告成矿毕业设计

1、山东科技大学学士学位论文摘要介绍了四方面的主要内容：一、矿井概况：主要包括矿井地理位置、井田分布、煤层赋存及顶底板条件、水文地质情况、煤层开采方式、矿井自然灾害和主、副运输系统、供电系统等，掌握煤矿的基本情况；二、采煤工作面设备选型：主要是采煤机、刮板输送机和液压支架的选型设计，确定各主要设备的型号、参数并保证其满足三机配套的各种关系，如运输能力和尺寸关系等；此外，还包括桥式转载机、破碎机的选型和工作面供电设备、作业规程、人员配备的确定；掌握工作面的设备选型，熟悉工作面的设备、管理情况；三：运输机械及提升设备选型，根据煤矿的基本情况，对矿井井下顺槽皮带运输系统以及提升设备进行合理的确定，对主要

2、设备进行选型计算，从而系统的掌握矿井运输系统以及提升系统；四：流体机械选型设计，主要是水泵、主通风设备的选型计算，根据原始资料，设计出满足煤矿排水和通风要求的设备，掌握通排流体机械的设计过程。 关键词：矿井概况；采煤工作面设备；运输机械；流体机械。ABSTRACTIntroduced four main elements: First, mine Overview: including coal location, coal-field distribution, coal seam and roof and floor condit condit-ions, hyreooical condi

3、tions, coal mining methods, mine natural disasters and major, depty transport system, master the basic situation of coal mins; second, mining equipment selection: mainly Shearer, Scraper and selection of hydraulic design, major equipment to determine model parameters and to ensure they meet the thre

4、e machine supporting various relationships, such as the relationnship between transport capacity and size; In addition, the bridge is also included loader, emulsion pump, spray pump station selection and face power supply equipment, operating procedures, to determine staffing ; master face equipment

5、 selection, familiar face of equipment, management; third: Fluid mechanical type design, mainly pumps, ventilation equipment, the selection of the main calculation, based on original data, designed to meet the coal mine drainage and ventilation requirements equipment, control through row of fluid ma

6、chinery design process; fourth, the transport enhancing machinery selection, according to the basic situation of coal mines, the mine underground trough belt transportation system, upgrading the system to determine a reasonable, calculated on the major equipment selection, mine transport systems and

7、 thus enhance the system controlKey words: mine overview； mine coal face equipment ；fluid machinery ；ransport machinery.目录1矿井概况1.1矿井地理位置及井田分布1.2煤层赋存情况、顶底板条件1.3水文地质情况1.4矿井开拓系统1.5煤层开采方式与掘进方式1.6矿井自然灾害情况1.7主副井系统1.8主运输系统与辅助运输系统1.9矿井供电系统1.10生产管理系统2采煤工作面设备选型计算2.1采煤工作面设计2.2采煤工艺2.3采煤设备配套要求2.4采煤机械选型计算2.5支护设备选

8、型设计2.6工作面刮板输送机选型计算2.7乳化液泵站选型设计2.8喷雾泵站选型计算2.9采煤工作面供电设备2.10采煤工作面安全管理1矿井概况1.1矿井地理位置及井田分布超化煤矿位于郑州市西南50公里，新密市南约15公里的超化镇境内，井田面积11.29Km²。矿区专用铁路在新郑与京广铁路接轨，畅通全国；107国道从矿区东部通过，矿区内公路四通八达，交通十分方便。隶属于郑州煤业（集团）有限责任公司。建矿时间：1983年12月,投产时间：1993年12月。设计生产能力：90万吨/年；2004年核定生产能力240万吨/年， 2004年实际生产能力228.3万吨/年，矿井核定生产能力220万

9、吨/年。矿井储量：截止2004年底，矿井剩余地质储量为6840.8万t，剩余可采储量为3434.7万t，另外尚有后备煤田保有储量为9600万t。1.2煤层赋存情况、顶底板条件开采煤层情况：开采煤层为二叠系山西组二1煤层，该煤层厚度变化较大，煤层厚度0.3937.79m，一般为710米，煤层倾角7°30°，煤质松软，f值仅0.7左右，煤层顶底板多为砂质泥岩，遇水膨胀，因此为典型的三软不稳定煤层。1.3水文地质情况矿井设计正常涌水量 1000m3/h，目前矿井实际正常涌水量已达1200m3/h以上，矿井排水阵地能力不足。地质构造、构造类型：超化井田位于荥密大背斜南翼的平陌超化矿

10、区东部，呈一大的单斜构造，区内构造以高角度近东西的走向正断层为主，伴有逆断层及宽缓褶曲，区内构造类型复杂。井田内的主要含水层分别为：奥陶系灰岩含水层、石炭系灰岩含水层和二叠系砂岩含水层。其中奥陶系灰岩在井田西部大面积出露接受大气降水补给，受井田东部、南部龟山断层的影响，大量奥陶系灰岩水又通过龟山断层东段补给井田内各含水层。原来矿井水文地质条件为中等，而矿井进入深部下山采区后，断层、褶曲及隐伏性的导水构造复杂繁多，揭露的水文地质条件非常复杂。1.4矿井开拓系统与煤层开采方式矿井采用立井单水平上、下山开拓，现有4个井筒，主井、付井为立井，东、西风井为斜井。大巷标高为100M，生产采区为13、21、

