《综采工作面设备配套》设计指导书

1、综采工作面设备配套设计指导书1 概述11综采工作面设备概述12 本设计工作内容13设计依据2 采煤机的选型21 采煤机概述211 采煤机结构212 采煤机性能参数22 初选采煤机221 采煤机类型选择考虑的因素1）煤的坚硬度滚筒式采煤机适于开采坚硬度系数f4的缓倾斜及急倾斜煤层，对f=2.54的中硬以上的煤层，应采用大功率采煤机。2）煤层厚度采煤机的最小采高、最大采高、过煤高度、过机高度等都取决于煤层的厚度，煤层厚度可根据技术要求分为三类：（1）薄煤层 煤层厚度小于是1.3m。最小采高在0.650.8 m时，只能采用爬底板式采煤机；最小采高在通常情况下0.750.90 m.时，可选用骑溜式采煤

2、机。（2）中厚煤层 煤层厚度为1.33.5m。开采这类煤层在技术上比较成熟，根据煤的坚硬度等因素可选择中等功率的采煤机，如MG340、MXA300/3.5、MG300W（2×300）、MG200W（2×200）等。（3）厚煤层 煤层厚度在3.5 m以上。由于大采高液压支架及采煤、运输设备的出现，厚煤层大采高一次采全高综采工作面取得了较好的经济指标。适用于大采高的采煤机应具有调斜功能，以适应大采高综采工作面地质及开采条件的变化以及俯采的要求，此外由于落煤块度较大，采煤机和输送机应有大块煤机械破碎装置，以保证采煤机和输送机的正常工作。适于煤层大采高一次全高的采煤机有MXA300

3、/4.5、MXA600/4.5、MG300WG（600）、AM500等型采煤机，最大采高达4.5m。当采用厚煤层放顶煤综采工艺时，在长度大于60 m的长壁放顶煤工作面，采煤机选型与一般长壁工作面相同；但在短壁工作面，可选用正面截割的短工作面采煤机和侧面截割的短工作面采煤机两种机型。前者其滚筒轴线平行于工作面，致使顶底板由多个圆柱体相交而成为不平坦的表面，造成支架和输送机移动的困难，另外机身重心高，稳定性差。然而由于机身短、结构紧凑、操作维修方便，较为适于短工作面使用。侧面截割的MGD150NW采煤机则克服了上述缺点，该机摇臂在机身中间出轴，并可旋转270°，机身短、工作平稳，装煤效果

4、也很好。3）煤层倾角煤层倾角分为三类：0°25°为缓倾斜煤层25°45°为倾斜煤层；45°以上为急倾斜煤层。骑溜子或以溜子支承导向的爬底板采煤机在倾角较大时还应考虑滑问题,在干燥条件下金属间的摩擦系数为0.240.26，相应的摩擦角为13.514.5°,故煤层倾角大于10°时,须设置防滑装置；在工作面潮湿的条件下，摩擦系数减小，倾角大于8°时，就应备用防滑装置。普遍采用的防滑装置是固定在工作面回风巷内的同步绞车，当采煤机由下向上截割时液压绞车除了防止采煤机下滑外，还起到辅助牵引的作用；而当采煤机由上向下截割时，液压

5、绞车的液压马达，以液压泵工况运行，产生阻止采煤机下滑的阻力矩，一旦采煤机下行超速时，限速装置切断电源，绞车自动抱闸。一般讲，同步绞车的牵引力应大于80100KN。MG2×300、MG200QW、WG150W、AM500等型采煤机具有双牵引部，牵引力大，其双自动抱闸装置，防滑性能强，在倾斜煤层中使用时，可取消辅助绞车。222 采煤机的类型确定表2-1采高条件地质条件采高范围m倾角º坚硬度f夹矸情况煤脆韧性直接顶级别老顶级别工作面长度L(m)地板允许比压q( kg/cm2)23 滚筒选择一种型号的采煤机通常配备几种规格的滚筒可供选择。231 滚筒直径的确定对于薄煤层双滚筒采煤机

6、或一次采全高的单滚筒采煤机滚筒直径为式中：最小煤层厚度，m； （0.10.3）考虑到割煤后顶板的自行下沉量，m。 中厚煤层用的单滚筒采煤机（主要用于普采）滚筒直径为：式中：最大煤层厚度，m。中厚煤层双滚筒采煤机滚筒直径：应略大于最大采高的一半或根据两个滚筒的装煤量相等的原则来选取，即：令 有 整理得 式中 =螺旋滚筒装煤效率； 式中 计算时取最大采高m。注意：（1）综采工作面双滚筒采煤机一般都是一次采全高，故滚筒直径D应稍大于最大采高之半，即 。（2）滚筒直径已经系列化，分别为0.6、0.65、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.25、1.4、1.6、1.8、2.0、2.3、2.6m。

