毕业设计（论文）-济宁三号井机电设备选型设计.doc

山东科技大学学士学位论文摘要针对如何提高矿井机械化水平这一亟待解决的问题，本课题着眼于矿井机电设备配套，旨在通过对矿山机电设备的合理选型和设计，使矿井生产系统实现安全、高产、高效的要求。本课题在了解矿井概况的基础上，研究综采工作面设备、中央排水系统、通风设备、运输和提升设备的选型和设计。通过筛选实习过程中收集到的原始资料，加以整理，参照煤矿安全规程的相关要求确定出相关设备的各项具体参数，进行相关验算，确定设备布置和关系，利用变频、plc等技术对电控系统进行科学设计本课题通过对矿山机电设备合理的选择与维护、机械化设备的科学使用，对提高煤炭企业的经济效益和促进经济社会可持续发展，都具有重要的现实意义。关键词：煤矿；设备；矿井机械化；选型；配套；全套图纸加扣3012250582 ABSTRACTMine mechanization level on how to improve the problems to be solved, this issue focuses on electrical and mechanical equipment supporting mine to mine through the electrical and mechanical equipment on the rational selection and design, mine production system to achieve safe, high yield, high efficiency requirements.Overview of the subject in the understanding of mine, based on research equipment mechanized mining face, the central drainage system, ventilation equipment, transportation and upgrading of equipment selection and design. Internship through the screening process the raw data collected, arranged and reference Coal Mine Safety Regulations relevant requirements of the related equipment to determine the specific parameters of the related checking, determine the equipment layout and the relationship between the use of frequency, plc and other technology scientific design of electronic control systemsThe issue on mine electrical and mechanical equipment selection and maintenance of a reasonable, scientific and mechanized equipment used to improve the economic efficiency of coal enterprises and the promotion of economic and social sustainable development, has important practical significance.Keywords: coalpi; equipment; mine mechanization; selection; matching;目 录1矿井概况51.1矿井地理位置及井田分布51.2煤层赋存情况、顶底板条件51.3水文地质情况91.4瓦斯、煤尘、自燃发火等参数111.5掘进方式121.6主副井系统131.7主运输系统151.8辅助运输系统151.9矿井供电系统161.10生产管理系统162综采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222.4采煤机选型计算262.5液压支架选型372.6刮板输送机选型492.7乳化液泵站572.8 喷雾泵站的选型计算612.9采煤工作面供电设备623运输与提升设备选型设计633.1原始数据633.2选型计算643.3皮带能力验算643.4采区通用带式输送机选型703.5电机车运输计算824 多绳摩擦提升机选型设计904.1设计依据904.2主井提升容器的计算914.3钢丝绳的选择计算944.4提升机计算选择964.5提升机对井筒相对位置的计算984.6提升系统变位质量的计算1014.7提升运动学计算1044.8防滑验算1124.9提升动力学计算1164.10提升电动机容量验算1194.11提升电耗和效率的计算1205通风机设备选择设计1225.1具体任务1225.2选型的原始资料资料1225.3选择风机1236排水设备选型设计1276.1煤矿安全规程对主排水设备的要求（摘录）1276.2任务和必须的资料1286.3设计选型步骤1287专题1407.1掘进工作面设备选型计算1407.2 S7-200系列可编程控制器功能概述1647.3矿用主通风机动叶片的强度校核183参考文献197致谢198附录一 文献翻译199IV1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,隶属兖州煤业股份有限公司，设计生产能力500万吨每年，设计服务年限81年，井田总面积105.05km 。