11、22和23采区。13采区为残采，21、22和23采区均为下山采区。由于22081工作面底板突水，22采区目前被淹。开拓方式：立、斜井单水平上、下山开拓。主井一个，为立井布置方式，井筒直径4.5m，净断面为15.9m2；副井一个，为立井布置方式，井筒直径6.0m，净断面为28.3m2；风井两个，均采用斜井布置方式，东风井主斜风井井筒净断面为6.6m2、副斜风井井筒净断面为5.6m2，西风井主斜风井井筒净断面为5.6m2、副斜风井井筒净断面为6.6m2。开采水平为-100水平。 水平生产情况：目前矿井一个水平生产，水平标高为-100米，采用上下山采区布置。以主石门为界，矿井东翼布置11、13、15

12、三个上山采区和21、23两个下山采区；矿井西翼布置12采区一个上山采区和22采区一个下山采区。目前11、12采区已报废，13采区、21采区和23采区正在生产，22采区目前被水淹没在准备。我矿仅开采二1煤层，采区布置为单煤层布置。21、22、23采区均为单翼采区，每个采区布置三条下山，分别为：皮带下山、轨道下山和回风下山；21采区皮带下山和轨道下山布置在煤层中，回风下山布置在煤层顶板中；22轨道下山和回风下山布置在煤层中，皮带下山布置在煤层底板L78灰岩中；23采区皮带下山、轨道下山和回风下山上部布置在煤层底板中，下部皮带下山和轨道下山沿煤层底板布置，回风下山沿煤层顶板布置，由于煤层赋存极不稳定

13、，局部地段巷道穿煤层。21采区设计三个炮采工作面和四个综采工作面，剩余两个综采工作面（其中21051综采工作面正在回采，21091综采工作面正在准备）和三个炮采工作面；22采区设计两个炮采工作面和四个综采工作面；23采区设计五个炮采工作面。正常情况下，我矿采煤工作面多在两个采区之间跳采开采，采区内工作面也采用跳采布置。采掘工作面情况：目前22采区被水淹没，矿井采掘活动主要集中在13、21和23采区。目前矿井正在回采和掘进工作面情况,详见采掘工作面情况一览表。名 称顶板处理采煤方法推进速度班人数21051综采工作面全部跨落综采放顶煤90米/月10213001炮采工作面全部跨落炮采放顶煤60米/月

14、40名 称煤岩性掘进方法掘进速度班人数21091上付巷掘进工作面半煤岩炮掘80米/月1421091中联巷掘进工作面煤炮掘180米/月1421回风中联巷掘进工作面岩炮掘60米/月1821091东下车场掘进工作面岩炮掘60米/月1223皮下回风联巷掘进工作面岩炮掘50米/月1213采区变电所回风联巷岩炮掘60米/月14采煤工作面布置：我矿采煤工作面采用伪倾斜开采、后退式回采。采煤工作面采用两巷布置方式，即工作面上、下付巷全部采用10.5m2U型钢支架支护，下付巷为运输巷，巷道下帮铺设胶带运输机、上帮铺设轨道，采用绞车牵引。上付巷为回风巷，工作面移变和泵站设在上付巷，上付巷辅助运输采用顺槽连续牵引车

15、。受采区范围、地质构造和工作面运输设备等限制，综采工作面一般设计长度为5001700米，宽度为140150米；炮采工作面一般设计长度为3001500米，宽度为80130米。回采巷道沿煤层底板布置、沿空送巷。回采工艺：伪倾斜长壁后退式综采（炮采）放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。1.5矿井自然灾害情况瓦斯情况：依据矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井相对瓦斯涌出量为6.75m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为28.93m3/min。瓦斯分布不均匀，高瓦斯区呈条带状分布，2005年经重庆分院鉴定为突出矿井。瓦斯监测系统为重庆煤科分院的kj90,运行稳定可靠。矿井抽采情况:超化矿目前建有井下和地面两套抽放系统，地面抽

16、放泵站安装两台2BEF42-440水环式真空泵，井下抽放泵站安装三台SK-60水环式真空泵，抽放系统主管为400mm的无缝钢管、支管为250mm的玻璃钢管, 抽放流量36-40m3/min，瓦斯抽放浓度12-20%，钻孔口抽放负压16-22KPa，工作面抽采率为55%。煤尘爆炸指数：经煤尘爆炸指数鉴定， 我矿煤尘爆炸指数为17.58%，煤尘具有爆炸危险性。煤层具有自然发火倾向：煤层自然发火等级为三级，为不易自燃煤层。1.6通风及排水要求矿井通风情况：矿井采用分区抽出式通风；采用副井进风，东、西风井回风；矿井总进风量7565m3/min，各风机运行情况见下表： 超化煤矿风机运行情况表风 井名 称

