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薄煤层ML-280用含CAD图纸和说明书 螺旋 采煤 设计 煤层 ML 280 CAD 图纸 说明书

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内容简介：

一台螺旋钻采煤机设计毕业设计主要内容和要求：内容：螺旋钻采煤机总体方案的设计 工作机构的优化设计 螺旋钻头专题研究要求：4张零号图纸 设计说明书一份 英文翻译不少于3000字设计参数为：截割阻力2132KW，钻头转速5560r/min 推进速度020m/min,后退速度03.5m/min 推进力390KN，拉力290KN，钻头直径为625mm，725mm,825mm三种型号。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：螺旋钻采煤机是近年引进的用于极薄煤层，实现工作面无人开采的新装备，该项技术在我们还是空白。螺旋钻采煤机的关键技术是工作机构的设计，曾新海同学选择的“ML280型螺旋钻采煤机工作机构的设计”作为毕业设计的课题，对螺旋钻采煤机进行了系统的设计研究，在对总体方案进行了论证的基础上，对其工作机构进行了优化设计，并编制了相应的优化设计程序，且取得良好的效果。在完成毕业设计任务书要求的同时，对工作机构的螺旋钻头进行了专题研究，首次建立了螺旋钻头的运动学和力学模型，并实现了螺旋钻头实际工况的三维计算机动态模拟，其结果已用于指导生产实际，且研究有深度。学术水平高，此外，该生基础理论扎实，知识面广，建模能力、计算机和应用能力及解决实际问题的能力均很强，且工作量大，建议申请优秀毕业设计。成 绩： 优 指导教师签字：杜长龙 2005 年 6 月 20 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：该课题主要针对极薄煤层实现工作面无人开采而设计，目前国内未解决此技术难题。该同学基础理论扎实，在毕业设计过程中对课题的工作机构建立了相关的运动学和动力学模型，进行了优化设计，并实现了螺旋钻头实际工况的三维计算机动态仿真，防止了三螺旋钻头在工作过程出现干涉现象，该生具有较强的解决实际问题的能力，工作量大。论文的创新点在于优化设计模型的建立及动态仿真，为实现螺旋钻采煤机的国产化奠定了理论基础。论文写作规范，是一篇难得的优秀毕业设计。建设在理论仿真基础上进行部分实验室试验，为今后研制该装备提供相关试验数据。同意进行毕业答辩。建议成绩优秀。成 绩： 优秀 评阅教师签字：朱真才 2005 年 6 月 23 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：本课题研究方法科学，技术路线先进，在薄煤层采用螺旋钻无人工作面开采技术填补了国内空白，具有广泛的发展前景。在本毕业设计中，该生能够运用数学知识和本专业知识，以计算机为工具，对采煤机工作机构进行了优化设计，建立了钻头的力学模型和运动方程，并给出了截齿的布置方案，本论文工作量大，质量高，思路新颖，体现了该学生具有较高的学术水平和扎实的数理功底，同时该生在国际和国家大学生数学建模中获均得过一、二等奖，在毕业设计中该学生能够把数学建模灵活运用机械设计中去，体现了该生具有较强的解决实际问题能力和工程应用能力，更体现其创新能力和严谨的科学研究思维。同意进行毕业答辩，建议成绩优秀。成 绩： 优秀 评阅教师签字：黄加兴 2005 年 6 月 24 日中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答1、钻杆螺旋扭转刚度如何保证？2、工作当中镐型截齿损坏如何检测、更换？3、如何检测分辨煤层、岩石？4、工作中如果出现火花，如何解决？5、工作中螺旋钻杆若被矸石夹住，如何解决？6、采深确定的依据是什么？7、整机的刚度如何保证？8、液压缸的波动精度如何保证？9、说明书P39分析弯矩图？10、设计油箱时，油箱容积波动50L波动是如何含义？答辩委员会评语及建议成绩：该课题主要是针对极薄煤层工作面实现无人开采提出的新型采煤机械。毕业设计对工作机构建立了相应的运动学和动力学模型，进行了优化设计，实现了钻头工况的计算机模拟。工作量饱满图纸及说明书质量高。反映该生基础理论扎实，具有解决实际工程问题的能力，报告清晰，回答问题准确。建议成绩优秀答辩委员会主任签字： 王启广 2005年 6月 26日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本毕业设计由一般设计和专题设计两大部分组成，主要设计思想是以本机械专业知识为基础的最优化设计。一般设计部分主要是对螺旋钻采煤机的工作机构进行的优化设计，本文所设计的ML280螺旋钻采煤机，首先通过对螺旋叶片的受力分析和钻杆的输送能力进行的设计，建立了以螺旋钻杆输送能力最佳为目标函数的优化模型，对螺旋钻的参数化进行的设计，并且取得了非常好的效果，同时本文结合本机械专业知识和参考机械设计手册，对钻头的转动齿轮和推进液压缸进行了设计。专题部分的设计着眼于对螺旋钻头的设计，通过对煤层性质的分析，以截煤理论和力学知识为基础，建立了钻头的运动学模型和动力学模型，本专题主要是对截齿的干涉和螺旋钻头的截煤能力进行研究，并建立以截割能耗最底为目标函数的优化模型，对截齿的布置进行最优化设计，通过计算机MATLAB和LINGO编程求得截齿的布置参数；同时在PRO/E软件下对模型进行了模拟，以观察钻头的干涉情况。关键词： 螺旋钻采煤机；螺旋钻头；干涉；优化设计ABSTRACTThis diploma winning design is contained two parts, one part is general designs and the other part is dissertation. The thought of my paper is optimum design what base on my major profession.The general part is optimum design on the mainly work organization which drive the twist drills to cutting the coal, the shearder designed in this paper ML280. First through analysis the stress of the screw blade and the capability of the auger stem, setting up optimum model which objective is making the transportation capability maximizing, then can gained the parameter of the auger stem. This model has achieved excellent effect. This text combines the professional knowledge of mechanical engineering and the enchiridion of mechanical engineering designed drive wheel gear and the hydraulic pressure system.The dissertation is focus on the auger bit studying, through analysis the character of coal seam, and base on the theory of excavate coal and dynamics, then establish the model which objective is making the cutting power cost minimizing, then compile the MATLAB and LINGO programs the resolve this problem, and get the parameter of the way of auger bits collocation. At the same time check the validity of by PRO/E software, in order to observed the auger bit interference status.Keyword: shearder; auger bits; interference; optimum design1 绪论1.1采煤机的发展史20世纪40年代初，英国和前苏联相继研制出了链式采煤机，这种采煤机是通过截链截落煤，在截链上安装有被称为截齿的专用截煤工具，其工作效率低。同时德国研制出了用刨削方式落煤的刨煤机。50年代初，英国和德国相继研制出了滚筒式采煤机，在这种采煤机上安装有截煤滚筒，这是一种圆筒形部件，其上安装有截齿，用截煤滚筒实现落煤和装煤。这种采煤机与可弯曲输送机配套，奠定了煤炭开采机械化的基础。这种采煤机的主要缺点有二点：其一是截煤滚筒的高度不能在使用中调整，对煤层厚度及其变化适应性差；其二是截煤滚筒的装煤效果不佳，限制了采煤机生产率的提高。进入60年代，英国、德国、法国和前苏联先后对采煤机的截割滚筒做出革命性改进。其一是截煤滚筒可以在使用中调整其高度，完全解决对煤层赋存条件的适应性；其二是把圆筒形截割滚筒改进成螺旋叶片式截煤滚筒，即螺旋滚筒，极大地提高了装煤效果。这两项关键的改进是滚筒式采煤机称为现代化采煤机械的基础。可调高螺旋滚筒采煤机或刨煤机与液压支架和可弯曲输送机配套，构成综合机械化采煤设备，使煤炭生产进入高产、高效、安全和可靠的现代化发展阶段。从此，综合机械化采煤设备成为各国地下开采煤矿的发展方向。自70年代以来，综合机械化采煤设备朝着大功率、遥控、遥测方向发展，其性能日臻完善，生产率和可靠性进一步提高。工矿自动检测、故障诊断以及计算机数据处理和数显等先进的监控技术已经在采煤机上的到应用。1.2我国采煤机的发展展望依靠科技进步，推进技术创新，开发高产高效矿井综合配套技术是我国煤炭科技发展的主攻方向，根据世界采煤机发展潮流和煤炭科技前沿最新消息，我国采煤机应在以下方面进行攻关研究，尽快赶上世界水平。