1、<p>　　本科畢業(yè)論文(設計)</p><p>　　題目： 煤礦三機配套及順槽設備選型設計 </p><p>　　2008 屆本科畢業(yè)論文(設計)任務書</p><p>　　學院：工學院 系別：機械工程系 專業(yè)(專業(yè)方向)：機械設計制造及自動化 </p><p>　論文題目綜采工作面設備選型設計&l

2、t;/p><p>　指導教師職稱副教授學生姓名學號</p><p>　一、設計原始參數三元煤業(yè)礦井生產能力2.2Mt/a，日產6667噸。其中3號煤層二采區(qū)2303工作面：煤層屬結構簡單穩(wěn)定型煤層，煤層頂板屬中硬頂板，且厚度適中，容易冒落。工作面長度198米，有效推進長度1145.7米，可采儲量206.5萬噸，煤層厚6.36~8.40m，平均7.18m，為厚煤層，普遍含0~2層炭質泥巖夾矸，結

3、構簡單，厚度大，可采性指數為1，厚度變異系數6.6%，屬全區(qū)可采之穩(wěn)定煤層。煤層傾角1°~5°，礦井工作制度：年工作日為330d，日工作制度井下采用“四·六”工作制，三班生產，一班檢修，每班工作6h。每天凈提升時間為16h。</p><p>　二、設計任務本次畢業(yè)設計主要是綜合復習和實際應用所學理論知識，初步了解綜采工作面設備選型的基本步驟和方法；初步掌握科技圖書的檢索和查閱；在設計

4、中要求學生培養(yǎng)認真、踏實的工作作風，隨時復習所需的理論知識，查閱各種相關資料，了解現場對該產品的要求、存在的問題，解決的方法，做好設計筆記，充分發(fā)揮自己的主觀能動性創(chuàng)造性，精心設計、保質保量、獨立按時完成任務。設計內容如下：1.采煤方法的確定2．綜采工作面主要設備的布置3. 綜采工作面三機選型原則4. 綜采工作面三機選型5.順槽運輸設備的選型6.綜采工作面設備幾何尺寸配套關系</p><p>　三、研究進度安排1

5、.完成開題報告2.收集查閱有關書籍和手冊3.設計說明書草稿4.綜采工作面設備布置草圖和配套關系草圖各一份5.CAD繪圖6.整理打印設計說明書和圖（設計說明書內容要求包括：封面、評語、目錄、前言、正文、結束語、致謝、參考文獻。）以上安排根據實際情況進行調整，以保證按時完成設計任務。</p><p>　四、指導教師意見指導教師簽字：年　　月　　日五、教學系意見系主任簽字：年　　月　　日六、學院意見院長簽字： 年

6、月 日</p><p>　　大學 2012 屆本科畢業(yè)論文(設計)開題報告</p><p>　　學院：工學院 系別：機械工程系 專業(yè)(專業(yè)方向)：機械設計制造及自動化 </p><p><b>　　摘要</b></p><p>　　通過這次設計任務，使我們更好

7、的掌握了綜采工作面機電設備的選型及配套的理論原理，同時也為今后進行進一步的研究和工作奠定了良好的基礎。</p><p>　　回采工作面是整個礦井生產系統(tǒng)的核心，因此綜采設備配套是否合理是整個礦井能否實現高產高效安全生產的關鍵所在。近二十年來，在我國得到了長足的進步，綜采生產也已積累了豐富經驗，綜采設備基本可立足國內，針對我國地質條件的綜采工藝也日趨成熟，綜采已成為我國現代化礦井的主要開采手段。但是綜采面的設備配套

8、選型以及單產等方面與世界先進水平還存在著一定的差距。因此，正確的配套設備選型以提高工作面單產已成為目前急需解決的課題。</p><p>　　關鍵詞：綜采工作面，設備配套，高產高效</p><p><b>　　論文類型：設計報告</b></p><p><b>　　ABSTRACT</b></p><p&

9、gt;　　Through this design task, it can make us better master the selection and matching of electrical and mechanical equipment in the fully mechanized working face ,but also lay a good foundation for further study and wor

10、k. </p><p>　　Mining face is the core of the whole production system .So whether mining equipments match well is the key of whether the whole mine can achieve high production and efficiency and safety. In r

11、ecent twenty years, it has made much progress in our country and comprehensive production has accumulated much experience. Compound mining equipment is widely used in our country. Compound mining process based on our geo

12、logical conditions has become gradually mature. Compound mining has become the main mean</p><p>　　KEY WORD:Mechanized coal mining, Ancillary equipment , High production and high efficiency.</p><p

13、>　　TYPE OF THESIS: Design Reporter</p><p>　　第一部分 三元2303工作面礦井情況</p><p>　　潞安礦區(qū)北以西川斷層為界與武夏礦區(qū)相接，南以長治與晉城市行政邊界為界與晉城礦區(qū)毗鄰，東以15號煤層露頭為界，西以15號煤層1500m埋深線為界，南北長約74.6km，東西寬約63.1km，面積約為3044.65km2。</p>

14、<p>　　潞安礦區(qū)煤炭資源豐富，地質儲量14741.5Mt，礦區(qū)總規(guī)模86.00 Mt/a，其中生產礦井4座，在建礦井5座，一期規(guī)劃礦井4座，二期規(guī)劃礦井2座。本礦井為一期規(guī)劃礦井，規(guī)劃生產能力 2.2 Mt/a。</p><p><b>　　1.1 地理概況</b></p><p>　　三元煤業(yè)位于長治市郊區(qū)垢北莊鎮(zhèn)垢西莊村南，太（原）～焦（作）鐵路

15、長治站至小宋站一段緊臨井田東界；距長治火車站約2.5km，行政區(qū)劃隸屬長治市郊區(qū)堠北莊鎮(zhèn)管轄。</p><p>　　井田地理坐標為東經113°00′22″～113°04′37″，北緯36°7′30″～36°12′57″。在工業(yè)場地北邊緣建有煤炭鐵路專線，長晉高速公路從井田南部的吳村和秦村之間通過，距地面工業(yè)場地約2.6km。公路四通八達，交通十分便利。</p>

