毕业论文——济宁三号井煤矿机电设备选型设计

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 conditions, 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 three 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 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 machinery 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 thus enhance the system controlKey words: mine overview； mine coal face equipment ；fluid machinery ；ransport machinery.目录1矿井概况11.1矿井地理位置及井田分布11.2煤层赋存情况、顶底板条件21.3水文地质情况31.4矿井开拓系统41.5煤层开采方式与掘进方式61.6矿井自然灾害情况81.7主副井系统121.8主运输系统131.9辅助运输系统141.10矿井供电系统151.11生产管理系统152采煤工作面设备选型计算172.1采煤工作面设计172.2采煤工艺182.3采煤设备配套要求202.4采煤机械选型计算222.5支护设备选型设计352.6刮板输送机选型计算502.7乳化液泵站592.8喷雾泵站的选型计算622.9采煤工作面供电设备632.10采煤工作面安全管理663运输设备选型计算693.1可伸缩皮带机的设计693.2采区带式输送机选型783.3运输大巷电机车选型设计914矿井提升设备选型1024.1提升方案的确定1024.2多绳摩擦式提升机提升机选型设计1065矿井通风设备选型计算1385.1原始资料1385.2通风设备参数设计1396矿井排水设备选型计算1446.1设计原始资料1446.2选择排水系统1446.3预选水泵的型式和台数1456.4排水管路的确定1486.5计算管路特性1517专题1597.1掘进工作面设备选型计算1597.2八级磁力站时间原则控制绕线式异步电动机转子串电阻起动1807.3支杆强度的校核196参考文献219致谢221附录一222附录二227IV1矿井概况1.1矿井地理位置及井田分布 济宁三号煤矿位于山东省济宁市任城区境内，西北距济宁市14km，东北距兖州市32km；本区交通方便，铁路、公路及水路运输均很发达。铁路有兖（州）新（乡）铁路通过济宁市，向东32km至兖州站，与京沪线相接，向西在菏泽东站与京 运河将建成为南北水上运输的主要航道，见图1.1。隶属兖州煤业股份有限公司，设计生产能力500万吨/年，设计服务年限81年，井田总面积105.05平方公里。图1.1 济宁三号煤矿交通位置图 济三井田位于南北向的济宁地堑构造内，位于济宁煤田的中南部。东西二侧分别为南北向的区域性断裂孙氏店断层和济宁断层，井田内侧断层则以受此区域性断裂控制的南北向断层为主。井田的褶曲形态北部以宽缓褶曲为特点，往南逐渐转成北东向、向北西倾伏的单斜构造。1.2煤层赋存情况、顶底板条件 济三井田煤系赋存特点是，东部及东南部浅，西部深。由北至南为一近南北走向、向西倾伏逐渐转成北东走向向西倾伏的单斜构造。浅部具宽缓褶曲的特点，形成次一级的向背、斜构造。地层倾角平缓，一般在59度左右，唯东部孙氏店支一断层西侧，因受断层牵引影响，倾角局部变陡。在5至7剖面线处可达18度以上。井田内褶曲构造因地层倾角平缓，褶曲幅度又不大，所以形态不甚明显。 井田含煤地层平均总厚为250m，可采煤层有、6、15、16及17共八层，平均总厚10.32m，含煤系数为4.1%。其中主要可采煤层为3、3及16、17煤层，平均总厚7.36m，占可采煤层总厚的71.3%。