17、风机型号功率（kw）风量（m3/min）负压（Pa）等积孔东风井G4-73-1122D380367318001.73西风井BDK65-8-282*450454331001.56矿井排水设备：中央泵房排水系统：泵房有7台250D60*6 水泵，3用3备1检修，设计正常涌水量 1000m3/h，水仓容量8100m3。现矿井实际正常涌水量 1200m3/h以上。水仓泵房排水能力需要增容。 矿井通风系统：东翼采区因矿井初期预测为低瓦斯区，规程没有强行规定设专用回风巷，只设计了两条巷道一进一回通风系统，回风巷兼作辅助运输巷;21、23采区专用回风巷还未施工结束，不符合煤矿安全规程第113条规定。解决方案

18、：新作一条专用回风大巷，实现东翼采区独立回风。该巷道及辅助工程设计长度977 m，断面12 m2， 需投资488.5万元；另有辅助工程299 m(13变电所回风巷、21091工作面回风巷、23皮带下山回风巷、23轨道下山回风巷、23变电所回风巷等)，需投资134.55万元；21、23采区专用回风巷工程920m，需投资414万元；专用回风巷工程总投资1037.05万元。15采区通风困难时期总有效风量为3000m3/min，总排风量为3990m3/min。如果用东风井回风东风井排风量将达637.63mmH2O，通风阻力将达8898m3/min，在东风井风机实测性能曲线上找不到工况点，无法满足15采

19、区生产需要。15采区回风井方案解决方案：为解决15采区通风问题，需作15采区回风井，断面19.6m2,工程量500m，新装备G4-73-11NO22D两台，通风困难时期主要通风机工作风压2450，排风量3990 m3/min。此工程项目共需资金2627.5万元。300水平31采区生产时期如果还用现有西风井通风系统通风总流程达11200m，总阻力为460.79mmh2o，风量只能达到3000 m3/min,远远不能满足31采区用风需要。 解决方案：新作深部回风立井，负担二水平31采区通风任务，采用三进一回通风系统，即中央进风行人下山、22皮带下山、22轨道下山并联进风，二水平总回风巷回风。回风立

20、井断面19.6m2，工程量460m；二水平回风巷断面11.5m2,工程量455m，新装备BDK65-8-NO28风机两台，主要通风机需提供最大工作风压3000，排风量5600 m3/min。改造工程总投资3247.5万元。 二水平深部回风立井示意图矿井排水方面存在问题：矿井原设计正常涌水量为1000m3/ h，矿井生产地区扩大和向深部地区延伸后，水文地质条件复杂，矿井涌水量明显增大。2004年初矿井正常涌水量为730m3/ h，2004年12月30日22采区22081工作面底板突水，突水量最大达到2700m3/h，造成22采区被淹。2005年矿井实际总涌水量已达到1200m3/h以上，根据目前

21、实际条件预测：2006年矿井总涌水量将达到1300m3/h以上，2007年矿井总涌水量将达到1500m3/h以上，井底水仓泵房已不能满足安全生产需要；各下山采区涌水量均超出原设计涌水量。21下山采区原设计正常涌水量为160m3/h，现实际涌水量已达到220m3/h以上；22下山采区原设计正常涌水量仅为350m3/h，现实际涌水量已达到600m3/h以上；23采区排水系统目前尚未形成，通过临时水仓排水，预计采区正常涌水量 568m3/h，最大涌水量 739m3/h。因此必须对现有21采区、22采区、23水仓及井底主水仓容量、排水设备、管路进行扩容改造。21采区和22采区均为下山采区，受条件限制，

22、水仓岩层层位多处在砂质泥岩中，水仓的支护状况较差，要保证各下山采区长期稳定正常生产、增强采区整体排水抗灾能力和开拓-300以下底板岩石下山，还必须在-300m水平设置集中排水阵地。以上项目共需要资金4145万元。 1.7主副井系统主井提升系统存在问题及整改意见1井筒装备钢轨罐道磨损严重，影响主井安全提升，需更换。2超化矿2005年定为煤与瓦斯突出矿井，主井底装载系统应升级为矿用隔爆型定重装载系统。主井提升系统设备安全投入及升级改造项目需用资金表（具体见下表）主井提升系统设备安全投入及升级改造项目资金表序号项目型号单位资金（万元）1井筒装备钢轨罐道38Kg/m L=12.5m根802隔爆型定重装

23、载系统MCDX套30合计110副井提升系统存在问题及整改意见：1井筒装备锈蚀严重，影响副井安全提升，需更换。2井筒装备防冻供暖系统设备陈旧，影响井筒装备供暖效果，存在不安全隐患，需更换。3TKD电控系统老化，故障多，事故频发，影响副井安全提升，需更换。（3）副井提升系统设备安全投入及升级改造项目需用资金表副井提升系统设备安全投入及升级改造项目资金表序号项目型号单位资金（万元）1井筒装备902提升机电控系统JTDKPC套453副井井筒防冻供暖系统套45合计1801.8主运输系统与辅助运输系统我矿是属于典型的高应力三软煤层开采，随着我矿开采向深部延伸，矿山压力显现明显，常规支护形式和支护方法已不能

