煤礦機電選型 畢業(yè)論文

1、<p><b>　　摘要</b></p><p>　　煤炭是我國的基礎能源和重要原料，在國民經(jīng)濟中占有重要的戰(zhàn)略地位，煤炭生產(chǎn)的高產(chǎn)高效得煤炭企業(yè)發(fā)展的。</p><p>　　本課題主要研究對象為礦井機電設備，通過對機電設備的正確選型，為實現(xiàn)采煤的高產(chǎn)高效提供技術支持。</p><p>　　根據(jù)課題的設計要求，本設計主要從礦井地理位置

2、，井田走向，頂?shù)装鍡l件，水文地質(zhì)，礦井開拓系統(tǒng)，通風及排水要求，主副井系統(tǒng)，主運輸系統(tǒng)等礦井基本情況出發(fā)，進行采煤機選型計算，液壓支架選型計算，刮板輸送機選型計算，通風設備選型計算，排水設備選型計算，皮帶輸送機選型計算，并繪制工作面布置圖，三機配套圖，通風設備布置圖，帶式輸送機施工圖。</p><p>　　關鍵詞：礦井機械化；選型設計；設備配套；運輸提升；通風排水</p><p><

3、b>　　ABSTRACT</b></p><p>　　Coal is China's basic energy and important raw materials, the national economy in an important strategic position, it is China's national conditions.At present, the

4、 coal industry faces some situation: safe foundation is weak, the safety production grim situation, Comprehensive utilization of resources enough to improve ecological environment of mining, urgent. Advanced and backward

5、 production capacity, technical level is low.</p><p>　　This topic in the main direction for mine electrical equipment.To achieve high efficiency of coal mining, must be the correct selection of equipment.<

6、;/p><p>　　According to the design requirements issues, the design mainly from the mine location, Ida trend, roof and floor conditions, hydrogeology, mine development system, ventilation and drainage requirement

7、s, the main shaft system, the main transport systems of basic conditions of mine, for mining machine selection calculation, selection of emulsion pumping station hydraulic support selection calculation, scraper conveyor

8、selection calculation, calculation of ventilation equipment selection, equipment</p><p>　　Key words: About mine coal;face equipment to enhance; fluid machinery; transport machinery</p><p><b&

9、gt;　　目錄</b></p><p><b>　　1礦井概況1</b></p><p>　　1.1 礦井地理位置及井田分布1</p><p>　　1.2礦井發(fā)展史，現(xiàn)年產(chǎn)量1</p><p>　　1.3 煤層賦存情況及頂?shù)装鍡l件1</p><p>　　1.4 水文地質(zhì)情況4

10、</p><p><b>　　1.5開采方式6</b></p><p>　　1.6礦井開拓系統(tǒng)7</p><p><b>　　1.7掘進方式7</b></p><p><b>　　1.8通風要求8</b></p><p><b>　　1

11、.9排水要求9</b></p><p>　　1.10主運輸系統(tǒng)10</p><p>　　1.11輔助運輸系統(tǒng)11</p><p>　　1.12主副井提升系統(tǒng)11</p><p>　　1.13供電系統(tǒng)13</p><p>　　2 采煤工作面設備選型計算14</p><p>

12、　　2.1采煤工作面條件14</p><p>　　2.2采煤工作面設計及工藝15</p><p>　　2.3采煤面三機配套要求15</p><p>　　2.4采煤機選型計算16</p><p>　　2.5支護設備選型計算25</p><p>　　2.6乳化液泵站選型計算37</p><p

13、>　　2.7噴霧泵站選型計算38</p><p>　　2.8工作面刮板機選型計算39</p><p>　　2.9機電設備選型計算46</p><p>　　2.10采煤工作面的生產(chǎn)管理47</p><p>　　3 排水設備選型計算57</p><p>　　3.1煤礦安全規(guī)程對主排水設備的要求57<

14、/p><p>　　3.2任務和必須的材料57</p><p>　　3.3水泵選型計算58</p><p>　　4 通風設備選型計算72</p><p>　　4.1通風機選型計算72</p><p>　　4.2選擇風機73</p><p>　　4.3經(jīng)濟性校核75</p>&

15、lt;p>　　4.4確定電動機臺數(shù)75</p><p>　　5 帶式輸送機（順槽皮帶機）選型計算77</p><p>　　5.1原始數(shù)據(jù)與計算77</p><p>　　5.2運輸生產(chǎn)率78</p><p>　　5.3設備型式、布置與功率配比78</p><p>　　5.4輸送帶寬度、帶速、帶型確定計算

16、79</p><p>　　5.5基本參數(shù)的確定計算80</p><p>　　5.6各區(qū)段阻力計算83</p><p>　　5.7輸送帶關鍵點張力計算與帶強度驗算84</p><p>　　5.8傳動滾筒牽引力與電動機功率計算86</p><p>　　5.9拉緊力與拉緊行程計算86</p><

17、p>　　5.10制動（逆止）力矩計算86</p><p>　　6帶式輸送機（采區(qū)上山下運皮帶機）選型計算88</p><p>　　6.1設計的原始數(shù)據(jù)與工作環(huán)境條件88</p><p>　　6.2運輸生產(chǎn)率89</p><p>　　6.3設備型式、布置與功率配比89</p><p>　　6.4輸送帶寬度

18、、帶速、帶型確定計算90</p><p>　　6.5基本參數(shù)的確定計算91</p><p>　　6.6各區(qū)段阻力計算94</p><p>　　6.7輸送帶關鍵點張力計算與帶強度驗算95</p><p>　　6.8傳動滾筒牽引力與電動機功率計算98</p><p>　　6.9拉緊力與拉緊行程計算99</

19、p><p>　　6.10制動（逆止）力矩計算99</p><p>　　7礦井提升設備選型計算101</p><p>　　7.1設計依據(jù)101</p><p>　　7.2主井提升容器的計算選擇101</p><p>　　7.3提升鋼絲繩選擇計算103</p><p>　　7.4礦井提升機和天

20、輪的選擇計算105</p><p>　　7.5礦井提升機和井筒相對位置的計算107</p><p>　　7.6提升電動機的初選計算110</p><p>　　7.7提升運動學計算111</p><p>　　7.8提升動力學計算119</p><p>　　7.9提升電動機容量的計算121</p>

21、<p>　　7.10提升設備的電耗及效率的計算123</p><p><b>　　參考文獻125</b></p><p><b>　　致謝.127</b></p><p><b>　　1礦井概況</b></p><p>　　1.1 礦井地理位置及井田分布<

22、;/p><p>　　田莊煤礦位于兗州煤田西南部，行政區(qū)劃隸屬濟寧市高新技術開發(fā)區(qū)及任城區(qū)管轄，西距濟寧市11km，北距兗州市15km，東距鄒城市約25km（圖1-1）。地理坐標東經(jīng)116°42′10″～116°47′08″，北緯35°23′11″～35°27′23″，井田南北長約6.5km，東西寬3.3～7.0km，采礦許可證批準礦區(qū)范圍32.0701km2。區(qū)內(nèi)為第四系沖積平

