總數(shù)的66%。當然,放頂煤開采也有急待解決的問題,主要是:
(1)、煤塵大,比分層開采高出1-3倍,甚至更高;
(2)、回采率偏低,一般在80%左右,造成一定的煤炭損失;
(3)、自然發(fā)火的問題尚未得到很好的解決;
(4)、對高瓦斯礦井,瓦斯涌出量大,有局部積聚的危險。
因此,煤炭工業(yè)部提出要有試點地進行,穩(wěn)步發(fā)展的方針。然而有于放頂煤開采的優(yōu)點十分突出,并對存在的問題逐步得到解決的同時,使這一新的特厚煤層的開采工藝從東北、西北迅速擴展到華北,1992年初又推廣到華東四個礦務局,并首先在兗州興隆莊礦創(chuàng)出了月產11萬噸的好成績(1994年月產已達25萬噸),可以預計,今后將會更快地發(fā)展。
下面重點介紹放頂煤液壓支架的特點及適應性。
1. 放頂煤液壓支架的分類
按與液壓支架配套的輸送機的臺數(shù),放頂煤液壓支架可分類如下:
插底式
單輸送機
不插底式
放頂煤液壓支架
單鉸接式
開天窗式
雙輸送機 四連桿式
前四連桿式
插板式 中四連桿式
后四連桿式
按放煤口位置,放頂煤液壓支架可分類如下:
高位(單輸送機開天窗式)
放頂煤液壓支架 中位(雙輸送機開天窗式)
低位(雙輸送機插板式)
下面重點介紹低位放頂煤液壓支架的特點及適應性:
2.低位放頂煤支架的特點
下面重點介紹低位放頂煤綜采:
低位放頂煤綜采的顯著特征是支架的放煤口位置低、尺寸大。而且是連續(xù)的,多為插板式,無脊背煤炭損失,支架的四連桿機構置于支架中間,后輸送機置于支架拖板上或直接在底板上。低位放頂煤綜采的主要優(yōu)點為放煤在支架后下方,放煤效果好,煤塵小。后輸送機外運煤炭順利,一般不需清理后方浮煤。支架尾梁還可以擺動,以利提高頂煤的回收率。但低位放頂煤支架的穩(wěn)定性差,工作面端頭的維護較困難。該類支架在窯街礦務局、兗州礦務局鮑店煤礦均取得高產、高效。低位放頂煤綜采如圖1.1所示。
這是一種雙輸送機運煤,在掩護梁后部鉸接一個帶有插板的尾梁、低位放煤的支撐掩護式支架。這類支架有一個可以上下擺動的尾梁(擺動幅度在45°左右)用以松動頂煤,并維持一個落煤空間。尾梁中間有一個液壓控制的放煤插板,用以放煤和破碎大塊頂煤,具有連續(xù)的放煤口。其主要特點如下:
(1)由于具有連續(xù)的放煤口,放煤效果好,沒有脊背煤損失,回收率高;
(2)和其他支架相比,從煤壁到放煤口的距離最長,經(jīng)過頂梁的反復支撐和在掩護梁上方的垮落,使頂煤破碎較為充分,對放煤極為有利;
(3)后輸送機沿底板布置,浮煤容易排出,移架輕快,同時尾梁插板可以切斷大塊煤,使放煤口不易堵塞;
(4)低位放煤使煤塵減少;
(5)前四連桿低位放頂煤液壓支架的抗扭及抗偏載能力差,支架的穩(wěn)定性較差;
(6)尾梁擺動力和向上的擺角較小,破煤和松動頂煤的能力差。
這類支架的原始形式是前四連桿式,在礦壓較小的急斜水平分段開采時比較適應,為使這種支架在緩斜長壁工作面發(fā)揮其優(yōu)勢,幾年來作了如下的探索:
(1)把四連桿的上連接位置由頂梁上改在掩護梁上,使支架底部和上部的連接位置更接近扭轉力矩的作用點,增加了支架強度,減少了支架的損壞,形成了目前在緩斜工作面大量使用的后四連桿式低位放頂煤液壓支架;
(2)大幅度加強前四連桿本身以及它與頂梁、底座的聯(lián)接強度,這種作法增加了支架的重量,有的重達20t以上,但設計時容易實現(xiàn)加大后部運輸空間和增加破煤能力;
(3)增大后部空間和尾梁向上擺動的力,使其在較硬煤層中使用時也可讓頂煤順利放落和運出,如ZFPS5200/17/32型支架尾梁端部向上擺動力可達到500kN,使用效果良好;
