ZY32001535液压支架设计说明书

ZY32001535液压支架设计说明书 大学学士学位论文 本课题主要论述了液压支架的主要设计过程。其中包括：液压支架的 选型、总体设计、主要零部件的设计、校核以及液压系统设计。 支架的形式为掩护式支架。支架除了要有效的对顶板进行有效支撑， 还要实现升、降、推移四个步骤。支架采用四连杆机构，改善支架的受力 状况，缩小支架的升降过程中顶梁前端前后移动的距离。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。顶 梁掩护梁、底座都做成箱体结构用钢板焊接而成。 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 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 等方面综合性的科学技术问题。本设计主要从支架的工作原理这手，然后 进行总体结构设计以及校核。 ：液压支架；顶梁；底座；立柱；结构设计 I 大学学士学位论文 ABSTRACT The article mianly elaborate the hydraulic support design for top-caving. includes: the selection of hydraulic pressure support form, system design, main spar part design and examination of hydraulic system design The support eliminates must realize effectively carries on the strut to the roof, but also must realize ,to fall, to push, move four steps .the support uses four link motion gears, improves the support the stress condition, reduces the support to rise and full the distance which in the process fort end the top-beam around moves. The column uses the list expansion and contraction hydraulic cylinder, front end has legthens the pole, satisfies the support to be lowest and time the highest position high request. The top-beam, shields Liang, the foundation all makes the packed in a box body structure, becomes with the steel plate welding. At research to presses the support, need to carry on produce to experiment and analyze the research, make sure reasonable of liquid presses the support to be subjected to the dint parameter, the sport parameter and the structure parameters, and make selection the liquid to press the synthetic science technique problem of aspect of etc. of the best project of support. This design mainly this hand from the work principle of the support, then carry on the total structure design and school pits. Keyword: Hydraulic pressure support；Top beam；Cradle；the column-type support；structure design II 大学学士学位论文 ……………………………………………………………………………I ABSTRACT ………………………………………………………………II 1 ………………………………………………………………………1 1.1 国内外液压支架的研究现状及发展…………………………………1 1.2 本课题的研究目的和意义……………………………………………3 2…………………………………………………5 2.1 液压支架的工作原理…………………………………………………5 2.2 液压支架的类型和结构………………………………………………8 2.3 对液压支架的基本要求………………………………………………9 2.4支架的选型设计………………………………………………………10 3 ……………………………………………14 3.1支架高度、中心距的确定……………………………………………14 3.2底座长度的确定………………………………………………………15 3.3四连杆机构的设计……………………………………………………16 3.4顶梁长度计算…………………………………………………………22 4……………………………………………………24 4.1支架主要部件的设计要求……………………………………………24 4.2顶梁的设计……………………………………………………………25 4.3底座的设计……………………………………………………………26 4.4支架技术参数和立柱的设计…………………………………………26 4.5力柱柱窝位置和受力计算……………………………………………33 4.6千斤顶技术参数的确定………………………………………………35 III 大学学士学位论文 5……………………………………………………41 5.1支架工作状态…………………………………………………………41 5.2受力计算………………………………………………………………42 5.3顶梁载荷分布…………………………………………………………45 6 ………………………………………………… 47 6.1强度条件………………………………………………………………47 6.2主顶梁的校核…………………………………………………………47 6.3掩护梁强度校核………………………………………………………50 6.4底座强度校核…………………………………………………………52 6.5立柱强度校核…………………………………………………………56 7…………………………………………………………… 64 7.1液压支架的液压系统特点……………………………………………64 7.2液压系统的设计方法…………………………………………………65 7.3千斤顶系统……………………………………………………………65 7.4乳化液泵站系统………………………………………………………69 8 ……………………………………………………………75 9…………………………………………………………………………76 ……………………………………………………………………77 ……………………………………………………………………………78 ……………………………………………………………………………79 IV 大学学士学位论文 1 . 地下开采的煤产量主要是利用由液压支架配套的综采设备产出的。综 采设备的研制和广泛的运用，对煤炭工业革新技木装备不仅有着重大的作 用，而且对采煤工艺各个环节技术水平的发展和提高，是强有力的促进因 素。 加速现代化进程，必须加速煤炭工业企业的建设、改造和革新技术装 备的进程，增加地下开采和露天开采的煤产量。地下开采方法是最复杂和 闲难的方法，但是，这种方法在工业发达国家和以煤作为—次能源的地区， 仍然普遍应用。而且，开采优质煤，包括炼焦煤，都是采用地下开采方法。 综合机械化采煤是煤炭工业的一次技术革命，从根本上改变了煤炭工 业的面貌，综合机械化采煤是20世纪人类科技发展的重要成果。 综合机械化采煤技术在我国的研究试验、使用、发展，彻底改变了我国煤炭工业 的面貌，降低了工人的劳动强度，提高了产量、劳动生产率和企业效益， 满足了国民经济建设对煤炭的需求，合理的集中生产简化了生产系统，提 高了生产安全性。我国综采技术发展的30多年，使我国的煤炭生产技术 水平跨进了世界先进行列，综放技术跃居世界领先地位。 工作面支护问题始终是困扰煤矿生产安全、产量和效率的重要问题。 以液压支架为主要设备的综合机械化采煤(以下简称综采)的诞生和发展是煤矿生产发展史上的一次重大革命。不仅从根本上改善了劳动和安全条 件，也为工作面产量和效率的迅速提高奠定了基础。但是综采设备初期投 资高，特别是液压支架占综采设备总投资约60%，因此液压支架的合理选用特显重要。 1 大学学士学位论文 30多年来在液压支架技术不断发展中，形成了以煤科总院专业研究 所和骨干支架制造厂设计所为主的支架研究设计队伍，采用计算机CAD 进行各种类型支架的设计，用有限元计算软件等进行计算，并普及计算机 绘图。我国制订的缓倾斜工作面顶板分类及其它研究成果为支架设计、选 型和使用提供了有力的指导依据。制造方面形成以原部属专业制造厂为 主、机械工业部及船舶制造总公司等专业厂为辅的制造体系，以及以国家 煤矿支护设备质量检测中心为骨干的检测队伍。制定有关支架检测 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 11项，建立了各项支架检测手段，造就了一支研究、制造和使用液压支 架的庞大队伍;形成了研制液压支架的雄厚基础。不仅能满足国内的需要， 还向美国、俄罗斯、土耳其和印度等国家出口液压支架或成套综采设备。 为适应我国煤矿综采机械化的发展，国内综采设备科研设计和制造企 业已研制开发出具有较先进技术水平的大功率电牵引采煤机、重型刮板输 送机、电液控制强力液压支架和多点驱动大运力带式输送机。配套设备的 生产能力达到1500~2 500 t/h， 在适宜的煤层和矿井条件下，综采工作面 可实现年产300万吨以上。 新型矿用单体支护设备，采用悬浮式液压技术原理，生产矿用单体支 护设备，技术水平达到了国际领先水平，填补了国际空白。DWX型液压 支柱的柱塞悬浮，密封胀紧，密封补偿，无内泄漏、无圆弧焊缝等技术和 安全特点，具有独创性。新型矿用单体支护设备的诞生，消除了五十年来 国内外单体支护设备一直存在的内泄漏和圆弧焊缝脆断等安全隐患问题。 解决了深部煤矿开采冲击地压条件下回采工作面顶板支护的关键技术，结 束了由德国人发明的第二代单体支护设备的历史，开创了中国人发明的第 三代单体支护技术设备的历史，并将会长期使用下去。该产品普遍适用于 煤矿回采工作面的顶板支护和端头支护，可广泛应用于薄煤层、中厚煤层 及较厚煤层工作面，是煤矿的重要支护设备。 2 大学学士学位论文 近10年来主要的发展趋势是向两柱掩护式和四柱掩护式架型发展， 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。液压支架另一重大突破是控制系统，应用电液控制技术，采用电磁控 制的先导阀，先进可靠的压力和位移传感器，灵活自由编程的微处理机技 术，红外线遥感技术等现代科技成果，使液压支架的动作自动连续进行， 移架速度大大提高，支架循环时间达到6~8s。 我国自1973年开始大规模引进德国、英国等国家的综采设备，经历 了消化、吸收和改进提高的过程，到目前已形成了较完整的设计、制造和 科研体系，掩护式液压支架的制造和采煤技术已有长远发展。 1.2 采用综合机械化采煤方法是大幅度增加煤炭产量、提高经济效益的必 由之路。为了满足对煤炭增长的日益需要，必须大量生产综合机械化采煤 设备，迅速增加综合机械化采煤工作面。由于采煤工作面的底顶板条件、 煤层厚度、煤层的物理机械性质等的不同，对液压支架的要求也不同。为 了有效的支护和控制顶板，必须设计出不同类型和不同结构尺寸的液压支 架。因此液压支架的设计工作是很重要的。由于液压支架的类型很多，因 此其设计工作量也是很大的，由此可见，研制和开发新型液压支架是必不 可少的一个环节。 通过对液压支架的理论学习，完成液压支架的设计工作，加深对液压 支架工作原理、工作性能、工作环境及其结构的认识和了解。通过对液压 支架结构的分析，加深和巩固机械原理的相关内容；通过对液压支架受力 的分析和强度的校核，加深对专业基础课理论力学和材料力学及专业课机 械设计相关内容的巩固和理解。同样通过对液压支架的设计，能够更好的 认识国内外液压支架的发展趋势和发现目前煤矿液压支架主要存在的问 3 大学学士学位论文 题，从而为以后更深认的了解和设计液压支架打下良好的基础。 通过自己独立地完成指定的课程设计任务，提高理论联系实际、分析 问题和解决问题的能力，学会查阅参考书和工具书的方法，提高编写技术 文件的能力，进一步加强设计计算和制图等基本技能的训练，为毕业后成 为一名出色的机械工程师打好基础。 现代社会对人才提出了更高的要求，作为一名当代大学毕业生，不 仅打好坚实的专业知识，还应具备工程技术人才应有的综合素质。