7、（3）应考虑采煤机的实际配备系列的滚筒规格。232 滚筒转向和叶片的转向确定转向和旋向根据采煤机的不同使用条件，二者应相匹配。左工作面和右工作面人在工作面下巷向上看，左侧为左工作面，右侧为右工作面。如图2-1所示。叶片的旋向与滚筒转向为了使滚筒落下的煤能装入刮板输送机，滚筒上螺旋叶片的螺旋方向必须与滚筒旋转方向相适应，确定的原则为：人站在采空区侧看：顺时针旋转的滚筒（右转）-叶片为右旋。如图2-2a；逆时针旋转的滚筒（左转）-叶片为左旋。如图2-2b。即归结为：“右转右旋”、“左转左旋”。滚筒的转向在采煤机往返采煤的过程中，滚筒的转向虽然不变，却出现两种不同的情况：逆转：装煤效果好（能耗低、重

8、复破碎低）顺转：装煤效果差（能耗高、重复破碎稿）a.单滚筒采煤机：滚筒应位于采煤机机身的下顺槽侧，如图2-3。其优点是煤不经机身下的输送机运输以免堵塞煤流。据此，滚筒转向必须上行时顺转（图a），其优点：有利装煤。上行顺转，摇臂不挡煤流，装煤口大；下行时逆转，碎煤在滚筒前面，摇臂也不挡煤。工作平稳性好。右工作面：滚筒逆时针转（左转）叶片为左旋。即：右左左规则。左工作面：滚筒顺时针转（右转）叶片为右旋。即：左右右规则。b.双滚筒采煤机：为了使两个滚筒的截割阻力能相互抵消，以增加机器的工作稳定性。必须使两个滚筒转向相反。滚筒的转向分前顺后逆和前逆后顺两种方式。对于小直径滚筒：无论是骑运输机，还是爬底

9、板的薄煤层采煤机，滚筒的转向为“前逆后顺”最为适宜。优点：由于薄煤层装煤问题比较突出，这样前后两滚筒都不经摇臂下面装煤，有利于提高滚筒的装煤效率和生产率。如图2-4a。 对于大直径滚筒：滚筒的转向一般采用“前顺后逆”为好。其优点：煤尘较少，碎煤不易抛出伤人，装煤的能耗较低，装煤和截煤的效率都比较高。如图2-4b。图2-4233 滚筒截深截深是指一次截割深度，是由滚筒外约请緣到端盘外侧截齿齿尖的距离确定的。为有效地利用煤层的压张效应，现代采煤机的截深都小于1m。截深过小采煤机生产率受到影响。但加大截深会使支架的步距加大，顶梁长度和千斤顶行程加大；同时也使采煤机电动机功率及运输机的输送能力加大。因

10、此，要综合权衡利弊，选用合理截深。目前多数采煤机采用的截深为0.6或0.63m，大功率采煤机可取0.75m左右。在薄煤层中，由于工作条件困难，牵引速度不能太大，为了达到较高的生产率，在顶板条件允许时，可选用截深0.751.0m。在厚煤层中，由于受输送机生产率的限制，截深可适当减小0.40.5 m，这对缩小控顶距，避免冒顶和片帮事故有益处。注：目前采煤机的截深有：0.5、0.6（0.63）、0.7、0.75、0.8、0.9、1.0m等几种（也可以与厂家联系定做非标准的）。选择滚筒的截深要与现有的滚筒系列和选定支架等设备配套。234 截齿和截齿排列1）截齿类型：扁行截齿（刀形、径向）适用于韧性、粘

11、性高的煤以及有夹石硬煤。镐形截齿（切向）适用于脆性及裂隙发达的煤。2）截齿排列：顺序配置用的最普通，它的截割能力强，适用于硬煤。交错（棋盘）配置根据需要来定。注：应能绘出选用的截齿配置图。清楚滚筒截齿配置的特点。叶片：每条截线上的齿少（m=13）；大都是0角度齿；截线距大（t=3265mm）。端盘：每条截线上的齿多（m=47）；大多是角度齿（最大35°以上）；截线距小（。235 滚筒的转速类似滚筒直径一样，现代滚筒采煤机，每种型号有几种滚筒转速供选择。采煤机滚筒转速的选择要兼顾截煤及装煤两种工艺，以适应不同的煤质情况。实际的采煤机基本已匹配好的，大直径滚筒选用低档转速，小直径滚筒选用