(4)后四連桿前連桿設計為Y型,后連桿設計為I型,增大了支架的前、后人行道的寬度并加大了后部的人員工作與維護空間;
(5)把后輸送機千斤頂耳座與底座的聯(lián)接改為活聯(lián)接,改善了運輸狀況。在后輸送機與千斤頂之間增加了結構件推桿,以避免后輸送機與千斤頂活塞桿彎曲并防止輸送機和支架下滑。
前四連桿式支架和后四連桿式支架相比,前四連桿式支架穩(wěn)定性及抗扭性較差,但其后部空間較大,且重量也輕。
3.低位放頂煤液壓支架的適應性
前四連桿式支架在急斜水平分段放頂煤綜采中取得成功,如對四連桿及有關聯(lián)接件再進一步增加強度,成為定型設備,可以不考慮在急斜條件下使用后四連桿式支架。
緩斜中硬難放煤層在選型時考慮到低位放頂煤液壓支架的強度低,又無成功的實例,往往選用中位放頂煤液壓支架,但受到放煤口的限制,實際上也未能很好解決其放煤問題。仔細研究各類放煤支架,就會發(fā)現(xiàn),只有前四連桿式支架具備大幅度擺動掩護梁破煤的條件。有的低位放頂煤液壓支架采取強化四連桿及聯(lián)接銷軸,把擺動掩護梁的千斤頂一端布置在底座上,而不是布置在頂梁上,盡管這種架型尚無滿意的效果,但這種探索無疑是很有意義的。
后四連桿式支架在煤層硬度系數(shù)f=2左右,層節(jié)理比較發(fā)育的緩斜厚煤層中使用取得很大成功,如在潞安礦務局五陽煤礦、王莊煤礦和兗州礦務局興隆莊煤礦、鮑店煤礦。這種架型與設計先進的過渡支架配合使用,創(chuàng)出了新水平,被廣泛推廣使用。如石炭井礦務局烏蘭礦將這種支架與過渡支架、端頭支架配套使用,在傾角為24°的工作面上取得了成功。由此表明了后四連桿式放頂煤液壓支架在緩斜中硬煤層和傾斜厚煤層中均有良好的適應性和使用前景。
1.3 采煤工作面液壓支架設計要求和設計必要的基本參數(shù)
1.3.1 采煤工作面對液壓支架的設計要求
為了滿足長壁工作面的生產要求對液壓支架提出了以下要求:
1.能有效的控制頂板。具體有這些要求:能適應頂板下沉、來壓及冒落的特性;能防支架前方與上方冒頂;不應出現(xiàn)陷底而影響性能與移架。
2.保證安全的工作空間。具體要求如下:有寬敞的工作空間;能很好的防矸、排矸;能良好的通風、照明、通訊、防塵、防火。
3.應該適應煤層地址條件變化。要求支架有足夠的調高范圍;適應不平頂?shù)装濉⑴_階和斷層等條件;適應煤層傾角變化。
4.能夠保證正常的生產循環(huán)。也就是說應保證正常移架、推溜;能與采煤、運輸?shù)裙に嚋蚀_配合;運輸,安裝,搬家方便;還得便于維修。
5.最后對于投資者來說,應該保證初期投資低、維修費用低。
1.3.2 液壓支架設計的基本參數(shù)
1.頂板條件
根據(jù)老頂1級和直接頂?shù)姆诸?。
根據(jù)最大4500和最小采高3500,確定支架的最大和最小高度,以及支架的支護強度。
3.瓦斯等級
根據(jù)瓦斯等級--瓦斯涌出量大,按保安規(guī)程規(guī)定,驗算通風斷面。
4.底板巖性及小時涌水量
根據(jù)底板巖性和小時涌水量驗算底板比壓。
5.工作面煤壁條件
根據(jù)工作面煤壁條件,決定是否用護幫裝置。
6.煤層傾角
根據(jù)煤層傾角--急斜特厚煤層,決定是否選用防倒防滑裝置。
7.井筒罐籠尺寸
根據(jù)井筒罐籠尺寸,考慮支架的運輸外形尺寸。
8.配套尺寸
根據(jù)配套尺寸及支護方式來計算頂梁長度。
1.4 本文做的主要工作
畢業(yè)設計名稱:放頂煤液壓支架設計
參數(shù)如下:
(1)要求工作阻力500t。
(2)最大采高4.5m,最小采高3.5m。
(3)急斜特厚煤層, 瓦斯涌出量大.