16、<p>　　井田地處山西省東南部，靠近河南、河北，具有良好的鐵路及公路運輸條件。</p><p>　　本區(qū)公路交通發(fā)達，長（治）－晉（城）公路從井田西側通過，鄉(xiāng)村間簡易公路密如蛛網。礦井建設與生產期間的物資與設備運輸經公路可抵達工業(yè)場地，公路運輸條件極為便利。</p><p>　　井田位于太行山中段西側的山前地帶，即被稱之為“上黨盆地”的一部分，地勢開闊平坦，總的來看呈“東高—

17、西低”之態(tài)勢。最高點位于井田西南邊緣，標高為+967.70m，最低點位于井田北部邊緣，標高為+902.50m，相對高差65.20m</p><p>　　本區(qū)屬海河流域漳河水系，井田內無大的地表水體，只有為數不多的地表沖溝。沖溝中平時無水，只有在雨季時才有少量流水。漳河流經井田西部外邊緣，在井田附近河床寬約50～100m，水深較淺。據有關數據記載，該河最大流量為489m3/s，最大流速為4.17m/s，最小流速為0

18、.17m/s，最大含砂量為172kg/m3。</p><p>　　根據地質報告提供的資料,流經井田段的最高洪水位井田南端+932.7m,中部(工業(yè)場地附近+)916m,北部+903m。</p><p>　　本礦井工業(yè)場地最高洪水位標高（＋916.0m）低于副立井井口標高（＋931.50m）15.5m、主立井井口標高（＋931.50m）15.5m,本礦井南翼風井工業(yè)場地最高洪水位標高（＋93

19、2.7m）低于回風立井井口標高（＋938.80m）6.1m、進風立井井口標高（＋938.00m）5.3m。本礦井工業(yè)場地均有完善的排水系統(tǒng)，</p><p>　　1.2 煤層埋藏及開采條件</p><p><b>　　1、地層</b></p><p>　　該井田位于沁水煤田長治礦區(qū)東北部。區(qū)內均被黃土覆蓋，盤區(qū)地層自下而上依次為奧陶系中統(tǒng)峰峰組

20、，石炭系中統(tǒng)本溪組、上統(tǒng)太原組，二迭系下統(tǒng)山西組、下石盒子組、上統(tǒng)上石盒子組及第四系，現依據鉆孔資料由老至新分述如下：</p><p>　　1）奧陶系中統(tǒng)峰峰組（O2f）</p><p>　　井田內未出露。為一套淺海相深灰色厚層狀石灰?guī)r，頂部含泥巖、石灰?guī)r角礫，局部可見輕微的白云巖化、夾石膏層，據區(qū)域數據厚度56~200m，中、下部節(jié)理裂隙及溶隙發(fā)育。</p><p&g

21、t;　　2）石炭系中統(tǒng)本溪組（C2b）</p><p>　　井田內未出露，厚度1.0～8.0m，平均5.54m。巖性為淺灰色泥巖、砂質泥巖，具貝殼狀斷口，見有黃鐵礦結核，局部為鋁土巖，致密細膩、具有滑感，底部可見 “山西式鐵礦”。與下伏峰組呈平行不整合接觸。</p><p>　　3）石炭系上統(tǒng)太原組（C3t）</p><p>　　井田內未出露，為主要含煤地層之一，為

22、一套海陸交互相含煤建造。厚89.54～132.67m，平均120.70m。巖性主要由灰黑色泥巖、砂質泥巖、石灰?guī)r、中—細粒砂巖及煤層組成。含K2、K3、K4、K5、K6層較穩(wěn)定的石灰?guī)r，另有一層不穩(wěn)定的石灰?guī)r，沉積有7、8、9、10、11、13、14、15號煤層，富含植物化石，本組地層以K1細砂巖為底界與下伏本溪組呈整合接觸。K1砂巖局部相變?yōu)樯百|泥巖。</p><p>　　4）二迭系下統(tǒng)山西組（P1s）<

23、/p><p>　　井田內未出露。厚39.49～58.45m，平均55.0m。主要含煤地層之一，為一套陸相含煤建造。巖性主要由泥巖、砂質泥巖、中—細粒砂巖組成，含1、2、3號煤層，本組以K7細砂巖為底界與下伏太原組呈整合接觸。該地層在盤區(qū)內北部被剝蝕。</p><p>　　5）二迭系下統(tǒng)下石盒子組（P1x）</p><p>　　井田未出露。厚76.41～85.43m，平均

24、80.0m。巖性由泥巖、砂質泥巖、各粒級砂巖組成。本組以K8細砂巖為底界與下伏山西組呈整合接觸。該地層上部在盤區(qū)北部被剝蝕。</p><p>　　6）二迭系上統(tǒng)上石盒子組（P2s）</p><p>　　井田內遭受剝蝕，最大殘留厚度228.60m。巖性主要為一套淺黃色—黃色、淺灰色—灰色泥巖、砂質泥巖、細砂巖、中—粗砂巖組成，本組以K10粗砂巖為底界與下伏下石盒子組呈整合接觸。</p&

25、gt;<p><b>　　7）第四系（Q）</b></p><p>　　井田內廣泛分布。厚80.62～255.16m，平均184m左右。巖性主要為粘土、砂質粘土、粉土、粉砂及細砂。</p><p>　　上部（47m以上）以褐色及灰黃色粉土為主，具孔隙，含植物根莖及少量鈣質結核等。</p><p>　　下部（47m以下至基巖面）以褐

26、色、灰綠色及棕紅色粘土、粉土互層為主，中間夾薄層粉、細砂層。粘土中多含動物碎片，局部含鈣質結核及少量礫石；細砂分選較好，局部夾薄層中砂。</p><p>　　1.3 井田地質構造</p><p>　　井田處于全掩蓋區(qū)，據勘探鉆孔及煤礦開采揭露，井田內地質構造簡單，地層總的走向為北東~南東向，傾向南西，傾角2°~ 14°，井田北部局部地層較陡，傾角約14°，南部

27、地層較緩，傾角約2°，一般約5°左右，僅見褶曲構造，未見巖漿巖侵入，構造屬簡單類型?，F將井田內褶曲敘述如下：</p><p>　　1、南寨背斜（S1）：位于南寨村，軸向北東10°，背斜軸井田內延伸長度3km。東翼傾角約5°，西翼傾角4°。該背斜由補111、補103、89、補108、補106等鉆孔控制。背斜向南延伸至崔漳村一帶消失。</p><p