1.2.1大功率、大截深电牵引采煤机的进一步研究为了满足高产高效矿井发展的需要，增产减员，增产减面，实行合理化集中生产，拟研制截割功率2X500KW2X600KW，总装机功率1200KW1500KW以上，截深0.8m1.0m的高效电牵引采煤机；电机横向布置，框架式结构，无底托架，交流变频调速，供电电压3300V以上；强力型无链牵引系统，具有高牵引速度和牵引力；配用机载增压水泵和吸尘滚筒，操作方便，控制、保护齐全，性能良好。1.2.2大功率采煤机的工况监测、故障诊断与控制系统的研究高可靠性大功率采煤机是实现高产高效矿井合理集中生产的根本保证，采用机载计算机监测，故障诊断及自动控制系统是提高大功率采煤机可靠性和利用率的重要途径，通过开发采煤机监测传感器和机载计算机系统，以及地面中心站的故障诊断和维修管理专家系统，实现多参数工况监测和井下、地面两极预报型故障诊断及维修管理专家系统等机电一体化技术，使采煤机的技术水平、工作能力得以大幅度提高，保证高效连续生产。1.2.3应用高新技术，严格管理，提高可靠性衡量一个国家的采煤机的技术水平，首先应对其机械设备的先进行、品种、质量、可靠性、适应程度以及寿命等加以分析。我国是一个发展中国家，改革开放以来，采煤机得到了很大的发展，但生产的质量、寿命、高新技术的应用、科学管理等与世界煤炭工业发达国家相比，还存在较大的差距，国外采煤机有关部件的设计寿命是：齿轮12500h，轴承20000h30000h，电机绝缘寿命4400h，滚筒可产煤300万吨。综合工作面采煤机一般都装有自动控制、诊断、数据传输、无线电遥控装置，不仅操作方便，而且能通过诊断装置预先发现故障并及时排除。我国采煤机的齿轮、轴承、滚筒、电机等主要部件的设计寿命均低于国外水平。采煤机大部分不具有监控、诊断保护功能，不能预报诊断故障，不能保证采煤机经常处于正常状态。我国要求采煤机出150万t200万t煤而不大修，实际上与要求还有距离。 为了满足高产高效综采工作面快速割煤提高生产力的需要，克服液压牵引的繁杂，电牵引采煤机是采煤机发展的一个趋势。与目前最先进国外采煤机相比，国内电牵引采煤机在总体参数性能方面尚有较大差距，某些关键部件的性能、功能、适应范围还有待完善和提高，尤其是无线监测、故障诊断及预报、信号传输与采煤机自动控制、传感器等智能化技术和机械部件的可靠性、寿命与国外相比差距甚大。根据我国煤炭生产要求和采煤机发展趋势以及针对国内电牵引采煤机存在的差距，今后主要研究内容如下：进一步完善和提高交流变频调速系统的可靠性。重点完善和提高系统装置抗震、散热和防潮性能；研究可靠的微机电气控制系统，重点提高采煤机机电控制系统的抗干扰、抗热效应的能力；开发或增强电控系统的监控功能，重点研究故障诊断与专家系统、工况监测、显示与信息传输系统、工作面采煤机自动运行控制系统、自适应变频电路的漏电监测与保护技术、摇臂自动调高系统等；开发四象限运行的矿用交流变频调速装置，使采煤机能适应较大倾角煤层开采的需要；开发单机功率600KW,总装机功率1500KW的大功率电牵引采煤机；电牵引采煤机的可利用率、可靠性和寿命的研究。1.3螺旋钻采煤机的概述螺旋钻采煤法在我国刚刚起步，主要用于薄煤层开采，它属于一种无人工作面开采方法。工人在支护条件良好的巷道中工作，彻底地改变了薄煤层回采工人在工作面内爬行的工作状况，安全有了可靠的保障。螺旋钻采煤机是在用于露天开采的螺旋钻机的基础上逐步改造成型的。自20世纪70年代开始，原苏联在这方面做了大量的研究试验工作。乌克兰在原有的基础上研制出2种新型的螺旋钻采煤机，并推备批量生产形成规模。螺旋钻采煤机可以从巷道两侧双向钻孔采煤，不需要辅助的转载设备便可回收落煤。新汶矿务局也准备从国外进口螺旋钻采煤机，用于开采薄煤层。螺旋钻采煤法的关键设备是螺旋钻采煤机。乌克兰研制了H1D/-M型螺旋钻采煤机，在该机型基础上又研制出2种新型的螺旋钻采煤机。这2种型号螺旋钻采煤机的工作原理、结构和开采工艺基本相同，都采用电机主传动、液压推进的工作方式，并由主机、钻具、多功能操作台、单轨吊、支撑液压千斤顶、钻机行走腰带、接长和叠放螺旋钻杆的装置、液压泵站和风机等组成。变量液压泵，用于驱动钻架座和退钻座的移动机构、钻机固定机构和定位机构，以及移动和操纵钻机。该机工作时，用设在机架四角4个液压千斤顶支撑在巷道的顶底板间，用来支撑钻机；另外用2个副向液压千斤顶承受钻进时的推力。钻机由履带行走机构在巷道内移动。螺旋钻采煤机的工作机构是螺旋钻具，它由钻头和成对的螺旋钻扦组成。钻具部分可根据不同的开采和地质条件安装2-4个钻头，平行地钻进2-4个钻孔，并能部分地破碎各钻孔间的煤枝。这样钻孔的宽度可从1.14m调整到2.77m，使它的效率和煤炭资源回收率得以提高。钻具上装有5种传感器，分别监控钻孔内的瓦斯浓度、钻头旋转扭矩、钻孔间的煤柱、钻孔导向、钻头与煤层顶底板岩层间隙等情况，并通过多功能控制装置实现集中控制，较好地解决了钻孔的导向、孔内的瓦斯稀释和喷雾防尘等问题。在高瓦斯矿井，在钻机推进过程中螺旋钻杆将通风和喷水的软管系统带入钻孔内，并用单独的局部扇风机向孔内压入新鲜风流，用喷水管在钻孔内喷雾，使钻孔内的瓦斯浓度和粉尘含量达到安全标准。螺旋钻杆包括顶端螺旋、直线螺旋和连接部分。螺旋钻杆的最大螺旋叶片直径为480mm，可与直径625nm的钻头相匹配。用直径725和825mm的钻头时，在中间段的钻杆上应安装可拆卸的刮板。装设这些刮板后，在螺旋钻杆的叶片与孔壁之间存在间隙的情况下也能将煤从钻孔中指出来。螺旋钻采煤机的工作效率除了与开机钻孔时间有关外，还同钻孔深度有关。影响螺旋钻采煤机钻孔深度的主要因素是推力、动力和钻孔的倾斜。乌克兰的科研人员将英国collins采煤机与螺旋钻机结合起来,将collins采煤机的单钻头单钻杆改为三钻头双钻杆；将非动力切割改为动力切割；在钻头与推杆间增加了调整油缸，使钻头能够上下左右摆动，较好地解决了钻孔倾斜问题；同时增大了螺旋钻采煤机的推力和动力，使螺旋钻采煤机的钻进深度由原来的40m提高到70m。但由于钻杆是由1m2m的短钻杆连接而成，当钻孔深度超过30m后，钻杆连接机构之间的间隙将会导致钻杆的整体刚度降低，使钻进方向发生偏斜。为此，乌克兰顿涅茨克煤炭科学研究所研制了一种导向装置，可确保螺旋钻采煤机比较稳定地将钻孔打到设计深度。这种导向装置是在钻杆上设计一套导向支撑管，可使钻机在煤层的垂直和水平两个方向实现定向钻进。导向柱的伸缩量，可根据钻头的直径选择。为了提高螺旋钻采煤机的回收率，德国提出一种方法所示，它通过摇控装置使钻头在钻孔内偏转一定的角度，在回撤时使钻头可以继续落煤。通过摇控装置使钻具的一个钻头偏转一个角度，这样可单向扩孔落煤。另一种方法是通过摇控装置使2个钻头同时偏转，与孔中心线成角，便可双向扩孔落煤。螺旋钻采煤机附带有单轨吊，使钻杆安装、拆卸和搬运实现了机械化，减少了辅助时间，提高了它的有效利用率。螺旋采煤机包括两套分开的机组，螺旋钻机和回收机组，在操作中，它们共同来规定螺旋钻孔间煤柱的宽度。每台机组均由防爆电机带动液压泵，它们在各个机组上独立驱动所有液压功能。这种螺旋采煤机结合了许多特点，包括：螺旋钻采煤机钻进和螺旋机刮板回收同时作业，遥控操作螺旋钻机刮板的连接和拆开，液压刮板转换机构在两个机组间供刮板和截割头使用，操作中随机储备三套螺旋钻机刮板，液压操作平衡和操纵制动块及千斤顶，液压操作顶板千斤顶带自动载荷控制装置。高度低于零点九米的超薄煤层，在理论上为不可采煤层。该项技术不仅具有用人少、劳动强度低、安全系数高、资源损失小且无需支护等特点。还使全国一千多亿吨的薄煤层储量有望得到开采，具有重要的经济和社会价值。薄煤层螺旋钻无人工作面开采是指回采工作面上无人，而是由螺旋钻机全部完成工作面内的破煤、装煤、运煤等各个工序，工作面的设备检修也都在工作面以外的巷道中进行。研制人员经过对螺旋钻机的进一步改造，其爬坡、移机、调向、机组防滑等性能均有了重大改善，其安全性、稳定性和先进性在现场得到了充分验证，工效比炮采提高了10倍，直接成本每吨降低了85.7元，大大减轻了工人的劳动强度，改善了工人的作业环境1。该采煤法可广泛地应用于开采围岩较稳定的薄煤层和极薄煤层，并且可以用来开采边角煤、三下压煤和回收各种煤柱。近年来，国外许多产煤大国由于特厚煤层的开采储量日益枯竭，对螺旋钻机采煤产生了极大兴趣，螺旋钻采煤成了开采缓倾斜薄煤层最有发展前景的一种采煤方法，这项采用螺旋钻采煤的新技术用人少，工效高，可使平衡表外的储量得到开采，提高了资源利用率，延长了矿井的服务年限。该项技术采用半煤岩掘进机与螺旋钻机配套，实现了前进式采煤，利用掘进出的矸石充填钻孔，实现了洁净开采，保证了煤质，有利于环境保护。螺旋钻采煤方法科学，技术路线先进，在薄煤层采用螺旋钻无人工作面开采技术填补了国内空白，达到了国际先进水平，可在类似煤层赋存条件下的矿井中推广应用，具有广泛的发展前景。1.4螺旋钻采煤机的市场价值我国薄煤层可采储量较大，约6150M，占煤层总可采储量的19，特别是南方及需要开采解放层的局矿和一些老矿井，薄及极薄煤层必须开采，而且薄煤层、极薄煤层的煤质一般较好。如果仍采用传统的劳动密集型方式开采薄煤层，工人劳动强度大，安全威胁极大。所以应针对不同条件选用不同的机械化生产，实现技术密集型，不断降低工人劳动强度和减少劳动力，是薄煤层开采适应市场经济的基本途径。1) 螺旋钻机在国外已有40 多年的历史,随着该技术的不断改进,特别是90 年代以来实时钻孔导向和定位技术的革新,加大了钻进深度,提高了资源回收率。当边帮压煤采用露天或井工开采难以实施或不经济时,该技术已经显示出巨大的优势。2) 国外螺旋钻机的成功应用为我国露天煤矿最终边帮压煤的回收开采提供了新的技术和方法。3) 螺旋钻机技术无论从资源回收率,还是生产成本皆优越于国内现有边帮开采技术。该技术在北露天煤矿的引进,将为该技术在国内的推广起到示范作用。4) 国内不少露天煤矿已开采到或即将到最终边帮,边帮下压煤数亿吨。由于这些露天煤矿地质条件复杂且煤层顶底板强度较低,不适宜采用国内现有的边帮开采方法,也不适合连续采煤机开采,而引进螺旋钻机技术使安全和经济的回收边帮压煤成为可能,因而该技术在我国露天煤矿有着广阔的发展前景。2 设计要求及方案确定本课题设计一台旋旋钻采煤机，主要是应用于薄煤层的开采，根据螺旋钻采煤机工作情况可以确定设计要求和方案。2.1设计要求2.1.1使用条件1、 采宽：1.9052.105m。2、 采深：向上85m，向下45m。3、 准备巷道净断面不小于11.2，巷道坡度，卧底不小于0.6m，通风依赖于全矿井通风负压。4、 煤层厚度：0.60.9m，煤层倾角0，煤的切割的阻力不大于350KN/m。5、 煤的硬度系数。