24、满足深部掘进安全的需要，煤巷支护由原来的25#U型钢棚，更换为29#U型钢棚，每米费用增加360元；岩巷由原来的锚网支护，改为锚网+壁后注浆或锚网+U型钢棚+壁后注浆联合支护，对大断面巷道还应增加锚索加强支护，每米增加费用1500-2500元。由于深部地质条件复杂多变，根据防突要求采取边掘边探的方法施工，因此，每个岩巷掘进面除正常掘进设备外还需配备有一台注浆泵、一台锚杆钻机、一台地质钻机，每一掘进工作面需增加装备16万元，以保证安全生产的需要。我矿每年正常安排六个岩巷掘进工作面和四个煤巷掘进工作面保证矿井正常接替，岩巷进尺约3000米，煤巷进尺约7000米。掘进支护和设备配套费用需要1000万

25、元。1.9矿井供电系统矿井供电矿井供电采用双回路分列运行方式，电源来自平陌110kv/35kv变电站，架空线型号LGJ3*120，截面120 mm2，电压等级35kv，敷设长度11000米；矿井主变压器为三台，二台SF78000kvA/35kv/6kv变压器带负荷运行、一台SZ10-12500kvA/35kv/6kv主变压器备用。申沟变电站从两母线段分别出四趟ZQD503*95铠装电缆向井下中央变电所供电，敷设长度610米，井下中央变电所采用两母线段分列运行方式。主付井车房、东西风井、瓦斯泵站、空压机房、地面生产系统及井下11、13、21、22、23采区变电所及22泵房均采用双回路分列运行方式

26、。1.10生产管理系统矿井安全机构人员设置情况超化煤矿现有从业人员3945名，其中：生产科室管理人员112名，井下从业人员2657名，特种作业人员1419名，一般工种1238名，杂工519名。该矿设有矿长、生产、安全、开拓掘进、机电运输等副矿长、总工程师、副总工程师。设置部门有：生产科、掘进科、机械化科、总工办、机电运输科、通风科、防突科、安质科、调度室等，负责业务保安和安全管理工作。矿设有2个采煤队，2个煤巷掘进队，2个岩巷掘进队，1个巷修队，2个机电队，1个运输队，1个安装队，1个通风队，1个抽探队，另有5个生产服务队等，直接从事和服务于安全生产。矿井安全规章制度及人员配备情况超化矿坚持安

27、全第一方针，坚持“管理、装备、培训”并重的原则，加强安全生产管理，机构建设，健全各级领导、职能部门和岗位工种安全生产责任制，在全矿推行安全目标管理，形成了“矿长负责、分级管理、各司其职”的安全管理模式。我矿不断引入新的安全管理念和管理模式，从2004年起开展了职业安全健康管理体系论证工作，逐步形成一套程序化、规范化、系统化的安全工作运行机制。我矿在上级各部门的领导下，经过多年安全管理实践，形成了比较完善的安全规章制度体系。制定了矿领导、部门、区队、班组及各种安全岗位责任制375项，建立了安全目标管理制度，安全办公会议制度，矿级领导值班带班制度，安全检查制度，安全隐患排查制度，安全奖惩制度，安全

28、技术审批制度，安全技术培训制度，伤亡事故统计报告制度，入井验身制度，出入井人员清点制度及其它制度63项，共制定了112个工种的操作规程，并严格落实执行。安全部门人员设置情况：设有安全副矿长1名，安全科长1名，安全副科长5名，主任工程师1名，主管技术员1名，技术员3名，其它安全管理人员8名，井下跟班安全检查人员30名。矿井安全培训情况超化煤矿在培训工作中，注重提高培训质量，建立有培训档案，对培训质量进行跟踪，依据职工上岗后工作质量，对任职教师奖罚等措施，提高培训质量，现有做作业人员3917名，其中：生产科室管理人员143名，井下从业人员2657名，特种作业人员1419名，一般工种1238名，杂工

29、519名。30个煤矿工种的特种作业人员1419名，全部经过培训考核合格，并取得上岗资格证，持有效证件率100%。生产科室管理人员全部经过安全知识培训。2采煤工作面设备选型设计2.1采煤工作面设计目前矿井一个水平生产，水平标高为-100米，采用上下山采区布置。以主石门为界，矿井东翼布置11、13、15三个上山采区和21、23两个下山采区；矿井西翼布置12采区一个上山采区和22采区一个下山采区。目前11、12采区已报废，13采区、21采区和23采区正在生产，22采区目前被水淹没在准备。我矿仅开采二1煤层，采区布置为单煤层布置。21、22、23采区均为单翼采区，每个采区布置三条下山，分别为：皮带下山

30、、轨道下山和回风下山；21采区皮带下山和轨道下山布置在煤层中，回风下山布置在煤层顶板中；22轨道下山和回风下山布置在煤层中，皮带下山布置在煤层底板L78灰岩中；23采区皮带下山、轨道下山和回风下山上部布置在煤层底板中，下部皮带下山和轨道下山沿煤层底板布置，回风下山沿煤层顶板布置，由于煤层赋存极不稳定，局部地段巷道穿煤层。21采区设计三个炮采工作面和四个综采工作面，剩余两个综采工作面（其中21051综采工作面正在回采，21091综采工作面正在准备）和三个炮采工作面；22采区设计两个炮采工作面和四个综采工作面；23采区设计五个炮采工作面。正常情况下，我矿采煤工作面多在两个采区之间跳采开采，采区内工