本次設計主要工作如下:四連桿機構的設計、各個結構件的結構設計、各結構件的受力分析及強度校核、液壓立柱的設計及支架液壓電液控制系統(tǒng)統(tǒng)原理設計。
2 液壓支架整體結構設計
2.1 支架主要尺寸的確定
2.1.1 支架的高度和支架的伸縮比
一般應首先確定支架適用煤層的平均采高,然后確定支架高度。
由于我國急斜煤層煤層厚度都比較大,煤層厚度在20~80m之間,所以按厚煤層高度的確定原則來確定該放頂煤液壓支架的高度。
+(200~300) (2.1)
-(300~400) (2.2)
式中:——支架最大高度(mm);
——支架最小高度(mm);
——最大采高(mm);
——最小采高(mm)。
本設計最大采高=4500mm,取支架最大高度
=4500+200=4700mm
則支架的最小高度
=3500-300=3200mm
調高范圍為1500mm
支架的伸縮比系指其最大高度與最小高度之比值。即:
m (2.3)
代入有關數(shù)據(jù),得
m==1.47
2.1.2支架間距和寬度的確定
所謂支架間距,就是相鄰兩支架中心線間的距離。按下式計算:
(2.4)
式中: ——支架間距(支架中心距);
——每架支架頂梁總寬度;
——相鄰支架(或框架)頂梁之間的間隙;
n——每架所包含的組架的組數(shù)或框架數(shù),整體自移式支架
n =1;整體邁步式支架n =2;節(jié)式邁步支架,n =支架節(jié)數(shù)。
支架間距要根據(jù)支架型式來確定,但由于每架支架的推移千斤頂都與工作面輸送機的一節(jié)溜槽相連,因此目前主要根據(jù)輸送機溜槽每節(jié)長度及幫槽上千斤頂連結塊的位置來確定,我國刮板輸送機溜槽每節(jié)長度為1.5m,千斤頂連結塊位置在溜槽中長的中間,所以除節(jié)式和邁步式支架外,支架間距一般為1.5m。
大采高支架為提高穩(wěn)定性中心距可采用1.75m,輕型支架為適應中小煤礦工作面快速搬家的要求,中心距可采用1.25m。
本次設計取支架的中心距為1.5m。
支架寬度是指頂梁的最小和最大寬度。寬度的確定應考慮支架的運輸、安裝和調架要求。支架頂梁一般裝有活動側護板,側護板行程一般為170~200mm。其中寬面頂梁一般為1200mm~1500mm,節(jié)式支架一般為400mm~600mm。本次設計取支架頂梁的最小寬度為1380mm,最大寬度為1550mm,亦即頂梁側護板側推千斤頂?shù)男谐倘?70mm。
2.2 支架四連桿機構的確定
2.2.1 四連桿機構的作用
1.梁端護頂 鑒于四連桿機構可使托梁鉸接點呈雙紐線運動,故可選定雙紐線的近似直線部分作為托梁鉸接點適應采高的變化范圍。這樣可使托梁鉸接點運動時與煤壁接近于保持等距,當梁端距處于允許值范圍之內時,借此可以保證梁端頂板維護良好。
2.擋矸 鑒于組成四連桿機構的掩護梁既是連接件,又是承載件,為了承受采空區(qū)內破碎巖石所賦予的載荷,掩護梁一般做成整體箱形結構,具有一定強度。由于它處在隔離采空區(qū)的位置,故可以起到良好的擋矸作用。
3.抵抗水平力 觀測表明:綜采面給予支架的外載,不但有垂直于煤層頂板的分力,而且還有沿巖層層面指向采空區(qū)方向(或指向煤壁方向)的分力,這個水平推力由液壓支架的四連桿機構承受,從而避免了立柱因承受水平分力而造成立柱彎曲變形。
4.提高支架穩(wěn)定性 鑒于四連桿機構將液壓支架連成一個重量較大的整體,在支架承載階段,其穩(wěn)定程度較高。
四連桿機構在具有以上諸作用的同時,也有一些缺點。首先,支架在工作過程當中,四連桿機構必須承受很大的內力,從而導致支架結構尺寸的加大和重量的增加;其次,由于四連桿機構對頂板產生一個水平力(又稱水平支撐力),因此對支架的工作性能將產生不良影響。
2.2.2 四連桿機構設計的要求
1.支架高度在最大和最小范圍內變化時,如圖2.1所示,頂梁端點運動軌跡的最大寬度應小于或等于70mm,最好為30mm以下。
2.支架在最高位置時和最低位置時,頂梁與掩護梁的夾角和后連桿與底平面的夾角,如圖2.1所示,應滿足如下要求:支架在最高位置時,≤52°~62°,≤75°~85°;支架在最低位置時,為有利于矸石下滑,防止矸石停留在掩護梁上,根據(jù)物理學摩擦理論可知,要求,如果鋼和矸石的摩擦系數(shù)=0.3,則=16.7°。為了安全可靠,最低工作位置應使≥25°為宜。而角主要考慮后連桿底部距底板要有一定距離,防止支架后部冒落巖石卡住后連桿,使支架不能下降。一般取≥25°~30°,在特殊情況下需要角度較小時,可提高后連桿下鉸點的高度。
3.從圖2.1中可知,掩護梁與頂梁鉸點和瞬時中心O之間的連線與水平線夾角為。設計時,要使角滿足的范圍,其原因是角直接影響支架承受附加力的數(shù)值大小。
4.應取頂梁前端點運動軌跡雙扭線向前凸的一段為支架工作段,如圖2.1所示的段。其原因為當頂板來壓時,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,又可以使作用在頂梁上的摩擦力指向采空區(qū)。同時底板阻止底座向后移,使整個支架產生順時針轉動的趨勢,從而增加了頂梁前端的支護力,防止頂梁前端上方頂板冒落,并且使底座前端比壓減小,防止啃底,有利移架。水平力的合力也相應減小,所以減輕了掩護梁的外負荷。