为了 适应这一发展趋势，我们应立足变传统的、僵化的、单纯的毕业设计为 培养主动学习、提高创新能力、树立团结协作精神、强化计算机运用等 多维兼容性毕业设计;同时通过完成毕业设计，锻炼学生解决实际工程问 题的能力；在整个毕业设计的过程中，以我们的主动学习为主，教师适 时指导为辅；将素质教育也毕业设计教学相融合，从根本上提高毕业设 计的质量和水平 。 4 大学学士学位论文 2 2.1 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 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 5 大学学士学位论文 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。 6 大学学士学位论文 图2.2 支架的工作特性曲线 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 ttt曲线 表 关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf 示，如图 所示，曲线上的、、分别表示支架的初撑、增阻、031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 P,3q, ，10 (式2.1) MPaF 2式中 —支架的支护面积，m F 7 大学学士学位论文 2.2 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2~3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。 m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4~6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。 8 大学学士学位论文 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 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kN 9 大学学士学位论文 架力按煤层厚度而定，薄煤层一般为100kN~150kN，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 2.4.1 煤层厚度：H＝1.8~3.2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：SGZ－730/320。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 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 10 大学学士学位论文 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0.15~0.3；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 (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2.5~2.8m（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10~15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 11 大学学士学位论文 为1.96~2.16MPa，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 2分别在5~8和20min以下时，暂不宜采用液压支架。 m (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 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1.8~3.2米，属于中厚煤层。支架的适应高度为1.5~3.5 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。 12 大学学士学位论文 表2.1支架架型的选择 老顶级别 ? ? ? ? 直接顶类别 1 2 3 1 2 3 1 2 3 4 4 掩掩支掩 掩 支 支支掩掩采高小 护护撑护 护 撑 撑撑护护支撑式 于2.5m 式 式 式 式 或 式 掩掩或或时 支 护护支支 支架类型 撑 式 式 撑撑采高大 支撑掩 掩 掩掩于2.5m 护式 护 护护时 式 式 式 1 0.294 1.3，0.>2 ，，0.294 1.60.294 应结合 249 支架 深孔爆 0.3431.3，，0.3430.>2支护采2 破，软化1.6，0.343 （0.245） （0.245） 343 强度 高顶板等 0.4411.3，，0.4410.>2MPa m 措施 《全国民用建筑工程设计技术措施》规划•建筑•景观全国民用建筑工程设计技术措施》规划•建筑•景观软件质量保证措施下载工地伤害及预防措施下载关于贯彻落实的具体措施 处3 1.6，0.441 （0.343） （0.343） 441 理采空 0.5391.3，，0.5390.>2区 4 1.6，0.539 （0.441） （0.441） 539 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。 ,5 ?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。 13 大学学士学位论文 3 3.1 3.1.1 支架高度的确定原则，应根据所采煤层的厚度，采区范围内地质条件 的变化等因素来确定，其最大与最小高度为： H,h，S （式3.1） mm1 H,h，S,,,, （式3.2） nn2, hm—煤层最大采高， hn—煤层最小采高 S1—伪顶冒落的最大厚度，一般取0.2~0.3m S2—顶板最大下沉量，一般取100~200mm a—移架时支架的最小可缩量，一般取50mm ,a—矸、浮煤厚度，一般取50mm 本设计采高1.8~3.2m,取支架高度为1.5~3.5m 3.1.2 支架的伸缩比指最大与最小支架高度之比值为： Hm （式3.3） m,Hn 代入数据得m=2.33。 3.1.3 所谓支架间距，就是相邻两支架中心线间的距离。按下式计算： 14 大学学士学位论文 bBnC,，,（式3.4） cm3 b式中： —支架间距（支架中心距）； c B—每架支架顶梁总长度； m C—相邻支架（或框架）顶梁之间的间隙； 3 n—每架所包含的组架的组数或框架数，整体自移式支架。 b支架间距要根据支架型式来确定，但由于每架支架的推移千斤顶c 都与工作面输送机的一节溜槽相连，因此目前主要根据输送机溜槽每节长 度及帮槽上千斤顶连结块的位置来确定，我国刮板输送机溜槽每节长度为 1.5m,千斤顶连结块位置在溜槽中长的中间，所以除节式和迈步式支架外， 支架间距一般为1.5m。 本次设计取支架的中心距为1.5m。 3.2 3.2.1 底座是将板压力传递到底板和稳固支架的部件。在设计支架的底座长 度时，应考虑如下诸方面：支架对底板的接触比压要小；支架内部应有足 够的空间用于安装立柱，液压控制控制装置、推移装置和其他辅助装置； 使于人员操作相行走，保证支架的稳定性等。通常，掩护式支架的底座长 度职3.5倍的移架步距(一个移架步距为0.6m)，即2.1m左右；支撑掩护式支架的底座长度取4倍移架步距，即2.4m左右。本次设计取底座长2.18m。 3.2.2 支架底座宽度一般为1.1~1.2m。为提高横向稳定性和减小对底板比 压，厚煤层支架可加大到1.3m左右，放顶煤支架为1.3~1.4m。底座中间 15 大学学士学位论文 安装推移装置的槽子宽度与推移装置的结构和千斤顶缸径有关，一般为 300~380mm。宽度取1350mm。 3.3 3.3.1 1．梁端护顶 鉴于四连杆机构可使托梁铰接点呈双纽线运动，故可选 定双纽线的近似直线部分作为托梁铰接点适应采高的变化范围。这样可使 托梁铰接点运动时与煤壁接近于保持等距，当梁端距处于允许值范围之内 时，借此可以保证梁端顶板维护良好。 2．挡矸 鉴于组成四连杆机构的掩护梁既是连接件，又是承载件，为 了承受采空区内破碎岩石所赋予的载荷，掩护梁一般做成整体箱形结构， 具有一定强度。由于它处在隔离采空区的位置，故可以起到良好的挡矸作 用。 3．抵抗水平力 观测表明：综采面给予支架的外载，不但有垂直于煤 层顶板的分力，而且还有沿岩层层面指向采空区方向（或指向煤壁方向） 的分力，这个水平推力由液压支架的四连杆机构承受，从而避免了立柱因 承受水平分力而造成立柱弯曲变形。 4．提高支架稳定性 鉴于四连杆机构将液压支架连成一个重量较大的 整体，在支架承载阶段，其稳定程度较高。 四连杆机构在具有以上诸作用的同时，也有一些缺点。首先，支架在 工作过程当中，四连杆机构必须承受很大的内力，从而导致支架结构尺寸 的加大和重量的增加；其次，由于四连杆机构对顶板产生一个水平力（又 称水平支撑力），因此对支架的工作性能将产生不良影响。 3.3.2 P（1）支架在最高位置时，=52?~62?，即：0.91~1.08弧度； 1 16 大学学士学位论文 P,Q=75?~85?即1.31~1.48弧度；支架在最低位置时，保证。 25:11 （2）后连杆与掩护梁的比值，掩护式支架为I =0.45~0.61;支撑掩护式1 为I = 0.61~0.82。 I,（3）前后连杆上绞点之距与掩护梁的比值为0.22~0.3。 1 '（4）点的运动轨迹呈近似双纽线，支架由高到低双纽线运动轨迹的e 最大宽度mm以下。 e,70 （5）支架在最高位置时的应小于0.35，在优化设计中，对支撑掩tan, 护式支架最好应小于0.16。 3.3.3. H四连杆机构各部参数如图3.1所示，图中的为支架在最高位置时的1 'ae计算高度。令：=; ab=; ab=; cd=; =; =; ABDEoaCodG22'eb=; F abAS',IJe=;=;; ;== ,ILJoStan,U11'LGae e a 图3.1四连杆机构参数图 17 大学学士学位论文 1、四连杆的作用 四连杆机构是现代液压支架主要的稳定机构，其主要作用是保证支架 纵向和横向的稳定性；承受和传递载荷以及保持液压支架的整体刚度等。 对于四连杆的选择形式，大多数都是采用前整体后单的形式，这样可以增 加尾部的空间。 具有四连杆机构的液压支架从问世以来，经过长期的实践考验，显示 出巨大优越性，并从根本上克服了支撑式支架稳定性和力学持性的缺陷， 成为液压支架技术发展史上的一个重要里程碑。 现代掩护式和支撑掩护式支架都用前后连杆把掩护梁和底座连结在 一起，这样组成的双摇杆四连杆机构可使支架升降时保持比较稳定的梁端 距，即要求掩护梁和顶梁的铰接点的运动轨迹近似为一条直线，故称底座、 前连杆、后连杆和掩护梁组成的机构为近似直线机构，从而得到一个近似 相等的端面距，以提高管理顶板性能，使支架能承受较大的水平力。 液压支架升降时，顶梁的运动轨迹是由四连杆机构决定的，既有顶梁 与掩护梁的铰点E的轨迹所决定，其轨迹如图3.2所示： 图3.2升降柱运动轨迹 2、支架四连杆机构的运动轨迹 18 大学学士学位论文 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，顶板对顶粱的摩擦力指向采 空区侧。当E点轨迹处于BC段时，顶梁相对于顶板有向采空区移动的趋 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。前者对于保持粱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，造成顶板断裂线前移或梁端冒顶。因此，合理设计四连杆 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Δ ?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 作用，保持支架横向稳定性和整体刚性十分重要。如图示支架立柱为二力 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。 3、四杆机构之间的关系 掩护式和支撑掩护式支架的四连杆机构都是双摇杆机构。双摇杆机构 形成的条件是：最短杆C和最长杆之和小于其余两杆长度之和，而最短 杆为上连杆（掩护梁），最短杆的对边a为固定杆（底座），即： C＋b。在J点作角，,15,, 再取JC一定长度与HC交于C点，C点作为后连杆和掩护梁的铰接轴。 4)以J为圆心，JC为半径画一圆弧。以I为圆心，以HC的长度ab 为半径画圆弧与ab弧交于E点。C点和E点就是后连杆在支架为最小 高度和最大高度时的极限位置。 5)在CH上取一长度CD，必须使CDDC,这样CD就是最短杆。而且要使CD＋DG>时，载荷呈梯形分布，如图5.5所示。 23 顶梁前端比压为： (6,2)FxLg,31,，10 MPa （式5.9） q22,LgBm 顶梁后端比压为： (4,6)FLgx,31,，10 Mpa （式5.10） q32,LgBm Lg由于x=0.77小于所以载荷分布为三角形。 