23、原，地形平坦，地面標高37.92～43.39m，地勢由東北向西南逐漸降低，坡度極為平緩。主要河流有井田東南部的泗水河，河床常年有水，河面寬0.80～1.20km，最大流量可達3380m/s。</p><p>　　1.2礦井發(fā)展史，現(xiàn)年產(chǎn)量</p><p>　　田莊煤礦于1997年4月15日進行開工前準備，同年10月1日破土動工，1999年5月26日建成試生產(chǎn)，南京設計研究院兗州分院設計礦井

24、年生產(chǎn)能力30萬噸；2003年8月購置西側原新集井田采礦權合并開采，由臨沂興宇設計有限公司進行西翼初步設計，目前采礦許可證批準生產(chǎn)規(guī)模90萬噸/年。田莊煤礦是臨沂礦業(yè)集團有限公司下屬的國有企業(yè)。區(qū)內(nèi)陸路、水路交通極為方便。東部有京滬鐵路、兗石鐵路、兗州-—滕州公路、104國道、京福高速公路；西北有兗新鐵路，327國道、京杭大運河；南側有鄒城—濟寧公路。</p><p>　　1.3 煤層賦存情況及頂?shù)装鍡l件<

25、/p><p>　　田莊煤礦16上煤位于太原組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,層間距穩(wěn)定,為本井田兩主采煤層之一。16上煤為黑色塊狀，光亮型，沉積穩(wěn)定，厚度一般在1.22米左右，傾角3～12°，一般在8°左右。煤層結構簡單，偶含夾矸，夾矸巖性為炭質(zhì)泥巖及黃鐵礦，煤質(zhì)硬度f≤3，夾矸硬度最大為f13.5，厚度一般為0.1～0.3 m。16上煤為良好的動力用煤。低瓦

26、斯，煤塵具有強爆炸性，爆炸指數(shù)47.89%。煤層自然發(fā)火傾向為三類，屬不易自燃煤層。</p><p>　　17煤位于太原組下部主要含煤段，上距16上煤6.4m左右，距16下煤3.2m左右，下距18煤6m左右，層間距穩(wěn)定，為本井田兩主采煤層之一。17煤為黑色塊狀，光亮型，沉積穩(wěn)定，厚度一般在0.97m左右，煤層結構簡單，偶含夾矸，夾矸巖性為炭質(zhì)泥巖、粉沙巖及黃鐵礦（呈層狀和塊核狀不規(guī)律分布），煤質(zhì)硬度f≤3，夾矸硬

27、度最大為f11，厚度一般在0.1～0.3 m。17煤為良好的動力用煤。</p><p>　　1.3.1煤層頂?shù)装?lt;/p><p>　　表1.1 16煤煤層頂?shù)装迩闆r表</p><p>　　表1.2 17煤煤層頂?shù)装鍫顩r表</p><p><b>　　1.3.2地壓</b></p><p>　　

28、礦壓冒頂現(xiàn)象除與原始構造應力有關外，還與煤層頂?shù)装鍘r性及其組合有關。</p><p>　　16上層煤頂板為第十下層灰?guī)r，屬于3類I級頂板，底板為鋁質(zhì)泥巖，屬Ⅱ類（松軟）底板；17層煤頂板為第十一層石灰?guī)r，不穩(wěn)定，常相變?yōu)槟鄮r，屬2類Ⅰ級頂板，底板為鋁質(zhì)泥巖，屬III類底板。</p><p>　　16上層煤頂板初次垮落步距為25m, 老頂初次來壓步距為30m；17煤直接頂初次垮落步距為8～1

29、0m，老頂初次來壓步距為12m，周期來壓步距16上煤為13～14m ，17層煤不明顯。</p><p>　　截止2009年12月31日，田莊煤礦保有資源儲量8930.1萬噸，全部為氣煤。內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量為1908.3萬噸。</p><p>　　1)根據(jù)實測礦壓數(shù)據(jù)反推得到5601工作面下面16上煤直接頂厚度為平均1.85米左右，老頂平均厚度2.15米。</p><p>

30、;　　2)根據(jù)礦壓觀測數(shù)據(jù)及現(xiàn)場宏觀觀察表明：5601北輔面上面直接頂初次垮落步距平均為26米，初垮后隨支柱回撤直接頂大多有懸頂現(xiàn)象，通常懸頂在2~4m后基本能自行垮落，個別地段最大局部懸頂達到5m以上；老頂初次來壓步距平均39米。周期來壓步距15米。</p><p>　　3)2706北輔面上面支柱載荷平均20.1MPa，頂板平均下沉60mm。</p><p>　　4)工作面順槽測區(qū)觀測數(shù)

31、據(jù)表明，工作面前方順槽在20m處已經(jīng)受到采動影響，但在15m以外采動影響的程度很小，顯著影響范圍在10m左右，順槽壓力峰值在6m處。</p><p>　　5)根據(jù)實測礦壓數(shù)據(jù)和驗算表明：工作面支護控頂距4.7米，基本支護密度1.19根/m2，排距1.2米，柱距0.7米是滿足要求的。</p><p>　　6)16上煤底板屬于鋁土質(zhì)軟巖，遇水極易鉆底，實測平均比壓值6.94Mpa，在支柱穿鞋的

32、情況下，支柱仍有鉆底現(xiàn)象。</p><p>　　1.4 水文地質(zhì)情況</p><p>　　最大涌水量東翼為139.9 m/h，正常涌水量為81.0 m/h。西翼最大涌水量為369.4 m/h，正常涌水量為255.0 m/h。田莊井田為第四系覆蓋下的隱蔽式井田，開采下組煤（16上、17煤），直接充水含水層為十下灰?guī)r，補給來源為奧灰、十四灰和第四系下組含水層水質(zhì)類型為HCO—Ca·N

33、a，總硬度8.08～13.97（德國度），無侵蝕性，PH值7.3～7.9。礦化度0.63～0.67g/L，水質(zhì)良好，符合生產(chǎn)及生活供水標準。</p><p>　　表1.3 礦井涌水量對比評價表</p><p>　　本溪組十四灰厚度變化大，距強含水層奧灰較近，十四灰與奧灰兩含水層是開采下組煤最主要的威脅，應作為一個整體加強水文地質(zhì)綜合研究。</p><p>　　田莊

34、井田為第四系覆蓋下的隱蔽式井田。開采下組煤時的直接充水含水層為十下層石灰?guī)r，補給來源為奧灰、十四灰和第四系下組含水層地下水。上述含水層富水性不等，補給來源奧灰為富水性中等～極強的含水層。建井時期礦井最大涌水量為10m/h，目前礦井涌水量約370m/h。受采掘破壞、影響的主要是灰?guī)r巖溶裂隙含水層，其補給條件較好，補給水源充沛，采掘工程、礦井安全受水害威脅。</p><p>　　礦井投產(chǎn)以來，防治水工程量較大，難度較