又以3、3煤层两层厚度较大，平均厚度达6.22m，占可采煤层总厚的60.2%。 3煤顶板主要为灰白色粉砂岩，厚0.3227.35m，局部有厚0.504.39m的粉砂岩与细砂岩直接顶和厚0.160.65m的泥岩或粉砂岩伪顶。岩性、厚度变化较大，为浅水三角洲平原分流河道沉积，其横向变化也比较大，分布特点是呈现透镜状。粉砂岩抗压强度为54MPa，普氏硬度为6.3，根据顶板岩性和抗压强度，参考岩层厚度、层理、构造、裂隙和硬度等综合指标，将3上煤顶板划分为不稳定中等稳定顶板。 底板以泥岩、粉砂岩为主，抗压强度为31.048.3MPa，多为不坚固岩石。东南部分布有厚0.100.55m的泥岩、铝质岩伪底。底版为不稳定底版。3下煤顶板以中砂岩、粉砂岩、细砂岩为主，厚0.4860.00m。粉砂岩顶板主要分布在首采区东部、中部和西部，其他较大面积顶板为砂岩。伪顶分布较零散，主要为泥岩和粉砂岩伪顶，厚0.100.45m，伪顶之上的直接顶板主要为中、细砂岩，厚0.7429.65m。抗压强度平均值：粉砂岩为54MPa，细砂岩为77.2MPa，中砂岩为67.6MPa。 底板以泥岩、粉砂岩为主，抗压强度为31.0MPa-48.3MPa,多为不坚固岩石，东南部分布有吼0.10-0.55m的泥岩、铝质岩伪底，底板为不稳定底板。 3煤顶板以砂岩、粉砂岩、细砂岩为主，厚0.48-60m。粉砂岩顶板主要分布在首采区东部、中部和西部，其他较大面积顶板为砂岩。伪顶分布较零散，主要为泥岩和粉砂岩伪顶，厚0.10-0.45m，伪顶之上的直接顶板主要为中、细砂岩，厚0.74-29.65m。抗压强度平均值：粉砂岩为54AMPa，细砂岩为77.2MPa，中砂岩为67.6MPa。 底版在矿井北部多分布中等坚固的泥岩，厚0.406.65m；首采区中部底板细砂岩、粉细砂岩互层，其中粉砂岩厚0.6011.90m,粉细砂岩互层厚0.6013.32m，湖区及南部地区为粉砂岩、沙质泥岩底板。泥岩底板为中等稳定底板，细砂岩、粉细砂岩互层底板为稳定底板，粉砂岩、沙质泥岩底板为不稳定中等稳定底板。1.3水文地质情况 井田内主要河流有京杭运河、泗河、幸福河及氵光氵府河等，它们以湖盆为中心，分别流入南阳湖。京杭运河位于井田西部，从北部至7线西侧流入南阳湖，最高水位标高36.67m，汛期最大流量626m3/s(1964年9月6日)，旱季流量变小，乃至干涸。氵光氵府河位于井田北部，自北向南至辛店西侧流入南阳湖,河床宽约400m，汛期最大流量400m3/s(1964年9月1日)，旱季流量减小乃至干涸，东部及南部尚有幸福河及泗河等，均为季节性河流。 煤矿为第四系覆盖下的隐蔽井田，开采3上，3下煤的直接冲水含水层为3煤顶底部砂岩、三灰以及上侏罗统下部砂砾岩含水层，间接充水含水层为第四系下组。侏罗系底部砂砾岩含水层，岩性以中细砂岩为主，局部含砾岩，正常情况下，覆岩导水裂隙波及不到侏罗系底部砂砾岩含水层。上述含水层富水性等级见错误，未找到引用源，可见，矿井直接充水含水层富水性属中等极弱，补给条件以露头补给为主，有一定的补给水源，但补给条件一般。 根据20012007年的矿井涌水量观察资料，矿井年平均涌水量为335.6m/h，矿井最大涌水量为552.5 m/h（2001年12月）。矿井涌水量主要来源为3煤定底部砂岩裂隙水、上侏罗统下部砂砾岩裂隙-孔隙水，以巷道、工作面淋水、小股水流及采后涌水等形式涌出。预计未来矿井正常涌水量为593 m/h，最大涌水量为806 m/h。1.4矿井开拓系统 济三煤矿井田范围大，煤层埋藏深，自东向西埋深逐渐加大（3001000m），且井田深部区域(-700m)以下位于南阳湖下。根据煤层赋存条件和地面存在较大湖泊特点，矿井采用立井分区域开拓方式，沿倾斜方向以八里铺西断层和c119断层连线为界将井田划分为东西两区域。东西两个分区没有个自的辅助井筒，负责各分区的进回风和辅助提升任务，井下已采煤炭则由设在东区的主井集中提升到地面，形成煤炭集中提升的分区域开拓部署特色。东区地表为陆地区，煤层埋藏浅，上组煤都集中在700m以上，厚度大，储量丰富勘探程度高，地面建井条件好，见图1.2。 