3 BxF将=3242 kN，=1.4m，=0.77m代入公式(5.10)得顶梁后端比压m1 q为： 3 2，3242,3q,，10,2.1MPa 33，1.4，0.77 46 大学学士学位论文 6 6.1 在液压支架的研制、试验过程中，各构件的强度汁算是极为必要的。 前面数章的内容已经给出了支架主要零件部件受力分析和负荷的计算方 法。但是由于液压支架的结构特点、外载荷特点以及使用条件的特殊性， 在强度计算中的强度条件也有其特殊性。当然强度条件要以现阶段液压支 架所选用的材料、制造工艺以及大致形式等为依据，随着时间的推移，如 果上述诸点有变，强度条件也必须作相应调整。强度校核均以材料的屈服 极限为计算安全系数如表6.1所示。 表6.1支架安全系数 安全系数 前梁 底座 顶梁 掩护梁 前连杆 n 1.1 1.1 1.1 1.3 1.3 安全系数 后连杆 主要轴 缸体 焊缝 活塞杆 n 1.3 1.3 3.3－4 3.3－4 >1.4 6.2 6.2.1 假设前梁失去作用，主顶梁受一集中载荷，其受力如图6.1（a）所示： 由上面求出F为3242kN，距离铰接点770mm。 做主顶梁的受力及力矩图6.1所示： 47 大学学士学位论文 图6.1（a）顶梁受力图 图6.1（b）顶梁弯矩图 由图可知： M,3200×sin15×0.26+3200×cos15×0.03=308.07N/m max 主顶梁做成等断面箱式结构，在最大弯矩处的断面如图6.2所示： 图6.2最大弯矩断面图 6.2.2 (1) 形心位置 各板件计算数据如表6.2所示： 48 大学学士学位论文 表6.2各板件计算数据 件号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 数量 1 2 2 4 2 2 2 2 1 2F139.2 73.6 27.8 52.2 26.8 40.32 35.2 26.2 56 ncm y0.8 2.4 15.8 15.8 15 29.2 29.2 29.2 19.1 n 4J29.7 15.7 2133.7 4812.2 1107.4 8.6 5.6 5.6 4968 ncm 结构件的形心位置为： ,(Fy)nn=[139.2，0.8，2，73.6，2.4，2，27.8，15.8，4，52.2，15.8 y,c,Fn ，2，26.8，15，2，40.32，29.2，2，40.32，29.2，2，35.2，292，56，19.1],[13.9，2，73.6，2，27.8 cm，4，52.2，2，26.8，2，40.32，2，35.2，2，26.2，56]=14.23 (2) 惯性矩 22J,,[J，F(y,y)][29.7，139.2(0.8,14.23)]，2[15.7，73.6= nnnc 22，(2.4,14.23)]，2[2133.7，40.3(15.8,14.23)]，4[4812，75.6(15.8 222,14.23)]2[8.6，40.32(29,14.23)]，2[7.5，35.2(29.2,114.23)]+ 24，[4968，26.2(19.1,14.23)]=125318.6cm （3） 弯曲应力 5(18,)My376.92，10(35,14.23）2maxckN/cm ,,,,6246.98max125318.6Jz 6.2.3 49 大学学士学位论文 2钢板材料选取16Mn，σs =34335 kN/ cm ,34335sn,,,5.5,[n] 满足强度要求。 6246.98,max 6.3 6.3.1 掩护梁的受力分析如图6.3所示处理后的力学模型由受力图可以看 出掩护梁的危险截面在前连杆与掩护梁铰接处，故需校核此危险截面的弯 曲强度。 此处截面的弯曲强度为： 2M,Fsin,,G,588sin:，0.43,143.5 kN,mmax6 图6.3掩护梁受力分析图 主顶梁做成等断面箱式结构，在最大弯矩处的断面如图6.4所示： 50 大学学士学位论文 图6.4最大弯矩断面图 6.3.2 (1)形心位置 各板件计算数据如表6.3所示： 表6.3掩护梁板件数据 件号 1 2 3 4 5 6 7 数量 1 2 4 2 1 2 2 面积151.2 90.88 79.6 68.8 21.5 40 40 cm2 形心位0.6 8.2 14.6 15.3 15.3 28.6 27.6 置cm 结构件的形心位置为： ,()ynFn,yc,Fn y,代入数据得：13.3cm c （2）惯性矩 3ab42,J cm J,，(,)nyynnJFnc12将数据代入公式，算得总惯性矩为： JJ,,24405.2，85544.2，1901.7，3629.9，2182.7，9365.3，8181.3,Zn 51 大学学士学位论文 4=58210.3 cm （3）弯曲应力 5(37.6,)My143.5，10(37.6,13.3)2maxckN/ cm,,,,5990.4max58210.3Jz 6.3.3 2 钢板材料选取16Mn，σs =34335 KN/ cm ,34335sn,,,5.7,[n] 满足强度要求。 5990.4,max 6.4 6.4.1 底座通过立柱，前后连杆支撑支架的顶梁及掩护梁，是支架的主要承 压部件，主要对其压力强度进行校核，基本不受弯矩影响。 底座的受力分析见图6.5示。 (a)底座受力图 52 大学学士学位论文 (b)底座弯矩图 图6.5底座受力情况 图中立柱的压力以及前后连杆的拉力或压力在前面已经算出，由 得,M,0 Rl,lpcos,，HPsin,,lpsin,,Hpsin,，HPcos,,0A12BBBBB3CCCCCDDD 由上式求得前端的支反力为 1）最高位置时的情况： 1R,(lpcos,,HPsin,，lPsin,，HPsin,,HPcos,)A2BbBBb3CCCCCDDDl1 1ooo =(1.19，3200cos15,0.21，3200sin15，0.97，39sin55 2.18 oo ,0.604，39sin55,0.4，588cos78 =1590.42 kN,m M,R(L,L)，HPsin,=1748.45 kN,mBA12BBB M,R(l,l),P(ll)cos,，HPsin,,HPcos, A13B2,3bBBBCCCC oo1590.42，1.21,3200(1.19,0.97)cos15，173.93,0.604，39cos55= =1404.82 kN,m oM,HPcos,,0.4，588cos78,48.9 kN,mDDDD 53 大学学士学位论文 在最低位置时的情况： 1ooo R,(1.19，3200cos28,0.21，3200sin28，0.97，39sin13A2.18 oo =1296.46 ,0.604，39sin13,0.4，588cos18kN,mM,1296，0.99，315.48 ,1598.98kN,mB ooM,1296.46，1.21,3200，0.22cos28，315.48,0.604，39cos13 C ,1239.65kN,m M,HPcos,,223.7 kN,mDDDD 表6.4相应位置对应的弯矩 弯矩 Mb KN?m Mc KN?m 位置 最高位置 1748.5 1404.8 最低位置 1599 1239.7 由表6.4中可知，最大弯矩发生在立柱的柱窝处。但是柱窝处专门焊 接了柱窝，断面加强。危险断面在离柱窝中心250mm处，如图6.6所示。 M,1.15R,1.15，1590.42,1828.98该处弯矩为 kN,mA 图6.6 柱窝结构示意图 最大弯矩处截面如图 54 大学学士学位论文 图6.7底座最大弯矩箱体结构图 材料数据 表6.5材料数据 N件号 厚度 钢号 σ 2cm 40 16Mn 34335 1钢板 20 14MnTiRe 45126 2钢板 20 14MnTiRe 45126 3钢板 形心位置计算数据列于表6.6中 表6.6形心位置 件号 1 2 3 件数 4 1 1 280 268 268 Fn cm 2360 60 Jn cm 1.35，10 20 9.2 9.2 Yn cm 结构的形心位置为结构的对称轴线。其惯性距为 2 J,(J，Fy),nnn 3224，1.35，10，120，120，268，9.2，268，9.2= 55 大学学士学位论文 ,5400，240，45367.04 4,51007.04cm 弯曲应力 5My1828.98，10，9.222c,,,,32988.8N/cm,,,34335N/cmsJ51007.04 故满足要求。 6.5 立柱的强度校核包括立柱的稳定性验算，活柱，加长杆和缸体的强度 验算。 6.5.1 采用乳化液泵的压力为31.4MPa。 经以上立柱参数的计算确定：缸内径为230mm，材料为27SiMn无缝 2,,83385N/cm钢管，。安全系数选取1.5， s 2[,],83385/1.5,55917N/cm许用应力。缸壁厚度为： `d[]，0.4p,3=0.7cm ,(,1),2[],1.3p, 34P4，1600，102式中 p—缸内压力，。 p,,,3800N/cm?2d，23,,3 我国液压支架一般用27SiMn无缝钢管做缸筒和立柱。考虑到缸口要 车槽、台阶或螺纹等，应选较厚的管壁。取壁厚为21.5mm。 6.5.2 56 大学学士学位论文 ?dL10002303H,，,，,215mm最小导向长度为： 102102式中 L—液压行程，根据立柱长度需要，液压行程为1000mm。 考虑了活塞厚度和导向长度，取重叠长度为228mm。 为了使立柱结构简单一些，立柱采用单伸缩加加长杆的结构。在计算 加长杆作为伸缩活柱，因此，按双伸缩立柱计算。立柱结构尺寸表示如图 6.8（a、b）。计算数据列于表6.7所示： 122 F,,d,254.5cmP=1600KN 114 12?22 F,,（d,d）,94.7cml=95.5cm 12224 ,44 J,d,5153cml=239.5cm 21164 ,4?44 J,（d,d）,4507cml=122.5cm 322264 ,4?44 J,（d,d）,13529cml=356.1cm 33364 P1 ,,k0.0053a=11cm 11EJcm1 P1 ,,k0.0041a=22.8cm 22EJcm2 P1 ,,k0.0022,,,,0.05cm 312EJcm3 2 ,,0.0355mm p=3800N/cm3 62,,0.025mm E,20.6，10N/cm 4 ?d=180mm d=230mm 13 57 大学学士学位论文 d=210mm d=273mm 23 ?d=179mm 2 （a）立柱受力情况 图6.8（b）立柱等价受力图 ,,M(X),P(Asinkx，Bcoskx)0,l 1111111 [l,l]M(X),P(Csinkx，Dcoskx) 32222222 M(X),P(Gsinkx，Hcoskx),,0,l 3333333其中各系数的计算如下，假设立柱受一轴向力P，没有横向力，不 偏载，即e=e=0。 12 58 大学学士学位论文 sinkl=0.4848 cos kl=0.8746 1111 sinkl=0.8315 coskl=0.5554 2222 sinkl=0.2662 coskl=0.9639 3333 sinkl=0.4813 sinkl=0.8765 2323 ,，,,，,3412,,,0.0045,,,0.0013 122a2a12,,ksinkl coskl， kcosklsinkl,0.0049 1221122211 ,,kcoskl coskl, ksinklsinkl,0.00092 1221122211 ,,ksinkl coskl, kcosklsinkl,0.00006 3233322333 ,,kcoskl coskl， ksinklsinkl,0.0018 3233322333 ,6,,,,,,0.0049，0.0018,0.00092，0.00006,8.7，10 A,,[sinkl,(sinkl,,coskl),，sinkl1112222233 ，(,,sinkl，,coskl)],[(,,,,,)，sinkl],0.9174222211C,(,,sinkl,,,sinkl),(,,,,,),0.4147 111233 D,(,,sinkl,,,sinkl),(,,,,,),0.1798 233111 G,,[(sinkl,-coskl,)sikkl，,(-，sinkl,，coskl,)sinkl]23231112323233 ,(,,-,,)sinkl,1.342133 最大弯矩所在位置为： 6EJ,,20.6，10，51531 X,,,257,l,95.51132P21600，10 59 大学学士学位论文 由上式知道最大弯矩发生在l处。最大弯矩为： 1 M（l）,PAsinkl,1600，0.9174，0.4848,711.6 N?cm 1max111 加长杆内的应力由于轴向力形成的压应力和弯曲形成的弯曲应力， 33MdP1600，10711.6，10，1821max1即： ,,，,，,7529.7N/cm1F2J254.52，515311 2,,35316N/cm加长材料选用45号钢，。 s ,35316sn,,,4.7安全系数： >[n]=1.4 7529.7,1 故满足强度要求。 ,油缸的挠度计算 1 ，，Gll,，,ll0121212,,，cos, 12al2Plm式中 cm,,—活塞杆与导向套处的最大配合间隙，=0.1353； 11 cm,,—活塞与缸体的最大配合间隙，=0.11； 22 cml—活塞杆头部销孔中心至最大饶度处的距离，； 1 cml —缸底尾部销孔中心至最大饶度处的距离，； 2 cm—缸体全部外伸时，液压缸两端销孔间的距离，； l P —活塞杆的最大推力，即立柱的工作阻力，； kNm a —活塞杆全部伸出时，导向套前端到活塞滑动面末端的距离； 60 大学学士学位论文 GG —液压缸的重力，；==； mgkN360，10,3.6kN00 ,, —立柱轴线与水平面的夹角；=。 75:把以上数据代入公式中得： (0.1353，0.11)，95.5，239.53.6，95.5，239.5:cm ,,，cos75,0.412，22.8，326.52，1600，326.5最大弯矩所在位置为： 6EJ,,20.6，10，45072>l=239.5 X,,,2412232P21600，10 由上式可知活柱的最大弯矩发生在l处，即加长杆与活柱发生初折曲2 的地方。活柱的最大弯矩为： M（l）,M（l）,711.6 N?cm 2max21max1 活柱内的应力为由于轴向力形成的压力和弯曲形成的弯曲应力，即： 33MdP1600，10711.6，10，2122max2 ,,，,，,18533.3N/cm2F2J94.72，276722 2,,83385N/cm活柱选用27SiMn无缝钢管，。 s ,83385sn,,,4.5安全系数： >[n]=1.4 ,18533.3 故活柱满足强度要求。 最大弯矩发生的地方为： 6EJ,,20.6，10，135293 X,,,655.5,l,122.53332P21600，10 由上式知道，缸体最大弯矩发生在l处，即活柱与缸体发生初曲折3 61 大学学士学位论文 的地方。最大弯矩为： M（l）,PGsinkl,1600，1.3421，0.2662,571.6 kN?cm 3max333 缸体内壁三个应力为： 2,,,p,,3800N/cm 3r `d2323021，()1，()d22733 ,,p,3800,21657.4N/cm t3`230d2231,()1,()273d3 ?3Md571.6，10，2323max3 ,,,,,,472.1N/cm302J2，135293 按第四强度理论进行验算，即： 12222,,,[(,,)，,(,,)，（,,,）],23967.4N/cm 3303033r3ttr2 ,83385sn,,,3.6安全系数： >[n]=3.3 ,23967.4 故缸体满足强度要求。 为了简化计算，把加长杆作为活柱的一部分，这样就相当与单伸缩立 柱，因此，则： J51531 ,,,,0.617J135293 ?l，(l,l)l95.5，(239.5,122.5)1231,,,,,0.63 ll356.1 62 大学学士学位论文 由图6.9查得。 ,,0.4 图6.9 ,,,关系图 临界载荷为： 226,EJ,0.4，，20.6，10，135293P,,,,10152kN k22J356.1 P10152k,,6.3稳定裕量： >[n]=4.0 P1600 所以立柱的稳定性符合条件。 63 大学学士学位论文 7 7.1 液压支架由不同数量的立柱合千斤顶组成，采用不同的操纵阀以实现 升柱、降柱、移架、推溜等功作。虽然支架的液压缸(立柱和千斤顶)种类、 数量很多，但其液压系统都采用多执行元件的并联系统。 液压支架的液压传动，与其它机械的容积式液压传动有很大的区别， 其特点加下： 工作液的压力高(管路内的压力达20~40MPa，立柱内的压力达30~70MPa)，流量大(35~140l/min)；在液压系统种，采用粘度低和容量大 的液体作为工作介质；液压缸、操纵阀，其它调节和控制装置等总的数量 大(高压泵1~6台、液压缸300~1500个、安全阀150~300个，还有同样数量的液控单向阀)； 泵－液压缸传动系统的换算弹性模数较低；根据支架的数目改变液流 的参数；所有支架在结构上都有着相同的液压缸、液压装置以及它们之间 都有相同的连接方式(相同的液压系统)；每节支架都重复着相同的工序， 这些工序的总和构成液压支架的基本工序；为了保证系统具有较高的容积 效率，实现无故障作业及工作人员的安全，液压系统的元件和部件要有好 的密封性和可靠性。 这些特点体现了液压传动元件以及整个系统在结构上的特点，即：液 压支架是以单节支架为单元的，这就决定了液压系统的构成，即工作面支 架和端头支架的液压系统成为液压支架的基本组成部分。此外，可以把泵 站、中心控制台和支架的液压管路等部分作为支架的公用液压系统。其中 每个部分都具有独立的功能，在改善液压传动或者制定新的方案时，一般 都可以单独地加以研究。 64 大学学士学位论文 7.2 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 2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 7.3 千斤顶系统包括前梁、平衡、侧推、推移、护帮、防倒、防滑和调 架千斤顶。这类千斤顶控制系统一般由油缸上加一些必要的液压阀构成。 常用的千斤顶控制回路有如下形式： 7.3.1. 图7.2为单作用式，图7.3为双作用式。 65 大学学士学位论文 图7.2 单作用式 图7.3双作用式 7.3.2. 推移千斤顶系统如下图所示。a为单向锁紧回路，b为差动回路，c为千斤顶定压回路，用于辅助移架千斤顶的推力限制在一定范围，在该千斤 顶的活塞腔一侧液路上增设一个定压开关阀。当操纵操纵阀时，压力液经 分流阀后分成两路：一路去推移千斤顶，另一路经定压开关阀去辅助移架 千斤顶。当液压力超过定压关闭阀的调整压力时，该阀关闭，切断液路， 保证辅助移架千斤顶的推力不超过调定值。 7.3.3. 平衡千斤顶系统一般用双向锁紧限压回路图7.4所示。 图7.4双向锁紧限压回路 7.3.4. （1）弹簧机构式。其优点式结构简单，不需要液压元件，但功能较 66 大学学士学位论文 差，不具备调架性能，适应煤层倾角很小的工作面。 （2）弹簧与液压无闭锁混合系统。这种方式除弹簧机构外，需装备 3－4个千斤顶及其操纵系统。与第一种方式相比，增加了设备费用，在 功能方面并未获得显著的改善。但目前我国煤矿大量的支架式采用这种控 制方式的活动侧护板。 （3）弹簧与液压闭锁系统混合式。与第二种无闭锁系统比较，只是 控制阀的功能不同，并增加了2—3个安全阀，使设备费用并不会显著增 加，却获得了较好的防倒、防矸和调架的性能。 （4）全液压控制系统。这种系统在结构方面取消了弹簧，增加了一 条低压供液系统和压力顺序阀，使活动侧护板具备了良好的性能，还可简 化顶梁和掩护梁的结构。 根据支架的工作原理，做出液压系统如下图7.5所示： 67 大学学士学位论文 图7.5 液压系统图 1-立柱 2-推移千斤顶 3-护帮千斤顶 4-前梁千斤顶 5-平衡千斤顶 6-顶梁侧推千斤顶 7-掩护梁侧推千斤顶 8-后连杆侧推千斤顶 9-调整千斤顶 68 大学学士学位论文 7.4 7.4.1 乳化液泵站是采煤工作面文护设备及推移装置的动力源。主要由乳 化液泵组、乳化液箔组组成，还包括必要的控制、保护、监视等元件及联 接管路。 泵站的布设分为固定式和移动式两种。供液的方式为单一工作面供 掖和集中对多个工作面供液。 表7.1泵站供液方式 方式 布设地点与配置 供给地点与输送 通过大管径金属管道向 集中在采区或矿井硐室中，配置多台泵组和大容 去全采区或矿井的各个固定供液 量液箱 采煤工作面供液 式泵 站 单一在工作面顺槽端部硐室内，配两台泵组和一通过大管径硬管或高压 供液 台乳化液箱组 软管向本工作面供液 移动在距采煤面30~50m的顺槽内布设两台泵 单一通过高压软管于工作面式泵组，一台箱组，随工作面的推进而移动，也 供液 主供液管连接供液 站 可安装于动力列车上 泵站主要多数应满足采煤工作面供液需要，同时要有合理的管路和阀 类配套。 泵站公称压力取决于立柱初撑压力和杏千斤顶的t作压力。在此基础上考虑一定的富裕系数，以补偿系统沿程的压力损失。 泵站的液箱容积应能保证系统正常循环时液体的充分沉淀和排气，洒 温不要超出0?， 69 大学学士学位论文 能容纳由于顶板下沉等原因回流的液体。一胜液箱容积不少于泵公称流量 的6倍。 为了验证泵站系统组配的合理性，可用液压支架液压系统优化程序进 行检验。 7.4.2 乳化液泵站系统应符合以下基本要求： (1)系统及其元件应能满足工作面支护设备和推移设备的要求。 (2)控制系统中，应配有各自独立的两台泵组。 (3)应有完善的过滤装置及磁过滤。 (4)必须有两级压刀保护装置。固定泵站应有失压保护。 (5)应设有压力指示。 (6)应有消除系统脉动和补能的蓄能器。 由于工作面支架的立柱和千斤顶所需要的压力不同，就需要泵站共给 不同的压力液。一般情况下，立柱要达到较高的初撑力，就需要高压液。 要求推力较小的千斤顶，例如侧推千斤顶等就要较低的压力液。由此，本 次设计选用高压—低压泵液压系统：工作面同时需要高压和低压时，可以 设置一套高压泵，一套低压泵，组成整套乳化液泵站，其原理系统图表示 如图7.6示。高低压泵可以用一台电机拖动。 70 大学学士学位论文 图7.6泵站液压系统 1低压蓄能器2低压单向阀3低压卸载阀4低压手动卸载阀 5低压安全阀6油箱7低压泵8高压泵9高压安全阀 10高压手动卸载阀11高压卸载阀12高压单向阀13高压蓄能器 1、乳化液泵 乳化液泵与电动机、机架等组成乳化液泵组，作为一个泵站组件。 工作原理：机械化采煤工作面一般采用卧式三往塞往复式乳化液泵。 它是由电动机驱动，将曲轴的转动经连杆—块沿机构带动柱塞作往复直线 运动。其工作原理如图7.7所示。当柱塞左行时，缸体腔容积增大形成真 空。液箱里的乳化液在大气压力下经吸液阀被吸入缸体。此时排液阀在排 液管内液压下关闭。当柱塞右行时，缸体腔逐渐缩小，液体受压．推开排 液阀，关闭吸液阀．将乳化液注入排液管路输入系统。柱塞往复一次完成 一个吸、排液循环。其排液量呈正弦规律变化。由于三个柱塞运动互呈 120度的相位角，泵的连续流量为三个柱塞排量总和，其流量压力脉动为 三条正弦曲线的叠加，如图7.8所示。 71 大学学士学位论文 图7.7乳化液泵工作原理 图7.8乳化液泵压力、流量脉动线 2、乳化液箱 乳化液箱是泵站系统中贮存、回收和过滤工作液的装置。具有较完善 的过滤系统和监控系统。有些还配有自动卸载阀、减压阀、蓄能器等元部 件。由液箱及装在其上的元件和连接胶管组成乳化液箱组。一般单一供液 的工作面泵站系统配一台液箱组和两台泵组。在必要时增设辅助液箱组。 乳化液箱的结构大体分为四个部分：1．沉淀室；2．过滤室；3．工作室；4．控制室。系统液流的循环如图7.9所示。 72 大学学士学位论文 新配制的乳化液 支架用液 支架回液 沉淀室 去泡沫隔板 磁性过滤器 支架供液 乳化液泵 吸液断路器 工作室 过滤网槽 卸载阀回液 图7.9乳化液循环方框图 7.4.3 1、泵用安全阀 泵用安全阀是乳化浓泵的过载保护装置。安装于泵的高压排液口。当 高压管路意外堵塞或系统自动卸载阀失灵时，泵压升高超道安全阀的弹簧 调定压力时，使安全阀开启，释放出高压液体，使泵卸载。 2、自动即截阀 该阀是泵站的压力控制和过载保护元件。正常工作时泵排出的液体流 经卸载阀的单向阀进入供液系统。在系统异常或工作面不需供液，系统压 力超过卸载阀调定压力最高值并控制液流使卸载阀口自动打开，泵排出的 液体流回乳化液箱，使泵处于空载循环远行，在系统压力低于卸载阀调它 的恢复压力值时，卸载阀自动关闭，使泵恢复正常循环供液。 自动卸载阀往往还联通一个手动卸载阀组成卸载阀组可以起三个作 用： （1）保证泵组在排供液时，进入低压或空载运行。节省能量消耗， 延长泵站使用寿命。 （2）在系统出现异常，压力超调时，起卸载保护作用。 （3）当起动时打开手动卸载阀，可零压起动。因此卸载阀在系统中 73 大学学士学位论文 是一重要元件，并且呈频繁动作状态，要求性能稳定、可靠。卸载阀的频 繁动作给系统带来振动和冲击，一般应装于泵组上，与泵出口直接连接， 并配以较大的系统蓄能器。 3、减压阀 为满足两种或两种以上的工作面支护设备所需要的工作压力，采用系 统减压阀，使泵排出的高压液降到所需要的工作压力，同时供给使用。减 压阀主要由主阀、调节装置及安全阀三部分组成。主阀通过间隙节流产生 压降，成为减压部分，调节装置是靠弹簧或蓄能器及调节活塞来调定二次 压力，并保持其压力稳定；安全阀起二次侧压力过压保护作用。 4、过露装置 液箱的过滤装置包括吸液过滤器(装于吸液断路器上)、过滤网槽、磁过滤器及高压过滤。 5、蓄能器 泵站系统由于工作介质近似于水，为保证密闭性，选用气囊式蓄能器。 按用途和安装位置分为两类。一类是用以减缓泵的脉动冲击，一般安装于 泵高压出口，容量约4L；另一类是用以稳定系统压力，补充液源，减少 由于系统泄漏等原因造成泵的频繁工作，容量大(目前有16L、25L、或2xl6L、2x25L)，一般安装于系统高压入口(即单向阀、交替单向阀之后)。 蓄能器充气压力应大于、等于系统最大工作压力的25％或小于、等于最小工作压力的90％。对于不同泵站系统，一般以卸载阀恢复工作压 力为调定压力70％计算。 6、自动配液装置 配液装置是混合乳化油与水溶液的装置。主要由阀体、喷嘴、内芯、 节流螺杆及浸于乳化液中的断路阀等组成，装于乳化液箱上部。 74 大学学士学位论文 8 本设计的液压支架经过多方面学习调查，综合国内外先进综采技术， 根据市场需求，经济可靠的原则，在多个方案中进行选择，最后确定的方 案。 