31、作面也采用跳采布置。 2.3 采掘工作面情况目前22采区被水淹没，矿井采掘活动主要集中在13、21和23采区。目前矿井正在回采和掘进工作面情况,详见采掘工作面情况一览表。名 称顶板处理采煤方法推进速度班人数21051综采工作面全部跨落综采放顶煤90米/月10213001炮采工作面全部跨落炮采放顶煤60米/月40名 称煤岩性掘进方法掘进速度班人数21091上付巷掘进工作面半煤岩炮掘80米/月1421091中联巷掘进工作面煤炮掘180米/月1421回风中联巷掘进工作面岩炮掘60米/月1821091东下车场掘进工作面岩炮掘60米/月1223皮下回风联巷掘进工作面岩炮掘50米/月1213采区变电所回风

32、联巷岩炮掘60米/月14采煤工作面布置：我矿采煤工作面采用伪倾斜开采、后退式回采。采煤工作面采用两巷布置方式，即工作面上、下付巷全部采用10.5m2U型钢支架支护，下付巷为运输巷，巷道下帮铺设胶带运输机、上帮铺设轨道，采用绞车牵引。上付巷为回风巷，工作面移变和泵站设在上付巷，上付巷辅助运输采用顺槽连续牵引车。受采区范围、地质构造和工作面运输设备等限制，综采工作面一般设计长度为5001700米，宽度为140150米；炮采工作面一般设计长度为3001500米，宽度为80130米。回采巷道沿煤层底板布置、沿空送巷。2.2 采煤工艺回采工艺：伪倾斜长壁后退式综采（炮采）放顶煤开采，全部垮落法管理顶板。

33、目前矿井一个水平生产，水平标高为-100米，采用上下山采区布置。以主石门为界，矿井东翼布置11、13、15三个上山采区和21、23两个下山采区；矿井西翼布置12采区一个上山采区和22采区一个下山采区。目前11、12采区已报废，13采区、21采区和23采区正在生产，22采区目前被水淹没在准备。我矿仅开采二1煤层，采区布置为单煤层布置。21、22、23采区均为单翼采区，每个采区布置三条下山，分别为：皮带下山、轨道下山和回风下山；21采区皮带下山和轨道下山布置在煤层中，回风下山布置在煤层顶板中；22轨道下山和回风下山布置在煤层中，皮带下山布置在煤层底板L78灰岩中；23采区皮带下山、轨道下山和回风下

34、山上部布置在煤层底板中，下部皮带下山和轨道下山沿煤层底板布置，回风下山沿煤层顶板布置，由于煤层赋存极不稳定，局部地段巷道穿煤层。21采区设计三个炮采工作面和四个综采工作面，剩余两个综采工作面（其中21051综采工作面正在回采，21091综采工作面正在准备）和三个炮采工作面；22采区设计两个炮采工作面和四个综采工作面；23采区设计五个炮采工作面。正常情况下，我矿采煤工作面多在两个采区之间跳采开采，采区内工作面也采用跳采布置。采煤工作面布置：我矿采煤工作面采用伪倾斜开采、后退式回采。采煤工作面采用两巷布置方式，即工作面上、下付巷全部采用10.5m2U型钢支架支护，下付巷为运输巷，巷道下帮铺设胶带运

35、输机、上帮铺设轨道，采用绞车牵引。上付巷为回风巷，工作面移变和泵站设在上付巷，上付巷辅助运输采用顺槽连续牵引车。受采区范围、地质构造和工作面运输设备等限制，综采工作面一般设计长度为5001700米，宽度为140150米；炮采工作面一般设计长度为3001500米，宽度为80130米。回采巷道沿煤层底板布置、沿空送巷。2.3 采煤设备配套要求综放工作面采煤机，刮板输送机及液压支架的“三机”配套是整套综采设备的核心。采煤机和刮板输送机的生产能力应满足工作面产量要求，采煤机和液压支架调高范围要适应煤层厚度及变化范围，支架移架速度要跟得上采煤机的牵引速度。采煤机要依靠刮板输送机导向并在其上移动，刮板输送

36、机依靠液压支架推移液压支架又靠输送机支承而移动，因此，为了实现综放工作面最大生产力和安全生产，采煤机，刮板输送机和液压支架之间在性能，结构，采面空间要求以及“三机”相互联接形式，强度和尺寸等方面，必须相互适应和匹配。2.3.1综放工作面“三机”配套几何尺寸关系图2.2 “三机”配套几何关系示意图图2.2为描述采煤机、刮板输送机和液压支架之间横断面配套尺寸示意及何尺寸关系理论，输送机的结构形式及附件必须与采煤机的结构相匹配，如采煤机的牵引机构、行走机构、底托架及滑靴的结构，电缆及水管的拖移方法以及是否连锁控制等。输送机的中部槽应与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和连接结构相匹配。采煤机的采高范

