田庄煤矿机电选型毕业论文

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1、 摘要煤炭是我国的基础能源和重要原料，在国民经济中占有重要的战略地位，煤炭生产的高产高效得煤炭企业发展的。本课题主要研究对象为矿井机电设备，通过对机电设备的正确选型，为实现采煤的高产高效提供技术支持。根据课题的设计要求，本设计主要从矿井地理位置，井田走向，顶底板条件，水文地质，矿井开拓系统，通风及排水要求，主副井系统，主运输系统等矿井基本情况出发，进行采煤机选型计算，液压支架选型计算，刮板输送机选型计算，通风设备选型计算，排水设备选型计算，皮带输送机选型计算，并绘制工作面布置图，三机配套图，通风设备布置图，带式输送机施工图。关键词：矿井机械化；选型设计；设备配套；运输提升；通风排水ABSTRA

2、CTCoal is Chinas basic energy and important raw materials, the national economy in an important strategic position, it is Chinas national conditions.At present, the coal industry faces some situation: safe foundation is weak, the safety production grim situation, Comprehensive utilization of resourc

3、es enough to improve ecological environment of mining, urgent. Advanced and backward production capacity, technical level is low.This topic in the main direction for mine electrical equipment.To achieve high efficiency of coal mining, must be the correct selection of equipment.According to the desig

4、n requirements issues, the design mainly from the mine location, Ida trend, roof and floor conditions, hydrogeology, mine development system, ventilation and drainage requirements, the main shaft system, the main transport systems of basic conditions of mine, for mining machine selection calculation

5、, selection of emulsion pumping station hydraulic support selection calculation, scraper conveyor selection calculation, calculation of ventilation equipment selection, equipment selection drainage calculations, selection of belt conveyor calculation, the main shaft hoisting equipment selection Comp

6、uting. And the mapping of Figure 3, and machinery, pump house floor plan, main shaft hoisting equipment.Key words: About mine coal;face equipment to enhance; fluid machinery; transport machinery目录1矿井概况11.1 矿井地理位置及井田分布11.2矿井发展史，现年产量11.3 煤层赋存情况及顶底板条件11.4 水文地质情况41.5开采方式61.6矿井开拓系统71.7掘进方式71.8通风要求81.9排水要

7、求91.10主运输系统101.11辅助运输系统111.12主副井提升系统111.13供电系统132 采煤工作面设备选型计算142.1采煤工作面条件142.2采煤工作面设计及工艺152.3采煤面三机配套要求152.4采煤机选型计算162.5支护设备选型计算252.6乳化液泵站选型计算372.7喷雾泵站选型计算382.8工作面刮板机选型计算392.9机电设备选型计算462.10采煤工作面的生产管理473 排水设备选型计算573.1煤矿安全规程对主排水设备的要求573.2任务和必须的材料573.3水泵选型计算584 通风设备选型计算724.1通风机选型计算724.2选择风机734.3经济性校核754

8、.4确定电动机台数755 带式输送机（顺槽皮带机）选型计算775.1原始数据与计算775.2运输生产率785.3设备型式、布置与功率配比785.4输送带宽度、带速、带型确定计算795.5基本参数的确定计算805.6各区段阻力计算835.7输送带关键点张力计算与带强度验算845.8传动滚筒牵引力与电动机功率计算865.9拉紧力与拉紧行程计算865.10制动（逆止）力矩计算866带式输送机（采区上山下运皮带机）选型计算886.1设计的原始数据与工作环境条件886.2运输生产率896.3设备型式、布置与功率配比896.4输送带宽度、带速、带型确定计算906.5基本参数的确定计算916.6各区段阻力计

9、算946.7输送带关键点张力计算与带强度验算956.8传动滚筒牵引力与电动机功率计算986.9拉紧力与拉紧行程计算996.10制动（逆止）力矩计算997矿井提升设备选型计算1017.1设计依据1017.2主井提升容器的计算选择1017.3提升钢丝绳选择计算1037.4矿井提升机和天轮的选择计算1057.5矿井提升机和井筒相对位置的计算1077.6提升电动机的初选计算1107.7提升运动学计算1117.8提升动力学计算1197.9提升电动机容量的计算1217.10提升设备的电耗及效率的计算123参考文献125致谢.127附录1.128附录21361401矿井概况1.1 矿井地理位置及井田分布田庄

10、煤矿位于兖州煤田西南部，行政区划隶属济宁市高新技术开发区及任城区管辖，西距济宁市11km，北距兖州市15km，东距邹城市约25km（图1-1）。地理坐标东经11642101164708，北纬352311352723，井田南北长约6.5km，东西宽3.37.0km，采矿许可证批准矿区范围32.0701km2。区内为第四系冲积平原，地形平坦，地面标高37.9243.39m，地势由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。主要河流有井田东南部的泗水河，河床常年有水，河面宽0.801.20km，最大流量可达3380m/s。1.2矿井发展史，现年产量田庄煤矿于1997年4月15日进行开工前准备，同年10月1日破

11、土动工，1999年5月26日建成试生产，南京设计研究院兖州分院设计矿井年生产能力30万吨；2003年8月购置西侧原新集井田采矿权合并开采，由临沂兴宇设计有限公司进行西翼初步设计，目前采矿许可证批准生产规模90万吨/年。田庄煤矿是临沂矿业集团有限公司下属的国有企业。区内陆路、水路交通极为方便。东部有京沪铁路、兖石铁路、兖州-滕州公路、104国道、京福高速公路；西北有兖新铁路，327国道、京杭大运河；南侧有邹城济宁公路。1.3 煤层赋存情况及顶底板条件田庄煤矿16上煤位于太原组下部主要含煤段的上部,上距15上煤40米左右,下距17煤6.4米左右,层间距稳定,为本井田两主采煤层之一。16上煤为黑色块