12、高档转速。一般认为滚筒转速为3050r/min较适宜。目前滚筒转速有降低的趋势，最低转速为1520r/min。对薄煤层小直径滚筒，突出的问题是装煤，因此滚筒转速可提高到60100r/min。 截割速度验算目前常用的截割速度=35m/s，最好在4m/s左右。过高将使煤尘增多，大大降低截齿的寿命。 m/s式中：选定的滚筒直径，m； 选定的滚筒转速，r/min。 装煤验算滚筒的装煤生产率应大于落煤生产率，这样才能避免滚筒不被煤堵塞，使采出的煤得以顺利输送（只验算前滚筒）。滚筒的装煤生产率为 m3/min 滚筒应有的落煤生产率为： m3/min由可以求得滚筒装煤而不被堵塞的临界转速： r/min式中：

13、、叶片外、内缘直径，m；n滚筒转速，r/min；Z叶片头数，一般取23个；S叶片螺距，m；叶片厚度，m；叶片外缘开角，°；装满系数，0.110.58；可查表，计算时近似取平均值；B截深，m；牵引速度，m/min；工作牵引速度最大一般取=35m/min；H采高（计算时取最大采高），m；煤的松散系数，=1.51.7；浮煤高度；有挡煤板时=00.05；无挡板时=（为考虑浮煤量系数），m；K应有滚筒装出的煤量系数。对前滚筒K=D/H；对后滚筒K=1-。滚筒转速n应满足以下条件，使滚筒既不被煤堵塞，又不致抛过筒毂造成循环煤。式中：临界转速，r/min；防止碎煤抛过筒毂循环的转速，r/min。对

14、于D=0.50.6m时，=80120r/min；对于D=1.82.0m时，=3040r/min。24 装机功率根据采煤机的生产率来验算其装机功率，详见。对于双滚筒采煤机装机功率为：kW式中：功率利用系数。单机驱动时取1，分别驱动时取0.8；功率水平系数，见。后滚筒的工作条件系数，见。后滚筒的转向如图2-5。采煤机的生产率，t/h。采煤机和其他工作面设备的基本功能就是按照所要求的生产率完成其生产过程。采煤机的生产率取决于矿山地质和矿山技术条件、机器工况和结构参数以及时间利用率等因素。因此采煤机的生产率分别以理论、技术和使用生产率表示。（1）理论生产率在给定条件下，以最大参数连续运行时的生产率称为

15、理论生产率（Qt），即： t/h式中 Qt理论生产率，t/h；工作面平均采高，m；滚筒有效截深，m；p给定条件下可能的最大牵引速度，m/min；煤的实体密度，t/m3。采煤机的理论生产率是确定与其配套设备生产能力的依据,是由工作条件、机器工况和结构参数确定的。在实际工作中，只有与其配套的设备生产能力大于采煤机的生产能力时，采煤机才能达到给定的理论生产率。（2）技术生产率考虑根据循环图表而进行的辅助工作，如更换截齿、开切口、检查机器和排除故障所花费时间后的生产率称为技术生产率（Qm），即 t/h式中 Qm技术生产率，t/h；采煤机技术上可能达到的连续工作系数，一般=。技术上越陷越深完善，系数越高

16、，理论生产率和技术生产率的差距也越小。（3）实际生产率实际使用中，考虑了工作中发生的所有类型的停机状况，如处理输送机和支架的故障、处理顶底板事故等。使用生产率可由下列公式计算 t/h式中 Q实际生产率，t/h；采煤机在实际工作中的连续工作系数，一般=。采煤比能耗，kW·h/t。=截割阻抗，取180200 N/mm；对于A的采煤比能耗，见；工作面煤的截割阻抗，180N/mm软煤；=180240N/mm中硬煤；=240360N/mm硬煤。即所算出的N选用的采煤机装机功率，否则重新选机型（改变工作参数，如）。采煤机的装机容量是由生产能力决定的，生产能力为500700 t/h时，装机容量约6

17、00750 kW。国外一些采煤机的生产能力已达到15002000 t/h，其装机容量也高达11001500 kW。采煤机的生产能力正比于采高，因此也可以根据采高估计装机容量的大小。对于硬煤，装机功率应加大一倍。25 牵引力采煤机的牵引力与装机容量关系密切，装机功率150kW时，牵引力为160180kN；装机容量300kW时，牵引力达250300 kN。牵引力与牵引机构的刚度系数、采煤机的质量、摩擦系数、牵引速度、截割阻力及载荷的不均衡性、机道形状等因素有关，很难精确计算，一般用经验公式确定。T=(1.11.3) N式中 T牵引力，kN；N装机功率，kW。按向上牵引工作来计算，详见。 t式中：摩