從以上分析可知,為使支架受力合理和工作可靠,在設計四連桿機構的運動軌跡時,應盡量使值減小,取雙扭線向前凸的一段為支架工作段。所以,當已知掩護梁和后連桿的長度后,從這個觀點出發(fā),在設計時只要把掩護梁和后連桿簡化成曲柄滑塊機構,運用作圖法就可以了,如圖2.2。
圖2.1 四連桿機構幾何特征圖
圖2.2 掩護梁和后連桿構成曲柄滑塊機構
2.3 四連桿機構的設計
四連桿機構的設計的主要方法有:直接求解法、解析法、幾何作圖法等。本設計鑒于各種方法的優(yōu)缺點,采用了計算機求解的方式來求解。
在計算之前,先確定幾個值。根據(jù)以往的設計經(jīng)驗,取頂梁與掩護梁的絞點至上頂板的距離為400mm , 要求雙紐線的偏擺量為30mm ,后連桿下絞點至底座的距離為900mm 。采用電算法。
1.目標函數(shù)的確定
為了減少附加力,必須使得有較小值。同時,為有效的控制頂板,要求支架在某一高度時的角,恰好是頂梁前端點的雙紐線軌跡上的切線與頂梁垂線間的夾角。所以,只要令支架由高到低變化時,頂梁前端點運動軌跡近似成直線為目標函數(shù),這兩項要求都能滿足。
2.四連桿機構的幾何特征
四連桿機構的幾何特征,如圖2.3所示。
(1)支架在最高位置時,≤,即:弧度;≤即1.311.48弧度;支架在最低位置時,保證。
(2)后連桿與掩護梁的比值,掩護式支架為I =0.450.61;支撐掩護式為I = 0.610.82。
(3)前后連桿上絞點之距與掩護梁的比值為0.220.3。
(4)點的運動軌跡呈近似雙紐線,支架由高到低雙紐線運動軌跡的最大寬度mm以下。
(5)支架在最高位置時的應小于0.35,在優(yōu)化設計中,對支撐掩護式支架最好應小于0.2。
3.四連桿機構各部尺寸的計算
四連桿機構各部參數(shù)如圖2.3所示,圖中的為支架在最高位置時的計算高度。令:=; =; =; =; =; =; =; =; =;; ;==
圖2.3 四連桿機構參數(shù)圖
(1)后連桿與掩護梁長度的確定
如圖2.3所示 ,當支架在最高位置時的H值確定后,掩護梁長度G為:
(2.5)
后連桿長度為:
(2.6)
前后連桿上絞點之距為:
(2.7)
前連桿上絞點至掩護梁上絞點之距為:
(2.8)
從式(2.5)至式(2.8),可求出多組后連桿和掩護梁的尺寸。為了簡化計算,對變量規(guī)定相應的步長如下:的步長為0.34弧度;的步長為0.34弧度;的步長為0.02;的步長,支撐掩護式為0.042。若上述四個變量各向前邁出五步,經(jīng)排列組合變得到625組數(shù)據(jù)。
(2)后連桿下絞點至坐標原點之距為,如圖2.4所示
圖2.4 四連桿機構幾何關系
(3)前連桿長度及角度的確定
當支架高度變化時,掩護梁上絞點的運動軌跡為近似雙紐線,為使雙紐線最大寬度和角盡量小,可把點的軌跡視為理想直線,當然實際上并非如此。但是,我們可以做到支架高度變化時,有三點在一條直線上,如圖2.4所示,即:支架在最高和最低以及中間某一位置的三點。當支架的最高和最低位置確定后,在直線上的最高和最低點就確定了。根據(jù)設計經(jīng)驗,當點沿理想垂線由最高向最低運動時,后連桿與掩護梁的夾角由大于90到小于90變化,在夾角變化過程中,一定有一位置使后連桿與掩護梁呈垂直狀態(tài),以這一特殊狀態(tài)為所求的中間某一位置,來確定直線上中間某一位置的點。
1)點坐標
當支架在最高位置時的計算高度為,此時點的坐標為:
(2.9)
(2.10)
2)點坐標
支架在最低位置時的計算高度為,此時的坐標為:
(2.11)
(2.12)
根據(jù)四連桿機構的幾何特征要求,支架降到最低位置時,為計算方便,即0.436弧度。
根據(jù)幾何關系為:
(2.13)
3)點坐標
當支架的掩護梁與后連桿成垂直位置時,根據(jù)幾何關系,點坐標為: (2.14)
(2.15)
式中P由下式進行計算:
(2.16)
(2.17)
4)c點坐標
根據(jù)圖2.4所示,支架在三個位置時四連桿機構幾何關系確定后,c點就是以、、這三點為圓的圓心。所以,為前連桿的長度。因此,可以用圓的方程求得前連桿長度。即:
(2.18)
上式中、為c點坐標,可以按下列方程聯(lián)立求得:
(2.19)
(2.20)
由式(2.19)和式(2.20)得:
(2.21)
(2.22)
令: (2.23)
N (2.24)
T (2.25)
把式(2.23)到式(2.25)帶入式(2.22)式得:
(2.26)
(2.27)
c點坐標求出后,前連桿的長度和角度就可以確定了。
(4)前連桿下絞點的高度D和四連桿機構的底座長度E。
當前連桿c點坐標確定后,D和E的長度為:
(2.28)
(2.29)
4.四連桿機構的優(yōu)選
按上述方法可求出很多組四連桿機構,并非所有的值都可以用,故要優(yōu)選。優(yōu)選的方法是給定約束條件,對所計算出的各組值進行篩選,最終選出一組最優(yōu)的值來。
其約束條件是根據(jù)四連桿機構的幾何體特征要求,以及支架的結構關系,通過對國內外現(xiàn)有支架的調查統(tǒng)計,得出的約束條件如下:
(1)前后連桿的比值范圍
根據(jù)現(xiàn)有資料的調查統(tǒng)計,前后連桿的比值=0.91.2范圍。
(2)前連桿的高度不宜過大,一般應使。
(3)E的長度,一般應使E.