12、状，光亮型，沉积稳定，厚度一般在1.22米左右，倾角312，一般在8左右。煤层结构简单，偶含夹矸，夹矸岩性为炭质泥岩及黄铁矿，煤质硬度f3，夹矸硬度最大为f13.5，厚度一般为0.10.3 m。16上煤为良好的动力用煤。低瓦斯，煤尘具有强爆炸性，爆炸指数47.89%。煤层自然发火倾向为三类，属不易自燃煤层。17煤位于太原组下部主要含煤段，上距16上煤6.4m左右，距16下煤3.2m左右，下距18煤6m左右，层间距稳定，为本井田两主采煤层之一。17煤为黑色块状，光亮型，沉积稳定，厚度一般在0.97m左右，煤层结构简单，偶含夹矸，夹矸岩性为炭质泥岩、粉沙岩及黄铁矿（呈层状和块核状不规律分布），煤质

13、硬度f3，夹矸硬度最大为f11，厚度一般在0.10.3 m。17煤为良好的动力用煤。1.3.1煤层顶底板表1.1 16煤煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石 名称厚 度特 征直接顶十下灰岩56m灰色、深灰色，稳定，致密，块状。内部夹有三条泥质条带，将其分为四个分层，最底层厚度1.0米左右，有离层现象，采后易冒落。直接底铝质粘土0.91.3m浅灰色青灰色含粉砂质，块状，松软，含大量的植物化石碎片，遇水易膨涨。 表1.2 17煤煤层顶底板状况表顶底板名称岩石名称厚 度特 征基本顶灰色至深灰色，不稳定，常相变泥岩，泥灰岩或粉沙岩，块状，柱压强度4353200kg/cm2。直接顶十一灰岩02.03m伪 顶

14、无直接底粘土岩1.01.5m底板为浅灰色、棕灰色铝质粘土岩，含粉砂质，含菱铁矿结核或鲕状结构，松软，含大量的植物化石碎片，遇水后具有膨胀性。柱压强度138kg/cm2。老 底粘土岩6.0m同 上1.3.2地压矿压冒顶现象除与原始构造应力有关外，还与煤层顶底板岩性及其组合有关。16上层煤顶板为第十下层灰岩，属于3类I级顶板，底板为铝质泥岩，属类（松软）底板；17层煤顶板为第十一层石灰岩，不稳定，常相变为泥岩，属2类级顶板，底板为铝质泥岩，属III类底板。16上层煤顶板初次垮落步距为25m, 老顶初次来压步距为30m；17煤直接顶初次垮落步距为810m，老顶初次来压步距为12m，周期来压步距16上

15、煤为1314m ，17层煤不明显。截止2009年12月31日，田庄煤矿保有资源储量8930.1万吨，全部为气煤。内蕴经济资源量为1908.3万吨。1)根据实测矿压数据反推得到5601工作面下面16上煤直接顶厚度为平均1.85米左右，老顶平均厚度2.15米。2)根据矿压观测数据及现场宏观观察表明：5601北辅面上面直接顶初次垮落步距平均为26米，初垮后随支柱回撤直接顶大多有悬顶现象，通常悬顶在24m后基本能自行垮落，个别地段最大局部悬顶达到5m以上；老顶初次来压步距平均39米。周期来压步距15米。3)2706北辅面上面支柱载荷平均20.1MPa，顶板平均下沉60mm。4)工作面顺槽测区观测数据表

16、明，工作面前方顺槽在20m处已经受到采动影响，但在15m以外采动影响的程度很小，显著影响范围在10m左右，顺槽压力峰值在6m处。5)根据实测矿压数据和验算表明：工作面支护控顶距4.7米，基本支护密度1.19根/m2，排距1.2米，柱距0.7米是满足要求的。6)16上煤底板属于铝土质软岩，遇水极易钻底，实测平均比压值6.94Mpa，在支柱穿鞋的情况下，支柱仍有钻底现象。1.4 水文地质情况最大涌水量东翼为139.9 m/h，正常涌水量为81.0 m/h。西翼最大涌水量为369.4 m/h，正常涌水量为255.0 m/h。田庄井田为第四系覆盖下的隐蔽式井田，开采下组煤（16上、17煤），直接充水含

17、水层为十下灰岩，补给来源为奥灰、十四灰和第四系下组含水层水质类型为HCOCaNa，总硬度8.0813.97（德国度），无侵蚀性，PH值7.37.9。矿化度0.630.67g/L，水质良好，符合生产及生活供水标准。表1.3 矿井涌水量对比评价表矿井涌水量（m3/h）东翼西翼 原报告 实际 原报告 实际正常 83.6 81.0 160.0 255.0最大 117.0 139.9 未计算 369.4本溪组十四灰厚度变化大，距强含水层奥灰较近，十四灰与奥灰两含水层是开采下组煤最主要的威胁，应作为一个整体加强水文地质综合研究。田庄井田为第四系覆盖下的隐蔽式井田。开采下组煤时的直接充水含水层为十下层石灰岩

18、，补给来源为奥灰、十四灰和第四系下组含水层地下水。上述含水层富水性不等，补给来源奥灰为富水性中等极强的含水层。建井时期矿井最大涌水量为10m/h，目前矿井涌水量约370m/h。受采掘破坏、影响的主要是灰岩岩溶裂隙含水层，其补给条件较好，补给水源充沛，采掘工程、矿井安全受水害威胁。矿井投产以来，防治水工程量较大，难度较高；另外，井田内小型地质构造发育，封闭不良的钻孔较多，这使得矿井水文地质条件复杂化，给采掘安全带来严重隐患和威胁。从6个周期来压的步距看，最小的13m，最大17m，平均为15m，最小步距与最大步距相差4m，最大步距与平均值相差2，最小步距与平均值相差2m。1.4.1瓦斯煤尘自燃发火