济三煤矿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，东西二测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断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，往南逐渐转成东北向向北西倾伏的单斜构造。 图 1.1 济三煤矿位置图1.2煤层赋存情况、顶底板条件截止2007年底，全矿井储量(111和122,均为3上、3下煤)20070.5万吨，按2006年核定的700万吨/年的生产能力，储量备用系数曲1.4，估算得本矿井尚可服务21年，按原储量类型划分标准，截止2007年底，全矿井可采储量38527.5万吨，估算本矿尚可服务39年。 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3上、3下、6、10下、12下、15上、16上及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上、3下及16上、17煤层，平均总厚7.36m，占可采煤层总厚的71.3%。又以3上、3下煤层两层厚度较大，平均厚度达6.22m，占可采煤层总厚的60.2%。3上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0.60，13.32m，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。表1.1工作面位置及井上下关系表 煤层名称煤3下水平名称-518水平采区名称十六采区工作面名称163下02c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。 表1.2 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。 表1.3煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶中砂岩25.3230.9528.13灰白色，成份以石英为主，次为长石，含少量暗色矿物，分选性好，粘土质胶结，具交错及斜层理，较坚硬，完整性好，f=810。直接顶粉砂岩01.020.55浅灰色，成份以石英为主，夹较多暗色矿物，泥质胶结，夹薄层状细砂岩，f=46。伪 顶直接底泥岩03.301.52深灰色，下部以粉砂岩为主，向上泥质含量逐渐增多，波层状，水平层理，遇水膨胀，f=24。老 底细砂岩及粉细砂岩互层15.6320.8618.26细砂岩：灰白色，参差状断口，粘土质胶结，中下部夹有薄层粉砂岩，呈互层状，具水平层理，f=68。粉、细砂岩互层：浅灰色灰色，以粉砂岩为主，微波状层理发育，稍具裂隙，方解石充填， f=46。1.3水文地质情况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552.5m/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。1.3.1含水层分析直接充水含水层：3下煤顶板砂岩含水层，岩性以中、粉砂岩为主，局部夹粉细砂岩互层，含裂隙水，富水性不均一，以静储量为主，有突发涌水特点。间接充水含水层：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。煤3下顶板距上侏罗统底部砂砾岩含水层距离为107.7180.8m，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。1.3.2涌水形式工作面东临163下02工作面（已回采），西临163下03工作面 （已回采）。163下02工作面回采期间最大涌水量为30m3/h，正常涌水量515m3/h，163下03工作面回采期间最大涌水量为25m3/h，正常涌水量12m3/h。163下02采空区共有2个积水区，163下02c胶顺掘进期间已疏放，共疏放水量23168m3，目前仍有2个探孔出水，水量5m3/h。预计163下02c工作面回采期间涌水形式为顶板淋水及采空区涌水，以采空区涌水为主。1.3.3涌水量1、预计方法：工作面充水条件与163下02工作面相类似，视为同一水文地质单元，故采用相关因素比拟法预计涌水量。2、涌水量预计：比拟因素：煤厚、回采面积、工作面正常涌水量。计算公式： 参数选取：163下02工作面回采时正常涌水量15m3/h；：163下02工作面回采面积440210 m2；：163下02工作面煤3下平均厚度4.77m；S：163下02c工作面回采面积96814m2；h：163下02c工作面煤3下平均厚度4.07m。涌水不均匀系数的确定：K=Q最大/Q正， 163下02工作面正常涌水量Q正=15m3/h，最大涌水量30m3/h， K=2.0。计算结果：163下02c工作面正常涌水量：Q正 ：2.8m3/h，Q最大= KQ正= 5.6m3/h 。3、涌水量确定163下02c为“孤岛”工作面且回采过程中受顶板砂岩水影响，该含水层富水性不均一，有突发涌水的特点；另163下02采空区动态补给水量为5m3/h，综合考虑确定工作面正常涌水量1030m3/h，最大涌水量50m3/h。