28、>　　2、蔣村向斜（S2）：位于蔣村、暴馬村一帶，其軸向與南寨背斜近似平行，兩軸相距約900m，該向斜同樣伸至宋家小莊一帶消失，該向斜由補110，238，補101，239等鉆孔控制。兩翼最大傾角約14°。向斜軸長約1.6km。</p><p>　　3、S3背斜：位于該礦井井筒南側軸向近北西~南東向，兩翼傾角約3°左右。該背斜由補111、1102，補110、194鉆孔控制，該背斜延伸至崔漳

29、村南補111以南消失。向斜軸井田內延伸長度約1.5km。</p><p>　　4、S4向斜：位于下秦村北側，軸向近北東~南西向，兩翼傾角約3°~4°，該向斜在崔漳村以南1306工作面西側消失。向斜軸在井田內延伸長度約1.1km。該向斜由鉆孔（193、1103、補109）及井下巷道控制。</p><p>　　勘探中及煤礦開采中均未發(fā)現斷層，在第三剖面線以北褶皺構造發(fā)育，對

30、盤區(qū)、工作面布置會帶來不便。在向斜發(fā)育部位容易蓄水，將來開采時，涌水量可能會增大。井田南部僅有2個鉆孔（119、177）控制程度低，從現階段來看為單斜構造，預計將來進一步勘探或礦井開采，仍然是褶曲構造發(fā)育區(qū)。</p><p>　　4、構造對采掘的影響及評價</p><p>　　本井田地質構造類型屬簡單類型，但井田范圍內，總體勘探程度低，從采掘工程和已施工鉆孔看，井田范圍內主要是褶曲構造。&

31、lt;/p><p>　　因此預測南翼區(qū)的褶曲構造也較為發(fā)育，但分布范圍及其大小、位置只能夠靠加強地質勘探工作來解決。</p><p><b>　　1.4 煤層及煤質</b></p><p><b>　　1、煤層</b></p><p>　　井田內含煤地層為太原組和山西組，不同的聚煤環(huán)境，形成了不同的巖性

32、組合、巖相特征、含煤性也存在較大差異。</p><p>　　太原組為一套海陸交互相含煤建造，含海相灰?guī)r5—6層，含煤9層，主要賦存于本組上、中、下部，編號自上而下為7號、8號、9號、10號、11號、13號、14號、15-1號、15號，其中15號煤層為全區(qū)較穩(wěn)定大部可采煤層，14號煤層為全區(qū)較穩(wěn)定大部可采煤層，9號煤層為穩(wěn)定的全區(qū)可采煤層，其余煤層均不穩(wěn)定、不可采。地層平均總厚120.70m，煤層平均總厚8.44m

33、，含煤系數為6.99%。</p><p>　　山西組為陸相含煤地層，共含煤三層，自上而下編號為1號、2號、3號，其中3號煤層為區(qū)內穩(wěn)定可采煤層，其余為不穩(wěn)定、不可采煤層。地層平均總厚55.0m，煤層平均總厚8.27m，含煤系數為15.04%。</p><p>　　井田內太原組、山西組煤層平均總厚16.77m，含煤系數為9.52%。</p><p>　　可采煤層為山西

34、組（P1s）3號煤層及太原組（C3t）9號、14號、15號煤層。可采煤層特征表見表2-1-1。</p><p><b>　　可采煤層分述如下：</b></p><p><b>　　1）3號煤層</b></p><p>　　俗稱“香煤”。位于山西組下部，上距K8砂巖底36m左右，下距K7細砂巖8m左右，距太原組K6燧石灰?guī)r1

35、7m左右，距9號煤層68m左右，煤層厚6.36~8.40m，平均7.18m，為厚煤層，普遍含0~2層炭質泥巖夾矸，結構簡單，厚度大，可采性指數為1，厚度變異系數6.6%，屬全區(qū)可采之穩(wěn)定煤層。屬該礦井批采煤層，目前正在開采，采空區(qū)范圍位于井田中部中央盤區(qū)內，采空區(qū)面積約為1.2km2。</p><p><b>　　2）9號煤層</b></p><p>　　位于太原組中

36、部，上距3號煤層56.75~71.33m，平均68.00m，厚度1.10~1.87m，平均1.46m；結構簡單，無夾矸；全區(qū)可采之穩(wěn)定煤層，可采性指數為1，厚度變異系數13.7%。屬一型。</p><p><b>　　3）14號煤層</b></p><p>　　位于太原組下部，上距9號煤層29.02~47.47m，平均37.18m，厚度0.70~0.95m，平均0.8

37、2m；結構簡單，無夾矸；可采性指數0.62，厚度變異系數36.2%，較穩(wěn)定，局部可采。</p><p><b>　　4）15號煤層</b></p><p>　　位于太原組下部，該煤層結構復雜，夾矸薄厚不一，但層位穩(wěn)定，總體來看該煤層上部有一層夾矸，具一定規(guī)律可進行對比將其分為上、下兩層（15~1、15）。15~1號分層僅局部可采，全區(qū)絕大部分不可采，為不可采煤層。個別

38、鉆孔15煤層其間夾石較厚，但無規(guī)律，難以進行對比。</p><p>　　15號煤層上距14號煤層平均11.34m，厚度0~6.85m，平均3.44m，結構復雜，含夾矸0~4層，可采性指數為0.93，厚度變異系數32.6%，除補108號孔缺失外，其它均達可采。屬大部可采較穩(wěn)定煤層。</p><p>　　1.5 三號煤層頂底板情況</p><p>　　頂板：影響煤層冒

39、放性的煤層頂板包含直接頂和老頂兩部分，直接頂對頂煤壓裂無直接影響，但直接頂能夠隨采隨冒并具有一定的厚度是綜放開采頂煤破碎冒落后順利放出的基本條件，否則不利于頂煤回收。因此，無論從礦壓角度還是從頂煤放出率來考慮，都希望直接頂的最小厚度能達到充滿采出煤厚的空間。</p><p>　　直接頂多為灰黑色泥巖，部分為砂質泥巖，厚度為2.19~7.83m，平均為5.01m，老頂為灰白色中粒砂巖。厚度3.15~10.23m，平