19、等本区勘探阶段曾对16上煤和 17 煤采样进行过瓦斯成分与含量的分析，采用集气式瓦斯采样分析如表1.4，16 上煤 和17煤 CH4和CO2含量很低。 瓦斯煤层 瓦 斯 含 量 (cm3/g) CH4 CO2 16上 0.31811.1017 0.08940.2825 17 1.06691.3759 0.15200.8061 表1.4 1.4.2矿井瓦斯等级的确定 2000年9月对矿井瓦斯等级进行了第一次鉴定，鉴定结果如表6-2，可以看出，瓦斯相对涌出量为0，按照煤矿安全规程的有关规定，矿井瓦斯等级标准为低瓦斯矿井。勘探阶段提供的有关煤尘爆炸性鉴定结果表明田庄煤矿各煤层煤尘都有爆炸性危险。1.

20、4.3煤的自燃勘探报告提供的资料，本区各煤层均有自燃发火的可能。根据山东省煤炭工业局鲁煤安管（2007）132号文件下达的鉴定结果，田庄煤矿的煤尘自燃倾向性等级为类不易自燃。1.5开采方式田庄煤矿核定生产能力为年产90万吨，主采太原组第16上 、17层煤。立井开拓方式，一对主付井，主井提煤兼做回风井，副井用于辅助提升兼做入风井。两个水平生产，生产标高为-167m及-250m，皮带大巷沿16上煤、17煤掘进。目前两翼开采16上、17层煤，合理配采。采用走向式倾斜长壁一次采全高后退式开采，全部自然垮落法管理顶板。2706上面采用走向长壁后退式采煤法，工作面采用MG100/111TD型单滚筒采煤机落

21、煤、装煤，工作面采用SGB-620/40T -55KW型可弯曲刮板运输机运煤，运输顺槽采用,SGB-620/40T-55KW刮板运输机和DSJ-800/2*75KW胶带输送机运煤。单体液压支柱配合铰接顶梁管理顶板。工作面一次采全高，采高0.97m，割煤深度800mm。机采工艺流程：人工施工机窝机组自溜尾向溜头割顶煤机组自溜头向溜尾割底煤挂梁（背顶、打临时柱）清理浮煤移溜支柱回柱采煤机检修煤层注水。机采工艺比炮采工艺节省了打眼、放炮和人工装煤时间，将主要精力放在顶板支护方面，有利于安全管理。1.6矿井开拓系统本矿井采取立井单水平分带式开拓：在井田中央从地面开凿主井主井和副井,当掘至开采水平标高后

22、,开掘井底车场、主要运输大巷、回风石门、回风大巷；当阶段运输大巷向两翼开掘一定距离后，即可有大巷掘行人进风斜巷、运料斜巷进入煤层，并沿煤层掘分带运输巷、带区煤仓、分带回风巷；最后沿煤层走向掘进开切眼，即可进行回采。1.7掘进方式1.7.1各主要煤层的顶底板工程地质条件15上煤层顶底板顶板为第九层石灰岩，厚度0.172.13m，平均0.80m，经常有厚度为0.20m左右的泥岩伪顶。局部地段九灰尖灭，顶板为粉砂岩，个别为砂泥岩互层。由于顶板岩性不够稳定，且常有伪顶，所以顶板管理较困难，开采时应采取有效措施防护。底板多为粘土岩，局部为粉砂岩、中细粒砂岩。16上煤层顶底板煤层的直接顶板为稳定的十下灰岩

23、，厚度5.03m，上部土黄色，下部深灰色，裂隙发育，且为方解石充填，十下灰岩层理较发育，有三层泥质夹层，将灰岩分为四层，易造成顶板离层脱落。十下灰岩抗压强度达128178 MPa /cm2。常见有厚0.100.3m左右的泥岩伪顶，影响16上煤层顶板的稳定性。底板一般为灰白色至灰色铝质粘土岩，厚度多在0.801.10m之间，抗压强度13MPa /cm2，松软，具膨胀性。其下岩性为灰黑色粉砂岩、泥岩，厚度为0.683.50m。沿16上煤底板掘进时，巷道易产生底鼓变形，工作面回采时，单体支柱钻底。16煤层顶板为较稳定稳定，底板为不稳定较稳定。17煤层顶底板直接顶板通常为第十一层石灰岩，横向上常相变为

24、粉砂岩、砂质泥岩，因而稳定性差，十一层石灰岩为深灰色，坚硬，厚度变化较大，一般为厚02.48 m，平均1.30m，当灰岩厚度小于0.5m且裂隙较发育时，灰岩和上部粉砂岩的结合力较弱，顶板容易离层脱落，当灰岩厚度大于0.5m时，裂隙不甚发育。抗压强度44320MPa/cm2。十一层灰岩底部常见有0.10 m左右的泥岩伪顶，局部地段十一灰尖灭。由于顶板岩性不稳定，且常有伪顶，给顶板管理造成一定困难。煤层底板上部为青灰色铝土质粘土岩，较软，抗压强度14 MPa/cm，遇水膨胀。中下部为灰色泥岩，平均厚度为5.20m。18上煤层顶底板18上煤层为局部可采煤层，顶板以泥岩或砂质泥岩为主，平均厚度5.2m

25、。底板为青灰色鲕状铝质泥岩，厚度为5.0m。多为不稳定型。1.8通风要求煤矿生产是地下作业,自然条件比较复杂,只有少数井巷与地面相通。因此，矿井通风式保证矿井安全最主要的技术手段之一，在矿井建设和生产过程中必须源源不断地将地面空气输送到井下各个用风地点。矿井通风的主要任务是：提供井下足够的新鲜空气，以供人员呼吸。把井下的瓦斯稀释、排出井下有毒、有害气体和矿尘。创造良好的矿井工作环境，保证井下有合适的气候条件（即适宜的温度、湿度与风速），以利于工人劳动和机器运转。这种利用机械或自然压差为动力，使地面新鲜空气定量进入井下，并在井巷中沿既定的线路流动，最后将污浊空气排出矿井的全过程称为矿井通风。1.