37、围与支架的最大和最小结构尺寸相适应,而其截深应与支架推移步距相适应。2.3.2综放工作面“三机”性能配套综放工作面“三机”性能应相互匹配，否则会相互制约，设备难以充分发挥其作用。其主要涉及的内容有：（1）采煤机底托架与输送机槽的匹配。输送机的结构形式及附件必须与采煤机的结构相匹配，如采煤机的牵引机构、行走机构、底托架及滑靴的结构，电缆及水管的拖移方法以及是否连锁控制等。（2）采煤机摇臂与输送机头尾和自开切口的匹配，滚筒直径应满足最大采高及卧底量的要求。（3）输送机的中部槽应与液压支架的推移千斤顶连接装置的间距和连接结构相匹配。（4）采煤机的采高范围与支架的最大和最小结构尺寸相适应，而其截深应与

38、支架推移步距相适应。支架性能与采煤机牵引速度的匹配，如果大采高支架不匹配大流量阀，则每架移架时间需2025s，这就使采煤机牵引速度限制在3.54.5m/min的范围内，提高采煤机牵引速度，必须改进支架的供液系统和阀的性能，或采用电液控制液压支架，以提高移架速度。2.3.3综放工作面“三机”生产能力配套工作面小时生产能力取决于工作面的年产量，采煤机的生产能力依据工作面小时生产能力确定。其它配套设备的能力都应大于采煤机的生产能力。就“三机”而言，工作面输送机的生产能力应大于采煤机的生产能力，液压支架的移架速度应大于采煤机的工作速度。2.4采煤机械选型计算2.4.1采煤机选型原则及主要技术要求 煤机

39、的选型重点是适应煤层条件和煤层的力学特征功能全、性能好。 采煤机的主要功能是截煤和装煤。完成这些功能的工作机构是滚筒。截煤是的比能耗要小，块煤率要高，粉尘要小，生产率高，装煤效果好，能调整滚筒高低，以适应煤层厚度的变化，能自开缺口等。所选的采煤机参数（如生产率、牵引速度、装机功率等）应满足工作面高产高效的要求。 适应性强 所选采煤机应和煤质煤层厚度煤层顶底板种类煤层倾角等基本条件相适应。 机电和人身安全保护完善 机电保护应能防止机器过载、过温，应能防爆，得液压油和冷却水能抗污染，有可靠有效地降尘机构，若工作面倾角较大时，应有防滑装置。工作可靠性高采煤机要达到高产高效，因此必须以高产量、高效益来

40、获取好的经济效益。2.4.2采煤机类别及适应性 采煤机是综采工作面最主要的生产设备。选型时，应考虑煤层赋存条件和对生产能力的要求，以及输送机和液压支架的配套要求。按滚筒数： 单滚筒采煤机，机身较短，重量较轻，自开切口性能较差，适宜在煤层起伏变化不大的条件下工作 双滚筒采煤机，调高范围大，生产率高，可在各种煤层地质条件下工作。按煤层厚度： 厚煤层采煤机，机身几何尺寸大，调高范围大，采高大于3.5米。 中厚煤层采煤机，机身几何尺寸较大，调高范围较大，采高1.33.5米。 薄煤层采煤机，机身几何尺寸较小，调高范围小，采高小于1.3米。按调高方式： 固定滚筒式采煤机，靠机身上的液压缸调高，调高范围小

41、摇臂调高式采煤机，调高范围大，卧底量大，装煤效果好。 机身摇臂调高式采煤机，机身短窄，稳定性好，但自开切口能力差，卧底量较小，适应煤层起伏变化小，顶板条件差等特殊条件。按机身设置方式： 骑输送机采煤机，适用范围广，装煤效果好，适用于中厚及其以上的煤层。 爬地板采煤机，适用于各种薄和极薄煤层地质条件按牵引控制方式：机械牵引采煤机，操作简单，维护检修方便，适应性强。 液压牵引采煤机，控制、操作简单，功能齐全，适用范围广。 电牵引采煤机，控制、操作简单，传动效率高适用各种地质条件。按牵引方式 ； 钢丝绳牵引采煤机，牵引力较小，一般适用于中小型煤矿的普才工作面。 锚链牵引采煤机，中等牵引力，安全性较差

42、，适用于中厚煤层工作面。 无链牵引采煤机，工作平稳、安全，结构简单，适用倾斜煤层开采按适用煤层条件： 缓倾斜煤层采煤机，没有特殊的防滑装置，适用于倾角15°以下的工作面。 倾斜煤层采煤机，牵引力较大，有特殊的工作机构与牵引向导装置，与无链牵引机构相配，适用于倾斜煤层工作面。 急倾斜煤层采煤机，牵引力较大，有特殊的工作机构也牵引向导装置，适用于急倾斜煤层工作面。按牵引机构设置方式： 内牵引采煤机，结构紧凑，操作安全，自护力强。 外牵引采煤机，机身短，维护和检修方便。2.4.3采煤机参数的确定 （1）生产能力采煤机的理论生产率，是指在额定工况和最大参数条件下工作的生产率。理论生产率为 Q