35、高；另外，井田內(nèi)小型地質(zhì)構造發(fā)育，封閉不良的鉆孔較多，這使得礦井水文地質(zhì)條件復雜化，給采掘安全帶來嚴重隱患和威脅。從6個周期來壓的步距看，最小的13m，最大17m，平均為15m，最小步距與最大步距相差4m，最大步距與平均值相差2，最小步距與平均值相差2m。</p><p>　　1.4.1瓦斯煤塵自燃發(fā)火等</p><p>　　本區(qū)勘探階段曾對16上煤和 17 煤采樣進行過瓦斯成分與含量的分

36、析，采用集氣式瓦斯采樣分析如表1.4，16 上煤 和17煤 CH4和CO2含量很低。</p><p><b>　　表1.4</b></p><p>　　1.4.2礦井瓦斯等級的確定 </p><p>　　2000年9月對礦井瓦斯等級進行了第一次鑒定，鑒定結果如表6-2，可以看出，瓦斯相對涌出量為0，按照《煤礦安全規(guī)程》的有關規(guī)定，礦井瓦斯等級標

37、準為低瓦斯礦井。</p><p>　　勘探階段提供的有關煤塵爆炸性鑒定結果表明田莊煤礦各煤層煤塵都有爆炸性危險。</p><p><b>　　1.4.3煤的自燃</b></p><p>　　勘探報告提供的資料，本區(qū)各煤層均有自燃發(fā)火的可能。根據(jù)山東省煤炭工業(yè)局魯煤安管（2007）132號文件下達的鑒定結果，田莊煤礦的煤塵自燃傾向性等級為Ⅲ類不易

38、自燃。</p><p><b>　　1.5開采方式</b></p><p>　　田莊煤礦核定生產(chǎn)能力為年產(chǎn)90萬噸，主采太原組第16上 、17層煤。立井開拓方式，一對主付井，主井提煤兼做回風井，副井用于輔助提升兼做入風井。兩個水平生產(chǎn)，生產(chǎn)標高為-167m及-250m，皮帶大巷沿16上煤、17煤掘進。目前兩翼開采16上、17層煤，合理配采。采用走向式傾斜長壁一次采全高

39、后退式開采，全部自然垮落法管理頂板。2706上面采用走向長壁后退式采煤法，工作面采用MG100/111—TD型單滾筒采煤機落煤、裝煤，工作面采用SGB-620/40T -55KW型可彎曲刮板運輸機運煤，運輸順槽采用,SGB-620/40T-55KW刮板運輸機和DSJ-800/2*75KW膠帶輸送機運煤。單體液壓支柱配合鉸接頂梁管理頂板。工作面一次采全高，采高0.97m，割煤深度800mm。</p><p>　　機

40、采工藝流程：人工施工機窩→機組自溜尾向溜頭割頂煤→機組自溜頭向溜尾割底煤→掛梁（背頂、打臨時柱）→清理浮煤→移溜→支柱→回柱→采煤機檢修→煤層注水。</p><p>　　機采工藝比炮采工藝節(jié)省了打眼、放炮和人工裝煤時間，將主要精力放在頂板支護方面，有利于安全管理。</p><p><b>　　1.6礦井開拓系統(tǒng)</b></p><p>　　本礦

41、井采取立井單水平分帶式開拓：在井田中央從地面開鑿主井主井和副井,當掘至開采水平標高后,開掘井底車場、主要運輸大巷、回風石門、回風大巷；當階段運輸大巷向兩翼開掘一定距離后，即可有大巷掘行人進風斜巷、運料斜巷進入煤層，并沿煤層掘分帶運輸巷、帶區(qū)煤倉、分帶回風巷；最后沿煤層走向掘進開切眼，即可進行回采。</p><p><b>　　1.7掘進方式</b></p><p>　

42、　1.7.1各主要煤層的頂?shù)装骞こ痰刭|(zhì)條件</p><p><b>　　15上煤層頂?shù)装?lt;/b></p><p>　　頂板為第九層石灰?guī)r，厚度0.17～2.13m，平均0.80m，經(jīng)常有厚度為0.20m左右的泥巖偽頂。局部地段九灰尖滅，頂板為粉砂巖，個別為砂泥巖互層。由于頂板巖性不夠穩(wěn)定，且常有偽頂，所以頂板管理較困難，開采時應采取有效措施防護。底板多為粘土巖，局部為

43、粉砂巖、中細粒砂巖。</p><p><b>　　16上煤層頂?shù)装?lt;/b></p><p>　　煤層的直接頂板為穩(wěn)定的十下灰?guī)r，厚度5.03m，上部土黃色，下部深灰色，裂隙發(fā)育，且為方解石充填，十下灰?guī)r層理較發(fā)育，有三層泥質(zhì)夾層，將灰?guī)r分為四層，易造成頂板離層脫落。十下灰?guī)r抗壓強度達128～178 MPa /cm2。常見有厚0.10～0.3m左右的泥巖偽頂，影響16上

44、煤層頂板的穩(wěn)定性。</p><p>　　底板一般為灰白色至灰色鋁質(zhì)粘土巖，厚度多在0.80～1.10m之間，抗壓強度13MPa /cm2，松軟，具膨脹性。其下巖性為灰黑色粉砂巖、泥巖，厚度為0.68～3.50m。沿16上煤底板掘進時，巷道易產(chǎn)生底鼓變形，工作面回采時，單體支柱鉆底。</p><p>　　16煤層頂板為較穩(wěn)定～穩(wěn)定，底板為不穩(wěn)定～較穩(wěn)定。</p><p&g

45、t;<b>　　17煤層頂?shù)装?lt;/b></p><p>　　直接頂板通常為第十一層石灰?guī)r，橫向上常相變?yōu)榉凵皫r、砂質(zhì)泥巖，因而穩(wěn)定性差，十一層石灰?guī)r為深灰色，堅硬，厚度變化較大，一般為厚0～2.48 m，平均1.30m，當灰?guī)r厚度小于0.5m且裂隙較發(fā)育時，灰?guī)r和上部粉砂巖的結合力較弱，頂板容易離層脫落，當灰?guī)r厚度大于0.5m時，裂隙不甚發(fā)育?？箟簭姸?4～320MPa/cm2。</p

46、><p>　　十一層灰?guī)r底部常見有0.10 m左右的泥巖偽頂，局部地段十一灰尖滅。由于頂板巖性不穩(wěn)定，且常有偽頂，給頂板管理造成一定困難。</p><p>　　煤層底板上部為青灰色鋁土質(zhì)粘土巖，較軟，抗壓強度14 MPa/cm，遇水膨脹。中下部為灰色泥巖，平均厚度為5.20m。</p><p><b>　　18上煤層頂?shù)装?lt;/b></p>