26、9排水要求1.9.1矿井的排水方式目前矿井实际的最大涌水量为506 m/h，最小380m/h，平均443m/h。目前，矿井采用两种排水方式：井下污水由二采区泵房和-250水平中央泵房排至-167水平大巷，通过排水沟排至-167水平中央泵房，由-167中央泵房排至地面污水处理厂。井下清水由井下采煤面放水孔通过管路排至-250水平直排水泵房，将清水从-250水平直排水泵房排至地面排水沟。1.9.2泵房排水设备概况1）-167水平中央泵房安装D450-604型水泵3台，水仓容水量为2100 m，选用2737的无缝钢管2趟，沿副井井筒敷设至地面矿井水处理站。2）-250水平中央泵房内安装MD450-6

27、0*2型水泵3台，水仓容水量为2122 m，选用32510的无缝钢管2趟，沿西翼轨道巷敷设。3）-250直排水泵房内安装MD500-57*6/710型水泵3台，选用42612的无缝钢管1趟，沿立井钻孔敷设。目前用于清水直接外排。1.9.3 矿井排水能力的测定矿井设计的最大排水能力为1350m/h，2009年5月28日，经山东信力安全检测中心测试，-167水平管路的最大流量为512m3/h，-250水平管路的最大流量为603 m/h。工作水管20小时可排出22300m3涌水量，管路20小时的排水量能力远高于矿井24小时的正常涌水量10632m/h。工作和备用水管20小时可排出32540m涌水量，

28、管路20小时的总排水能力远高于矿井24小时的最大涌水量12144m，符合规程要求。主排水系统联合试运转测定实际排水能力为1348m/h。1.9.4矿井排水系统控制系统需求随着矿井巷道日益延伸，受水害的威胁的形式日益严峻。因此，对井下二级排水系统的中央泵房实现地面远程集中控制，非常必要。达到减人提效，提高水泵运行可靠性的目的。1.10主运输系统 采煤工作面采下的煤，由于采煤机滚筒的螺旋结构，自动落在采煤机骑行的可弯曲刮板输送机上，经刮板输送机的运输，到达工作面端头，通过桥式转载机转载到顺槽内的胶带运输机上，煤炭通过胶带运输机的运送到达采区煤仓，在采区煤仓装载到井下矿用电机车上，经过运输大巷，到达

29、井底车场煤仓，卸载到井底车场煤仓，再装载到主井的箕斗当中，通过主井提升到达矿的地面煤仓，至此主运输完毕。井下煤炭由采掘工作面至主要大巷全部实行胶带输送机运输。1.11辅助运输系统采区辅助运输与辅助运输大巷一样，采用防爆柴油齿轮机车的运输系统。井下辅助运输斜巷的坡度均在5以下，采区及回采工作面顺槽，巷道坡度一般在35，个别面局部在68，少于5线路上铺设普通轨道，在大于5坡度线上增设齿轨。1.11.1掘进矸石运输矿井掘进工作面出矸，利用1.7m标准矿井，经辅助运输大巷运至井底车场，进入副井罐笼，提至地面处理。随着科技的进步，亦可在井下处理，实现矸石不上井的目的。1.11.2材料运输井下所需要的材料

30、和设备从副井运至井底车场，材料利用材料车，设备使用平板车经大巷运至各使用地点。1.11.3人员运送人员运送使用人车运输。1.11.4工作面搬家回采工作面综采设备的搬家，配备专用的平板车运输，可以由停采工作面直接转移到另一个开切眼或井底车场。1.12主副井提升系统主、副井提升系统都为单绳缠绕式提升机，配低速交流电动机，主井提升变频调速，自动化运行。副井提升也为变频调速，频率为38.75Hz。电控系统都采用数字控制，操作保护部分由PLC担负，上位机使用工控机，完成提升下放整个工艺流程的监控，能实现故障诊断。主井安装定量自动装载系统，由两台K4给煤机给煤，通过宽1000毫米的皮带运至定量斗，再经扇形

31、闸门装至箕斗。卸载系统采用内动力曲轨卸载。副井装备大小两套提升罐笼，每套分上下两层，大罐可乘坐84人，小罐可乘坐64人。井口上下装有液动安全门、摇台、阻车器和推车机，绞车闭锁和操车联动都为过程控制，副井口上下信号系统使用多功能信号机，实现了各环节的信号闭锁。副井提升方式及单循环提升时间：提人最大运行速度7.7米/秒，单循环运行时间152秒；提矸、提煤、下料最大运行速度7.7米/秒，单循环运行时间102秒；下其它对象最大运行速度3米/秒，单循环运行时间。提升机图如图1.1所示。 图1.1 单绳缠绕式箕斗提升系统图1.13供电系统1.13.1 供电系统矿井110KV变电站主变容量为20000KVA

32、，高压侧（110KV）额定电流为98.8A，低压侧（6KV）额定电流为1833A。经统计，矿井最大负荷为14800KV，负荷率为74%，最小负荷为4600KV，负荷率为23%。1.13.2 井下供电井下中央变电所由110千伏变电站馈出的三回路提供电源。正常供电时，由三路电源同时运行，一旦有一回路发生停电故障，正常运行的两台联络开关，可保证各水平供电的连续性。矿井采区采用1140伏、660伏、127伏三种电压等级，采区变电所采用固定式与移动变电站相结合的供电方式，由变电所向工作面移动变电站供电，再进入工作面机组等设备或上下山绞车和附近掘进设备。1.13.3 地面供电地面供电由110千伏变电站提供