6、 技术特征表：序号参数名称单位数值1向上采煤，采深至，切割阻力：以内以内向下采煤，采深至，切割阻力：以内以内t/min2.01.51.00.752煤层厚度m0.60.93煤层倾角04防爆钻头直径BSHK-2DM.00.00.000ABSHK-2DM.00.00.000A-01BSHK-2DM.00.00.000A-02mm6257258255钻头数量个36钻头之间的轴距mm6407采宽BSHK-2DM.00.00.000ABSHK-2DM.00.00.000A-01 BSHK-2DM.00.00.000A-02 mm1905200521058钻杆直径mm4809钻杆转速r/min55或6010钻杆推进速度工作状态 前进 后退调度状态 前进 后退m/min01.001.702.003.511钻进推力前进后退12推进机构类型液压13液压系统的油压，不低于1614操纵杆的作用力不低于4015机组总功率KW28016工作额定电压（三相、交流）V66017通风和降尘系统加压的18通风管的直径，不小于mm32519喷水量，不小于L/min5020水管喷嘴的压力，不小于MPa1.521外型尺寸不大于：长宽高mm148403870188422机组重量，不大于BSHK-2DM.00.00.000ABSHK-2DM.00.00.000A-01BSHK-2DM.00.00.000A-02t54.555.857.57、 一次移动机组的距离（两个钻孔之间的距离）为2.63.1m。2.1.2液压系统1. 支撑液压缸的行程：1300 mm。2. 推进主液压缸：直径125 mm，杆径70 mm。3. 副推进液压缸：直径90 mm，杆径56 mm。4. 推进机构的总行程：1900 mm。5. 导向滑道：直径210 mm，长2555 mm。6. 风管伸缩液压缸：伸缩长度+130 mm（伸）、-120 mm（缩）。7. 油泵流量：22L/min。8. 油箱容积：350L,可波动50L。2.1.3钻杆1. 首节钻杆：双头，直径分别为570mm、670mm、770mm。2. 中间钻杆直径：480 mm。3. 风筒直径：320 mm。4. 稳定器钻杆：直径分别为450 mm、550 mm，650 mm，长1540+50 mm或1570+50 mm。5. 钻杆的长度：1570（加联轴器节30 mm深）mm。2.1.4供电系统1、 钻头电机功率：132KW2。2、 液压站电机功率：15 KW。3、 单轨吊功率：1.5 KW2。4、 移动变压站：400KVA。2.2总体方案的设计本课题主要对采煤机推进机构的设计，整个推进机构在螺旋钻机机架上，整个上机身是通过两个导轨支撑的，上机可以在导轨上往复滑动，推进机构主要靠两个液压缸组来实现，每个液压缸组由三个液压缸组成，分别为两个副推进液压缸和一个主推进液压缸，通过液压缸的往复运动实现其采煤掘进过程，液压缸组通过差动连接来实现其推进行程要求，三个液压缸通过一个夹板来固定以实现其联动，主推进液压缸可以自由移动，两侧的辅助液压缸的缸体一端固定在机架上。图2.1 推进机构推进机构的总冲程，导向器一个直径为长度为2555的厚管，传动框架沿导向器进行移动（其他尺寸见上图）。图2.2 设计方案在传动架上装了两个一左一右的螺旋钻杆，中间钻头由左螺旋钻带动，通过两对齿轮实现等比传动。右螺旋钻杆的轴承前及减速箱的输出轴上装了3个钻头，钻头轴之间的输出距离为，两侧的钻头按煤层厚度采用不同的直径、。在各种条件下中间的钻头直径，它的结构由两侧钻头的不同而改变，所有钻头采用通用连接。螺旋钻杆之间通过连接套传递扭矩，螺旋钻杆的根据工况条件通过优化设计可以算出其各参数。3 螺旋钻杆结构参数的优化设计近年来,国内外已开始采用优化设计方法进行螺旋钻杆的结构参数设计,采煤机钻杆优化设计的任务是在满足装机功率、生产率、装载能力及制造工艺的条件下,寻求最佳钻杆结构参数和工作参数,使采出的煤平均块度最大,浮煤量和煤尘量最小,采煤机的单位能耗最低,同时钻杆的载荷波动最小,寿命最长。但普通的优化设计均未考虑到影响螺旋钻杆结构参数各因素,因此设计方案难以更好地符合客观实际。对采煤机螺旋钻杆结构参数进行优化设计,进而求解。本文选择螺旋钻杆装煤生产率作为优化设计的目标,建立了其数学模型并确定了设计变量。通过选取煤壁破碎模式、钻杆工作转速、叶片螺旋升角、钻杆强度等作为约束条件,使钻杆参数的设计结果更能符合工作实际,从而提高采煤机的工作效率。3.1煤机螺旋钻杆结构参数优化数学模型的建立本文在理论分析基础上,以螺旋钻杆装煤生产率为目标函数,对影响其结构参数和运动参数等可变参数作为设计变量,在一定约束条件下进行优化设计,并编程通过计算机计算,得出影响钻杆装煤生产率的几个主要可变参数的最优值和在此情况下装煤生产率的最大值,供钻杆设计、制造及研究时参考。3.1.1螺旋钻杆的装煤生产率理论分析煤块在叶片上的运动学分析2如图3.1所示,当螺旋钻杆装煤以转速n 旋转(忽略煤自重和叶片与煤块间的摩擦力) ,煤块在叶片作用下获得圆周速度v 和沿叶片的滑动速度 ,两速度合成使煤块以 的绝对速度沿叶片的法向方向运动,即：图3.1 煤在叶片上的运动分析但是由于煤块和叶片间的摩擦力,使 变成 ,使绝对速度方向偏离法向一个摩擦角,即方向,则在叶片平均处的速度:将 沿钻杆的轴向分解图3.2 单头螺旋叶片钻杆截面图为了准确地计算出螺旋钻杆的最大可能装载面积,用 的平面EE去截螺旋叶片,与内、外螺旋线分别相交点a 、b、c 、d 可得钻杆最大可能煤流断面积。3.1.2螺旋钻杆装煤生产率的计算设螺旋钻杆装煤时,煤流的充满系数为,则煤流实际断面积，因此可计算出钻杆的装煤生产率2：式中:为螺旋叶片外径, m; :为螺旋叶片内径,m;:为螺旋叶片厚度,m; :为螺旋叶片头数，取m=12; :为螺旋钻杆转速, r/ min ;:为螺旋钻杆装满系数，0.40.6;:为煤块与叶片表面摩擦角, 16;:为螺旋叶片导程,m;:为螺旋叶片平均升角, ():为螺旋叶片外缘升角, ():为螺旋叶片内缘升角, ()可知,影响 的参数共有9个,其中 为常数; 、为已知量， 、可由煤的机械物理性能、钻杆结构和煤的厚度确定; 、 、 、 、为4个不确定参数,在进行优化设计时,将其作为设计变量,则优化设计变量X 可表示为:还可知,螺旋钻杆装煤生产率Q 是X的函数。因此,可用如下形式构造螺旋钻杆装煤生产率的等价目标函数:3.1.3螺旋叶片设计及强度校核根据牛顿第二定律，在垂直叶片和平行叶片方向上分解：图3.3 螺旋叶片的受力分析：式中：螺旋叶片对钻粉的支持力，；钻粉的离心力，；微小段钻粉的支持力，；重力角加速度，；钻粉与孔壁的摩擦力，；钻粉与旋转面的摩擦力，；钻粉与孔壁的摩擦系数；钻粉与旋转面的摩擦系数；钻杆的旋转角速度；钻杆的推进速度；钻粉离旋转轴在轴的坐标；螺旋升角；采煤的倾角，即钻头与水平方向的夹角；由得：表3.1 根据本课题所提供的参数以及参考资料0.30.460r/minm/s根据以上参数我们编制MATLAB程序求得叶片的最大剪切应力，当时，图3.5 叶片的应力分析图3.6 螺旋叶片在半径方向上的位置与受力关系由上式我们可以得到在螺旋叶片危险截面在螺旋叶片与钻杆的焊接处，在设计时只须校核处的强度满足要求，那么整个钻杆也就满足强度要求，按文献，选择埋弧焊，采用角焊逢方式，查机械设计手册得，强度校核公式10：将 ，代入上式：，求得，焊逢宽度3.1.4优化约束条件的建立 (1) 钻杆工作转速的约束5 6 螺旋钻杆能将采下来的煤装进工作面输送机,为了保证螺旋钻杆在装煤过程中既不发生堵塞又不至于将煤抛过采空区,螺旋钻杆的转速必须满足如下关系: 式中: 为满足钻杆装煤不发生堵塞的最低临界速度, 为防止煤块抛过采空区的最高临界速度,为螺旋钻杆截深,0.61.0m; 为钻杆的牵引速度, m/ min ; 为采高, m; 为煤的松散系数, = 1. 51.7 ; 为钻杆的装煤量系数0.56; 为浮煤堆积厚度,0.1m; a为钻杆外缘至输送机间的水平距离,0.20.3m; b为输送机溜槽宽度,0.30.4m; h为输送机溜槽高度,0.150.3m; g为重力加速度,9.8。本文的钻杆转速根据工作情况，已经给定。(2) 叶片螺旋升角的约束5要使装煤的效果不至于太差,叶片螺旋升角的范围， (3) 合理的钻杆直径5 7为保证螺旋叶片具有足够的装煤空间,防止堵塞或过多的循环煤量,在主轴结构布置时尽量减小钻杆直径,使叶片直径Dy与钻杆直径Dg保持一定的比例。一般控制:(4) 螺旋叶片厚度的取值8(5)保证合理螺旋叶片的螺距8 9螺距是相邻两螺线之间的轴向距离，在确定了导程和头数以后，螺距即可求得。为了使两叶片之间的空间能顺利排煤而不被大快煤卡住，两叶片间距应为。（6）等式约束：2则：根据以上条件，采煤机螺旋钻杆结构参数优化数学模型为：3.1.5模型的求解在MATLAB6.5中，通过计算机编程，求解得：即：螺旋叶片的钻杆直径螺旋叶片的导程螺旋升角、 螺旋叶片的厚度螺旋钻杆的排煤量螺旋采煤机的各种钻杆通过以上模型，在MATLAB6.5中编程函数求解得各种型号的钻杆的设计参数如下：表3.2 钻杆的设计参数钻杆名称叶片数升角导程中间钻杆480126.6448192首节钻杆570228.2570220首节钻杆670228.2670266首节钻杆770228.2770305稳定器钻杆450228.0452192稳定器钻杆550228.2550218稳定器钻杆650228.26502583.2钻杆轴及连接件的设计表3.3 几种常用轴用材料的及A值轴的材料Q235-A，20Q237,354540Cr,35SiMn,38SiMnMo,3Cr13N/1525203525453555A14012613511212611211297本设计中轴的材料为45号无逢钢管，根据机械设计手册（新版1）表1.1-14查得：，选择=25，轴的弯扭合成强度计算：钻杆设计为一空心轴，钻杆传递的扭矩为，轴的外径，内径，长度为，空心轴的用料情况可用轴的截面积，扭转稳定的临界剪应力，扭转稳定的临界剪应力（E为弹性模量）。材料的允许剪应力也为。（1）轴上的输出转矩T 其中为联轴器的效率，取值为0.99, 考虑动载荷以及过载, 工作情况系数，取联轴器工作情况系数。（2）轴的扭转强度条件根据材料力学知识，轴的扭转强度条件为取扭转稳定的临界剪应力图3.7 钻杆所受挤压应力图（3）轴的扭转刚度条件取图3.8 钻杆所受应力图上述问题的优化设计数学模型如下：对于该非线性问题的求解，通过计算机编写LINGO程序，求解得：Objective Value: f=19792.02Variable Value: x=108 故螺旋钻杆的内径为螺旋采煤机的各种钻杆通过以上模型，在LINGO中编程求解得各内径参数如下：表3.4 钻杆的优化参数钻杆名称叶片数中间钻杆4801192108首节钻杆5702227136首节钻杆6702266159首节钻杆7702305183稳定器钻杆4502190100稳定器钻杆5502218130稳定器钻杆65022581543.3联接套的设计本设计中轴的材料为35SiMn，所以选择=35,联轴套与钻杆采用焊接方式，焊缝不低于，设联轴套的内径和外径分别为和，联轴套采用铸造方式成型，联轴套的设计如下图（1）轴上的输出转矩T 其中为联轴器的效率，取值为0.99, 考虑动载荷以及过载, 工作情况系数，取联轴器工作情况系数。