(4)對掩護式支架應使的值U ;對支撐掩護式支架
的值按下面的方法進行計算。
如圖2.5所示,為支架在最高位置時的幾何關系。
(1)a點坐標
= (2.30)
(2.31)
(2)點坐標為
(3)直線的斜率:
(2.32)
(4)直線的斜率:
(2.33)
由于c 、b、o在同一條直線上,因此,和 直線的斜率相同,所以直線的斜率為:
(2.34)
同理直線的斜率為
(2.35)聯(lián)立(2.34)、(2.35)得:
(2.36)
(2.37)
圖2.5 順心位置圖
令: (2.38)
(2.39)
則: (2.40)
5.近似雙紐線軌跡的繪制
為了能計算和看出優(yōu)選的一組值的e值,以及雙紐線的凸弧段長度,要求打印出頂梁前端的坐標值畫出雙紐線軌跡來。
(1)四連桿機構的方程
圖2.6 四連桿機構方程圖
從圖2.6可知,在任一個角位置時,d點的x坐標值應滿足下列方程
(2.41)
B點的y坐標值應滿足下列方程
(2.42)
由式(2.42)得:
(2.43)
將式(2.43)代入式(2.41)得:
(2.44)
將式(2.44)整理得:
(2.45)
令: ;
(2.46)
(2.47)
(2.48)
將式(2.46)式(2.48)代入式(2.45)可得:
(2.49)
則式(2.49)可變成以Z為變量之方程,得:
(2.50)
不合題意之根已舍去。
當時,式(2.50)才有意義。
在圖2.6中點任一位置時之坐標x,y可寫成:
(2.51)
(2.52)
其中, 則
式(2.51)和式(2.52)就是液壓支架四連桿機構的曲線方程。
根據(jù)四連桿機構的幾何特征要求,支架由高到低,=,即:
1.48rad0.436rad。所以在變化范圍內可以畫出一條近似雙紐線的軌跡來。如果在這個變化范圍內按間隔0.087rad,可以算出x,y值表,y的變化相當于支架計算高度的變化,則x的變化相當于頂梁前端距煤壁之距變化,所以e值為支架高度變化范圍內,相應的,凸弧段的長度為支架的結構高度有高到低時,x值漸增所對應的y值相減,即:
凸弧段長度
式中,
——支架最大高度所對應的y值;
——支架由高到低,x值漸增,增加到極限位置所對應的y值。
2.4 頂梁長度的確定
2.4.1支架工作方式對頂梁長度的影響
支架工作方式對支架頂梁長度有很大影響。先移架后推溜方式(及時支護)要求頂梁有較大長度;先推溜后移架方式(滯后支護)要求頂梁長度較小。這是因為采用先移架后推溜的工作方式時,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,因此,先移架后推溜時頂梁長度要比先推溜后移架時的頂梁長度要長一個步距,一般為600 mm 。
本次設計采用及時支護方式。
2.4.2頂梁長度計算
(2.53)
式中:
配套尺寸—參考原煤炭部煤炭科學研究院編制的綜采設備配套圖冊確定;
底座長度—底座前端至后連桿下鉸點之距。
e —支架由高到低頂梁前端點最大變化距離;
、—支架在最高位置時,分別為后連桿和掩護梁與水平面的夾角。
急斜特厚煤層放頂煤綜采選用的配套設備如下:
采煤機為MGD150/NW型;
前輸送機為SGZ 764/264型;
后輸送機為SGW-40T型。
經(jīng)過計算得該支架的頂梁長度為5237mm如圖2.7所示。
圖2.7 頂梁長度示意圖
3 放頂煤液壓支架主要結構設計
此類低位放頂煤支架的設計要充分依據(jù)煤層的賦存條件,頂、底板狀況,礦壓大小,工作面傾角,及煤層厚度、層理裂隙發(fā)育情況、硬度和開采方法等,支架總體技術參數(shù)的確定應滿足:(1)工作阻力、支護強度的要求;(2)穩(wěn)定性要好,抗扭能力強;(3)頂梁、掩護梁以至尾梁密封性能好;(4)拉架力大,走得動;(5)能放煤,出煤易控制,(6)液壓系統(tǒng)簡單合理;(7)噴霧降塵裝置可靠實用。
這樣在設計支架各個部件時,不僅要滿足強度要求,還要總體性能好。
低位放頂煤支架的主要結構有前梁(伸縮式和挑梁式)、頂梁、掩護梁、尾梁、前連桿、后連桿、底座推移裝置、立柱及各種千斤頂、液壓控制系統(tǒng)等組成。
3.1 支架主要部件的設計要求
各部件設計要求要滿足總體配套的要求,就是應滿足采煤機、雙輸送機和支架配套的空間要求,支架前部能及時支護,后部便于放頂煤;應有噴霧降塵裝置,為防止煤的自燃發(fā)火應安裝必要的輔助裝置。同時,為適應急斜特厚煤層分段開采,支架本身采用中四連桿機構 液壓支架中,凡四連桿機構和頂梁與底座鉸接的頂梁四連桿機構,簡稱為中四連桿機構。