图1.2 开拓方式示意图 济宁三号煤矿分两个水平开采,第一水平1-518m开采东区,第二水平1-880m暂定,开采西区.因现为开采第一水平时期,现将第一水平东区情况简介如下:东西自东向西分成三个区段.第一区段从井田东部边界孙氏店断层到F8断层,第二区段从F8断层到八里铺东断层;第三区段从八里铺东断层到八里铺西断层和3下煤层-700m待高线.东西大巷以北4.7km划分为两段.这样上组煤共划分为9个采区,其中北部6个,分别为北1北2、北3、北4、北5、北6，南部3个，人别为南一、南二、南三，采区，采区走向长2.03.5km,倾斜宽为2.04.0Km西区暂以南北向断层和东西大巷为界，划分为四大块段，其走向长约5.0km倾斜宽为2.03.0km。在井田中部沿煤层倾斜方向布置一组贯穿整个井田的倾斜大巷，在大巷的南北两侧直接布置条带式回采工作面，3下煤层采用综采放顶煤采煤法，3上煤层采用长壁式一次采镐采煤法。矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、回风立井。主井井筒位于矿井工业场地，圆形断面，净直径= 7.5 m，净断面面积44.18 m2，担负全矿井的煤炭提升任务。副立井位于矿井工业场地，担负全矿井的人员、材料、设备和矸石的提升任务，为矿井的主要进风井。进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径= 6.5m，担负全矿井回风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口。辅助运输大巷和主运输大巷基本沿3下煤层底板布置，与3下煤层底板相距20m，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏，一般25，辅助运输大巷局部8，主运输大巷上仓段局部10。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度220mm，辅助运输大巷铺设混凝土底板，厚度220mm。大巷沿煤层倾向布置，沿东西方向，均贯穿井田，大巷为两岩一煤；辅助运输大巷和主运输大巷布置在岩层中，局部半煤岩及煤巷，均沿底板掘进，回风大巷在煤层中，沿煤层顶板掘进，局部半煤岩及岩巷。1.5煤层开采方式与掘进方式1.5.1开采方式 主采煤层选用综放开采工艺，倾斜长壁全部垮落一次采全高的采煤方法。工作面的推进方向确定为后退式。根据工作面的关键参数选用配套设备：液压支架ZFS6200/18/35、 SL300（AC）电牵引采煤机、刮板输送机SGZ1000/1050、 SZZ-1000/375型转载机、PCM110型破碎机、SSJ1000/2160型带式输送机。采煤机截深0.8m，其工作方式为双向割煤，追机作业，工作面端头进刀方式。工作面用先移架后推溜的及时支护方式。1.5.2掘进方式（1）截割顺序采用EBZ132型综掘机掘进。截割顺序：整个巷道断面共分两次割出。截割前首先按照中（腰）线画出轮廓线，检查上循环巷道尺寸，综掘机截割头从迎头左下部进刀，按左右由下而上的顺序割出毛巷道，再根据中线及断面尺寸切割巷道周边，割出荒断面，巷道底板要割平，将底部泥岩割掉（500mm）。顶帮不完整时先切割顶帮较完整一侧，见图1.3。图1.3 综掘机切割顺序示意图（2）打眼机具采用MQT-120A型风动锚杆钻机，B19长1.2m、2.3m的六棱中空钢钎配29mm的钻头打顶部锚杆眼并安装，1.5m的六棱中空钢钎组合、配28mm的钻头打顶部锚索眼并安装；帮部使用MQT-50B型支腿式风动锚杆帮机，1.9m的麻花中空钢钎配30mm钻头打帮部金属锚杆眼并安装。肩窝及帮部遇岩石时采用YT26型风钻、长1.8m、B22六棱中空钢钎配合30mm柱齿钻头打锚杆眼。1.6矿井自然灾害情况1.6.1瓦斯全矿井甲烷最高含量为2.01cm3/g燃(C10-6号孔3下煤层)，最大甲烷成份65.20%(C8-7号孔3下煤层)，按煤层顺序自上而下有增大趋势。