18、擦系数，0.180.25（骑溜子时）；0.30.4（爬底板时）；经验系数，0.60.8（计算时取小值）；估算系数，00.2；系数，按来选取；采煤机移动重量，t；煤层倾角，°。若牵引力不够时，可重选机型，或增设辅助牵引设备。26 防滑设备骑在输送机上工作的采煤机，当煤层倾角大于10°时，就有下滑的危险。特别是链牵引采煤机向上工作时，一旦断链，就会造成机器下滑的重大事故。因此，煤矿安全规程规定：当倾角大于10°时，应设防滑装置。1）防滑杆：结构简单，这种防滑装置只用于中小型采煤机上。2）抱闸式：结构比较复杂，不易调整，现并不常用。3）制动器：目前大多数的采煤机都设有这

19、种装置（采煤机自带）。即防止采煤机下滑，又能防止“回链敲缸”，同时能起到低压保护作用。对于链牵引采煤机，不能防断链下滑。4）液压安全绞车：它可与各种采煤机配套使用，在一定的煤层倾角范围内防止下滑及断链跑车事故，保障人身设备安全。配用本绞车后又可起辅助牵引作用，补充采煤机牵引力不足，更好地发挥采煤机的作用。这种设备愈来愈广泛地被使用。37采煤机允许的最大牵引速度牵引速度是采煤机的一个重要参数，牵引速度直接决定了机器的生产能力。装机容量、移架速度、输送机生产能力等因素又限制了牵引速度的增长；从另一方面讲，牵引速度加大后，切屑厚度过大将导致齿座挤压煤体，造成截割阻力的急剧上升。随着装机容量的加大，采

20、煤机牵引速度已达810m/min，国外有的采煤机牵引速度高达1520m/min。然而增加装机容量，加大牵引速度并中是增加综采工作面生产能力的唯一途径，综合机械化采煤是一个复杂的生产过程，除了需要解决和改进技术和装备上的问题外，尚需改进管理上存在的问题，其中首要的问题是提高采煤机的开机率。统计资料表明，即使年产百万吨的综采工作面，其生产班的平均开机率也不足50%，而全国的平均水平仅为其一半，足见改进管理的潜力是很大的。1）保证滚筒工作时叶片不碰撞煤壁的条件截齿伸出的径向长度应大于最大切削厚度，即：70 mm= m/min式中：牵引速度，m/min；滚筒转速，r/min；每条截线上的齿数，一般取1

21、3；滚筒的齿长若未知，可近似取刀型截齿=65100mm；镐型截齿=6080mm。2）根据滚筒截齿协调性的条件（见前二、5）可得 = m/min式中 =，在不考虑其它限制条件时（如移架速度、运输机运输能力、装机功率及牵引力等）允许的最大牵引速度即短时允许最大工作牵引速度。28采煤机喷雾供水装置采煤机喷雾系统中，喷嘴的数量选择应使一定水压下的总流量等于计算耗水量，即= L/min式中：采煤机生产率，t/min；单位生产率耗水量，L/t。值对于具体的工作面，可按采煤机最大实际生产率（前面已说明）计算，一般单位耗水量的确定与煤层条件有关。可按表2-2来选取。表2-2几种煤层条件下的单位耗水量采用喷雾的

22、煤层条件单位耗水量 L/t无烟煤2025烟煤层厚0.7m1520层厚0.71.5m2040层厚1.5m3040在表中的上限，用于煤含水量小雨35，工作面风速大于2m/s以及采煤机穿梭式工作时。喷嘴入口水压12MPa。同时为防止喷嘴堵塞，不宜小于1 MPa。要根据管路的远近及管路的弯曲段数目等，在井下进行实际调整，保证喷嘴入口水压12MPa（观看水压表或水的雾化情况）。根据计算耗水量查表2-3来选择喷雾泵。表2-3 XPB型喷雾泵技术特征型号额定压力MPa额定流量电机功率kw外形尺寸mmXPB250/555.5250301680×800×700XPB200/555.52003

23、01680×800×700XPB160/555.5160221680×800×700XPB120/454.5120132000×850×7553 刮板输送机选型31刮板输送机概述311 刮板输送机结构312 刮板输送机性能参数32初选刮板输送机综采工作面一般均使用重型可弯曲刮板输送机，其中有单链、双中心链、双边链等几种类型。根据刮板输送机选型的基本原则和产品说明书介绍的技术特征及其使用条件来选择型号（并参考下面计算的）。产品说明所列铺设长度一般均为水平长度货一定倾角煤层（如10°）向下运煤时的铺设长度，实际上各工作面长度和煤

24、层倾角、煤层厚度等条件各不相同，所以确定了型号后需要验算所选刮板输送机的运输生产能力、电机功率及刮板链强度，并确定每台刮板输送机驱动电机的数量。33运输能力的验算33 1 按采煤机生产能力验算=60 t/h式中：煤的实体密度，t/m3；同前（=35m/min；平均采高，m，截深，m）；装载不均匀系数，一般取1.5；采煤机和运输机同向运输时的修正系数。=，为刮板输送机链速（查附录二）；运输倾角和运输方向的系数。见表3-1。表3-1 运输倾角和运输方向的系数表运输情况水平运输时倾角510°倾角10°以上向下向上向下向上10.91.30.71.5按此式计算的是要刮板输送机运走的煤