,增加了支架的縱向穩(wěn)定性,并使梁端距變化較小,放煤增設擺動伸縮式尾梁,以調整工作空間和放煤口大小,改善掩護梁受力狀況,應使頂梁較長,以利頂煤在礦壓作用下能較好的壓碎。
各部件設計的基本要求:
(1)四連桿機構應進行優(yōu)化設計,使支架梁端距變化小,支架受力狀態(tài)最佳,結構上既滿足工作空間要求,又能承受足夠的縱向、橫向力及扭矩。
(2)前梁由前梁千斤頂控制,可上下擺動15°,與頂板保持良好的接觸,維護機道上方頂板。挑梁是和前梁鉸接的可翻轉支護板,由防片幫千斤頂控制,可及時支護,并超過水平線上挑3°~5°,拉架時收回,還可在移架后支護煤壁,以防止片幫。
(3)頂梁 頂梁是支架主要承受頂板壓力的部件,并起切頂作用。它可多次反復支撐頂煤,以利于放煤。頂梁裝有側護板,活動側裝有千斤頂和彈簧,防止架間漏煤、矸及調節(jié)支架間距。
(4)掩護梁受扭力和橫向載荷力大,是十分重要的部件。
(5)底座 底座是將支架承受的頂板壓力和側向力傳至底板。它既要
有足夠的強度和剛度,又應滿足底板比壓不超限。保證支架整體穩(wěn)定性的關鍵是在底座上鉸接四連桿機構,在底座中間設置有推移裝置,側面設置拉后輸送機的千斤頂和推移桿。
(6)推移裝置 此機構關系到支架能否正常推移,由千斤頂和推移桿組成。推移桿結構有長推桿或是由兩部分短推移桿組成。
(7)尾梁 尾梁用以放煤、保證過煤高度及維護工作空間。對于大塊煤可利用插板進行破碎。
(8)液壓控制系統(tǒng)及立柱、千斤頂 液壓系統(tǒng)由各液壓件、管路系統(tǒng)組成,它應保證立柱、千斤頂完成支架要求的各種性能,并達到設計技術參數(shù)。
3.2 頂梁的設計
圖3.3 中四連桿的頂梁
頂梁前、后分別與前梁和掩護梁鉸接,四個球面柱窩與立柱的活柱頭相連。頂梁有鉸接耳座與四連桿機構的上連桿聯(lián)接,此外還設有所需千斤頂?shù)亩?,如前梁、掩護梁千斤頂耳座。頂梁體箱式結構件的設計可根據(jù)總體受力分析,按不同支護高度時各部件最大受力值計算其強度。一般前、后柱窩斷面為最危險斷面,斷面安全系數(shù)n應大于1.1,同時要充分考慮各個鉸接孔的擠壓強度,以免孔受塑變拉長而損壞,特別是與上連桿鉸接的耳座,一定要加大強度。
側護板與導桿連接的結構以長方形拉板為好,可以保證導桿與側護板的連接強度。
3.3 底座的設計
圖3.4 中四連桿機構的底座
底座為整體式剛性底座,四連桿機構鉸接在底座前部(有的鉸接在中部或后部),有四個球面柱窩與立柱缸底相連,底座中間布置有推移裝置,側面有拉后輸送機千斤頂固定耳座。該底座整體性強,穩(wěn)定性好,與底板接觸面積大,比壓小。由于四連桿機構在中部連接,使底座受力狀態(tài)不好。上連桿與底座的鉸接座為兩突出的內主筋形成的箱體結構,應合理設計,使突變過渡處強度足夠,呈圓弧狀過渡,以免損壞。
3.4 掩護梁和連桿的設計
掩護梁的結構為鋼板焊接的箱式結構,在掩護梁上端與頂梁鉸接,下部焊有與前、后連桿鉸接的耳座。掩護梁有直線型、折線型兩種。這里選擇直線型掩護梁,結構強度高,其工藝性較好。
所有連桿均為箱式結構件,用以克服頂板指向采空區(qū)的水平力,增加支架穩(wěn)定性;但承受橫向力和扭力的性能較差,在設計時對其鉸接孔的強度、擠壓壽命應更加重視。
3.5 放煤口及放煤機構的設計
低位放頂煤支架的放煤口是由掩護梁和插板或尾梁及其千斤頂和插板形成。不論何架型,其橫向長度均為架寬,縱向長度根據(jù)架型、配套設備不同而異。本設計采用中四連桿機構的放煤機構設計
圖3.6 推桿機構
a—長推桿 b—短推桿
圖3.7 短框架機構推移機構
這種支架的掩護梁由鉸接在頂梁上的平衡千斤頂支撐或鉸接在底座上的千斤頂支撐。掩護梁下部有可伸縮插板,放煤時收回插板,利用千斤頂?shù)纳臁⒖s,調整放煤口進行放煤,放煤后伸出插板擋住矸石流入后輸送機內。這種結構能滿足放煤工藝、放煤口及工作空間的要求。從支架整體看,其橫向穩(wěn)定性較差。
本設計采用中四連桿機構的放煤機構,結構如圖3.9示:
圖3.9 中四連桿放煤頂煤支架
該支架是六柱低位放頂煤支架,四根立柱支撐頂梁,兩根支撐掩護粱。四連桿機構鉸接在頂梁和底座上,并布置在立柱外側,增加了垂直于工作面的穩(wěn)定性,梁端變化小,后部工作空間大,操作方便。兩根后立柱控制掩護梁擺動放煤,在掩護梁體內由千斤頂控制插板的伸縮,來控制放煤和擋矸,保證放煤工作順利進行。頂梁前部鉸接一帶有挑梁的前梁。
3.6 液壓系統(tǒng)的設計
3.6.1 液壓系統(tǒng)的特點
低位放頂煤支架的液壓系統(tǒng)有如下特點:
(1)采用介質為5:95的水包油乳化液;
(2)各類閥和管路系統(tǒng)可選擇流量為125L/min或200L/min兩種類型。
(3)泵站的壓力和流量可根據(jù)需要選用,流量有上述兩種;壓力可調至24.5MPa或32MPa;
(4)各類液控元件,一般均布置在頂梁、掩護梁、底座等結構上,根據(jù)需要也可布置在立柱上,整個系統(tǒng)應簡單、便于操作、人行方便;
(5)立柱的活塞腔油路上設有測壓閥,可根據(jù)工作需要,隨時裝上壓力測試裝置進行壓力測定,了解支架的受力狀況;
(6)液壓系統(tǒng)可根據(jù)需要,結合噴霧系統(tǒng),控制水路,進行放煤與噴霧,拉架與噴霧的聯(lián)動或手動控制噴霧。
3.6.2 支架的工作機構
低位放頂煤支架的工作機構一般由立柱、防片幫千斤頂、前梁千斤頂、側推千斤頂、推移千斤頂、插板千斤頂、尾梁千斤頂?shù)纫簤焊捉M成。
1.立柱
立柱是支架的主要承載部件,為了適應頂板的變化和改善受力狀況,立柱兩端均采用球面結合形式與頂梁及底座鉸接,承受壓力,并用銷軸固定來承受拉力。立柱柱頭與頂梁端相連接的銷孔,其兩側加工成喇叭口,與直銷配合使用,使頂梁能左右作適當偏轉,以便立柱在架內靈活轉動。
2.防片幫千斤頂
防片幫千斤頂被應用與前梁的挑梁上,使挑梁伸出和縮回能起到及時支護和防片幫的作用。
3.前梁千斤頂
前梁千斤頂用來支撐支架的前梁,使前梁向上或向下擺動,以便更好的維護頂板。
4.側推千斤頂
側推千斤頂?shù)淖饔檬峭瞥龌蚴湛s活動側護板,使支架具有擋矸、防倒和調架的性能。
5.尾梁千斤頂
尾梁千斤頂用來支撐支架的尾梁,形成后部工作空間,并使尾梁向下或向上擺動,使頂煤落入后部輸送機或擋住矸石。
6.插板千斤頂
插板千斤頂?shù)淖饔檬鞘俏擦后w內的插板伸出或縮回,用來擋矸、破煤或放煤。
7.推移千斤頂
推移千斤頂用來推進工作面輸送機和推移支架,它的缸體與支架底座相連,而活塞桿通過推移桿與工作面輸送機相連。
3.6.3 控制系統(tǒng)
低位放頂煤支架的控制閥組一般由兩組操縱閥組,液控單向閥、安全閥、雙向鎖、截止閥、過濾器及測壓閥等組成。
3.7 液壓支架的主要技術參數(shù)
3.7.1 支護面積
(3.1)
式中:——支護面積,;
——頂梁寬度,;
——頂梁長度,;
——移架后頂梁前端到煤壁的距離,一般。
代入相關數(shù)據(jù),得:
3.7.2 支護強度和支護效率
支護強度是指支架對單位面積頂板提供的工作阻力。
(3.2)
式中:——支架總工作阻力,;
——支護效率;
——支架中心距,;
——梁端距,;
——頂梁長度,
代入相關數(shù)據(jù),得:
采高時, =0.937
采高時, =0.837
滿足設計要求
3.7.3 ZFS5000/32/47放頂煤液壓支架性能參數(shù)一覽表
液壓支架主要技術參數(shù)如表3.1:
表3.1 液壓支架主要技術參數(shù)表
設備(部件)
名稱
項目
單位
技術參數(shù)
支
架
整
體
性
能
支架高度
mm
3200~4700
支架寬度
mm
1380~1550
支架中心距
mm
1500
支護強度
MPa
0.482~0.541
對底板比壓
MPa
1.46
初撐力
kN
4021.2
工作阻力
kN
5000
操作方法
本架操作
泵站壓力
MPa
35
立
柱
型式
單伸縮活塞式
根數(shù)
根
4
缸徑
mm
200
柱徑
mm
150
初撐力
kN
1005.3
工作阻力
kN
1256.8
行程
mm
1500
推
移
千
斤
頂
型式
正裝差動式
根數(shù)
根
1
缸徑
mm
190
柱徑
mm
95
推力/拉力
kN
223/578(差動原理)
行程
mm
700
側
推
千
斤
頂
型式
內進液
根數(shù)
根
2
缸徑
mm
80
桿徑
mm
60
推力/拉力
kN
158/69
行程
mm
170
護幫千斤頂
型式
雙作用單伸縮
根數(shù)
根
2
缸徑
mm
100
桿徑
mm
70
推力/拉力
kN
247/126
行程
mm
500
尾梁千斤頂
型式
雙作用單伸縮
根數(shù)
根
2
缸徑
mm
160
桿徑
mm
95
推力/拉力
kN
633/409
行程
mm
1200
插板千斤頂
型式
雙作用單伸縮
根數(shù)
根
2
缸徑
mm
80
桿徑
mm
60
推力/拉力
kN
158/69
行程
mm
1000
拉后溜千斤頂
型式
雙作用單伸縮
根數(shù)
根
2
缸徑
mm
140
桿徑
mm
85
拉力
kN
306
行程
mm