该方案综合国家标准和机械设计标准所提出的一些问题，本着结构简 单、费用低、可靠性高等原则设计的。特别是支架四连杆的设计，充分运 用了计算机，数据准确可靠。 本次设计充分考虑人机关系、布局合理、操作方便，在工作中，利于 观察，利于对应急情况的处理， 液压系统结构简单，各液压元件位置关 系明确，操作方便。 由于液压支架是在地下工作的，安全是极其重要的，本设计本着这个 原则进行了相关的强度校核，保证其在井下的安全可靠。另外，本设计的 支架维修方便，零件共用率高；移架方便，降低了经济成本和工人的劳动 强度，为企业带来了经济效益。 75 大学学士学位论文 9 综采面中厚煤层液压支架设计即将结束。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。 76 大学学士学位论文 [1] 丁绍南.液压支架设计.北京：世界图书出版社，1992 [2] 邢福康，刘玉堂.煤矿支护手册.北京：煤炭工业出版社，1991 [3] 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，1987 [4] 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，1995 [5]《综采技术手册》编委会.综采技术手册.北京：煤炭工业出版社，2000 [6] 程居山.矿山机械.徐州：中国矿业大学出版社，2000 [7] 雷天觉.新编液压工程手册.北京：北京理工大学出版社，1998 [8] 成大先.机械设计手册.北京：化学工业出版社，2004 [9] 曾正明.机械工程材料手册.北京：机械工业出版社，2003 [10] 陶驰东.采掘机械.北京：煤炭工业出版社，1993 [11] 张家鉴，陈文享.液压支架. 北京：煤炭工业出版社，1985 [12] 甘永立.几何量公差与检测.上海：上海科学技术出版社，2001 [13] 徐灏.机械设计手册.北京：机械工业出版社，2003 [14] 单辉祖.材料力学.北京：高等教育出版社，1999 [15] 王国法.液压支架技术.北京：煤炭工业出版社,1999 [16] 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，1997 [18] 张艳.Visual Basic 程序设计教程.徐州：中国矿业大学出版社，2001 [19] Jaroslav Ivantysyn and Monika Ivantysynova.Hydrostatishe Pumpen and Motoren：Konstruktion and Berechnug.Aufl.-Wurzburg：Vogel,1993 [20]Yeaple F.Fluid Power Design Handbook.Znd Ed.Revised and Expanded.New York and Basel：Marcel Dekker lnc,1990 77 大学学士学位论文 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，我还要向机电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。 78 大学学士学位论文 I.SHEARER LOADERS FOR LONGWALL MINING In Europe， longwall mining is comprehensively mechanized by the almost exclusive use of shearer loaders and ploughs. In the Federal Republic of Germany ploughing has been applied to a greater extent than in other coutries .In spite of this ，the proportion of coal extracted by shearer loaders is steadily increasing .It accounted for 36 percent of the total national output in October 1977. There are a number of convincing reasons why shearer loaders are gaining ground. Their operation is essentionly more independent of the floor and roof conditions ，dirt bands and changing seam conditions than that of ploughs. Optimum adaptation of the cutting height，the fixed cutting depth， and better roof control are further arguments in favour of shearer loaders. In October 1976 the effective working time on a plough face was in the range of 35 percent ，compared with 48 percent on a shearer face. The average outputs reflect the aboxe figures (FRG October 1977—1130 t from a plough face ，1678 t from a shearer face).It should be noticed ， however， that shearer loaders are generally operating in seams of greater thickness. Shearer loaders are now available for seams ranging from 0.75 m to 4.50 m in thickness. The various machine versions for the respective operating conditions encountered are assembled from a great number of major components in accordance with the unit principle of construction. Eickhoff shearer loaders， for instance， can be equipped with 79 大学学士学位论文 longitudinal motors having ratings of 170，200，and 300 kw ，and 450 kw at present and 230 kw units will be available soon. The shearers travel on or alongside the conveyor . Ranging arms of different length from 740 mm to 2230 mm are available .The shearers can be manufactured to operate on various voltages and frequencies generally used ，with various haulage methods and speeds， and different drum speeds and drum design for various machine heights. Contrary to former years the manufacturers of such machines are therefore no longer in a position to produce identical machines in large series ，but are compelled to assemble the mining machines from a large number of existing components according to principles which require continuous revision and improvement ，and to integrate them into complete systems together with the face conveyor and roof supports as required by the mining conditions encountered. Although a high degree of development and great operational safety for the severe operating conditions underground have already been reached， efforts have to be made to develop the mining machines further with a view to meet the following future requirements： (1)—increased outputs (and at the same time a further improvement in operational safety )， (2)—Extension of the working range (e.g. into steeply inclined seams )， (3)—Improvement of the ergonomical conditions (e.g. reduction of dust make and noise ). Increased Outputs The current trend is for more coal to be extracted from fewer faces. 80 大学学士学位论文 The output from some faces is already so high that even short stoppages on a face result in an enormous loss of output .The required increase of outputs from shearer loaders is therefore closely connected with the requirement for higher operational safety ，a better degree of utilisation and easier monitoring of all functions of the machine . The improvement in performance is therefore not limited to the development of more powerful motors ， haulgeaboxes ，gearheads，and ranging arms ，but also includes the electrical monitoring of the machines and eventually full automation. This also applies to the development of cutting tools， as the tool life and the tool costs are decisive for the performance of a machine . Outputs can also be increased by multi-machine operation on a face .The efficiency can be improved by the elimination of stable holes and by avoiding stoppages caused ，for instance ，by large lumps breaking out of the face and which must be crushed manually. It is also obvious that the limitation of the operating voltage to 1000 v sets a limit to performance and that the further increase of the nominal motor ratings will require the introduction of higher voltages. Extension of the Working Range Comprehensive experience has been gained with shearer loaders in level and slightly inclined seams or workings to the rise. The mining of thin seams is affected by inherent limitations set by the height of the conveyor ， the necessary clearance underneath the machine ， and the height of the machine itself .Thin seams can therefore only be extracted by shearer loaders if the machine travels alongside the conveyor. 