47、;<p>　　18上煤層為局部可采煤層，頂板以泥巖或砂質(zhì)泥巖為主，平均厚度5.2m。底板為青灰色鮞狀鋁質(zhì)泥巖，厚度為5.0m。多為不穩(wěn)定型。</p><p><b>　　1.8通風要求</b></p><p>　　煤礦生產(chǎn)是地下作業(yè),自然條件比較復雜,只有少數(shù)井巷與地面相通。因此，礦井通風式保證礦井安全最主要的技術手段之一，在礦井建設和生產(chǎn)過程中必須源源

48、不斷地將地面空氣輸送到井下各個用風地點。礦井通風的主要任務是：</p><p>　　提供井下足夠的新鮮空氣，以供人員呼吸。把井下的瓦斯稀釋、排出井下有毒、有害氣體和礦塵。創(chuàng)造良好的礦井工作環(huán)境，保證井下有合適的氣候條件（即適宜的溫度、濕度與風速），以利于工人勞動和機器運轉(zhuǎn)。這種利用機械或自然壓差為動力，使地面新鮮空氣定量進入井下，并在井巷中沿既定的線路流動，最后將污濁空氣排出礦井的全過程稱為礦井通風。</p

49、><p><b>　　1.9排水要求</b></p><p>　　1.9.1礦井的排水方式</p><p>　　目前礦井實際的最大涌水量為506 m/h，最小380m/h，平均443m/h。目前，礦井采用兩種排水方式：井下污水由二采區(qū)泵房和-250水平中央泵房排至-167水平大巷，通過排水溝排至-167水平中央泵房，由-167中央泵房排至地面污水處

50、理廠。</p><p>　　井下清水由井下采煤面放水孔通過管路排至-250水平直排水泵房，將清水從-250水平直排水泵房排至地面排水溝。</p><p>　　1.9.2泵房排水設備概況</p><p>　　1）-167水平中央泵房安裝D450-60×4型水泵3臺，水倉容水量為2100 m，選用Φ273×7的無縫鋼管2趟，沿副井井筒敷設至地面礦井水

51、處理站。</p><p>　　2）-250水平中央泵房內(nèi)安裝MD450-60*2型水泵3臺，水倉容水量為2122 m，選用Φ325×10的無縫鋼管2趟，沿西翼軌道巷敷設。</p><p>　　3）-250直排水泵房內(nèi)安裝MD500-57*6/710型水泵3臺，選用Φ426×12的無縫鋼管1趟，沿立井鉆孔敷設。目前用于清水直接外排。</p><p>

52、;　　1.9.3 礦井排水能力的測定</p><p>　　礦井設計的最大排水能力為1350m/h，2009年5月28日，經(jīng)山東信力安全檢測中心測試，-167水平管路的最大流量為512m3/h，-250水平管路的最大流量為603 m/h。工作水管20小時可排出22300m3涌水量，管路20小時的排水量能力遠高于礦井24小時的正常涌水量10632m/h。工作和備用水管20小時可排出32540m涌水量，管路20小時的總

53、排水能力遠高于礦井24小時的最大涌水量12144m，符合規(guī)程要求。主排水系統(tǒng)聯(lián)合試運轉(zhuǎn)測定實際排水能力為1348m/h。</p><p>　　1.9.4礦井排水系統(tǒng)控制系統(tǒng)需求</p><p>　　隨著礦井巷道日益延伸，受水害的威脅的形式日益嚴峻。因此，對井下二級排水系統(tǒng)的中央泵房實現(xiàn)地面遠程集中控制，非常必要。達到減人提效，提高水泵運行可靠性的目的。</p><p&g

54、t;<b>　　1.10主運輸系統(tǒng)</b></p><p>　　采煤工作面采下的煤，由于采煤機滾筒的螺旋結構，自動落在采煤機騎行的可彎曲刮板輸送機上，經(jīng)刮板輸送機的運輸，到達工作面端頭，通過橋式轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載到順槽內(nèi)的膠帶運輸機上，煤炭通過膠帶運輸機的運送到達采區(qū)煤倉，在采區(qū)煤倉裝載到井下礦用電機車上，經(jīng)過運輸大巷，到達井底車場煤倉，卸載到井底車場煤倉，再裝載到主井的箕斗當中，通過主井提升到達礦

55、的地面煤倉，至此主運輸完畢。井下煤炭由采掘工作面至主要大巷全部實行膠帶輸送機運輸。</p><p>　　1.11輔助運輸系統(tǒng)</p><p>　　采區(qū)輔助運輸與輔助運輸大巷一樣，采用防爆柴油齒輪機車的運輸系統(tǒng)。</p><p>　　井下輔助運輸斜巷的坡度均在5°以下，采區(qū)及回采工作面順槽，巷道坡度一般在3－5°，個別面局部在6－8°，少

56、于5°線路上鋪設普通軌道，在大于5°坡度線上增設齒軌。</p><p>　　1.11.1掘進矸石運輸</p><p>　　礦井掘進工作面出矸，利用1.7m標準礦井，經(jīng)輔助運輸大巷運至井底車場，進入副井罐籠，提至地面處理。隨著科技的進步，亦可在井下處理，實現(xiàn)矸石不上井的目的。</p><p>　　1.11.2材料運輸</p><

57、p>　　井下所需要的材料和設備從副井運至井底車場，材料利用材料車，設備使用平板車經(jīng)大巷運至各使用地點。</p><p>　　1.11.3人員運送</p><p>　　人員運送使用人車運輸。</p><p>　　1.11.4工作面搬家</p><p>　　回采工作面綜采設備的搬家，配備專用的平板車運輸，可以由停采工作面直接轉(zhuǎn)移到另一個開切

58、眼或井底車場。</p><p>　　1.12主副井提升系統(tǒng)</p><p>　　主、副井提升系統(tǒng)都為單繩纏繞式提升機，配低速交流電動機，主井提升變頻調(diào)速，自動化運行。副井提升也為變頻調(diào)速，頻率為38.75Hz。電控系統(tǒng)都采用數(shù)字控制，操作保護部分由PLC擔負，上位機使用工控機，完成提升下放整個工藝流程的監(jiān)控，能實現(xiàn)故障診斷。</p><p>　　主井安裝定量自動裝載

59、系統(tǒng)，由兩臺K4給煤機給煤，通過寬1000毫米的皮帶運至定量斗，再經(jīng)扇形閘門裝至箕斗。卸載系統(tǒng)采用內(nèi)動力曲軌卸載。</p><p>　　副井裝備大小兩套提升罐籠，每套分上下兩層，大罐可乘坐84人，小罐可乘坐64人。井口上下裝有液動安全門、搖臺、阻車器和推車機，絞車閉鎖和操車聯(lián)動都為過程控制，副井口上下信號系統(tǒng)使用多功能信號機，實現(xiàn)了各環(huán)節(jié)的信號閉鎖。副井提升方式及單循環(huán)提升時間：提人最大運行速度7.7米/秒，單循

60、環(huán)運行時間152秒；提矸、提煤、下料最大運行速度7.7米/秒，單循環(huán)運行時間102秒；下其它對象最大運行速度3米/秒，單循環(huán)運行時間。提升機圖如圖1.1所示。</p><p>　　圖1.1 單繩纏繞式箕斗提升系統(tǒng)圖</p><p><b>　　1.13供電系統(tǒng)</b></p><p>　　1.13.1 供電系統(tǒng)</p><