25、量（小时生产能力）。332 按刮板输送机的工作状况及有关参数验算主要是根据已选定的输送机技术特征，验算是否能够满足所要求的运输能力。=3.6· t/h式中：输送机单位长度上货载重量，kg/m；=1000·FF货载断面积，F=+ （计算参考图3-1）；溜槽承载段横截面积。查特征表（查不到可近似计算）；原煤在溜槽中的动堆积面积；原煤动安息角，一般取20°；装满系数，见表3-2；煤的松散容重，0.851.0 t/m3。若，则符合要求。表3-2 输送机装满系数表输送情况水平及向下运输向上运输+5°+10°+15°装满系数0.91.00.80.

26、60.5333 按电机功率的验算及电机的数量确定1）电机功率= kW式中 电动机轴上的功率，kW；传动装置效率，一般为0.80.85；刮板输送机主链轮的牵引力，kg；=式中：溜槽弯曲段的附加阻力系数，一般取1.1；重段阻力，kg。=+式中的（+）号用于向上运输，()号用于向下运输。空段阻力，kg。=式中的（）号用于向上运输，(+)号用于向下运输。按=1000·F计算值；刮板输送机的铺设长度，m；刮板输送机的铺设倾角，°；刮板链单位长度重量，kg/m；煤在溜槽中的运行阻力系数，查表3-3；刮板链在溜槽中的运行阻力系数，查表3-4。表3-3 煤在溜槽中的运行阻力系数刮板输送机的

27、结构形式值单链或双中心链工作链布置在回空链上面0.55工作链和回空链在同一水平上0.75双边链有导向装置、铺设平直0.60.8有导向装置、底板起伏不平1.2表3-4 刮板链在溜槽中的运行阻力系数刮板输送机的结构形式值单链或双中心链无导向装置0.250.35有导向装置0.350.40双边链无导向装置0.200.25有导向装置0.250.35综合机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，货载的装载长度随着采煤机的移动而变化。因此，电机负荷也是变化的，即： kW （满载时，最大电机功率） kW（空载时，最小电机功率）从而得到所需刮板输送机的等效功率：电动机容量：=（1.151.2）式中：1

28、.151.2电动机容量备用系数。所选的刮板输送机电机容量时即符合要求。否则要重选或考虑双电机两端驱动（当然这对原选用一端驱动情况可以这样考虑）。2）电机数量常见的是单电机和双电机，在确定刮板输送机的型号及电机容量的计算中就要考虑电机的数量。电机的数量决定了采用一端驱动还是采用两端驱动，这影响到刮板输送机刮板链的张力计算。34 刮板链强度计算根据刮板链的最大张力来验算刮板链强度，而刮板链最大张力可用逐点计算法求出。最大张力的计算方法与传动装置的布置方式有关。如图3-2所示。A为一端传动方式；b为两端传动方式。所谓逐点计算法就是按运行方向，刮板链某一点的张力等于它前一点的张力加上这两点之间的运行阻

29、力值和。即：=+式中 刮板链点的张力；刮板链-1点的张力；刮板链-1点到点之间的阻力。对于一端传动方式，最小张力点为1点，最大张力点为8点。对于两端传动方式，确定最大张力点要根据不同情况进行具体地分析。当重段阻力为正值时，每一传动装置主动链轮相遇点的张力均大于其分离点的张力。因此，1点和5点为最小张力点，而最大张力点发生在4点和8点。究竟是4点张力最大还是8点张力最大，要看两端传动装置的功率比值及重段、空段阻力大小而定。注：最小张力点张力（初始张力），对于单链刮板=200300kg；对于双链刮板=400600kg各点张力的计算过程和强度校核，详见。4 液压支架的选型41 液压支架概述411液压

30、支架工作原理412液压支架结构类型42 液压支架架型确定421 按顶板类别选择1）顶板分类（级）直接顶分为四类，见。老顶分为四级，见。2）架型选择根据煤炭部（81）煤科字第429号文件关于缓倾斜煤层工作面顶板分类方案，按稳定性不同直接顶分为四类，按来压强度不同将老顶分为四级，并分别提出相应的架型、支护强度和顶板管理方法。422 按支护强度选择正确选择支架的架型，对于提高综采工作面的产量和效率，充分发挥综采设计的效能，实现高产高效，是一个很重要的因素。在具体选择架型时，首先要考虑煤层的顶板条件，表9-1就是根据国内外液压支架的使用经验，提出了各种顶板条件下适用的架型。它是选择支架架型的主要依据。