700
配套設備
采煤機
MGD150/NW型
前輸送機
SGZ 764/264型
后輸送機
SGW-40T型
4 立柱結構設計和強度計算
立柱是液壓支架的主要承載與高度調節(jié)件。它除了要具有較高的承載能力外,還應有較大的伸縮行程,以滿足支架工作高度的要求。在厚煤層開采中,為了增大支架對煤層厚度變化的適應性,常需使支架的伸縮比較大。此時,單伸縮立柱就難以滿足要求。雖然采用在支架上裝設機械加長桿的方法,在一定程度上可以擴大其調高范圍。但機械加長桿在安裝后就成為固定活塞桿,需要調節(jié)時裝拆比較困難。目前,在國內外一些大高度的新型支架上日益采用伸縮式立柱。由于本設計的采高的變化范圍較小,因此采用單伸縮立柱結構。
4.1 單伸縮立柱缸徑和工作阻力的確定
設計參數(shù):
行程: 1500
缸內工作壓力: 40
完全縮回時長度: 2760
完全伸出時長度: 4260
4.1.1 單伸縮立柱缸徑的確定
立柱缸體內徑按下列公式計算:
(4.1)
式中:D——立柱缸體內徑,;
F——支架承受的理論總載荷力,;
n——立柱的根數(shù);
——安全閥調定壓力,,選型安全閥,;
——立柱最大傾角,本設計立柱垂直布置,取。
代入相關數(shù)據(jù),得:
圓整,取。
4.1.2 泵站壓力的確定
本設計選用型乳化液泵站,壓力,考慮各種損失,按計算。
4.1.3 立柱初撐力的計算
(4.2)
式中:——立柱初撐力,;
——泵站壓力,。
代入相關數(shù)據(jù),得:
4.1.4 立柱工作阻力的計算
(4.3)
式中:——單根立柱工作阻力,;
——安全閥額定工作壓力,。
代入相關數(shù)據(jù),得:
4.1.5立柱缸體壁厚的計算
支架立柱的壁厚一般為,即中等壁厚,按下式計算:
(4.4)
式中:——缸內工作壓力,;
——考慮管壁公差即侵蝕的附加厚度,一般??;
——強度系數(shù),無縫鋼管??;
——缸體材料許用應力,,缸體選用,;
D——立柱缸體內徑,。
代入相關數(shù)據(jù),得:
圓整,取。
4.2 立柱強度驗算
4.2.1 立柱缸體強度驗算
1.缸體壁厚驗算
當時,按中等壁厚缸體公式進行計算:
(4.5)
式中:——剛體實際最大承壓,。
代入相關數(shù)據(jù),得:
安全系數(shù)為:
(4.6)
式中:——缸體材料為無縫鋼管,;
——許用安全系數(shù),一般取。
代入相關數(shù)據(jù),得:
所以,缸體壁厚滿足強度要求。
2.缸體與缸底焊縫強度驗算
缸體與缸底焊縫強度按下式計算:
, (4.7)
式中:——環(huán)形焊縫內徑,;
——環(huán)形焊縫外徑(缸筒外徑),;
——焊接效率,取;
——立柱工作阻力,。
代入相關數(shù)據(jù),得:
焊縫抗拉強度:
安全系數(shù)為:
(4.8)
代入有關數(shù)據(jù),得:
所以,焊縫強度滿足要求。
4.2.2 立柱活塞桿強度驗算
在承受同心最大軸向載荷時,立柱的初始撓度為:
(4.11)
式中符號如圖4.1所示,G——立柱總重,;——缸體軸線與水平面夾角,。
圖4.1 立柱受力分析圖
立柱的最大撓度:
當 (4.12)
當 (4.13)
當 (4.14)
式中:
E——鋼材彈性模量,;
。
活塞桿的合成應力為:
(4.15)
式中:A——活塞桿截面積,當活塞桿為空心時,其截面積,為減弱系數(shù);
W——活塞桿的斷面模數(shù),當活塞桿為空心時,其斷面模數(shù),為減弱系數(shù)。
安全系數(shù)計算如下:
(4.16)
式中:——許用安全系數(shù),一般最小為1.4。
代入有關數(shù)據(jù),得:
立柱的最大撓度:
活塞桿的合成應力為:
所以,安全系數(shù):
活塞桿強度滿足要求。
必須指出的是,上述活塞桿強度的計算僅當活塞桿頭部至最大撓度處的距離時才適用。
,
所以以上計算是正確的。
5 液壓支架受力分析
5.1 概述
5.1.1 支架工作狀態(tài)
1.頂板狀態(tài)
在采煤工作面中,當煤被采出后,就會出現(xiàn)一定的空間,由于受上部巖層壓力
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放頂煤
液壓
支架
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0010-放頂煤液壓支架設計,放頂煤,液壓,支架,設計
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