1.3.4、涌水对回采工作面的影响前已述及，工作面在回采过程中主要受3下煤顶板砂岩水的影响，有突发涌水可能，涌水形式为顶板淋水及采空区涌水，对回采有一定影响。1.4瓦斯、煤尘、自燃发火等参数（矿井瓦斯及涌出量、煤层发火自燃周期、煤层及爆炸指数）矿井瓦斯相对涌出量为0.2510.67 m/t，绝对涌出量为2.816.807 m/min，矿井CO2相对涌出量为0.42，1.48 m/t，绝对涌出量为6.9111.447 m/min。采区和工作面瓦斯最大相对涌出量为0.955.37 m/t。本矿井属低瓦斯矿井。 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。 各煤层的原样着火温度在322353C间。还原样和氧化样的着火点之差为43C，从不自然发火到很易自然发火的煤均有。 本井田内-650m水平以浅，一般不会出现高温热害；-650m900m水平之间，温度一般高于31C而小于37C，为一级高温区；-900m水平以深地温一般大于37C，属于二级高温区。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以深的二级高温区，需采取人工制冷降温，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。表1.4 瓦斯煤尘等参数 瓦 斯低 瓦 斯煤 尘有爆炸危险性，爆炸指数41.15%煤的自燃有自然发火倾向，发火期36个月地 温正常1.5掘进方式1.5.1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。 图1.2 综掘机切割顺序图1.5.2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YT-26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主副井系统1.6.1 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4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500万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。1.6.2 副井提升概况 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。 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:40S1.7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。1.8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。1.9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电源分别来自邹城电厂和济宁电厂。 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。1.10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综采工作面设备选型计算2.1 采煤工作面设计163下02c综放工作面位于十六采区中部，东临163下02采空区，西临163下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。 工作面位置及井上下关系如表2.1所示。 表2.1 工作面位置与井上下关系表2.2 采煤工艺2.2.1采煤工艺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落煤方法1）、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。 图2.1 采煤机斜切进刀示意图（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。2）正常割煤正常割煤长度为135.5m，采煤机正常牵引速度4m/min，双向割煤，截深0.8m。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。3）放煤单轮顺序放煤，采放平行作业，一刀一放，放煤步距0.8米。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。放煤结束后将后部刮板输送机拉移到位。初次放煤为工作面顶煤冒落后开始放煤，距停采线10m时停止放顶煤，为工作面撤除创造条件。采煤工作面两端头使用插板撕网的方式将端头支架上方顶煤放出。表2.2 工 作 面 工 艺 过 程 及 技 术 要 求 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。2.2.3工作面正规循环生产能力135.50.84.071.3686.2%517.2t式中：W工作面正规循环生产能力，t；L工作面平均长度，m；S工作面循环进尺，m；h工作面设计采高，m；r煤的容重，t/m3；C回采率，%。