甲烷和二氧化碳占瓦斯成份的42.30%。余之为氮气和少量的重烃等气体，瓦斯成份主要为浅部的N2CO2带和之下的N2CH4带，见表1.1。表1.1 煤层瓦斯成份和含量数煤层采样深度(m)最浅最深瓦斯含量cm3/g燃最 大平 均瓦斯成份%最 大平 均CH4CO2CH4CO2N23上468.88891.441.270.560.760.4345.3219.2828.2816.3279.6264.403下423.38797.762.010.652.120.6265.2021.2053.2220.5693.4158.2416上308.90940.161.880.783.410.7862.8220.3750.6920.0091.1959.6317739.07879.031.600.860.790.6931.3223.7734.7222.9666.0453.25 本矿井虽属隐蔽煤田，但由于煤层在成煤时期原始生成的瓦斯量遭到大量排放，残留在煤中的瓦斯很小。煤系地层沉积后，又受到长期各种风化营力作用的影响，特别是在各煤层露头附近和浅部地区，煤层瓦斯遭受风化更重，因此，形成了以氮气二氧化碳带为主，次为氮气沼气带，也有少量氮气带和混合带的瓦斯风化带。根据邻区矿井资料，推断本矿井应属低瓦斯矿井，但须在生产中进行实测、化验，以防局部瓦斯富集。1.6.2煤尘矿井内各煤层的火焰长度均大于380mm，扑灭火焰的岩粉量3590%，原煤可燃基挥发份平均值都大于37%，根据挥发份(Vdaf)和固定碳计算的煤尘爆炸指数，山西组煤38.21%，太原组煤44.26%。各煤层均有煤尘爆炸危险性，见表1.2。表1.2 煤层煤尘爆炸指标试验成果表 煤 尘煤层火焰长度(mm)岩粉量(%)结 论3上400670(10)559070.5(10)有爆炸危险3下380700(20)359075.3(19)有爆炸危险6630670(2)85(2)有爆炸危险10下500750(5)709081(5)有爆炸危险12下400700(6)608574.2(6)有爆炸危险15上400740(11)609075(11)有爆炸危险16上400750(18)659078.8(18)有爆炸危险17400750(17)609079.7(16)有爆炸危险1.6.3煤的自燃 矿井内各煤层的原样着火温度在322353间。还原样和氧化样的着火点之差（T）143，从不自燃发火到很易自燃发火的煤均有，平均资料表明，各煤层主要为不易自燃发火的煤，见表1.3。表1.3 煤层自燃发火指标试验成果表煤 层原 样（）氧 化 样（）还 原 样（）T （）自燃发火等级结 论3上323353326（14）298341325（14）334355344（14）84319（14）（1）（3）（5）（5）很易自燃不自燃3下326350338（32）315340330（31）335355346（32）12716(39)（1）（20）（11）易自燃不自燃6333341337(3)315332326(3)339347342(3）92516（2） （1）不易自燃不自燃10下327332330(6)305326317（7）330340336（7）142518.9（7）(7)不易自燃12下318339331(8)294330313（8）332347341（8）174427.3（8）（1） （2）（5）很易自燃不易自燃15上323338331（10）295330315（10）327342335（10）94019.3（10）（1）（8） （1）易自燃不自燃16上326345335（19）310338323（19）332353340（19）83017.1（19）（1）（14）（4）易自燃不自18）311336322（18）330350341（17）72417.1（18）（16） （2）不易自燃不自燃1.6.4煤的爆炸指数 采区内S23孔统计资料，各煤层煤尘爆炸性试验结果，3上煤层火焰长度变化于410700mm之间，扑灭火焰的岩粉量为18.5；3下煤层火焰长度变化于430690mm之间，扑灭火焰的岩粉量为18.2。