61、p>　　礦井110KV變電站主變?nèi)萘繛?0000KVA，高壓側（110KV）額定電流為98.8A，低壓側（6KV）額定電流為1833A。經(jīng)統(tǒng)計，礦井最大負荷為14800KV，負荷率為74%，最小負荷為4600KV，負荷率為23%。</p><p>　　1.13.2 井下供電</p><p>　　井下中央變電所由110千伏變電站饋出的三回路提供電源。正常供電時，由三路電源同時運行，一旦

62、有一回路發(fā)生停電故障，正常運行的兩臺聯(lián)絡開關，可保證各水平供電的連續(xù)性。</p><p>　　礦井采區(qū)采用1140伏、660伏、127伏三種電壓等級，采區(qū)變電所采用固定式與移動變電站相結合的供電方式，由變電所向工作面移動變電站供電，再進入工作面機組等設備或上下山絞車和附近掘進設備。</p><p>　　1.13.3 地面供電</p><p>　　地面供電由110千伏

63、變電站提供電源。設立機廠區(qū)變電所、鍋爐房配電室、煤化工配電室、蒜場配電室及工具房配電室等主要配電點。配有9臺變壓器，容量3020千伏安，占總容量的8.5﹪，高壓開關柜38面。</p><p>　　2 采煤工作面設備選型計算</p><p>　　（本設計選取田莊煤礦16上煤層2706工作面為例設計）</p><p>　　2.1采煤工作面條件</p>&l

64、t;p>　　2.1.1煤層及頂?shù)装?lt;/p><p>　　16上煤層位于太原組下部，十下灰之下，煤層厚度0.55～1.59m，平均1.22m，煤質(zhì)硬度f=3。有夾石1～3層，厚度0.1～0.3m，巖性為泥巖、炭質(zhì)泥巖、炭質(zhì)砂巖、黃鐵礦結核等。頂板為石灰?guī)r（十下），局部相變?yōu)槟鄮r、粘土巖，局部有泥巖偽頂，底板一般為粘土巖，局部相變?yōu)榉凵皫r、泥巖。</p><p>　　2.1.2開采煤層頂

65、底板條件</p><p>　　16上煤層頂板十下灰?guī)r，厚度5.03m，上部土黃色，下部深灰色，裂隙發(fā)育，且為方解石充填，十下灰?guī)r層理較發(fā)育，有三層泥質(zhì)夾層，將灰?guī)r分為四層，易造成頂板離層脫落。十下灰?guī)r抗壓強度達128～178 MPa /cm。常見有厚0.10～0.3m左右的泥巖偽頂，影響16上煤層頂板的穩(wěn)定性。</p><p>　　16上煤層底板一般為灰白色至灰色鋁質(zhì)粘土巖，厚度多在0.8

66、0～1.10m之間，抗壓強度13MPa /cm，松軟，具膨脹性。其下巖性為灰黑色粉砂巖、泥巖，厚度為0.68～3.50m。沿16上煤底板掘進時，巷道易產(chǎn)生底鼓變形，工作面回采時，單體支柱鉆底。</p><p>　　16煤層頂板為較穩(wěn)定～穩(wěn)定，底板為不穩(wěn)定～較穩(wěn)定。</p><p>　　2.2采煤工作面設計及工藝</p><p>　　2.2.1采煤工作面設計</

67、p><p>　　采用走向式傾斜長壁一次采全高后退式開采。</p><p>　　采煤機往返一次割兩刀（穿梭割煤）。</p><p>　　采用液壓支架，過渡液壓支架和端頭支架支護。</p><p>　　2.2.2 采煤工藝</p><p>　　1）16煤采煤工作面采用綜合機械化走向長壁后退式一次采全高采煤法回采，全部垮落法管理

68、頂板。</p><p>　　2）采煤工藝：割煤→移架→推移刮板輸送機</p><p>　　3）落煤方式：使用MG160/360-BWD型雙滾筒采煤機雙向截割煤體，前滾筒割頂煤，后滾筒割底煤。割煤高度0.95～1.741m。</p><p>　　4）裝煤：采煤機滾筒截割裝煤和工作面刮板運輸機前移配合裝煤。</p><p>　　5）運煤：刮板運輸

69、機將煤運到皮帶順槽橋式轉(zhuǎn)載機，再由轉(zhuǎn)載機與皮帶順槽皮帶運輸機搭接將煤運出。</p><p>　　2.3采煤面三機配套要求</p><p>　　1)對采煤機械的基本要求是高效、經(jīng)濟、安全。具體要求是：</p><p>　　2)采煤機械的生產(chǎn)率應能滿足采煤工作面的產(chǎn)量要求</p><p>　　3)工作機構能在所給煤層力學特性（硬度、截割阻抗）的條

70、件下正常截割、裝煤效果好、落煤塊度大、煤塵少、能耗低。</p><p>　　4)能調(diào)節(jié)才高，適應工作面煤層厚度變化；能自開缺口。</p><p>　　5)有足夠的牽引力和防滑、制動裝置，能在所給煤層傾角下安全生產(chǎn)；牽引速度能隨著工作面條件的變化而調(diào)節(jié)，其大小能滿足工作要求。</p><p>　　6)采煤機械的性能必須可靠，維持正常工作所必需的各種消耗（動力、液壓油、

71、防滑油、易損件等）應較低。</p><p>　　2.4采煤機選型計算</p><p>　　2.4.1綜采工作面成套設備的選型原則</p><p>　　綜采工作面成套設備主要以“采煤機、刮板輸送機、液壓支架”工作面三機、“轉(zhuǎn)載機、破碎機、皮帶機”順槽三機（根據(jù)需要配置轉(zhuǎn)載機邁步自移裝置）、供電系統(tǒng)、供液系統(tǒng)（主要為高壓乳化液、噴霧和冷卻水）、控制系統(tǒng)和通訊系統(tǒng)為主。為

72、了發(fā)揮綜采工作面設備最大生產(chǎn)能力和安全生產(chǎn)；</p><p>　　1)采煤機割煤能力和運輸系統(tǒng)能力要合理配置和銜接，既采煤機割煤能力≤刮板輸送機輸送能力≤橋式轉(zhuǎn)載機的轉(zhuǎn)載能力≤破碎機的通過能力≤順槽皮帶機輸送能力；</p><p>　　2)采煤機、刮板輸送機和液壓支架之間在性能參數(shù)、結構參數(shù)、工作面空間尺寸以及相互連接部分的形式、強度和尺寸等方面，必須有效保證設備能力相互匹配；</p

73、><p>　　3)供電系統(tǒng)要合理配置電力資源，防止單個移動變壓器負荷過大或過小，合理配置和布置電纜，使供電系統(tǒng)電路損失最小；</p><p>　　4)高壓乳化液的壓力和流量要滿足液壓支架的支護強度和追機（采煤機）速度要求；</p><p>　　5)控制系統(tǒng)必須保證控制工作面成套設備正確運轉(zhuǎn)和得到有效控制并能上傳控制中心，通訊系統(tǒng)必須保證工作面各關鍵部位信息暢通；否則將造