（2）轴的扭转强度条件由图示知，在套筒上开有四个孔，故取图3.8 钻杆接结套截面示意图根据材料力学知识，轴的扭转强度条件为:取，则扭转稳定的临界剪应力，则（3）轴的扭转刚度条件取，则（4）焊接和工艺条件为了保证足够的强度，焊缝不低于焊缝不低于，故联接套的外径要大于钻杆轴径的2倍焊缝以上，内径要小于得钻杆轴径，得： 则：为了保证合理的工艺结构，即套筒的内径和外径保证一定的比列，通同时在结构上要满足强度条件的要求，通常取，则可以得到其约束方程为：根据以上的约束条件，可以建立对套筒结构优化的数学模型，取设计变量，则其数学模型表达如下：目标函数：约束条件：求解得：,联结套通过以上模型，在LINGO8.0中编程，求解得各联结套的外径和内径优化参数如下：表3.4 钻杆的优化参数钻杆名称中间钻杆192108222132首节钻杆227136251150首节钻杆266159290174首节钻杆305183329197稳定器钻杆192108222132稳定器钻杆218130242145稳定器钻杆258154282169本章主要利用了最优化方法对螺旋钻头各参数进行的设计，通过设计出来的结论与实际工作中的钻杆进行比较，本设计的钻杆煤的输送能力提高了，在满足强度条件的情况下通过优化设计，减少了材料，因此本设计采取的具有积极意义。4 传动减速箱的设计计算4.1齿轮传动的设计与计算 在只有两个电机同时还要带动三个钻头的情况下，只有需要加个减速箱来传动一个动力。 设计时，通过左螺旋钻头带动中间钻头旋转。在这里的减速箱的设计中它既要满足可以传动动力的问题。同时还要满足等比传动，即传动比为1，还有就是它的体积尽可能小，初步所设计的减速箱如图4.1示： 图4.1 齿轮设计示意图同时为了要保证1与3轴的转向相同。为实现使其体积较小，本文设计齿轮1、4相同，齿轮2、3相同，并且齿轮1、4小于齿轮2、3，因此它也保证了等比传动，同时使体积较小。4.1.1基本的参数1 电机的功率： 2.转速4.1.2齿轮的计算1、 择齿轮的材料查表8-17小齿轮轴选用：，2、 按齿面接触疲劳强度设计计算（以下设计参考机械设计工程学12）查机械手册10，齿轮的传动效率如下表4-1所示：表4-1 齿轮的传动效率精 度 等 级效率7级精度（油润滑）0.988级精度（油润滑）0.979级精度（油润滑）0.96第一级齿轮模数的确定原则如下：表4.2 齿轮模数最大扭90020002000350035006000模数6810（1） 确定齿轮传动精度等级：按估取圆周速度 ：参考表8-14，表8-15选取，齿轮第公差组8级（2）齿宽系数：查表8-23按齿轮相对轴承为非对称布置，取=0.8（3） 小齿轮的齿数：在推荐值2040中小齿轮的齿数 =24大齿轮的齿数 =40（4）齿数比u:（5）齿轮的转矩：由式（8-53）得：（6）载荷系数K由式（8-54）得：齿向载荷分配系数,由式（8-55）及得：查表8-21并插值：则载荷系数K的初值：=11.181.071.2 = 1.4141（7）弹性系数查表8-22,=189.8（8）节点影响系数： 查表8-84得：=2.5（9）重合度系数 查表8-65（）得：=0.87（10）许用接触应力由式（8-69）得由式（8-69）得:（11）硬化系数（12）接触强度安全系数查表8-27，按一般可靠度查1.1取：=1.1故的设计初值故的设计初值（13）齿轮模数m:（14）齿轮的参数a) 分度圆直径的计算b) 齿顶高的计算 c) 齿根高的计算d) 齿全高的计算 e) 中心距af)取,大齿轮,小齿轮4.1.3弯曲强度校核计算由公式8-66,，齿型系数，查公式8-67,取小轮,大轮应力修正系数，查图,取小轮,大轮重合度系数，由公式8-67,取许用弯曲应力，由公式8-71弯曲疲劳应力，查图8-72,取，弯曲寿命系数，查图8-73,取尺寸系数，查图8-74,取安全系数，查表8-27,取则故弯曲疲劳强度满足要求。 4.2轴的设计计算4.2.1按扭转强度概略计算轴径由前面计算出来的齿轮直径，本文设计1、3轴为齿轮轴，现在本位主要对第2根轴进行的计算。1）选用45号钢，调质。查表“轴的常用材料及其机械性能”得14： 查表“轴的许用弯曲应力”得： 按式：计算轴的直径： C为与许用扭转应力有关的系数： C=110 所以，取4.2.2计算支反力和绘弯扭矩图由图4.1可知第2 根轴的受力情况，它一方面受到齿轮1、3对它的作用力，同时该轴还有轴承对它的支撑作用力。设计时，各段长度为：根据受力分析和材料力学知识，计算其支反力和绘出其弯扭矩图，如下所示：（a）示意图(b)垂直面受力图(c)垂直面弯矩图(d)水平面受力图(e)水平面弯矩图(f)合成弯矩图(g)扭矩图剖面E-E与剖面C-C之间的转矩 = 9550000132/650.991.5 =3.120N.m 其中： 1）垂直平面内支承点A的支反力： 垂直平面内支承点B的支反力： 2)垂直平面内剖面CC处的弯矩： 垂直平面内剖面E-E处的弯矩： 3)水平平面内支承点A的支反力： 水平平面内支承点B的支反力： 5) 水平平面内剖面C-C处的弯矩： 水平平面内剖面E-E处的弯矩： 5)剖面CC处的合成弯矩： 剖面E-E处的合成弯矩： 同样对于第1、3轴的设计和校核也可以类似轴2的方式进行。4.2.3强度精确校核（验算安全系数） 根据轴的结构和弯矩图及扭矩图可见，剖面EE为危险截面，故对之作精确校核。1） 查表“螺纹、键、花键、横孔处及配合的边缘处有效应力集中系数、”得过盈配合为时的应力集中系数 2） 查表“尺寸系数、”（按毛坯尺寸），得尺寸系数 3） 查表“不同表面粗糙度的表面质量系数”（按表面磨削考虑）得表面质量系数 4） 综合影响系数 5） 弯曲应力幅： 其中： 则： 6）平均应力： 7）扭转应力幅： 其中： 8）扭转平均应力： 9）只考虑正应力时的安全系数： 只考虑切应力时的安全系数： 则工作安全系数S： 按材质不够均匀，计算不够精确。查表“轴的许用安全系数”得 S=1.51.8 可知： 故轴满足强度要求。5 推进液压缸、机架以及导轨的设计5.1液压缸的设计采煤机的推进机构采用由液压作为推进的驱动力，根据采煤机的工作情况： 1、 的切割的阻力不大于。2、 支撑液压缸的行程：。3、 推进机构的总行程：。4、 液压系统的油压，不低于16。图5.1 推进机构设计示意图采煤机在工作时，受到切割阻力和推进阻力，根据煤层对钻头的作用力，以及螺旋钻杆在前进和后退时受到的阻力，可以计算推进液压缸作用在活塞上的载荷，油液作用在单位面积上的压强15：从上式可知，压力值的建立是由载荷的存在而产生的，在同一个活塞的有效工作面积上载荷越大，克服载荷所需要的压力就越大。最高允许压力，也是动态试验压力，是液压缸能用以长期工作的压力，是液压缸在瞬间所能承受的极限压力。各国规范通常规定为： 根据液压缸的总行程和推进运动动作，初步设计液压钢如下图5.2 推进液压示意图5.1.1钢筒的设计计算图 5.3 位移循环图在上述工作的基础上，应对主机进行工况分析，工况分析包括运动分析和动力分析，对复杂的系统还需编制负载和动作循环图，由此了解液压缸或液压马达的负载和速度随时间变化的规律，以下对工况分析的内容作具体介绍。a、运动分析主机的执行元件按工艺要求的运动情况，可以用位移循环图(Lt)，速度循环图(vt)，或速度与位移循环图表示，由此对运动规律进行分析。1.位移循环图Lt图4-1为液压机的液压缸位移循环图，纵坐标L表示活塞位移，横坐标t表示从活塞启动到返回原位的时间，曲线斜率表示活塞移动速度。该图清楚地表明液压机的工作循环分别由快速下行、减速下行、压制、保压、泄压慢回和快速回程六个阶段组成。2.速度循环图vt(或vL) 工程中液压缸的运动特点可归纳为三种类型。图5-4为三种类型液压缸的vt图图5.4 速度循环图第一种如图5-4中实线所示，液压缸开始作匀加速运动，然后匀速运动， 最后匀减速运动到终点；第二种，液压缸在总行程的前一半作匀加速运动，在另一半作匀减速运动，且加速度的数值相等；第三种，液压缸在总行程的一大半以上以较小的加速度作匀加速运动，然后匀减速至行程终点。vt图的三条速度曲线，不仅清楚地表明了三种类型液压缸的运动规律，也间接地表明了三种工况的动力特性。b、动力分析动力分析，是研究机器在工作过程中，其执行机构的受力情况，对液压系统而言，就是研究液压缸的负载情况。1.液压缸的负载及负载循环图(1)液压缸的负载力计算。工作机构作直线往复运动时，液压缸必须克服的负载由六部分组成： 式中：为切割阻力；为摩擦阻力；为惯性阻力； 为密封阻力；为排油阻力。 图5.5导轨形式 切割阻力：螺旋采煤机的最大截割阻力为，由于本推进机构采用2个液压缸系统，故表5.1 摩擦因数f导轨类型导轨材料运动状态摩擦因数(f)滑动导轨铸铁对铸铁启动时低速(v0.16m/s) 高速(v0.16m/s)0.150.20 50.08滚动导轨铸铁对滚柱(珠)淬火钢导轨对滚柱(珠)0.050.020.0030.006静压导轨铸铁0.005 摩擦阻力：为液压缸带动的运动部件所受的摩擦阻力，它与导轨的形状、放置情况和运动状态有关，其计算方法可查机械设计设计手册。图5.5为最常见的两种导轨形式，其摩擦阻力的值为：平导轨： V形导轨： 式中：f为摩擦因数，参阅表5-1选取； 为作用在导轨上总的正压力或沿V形导轨横截面中心线方向的总作用力，在本文中为整个液压缸的重力，整个液压缸重量系统不大于，取；为V形角，一般为90。本文设计液压缸导轨为V形导轨，根据公式 惯性阻力：惯性阻力为运动部件在启动和制动过程中的惯性力，可按下式计算： 式中：为运动部件的质量；为运动部件的加速度；为运动部件的重量(N)；为重力加速度，；为速度变化值；为启动或制动时间(s)，一般0.10.5s，取大，则：表5-1 螺旋采煤机钻杆推进速度钻杆推进速度单位值工作状态 前进 后退调度状态 前进 后退m/min 密封阻力：密封阻力指装有密封装置的零件在相对移动时的摩擦力，其值与密封装置的类型、液压缸的制造质量和油液的工作压力有关。在初 算 时，可按缸的机械效率考虑；验算时，按密封装置摩擦力的计算公式计算。 