16上煤层火焰长度大于400mm，扑灭火焰的岩粉量为95；17煤层火焰长度大于400mm，扑灭火焰的岩粉量为95。两个指标与全矿井基本一致，据2001年矿井测定，煤尘爆炸指数为41.15%，结论：强爆炸。故本采区各煤层均有煤尘爆炸危险性，在生产中应当引起高度重视，必须采取通风、洒水等有效措施，预防煤尘爆炸。1.6.5地温 本矿井平均地温梯度为2.44/百米，属地温正常区。煤层局部存在一、二级高温区。无热害地区，只需一般通风降温即可。-650m-900m等高线之间的一级高温区，应采取综合降温措施。-900m以深二级高温区，须采取人工制冷降温，以保证井下作业人员的身体健康和仪器设备的良好工作状态。1.7主副井系统1.7.1主井提升状况 济三煤矿主井为立井提升，净直径7.5m。主井塔内相对安装两台德国生产的四绳摩擦轮提升机，南北布置非标准底卸式4绳22t箕斗2对，配等重尾绳，交流电动机拖动，南、北车均为闸晶管变流，计算机控制。缩短一次提升循环时间：将一次循环时间缩短为97.8秒。（缩短了运行时间，加宽了溜槽，进气管直径由1.0寸改为1.5寸，提高了闸门开闭速度。）2009年主井提升能力核定为700万t/a。主导轮直径：4000mm，额定功率：3200kW最大静张力：69t最大静张力差：22t最大提升速度：14m/s提升高度：592.5m。1.7.2副井提升状况 济三矿副井为立井提升，净直径8.0m。井口东西两侧分别布置2绳落地式摩擦轮提升机，采用交流同步发电机组，由触点继电器控制。低速直流电动机直接拖动。西车为1.5t双层四车窄型罐一对；东车为1.5t双层四车宽型罐和平衡锤。2004年副井东、西车总提升能力核定为795万t/a。主导轮直径：4000mm，额定功率：2000kW最大静张力：64t最大静张力差：13t最大提升速度：10m/s提升高度： 556m。提升循环时间：108s每循环休止时间：40s1.8主运输系统本矿井开拓系统简单，具有如下特点：（1）大巷沿煤层倾斜布置与上下山基本合二为一，主要运输大巷分东、西、北部三条；（2）初期大巷运距短2km，后期大巷运距约为56lm，巷道倾角多为-510；（3）顺槽巷道长度一般小于3km，与大巷基本上直接相接；（4）采区布置集中生产能力增大，单工作面均衡生产能力达700t/h以上，瞬时生产能力可达1500t/h左右。 适应以上特点的大巷主要运输方式和设备有带式输送机运输和矿车运输。根据井下开拓和采区不知设计，主要运煤系统按东、西、北三区考虑，东和北部运输大巷设计运输量各按一个综采放顶煤工作面考虑，小时运量1500t。西部运输大巷前期按一个高产高效工作面考虑，后期担负全矿井产量，小时运量2500t。同时，各半煤岩巷掘进量也直接进入相应煤流系统，由于各工作面全部实现了综采、综掘机械化，为适应其高产、高效特点，运输设备均采用钢绳芯带式输送机，以满足能力大，运行安全可靠，维修工作量小，能确保矿井正常生产的要求。1.9辅助运输系统 根据井下3个回采工作面，7个煤巷掘进工作面和2个岩巷掘进头的开拓部署，估算在正常情况下每日运送各种设备及型钢支架、背板、金属网、锚杆、坑木、水泥、砂石、油脂、阻化剂等材料总运量均为220t，每日运出矸石约250t，每班运送人员约为184人，正常生产时的加权平均运距为3.022km，矸石运输为2.3km。综采工作面和掘进工作面设备搬迁，其年总运量约为16400t，一年中搬迁的总次数约为19次，平均每19.2天有一次，不拿钱货物的加权平均运距约为2.99km。 本矿井绝大多数巷道沿煤层开拓，煤层底板多为细粉砂岩、泥岩和粘土岩，粘土岩有浸水膨胀导致巷道底臌和变形的弊端。初期东部辅助运输巷道长约1700m，坡度05.3，西部辅助运输巷道长约1500m，坡度06.3，北部辅助运输巷道长约2340m，坡度05，顺槽辅助运输巷道的长度一般在17002360m，坡度035，个别地段达11；工作面长度170200m左右。