74、成部分設備能力的浪費，效率低下，甚至無法正?；夭伞?lt;/p><p>　　2.4.2采煤機參數(shù)計算</p><p><b>　　1)滾筒直徑的選擇</b></p><p>　　根據(jù)目前我國采煤機生產(chǎn)現(xiàn)狀及使用情況，設計選用雙滾筒采煤機。</p><p>　　雙滾筒采煤機滾筒直徑應大于最大采高的一半，一般可按D=（0.52～

75、0.6）選取，采高大時取小值，采高小時取大值。目前雙滾筒采煤機的滾筒直徑也已經(jīng)系列化，所以滾筒直徑的選取選取和標準直徑相近的數(shù)值。</p><p>　　D=0.6×1.59=0.954(m)</p><p>　　根據(jù)計算，設計取1.1m。</p><p><b>　　2)截深的選擇</b></p><p>　　

76、截深的選擇，受煤層厚度、傾角、頂板穩(wěn)定性、截割阻抗、及液壓支架的推移步距影響。中厚煤層一般選取0.6m～0.8m，同時考慮到我國生產(chǎn)的采煤機大部分截深在0.6m左右，設計選取截深為0.6m。</p><p>　　3)滾筒轉(zhuǎn)速及截割速度</p><p>　　滾筒轉(zhuǎn)速的選擇，直接影響截煤比能耗、裝載效果、粉塵大小等。轉(zhuǎn)速過高，不僅煤塵產(chǎn)生量大，且循環(huán)煤增多，轉(zhuǎn)載效率降低，截煤比能耗降低。根據(jù)實

77、踐經(jīng)驗，一般認為采煤機滾筒的轉(zhuǎn)速應控制在30～50轉(zhuǎn)/分較為適宜。設計取45轉(zhuǎn)/分。</p><p>　　滾筒直徑為1m，轉(zhuǎn)速為45轉(zhuǎn)/分，則可計算出截割速度為2.355米/秒。</p><p>　　4)牽引速度及生產(chǎn)率計算</p><p>　　(1)采煤機平均割煤速度是根據(jù)工作面設計產(chǎn)能來計算的，即</p><p><b>　　=

78、</b></p><p>　　式中 A—綜采工作面年單產(chǎn)能力，t/a，本礦井取300000t/a；</p><p>　　T—設計年工作天數(shù)，天；</p><p>　　B—采煤機截深，本礦井取0.6m；</p><p>　　H—工作面平均采高，本礦井取1．22m；</p><p>　　r—煤層容重1.35t

79、/m3；</p><p>　　t—每天工作時間，min；</p><p>　　u—綜采機組開機率，u=0.4～0.6；</p><p>　　—每天輔助工序時間，min；</p><p>　　C—綜采工作面回收率，取90％～95％。</p><p>　　=300000/[300×0.6×1.22

80、15;1.35(18×60×0.5-60)×0.93]=2.27m/min</p><p>　　(2)生產(chǎn)率(采煤機小時能力計算)</p><p>　　采煤機的理論生產(chǎn)率，也就是最大生產(chǎn)率，是指在額定工況和最大參數(shù)條件下工作的生產(chǎn)率。理論生產(chǎn)率為</p><p><b>　　Q＝60HBr</b></p>

81、;<p>　　式中 Q—理論生產(chǎn)率，t/h；</p><p><b>　　H—采高，m；</b></p><p><b>　　B—截深，m；</b></p><p>　　—采煤機截煤時的最大牽引速度，m/min；</p><p>　　r—煤的實體密度，1.3～1.4t/m ，一般取1

82、.35。</p><p><b>　　計算得</b></p><p>　　Q=60×1.22×0.6×2.27×1.35=132.39t/h</p><p>　　考慮采煤機要有一定的割煤裕度，取1.25倍系數(shù)，則采煤機割煤能力為</p><p>　　Q=132.39×1.

83、25=165.49t/h</p><p>　　采煤機的實際生產(chǎn)率比理論生產(chǎn)率低得多，特別是機器可靠性對生產(chǎn)率影響更為突出。采煤機的生產(chǎn)率主要取決于采煤機的牽引速度，生產(chǎn)率與牽引速度成正比。</p><p>　　2)根據(jù)截齒最大切削厚度決定的牽引速度。</p><p>　　采煤機截割過程中，是滾筒以一定的轉(zhuǎn)速n，同時又以一定的牽引速度V2沿工作面移動，切削厚度呈月牙規(guī)

84、律變化，如果滾筒一條截線上安裝的截齒數(shù)為m，則截齒最大的切削厚度在月牙中部，可用下式求出。</p><p><b>　　mm</b></p><p><b>　　式中 m=3；</b></p><p>　　n=45r/min。</p><p>　　一般來說，應小于截齒伸出齒座長度的70％，根據(jù)國產(chǎn)

85、采煤機的實際情況，取45mm。</p><p><b>　　則</b></p><p><b>　　m/min</b></p><p>　　式中 —截齒在齒座上伸出長度的70％，取45mm。</p><p><b>　　則</b></p><p>　　

86、3)按液壓支架的推移速度決定牽引速度。</p><p>　　一般講支架的推移速度應大于采煤機的牽引速度較好，這樣可保證采煤機安全生產(chǎn)。</p><p>　　截割時牽引速度V應根據(jù)上述三方面情況綜合分析后確定，其最大值應等于或大于V1，但應小于V2，并與V3協(xié)調(diào)，使采煤機既能滿足工作面生產(chǎn)能力的要求，又可避免齒座或葉片參與截割，并能保證采煤機安全生產(chǎn)。</p><p>

87、;　　綜上所述，采煤機的牽引速度取V＝4m/min。</p><p>　　采煤機的牽引速度確定后，則采煤機的生產(chǎn)率Q為</p><p><b>　　Q＝60HBr</b></p><p>　　將上述確定的直帶入公式求得采煤機的生產(chǎn)率為</p><p>　　Q＝60×1.22×0.6×4

88、15;1.35＝237.17t/h</p><p>　　4）采煤機功率的選擇</p><p>　　采煤機功率按下列經(jīng)驗公式計算</p><p>　　P＞P’=60×b×h×Vc××K/3.6</p><p>　　=60×0.6×1.22×4×3.5

89、15;1.15/3.6</p><p>　　=196.5KW </p><p>　　式中 —采煤機能耗系數(shù)，取值范圍0.5～3.5，取=3.5；</p><p>　　K—功率備用系數(shù)取K=1.15。</p><p>　　考慮到采機機身高度、采高要求、煤質(zhì)情況等因素，采煤機截割功率應選用300KW左右，裝機功率為360KW左右。<

90、;/p><p><b>　　5)采煤機牽引力</b></p><p>　　影響牽引力的因素很多。煤質(zhì)越堅硬，牽引速度越高，采煤機越重，工作面傾角越大，牽引力就越大。實際選型時，精確地計算牽引力既不可能，也無必要。電牽引采煤機都采用無鏈牽引，裝機功率都在300KW以上，據(jù)統(tǒng)計，其牽引力（KN）為裝機功率(KW)的0.5倍左右，個別的可增加到一倍左右。</p>

91、<p>　　根據(jù)采煤機電動機的功率，本工作面取采煤機牽引力300KN，牽引功率2×15KW。</p><p>　　2.4.3采煤機選型及主要參數(shù)</p><p>　　表2.1 MG160/360-BWD型薄煤層雙滾筒采煤機參數(shù)</p><p><b>　　續(xù)表2.1</b></p><p>　　2.