81 大学学士学位论文 This results in guiding problems which can not be solved by the use of a guiding arrangement provided in the traveling track only. A solution eventually found was to trap the machine against the conveyor. This opened possibilities for the shearer loader in a seam thickness which so far was reserved for the plough .A great number of EDW—170—LN shearers are now operating ， particularly in Great Britain where they extract thin seams of high-grade coking coal . In steeply inclined seams the use of shearer loaders has been limited due to haulage difficulties， and finding adequate safety devices to retain the shearer on the gradient .New developments which dispense with additional safety devices outside of the machine and which provide for the necessary haulage arrangements have extended the working range of shearer loaders into steeply inclined seams . The cost of roadway drivage and maintenance increase considerably with the depth of the workings. The development of advanced heading has so far impeded face advance .The chainless haulage system for shearer loaders now allows for multimachine operation .Within such a system face and machines can be used which are designed for the purpose and which thus not only eliminate stable holes ，but also cut the roadway section， so that high outputs are achieved with the resulting increased productivity . Improvement of Ergonomical Conditions Underground Compared with other industrial activities， working underground is particularly laborious and dangerous. Efforts are therefore being made to ease the tasks and to increase the safety of the workings underground not only because of the necessity to obtain people who are willing to operate the 82 大学学士学位论文 equipment .This also urges the need for further development . For many years the problem of dust suppression on shearer loader faces has been a concern ，and much remains to be done in this field .In this connection， reference is lately often made to the hydraulic extraction of coal by water jets or to the use of water jets for assisting conventional mining machine . Underground operations are continuously jeopardized by the occurrence of fire damp .To eliminate such hazards hollow shaft ventilation is frequently used in the U.K. for feeding water and air into the depth of cut by means of Venturi spray jets. The operation of shearer loaders is also improved by the provision of controls at each end of the machine by radio control ，and by automatic control enabling independent operation of the shearer on the face . COMPONENTS OF SHEARER LOADERS The targets of development outlined in the foregoing call for continuous improvement and further development of all machine components. Motors： High outputs require high motor ratings .An optimum machine adaptation must be employed for each particular type of coal to keep the specific energy at a minimum . The accommodation of high ratings within the limited space necessitates the use of water-cooled motors .Whilst cooling the stators of motors is now an accepted standard and end-shield cooling is applied for the latest motor designs ，trials are now also being made to increase the motor rating further within a given space by cooling the shafts. 83 大学学士学位论文 The motors used so far for longwall power loading machinery are three-phase induction motors which due to their design are sufficiently robust to meet the operating conditions underground .In an effort to reduce the specific energy to a minimum it is necessary to coordinate the drum speed with the traveling speed of the power loader ，and this could be achieved by a machine equipped with d.c. motors for powering the drums which is said to have been developed in the USSR， although there is no information of the operating results. The motors of conventional shearer loaders are positioned in the longitudinal axis of the machine and require a shaft at either side for power transmission to the gearheads. Such machines therefore require a complex gearing system which ，however ，offers the advantage that the motor power can be divided among the two drums and the haulage box as required . New machines such as ， for instance ，the EDW-150-2L are equipped with transverse motors fitted direct to the ranging arm .The advantage ， however ，is achieved at the expense of the power distribution the two drums which is no longer possible ， and the drum which is subjected to the higher load determines the traveling speed of the shearer by marking full use of its motor power . Haulage Units Hydraulic haulage units for power loaders have been used for nearly 30 years now .In the course of the decades they have been improved to a high degree of the shearer as a function of the lood on the motor and the haulage box (Eicomatik).They prevent overloads and operate safely using flame-resistant fluids . 