31、对于不同类（级）顶板，其架型、支护强度的选择见。液压支架架型的选择除了取决于顶板条件之外，还应考虑以下因素，并结合各类支架的不同性能和特点，最终选择一种较为合理的架型。423 按厚度选择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2.52.8m(软煤取下限,硬煤取上限)时，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。424 按煤层倾角选择煤层倾角主要影响支架的稳定性，倾角大时易发生倾倒、下滑等现象。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，

32、应同时具有防滑防倒装置。425 按底板性质选择底板承受支架的全部载荷，对支架的底座影响较大，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，允许比压为1.96-2.16MPa，软底板为0.98MPa左右）。426 按瓦斯涌出量选择对于瓦斯出量大的工作面，支架的通风断面应满足通风的要求，选型时要进行验算。427 按地质构造选择地质构造十分复杂，煤层厚度变化又较大，顶板允许暴露面积和时间分别在58m2和20以下时，暂不宜采用液压支架 。4.3 主要参数计算和支架型号的确定4.3.1 支护强度（工作阻力）支架的结构

33、尺寸确定之后，与支架重量和成本关系最大的参数是支架的支护强度。从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算，这样目前主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。下面介绍两个经验公式：式中：液压支架的支护强度，t/m2；采高，m；顶板岩石容量，一般取2.3 t/m3；顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.21.5；工作面倾角，°；附加阻力系数，二排立柱

34、支架取1.6，单排立柱支架取1.2；顶板周期来压动载系数。=，值可按以下情况选取：周期来压不明显顶板：取1.1；周期来压明显顶板：取1.3；周期来压强烈顶板：取1.51.7。 MPa式中：作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58。顶板条件好、来压不明显时取下限，否则取上限； H采高，m； 顶板岩石密度，一般取2.3×kg/m。放顶煤支架的支护强度一般为0.50.7MPa。支架工作阻力P应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。式中 F 支架的支护面积，m。可按下式计算式中 L支架顶梁长度，m； C梁端距， m；B支架顶梁宽度，m；架间距，m；A支架中心距，m。对

35、支撑式支架，支架立柱的总工作阻力等于支架工作阻力。对于掩护式和支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力P小于支架立柱的总工作阻力。工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值，称为支架的支撑效率。所以支架立柱的总工作阻力P总为P总 kN支撑式支架的=100%，支掩护式和支撑掩护式支架取=80%左右。4.3. 2 初撑力初撑力的大小是相对于支架的工作阻力而言，并与顶板的性质有关。液压支架的初撑力，对支架维护顶板的性能方面，要比工作阻力（支护强度）起着更加显著的作用。有足够初撑力的支架，一开始就能和顶板压力取得平衡，可最大限度地减小顶板下沉；初撑力偏低，要等顶板下沉时才能增阻，会增大顶板的下沉

36、量；初撑力过大，会使顶板反复受拉导致直接顶蠕动，造成直接顶早剥离，使顶板管理困难。所以支架初撑力选择的合理与否，时非常重要的。目前在坚硬、中硬和破碎的顶板条件下，多趋向于采用较高的初撑力。现在支架的设计中初撑力，已高达工作阻力（支护强度）的90以上。根据有关资料介绍，初撑力与支护强度的比例关系，即=初撑力强度/支护强度，以顶板的的稳定性不同，一般在6085区内选取为宜。在确定出撑力时，可按以下原则考虑：对于不稳定和中等稳定顶板，为了维护机道上方的顶板，应取较高的初撑力，约为工作作阻力的80%；对于稳定顶板，初撑力不易过大，一般不低于工作阻力的60%，对于周期来压强烈的顶板，为了避免大面积垮落对

37、工作面的动载威胁，应取较高的初撑力，约为工作阻力的75%。4.3. 3 移架阻力及推溜力移架阻力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关，通常根据煤层的厚度来考虑，即采高愈大，移架阻力愈大。一般薄煤层支架的移架力为100150kN；中厚煤层支架为150300 kN；厚煤层支架为300400 kN。推溜力一般为100150 kN。4.3. 4支架高度支架高度一般系指支架的最大和最小结构高度，它必须适应煤层采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。最小高度过大，可能会出现压架现象；最大支撑高度过小，可能会造成丢煤浪费资源，或支架顶空现象。支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合

38、理选择，片面地认为调高范围越大越好，过大地加大调高范围将增加设备重量及制造成本。支架高度可由下式计算：=+0.2=式中 支架最大结构高度，m；-支架最小结构高度，m；煤层最大采高，m；煤层最小采高，m；支架前柱上方顶板下沉量，一般取0.1m；支架后柱上方顶板下沉量，一般取0.2m；支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。根据一些生产的实际经验，为防止伪顶冒落而引起支架顶空现象和一些难于预见的因素，最大结构高度，要在计算的基础上，再考虑增加0.10.3m的富裕量。确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。支架的伸缩比值的大小反映了支架对煤