40、均為6.80m，有時該層直接覆蓋于3號煤之上。3號煤層頂板巖石力學性質如下：抗壓強度為15.1Mpa，抗剪強度為2.61 MPa，抗拉強度為1.15MPa；普式系數為1.51，屬中等堅固類巖層屬中硬頂板，容易冒落，且厚度適中。</p><p>　　底板：多為砂質泥巖，局部為砂巖和泥巖，灰黑色，厚度2.15~6.67m，平均4.93m，個別為炭質泥巖，厚度不足1m。</p><p>　　本礦

41、開采3號煤層時初次來壓步距約30m，周期來壓步距約12m。在采煤工作面老頂初次來、周期來壓時，要求礦上技術負責人要親臨現場指揮，增加特種支架，確保支護可靠。</p><p>　　開采煤層3號煤層屬結構簡單穩(wěn)定型煤層。煤層頂板屬中硬頂板，且厚度適中，容易冒落。本礦井放頂煤工作面開采采用綜合機械化采煤工藝，頂板管理采用全部跨落法管理。</p><p>　　1.6 三號煤層情況</p>

42、;<p>　　三號煤層的厚度為6.38~8.40m，平均厚度為7.18為厚煤層，普遍含0~2層炭質泥巖夾矸，結構簡單厚度大，可采指數為1，厚度變異系數為6.6%，屬全區(qū)可采穩(wěn)定煤層，煤層間距為36.75~71.33m，平均間距為68.0m，夾石總厚為0.11~0.5m。</p><p>　　目前三號煤層可采儲量為38.12Mt，煤類為貧煤或瘦煤，會分為19.56%，揮發(fā)分為14.98%，硫分為0.4

43、%，水分為0.81%，發(fā)熱量為35.932MJkg，煤的容重為1.46t每立方米，煤層屬于較軟煤層，內生裂隙較發(fā)育，抗壓強度15.1MPa，有利于頂煤的冒放，工作面煤層厚度平均7.33m(含矸厚5cm)，煤層中單層夾矸厚度不大于0.30m，巖石硬度系數小于3，頂煤中夾矸厚度占煤層厚度的比例小于10%～15%時，頂煤冒放性好，否則，應采取預破碎措施。3號煤層結構簡單，含1層夾矸，夾矸薄且大部分位于煤層中下部，因此3號煤層結構對放頂煤無不利

44、影響，</p><p>　　煤田走向長度為10.14Km，傾斜寬度為4.96km，井田面積為22.9517km2，回采工作面長度為198m，回采工作面年推進杜維1188m，礦井年生產能力為220萬噸，日產量為6666.7t，礦井采用一工一備一掘進的工作制度，年工作日為330天，采用“四. 六”工作制，即三班生產一般檢修維護，每天凈提升時間為16t，</p><p>　　第二部分 采煤工藝方

45、法的確定</p><p><b>　　2.1 冒放性分析</b></p><p><b>　　1）采煤工藝</b></p><p>　　根據地質條件和煤層賦存情況，工作面生產能力，開采技術條件以及通風安全、礦井生產能力，回收率等諸多因素考慮，3號煤層工作面采用走向長壁綜采放頂煤的采煤工藝，全部垮落法管理頂板。</p&

46、gt;<p>　　2）機采高度及放煤厚度</p><p>　　增大機采高度，縮小采放比，可以提高工作面采出率，但需增加液壓支架的重量，同時還應考慮設備和機道上方頂煤和煤壁的穩(wěn)定性，采高越大，越易發(fā)生片幫。結合本礦井煤層厚度、實際開采經驗和技術管理水平，確定工作面開采高度為3.0m，放煤厚度4.33m，采放比為1：1.44，符合《煤礦安全規(guī)程》采放比小于1：3的規(guī)定</p><p&

47、gt;<b>　　3）采放高度比</b></p><p>　　它對頂煤冒放性的影響反映在兩方面，一是采面支架的反復支撐對頂煤的破碎作用，現場觀測表明，放頂煤工作面支架對頂煤的破碎作用范圍一般僅限于支架上方2m左右，再向上則所受影響很小。因此，頂煤厚度越大，頂煤的冒放性越差。二是采放高度比影響著破碎頂煤冒落空間，頂煤只有充分破碎、冒落時才有利于其回收。2303工作面煤層厚平均7.33m(含矸厚

48、5cm)，采高為3.0m，采放比為l：1.44，較適于頂煤的放出。</p><p>　　經冒放性分析，3號煤層具有較好的冒放性，不需人工強制放。</p><p>　　2.2 放煤步距和采煤機截深的確定</p><p>　　放煤步距就是相鄰兩次放落頂煤的間隔距離。放煤步距是確定工作面采出率和含矸率的重要因素，放煤步距過大過小都將造成回采率的下降或含矸率的提高。根據放煤

49、橢球體理論，合理的放煤步距應該是與頂煤放落橢球體短軸半徑和放煤高度相匹配，使煤矸石和采空區(qū)矸石同時達到放煤口，達到丟煤最少，含矸率最低。根據礦井生產實踐確定2303工作面采煤機選用MGTY300∕730—1.1D截深為0.6m，放煤步距為0.6m，采用割一刀放一次頂煤的“一采一放”采煤工藝。</p><p><b>　　1）放煤步距</b></p><p>　　放煤

50、步距是相鄰兩循環(huán)放煤之間工作面向前推進的距離。最佳的放煤步距應是頂煤垮落后能從放煤口全部放出的距離。合理的放煤步距與頂煤厚度、破碎塊度、松散程度、放煤口的位置及頂煤冒落時的垮落角等多種因素有關。根據近年來放頂煤生產經驗，設計取放煤步距為0.6m。</p><p><b>　　2）放煤方式</b></p><p>　　根據3號煤層的賦存條件，頂底板巖性，根據本礦井其他綜

51、放工作面的成功經驗，確定2303工作面的放煤方式為多人分段單輪放煤方式，通過收尾梁使頂煤落入后溜中,直到見矸后,伸出尾梁,停止放煤。</p><p>　　為了減少頂板周期來壓對收尾的影響，在收尾期間應加強礦壓觀測，保證收尾工作順利完成，參照本礦井生產實際情況，初步確定2303工作面末采放煤在距離停采線12m范圍內停止放煤，在生產中也可根據采煤工作面的具體條件，在頂板條件允許的前提下，調整放煤的距離。</p&