油阻力：排油阻力为液压缸回油路上的阻力，该值与调速方案、系统所要求的稳定性、执行元件等因素有关，在系统方案未确定时无法计算，可放在液压缸的设计计算中考虑。由于采煤机的切割阻力很大，密封阻力和排油阻力可以忽略不计即，。则5.1.2液压缸工作压力的确定液压缸要承受的负载包括有效工作负载、摩擦阻力和惯性力等。液压缸的工作压力按负载确定。对于不同用途的液压设备，由于工作条件不同，采用的压力范围也不同。设计时，液压缸的工作压力可按负载大小及液压设备类型参考表5.2、表5.3来确定。表5.2 液压缸的公称压力（单位：MPa,GB7938-87）0.631.06.310.016.025.031.540.0表5.3 各类液压设备常用的工作压力(单位：MPa)设备类型 一般机床 一般冶金设备 农业机械、小型工程机械液压机、重型机械、轧机压下、起重运输机械工作压力16.36.31610162032表5.4 液压缸中的背压力系统类型背压力回油路上有节流阀0.20.5回油路上有背压阀或调速阀0.51.5采用辅助泵补油的闭式回路1.01.5主液压缸计算：1.初选液压缸工作压力由工况分析可知，推进阶段的负载力最大，所以，液压缸的工作压力按此负载力计算，根据液压缸与负载的关系，选。液压缸回油腔有背压，设背压，取往复速比表5.5 液压缸工作压力与活塞杆直径液压缸工作压力P（MPa）5577推荐活塞杆直径(0.50.55)D(0.60.7)D0.7D表5.6 液压缸往复速度比推荐值液压缸工作压力P（MPa）1012.52020往复速度比1.331.46222.计算液压缸尺寸由式得：.液压缸直径：副液压缸计算：.主液压缸直径：液压缸的缸筒长度由活塞最大行程，活塞长度，活塞杆导向套长度，活塞杆密封长度和特殊要求的长度确定。其中活塞长度为（0.61.0）D；导向套长度为（0.61.5）d。为减少加工难度，一般液压缸缸筒长度不应大于内径的2030倍。根据设计要求所设计液压缸参数如下：推进机构的总行程：单个液压缸的行程推进主液压缸：直径，杆径。副推进液压缸：直径，杆径。5.1.3液压缸的校核1、缸筒壁厚的验算中、高压液压缸一般用无缝钢管做缸筒，大多属薄壁筒，即d/D0.08，此时，可根据材料力学中薄壁圆筒的计算公式验算缸筒的壁厚，即 式中: 缸筒内的最高工作压力s缸筒材料的许允应力，采用45优质碳素结构钢的无逢钢管，查机械设计手册10表30-116，。因为主推进液压缸的壁厚，副推进液压缸的壁厚，故满足强度要求。2、液压缸稳定性验算活塞杆长度根据液压缸最大行程L而定。对于工作行程中受压的活塞杆，当活塞杆长度L与其直径d之比大于10时，应对活塞杆进行稳定性验算式中：液压缸的最大作用力活塞的杆直径空心活塞的杆的内径活塞的抗拉强度，查机械设计手册表30-116，则主推进液压缸故主推进液压缸满足强度要求副推进液压缸故满副推进液压缸足强度要求，须考虑活塞杆弯曲的稳定性，校核公式如下：式中：安全系数，通常取式中：活塞杆的弹性模量，活塞杆的惯性矩, ，液压缸安装未端系数,查机械设计手册取，考虑活塞杆材料不均匀的系数，取。故满足稳定性要求5.2液压缸的结构图5 .6 双作用单活塞杆液压缸结构图13 上图表明，液压缸一般由后端盖、缸筒、活塞杆、活塞组件、前端盖等主要部分组成；为防止油液向液压缸外泄或由高压腔向低压腔泄漏，在缸筒与端盖、活塞与活塞杆、活塞与缸筒、活塞杆与前端盖之间均设置有密封装置，在前端盖外側，还装有防尘装置；为防止活塞快速退回到行程终端时撞击后缸盖，液压缸端部还设置缓冲装置；有时还需设置排气装置。进行液压缸设计时，根据工作压力，运动速度，工作条件，加工工艺及装拆检修等方面的要求，往往综合考虑液压缸的各部分结构。5.2.1缸筒与端盖的连接常见的缸体与缸盖的连接结构有：（1）法兰式连接，结构简单，加工方便，连接可靠，但是要求缸筒端部有足够的壁厚，用以按装螺栓或旋入螺钉。缸筒端部一般用铸造、镦粗或焊接方式制成粗大的外径，它是常用的一种连接形式。（2） 半环式连接，分为外半环连接和内半环连接两种连接形式，半环连接工艺性好，连接可靠，结构紧凑，但削弱了缸筒强度。半环连接应用十分普遍，常用于无缝钢管缸筒与端盖的连接中。（3）螺纹式连接，有外螺纹连接和内螺纹连接两种，其特点是体积小，重量轻，结构紧凑，但缸筒端部结构较复杂，这种连接形式一般用于要求外形尺寸小，重量轻的场合。（4）拉杆式连接，结构简单，工艺性好，通用性强，但端盖的体积和重量较大，拉杆受力后会拉伸变长，影响密封效果。只适用于长度不大的中、低压液压缸。（5）焊接式连接，强度高，制造简单，但焊接时易引起缸筒变形。缸筒是液压缸的主体，其内孔一般采用镗削、绞孔、滚压或珩磨等精密加工工艺制造，使活塞及其密封件、支承件能顺利滑动，从而保证密封效果，减少磨损；缸筒要承受很大的液压力，因此，应具有足够的强度和刚度。端盖装在缸筒两端，与缸筒形成封闭油腔，同样承受很大的液压力，因此，端盖及其连接件都应有足够的强度。设计时既要考虑强度，又要选择工艺性较好的结构形式。导向套对活塞杆或柱塞起导向和支承作用，有些液压缸不设导向套，直接用端盖孔导向，这种结构简单，但磨损后必须更换端盖。5.2.2活塞组件活塞组件由活塞、密封件、活塞杆和连接件等组成。随液压缸的工作压力、安装方式和工作条件的不同，活塞组件有多种结构形式。如图5.7所示，活塞与活塞杆的连接最常用的有螺纹连接和半环连接形式，除此之外还有整体式结构、焊接式结构、锥销式结构等。螺纹式连接如图5.7（a）所示，结构简单，装拆方便，但一般需备螺母防松装置；半环式连接如图5.7（b）所示，连接强度高，但结构复杂，装拆不便，半环连接多用于高压和振动较大的场合；整体式连接和焊接式连接结构简单，轴向尺寸紧凑，但损坏后需整体更换，对活塞与活塞杆比值较小、行程较短或尺寸不大的液压缸，其活塞与活塞杆可采用整体或焊接式连接；锥销式连接加工容易，装配简单，但承载能力小，且需要有必要的防止脱落措施，在轻载情况下可采用锥销式连接。图5.7 活塞与活塞杆的连接形式5.2.3活塞组件的密封活塞装置主要用来防止液压油的泄漏。对密封装置的基本要求是具有良好的密封性能，并随压力的增加能自动提高密封性，除此以外，摩擦阻力要小，耐油，抗腐蚀，耐磨，寿命长，制造简单，拆装方便。油缸主要采用密封圈密封，密封圈有O形、V形、Y形及组合式等数种，其材料为耐油橡胶、尼龙、聚氨脂等。（1）O形密封圈O形密封圈的截面为圆形，主要用于静密封。O形密封圈安装方便，价格便宜，但与唇形密封圈相比，运动阻力较大，作运动密封时容易产生扭转，故一般不单独用于油缸运动密封（可与其它密封件组合使用）。（a）普通型 （b）有挡板型图5.8 O型密封圈的结构原理O形圈密封的原理如图5.10 (a)所示，O形圈装入密封槽后,其截面受到压缩后变形。在无液压力时，靠O形圈的弹性对接触面产生预接触压力，实现初始密封，当密封腔充入压力油后，在液压力的作用下，O形圈挤向槽一侧，密封面上的接触压力上升，提高了密封效果。任何形状的密封圈在安装时，必须保证适当的预压缩量，过小不能密封，过大则摩擦力增大，且易于损坏，因此，安装密封圈的沟槽尺寸和表面精度必须按有关手册给出的数据严格保证。在动密封中，当压力大于10MPa时，O形圈就会被挤入间隙中而损坏，为此需在O形圈低压侧设置聚四氟乙烯或尼龙制成的挡圈，其厚度为1.252.5mm，双向受高压时，两侧都要加挡圈, 其结构如图5.10 (b)所示。(2)V形密封圈V形圈的截面为V形，如图5.9所示，V形密封装置是由压环，V形圈和支承环组成。当工作压力高于10MPa时，可增加V形圈的数量，提高密封效果。安装时，V形圈的开口应面向压力高的一侧。a)压环 b)V型圈 C)支承环图5.9 V形密封圈V形圈密封性能良好，耐高压，寿命长，通过调节压紧力，可获得最佳的密封效果，但V形密封装置的摩擦阻力及结构尺寸较大，主要用于活塞杆的往复运动密封，它适宜在工作压力为P50Mpa 。(3)Y(Yx)形密封圈Y形密封圈的截面为Y形，属唇形密封圈。它是一种密封性、稳定性和耐压性较好、摩擦阻力小、寿命较长的密封圈，故应用也很普遍。Y形圈主要用于往复运动的密封，根据截面长宽比例的不同，Y形圈可分为宽断面和窄断面两种形式，图5.10所示为宽断面Y形密封圈。图5.10 Y形密封圈Y形圈的密封作用依赖于它的唇边对藕合面的紧密接触，并在压力油作用下产生较大的接触压力，达到密封目的。当液压力升高时，唇边与藕合面贴得更紧，接触压力更高，密封性能更好。5.3推进机构导轨的设计导轨通过螺栓固定在采煤机的机架上，导轨不但承受机身上部的重量，还要承受采煤机在掘进过程中的截割阻力的分力，导轨主要受力为机身上部对它的剪应力，因此在校核时，只须校核其剪应力，其计算方法同钻杆的设计，同时导轨的跨距不能太小，否则整个机身容易倾覆，它必须大于两钻杆的中心距，本文设计导轨参数如下：参数外径内径跨距材料值210140192038SiMnMo加工方式采用研磨抛光，表面粗糙度小于。机架板厚，焊缝不低于。 6 螺旋钻采煤机的使用与维护6.1润滑及注油 润滑及传动用油的质量好坏，是保证机器正常工作的关键，因此必须及时、严格用规定的清洁油注油及润滑，用油牌号不能混用与任意代换，否则应全部更换。 牵引部液压传动箱用油，注油时必须用注油器，精滤芯要定期更换。6.2地面检查与试运转 采煤机下井前必须按井下工况，设不小于30米运输机，使采煤机可在其上运动行走。 进行地面检查与试运转，确认合格后方可下井。1. 试运转前的检查：首先检查各部件是否齐全、完好，安装是否正确，连接螺栓是否缺少或松动，各运动环节及手把的动作是否正确灵活。各油池及润滑点必须按规定加注清洁油。水路是否畅通，检查各出轴处，盖板等是否漏油，电气部分的绝缘、隔爆等是否符合要求。调高及喷雾系统管路是否齐全和接好等，应先用手盘动各运转部位，应无意外阻碍和其他不正常现象。2. 试运转时检查：启动前把各手把，离合器等置于中立或断开位。接通电源，检查三相平衡情况，无问题时方可只控制一台132千瓦电机的隔离开关，启动此电机，观察空运转情况，然后停止，看其是否轻快。再合上另一个隔离开关，启动另一台132千瓦电机及牵引电机，观察空运转情况，同时注意高低压压力表，然后停止，看是否轻快。再盘动钻杆，截割部传动是否良好。无问题方可合离合器再启动电机，观察运转情况，声音、发热、转向等。 牵引部的检查，试运转前应先排气，试运转是在电机启动后，待辅助泵压力正常后，先把调速手把任意向一方转动一小角度，观察齿轨轮与齿轮间啮合情况，同时注意观察高低压压力表，注意运转声音是否正常，若无异常再慢慢增大手把角度，注意听音及观察，正常后再慢慢回零，观察降速是否正常，以同样方法检查“反向牵引”情况，并在高速时按停止牵引钮停止牵引。 