39、层厚度变化的适应能力，其值越大，说明支架适应煤层厚度变化的能力超强。采用单伸缩立柱，值一般为1.6左右。若进一步提高伸缩比，需采用带机械加长杆的立柱或双伸缩立柱，其值一般为2.5左右。薄煤层支架可达3。4.3. 5顶梁长度顶梁长度取决于必要的作业空间和通风断面要求，还与支架方式有关。支护方式有超前支护和滞后支护两种方式。根据选定的架型和支护方式，来估算所需支架的顶梁长度（范围），以供确定支架型号作参考。直接撑定掩护式支架，如图4-1所示。式中：铲煤板铲尖到煤臂的距离，取100200mm（具 体大小也可计算）；=F+G+J+V式中：F铲煤板宽度，一般取150240mm；G中部槽宽（查特征表）；J

40、导向槽宽度，无链牵引时尚有齿轨部分宽度；V电缆槽宽。参数查不到时可估算V=350450mm；-超前移架时取截深；滞后移架时可取零；e人行道宽度，不小于0.6m，高度不小于采高的70；H 采高，m；立柱倾角，°；梁端距，取250350mm。顶梁全长 支撑掩护式，如图4-2所示。式中：同前；由结构而定，考虑支架稳定性和减少底座前端的比压。300mm；通常=0.91.2m，在中厚煤层中可设置为人行道；由结构而定，一般情况为300500 mm。顶梁全长 m注：1）顶梁的长度和宽度取决于支架的类型，它影响支架与顶板的接触性能、控顶距、移架速度和稳定性，一般在保证一定的工作空间和合理布置设备的前

41、提下，应尽量减小顶梁长度，以缩小控顶距和支架的重量。对于支撑式和支撑掩护式支架，由于立柱为双排布置，支撑力较大，故这类支架的顶梁较长，当采用滞后支护时，顶梁全长为2.5m左右；当采用及时支护时，顶梁全长为3.04.0m。对于掩护式支架，由于一般用于破碎顶板，应尽量减小支架对顶板的重复支撑次数，加之立柱多为单排布置，故顶梁长度较小，通常1.52.5m，最大达3 m左右。顶梁的宽度应根据支架间距和架型来定。我国规定支架标准中心距为1.5m。掩护式和支撑掩护式支架包括侧护板在内的顶梁宽度为1.41.6m(下限为侧护板收缩时的运输宽度，1.5m为支架的正常宽度，1.6m为调架时侧护板伸出后的最大宽度)

42、。垛式支架的架间距一般为0.10.2m。2）底座的宽度支架底座宽度一般为1.11.2m。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1.3 m左右，放顶煤支架为 1.31.4m。底座中间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300380mm。4.3. 6 确定支架型号根据以上所确定的架型和计算的参数，查附录5（或表8-4）支架技术特征表选择支架。注：采高达到2.52.8m以上时，需要选择带有护帮装置的液压支架。要考虑是否需设防倒防滑装置。我国缓倾斜煤层工作面顶板分类方案中规定：煤层倾角大于10°，支撑式支架应带有防滑装置；煤层倾角大于15°

43、;，掩护式和支撑掩式支架应带有防滑装置；煤层倾角大于18°，各类支架都应带有防倒装置；考虑到支架对底板的最大比压，防止支架底座会被压如底板。44 性能验算441 底板比压顶板压力是通过顶梁、支柱传到底板的，如底板的抗压如强度小于支架所要求的抗压强度，则支架底座会被压如底板。因此，合理的选择支架对底板的最大比压（支架技术特征表中可查），是支架选型中一个很重要的指标，特别对于底板松软的工作面更为重要，必要时应进行测定和计算。即式中：实测底板的最小抗压入强度，MPa；底板载荷集中系数，一般取3；洒水影响系数，一般取1.21.6；支架对底板的最大比压，MPa。可由支架特征表查得，若查不到也可

44、计算。的计算：1）平均接触比压：若正压力正好通过底座的形心，且底座为刚性，则接触比压在整个接触面积上是均匀分布的。它的平均接触比压为：=式中：支架工作阻力，N；底座与底板的接触宽度，m；底座与底板的接触长度，m；2）最大接触比压实际上，支架底座对底板的正压力并不通过底座的形心。如图4-3所示底座正压力作用点的位置。底座正压力作用点的位置可按下述公式求出：=（+）+tg式中：正压力作用点到底座前端的距离，m；底座与底板的接触长度，m；的作用点到O点水平距离，m；底座后端到O点的水平距离，m；支护高度，m；顶梁与顶板的摩擦角；顶梁与顶板的摩擦系数，f =tan，一般=0.10.3。（1）正压力作用