52、gt;<p>　　2.3進刀方式的選擇</p><p>　　由于工作面長度較長，采煤機進刀方式采用端部斜切進刀的方法。</p><p>　?、俟に囘^程：下端頭進刀――上行割煤裝煤――移架――移前溜――上端頭進刀――下行割煤裝煤――移前溜――放頂煤――移后溜。</p><p>　　采煤機采用上下端頭斜切進刀，進刀長度25m左右，移架滯后采煤機后滾筒3-5

53、m，追機作業(yè)，滯后移架10-15m推移前部輸送機，輸送機彎曲長度不小于15m，推移步距0.6m。采煤機下行割煤完成后再放頂煤以免兩工序相互影響。</p><p>　　放煤在工作面處于最小控頂距的條件下進行。放煤方式為單輪間隔低位放煤。當矸石量占放出物的1/3時即停止放煤，遇到大塊煤不易放出時，反復伸縮插板，小幅度上下擺動尾梁，使底煤破碎后順利放出。放完頂煤后，滯后支架10-15m推移后部輸送機，彎曲段長度不小于1

54、5m。</p><p><b>　?、诓擅簷C的割煤方式</b></p><p>　　采煤機雙向割煤，往返兩刀的割煤方式。其生產工藝過程為：雙向割煤方式的主要特點是：采煤機沿工作面前后滾筒同時割煤，上行、下行割煤厚度3.0m，并同時完成推移輸送機、支架等一個采煤循環(huán)的全過程。采煤機沿工作面上下行割煤，裝煤完成一個采煤循環(huán)。</p><p><

55、;b>　　③采煤機的進刀方式</b></p><p>　　端部斜切式進刀法如圖所示。其進刀過程為：當采煤機割煤至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處尚留有一段下部煤；調換滾筒位置，前滾筒降下、后滾筒升起，然后沿輸送機彎曲段返向割入煤壁，直到采煤機機身進輸送機直線段為止，這時采煤機已向煤壁推進了一個截深；然后將輸送機移直，再調換兩滾筒的上、下位置；采煤機重新返回割煤至輸送機機頭處；

56、再次調換上、下滾筒位置，采煤機沿工作面向右正常割煤，直到工作另一端。向下運行一個機長將前滾筒放下，然后向下割煤裝煤直至下順槽。</p><p>　　第三部分工作面“三機”選型</p><p>　　3.1綜放工作面配套設備懸著原則</p><p>　　1）必須與開采煤層的地質條件相適應。</p><p>　　2）能滿足工作面生產能力的需要。&l

57、t;/p><p>　　3)設備結構性能和主要技術才是必須相互匹配。</p><p>　　4）綜采設備選型配套設備英語礦井的煤炭運輸、通風、輔助運輸等系統(tǒng)能力相適應。</p><p>　　5）配套設備的整體可靠性與生產能力相適應。</p><p><b>　　3.2 采煤機</b></p><p>　　

58、（1）采煤機選型原則</p><p>　　1）適合特定的煤層地質條件，并且采煤機截深、截割高度、功率計牽引方式等主要參數選取合理，有較大的適用范圍。</p><p>　　2）滿足工作面生產能力要求、</p><p>　　3）采煤機技術性能良好，工作可靠度高，保護功能完善。</p><p>　　4)采煤機使用、檢修、維護方便。</p>

59、;<p>　?。?）選取采煤機時考慮的因素</p><p><b>　　1）煤層的硬度。</b></p><p><b>　　2）煤層的厚度。</b></p><p><b>　　3）煤層的傾角。</b></p><p><b>　　4）頂底板性質。&l

60、t;/b></p><p><b>　　(3) 選型計算</b></p><p>　　由工作面的原始數據知道2303工作面的年產量是2.2Mt，年工作</p><p>　　日為330天，日產量為6666.7t/d，采煤機選擇應與工作面生產能力相適應，采用采煤機的平均割煤速度為基本參數，采煤機采用雙滾筒電牽引采煤機，采用端部斜切進刀方式雙向

61、割煤，采煤機平均落煤能力可采用以下公式計算：</p><p>　　式中：Qm——采煤機落煤能力，t/h；</p><p>　　A——工作面日產量，6667t/d；</p><p>　　B——采煤機滾筒截深，0.6m；</p><p>　　C——工作面回收率，取97%；</p><p>　　L——工作面長度，198m;&

62、lt;/p><p>　　Ls——刮板輸送機彎曲段長度，30m；</p><p>　　Lm——采煤機兩滾筒中心距，取18m；</p><p>　　K——采煤機日開機率，根據經驗取60%；</p><p>　　H——采煤機割煤高，3.0 m；</p><p>　　Hf——放頂煤厚度，平均取4.3m；</p>&l

63、t;p>　　Lf——工作面頂煤長度，188m；</p><p>　　Cf——放頂煤回收率，取86%；</p><p>　　γ——煤的容重，1.46t/m3；</p><p>　　Td——采煤機反向時間，取5min。</p><p><b>　　代入數據得：</b></p><p><b

64、>　　335t/h</b></p><p>　　2）采煤機平均割煤速度</p><p>　　根據采煤機的平均生產能力計算采煤機的平均割煤素的，公式如下：</p><p>　　式中：Vc——采煤機平均割煤速度，m/min，其它參數意義同前；</p><p><b>　　代入數據得：</b></p&g

65、t;<p>　?。?.12m/min</p><p>　　由于采煤機在采煤過程中，煤層的賦存情況并不是固定不變的，所以采煤機的實際落煤量和割煤速度是隨機的，因此，在選擇采煤機時，采煤機的最大速度較平均速度應有一定的富裕量。</p><p>　　采煤機的最大割煤速度：</p><p><b>　　Vmax＝KVc</b></p

66、><p>　　式中：K——采煤機不均衡系數，取1.4；</p><p>　　Vmax＝1.4×2.12＝2.97m/min</p><p>　　采煤機的最大割煤能力：</p><p>　　Qmax＝KcQ </p><p>　　Kc－采煤機不均衡系數，取1.4；</p><p>　　代入