结合经几年来国内外矿井辅助运输设备的使用及发展趋势，采用无轨胶轮运输系统。1.10矿井供电系统 根据应经审批的济宁东部矿区开发可行性研究报告及济宁二号矿井初步设计的供电系统，本矿井110kV电源引自济宁二号矿井100 kV集中配电站。该配电站位于本矿井北面，距离12km，电源引自电力部门接庄220/110/35kV变电所。接庄变电所主变压器容量为120MVA、200/110/35kV二台，主要为本矿区供电，其220kV电源分别来自走成电厂和济宁电厂。 矿井电源按由济宁二号井集中配电站供电设计。但由于本矿井井型大，自动化程度高。为减少中间环节，确保矿井供电的安全可靠性，济宁三号矿井采用最合理的供电方案是直接从接庄变电所出两回110kV线路单独向本矿供电。1.11生产管理系统 济宁三号煤矿设有正、副矿长，分别管理生产、安全、技术和机电，除此之外就是其他安全管理人员的设置：安监科长、生产技术科长、通风科长、机电科长、采煤队长、掘进队长、运输队长、综合安监员、采煤安监员、通风安监员、机电安监员、运输安监员。五个特殊工种：分别为瓦斯员、安全员、爆破员、主提升司机、井下电钳工。矿井作业方式实行“三八”工作制，即每日三班，每班8小时，2.5个班生产，半个班检修。工作面实行采放平行作业，每天按10个循环组织生产，循环进尺0.8m。2采煤工作面设备选型计算2.1采煤工作面设计02c综放工作面位于十六采区中部，东临02采空区，西临03采空区，为“孤岛”工作面，该工作面设计停采线南距北区回风巷巷中80m，切眼中心线南距北区回风巷巷中826m，见表2.1。表2.1 工作面位置及井上下关系煤层名称煤3水平名称-518水平采区名称十六采区工作面名称16302c地面标高（m）+33.33 +33.4 +33 .36 工作面标高（m）- 652.4 - 632.2-642.3地面的相对位置工作面地表位于工业广场西北部，东西介于南阳湖农场四分场与高庄、坞庄之间的农田。回采对地面设施的影响回采对地面设施无影响。井下位置及相邻关系位于十六采区中部，东临163下02工作面（已回采），西临163下03工作面（已回采），该工作面设计停采线南距北区回风巷巷中80m，切眼中心线南距北区回风巷巷中826m。推进长度(m)742.4工 作 面面 长(m)135.5面积（m）96814工作面煤层情况见表2.2表2.2 工作面煤层情况煤层情况煤层厚度（m）2.36.44.07煤层结构简 单煤层倾角（）063可采指数1变异系数(%)25.32稳定程度较稳定回采煤层为山西组3下煤层，结构简单，属半亮型煤，层状构造，贝壳状平整状断口，玻璃光泽，f=12。工作面东南部煤层相对较厚，西北部受冲刷影响变薄，最薄处为2.3m。平均煤厚4.07m，为较稳定的厚煤层。工作面北部赋存3上煤层，南部为冲刷区，3上煤层厚01.10m，与3下煤层间距31.0037.95m，平均34.68m。煤质情况Mad（%）Aad（%）Vdaf（%）Qb,ad（MJ/kg）FCad（%）St,ad（%）Y（mm）工 业 牌 号2.5111.5637.2428.9553.980.5811.90QM45低灰、低硫，高发热量气煤，为炼焦配煤。 2.2采煤工艺2.2.1采煤方法十六采区是以走向长壁采煤法布置的采区。十六采区采用北区辅运巷、北区胶带巷、北区回风巷三条开拓巷道布置的方式，分别与矿井北部三条开拓巷道（北部辅运巷、北部胶带巷、北部回风巷）沟通，形成采区的辅助运输、煤流运输、通风等生产系统。 163下02c工作面采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法。工序过程：割煤移架推移前部输送机、放煤拉移后部输送机。双滚筒采煤机割煤，采高2.80.2m，割煤截深0.8m。2.2.2采煤机进刀 端头自开缺口斜切进刀，进刀长度30m，进刀深度0.8m。 