84 大学学士学位论文 However ，the development of the semi-conductor technique has progressed to a stage during the last decade that it is now possible to design electrical haulage units powered by d.c. motors the speed of which is controlled by thyristors .Compared with hydraulic haulage units electric haulages are simpler and maintained via the use of plug in control units .In addition ，their various functions are monitored and they respond more rapidly to speed alterations than hydraulic haulage units . Amongst the first power loaders equipped with such electric haulage units are the Eickhoff double-ended ranging drum shearers EDW-150-2L，and the electric haulages have fully met the expectations from the very first installation. Chainless Haulage Systems After the use of haulage ropes and chains ，chainless haulage systems are now gaining ground .They offer the advantages of greater safety ，of a steadier machine operation ，and of multi-machine operation on a face . In Great Britain， a number of various designs are used .A problem connected with some chainless haulage systems is the fact that they impede the flexibility of the face conveyor and can cause operational restrictions. The Eicotrack system of Gebr. Eickhoff has overcome this problem， because contrary to other systems the rack sections have half the pan length ， so that displacements and deflections between the line pans have only half the effect between the rack sections .This unique advantage naturally entails higher costs . In special cases， however ，the flexibility of the face conveyor is still not considered sufficient .In such cases， the rack sections are not fixed to the face accessories ，but are slidingly arranged in a channel or at the trapping 85 大学学士学位论文 tube .This fully eliminates any effect on the flexibility of the conveyor .Depending on the conditions ，the line of rack sections is fixed at one or several points along the face. Existing haulage units can be converted for operation via Eicotrack .Haulage forces of up to 300 KN are currently ased for present-day power loaders . But even these forces are sometimes insufficient for heavy machines in steeply inclined seams. Higher haulage forces are obtained if booster haulage units are installed in addition to an existing haulage unit to house an additional hydraulic motor and with the follow up train of gear wheels .The oil flow from the pump in the main haulage unit is then distributed to the two hydraulic motors which transmit the power to the two rack wheels .This hydraulic arrangement ensures that both rack wheels exert the same force on to the rack .Higher haulage forces are therefore reached at the expenses of correspondingly reduced traveling speed. Gear Boxes Shearers powered by longitudinal motors need gearboxes to which the ranging arms with the planetary gearings can be mounted .The gearheads are built in different sizes in accordance with the existing motors and house the bevel wheels ，lubrication pumps and hydraulic pumps . Oil cooling is required for high ratings .Intermediate ，two-speed gearboxes are available when a lower drum speed is required . It is unavoidable ，however， that low drum speeds result im a higher torque load on the gearings at a given rating . All two-speed gearboxes known so far can therefore not operate at full load and should therefore be protected against overloads. However ， the trend for low drum speeds is quite 86 大学学士学位论文 obvious ，and new developments must be planned from the beginning to transmit the full motor power at low speeds. Ranging Arms Ranging Arms in many different lengths are available for shearer loaders .For face end machines ， for instance ，extra long ranging arms ， sometimes obtained by bolting two together ，can be installed .Here again ， oil circulation and oil cooling are required for the transmission of high powers .The low drum speed is now finally reached at the end of the ranging arm in the planetary gearing .If the requirement for low drum speeds continues in the future ，even higher reduction ratios and loads must be coped with by the planetary gearing .If ，in addition ，the use of hollow shafts increases with dimensions foe a sufficient air flow to ensure adequate ventilation ， the only practical solution seem to be double planetary gearings . Meeting such requirements will lead to very complex and expensive designs . Electrical Equipment With the almost universal use of shearer loaders for longwall mining and the demand for increased productivity the demand for monitoring and control functions has become extremely urgent . The realization of this however ，has only become feasible after the introduction of instrinsically safe electronics . The latest machines are therefore equipped with s great number of sensors at various points to detect and indicate conditions of temperatures ，pressures， flow rates ， circulation， voltages etc. On Eickhoff shearer loaders the monitored functions are relayed to function indicators which provide the facility for 87 大学学士学位论文 obtaining the desired information by means of selective push-buttions and digital read-outs. Considerable progress still has to be achieved in the field of horizon control .So far ，there is no reliable and operationally safe method for horizon control which would enable the shearer to cut automatically along the roof or floor line . All concepts and designs conceived and tried so far have not had the expected success ，although the height control of the drums of s shearer is now possible . A programmed shearer loader was already shown by Eickhoff during the 1976 mining exhibition in Dusseldort .Still lacking full automatic horizon control ，the system is based on manually measureing the actual roof and floor cutting horizons along the face at predetermined intervals .and if satisfactory ，programming the shearer so that the cutting profile is respeated during successive shears . Electrical supply to shearer loaders has ben improved in the course of the last years .The shearer cables originally used had no armouring and were therefore vulnerable to mechanical damage when guided in the open spill plate channel .Shearer cables have therefore been provided with a steel mesh armouring or they are protected by a cable handling chain .It must be noted ， however ，that the failure rate of shearer cables is often complained about and that in steeply inclined seams neither the armoured shearer cable in the handling chain offer acceptable solutions . The cable carrier operating in a closed channel of the spill plate developed within a research program sponsored by the Federal Minister for Economy is therefore recognized as the better solution .The production of this 88 大学学士学位论文 idea by Eickhoff and the first installation in a steeply inclined seam at Erin Colliery of Eschweiler showed good results. The shearer cable and the water house are held tight in the channel from the maingate by a pulley in the cable carrier by maintaining an even pull. Hence ，the cable is no longer subjected to torsion at the cable entry into the shearer loader .The operating lift of the shearer cable has thereby been considerably extended. 长臂式采煤用的采煤机 长臂式采煤在欧洲已普遍机械化，几乎全部使用采煤机和刨煤机。在 德意志联邦共和国，刨削式采煤比其他国家用得更为广泛，尽管如此，用 采煤机采出煤炭时的比率稳步增加。在1977年10月，他的产量占全国总产量的36%。 采煤机之所以得到发展有许多令人信服的理由。采煤机的运转比刨煤 机受顶底板条件，夹石和煤层厚度的变化影响更小。截高适应性强，截深 稳定、顶板易于控制，是倾向于使用采煤机的另一些理由。 1976年10月，刨煤机工作面的有效工作时间在35%左右，相比之下，采煤机工作面为48%。平均日产量也反映了上列数字（在德意志联邦共 和国1977年10月刨煤机工作面平均日产煤1180吨，采煤机工作面采煤1678吨）。但是，这里必须指出，采煤机通常是在厚度较大的煤层中使用。 目前采煤机的适用范围是厚度从0.75米到4.5米的煤层。适用于可能遇到的不同工作条件的各种形式的采煤机是根据积木式结构原理由许多 主要部件组装而成的。例如，Eickhoff采煤机分别备有纵置式电动机，功 率为170，200，300千瓦，而450千瓦的不久即将问世。横置式电动机目 前为150千瓦，230千瓦的也即将供货。 89 大学学士学位论文 采煤及骑在输送机上面或者贴着输送机移动。摇臂有不同长度，从 740毫米至2230毫米，各种采煤机可以制造成在常用的各种电压和频率 下运转，可以用各种的牵引方法和速度，可以有不同的滚筒速度以及为各 种高度的机型作出不同的滚筒设计。与前些年不同，这类机械的制造厂商 不再大批生产同型号的机械设备，而不得不根据不断修正与改进的原则利 用现有的大量组件组装采矿机械，并根据所遇到的采掘条件使这些机械与 工作面输送机和顶板支护设备配套，形成完整的系统。尽管对于恶劣的井 下工作条件来说已经取得了很大的技术发展并达到了很高的工作安全性， 为了满足下列的要求，尚需进一步做出努力来发展采掘机械：增加产量（同 时进一步改进操作安全性）；扩大工作范围（例如，开采急倾斜煤层）；改 善工人工作条件（例如，减少粉尘产生和噪音）。 增加产量 当前的趋势是从更少的工作面中采出更多的煤炭。 某些工作面的产量已经很高，以致工作面工作稍有停顿，即会造成大 量损失产量的后果。因此，采煤机产量的提高就与提高运转安全性、提高 利用率，以及更方便的监控机械所有的功能密切相关。 因此性能的改进就不仅限于研制更大功率的电动机、牵引部、机头和 摇臂，而且还包括研制机器的电器监控系统，最终实现全面自动化。这也 适用于截齿的改进，因为截齿的寿命和价格决定采煤机的性能。提高产量， 还可以通过在一个工作面使用多台采煤机的办法实现。这样，由于免开切 口，避免因大块煤从工作面脱落不得不用人力破碎等原因而造成的停顿， 就可以提高效率。还有一个很明显的问题，那就是把工作电压限制在1000 伏以内限制了采煤机的性能发挥，要进一步增大电动机的额定功率，就必 须采用更高的电压。 扩大应用范围 90 大学学士学位论文 在水平煤层，缓倾斜煤层或仰斜开采中，采煤机的应用已经取得全面 经验。薄煤层的开采受到难以克服的限制，这是由于输送机的高度，采煤 机下应留有必要的间隙，以及采煤机本身高度的限制。因此只有当采煤机 贴着输送机移动式薄煤层的煤才能被采出。这就造成一个导向问题，仅仅 利用行走道轨上的导向设备是解决不了问题的。一个新近发现的解决办法 是使采煤机卡住输送机滑行。这就使得把采煤机运用于到目前为止只适用 于使用刨煤机的煤层厚度成为可能。大量的EDW-170-LN型采煤机正在 工作，特别是在英国，用于开采高品位炼焦煤的薄煤层。在急倾角的煤层， 采煤机的使用受到牵引困难的限制，而且不易找到一种能把采煤机保持在 坡道上的使用装置。一些新的设计，无需在采煤机以外另设安全装置，它 备有必要的牵引装置，已把采煤机的工作范围扩大到急倾斜煤层。 随着作业深度增加，巷道的掘进与维护费大量增加。掘进超前平巷一 向妨碍采煤工作面的推进。目前用于采煤机的无链牵引系统允许使用多机 操作。专门设计的工作面端头采煤机可以在此种系统中使用，它不仅可以 免开切口，还可以切割巷道部分，因此产量提高，结果导致生产效率的提 高。 改善井下工人工作条件 与其他工业活动相比，在井下工作特别劳累而且危险。因此目前正在 致力于减轻劳作负担和提高井下作业的安全性，这不仅是由于有严格的规 程，而且还处于能招募到愿意开采煤机的工人的需要。这一点也促进了不 断改进技术的必要性。 多年以来，采煤机工作面的防尘问题一直是个至关重要的问题，至今 在这方面还有许多工作要做。为此最近常常有人议论用水枪进行水力开 采，或是用水枪协助传统的采煤机。 井下作业不断地受到爆炸性气体的威胁。为了消灭这类事故，在英国常常 91 大学学士学位论文 采用空心轴通风法，用文丘里喷嘴把水和空气注入截槽深部。 采煤机的操作改进，还包括在采煤机的两端配备了控制设备，用无线 电控制，还可用自动控制使采煤机在工作面独立运转。 采煤机的部件 上文简要谈到的发展目标不断改善和进一步发展采煤机的所有部件。 电 动 机 提高产量要求强大的电动机功率。每一特定的煤种应该使用一种最适 用的机械设备以便使单位能耗（千瓦小时/立方米）最低。在有限的空间内容纳很高的功率需要采用水冷式电机。目前，冷却电机定子已作为既定 标准，最新设计的电动机已有了端罩冷却，此外，为了进一步提高一定空 间内的电动机功率还正在试验冷却主轴。 到目前为止，长臂采煤机所用的电动机都是三相感应电动机，由于它 的结构足够坚固，可以应付井下运转条件。为尽量把单位能耗（千瓦小时 /立方米）降至最小，就必须使滚筒转速与采煤机牵引速度相协调，为达 到这一目的，可以在采煤机上配备直流电动机来驱动滚筒，据说在苏联研 制了这种机械，而关于使用结果还没有资料。 一般的采煤机都是沿机身的纵轴方向装置电动机，在两端都需要出轴 以便把动力传递给机头。这样的采煤机需要复杂的传动系统，但是有个好 处，就是电动机的动力能够按需要分配给两个滚筒和牵引部。像 EDW-150-2L这样的新式采煤机装备有横置式电动机，他们直接安装在摇 臂上。但是这个优点是有代价的，既不可能在两个滚筒之间分配动力，而 承受较重载荷的那个滚筒由于达到了最大的功率，将决定采煤机的移动速 度。 牵引部 采煤机的液压牵引部件到目前也使用了将近三十年。在这三十年当 92 大学学士学位论文 中，液压牵引已改进到高度完善的程度。目前已可以把采煤机的牵引速度 作为电动机和牵引部负荷的函数来控制（Eicomatic）。这样的牵引部可以避免过负荷，并可采用难燃液安全运行。 但近十年来半导体技术已发展到一定阶段，目前已有可能以直流电动 机驱动牵引部，其速度由可控硅整流器控制。与液压牵引部相比，电气牵 引部比较简单和牢固耐用，电气部件容易通过使用控制插件进行检查和维 护。此外，它的各种功能可以得到监视，他的变速反应比液压牵引快。在 第一批配备了这种电力牵引部的采煤机中，有Eickhoff EDW-150-2L型双 端可调高滚筒采煤机，首次安装试用以来，其电力牵引部完全满足预期的 要求。 无链牵引系统 继牵引绳和牵引链之后，无链牵引系统使用日益广泛。这类系统的优 点是更为安全，机械运转稳定，并可以在一个工作面使用多台采煤机。 目前有若干种不同结构形式在英国使用。对于某些无链牵引系统来 说，有一个问题是他们妨碍工作面输送机的弯曲性能，可能使运行受到约 束。Eickhoff 工厂出产的Eicotrack 系统解决了这个问题。因为与其他系统不同，他的导轨节段长度只用输送机槽的一半，所以两输送机槽之间的 错位和折角对两个导轨节段之间只有一半的影响。这一优越性能自然需要 较高的成本。然而在某些场合，工作面输送机的弯曲性能还是显得不够。 在这些场合，导轨节段就不固定在工作面的设备上，而是根据情况滑装在 导槽中或导管上。这就彻底的消灭了对输送机弯曲性能的任何影响。根据 条件，可沿工作面全线在一个或几个点上把导轨的节段固定起来。现有的 牵引不可以经改装试用Eicotrack系统。目前常用的采煤机牵引力可高达 300千牛顿。但即使这样大的力对于急倾斜煤层的重型采煤机来说有时还 是不够。如在现有的牵引部中加上助推装置，内设一个辅助液压马达和齿 93 大学学士学位论文 轮传动系统，就可以得到更大的牵引力，油液从主牵引部的油泵中流出， 然后分配到两个液压马达，这两个液压马达再把动力传递给两个导轨齿 轮。这样的液压装置可以保证两个导轨齿轮对导轨施加的力相等。因此， 更大的牵引力是以相应的降低移动速度而获得的。 变 速 箱 装有纵置式电动机的采煤机需要齿轮箱行星齿轮传动的摇臂可以与它接装。根据现有电动机的不同，齿轮箱可以做成不同的尺寸，内装伞齿 轮，润滑泵和液压泵。如果功率大，则需要冷却油液。如果滚筒需要较低 转速，可采用双速的中间齿轮箱。在一定的功率下滚筒速度低必然会造成 扭矩负荷的增加。因此目前所有的两速齿轮箱都不能满载运转，必须有过 负荷保护。可是，降低滚筒速度的趋势是很明显的，新的设计应该从一开 始就考虑以低速传递电动机的全部功率。 摇 臂 采煤机可配备各种不同长度的摇臂。例如，工作面端头采煤机就可以 安装用超长摇臂，通常是用螺栓把两个摇臂接在一起。为了传递大的功率， 油液的循环和冷却在这里也是必要的。目前终于做到了以行星传动把很低 的滚筒速度传递到摇臂末端。如果将来要求继续降低滚筒速度，那么行星 传动装置就要负担更高的减速比与载荷。此外，假如由于为了通过足够的 空气流量以改善通风而使用空心轴来加大尺寸，那么唯一可行的解决办法 似乎就是使用双级行星传动装置。要满足这些要求，机构势必复杂昂贵。 电 器 设 备 由于采煤机在长臂采煤方面日益广泛使用和提高生产率的要求，对于 监视和控制性能的要求也变得极为迫切。然而这个要求的实现，只有在引 用了本质安全型电子器件之后才切实可行。所以，最新型的采煤机都配备 了大量的传感器，分布于机体不同部位，检视与指示温度、压力、流速、 94 大学学士学位论文 环流量、电压等各种状态参数。在Eickhoff采煤机中各种压力的监视都通过功能指示器实现，它具有获取所需信息的能力，这是通过选择性按钮和 数字显示实现的。在层位控制方面，尚有待于取得更大进展。截至目前， 还没有一种可靠的、操作安全的，可以使采煤机能沿顶板或底板分界线自 动截割的层位控制方法。虽然采煤机滚筒的调高控制现已解决，目前所设 想的或试验过的概念和设计都没有取得预期效果。1976年杜塞尔多夫采矿展览会上，Eickhoff公司展出了一种程序控制采煤机。这种采煤机还是 没有一套全自动的层位控制，机器是依靠人力按预先规定好的间隔沿工作 面测量顶底板的实际截割层位，如测的结果满意，就把程序输入采煤机， 使其下一刀重复截割出这一曲线。 近年来，采煤机的供电系统得到了改进。从前所用的采煤机电缆没有 铠装，因此在敞开式的挡板槽中移动时容易受到机械式损伤。所以，后来 的采煤机电缆采用金属网铠装或用电缆移动链来加以保护。但必须指出， 关于采煤机电缆故障率的抱怨之声仍时有所闻，而在急倾斜煤层，无论是 用挡煤板槽中的铠装电缆或用电缆移动链来移动电缆结果都不令人满意。 联邦经济部发起的一项科研项目中，在封闭的挡板槽中进行拖动电缆 操作被公认为是一个较好的解决办法。这个设想是Eickhoff公司提出的，首次在埃施魏勒的爱林煤矿急倾斜煤层安装使用取得很好的效果。在通往 运输平巷的槽中，采煤机电缆和水管牢牢的缚在一起，再拖加上用电缆托 滚托着，维持平稳的拖动。这样电缆在进入采煤机电缆口的地方就不再受 到扭曲。采煤机电缆的寿命因而大大延长。 95