33、电源。设立机厂区变电所、锅炉房配电室、煤化工配电室、蒜场配电室及工具房配电室等主要配电点。配有9台变压器，容量3020千伏安，占总容量的8.5，高压开关柜38面。2 采煤工作面设备选型计算（本设计选取田庄煤矿16上煤层2706工作面为例设计）2.1采煤工作面条件2.1.1煤层及顶底板16上煤层位于太原组下部，十下灰之下，煤层厚度0.551.59m，平均1.22m，煤质硬度f=3。有夹石13层，厚度0.10.3m，岩性为泥岩、炭质泥岩、炭质砂岩、黄铁矿结核等。顶板为石灰岩（十下），局部相变为泥岩、粘土岩，局部有泥岩伪顶，底板一般为粘土岩，局部相变为粉砂岩、泥岩。2.1.2开采煤层顶底板条件16上

34、煤层顶板十下灰岩，厚度5.03m，上部土黄色，下部深灰色，裂隙发育，且为方解石充填，十下灰岩层理较发育，有三层泥质夹层，将灰岩分为四层，易造成顶板离层脱落。十下灰岩抗压强度达128178 MPa /cm。常见有厚0.100.3m左右的泥岩伪顶，影响16上煤层顶板的稳定性。16上煤层底板一般为灰白色至灰色铝质粘土岩，厚度多在0.801.10m之间，抗压强度13MPa /cm，松软，具膨胀性。其下岩性为灰黑色粉砂岩、泥岩，厚度为0.683.50m。沿16上煤底板掘进时，巷道易产生底鼓变形，工作面回采时，单体支柱钻底。16煤层顶板为较稳定稳定，底板为不稳定较稳定。2.2采煤工作面设计及工艺2.2.1

35、采煤工作面设计采用走向式倾斜长壁一次采全高后退式开采。采煤机往返一次割两刀（穿梭割煤）。采用液压支架，过渡液压支架和端头支架支护。2.2.2 采煤工艺1）16煤采煤工作面采用综合机械化走向长壁后退式一次采全高采煤法回采，全部垮落法管理顶板。2）采煤工艺：割煤移架推移刮板输送机3）落煤方式：使用MG160/360-BWD型双滚筒采煤机双向截割煤体，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。割煤高度0.951.741m。4）装煤：采煤机滚筒截割装煤和工作面刮板运输机前移配合装煤。5）运煤：刮板运输机将煤运到皮带顺槽桥式转载机，再由转载机与皮带顺槽皮带运输机搭接将煤运出。2.3采煤面三机配套要求1)对采煤机械的基

36、本要求是高效、经济、安全。具体要求是：2)采煤机械的生产率应能满足采煤工作面的产量要求3)工作机构能在所给煤层力学特性（硬度、截割阻抗）的条件下正常截割、装煤效果好、落煤块度大、煤尘少、能耗低。4)能调节才高，适应工作面煤层厚度变化；能自开缺口。5)有足够的牵引力和防滑、制动装置，能在所给煤层倾角下安全生产；牵引速度能随着工作面条件的变化而调节，其大小能满足工作要求。6)采煤机械的性能必须可靠，维持正常工作所必需的各种消耗（动力、液压油、防滑油、易损件等）应较低。2.4采煤机选型计算2.4.1综采工作面成套设备的选型原则综采工作面成套设备主要以“采煤机、刮板输送机、液压支架”工作面三机、“转载

37、机、破碎机、皮带机”顺槽三机（根据需要配置转载机迈步自移装置）、供电系统、供液系统（主要为高压乳化液、喷雾和冷却水）、控制系统和通讯系统为主。为了发挥综采工作面设备最大生产能力和安全生产；1)采煤机割煤能力和运输系统能力要合理配置和衔接，既采煤机割煤能力刮板输送机输送能力桥式转载机的转载能力破碎机的通过能力顺槽皮带机输送能力；2)采煤机、刮板输送机和液压支架之间在性能参数、结构参数、工作面空间尺寸以及相互连接部分的形式、强度和尺寸等方面，必须有效保证设备能力相互匹配；3)供电系统要合理配置电力资源，防止单个移动变压器负荷过大或过小，合理配置和布置电缆，使供电系统电路损失最小；4)高压乳化液的压

38、力和流量要满足液压支架的支护强度和追机（采煤机）速度要求；5)控制系统必须保证控制工作面成套设备正确运转和得到有效控制并能上传控制中心，通讯系统必须保证工作面各关键部位信息畅通；否则将造成部分设备能力的浪费，效率低下，甚至无法正常回采。2.4.2采煤机参数计算1)滚筒直径的选择根据目前我国采煤机生产现状及使用情况，设计选用双滚筒采煤机。双滚筒采煤机滚筒直径应大于最大采高的一半，一般可按D=（0.520.6）选取，采高大时取小值，采高小时取大值。目前双滚筒采煤机的滚筒直径也已经系列化，所以滚筒直径的选取选取和标准直径相近的数值。D=0.61.59=0.954(m)根据计算，设计取1.1m。2)截

39、深的选择截深的选择，受煤层厚度、倾角、顶板稳定性、截割阻抗、及液压支架的推移步距影响。中厚煤层一般选取0.6m0.8m，同时考虑到我国生产的采煤机大部分截深在0.6m左右，设计选取截深为0.6m。3)滚筒转速及截割速度滚筒转速的选择，直接影响截煤比能耗、装载效果、粉尘大小等。转速过高，不仅煤尘产生量大，且循环煤增多，转载效率降低，截煤比能耗降低。根据实践经验，一般认为采煤机滚筒的转速应控制在3050转/分较为适宜。设计取45转/分。滚筒直径为1m，转速为45转/分，则可计算出截割速度为2.355米/秒。4)牵引速度及生产率计算(1)采煤机平均割煤速度是根据工作面设计产能来计算的，即=式中 A综