43、t=60HJvqt/h （2.1）式中 H工作面平均截割高度，m，此处H=8.6m； J截深，m，此处取J=0.9m； vq采煤机截煤时的最大牵引速度，m/min，此处取vq =10m/min； =煤的实体密度，t/m3处取=1.35 t/m3。代入式（2.1）得Qt=60×8.6×0.9×10×1.35=6269.4t/h 采煤机的生产率主要取决于采煤机的牵引速度，生产率与牵引速度成正比。牵引速度的快慢，受到很多方面的影响，如液压支架移架速度、输送机的生产率等，同时还受瓦斯涌出量和通风条件的制约。考虑到采煤机进行必要的辅助工作，工作中发生的所有类型的停

44、机时间等等因素，从而得到采煤机每小时的实际生产率为 Qm=k1k2Qt （2.2）式中 k1与采煤机技术上的可靠性和完备性有关的系数，一般为0.5 0.7，此处取0.6； k2采煤机在实际工作中的连续工作系数，一般为0.60.65。此 处取0.62代入数据得Qm=0.6×0.6×6269.4=2256.98t/h （2）采高 采煤机的实际开采高度称为截割高度。采煤机的截割高度应与煤层厚度的变化范围相适应。考虑到顶底板上的浮煤和顶板下沉的影响，工作面的实际截割高度要减小，一般比煤层厚度Ht小0.10.3m。为保证采煤机正常工作，截割高度范围H为 Hmax=(0.90.95)H

45、tmax=9.09.5 Hmin=(1.11.2)Htmin=7.78.4采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，采高8.6±0.2m。 （3）截深 煤机滚筒切入煤壁的深度称为截深，他与滚筒宽度相适应。截深决定着工作面每次推进的步距，是决定采煤机装机功率和生产率的主要因素，也是支护设备配套的一个重要的参数。 截深与截割高度有很大的关系。截割高度较小，供人行走困难，采煤机牵引速度受到限制，为保证适当的生产率，宜选用较大的截深。反之截割高度很大时煤层很容易片帮，顶板施加给支护设备的载荷也大，此时限制生产率的主要因素是运输能力。截深的选择还要考虑煤层的压张效应，当被截割的煤体处于压张区内时

46、，截割效率明显下降。一般压张深度为煤层厚度的0.41.0倍，脆性煤取大值，韧性煤取小值。当滚筒截深为煤层厚度的1/3时，截割阻力比未被压张煤的截割阻力小1/31/2。为了充分利用煤的压张效应，中厚煤层截深一般取0.6m左右。近年来大功率电牵引采煤机向大截深方向发展，截深为0.9m左右的已相当多，部分截深已达到1.2m。加大截深的目的是为了提高生产率，减少液压支架的移架次数。但加大截深必然造成工作面空间空顶距加大，因此必须提高移架速度和牵引速度，并做到及时保护。 综上先拟定采煤机截深为0.8m。 （4）滚筒直径 滚筒直径是指叶片截齿齿尖所形成的轨迹圆柱面的直径。目前采煤机的滚筒直径在0.652.

47、6m范围内。我国规定的滚筒直径系列（单位m）为0.50,0.55,0.60,0.70,0.75,0.80,0.85,0.90,1.00,1.25,1.40,1.60,1.80,2.00,2.30和2.60。 中厚煤层双滚筒采煤机一次采全高，后滚筒的截割高度一般小于滚筒直径。根据前后滚筒装煤量相等的原则，为了适应煤层厚度的变化，按照国家规定的型号，选择2.3m滚筒。 （5）截割速度 滚筒上截齿齿尖的切线速度称为截割速度.截割速度决定于滚筒直径和滚筒转速.为了减小滚筒截割时产生的粉尘,提高块煤率,出现了滚筒低速化的趋势.截割速度一般为3.55.0m/s，少数机型只有2.0m/s左右。据实际情况，并

48、参考有关资料，取定截割速度4m/s。 （6）牵引速度 牵引速度就是采煤机沿工作面移动的速度，它与截割电动机功率、牵引电动机功率、采煤机生产率的关系都近似成正比。牵引速度的上限受电动机功率、装煤能力、液压支架移架速度、输送机运输能力等限制。牵引速度是影响采煤机生产率的最主要参数。牵引速度有两种，一种是截割时的牵引速度，另一种是调动时的牵引速度。前者由于截割阻力是随机的，变化较大，需通过对牵引速度的调节来控制电动机的功率变化范围和大小，通过自动调速使电动机功率经常保持近似恒定或防止过载；后者为减少调动时间，增加截割时间，速度较高。根据-设计要求，采煤机截割时的牵引速度为10m/min。 （7）牵引