92、4.4截割部傳動系統(tǒng)</p><p>　　采煤機的電動機采用四級電機，其輸出軸轉(zhuǎn)速為1460r/min左右，滾筒轉(zhuǎn)速87.59r/min，因此截割部總傳動比為16.7，采用4級齒輪減速。由于采煤機機身高度受到嚴格限制，所以各級傳動比不能平均分配，一般前級傳動比較大，而后逐級減小，以保持尺寸均勻。各圓柱、圓錐齒輪的傳動比一般不大于3～4級。</p><p>　　兩臺截割電動機橫向直接安裝在搖

93、臂減速箱內(nèi)，直接驅(qū)動，經(jīng)過四級齒輪減速傳動，將動力傳到割煤滾筒上。與傳統(tǒng)的橫向布置的采煤機相比，沒有行星減速器，從而降低了截割滾筒筒體直徑，解決了極薄煤層的滾筒設計，提高了滾筒的裝煤效果，傳動效率高，結構簡單緊湊。</p><p>　　截割部搖臂為彎搖臂形式，故左右搖臂殼體不能通用，但減速箱傳動方式相同，內(nèi)部所有部件可以通用。截割滾筒采用小直徑特殊結構。</p><p>　　左右截割部搖臂

94、，通過銷軸組件同主體部鉸接。同時通過搖臂回轉(zhuǎn)腿上的臺階孔與安裝在主體部上的調(diào)高油缸鉸接，通過調(diào)高油缸的伸縮，實現(xiàn)左右滾筒的升降。</p><p>　　2.4.5牽引部傳動系統(tǒng)</p><p>　　該采煤機采用左、右兩組行走驅(qū)動裝置，實現(xiàn)采煤機的雙驅(qū)動。每個行走驅(qū)動裝置包括電動機、左（右）行走減速箱和左（右）行走箱三部分組成。</p><p>　　左（右）行走減速箱，

95、安裝在主體的左、右兩側，其內(nèi)部傳動結構相同。</p><p>　　行走驅(qū)動裝置的機械傳動系統(tǒng)如下圖所示，每組由一個電動機驅(qū)動，經(jīng)過二對直齒輪減速后，再通過雙行星減速器把轉(zhuǎn)矩傳給行走箱的行走輪，最后經(jīng)行走輪與輸送機上的銷排嚙合，借助導向滑靴使采煤機正確地在銷軌上行走。</p><p>　　為確保采煤機在煤層傾角大于15°的工作面工作的安全性，每組行走減速箱上都裝有一臺液壓制動器，通

96、過花鍵與前一軸的花鍵聯(lián)接，實現(xiàn)行走驅(qū)動裝置的制動。</p><p>　　行走驅(qū)動裝置的總傳動比</p><p><b>　　行走輪轉(zhuǎn)速</b></p><p><b>　　r/min</b></p><p><b>　　最大牽引速度</b></p><p&g

97、t;<b>　　m/min </b></p><p>　　式中 n—行走輪轉(zhuǎn)速；</p><p><b>　　z—行走輪齒數(shù)；</b></p><p><b>　　t—銷排節(jié)距。</b></p><p>　　2.4.6 驅(qū)動電機的確定</p><p>

98、　　牽引機構選用電牽引，齒輪銷軌式牽引機構。行走電動機為隔爆型三相交流調(diào)速電動機，與變頻調(diào)速裝置配套，作為采煤機的行走動力源，可適用于環(huán)境溫度不高于40°C，相對濕度不大于95%，且周圍空氣中的甲烷、煤塵、硫化氫、二氧化碳等不超過《煤礦安全規(guī)程》中規(guī)定的安全含量的礦井中。</p><p>　　電動機為YBQYS2-15(A)</p><p>　　2.4.7采煤機截割機構</

99、p><p><b>　　·根據(jù)截齒選擇。</b></p><p>　　2.4.8噴霧和冷卻</p><p>　　為使采煤機的電機、液壓傳動系統(tǒng)和機械傳動系統(tǒng)能在正常的溫度下工作，同時能降低滾筒割煤時產(chǎn)生的粉塵，設置了冷卻噴霧系統(tǒng)。該系統(tǒng)由一個主水閥控制，噴霧冷卻水經(jīng)過主水閥后分為四路，兩路分別進入左、右牽引電動機、一路進入泵電機出水都用于

100、外噴霧、另外兩路分別通過左、右四臺截割電機冷卻后再進入搖臂進行左、右內(nèi)、外噴霧。</p><p>　　2.5支護設備選型計算</p><p>　　2.5.1直接頂、老頂類型及級別</p><p>　　煤層的直接頂板為穩(wěn)定的十下灰?guī)r，厚度5.03m，上部土黃色，下部深灰色，裂隙發(fā)育，且為方解石充填，十下灰?guī)r層理較發(fā)育，有三層泥質(zhì)夾層，將灰?guī)r分為四層，易造成頂板離層脫落

101、。十下灰?guī)r抗壓強度達128～178 MPa /cm。常見有厚0.10～0.3m左右的泥巖偽頂，影響16上煤層頂板的穩(wěn)定性。詳情見表2.2</p><p>　　表2.2 田莊煤礦16上、17煤頂?shù)装宸诸惐?lt;/p><p>　　注：頂板分類依據(jù)MT554-1996《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》；底板分類依據(jù)MT553-1996《緩傾斜煤層采煤工作面底分類》。</p><

102、p>　　2.5.2底板類型及底板比壓</p><p>　　底板一般為灰白色至灰色鋁質(zhì)粘土巖，厚度多在0.80～1.10m之間，抗壓強度13MPa /cm，松軟，具膨脹性。其下巖性為灰黑色粉砂巖、泥巖，厚度為0.68～3.50m。沿16上煤底板掘進時，巷道易產(chǎn)生底鼓變形，工作面回采時，單體支柱鉆底。</p><p>　　2.5.3支護設備的選型原則</p><p&g

103、t;　　液壓支架選型必須考慮的主要地質(zhì)和采礦條件是直接頂穩(wěn)定性類型。</p><p>　　基本頂級別及相應礦壓顯現(xiàn)參數(shù)（初次和周期來壓步距、來壓時載荷、直接頂厚度）。</p><p>　　底板類別及相應的力學參數(shù)（容許載荷強度、抗壓縮剛度）。</p><p>　　截高、煤層強度、節(jié)理方向、煤層厚度變化等。</p><p>　　煤層傾角和工作面