40、采工作面年单产能力，t/a，本矿井取300000t/a； T设计年工作天数，天； B采煤机截深，本矿井取0.6m； H工作面平均采高，本矿井取122m； r煤层容重1.35t/m3； t每天工作时间，min； u综采机组开机率，u=0.40.6； 每天辅助工序时间，min； C综采工作面回收率，取9095。 =300000/3000.61.221.35(18600.5-60)0.93=2.27m/min(2)生产率(采煤机小时能力计算)采煤机的理论生产率，也就是最大生产率，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Q60HBr式中 Q理论生产率，t/h； H采高，m； B截深，m

41、； 采煤机截煤时的最大牵引速度，m/min； r煤的实体密度，1.31.4t/m ，一般取1.35。计算得Q=601.220.62.271.35=132.39t/h考虑采煤机要有一定的割煤裕度，取1.25倍系数，则采煤机割煤能力为Q=132.391.25=165.49t/h采煤机的实际生产率比理论生产率低得多，特别是机器可靠性对生产率影响更为突出。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。2)根据截齿最大切削厚度决定的牵引速度。采煤机截割过程中，是滚筒以一定的转速n，同时又以一定的牵引速度V2沿工作面移动，切削厚度呈月牙规律变化，如果滚筒一条截线上安装的截齿数为m，则截

42、齿最大的切削厚度在月牙中部，可用下式求出。mm式中 m=3； n=45r/min。一般来说，应小于截齿伸出齿座长度的70，根据国产采煤机的实际情况，取45mm。则 m/min式中 截齿在齿座上伸出长度的70，取45mm。则3)按液压支架的推移速度决定牵引速度。一般讲支架的推移速度应大于采煤机的牵引速度较好，这样可保证采煤机安全生产。截割时牵引速度V应根据上述三方面情况综合分析后确定，其最大值应等于或大于V1，但应小于V2，并与V3协调，使采煤机既能满足工作面生产能力的要求，又可避免齿座或叶片参与截割，并能保证采煤机安全生产。综上所述，采煤机的牵引速度取V4m/min。采煤机的牵引速度确定后，则

43、采煤机的生产率Q为Q60HBr将上述确定的直带入公式求得采煤机的生产率为Q601.220.641.35237.17t/h4）采煤机功率的选择采煤机功率按下列经验公式计算PP=60bhVcK/3.6 =600.61.2243.51.15/3.6 =196.5KW 式中 采煤机能耗系数，取值范围0.53.5，取=3.5； K功率备用系数取K=1.15。考虑到采机机身高度、采高要求、煤质情况等因素，采煤机截割功率应选用300KW左右，装机功率为360KW左右。5)采煤机牵引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

44、，也无必要。电牵引采煤机都采用无链牵引，装机功率都在300KW以上，据统计，其牵引力（KN）为装机功率(KW)的0.5倍左右，个别的可增加到一倍左右。根据采煤机电动机的功率，本工作面取采煤机牵引力300KN，牵引功率215KW。2.4.3采煤机选型及主要参数 表2.1 MG160/360-BWD型薄煤层双滚筒采煤机参数序号性能指标参数备注1采煤机型号MG160/360-BWD2采高范围0.951.741m3适应倾角（）四象限30带制动器4适应硬度f4.55机面高度700mm 6装机功率2280+215+11=361kW7最大不可拆卸件尺寸41421160360mm8过煤高度220mm 过煤高度

45、需300m左右9牵引功率215kW10牵引行走型式销轨式牵引11牵引力302 kN12牵引速度05.77 m/min13截割功率2280kW14滚筒直径1100mm15滚筒截深630mm16滚筒转速87.59r/min17卧底量103mm续表2.118整机重量19.4t机体6927kg摇臂4300kg滚筒1600kg19牵引方式非机载电牵引、摆线轮销轨式无链电牵引20操纵方式中间和两端手动控制外加摇控（急停） 21电气控制方式载波控制(机外载，PLC控制，有数字显示屏)22保护方式电机过热、过流保护、瓦斯断电保护23截割电机YBC-80 (上海创力)24泵电机YBRB-1125牵引电机YBQY

46、S2-15(A) 26拖缆方式强力直拖27供电电压1140 V2.4.4截割部传动系统采煤机的电动机采用四级电机，其输出轴转速为1460r/min左右，滚筒转速87.59r/min，因此截割部总传动比为16.7，采用4级齿轮减速。由于采煤机机身高度受到严格限制，所以各级传动比不能平均分配，一般前级传动比较大，而后逐级减小，以保持尺寸均匀。各圆柱、圆锥齿轮的传动比一般不大于34级。两台截割电动机横向直接安装在摇臂减速箱内，直接驱动，经过四级齿轮减速传动，将动力传到割煤滚筒上。与传统的横向布置的采煤机相比，没有行星减速器，从而降低了截割滚筒筒体直径，解决了极薄煤层的滚筒设计，提高了滚筒的装煤效果，

47、传动效率高，结构简单紧凑。截割部摇臂为弯摇臂形式，故左右摇臂壳体不能通用，但减速箱传动方式相同，内部所有部件可以通用。截割滚筒采用小直径特殊结构。左右截割部摇臂，通过销轴组件同主体部铰接。同时通过摇臂回转腿上的台阶孔与安装在主体部上的调高油缸铰接，通过调高油缸的伸缩，实现左右滚筒的升降。2.4.5牵引部传动系统该采煤机采用左、右两组行走驱动装置，实现采煤机的双驱动。每个行走驱动装置包括电动机、左（右）行走减速箱和左（右）行走箱三部分组成。左（右）行走减速箱，安装在主体的左、右两侧，其内部传动结构相同。行走驱动装置的机械传动系统如下图所示，每组由一个电动机驱动，经过二对直齿轮减速后，再通过双行星