67、數據得：Qmax＝KcQ=1.4×335=469t/h</p><p><b>　　采煤機截割功率：</b></p><p>　　N＝60B·H·Vnax·Hw</p><p>　　式中：N——采煤機截割功率，KW；</p><p>　　Hw——采煤機能耗指數，取0.76kw

68、83;h/m3</p><p>　　B——采煤機得截深，取0.6m；</p><p>　　H——采煤機的截割高度，取3.0m;</p><p>　　Hw——采煤機能耗系數，取值2.76；</p><p>　　N=60×0.6×3×2.97×0.76=245kw；</p><p>

69、　　根據以上計算，考慮煤層厚度、夾矸情況，并利用礦方現有設備，采煤機型號利用MGTY300∕730—1.1D電牽引采煤機，截割滾筒電機功率為2×300。</p><p>　　1—滾筒;2—搖臂減速器；3—固定減速器；4—電動機；5—牽引部；6—底托架</p><p><b>　　其技術特征如下表：</b></p><p>　　MGTY

70、300/730—1.1D采煤機型號含義</p><p><b>　　M——煤機</b></p><p><b>　　G——滾筒</b></p><p><b>　　TY——太原</b></p><p>　　300——截割功率300kW</p><p>　

71、　730——裝機總功率</p><p>　　1.1——電壓等級1140v</p><p><b>　　D——電牽引</b></p><p><b>　　工作面日推進度為：</b></p><p>　　式中：S——工作面日進度，m；</p><p>　　Q——工作面日產量，66

72、67t/d；</p><p>　　L——工作面長度，198m；</p><p>　　M——工作面平均采高，取7.33m；</p><p>　　γ——煤的容重，1.46t/m3；</p><p>　　c——工作面回采率，取97%</p><p>　　工作面循環(huán)進尺為0.6m，日循環(huán)數n為：</p><

73、p>　　取工作面日循環(huán)數為6個，工作面日進度3.6m，年進度為1188m。</p><p>　　3.3刮板輸送機的選型</p><p>　?。?） 刮板輸送機選型原則</p><p>　　1）刮板輸送機的輸送能力應大于采煤機的最大生產能力，一般可取1.1倍。</p><p>　　2）要根據刮板鏈的符合情況確定鏈條數目，根據給定煤質硬度選

74、擇鏈條結構形式，煤質較硬、塊度較大時，優(yōu)先選用邊雙鏈；煤質腳軟時可選用單鏈或雙中鏈。</p><p>　　3）輸送機中部槽的結構，一般選用開底式，封底式主要用于較軟的底板條件下，中部槽寬度尺寸盡可能選用通用尺寸，并考慮能與采煤機托架和行走機構尺寸相匹配。</p><p>　　4）傳動裝置的布置方式，電動機臺數和鋪設長度方面，通常選用多電機驅動，一般四臺。</p><p&

75、gt;　　（2） 刮板輸送機選型計算</p><p>　　采煤機相配套。對于前刮板輸送機，輸送機的運輸能力應不低于采煤機的最大割煤能力，后刮板輸送機在選擇時，前后刮板輸送機之間的配套取決于采煤工作面的采放比。三號煤層的平均厚度為7.33m，采煤機的切割高度為3.0m放煤高度為4.33m采放高度比為1﹕1.44。</p><p>　　后刮板輸送機的運輸能力應與放煤能力相適應，根據采放平行作業(yè)

76、的要求，工作面平均放頂煤速度為：</p><p>　　式中：Vf—工作面平均放頂煤速度，m/min；</p><p>　　Lf——工作面放頂煤區(qū)段長度，198m；</p><p>　　L——工作面的長度，188m；</p><p>　　Ls——刮板輸送機變曲段長度，35m；</p><p>　　Lm——采煤機兩滾筒中心

77、距，取18m；</p><p>　　td——采煤機的反向時間，取5.0min；</p><p>　　tdt——工作面端頭作業(yè)時間，取40.0min；</p><p>　　T1——工作面放頂煤輔助工序時間，取30.0min；</p><p>　　Vc——采煤機最大割煤速度，2.97m/min。</p><p>　　則：=

78、1.55 (m/min)</p><p>　　工作面平均放頂煤能力為：</p><p>　　Qf=60HfBCfγ(1+Cg)Vf</p><p>　　式中：Qf——工作面平均放頂煤能力，t/h；</p><p>　　Hf——放頂煤高度，4.33m；</p><p>　　B——采煤機滾筒截深，0.6m；</p&g

79、t;<p>　　Cf——放頂煤的回收率，取86%；</p><p>　　γ——煤的容重，1.46t/m3；</p><p>　　Cg——放頂煤的含矸率，取86%；</p><p>　　Vf——工作面平均放頂煤速度，1.55m/min。</p><p>　　則：Qf=60×4.33×0.6×0.86&

80、#215;1.46×(1+0.1)×1.55=334(t/h)</p><p>　　后刮板輸送機能力為：</p><p><b>　　Qh≥KfKyQf</b></p><p>　　式中：Q——工作面平均放頂煤能力，t/h；</p><p>　　Kf——工作面放頂煤不均勻系數，取1.3；</p&

81、gt;<p>　　Ky——運輸方向及傾角修正系數，取1.2。</p><p>　　Qh≥1.3×1.2×334=521(t/h)</p><p>　　根據上述計算，考慮設備的結構強度、剛度、維修管理、企業(yè)現有設備等因素，工作面前后刮板輸送機型號都選用 SGZ-764/500型，運輸能力900t/h，電機功率為2×250kw。另外應該考慮在前刮板輸

82、送機的前側加裝產煤板，以便把底板浮煤掉入刮板輸送機中，避免浮煤的堆積影響運輸機的移動和損壞零部件，提高運行的可靠性。同時在后刮板輸送機后側可以拖一個皮帶機以提高放頂煤回收率</p><p>　　1—機架擋板；2—機頭傳動部；3—機尾傳動部；4—刮板鏈；</p><p>　　5—中部槽；6—過度槽;7—過度鏟板；8—推</p><p><b>　　技術特征表

83、</b></p><p>　　SZG－764/500型刮板運輸機的含義</p><p><b>　　S——輸送機</b></p><p><b>　　Z——中雙鏈</b></p><p><b>　　G——刮板</b></p><p>　　7