具体操作如下： （1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，在煤机后方推移刮板运输机，使得刮板运输机弯曲段为20m后，将两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至距顺槽30m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。按要求推移刮板运输机至平直状态。（2） 将两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。（3） 割完三角煤以后，将两个滚筒的上下位置调换，采煤机空机返回，进入正常割煤态。见图2.1，表2.3图2.1 采煤机斜切进刀示意图表2.3 16302c工作面工艺过程及技术要求表工序名称质量特征技 术 要 求割 煤割煤方式双向割煤，截深800mm，端头自开缺口斜切进刀，进刀长度30m。采高均匀割煤高度2.80.2m。顶 底 板割底厚度100mm，无台阶，不丢底煤；无伞岩，掉顶高度300mm。煤 壁煤壁成直线。移 架移架顺序追机移架、立即支护，移架步距800mm；移架滞后煤机后滚筒315m，需要时可在煤机机身处移架或拉移超前支架。支架齐直支架齐直成线，偏差50mm，中心距偏差100mm。支 架 正支架与顶底板垂直，歪斜度5。顶 梁 平最大仰角7，相邻支架错差不超过主顶梁侧护板宽度的2/3。支架不挤、不咬，架间空隙200mm。推前溜推溜顺序在移架后滞后移架15m顺序推移，推移步距800mm。溜子平直上下弯曲度3；溜子直偏50mm；弯曲段20m。转载接煤前机头高度250mm；底链不拉回煤。放 煤放煤方法单轮顺序放煤：放煤在移架后滞后10个支架，放出煤流中含矸量大于1/3时关闭放煤口，停止放煤。当放煤口遇大块煤堵塞时，可伸缩插板、上下摆动尾梁，以便大块煤放出。放煤插板打开后，放煤工除做好放煤口喷雾降尘工作外，应特别注意顶煤流动情况，放完煤后关闭放煤口，并确保过煤高度不小于500mm，再进行下架放煤工作放煤步距采放平行作业，一刀一放，放煤步距800mm。拉后溜拉移循序后部在放煤后滞后放煤架10m顺序拉移，拉移步距800mm。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 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，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 Qt=60HJvqt/h （2.1）式中 H工作面平均截割高度，m，此处H=2.8m； J截深，m，此处取J=0.8m； vq采煤机截煤时的最大牵引速度，m/min，此处取vq =5m/min； =煤的实体密度，t/m3处取=1.35 t/m3。代入式（2.1）得Qt=602.80.851.35=907.2t/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=0.60.6907.2=337.5t/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)Htmax=5.76.0 Hmin=(1.11.2)Htmin=2.52.7采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法，采高m。 （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，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0.652.6m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2.0m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