48、减速器把转矩传给行走箱的行走轮，最后经行走轮与输送机上的销排啮合，借助导向滑靴使采煤机正确地在销轨上行走。为确保采煤机在煤层倾角大于15的工作面工作的安全性，每组行走减速箱上都装有一台液压制动器，通过花键与前一轴的花键联接，实现行走驱动装置的制动。行走驱动装置的总传动比行走轮转速r/min最大牵引速度m/min 式中 n行走轮转速； z行走轮齿数； t销排节距。2.4.6 驱动电机的确定牵引机构选用电牵引，齿轮销轨式牵引机构。行走电动机为隔爆型三相交流调速电动机，与变频调速装置配套，作为采煤机的行走动力源，可适用于环境温度不高于40C，相对湿度不大于95%，且周围空气中的甲烷、煤尘、硫化氢、二

49、氧化碳等不超过煤矿安全规程中规定的安全含量的矿井中。电动机为YBQYS2-15(A)2.4.7采煤机截割机构根据截齿选择。2.4.8喷雾和冷却为使采煤机的电机、液压传动系统和机械传动系统能在正常的温度下工作，同时能降低滚筒割煤时产生的粉尘，设置了冷却喷雾系统。该系统由一个主水阀控制，喷雾冷却水经过主水阀后分为四路，两路分别进入左、右牵引电动机、一路进入泵电机出水都用于外喷雾、另外两路分别通过左、右四台截割电机冷却后再进入摇臂进行左、右内、外喷雾。2.5支护设备选型计算2.5.1直接顶、老顶类型及级别煤层的直接顶板为稳定的十下灰岩，厚度5.03m，上部土黄色，下部深灰色，裂隙发育，且为方解石充填

50、，十下灰岩层理较发育，有三层泥质夹层，将灰岩分为四层，易造成顶板离层脱落。十下灰岩抗压强度达128178 MPa /cm。常见有厚0.100.3m左右的泥岩伪顶，影响16上煤层顶板的稳定性。详情见表2.2表2.2 田庄煤矿16上、17煤顶底板分类表煤层直接顶板老顶底板16上石灰岩45.25253类石灰岩30级铝质泥岩4.780.33松软类17石灰岩55102类石灰岩12级铝质泥岩148.5松软b类 注：顶板分类依据MT554-1996缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类；底板分类依据MT553-1996缓倾斜煤层采煤工作面底分类。2.5.2底板类型及底板比压底板一般为灰白色至灰色铝质粘土岩，厚度多在0

51、.801.10m之间，抗压强度13MPa /cm，松软，具膨胀性。其下岩性为灰黑色粉砂岩、泥岩，厚度为0.683.50m。沿16上煤底板掘进时，巷道易产生底鼓变形，工作面回采时，单体支柱钻底。2.5.3支护设备的选型原则液压支架选型必须考虑的主要地质和采矿条件是直接顶稳定性类型。基本顶级别及相应矿压显现参数（初次和周期来压步距、来压时载荷、直接顶厚度）。底板类别及相应的力学参数（容许载荷强度、抗压缩刚度）。截高、煤层强度、节理方向、煤层厚度变化等。煤层倾角和工作面推进方向。瓦斯等级和必需的通风断面等。除以上常见的主要条件外，还必须考虑以下特殊因素：1）上下部采动条件。近距煤层的采动，会导致顶底

52、板岩层一定程度的松动，降低直接顶的稳定性、基本顶的来压强度。一般可以这样处理：当上部近距煤层在10m以内，由截高大于1m的煤层已采时，本煤层直接顶和基本顶类级均降低1个类级；当下部近距煤层在2030m以内，有截高大于1m的煤层已采时，本煤层直接顶、直接底板和基本顶类别均降低一个类级处理。2）相邻区段或两侧开采条件。本煤层一侧开采，对其稳定性和来压强度由一定的影响，但不强烈，可不考虑。但如果工作面两侧已采，则对本工作面影响强烈，应对直接顶、基本顶分别降低1个类级处理。3）地质构造、断层、褶曲等分布和参数。对构造严重影响的区段，支架选型时要特别慎重。两柱掩护支架有较高的伸缩比（2.53.1），对过

53、断层有利。可伸梁对通过破碎带有较好的适应性。断层区直接顶应视为极不稳定顶板。4）开采深度。随采深增加，直接顶稳定性和基本顶来压强度均会逐步降低。一般可采取：采深每增加400m，降低1个类级来近似处理。5）顶底板含水层等。顶板含水层的存在，导致开采过程中出现顶板淋水和底板集水，减低底板抗压入强度和刚度。选型时，底板类别应减低1级处理。底板含水层存在时，则应在截高、开采方法上加以考虑。一般型顺序是：根据直接顶、基本顶、底板类型初步选定基本架型。考虑上述1）11）诸因素选定具体结构，包括顶梁、底座、侧护结构等。根据提供的地址条件和矿压显现参数，计算支架必需的支护强度和相应的额定工作阻力。考虑顶底板含

54、水层条件，验算支架对底板比压或载荷强度。验算通风断面、风流、风速等。如果瓦斯涌出量较大，应避免用插底式支架。2.5.4支护设备类型根据顶底板条件，查表确定16上层液压支架选用两柱掩护式，该架型主要有以下几个特点：1）支撑合力距离煤壁较近，可有效防止近煤壁顶板的早期离层和下沉。2）平衡千斤顶可调合力作用点的位置，增强了支架对顶板的适应性。3）控顶距小。顶梁较短，因而对顶板反复支撑次数少，减少了对直接顶的破坏。4）伸缩比大，一般可达2.4。适应煤层厚度变化能力强。5）重量较支撑掩护式轻，投资少，搬家运输方便。6）支架对顶板向煤壁方向水平推力较大，有利于维护顶板的完整。7）液压控制系统简单，管路少，