84、64——中部溜槽寬度</p><p><b>　　500——裝機功率</b></p><p>　　3.4 支護設備液壓支架選型</p><p><b>　　液壓支架選型準則：</b></p><p>　　1）液壓支架選型必須考慮的主要地質和采礦條件;</p><p><

85、b>　　直接頂穩(wěn)定性類型；</b></p><p>　　基本頂級別及相應礦壓參數（初次和周期來壓步距，來壓時載荷。直接頂厚度）；</p><p>　　底板類別及相應力學參數；</p><p>　　截高、煤層強度、節(jié)理方向，煤層厚度變化；</p><p>　　煤層傾角和工作面推進方向；</p><p>

86、　　瓦斯等級和必要通風斷面等。</p><p><b>　　一般選型順序</b></p><p>　　根據直接頂、基本頂、底板類型初步選定基本架型</p><p>　　考慮上述諸因素，選定具體結構，包括頂梁、底座、側護結構等。</p><p>　　根據提供的地質條件和礦壓顯現參數，計算支架必需的支護強度和相應額定工作阻力

87、。</p><p>　　考慮頂底板含水層條件，驗算支架對底板比壓或載荷強度。</p><p>　　本礦井首采的3號煤層，直接頂板的巖性為砂質泥巖。頂板易管理，該頂板屬于Ⅱ級2類，按照《緩傾斜煤層采煤工作面頂板分類》（MT554-1996）對支護的有關規(guī)定，以及其它礦相似條件的高產高效放頂煤工作面的經驗，結合國內外支架發(fā)展現狀，確定采用支撐掩護式液壓支架。</p><p&

88、gt;　　3號煤層為綜采放頂煤開采，其中采煤機割煤高度3m，設計確定支架的最大采高應在3.6m以上，最小高度以滿足運輸要求為宜。</p><p>　　根據目前國內綜放工作面觀測結果，支架承受的壓力一般不大于分層開采時頂分層的壓力，而且基本頂來壓也有所降低，兩者基本相差不大。</p><p>　　支架支護強度的計算：</p><p><b>　　支撐高度的確

89、定</b></p><p>　　H大 = m + s</p><p>　　式中 H大 — 最大支撐高度，m</p><p>　　m — 采煤機割煤高度，3.0m</p><p>　　s — 偽頂和浮煤冒落高度，0.2m</p><p>　　H大 = 3+0.2=3.2m</p>

90、<p>　　根據回歸經驗公式：</p><p>　　qH=9.768KM0.21γ2</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　qH—支護強度，Pa；</p><p>　　K—備用系數,1.3；</p><p>　　M—煤層最大高度，取7.33m；</p&g

91、t;<p>　　γ2—頂板巖石容重，取26kN/m3。</p><p>　　qH =9.768KM0.21γ2=9.768×1.3×7.330.21×26=518Pa=0.5MPa</p><p>　　根據實測數據回歸計算放頂煤支架的支護強度為0.5MPa。</p><p>　　按估算法確定支架支護強度</p>

92、<p>　　支架支護強度按下列計算</p><p>　　g=Kd(g冒+g頂)</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　g—支架支護強度，kN/m2；</p><p>　　Kd—動載系數，取1.5；</p><p>　　g冒—冒落帶自重應力，g冒=r1h；&l

93、t;/p><p>　　M—工作面采高，3m；</p><p>　　δ—巖石初期碎脹系數，1.2；</p><p>　　R1—上覆巖層容重，2.6mt/m3；</p><p>　　g冒=10×26000=260000N/m3；</p><p>　　g頂—頂煤自重應力，</p><p>　　g

94、頂=Mdr2=4.33×1.46×1000×9.8=61954N/m2；</p><p>　　Md—放頂煤厚度，1.46m；</p><p>　　g=1.5×(260000+61954)=0.48Pa</p><p>　　根據估算法計算支架支護強度為0.49MPa。</p><p>　　通過上述兩種方法

95、計算，取其最大者為0.5MPa，即要求所選液壓支架支護強度應不低于0.5MPa的頂板荷載。</p><p>　　按估算法確定支架支護強度</p><p>　　支架支護強度按下列計算</p><p>　　g=Kd(g冒+g頂)</p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　g—支架

96、支護強度，kN/m2；</p><p>　　Kd—動載系數，取1.5；</p><p>　　g冒—冒落帶自重應力，g冒=r1h；</p><p>　　M—工作面采高，3m；</p><p>　　δ—巖石初期碎脹系數，1.2；</p><p>　　R1—上覆巖層容重，2.6mt/m3；</p><p&

97、gt;　　g冒=10×26000=260000N/m3；</p><p>　　g頂—頂煤自重應力，</p><p>　　g頂=Mdr2=4.33×1.46×1000×9.8=61954N/m2；</p><p>　　Md—放頂煤厚度，1.46m；</p><p>　　g=1.5×(260000

98、+61954)=0.48Pa</p><p>　　根據估算法計算支架支護強度為0.49MPa。</p><p>　　通過上述兩種方法計算，取其最大者為0.5MPa，即要求所選液壓支架支護強度應不低于0.5MPa的頂板荷載。</p><p>　　支架的工作阻力P1：</p><p>　　P1=Qh(L+C)A=4056KN</p>

99、<p>　　式中：qH—0.5MP；</p><p>　　L—支架頂梁長為4.4m；</p><p>　　C—梁端距為0.4m</p><p>　　A—支架中心距為1.5m；</p><p><b>　　支架的初撐力P2：</b></p><p>　　P2=0.75×P1=2

100、.7KN</p><p>　　根據支架支護強度的計算及上面的論述，借鑒國內外經驗，設計選用低位放頂煤液壓支架，型號為ZF5400/17/32，其支護強度為0.68Mpa＞0.50Mpa，符合要求，也能適應3號煤層最大厚度時頂板載荷對支架阻力的要求。技術特征見下表：</p><p>　　支撐掩護式液壓支架技術特征</p><p>　　ZF5400-17-32液壓支架型

101、號含義</p><p><b>　　Z——支架</b></p><p><b>　　F——放頂煤</b></p><p>　　5400——工作阻力5400KN</p><p>　　17——支架最低高度17dm</p><p>　　33——支架最大高度33dm</p>