49、力 影响牵引力的因素很多。煤质越坚硬，牵引速度越高，采煤机越重，工作面倾角越大，牵引力就越大。实际选型时，精确地计算牵引力既不可能，也无必要。电牵引采煤机都采用无链牵引，装机功率都在300W以上。根据设计要求，经过计算，其牵引力400kN。 (8)装机功率 装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎机电动机、液压泵电动机、喷雾泵电动机等所有电动机功率的总和。装机功率越大，采煤机适应的煤层越坚硬，生产率也越高。装机功率P与比能耗Hw和理论生产率Qt有关，即 P=QtHw （2.3）式中 P装机功率，kW； Qt采煤机理论生产率，t/h； Hw采煤比能耗，坚硬煤取0.35 kW·t/h取H

50、w=0.25将数据代入式（2.3）得P=6269.4×0.25=1567.35kW比能耗越小，截割功率和牵引功率越小，装机功率也越小。比能耗与牵引速度近似成反比，呈双曲线关系，牵引速度增大到一定值时，比能耗最小，块煤率也更高，煤尘更少，生产率也更高，称为最佳截割性能。2.4.4采煤机的型号和主要技术参数采煤机的型号为MG450/1040-WD电牵引采煤机 采高（M） 2.54.9 截深（MM） 800 适应倾角 35度 滚筒直径（MM） 2000、2300 滚筒转速（R/MIN） 29.5、33.8、38.5 摇臂长度（MM） 2502 摇臂摆动中心距（MM） 7980 牵引力（kN

51、） 620/400 牵引速度（M/MIN） 012m/min 牵引形式 齿轮销轨 机面高度（MM） 1930 最小卧底量（MM） 300 灭尘方式 内外喷雾 装机功率（kW） 450×260×230 电压（V） 3300 机重（T） 55、60 配套运输机 830、880 机面高度 150519002.4.5截割部 截割机构主要完成落煤和装煤作业,其主要组成部分有:截割电动机、摇臂减速箱、润滑冷却系统和内外喷雾系统、机械过载保护装置及滚筒和挡煤板等。割机构减速箱为弯摇臂形式，分别布置在采煤机的两端，与牵引部铰接,左右摇臂除机壳、护罩和部分管路及其联接件外，其它零部件均可左右

52、互换。 每部截割机构由一台 400kW交流电机单独驱动，电机轴为空心结构，经花键联接将电机动力通过扭矩轴输出，扭矩轴起到动力传递和过载保护的作用，当其传动扭矩大于电机额定转矩的一定值时，扭矩轴便会在应力槽处扭断，从而起到保护其它机械传动件及电动机的作用。截割机构的传动系统共有三级直齿传动和一级行星减速，其中改变第二级减速齿轮传动副的齿数比，可使滚筒获得三种不同的转速。用户可根据具体情况选择 40、35、29转/分其中的一种转速，若无特殊要求出厂时滚筒的转速设定为 35转/分。配套滚筒和浮动装煤板有1.8米 ，2.0米，2.24，2.5米四种直径。第二级传动齿轮为变速齿轮，有三种传动比，可分别实

53、现三种滚筒转速，具体参数见表2.4。表2.4 变速齿轮参数变速齿轮副图号及齿数输出转速（r/min）输出转矩（kN/m）高速10MJ0304-3AZ=27408510MJ0305-3Z=42中速10MJ0304-1AZ=25359610MJ0305-2Z=44低速10MJ0304-2AZ=222911710MJ0305-4Z=47 截割速度: Vj=×D×n/60 （2.4）式中 n滚筒转速 r/min D滚筒直径 m 截割速度数值见表2.5。表2.5 截割速度数值滚筒直径（m）滚筒转速（r/min）截割速度（m/s）2.0404.19353.67293.042.4.6采煤

54、机牵引部 （1）左牵引部组成：左牵引机壳内主要有牵引电机、一轴、二轴，双行星减速器、泵轴组件、齿轮油粗过滤器等部件，此外还有温度传感器、液位计、放气阀和各种连接管路等辅件。机壳内设有齿轮传动腔、辅助腔。齿轮传动腔装有各级齿轮传动部件和齿轮油过滤器；辅助腔主要装有蓄能器、液压锁、各种液压管路、主水阀、分水阀、水管和电缆等辅件。主要部件结构原理：牵引部主传动原理是牵引电机（55kW）将功率输入，经过二级直齿轮和双行星减速器减速，然后将牵引功率输出给行走机构。各主要部件如下： 1）一轴如图15MJ0101所示轴齿轮一端与牵引电机输出轴以渐开线花键干式联接，该轴齿轮设有两种齿数： m=5，Z=20（23）。与二轴齿轮相啮合，实现牵引变速配齿。另外，轴齿轮另一端装有液压制动器，以防止采煤机在较大倾角工作面停机时下滑，当工作面倾角小于15°时，根据用户实际需要，可取消制动器，代之为轴端护盖。 2）二轴 属两齿轮塔式结构，其中大齿轮设有两种齿数：m=5，Z=53(50)。分别与一轴轴齿轮Z=20(23)，相啮合，可实现两种齿数比（53：20）。二轴小齿轮与双行星减速器输入齿轮相啮合，其m=5，Z=42，与大齿轮平键联接，螺钉把合。 3）双行星减速器 该机构端头m=5，Z=91直齿轮通过与二轴小齿轮相啮合，将牵引功率输入第一级三行星机构，其中太阳轮m=5，Z=