55、有利于提高移架速度。8）对围岩适应性强，对煤层变化较大的工作面适应性较强。9）支架支柱柱窝后移，尽可能减少前端比压，避免底座扎底、铲底。近年来的薄煤层生产实践表明，掩护式液压支架能够较好地满足薄煤层工作面支护需要。2.5.5支护设备参数的确定1）支护强度确定支架有效工作阻力与支护面积之比定义为支护强度。顶板所需的支护强度取决于顶板的等级和煤层厚度。支护强度按经验公式结算。工作面液压支架支护强度的确定，是液压支架主要参数的选择重点之一。其目的是：使工作面岩层控制在达到最优的技术经济效果的前提下，保证支架工作的高可靠性和较高的适应性。由2706面矿压规律及支护参数优化研究可知：2706工作面直接顶

56、初次垮落步距为9m,周期来压步距平均为9.25m。工作面单体支护强度最大为169.1kN/m2。支架的支护强度为单体支护强度的1.3倍，即为169.11.3=219.8kN/m2。2) 支架工作阻力的确定 工作面中部支架支护强度确定以后，支架工作阻力值主要取决于支护顶板的控顶面积。支架控顶面积主要与工作面“三机”配套设备 的断面纵向尺寸有关；工作面“三机”配套设备的断面纵向尺寸在采煤机、刮板输送机定型配套后才能准确地确定。 本计算根据已选定设备型号的机型配套断面进行初步估算。 额定工作阻力F 式中 P额定支护强度，P=219.8kN/m； L支架中心距，取L=1.5m； B控顶距，取B= 3.

57、5m； 立柱在采高0.9m时的垂直倾斜角度，取37.22。将上述各值代入计算得F219.83.51.5/cos37.22=1449kN由以上计算可知，将支架工作阻力定为320000kN完全能满足16层煤开采支护需求。 3) 支架中心距的确定现液压支架中心距有三种：1.75m、1.5m、1.25m。根据田庄煤矿煤层赋存条件及生产技术条件，并考虑已有设备的互换性，本型液压支架按1.5m中心距进行选取。4) 推移步距的确定在顶板条件允许的情况下，增大截深可有效地提高每一循环的产量，提高生产率。但截深过大，将造成对架前顶板的支护能力减小，采煤机过后的非支护时间加长，对控制煤壁和架前顶板不利。由于采煤机

58、截深确定为0.6m，为了满足工作面正常推进要求，将支架移架步距确定为0.7m。5) 顶梁前后比立柱作用点到顶梁前端长度与立柱作用点到顶梁后端长度之比值称为顶梁前后比。顶梁前后比直接影响支架顶梁载荷分布及支架承载能力。此值越大顶梁前端承载能力越小，顶梁前后比过小时将严重影响支架前端支护能力，甚至造成支架顶梁抬头，移架困难，最终使支架丧失支护能力。实践表明：当顶梁为整体顶梁时，顶梁前后比一般应控制在2.5-2.8:1以内。本支架顶梁前后比为2.75:1，在支架设计要求范围内，因此能够很好地满足支架设计需要。6) 掩护梁背板的确定掩护梁背板与顶梁水平线之间所平锐角一般称为掩护梁背角。掩护梁背角越小，

59、则掩护梁水平投影越长，这样矸石作用在掩护梁上的载荷就越大，造成支架对顶板的支护能力下降和移架困难，严重时，会损坏平衡千斤顶与连接耳座。另外，掩护梁水平投影加长，支架总体尺寸必然加大，重量增加，影响运输。一般支架最低位置时取=12-18，本支架掩护梁最大背角为41,最小背角为19（900mm采高），符合支架设计要求。因此设计中应尽量增大掩护梁仰角。7) 底座前端比压一般来说，两柱掩护式支架的底座前端比压比四柱支撑掩护式支架大。研究表明，支架顶梁合力作用点到底座前端的有效水平距离直接影响底座前端比压大小，支架设计中应尽量加大底座前端长度，并采取措施使支架合力作用点后移，在满足其它要求前提下，立柱倾

60、角应尽量小。除此之外，采用大缸径平衡千斤顶，增大平衡千斤顶拉移能力是使支架合力作用点后移,也是减小支架前端比压的一种有效方法。通过优化计算，当磨擦系数f=0.2时支架前端最大比压为1.43Mpa8)液压支架主要结构形式确定(1)顶梁结构形式顶梁是支架的重要的结构件，选择合理的顶梁结构对支架支护效果有重要的作用。现有顶梁结构形式主要有整体刚性顶梁、铰接分体顶梁两种。铰接分体顶梁前端与顶板接触效果较好，支架整体运输尺寸小。，但铰接分体顶梁支架前端支撑力小，不利于维护顶板以及抑制煤壁片帮。同时铰接分体顶梁由于前端架间铰接前梁无活动侧板，对顶板密封性差。本型支架选用整体刚性顶梁形式，结构简单、可靠，支架前端支撑力大，比铰接分体顶梁前端支撑力高近10倍，有利于维护架前顶板以及抑制煤壁片帮。考虑到液压支架的适应性，本架型选用整体刚性顶梁形式。(2)底座形式及前端比压的确定底座是将顶板压力传递到底板并稳定支架的部件，除了满足一定的刚度和强度外，还要求对底板起伏不平的适应性要强，底座前端对底板接触比压要小，其主要作用包括：为立柱、液压控制装置、推移装置及其它辅助装置形成安装空间；为工作人员操作及行走提供安全的工作空间；具有一定的排矸挡矸作用；保证支架的稳定性。底座的结构形式可分为整体式和分体式，分体式底座由左右两部分组