搬动调高阀观察调高情况，检查管路系统是否漏油，测定左右摇臂最大行程时间，以上检查完毕后，使机器在运输机上往复行走，检查配套关系，人为弯曲运输机，检查过弯曲情况，行走运行一定要先慢后快。 在整个试运转过程中，要注意人身安全。发现问题及时处理，不可带“病”下井。6.3下井及井下组装1. 在不允许整机下井的条件下，可将机器解体装运，但解体越少越好，主机是由摇臂铰接点处分解为三大部分为好。钻杆、附件等可分别装运。 注意，装运前必须将拆下的小零部件如销子、螺栓、管接头等包装管好。包裹好打开的每个接触面，隔爆面，裸露的轴、孔、齿、手把、接头等，油缸活塞杆应全部缩回缸内，并固定好。运送前应仔细检查所经道路情况，装运顺序应顾及井下组装的方便。2. 采煤机的组装应在预先准备的“缺口”中进行，顺序为：先组装好溜槽及工作面附件，而后使中架部分骑在运输机和齿轨上，穿好导向滑靴，再装左右摇臂及钻杆，接电缆、水管及拖缆带，组装时应注意人身及设备的安全，对机件的外露部分如手把等，要注意保护。还要注意销轴、轴孔及接头等处的清洁，不得有污物带入。3.组装后的运转与地面试运转要求相同。6.4采煤机的井下操作 井下操作由每班配备的，经过专门训练合格的两名司机进行。各班司机要认真执行交接班制度。1. 操作前的检查：工作前要对机器运转环境如煤壁、顶板、支护、配套设备等进行检查，发现问题及时处理，并对机器作好下列检查：1） 截齿是否齐全完好，牢固可靠。2） 各把手按钮是否齐全，灵活可靠。3） 油位是否符合要求。不足时添加。4） 各紧固螺栓要齐全，不松动。5） 电缆、水管、油管是否损坏及泄漏。6） 运输机是否铺设平直。7） 拖缆架是否卡挂。8） 供水是否正常，否则不得开机。9） 钻杆前后两米以内不得站人。2. 试运转中注意事项：1） 各部分运转声音及发热是否正常。2） 结合面、出轴处、盖、管路等有无渗漏。3） 压力表指示是否正常，指针有无不正常抖动。4） 各运转部件及整机有无震动与抖动。5） 调高及牵引是否正常。3. 操作顺序：1） 送电、磁力启动器合闸。2） 合上隔离开关。3） 合上截割部离合器。4） 发信号给工作面运输司机并解锁、使运输机启动。5） 给水冷却喷雾。6） 分别启动电机使钻杆正常运转。7） 调采高到合适高度。8） 选择牵引方向并慢慢调速到合适速度。4. 机器运转时注意事项：1） 注意钻杆运转情况，机道有无阻碍，机器声音、牵引力（压力表）大小，拖缆带卡挂现象等。2） 严禁钻杆在不运转情况下牵引或调高。3） 停运输机、停水时，机道有大块障碍，支柱影响通过，电机闷车，夹石过硬，或其他有碍机器正常运转情况等时，应立即停机，处理后方可开机。4） 注意顶板支护情况，人员位置，确保生产及人身安全。5. 停机顺序：1） 牵引调速换向手把打回零位，紧急停车后也要把此手把回零。2） 停止电动机、停止运输机。3） 停水。4） 拉开截割部离合器。5） 拉开隔离开关。6.5机器的维护与检修1. 日检在日常使用中，应及时维护检修以下各项：1） 电机、磁力启动器、电控箱、电缆等电气部分运行是否正常。接地是否正常，拖缆架装置是否完好。2） 机器温升、躁声、传动件、各手把、压力表等是否完好正常。3） 连接及紧固件是否松动、开焊、脱位等。特别是齿轨组连接是否牢固，齿轨的柱销是否开焊。4） 各水、油管路、接头、法兰、结合面、出轴处等是否有渗漏，各油位油面是否正常，各润滑点是否按规定注油。各过滤器是否堵塞。5） 截齿磨损及丢失情况，及时更换磨损严重者和补装丢失，驱动轮和齿轨轮的润滑情况。6） 喷雾喷嘴是否畅通。7） 应特别注意保护液压油箱内腔清洁，注意传动油不被污染、弄脏，定期更换精滤芯和油液。2. 月检：除按日常检查项目进行外，还包括打开大盖，检查所有机件，查看运转件磨损情况，应特别注意仔细检查：各液压件及管路、接头漏损情况，但检查前必须采取有效措施，防止煤尘及污物进入油池。否则不准打开盖板。3. 季检：除按日常及月检项目进行外，还包括易损件，换油，检查各传动间隙，磨损情况。电机绝缘情况等。4. 采完一个工作面后应整机升井大修。专题部分题目：螺旋钻头的研究引言我国薄煤层可采储量较大，约6150M，占煤层总可采储量的19，特别是南方及需要开采解放层的局矿和一些老矿井，薄及极薄煤层必须开采，而且薄煤层和极薄煤层的煤质一般较好。如果仍采用传统的劳动密集型方式开采薄煤层，工人劳动强度大，安全威胁极大。所以应针对不同条件选用不同的机械化生产，实现技术密集型，不断降低工人劳动强度和减少劳动力，是薄煤层开采适应市场经济的基本途径。螺旋钻机使用于非自然，有瓦斯和煤尘爆炸危险的薄煤层开采，是解决薄煤层开采提高煤炭资源回收率的一种新型设备，是目前解决煤层开采的最好方法之一。该机采用独头钻采的工艺，即螺旋钻机布置在顺槽中，向一侧煤层钻孔，钻头割煤，螺旋钻杆掏煤，煤直接落在顺槽的刮板机上运出。该机的应用实现了无人工作面独头采煤，采宽，采深可以达。螺旋钻采煤在采煤过程中，其运动的是由推进速度和钻头的旋转速度合成的。根据开采条件和钻机工况条件，设计采煤机的钻头型号分别为，即截齿的最大回转半径，而其钻头的中心距只有，一个合理的理布截齿置应该具备使采煤机钻头截割能耗小，采煤效率高，同时钻头截齿必须不能产生干涉，因此截齿的布置成为本文一个重要的研究课题。1 煤及煤层的性质1.1煤的强度强度是衡量物体在特定方向上抵抗破坏能力的指标，如抗压强度、抗拉强度、抗剪强度等等。研究结果表明，煤的抗压强度最大，抗剪强度次之，抗拉强度最小。它们之间的关系大致为：1：0.10.4：0.30.1，因此在设计采煤机时，设法尽量利用拉伸或剪切破坏，以减少刀具受力和能耗2。1.2煤的坚固性系数坚固性系数又称坚硬度，是用来衡量煤易破碎难易程度的指标。它综合反映了煤的强度、硬度和强塑性等因素，本文研究的煤层坚固性系数。1.3煤的截割阻抗截割阻抗是刀具截煤时煤及煤层抵抗机械作用的能力。它不仅反映采煤机械刀具截煤的真实过程，而且可在井下现场测定，即全面反映矿山条件的影响。因此，截割阻抗是表征煤的截割性能的一个常用指标，本文研究的煤层截割阻抗为以内。1.4煤的压张效应因围岩压力作用而导致煤压酥的现象称为压张效应。压张区分为明显压张区和不明显压张区两部分4。对脆性煤，0.5H（H为层厚），对韧性煤，（0.150.25）H；不明显压张区的截割阻抗较大，其范围为：对脆性煤，（0.150.25）H ，对韧性煤，（0.350.45）H。采煤机械截深范围内的平均截割阻抗可以用下式确定：式中：煤层非压张区的截割阻抗；煤的压张系数，等于式中：煤壁表层压张系数，0.20.5，脆性煤取小值，韧性煤取最大值；B采煤机械截深，m；H煤层厚度，m；c、d与煤质及矿山技术条件有关的系数，计算时可取c=0.1，d=1.0采用浅截深采煤，目的在于充分利用煤的压张效应，以减小刀具受力和能耗。本文设计根据工况条件，A=350KN/m、H=0.60.9m。2 截割工况和刀具2.1截割刀具的几何参数截割刀具是直接进行落煤的刀具，它包括各种截齿和刨刀截割刀具由刀头和刀杆组成。刀头上与煤直接接触而起破坏作用的部分是硬质合金材料。刀杆用于插入采煤机械工作机构的齿座中，并被固定之。截割刀具的主要参数有：截角刀头前面与刀尖运动轨迹的切线之间的夹角；前角刀头前面与刀尖运动轨迹的法线之间的夹角，它与截角互为余角;后角硬质合金片端面与刀尖运动轨迹的切线之间的夹角；某些刀具上的这一夹角做成吃背角，以防止和煤接触，减少阻力；侧角刀头侧面与前面法线之间的夹角；刀尖角刀头两侧面间的夹角；截刃宽度刀头前面与端面所形成的切削刃宽度；前面宽度刀头前面的最大宽度。2.2刀具几何参数对截割性能的影响1）截角 截角的作用是使刀头楔入煤体，它对截割过程中密实核的形成和发育有很大的影响当截角很小（）时，刀头楔入煤体，煤受到较大的拉伸应力，但压应力很小，故不形成密实核。这时，截割阻力，单位能耗和煤粉生成量少。当（）时，刀具前面对煤的力指向煤的自由面，煤因受到挤压而形成密实核，但密实核不能充分发育，因为如果我们假定密实核内煤粉的摩擦角为30度，那么刀具前的密实核的形状最大，即密实核所占的体积不大。这时，破碎是由挤压，剪切和拉伸联合作用造成的，故截割阻力，单位能耗和煤粉生成量都不大。当截角较大的时候（），刀具前面对煤的力朝向煤体内部，煤因受到强烈挤压而形成密实核，并充分发育。这时，煤主要靠压缩破碎，截割阻力，单位能耗和煤粉量均大。实验证明，截角为时，截割单位能耗最低。但实际上，从刀头的强度和耐磨性考虑，常用截角为（煤硬，韧及有夹矸时取大值），甚至更大。截角对截割阻力和单位能耗的影响可用截角影响系数来修正，下表列出了的值。表2.1 截角影响系数2煤质截角405060708090韧性煤0.981.000.900.901.081.24脆性煤0.971.000.911.001.171.29特脆性煤0.961.000.921.061.261.34前角因与截角互为余角，故前角的影响正好与截角相反。2）后角和侧角 后角和侧角的作用时使刀具端面与侧面在截割过程中避免与煤体表面接触。当后角小于时，截割阻力与牵引阻力要显著增大，故推荐后角值为。后角太大，会使刀头强度削弱，但对刀具受力无影响。侧角的推荐值为=。应当指出，采煤机工作时，刀头的实际轨迹是沿截割速度与牵引速度的合成速度方向形成的，所以刀具的实际后角减小。为使实际后角存在，必须满足下式：式中： m/min m/min3）截刃宽度 截刃宽度对截割阻力和单位能耗影响很大：当b10mm时，截割阻力与截刃宽度成正比，而单位能耗增加的较缓慢。 截刃宽度与截割阻力和截割阻抗的关系为：，上式括弧中的值为无因次量，其中第一项“0.3”表示侧向蹦碎煤所需的截割阻力分量，第二项表示由截刃宽度引起的分量。当标准刀具b=20mm时，括弧中的值等于1，因此，当截刃宽度引起的截割阻力修正系数：4）前面的形状刀具前面的形状对截割阻力有影响，其影响修正系数列于下表中： 表3.2 前面形状系数2前面形状平面楔形面圆弧面超前突起面10.8511.2讨论了煤的性质，截割工况参数和刀具参数后，可以对采煤机械的截割刀具上的受力情况进行估算。3 截齿受力分析截槽面积：其中：为切削厚度，截齿切削部宽度，为截槽帮侧塌落角的大小于煤的性质。图3.1 截槽帮侧塌落角与煤质的关系2厚度角度5101520253040506080100脆煤层韧性煤82697763735871556852654961455842554152384936截齿宽度对切削力的影响可以用下列方式：任意宽度截齿的单位切削能量可由切削力与切削下来的切屑断面之比来确定采煤机在稳定切割下的刀具切屑断面面积为：截齿的截距根据能量守衡定律，采煤机械刀具上的截割阻力表示为：式中综合考虑煤质、刀具的几何参数、截割条件及刀具配置的系数煤的压张系数，截刃宽度系数，煤的裸露系数，截角影响系数，刀具前面形状系数，刀具配置系数，崩裂角影响系数，为截距。