104、推進方向。</p><p>　　瓦斯等級和必需的通風斷面等。</p><p>　　除以上常見的主要條件外，還必須考慮以下特殊因素：</p><p>　　1）上下部采動條件。近距煤層的采動，會導致頂?shù)装鍘r層一定程度的松動，降低直接頂?shù)姆€(wěn)定性、基本頂?shù)膩韷簭姸?。一般可以這樣處理：當上部近距煤層在10m以內(nèi)，由截高大于1m的煤層已采時，本煤層直接頂和基本頂類級均降低1個類

105、級；當下部近距煤層在20～30m以內(nèi)，有截高大于1m的煤層已采時，本煤層直接頂、直接底板和基本頂類別均降低一個類級處理。</p><p>　　2）相鄰區(qū)段或兩側開采條件。本煤層一側開采，對其穩(wěn)定性和來壓強度由一定的影響，但不強烈，可不考慮。但如果工作面兩側已采，則對本工作面影響強烈，應對直接頂、基本頂分別降低1個類級處理。</p><p>　　3）地質(zhì)構造、斷層、褶曲等分布和參數(shù)。對構造嚴

106、重影響的區(qū)段，支架選型時要特別慎重。兩柱掩護支架有較高的伸縮比（2.5～3.1），對過斷層有利?？缮炝簩νㄟ^破碎帶有較好的適應性。斷層區(qū)直接頂應視為極不穩(wěn)定頂板。</p><p>　　4）開采深度。隨采深增加，直接頂穩(wěn)定性和基本頂來壓強度均會逐步降低。一般可采?。翰缮蠲吭黾?00m，降低1個類級來近似處理。</p><p>　　5）頂?shù)装搴畬拥?。頂板含水層的存在，導致開采過程中出現(xiàn)頂板淋

107、水和底板集水，減低底板抗壓入強度和剛度。選型時，底板類別應減低1級處理。底板含水層存在時，則應在截高、開采方法上加以考慮。</p><p><b>　　一般型順序是：</b></p><p>　　根據(jù)直接頂、基本頂、底板類型初步選定基本架型。</p><p>　　考慮上述1）～11）諸因素選定具體結構，包括頂梁、底座、側護結構等。</p&

108、gt;<p>　　根據(jù)提供的地址條件和礦壓顯現(xiàn)參數(shù)，計算支架必需的支護強度和相應的額定工作阻力。</p><p>　　考慮頂?shù)装搴畬訔l件，驗算支架對底板比壓或載荷強度。</p><p>　　驗算通風斷面、風流、風速等。如果瓦斯涌出量較大，應避免用插底式支架。</p><p>　　2.5.4支護設備類型</p><p>　　根據(jù)

109、頂?shù)装鍡l件，查表確定16上層液壓支架選用兩柱掩護式，該架型主要有以下幾個特點：</p><p>　　1）支撐合力距離煤壁較近，可有效防止近煤壁頂板的早期離層和下沉。</p><p>　　2）平衡千斤頂可調(diào)合力作用點的位置，增強了支架對頂板的適應性。</p><p>　　3）控頂距小。頂梁較短，因而對頂板反復支撐次數(shù)少，減少了對直接頂?shù)钠茐摹?lt;/p>&

110、lt;p>　　4）伸縮比大，一般可達2.4。適應煤層厚度變化能力強。</p><p>　　5）重量較支撐掩護式輕，投資少，搬家運輸方便。</p><p>　　6）支架對頂板向煤壁方向水平推力較大，有利于維護頂板的完整。</p><p>　　7）液壓控制系統(tǒng)簡單，管路少，有利于提高移架速度。</p><p>　　8）對圍巖適應性強，對煤層

111、變化較大的工作面適應性較強。</p><p>　　9）支架支柱柱窩后移，盡可能減少前端比壓，避免底座扎底、鏟底。</p><p>　　近年來的薄煤層生產(chǎn)實踐表明，掩護式液壓支架能夠較好地滿足薄煤層工作面支護需要。</p><p>　　2.5.5支護設備參數(shù)的確定</p><p><b>　　1）支護強度確定</b><

112、;/p><p>　　支架有效工作阻力與支護面積之比定義為支護強度。頂板所需的支護強度取決于頂板的等級和煤層厚度。支護強度按經(jīng)驗公式結算。</p><p>　　工作面液壓支架支護強度的確定，是液壓支架主要參數(shù)的選擇重點之一。其目的是：使工作面巖層控制在達到最優(yōu)的技術經(jīng)濟效果的前提下，保證支架工作的高可靠性和較高的適應性。</p><p>　　由《2706面礦壓規(guī)律及支護參

113、數(shù)優(yōu)化研究》可知：2706工作面直接頂初次垮落步距為9m,周期來壓步距平均為9.25m。工作面單體支護強度最大為169.1kN/m2。支架的支護強度為單體支護強度的1.3倍，即為169.1×1.3=219.8kN/m2。</p><p>　　2) 支架工作阻力的確定</p><p>　　工作面中部支架支護強度確定以后，支架工作阻力值主要取決于支護頂板的控頂面積。支架控頂面積主要與

114、工作面“三機”配套設備 的斷面縱向尺寸有關；工作面“三機”配套設備的斷面縱向尺寸在采煤機、刮板輸送機定型配套后才能準確地確定。</p><p>　　本計算根據(jù)已選定設備型號的機型配套斷面進行初步估算。</p><p><b>　　額定工作阻力F</b></p><p>　　式中 P—額定支護強度，P=219.8kN/m；</p>

115、<p>　　L—支架中心距，取L=1.5m；</p><p>　　B—控頂距，取B= 3.5m；</p><p>　　α—立柱在采高0.9m時的垂直傾斜角度，取37.22°。</p><p>　　將上述各值代入計算得</p><p>　　F≥219.8×3.5×1.5/cos37.22=1449kN&

116、lt;/p><p>　　由以上計算可知，將支架工作阻力定為320000kN完全能滿足16層煤開采支護需求。</p><p>　　3) 支架中心距的確定</p><p>　　現(xiàn)液壓支架中心距有三種：1.75m、1.5m、1.25m。根據(jù)田莊煤礦煤層賦存條件及生產(chǎn)技術條件，并考慮已有設備的互換性，本型液壓支架按1.5m中心距進行選取。</p><p>

117、;　　4) 推移步距的確定</p><p>　　在頂板條件允許的情況下，增大截深可有效地提高每一循環(huán)的產(chǎn)量，提高生產(chǎn)率。但截深過大，將造成對架前頂板的支護能力減小，采煤機過后的非支護時間加長，對控制煤壁和架前頂板不利。由于采煤機截深確定為0.6m，為了滿足工作面正常推進要求，將支架移架步距確定為0.7m。</p><p><b>　　5) 頂梁前后比</b></