2.3 采煤设备配套要求2.3.1生产能力配套 1）采煤机生产能力与工作面生产任务要求相适应； 2）工作面刮板输送机的输送能力应大于采煤机的生产能力； 3）装载机的输送能力要大于工作面输送机的实际运输能力； 4）破碎机的破碎能力与工作面生产中可能出现的大块煤，岩等状况相适应； 5）带式输送机的输送能力应大于转载机的输送能力； 6）液压支架的移架速度与采煤机的牵引速度相适应； 7）乳化液泵站输出压力与流量应满足液压支架初撑力及其动作速度要求。2.3.2性能配套 1）输送机的结构形式及附件必须能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，自开缺口，以及是否连锁控制等）。 2）输送机的中部槽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。 3）采煤机的采高范围与支架最大和最小结构尺寸相适应，采煤机截身与支架的推移步距相适应。2.3.3相关尺寸配套 采煤机依靠工作面输送机导向并在其上移动，而工作面输送机与液压支架又互相为支点移架和推溜，因此三者的相关尺寸应能协调。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见图2.2。图2.2 液压支架、采煤机、刮板输送机几何关系示意图 从顶板管理角度出发，支架前柱到煤壁的无立柱空间宽度越小越好。无支柱宽度的计算如公式（2.1）所示： 式（2.1） 式中 无立柱空间宽度，；截深，；煤壁与铲煤板所留间隙，以防采煤机在输送机弯曲段工作时滚 筒切割铲煤板，一般为100200；支柱前柱与输送机电缆槽之间的间隙，以防输送机倾斜时前柱 挤压电缆和便于司机安全操作，一般b200400；支柱前柱倾斜时的水平投影值，；输送机宽度，；铲煤板宽度，视其结构和作用而定；当铲煤板兼作采煤机滚 轮支撑导轨时宽度要大一些，一般f=150-240；输送机中部槽宽度，由输送机型号确定；电缆槽和导向槽的宽度，一般a=500。支柱前柱到梁端的顶梁悬臂长度L按公式（2.2）计算： 式（2.2） 式中 梁端到煤壁的距离，即端面距。一般端面距为200400， 煤层薄取小值，煤层厚取大值。支架最小高度H按公式（2.3）计算： 式（2.3） 式中 采煤机机身高度，输送机高度和采煤机底托架高度h之和，采煤机机身高度，输送机高度和采煤机底托架高度h之和，其中采煤机底托架高度应保证机身下部空间大于过煤高度E，一般E250300； 采煤机机身上部空间高度，； 支架顶梁高度，。 1）几何关系要求 （1）从安全角度出发，工作面无立柱空间愈小愈好； （2）为防止移架后支架前柱与电缆相碰和采煤机司机的人身安全，前柱与电缆槽之间必须留有间隙X=150200mm，人行宽度应大于700mm； （3）梁端距一般为150300mm（薄煤层可取小值），用来防止滚筒切割顶梁； （4）推移千斤顶行程应比采煤机截深大100200mm； （5）保证过煤高度大于250300mm（薄煤层时允许为160200mm），以便煤流顺利从采煤机底托架下通过； （6）过机高度一般应大于200mm，以使采煤机在最小截割高度、底板起伏不平及顶板下沉时，能顺利从顶梁下通过。 2）其他要求 （1）煤层倾角大于10时，必须在采煤机上设防滑装置，倾角大于16时不想安装液压安全绞车； （2）煤层倾角大于16时（大采高支架工作面倾角小于10）输送机必须设置防滑锚固装置； （3）煤层倾角大于18（大采高支架工作面倾角大于10），支架必须带有防滑及调架装置； （4）必须综合考虑综采设备的各部分连接强度和刚度； （5）综合考虑工作面与平巷的联接方式，巷道断面及布置，通风对设备配套要求等问题。2.4采煤机选型计算2.4.1 采煤机类别及适应性交流变频调速电牵引采煤机广泛应用交流变频调速技术，依靠交流变频调速装置改变交流电动机的供电频率和供电相序，来实现电动机转速的调节和转向的变换。交流变频调速比直流调速技术更先进，工作更可靠。采煤机要求煤层顶板中等稳定，地板起伏不大，不过于松软，媒质硬或中硬，能截割一定的矸石夹层。适应于与相应的液压支架，各种型号工作面运输机配套，实现综合机械化采煤或放顶煤综采。2.4.2 采煤机的选型原则及主要技术要求 (1）根据煤的坚硬度选型 (2）根据煤层厚度选型 (3）根据煤层倾角选型 (4) 根据顶底板性质选型2.4.3 采煤机的设计参数 (1)采煤机的生产能力 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 式（2.4） =2720t/h式中 H工作面平均截割高度，此处H=3.5m； J截深，此处取J=0.8m； vq采煤机截煤时的最大牵引速度，此处取vq =12m/min； =煤的实体密度，此处取=1.35 t/m3。 采煤机的实际生产率比理论生产率低得多，特别是采煤机的可靠性对生产率影响明显。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 式（2.5）=1030t/h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0.50.7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。取0.63 (2）采高 工作面采用综合机械化采煤方式，采用单一倾斜长壁后退式采煤法，一次采全高，最大采高4.8m，最小采2.2m，平均3.5m。 