当时当时式中最佳截距最佳煤体的裸露系数当切屑厚度时，当切屑厚度时，由截刃宽度引起的截割阻力修正系数。为了分析切屑厚度与截割阻力及单位能耗的关系以及截齿厚度与截割阻力及单位能耗的关系，现在取各常量取参数如下（单位与上文的单位一致）：2 4参数取值30611.391.350.710.910.951.251在MATLAB6.5下编程可以得到最优截距和最佳能耗比，如图所示：图3.1 切屑厚度与最优截距的关系图3.2 截刃宽度b (mm)与关系图3.3 切屑厚度与截割阻力及单位能耗的关系曲线4 截齿运动模型4.1坐标系的建立在空间坐标系中，建立坐标系，其中为回转轴轴向方向，为回转半径，为回转角，原点为螺旋钻中间钻头的回转轴以及基准面的交点；切割头回转轴线方程，基准面方程：。设某一截齿的齿尖的参数坐标为（，），截齿的中心线的方向角为，截齿的长度为。不妨定义截齿的设计参数为向量。对于任何一个截齿，当知道其设计参数向量，那么它的空间位置就确定了。截齿的中心线静态方程为：齿根直角坐标为：齿根的回转半径： 齿根的回转角：4.2截齿的运动学模型掘进的螺旋线方程：截齿的中心线动态方程为：方向角为： 方向角为：掘进的加速度： 加速度的方向角为：方向向量：加速度：其中：切割头回转轴线方程回转半径：掘进速度：钻头旋转角速度：在平稳掘进过程，时刻的空间坐标为（，）4.3不干涉条件要使钻头之间不产生干涉，即要满足任意截齿的中心线之间的距离大于截齿的直径。设任意两截齿、的基本参数分别为：，两直线：写成参数形式：则，满足边界条件：当时为截齿的齿尖坐标，当时为截齿的齿根坐标。在两截齿上任意两点的距离；满足不干涉条件为：通常在截齿设计中都选用同一型号的截齿，则有：快速判别法：两直线的距离：其中：满足不干涉条件为：根据螺旋钻采煤机的工作情况，本设计中采用镐型截齿，如下：5 截齿的优化布置由于截齿在运动过程中的速度是由推进速度和旋转速度的合成，截齿的受到的切割阻力方向与速度方向相反，由于在坐标系上存在分速度，因此截齿在各坐标上的对于分力可以通过某一截齿的受力进行分解得到：假设所要设置的截齿数为，则钻头受到的总截割阻力和扭矩分别为：在螺旋截齿的布置时，需要满足以下约束：不干涉条件为：在设计时，选择相同型号的截齿，截齿的齿宽为，截齿的有效截割长度为，对于任意角度的截齿的切屑厚度，则：本文根据所提供的参数进行优化，由推进速度，螺旋钻旋转一周所须的时间或，故平均切削厚度，切屑厚度与最优截距的关系，在选择镐型截齿的条件下，求得各参数如下：参数值302869.22.2461.1673则：为了使整个煤柱能够被钻头脱落，满足落煤条件：，因为。故：总截齿数应满足：其中为钻头叶片数，为钻孔大小，总推进力。螺旋钻头在截割过程中，主要动力源通过一个电动机带动传递扭矩，同时由推进液压缸提供推力,本文建立以截割单位能耗最低为目标，同时满足不干涉条件和落煤条件，故数学模型可以如下表示：其中：， ，以上模型可以通过计算机编程求解，基于模型的非线形求解，用MATLAB寻优比较困难，可以通过遗传算法等大型非线性求解，本文通过LINGO软件编程求解。模型的简化：由于截齿安装在三根螺旋线的叶片上，在轴方向上的不同截线的截齿安装具有相互独立性。故当两钻头在轴方向上的回旋半径之和小于640mm时，我们可以不须考虑其干涉。对于此部分的截齿安装，只须满足截割能耗最低，因此，可以分两部分优化，这样大大降低了计算机编程量，提高计算机处理效率。因此最多只须考虑其两条截线的干涉情况，即只须考察9截齿的干涉情况。由此，本文在以上模型中改进：其中：,，对于其他截线上的截齿计算，只须去掉不干涉条件的约束，这样使工作量大大减少。钻头直径625mm截齿布置主要参数截齿编号回旋半径回旋角坐标1312.500602312.51200543312.524004742923240305285153602662842719021726661130278250182140159248300160121024090180911225211241712223332243513221123261314212243263015190365267016175155273-3其他参数同样可以通过以上方法求得，本模型在避免了截齿的干涉问题，但是由于模型的参数过多，对于更大规模的截齿求解在算法的时间复杂度上难以实现，故该模型的求解可以通过启发式算法减少工作的复杂度，同时本文在很多参数选取上是基于长期实践的参数，模型虽然是一种理论的计算，但有很重要的指导作用，同时该模型也实际情况还是有一定差异，因此还有尚待改进的地方。结论本文通过最优化方法求解螺旋钻采煤机的螺旋钻杆各参数，不但节省了材料，而且提高了采煤机的工作效率，与在新汶煤矿参观那台采煤机相比输送能力提高了，中间钻杆的参数改进：钻杆的部分参数钻杆参数螺旋外升角螺旋内升角钻杆直径导程本文设计钻杆16.519136.6170192448新汶采煤机钻杆16.266433.7007210440本螺旋采煤机设计的推进机构部分参数如下：项目名称参数机身长5329机身宽3274机身高1850两导轨的距离1920两主推进液压缸的距离780机架钢板厚度32专题部分对于采煤机截齿的研究，通过建立钻头的运动学模型和动力学模型，对钻头进行分析，并建立了不干涉条件的数学模型，同时通过对截割煤层的力学分析，建立了以截割能耗最小为目标的数学模型，通过计算机编程求得了问题的答案，分别计算出的钻头的截齿排列方式。用PRO/E动画演示，通过计算机模拟钻头的截割情况，验证了模型的有效性和实用性。钻头725的部分参数截齿编号123456789362.5362.5362.5345325305280225220000447091121135161截齿编号10111213141516171819017017014512090555050196227237295295300315315315参考文献1 李纪青.螺旋钻采煤法.煤矿开采，2001年第2期(总第44期)2 李昌熙等 .采煤机.煤炭工业出版社.1988年3 黄日恒.悬臂式掘进机.中国矿业大学.1996年4 苏E.3.保晋等.采煤机破煤理论.煤炭工业出版社 . 1992年5 杜长龙,肖世德.矿山机械优化设计建模与实践.北京:煤炭工业出版,19986 王传礼,王鸿萍.新型螺旋滚筒装煤性能的理论研究J .煤矿机械,2001 (2):15-17.7 吕宝占,李晋,李娟.模糊理论在采煤机螺旋滚筒结构参数优化设计中的应用.煤矿机电,2002(4),17-20.8 王传礼,汪胜陆.螺旋滚筒最低和最高装煤转速的确定.煤矿机械,1996 (4) :1-3.9 张艳秋,王宪军.采煤机滚筒直径及螺旋升角对装煤效果的影响.煤矿机械,1995（3）:29-31.10 吴宗泽.机械设计实用手册.化学工业出版社发行.北京.1998年11 吴宗泽.机械设计教程.机械工业出版社.北京.2003年12 王洪欣.机械设计工程学I.中国矿业大学出版社.江苏徐州.2001年13 唐大放.机械设计工程学II.中国矿业大学出版社.江苏徐州.2001年14 王文斌等.第一卷/新版机械设计手册.北京.2004年15 王文斌等.第四卷/新版机械设计手册.北京.2004年16 单辉祖.材料力学(上) .高等教育出版社.北京.2002年17 单辉祖.材料力学(下) .高等教育出版社.北京.2002年18 廖伯瑜.机械系统建模.机械工业出版社.北京.2003年19 杨景蕙.机械设计.机械工业出版社.北京.1992年20 高建强.采煤机螺旋滚筒的优化设计.机械工程与自动化,第1 期(总第122 期)2004 年2 月21 郭贵生, 高梦祥, 郭康权.基于MATLAB挖坑机螺旋钻头参数的研究.西北农林科技大学学报,第31卷/第3期/2003年6月22 王立平,叶佩青,张辉.基于ALGORFEAS的钻头有限元模型.工具技术,2001年第35卷. 24 刘保余,胡建启,姜一民.套管螺旋钻机钻头控向系统的研究.石油矿场机械,2003年/第32卷/第2期/第57页25 李永俊,李永生,时召.煤矿机械.采煤机螺旋滚筒设计参数对块煤率的影响,2000年第5 期26 马宪亭. 煤炭技术.带式输送机驱动滚筒参数的计算特点,第23卷第1期,2004年1月27 王怀新,续文峰.煤矿机电.螺旋钻采煤机的结构原理和使用实践.2005年第1期28 郭迎福,张永忠,彭佑多. 煤矿机电.纵轴式掘进机截割头简化运动与真实运动比较分析,2001年第1期29 郭迎福,张永忠,刘德顺.纵轴式掘进机截割头横摆时的运动学分析及其仿真.煤炭学报,第27卷/第1期/2002 年2 月30 刘春生. 辽宁工程技术大学学报.采煤机镐型截齿安装角的研究,第21卷第5 期/2002年10月31 Medhurst T P,Brown E T. A study of the mechanical beheavior of coal for pillar desigen.Int J Rock Mech Min Sci,1998:1087-110432 Shen B,Duncan Fanna M E. Review of hightwall mining experience in Australia and case studies.CSIRO Exploration and Mining Report 616E 199933 Baotang Shen and Mary Duncan. Geomechanices and Higwall Mining.World Coal,2001(2)353834 High ProductivityA Question of Shearer Loader Cutting Sequences? Nienhaus.K.Nienhaus,A.K.Bayer& H.Haut35 RUTHERFORD, A., Half-web benefits remain untapped, Australias Longwalls, March 2001, pp. 42-4436 FISCOR, S., US Longwall Census 2000, Coal Age, February 2000, pp. 32-3637 Schnim M.Follington I. Hightwall mining of coal. part 2: New developments in hight capacity auger mining,Surface Mining ,2002(4):417426附录1螺旋钻杆优化设计程序（MATLAB）%drum_optimization.mclccleardrum_datax0=0.18 