45、点位于接触长度前半段时：当时：接触比压分布图形为三角形，如图4-4a所示。最大接触比压数值为：=2当时：接触比压分布图形为梯形，如图4-4b所示，最大接触比压数值为：=2（2）正压力作用点位于接触长度后半段时：最大接触比压位于底座后端与底板的接触点处。接触比压分布图形与前面所述相似，如图4-4c和d所示。的计算类同上述情况，只要将式中用代替即可。若（）确定不下来，可按=2来验算。我国煤田一般顶底板单轴抗压强度试验数据岩石类别抗压强度MPa砂岩类细砂岩中粒砂岩粗砂岩粉砂岩10614687.5136581263756砾岩类沙砾岩砾岩711248296页岩类砂质页岩砾岩40921940灰岩石灰岩54

46、161442工作阻力（支护强度）和初撑力的验算对于掩护式和支撑掩护式支架、立柱，多为倾斜布置。因此，工作阻力和初撑力随支架的工作高度的不同而不同。高度大，支撑力大，支架的技术特征大多给出的是最大值（在最大高度下）。为此，对于立柱倾角比较大时，需验算该支架用于这个采高下的工作阻力和初撑力，即：所选定的支架在H采高时的支撑力（支护强度）计算值。当然若使用高度与支架本身的最大高度相差不多或立柱倾斜角较少时，可以不用计算。443 顶板覆盖率支架顶梁对支护面积的覆盖率为式中 覆盖率。覆盖率应符合顶板性质的要求，一般不稳定顶板不小于85%95%；中等稳定顶板不小于75%85%；稳定顶板不小于60%70%。

47、顶梁宽度，m；支架间距，m；由侧护板的支架取0.1m，无侧护板的支架取0.10.2m。顶梁长度，m；梁端距，m。444支架布置台数=式中 支架布置台数；工作面长度，m；一台支架支护宽度，通常为1.5m。5乳化液泵站的选型51乳化液泵乳化液泵站是采煤工作面液压支架的动力源，一般由两台乳化液泵、一个或两个乳化液箱，以及相应的电机、电控、保护原件所组成。在选择泵站时主要的指标是满足液压支架所要求的泵站工作压力，以保证支架有足够的初撑力。另外，为保证液压支架的升降和工作面的支护速度，乳化液流量也是一个重要的因素。目前泵站的乳化液流量有逐渐向大流量发展的趋势，以获得较高的支护速度。511 泵站压力的确定

48、根据初撑力的要求 MPa式中 由初撑力确定的泵站压力，MPa；确定的支架初撑力，N；支架立柱缸径，m；支架立柱个数；考虑到立柱倾斜布置等因素的修正系数，为立柱倾斜角度。根据拉架力和推溜力的要求拉架力和推溜力的计算应根据支架所采用的推拉方式具体考虑。如框架式推拉方式，则：= MPa式中：由拉架力确定的泵站压力，MPa；确定的拉架力，N；推拉油缸缸径，m。= MPa式中：由推拉力确定的泵站压力，MPa；确定的推溜力，N；推拉油缸活塞杆直径，m；对于其它推拉公式的推拉力计算省略。取，大者，即：=MAX，再考虑压力损失，得所需的泵站压力：· 式中 压力损失系数，=1.11.2。512 泵站流

49、量确定确定的原则是：液压支架的移架速度采煤机的工作牵引速度（这样才能保证连续、安全地进行生产），即：式中 采煤机工作牵引速度，m/min；支架的移架速度，m/min。即单位时间内移动支架的数目，它反映了沿采煤机牵引方向的距离。=式中 一台支架支护宽度，一般为1.5m；移架时间，=+；降架、移架、升降的动作时间（供液时间）；操作调整时间，一般约为0.30.5 min/架。与移架千斤顶、立柱、调架千斤顶的缸径和行程以及乳化液泵站的流量有关。= min/架式中 所需乳化液泵的额定输出流量，/min；、移架千斤顶缸径和行程。0.14m，0.6m；、前探梁短柱缸径和移架时升降行程。约为0.050.1m；、立柱缸径和移架时升降行程。降架移架时为0.050.1m；带压移架时=0；升降的立柱个数。即有 从此式中可求出。513选择乳化液泵根据和选泵，查表P210表9-7。注：说明一点，若现有的泵站流量满足不了的要求，则适当选一型号，并可采取一些措施提高移架速度。减少操作调整时间，提高工人的操作水平和适当增加操作人员。采用不同的移步方式