102、;<p>　　按照要求選擇過渡支架為ZF5600/20/33支撐掩護式低位放頂煤過渡支架（反四連桿） .主要參數： 支架最大高度3300mm，支架最低高度1700mm。</p><p>　　第四部分 順槽設備選型</p><p>　　4.1 膠帶輸送機選型</p><p><b>　　膠帶輸送機選型原則</b></p>

103、;<p><b>　　（2）選型計算</b></p><p>　　給定條件：2303運輸巷運煤，巷長為1500m</p><p>　　設計運輸生產率為Q=800t/h</p><p>　　初選320kw運輸機1000s型煤礦礦用阻燃輸送帶</p><p>　　帶寬B=1m。帶速V=2m/s?？偘铅?473

104、°（8.25弧度）</p><p>　　上下托輥間距分別為Lg'=1.5m, Lg''=3m</p><p><b>　　驗算：</b></p><p>　　1.計算并驗算膠帶的寬度</p><p>　　帶的最小寬度B1 = ==0.49</p><p>　　式中

105、 B1—設計運輸能力的輸送帶寬度</p><p>　　Q —設計運輸能力，800t/h</p><p>　　K —物料斷面系數，0.458 </p><p>　　V —輸送帶運行速度，2m/s</p><p>　　ρ —貨載散集寬度，1t/m3 </p><p>　　C —運輸機傾角系數，1</p>

106、<p><b>　　對帶寬進行塊度校核</b></p><p>　　B≧2amax+200=2×400+200=1000mm</p><p>　　amax—物料的最大塊度，400m</p><p><b>　　所以帶寬滿足要求。</b></p><p><b>　　膠

107、帶運行阻力計算</b></p><p>　　膠帶每米長度上貨載的質量</p><p>　　q===111.11kg/m</p><p>　　換算到每米長度上的上下（承載，回程）托輥轉動部分的質量（沖壓座托輥）</p><p>　　Gg'=17kgGg''=15kg</p><p>　

108、　上：qg = ==11.33kg/m</p><p>　　下： = =5kg/m</p><p><b>　　重段運行阻力</b></p><p>　　Wzh = g（q+qd+qg’）l w’</p><p>　　=10（111.11+18+11.33）×1500×0.04</p>

109、<p><b>　　=84264</b></p><p>　　式中 qd — 膠帶每米的質量，18kg/m</p><p>　　W‘— 槽形托輥的阻力因數，0.04</p><p><b>　　空段運行阻力</b></p><p>　　Wk = g（qd+qg''）lw

110、''</p><p>　　= 10×（18+5）×1500×0.035</p><p><b>　　= 12075</b></p><p>　　W'' — 平行托輥的阻力因數，0.035</p><p><b>　　膠帶張力計算</b>&

111、lt;/p><p>　　按逐點計算法列出F1和F9的關系式</p><p><b>　　F1 = Fmin</b></p><p><b>　　F2 = F1</b></p><p>　　F3 = 1.04F2</p><p>　　F4 = 1.04F3=1.042F2=1.04

112、2F1</p><p>　　F5 = P4 + WR = 1.042F1 + WK</p><p>　　F6 = 1.04F5 = 1.042F1 + 1.04WK</p><p>　　F7 = F6 +WZH =1.043F1 +1.04WK + WZH</p><p>　　F8 = F9 = 1.044F1 +1.043WK + 1.04

113、WZH = 1.17F1 + 101217.29</p><p>　　按摩擦傳動力條件列出F1和F9關系式：</p><p>　　F9 = F1( 1 + ) = F1 (1+) =22.7F1</p><p>　　解得 F1= F2=4700N</p><p>　　F3 = 4888N</p><p>　　F4 =

114、5083.5N</p><p>　　F5 = 17158.5N</p><p>　　F6 = 17844.9N</p><p>　　F7 = 102108.9N</p><p>　　F8 = F9 =106690N</p><p><b>　　帶垂度與強度驗算</b></p><

115、;p><b>　　垂度驗算</b></p><p>　　按垂度要求，重載段上允許的最小張力為</p><p>　　[Fzh·min] = 5g（q+ qd） lg’cosβ</p><p>　　= 5×10×（111.11+18）×1.5</p><p><b>　

116、　= 9673.25</b></p><p>　　[Fzh·min] ＜F6, ，可見膠帶垂度滿足要求。</p><p><b>　　強度驗算</b></p><p>　　M = = = 9.7</p><p>　　Sd — 膠帶縱向抗拉強度</p><p>　　牽引

117、力和電動機功率計算</p><p><b>　　傳動滾筒牽引力</b></p><p>　　W0 =F9 － F1 ＋0.04（F9 + F1）</p><p><b>　　=106445.6</b></p><p><b>　　電動機功率</b></p><

118、;p>　　P = = 1.15× = 306kw＜320kw</p><p>　　所以輸送帶選320kw符合要求 </p><p>　　1—傳動部分；2—皮帶；3—托輥；4—儲帶裝置；5—機尾架</p><p><b>　　技術特征</b></p><p>　　DSJ100/80/2×160

119、型號含義</p><p><b>　　D——輸送機</b></p><p><b>　　S——伸縮型</b></p><p><b>　　J——鋼架落地</b></p><p>　　100——帶寬1000mm</p><p>　　80——輸送量800t/

120、h</p><p>　　2×160 —— 2臺160KW電動機 </p><p>　　4.2 轉載機和破碎機</p><p>　　為了保證割煤和放頂煤工序平行作業(yè)，工作面運輸巷設備能力應滿足架前、架后刮板輸送機同時出煤的要求，考慮到割煤和放頂煤作業(yè)的不均衡性，破碎機、轉載機的能力按下式確定：</p>

121、<p>　　式中 Qc—采煤機的平均生產能力，取335t/h；</p><p>　　Qf—工作面平均放頂煤能力，取334t/h；</p><p>　　Kc—采煤機割煤速度不均勻系數，取1.3；</p><p>　　Kf—工作面放煤流量不均勻系數，取1.3。</p><p>　　Q ≧ 335+334+=810t/h</p

122、><p>　　工作面的破碎機、轉載機如下：</p><p>　　破碎機PLM1000/110型破碎機，功率110kW，電壓1140V，破碎能力1000t/h。</p><p>　　PLM1000/110型破碎機含義</p><p><b>　　P——破碎機</b></p><p><b>