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0.10.3 m。为保证采煤机正常工作，截割高度H范围为 式（2.6）=4.3m 式（2.7） =2.6m (3）截深 采煤机滚筒切入煤壁的深度称为截深，它与滚筒宽度相适应。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，也是与支护设备配套的一个重要参数。 截深与截割高度有很大关系。截割高度较小，工人行走艰难时，采煤机牵引速度受到限制，为了保证适当的生产率，宜用较大的截深。反之，截割高度很大时煤层容易片帮，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。当被截割的媒体处于压张区内时，截割功率明显下降。为了充分利用煤层压张效应，考虑实际情况，截深取0.8 m。可有效减少液压支架的移架次数，提高生产率。 (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。 取滚筒直径d=2.0 (5）卧底量下切深度（也叫卧底量）是滚筒处于最低工作高度时，滚筒截割到工作面输送机中部槽底以下的深度，要求一定的下切深度以适应工作面调斜时割平底板，或采煤机割到输送机机头和机尾时能割掉过渡槽的三角煤。 (6）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，提高块煤率，出现了滚筒低速化的趋势。滚筒转速对滚筒截割和装载过程的影响都比较大，但是对粉尘生成和截齿使用寿命影响较大的是截割速度而不是滚筒转速。根据实际情况，并参考有关资料，取定截割速度5m/s。(7）牵引速度牵引速度就是采煤机沿工作面移动的速度，它与截割电动机功率、牵引电动机功率、采煤机生产率的关系都近似成正比。牵引速度的上限受电动机功率、装煤能力、液压支架移架速度、输送机运输能力等限制。牵引速度是影响采煤机生产率的最主要参数。牵引速度有两种，一种是截割时的牵引速度，另一种是调动时的牵引速度。前者由于截割阻力是随机的，变化较大，需通过对牵引速度的调节来控制电动机的功率变化范围和大小，通过自动调速使电动机功率经常保持近似恒定或防止过载；后者为减少调动时间，增加截割时间，速度较高。根据-设计要求，采煤机截割时的牵引速度为12 m/min。(8）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，也无必要。电牵引采煤机都采用无链牵引，装机功率都在300W以上。根据设计要求，经过计算，其牵引力340 kN。(9)装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎机电动机、液压泵电动机、喷雾泵电动机等所有电动机功率的总和。装机功率越大，采煤机适应的煤层越坚硬，生产率也越高。装机功率P与比能耗Hw和理论生产率Qt有关，即 式（2.9） =1030 kW式中 P装机功率，kW； Qt采煤机理论生产率，t/h； Hw采煤比能耗，坚硬煤取0.35 kWt/h取Hw=0.25 比能耗越小，截割功率和牵引功率越小，装机功率也越小。比能耗与牵引速度近似成反比，呈双曲线关系，牵引速度增大到一定值时，比能耗最小，块煤率也更高，煤尘更少，生产率也更高，称为最佳截割性能。2.4.4 采煤机的型号和主要技术参数采煤机的型号是MG400（450）/940（1040）-WD型电牵引采煤机，其技术特征如下：（1）、 适应煤层 采高范围 ( m ) 2.04.6 适应倾角 () 15(35) 煤质硬度 f 4（2）、 总体 装机功率(kW) 940 机面高度(m) 1.5311.945(配不同运输机) 机面宽度 (m) 1.500 摇臂回转中心距 (m) 7.790 摇臂回转中心距底板高度 (m) 1.392 滚筒水平中心距 (m) 12.810 过煤高度 (m) 0.678 空顶距 (m) 2.718 卧底量 (m) 0.4070.613 摇臂摆角() 上42；下21 最大生产能力(t/h) 2050 整机重量(t) 60（3）、 牵引 牵引形式： 机载交流变频调速销轨式 冷却： 内部强迫冷却，润滑 牵引速度(m/min)：7.12/12.8；8.69/14.5 牵引力(KN)：748/440；616/369（4）、 截割 摇臂形式： 整体弯摇臂 冷却： 壳体水套冷却， 内部强迫冷却润滑 截深(m)： 0.80； 1.0； 配套滚筒转速、直径、截割速度、卧底量、采高等参数如下表所示。表 2.3 配套参数 线 转 速 （ r / min） 速 度（ m / min）直径（m）403529卧底量 (m)采高(m)2.004.193.663.040.3874.642.244.694.13.40.5074.762.505.234.583.80.6374.89（5）、 液压 调高系统压力(MPa)： 18.0 制动器解锁压力(MPa)： 1.7 额定流量(l/min)： 41 过滤精度(m)： 20（6）、 电动机 截割电机 型号： YBCS4-400 功率(kW)： 2400 电压(V)： 3300 牵引电机 型号： YBQYS2-55A 功率(kW)： 255 电压(V)： 380 泵站电机 型号： YBRB-30（G） 功率(kW)： 30 电压(V)： 3300（7）、 主控 控制方式: 微机控制 显示方式：大屏幕PLC 显示内容：正常工作时采煤机主要参数轮翻显示；故障时原因显示及自动保护。 （8）、操作及布置： 中