0.44 16.3 0 0.016lb=0,0.8*Dy,8,25,0.014;ub=Dy/2.5,Dy,30,40,0.020;options=optimset(largescale,off) disp(-anykey continue-) disp(START:)x,fval=fmincon(drum_obj,x0,lb,ub,drum_constr,options)Ac=(x(3)+x(4)/2% drum_datafunction f=drum_obj(x)drum_dataf=-pi*(Dy2-x(1)2)*(x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)-m*x(5)*n*fic*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)/(4*cos(fi);function c,ceq=drum_constr(x)%drum_constr.mdrum_datac= 4*B*vq*(H*kp*kl-H0)*cos(fi)-pi*(Dy2-x(1)2)*(x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)-m*x(5)*fic*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)*n; n*x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)*cos(x(2)*sqrt(2*H-2*h-Dy/2)-(a+b)*sqrt(g)*cos(fi); 0.40-x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180); x(3)-x(4); ;ceq= pi*Dy*tan(x(3)*pi/180)-x(2); pi*x(1)*tan(x(4)*pi/180)-x(2);附录2螺旋钻杆连接件优化设计程序（MATLAB、LINGO）%drum_optimisation_01.mclccleardrum_data_01x0=0% lb=0% ub=Dgoptions=optimset(largescale,off) disp(-any key continue-) disp(START:)x,fval=fmincon(drum_obj_01,x0,0,Dg,drum_constr_01,options)% drum_data_01T=31199850;Dg=192;fi=0.5*pi/180;taoT=25;E=215000;G=8.1e+8;l=1570;% drum_obj_01function f=drum_obj(x)drum_data_01f=pi*(Dg2-x2)/4function c,ceq=drum_constr(x)%drum_constr.mdrum_data_01c= 16*Dg*T/(pi*(Dg4-x4)-taoT; 16*Dg*T/(pi*(Dg4-x4)-0.7*E*(Dg-x)/(2*Dg)1.5; 584*T*l/(pi*(Dg4-x4)-fi; ;ceq= ;model:pi=3.14159;T=31199850;Dg=192;FI=0.5*pi/180;TAOT=25;E=215000;G=8.1e+8;l=1570;min=pi*(Dg2-x2)/4;-x0;16*Dg*T-pi*(Dg4-x4)*TAOT0;16*Dg*T/(pi*(Dg4-x4)-0.7*E*(Dg-x)/(2*Dg)1.50;584*T*l/(G*(Dg4-x4)-FI0;gin(x);model:pi=3.14159;T=31199850;FI=0.5*pi/180;Dg=192;TAOT=35;E=215000;G=8.1e+8;l=1570;k=0.5;min=k*pi*(x12-x22)/4;16*x1*T-k*pi*(x14-x24)*TAOT0;16*x1*T/(k*pi*(x14-x24)-0.7*E*(x1-x2)/(2*x1)1.50;584*T*l/(k*G*(x14-x24)-FI0;x2-Dg0;Dg-x10;x20;gin(x1);gin(x2);附录3螺旋钻专题程序（MATLAB、LINGO）clccleardrum_dataoptions=optimset(largescale,off) disp(-any key continue-) disp(START:)function p=transformation( point )if nargin1 disp(-_-); disp(error! please input data); error;endp=point;x0=p.x;y0=p.y;z0=p.z;n,m=size(point.x);for i=1:n for j=1:mif (sqrt(x0(i,j)2+y0(i,j)2)=0)p.x(i,j)=x0(i,j)*sqrt(x0(i,j)2+y0(i,j)2+z0(i,j)2)/sqrt(x0(i,j)2+y0(i,j)2);p.y(i,j)=y0(i,j)*sqrt(x0(i,j)2+y0(i,j)2+z0(i,j)2)/sqrt(x0(i,j)2+y0(i,j)2);else p.x(i,j)=0; p.y(i,j)=0;endp.z(i,j)=0;endendclearchangeD=pi/180const=0u1=0.3;u2=0.4;w=60;%r/minv=3.5;%m/ssig=0;%g=9.8;%m/s2gama=1.7;a=8:30;%Dy=0.48y=0.17x=for a=8*changeD:0.1*changeD:30*changeDx=x const+(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*Dy*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)2)*g*gama/(1+u22)+.(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*y*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)2)*g*gama/(1+u22)*(Dy-y)endi=8:0.1:30plot(i,x)clearchangeD=pi/180u1=0.3;u2=0.4;w=60;%r/minv=3.5;%m/ssig=0;%g=9.8;%m/s2gama=1.7;a=0;%Dy=0.48y=0.17x=for y=0:0.001:0.48x=x (cos(i)+u2*sin(i)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*Dy*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(i)+u2*sin(i)2)*g*gama/(1+u22)+. (cos(i)+u2*sin(i)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*y*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(i)+u2*sin(i)2)*g*gama/(1+u22)*(Dy-y)end i=0:0.001:0.48 plot(i,x)function x0,y0,z0=changeview(a,b,c,d)x0=-(d*a)/(a2+b2+c2);y0=-(d*b)/(a2+b2+c2);z0=-(d*c)/(a2+b2+c2);function B,len=B2F(sol,bounds)%B,len=B2F(x,bounds) %x %bounds %B %编码长度L由bounds(2)-bounds(1)决定n=length(sol);len=;B=;v=;L=bounds(:,2)-bounds(:,1);L=de2bi(L);for i=1:nlen(i)=length(L(i,:);endv=sol-bounds(:,1);for i=1:n B=B de2bi(v(i),len(i);endfunction pops=changes(cpop,bounds,len,p)if isempty(p) p=0.01;endn,m=size(cpop);pop=cpop;p1=round(sum(len)*n*p);k=0;q=;v=;while(k k=k+1; q(k)=round(rand*(sum(len)*n-1)+1; for i=1:k-1 if q(k)=q(i) q(k)=; k=k-1; end endendfor i=1:nB(i,:),len=B2F(pop(i,:),bounds);endv=reshape(B,1,n*sum(len);for i=1:p1 if v(q(i)=0 v(q(i)=1; else v(q(i)=0; endendv=reshape(v,n,sum(len);for i=1:n pop(i,:)=F2B(v(i,:),bounds,len);endpops=popcpopclearclc% drum_dataB=0.6;%0.6 1.0mvq=3.5/60;%0 3.5m/minH=0.6;%0.6 0.9mkp=1.5;%1.5 1.7kl=0.56;%constfi=pi*16/180;%H0=0.1;%ma=0.2;%0.2 0.3mb=0.3;%0.3 0.4mh=0.15;%0.15 0.3mg=9.8;% m/s2n=60/60;% r/sDy=0.48;% mm=2;%constfic=0.4;%0.4 0.6gama=1;function c,ceq=drum_constr(x)%drum_constr.mdrum_datac=4*B*vq*(H*kp*kl-H0)*cos(fi)-pi*(Dy2-x(1)2)*(x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)-m*x(5)*fic*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)*n; n*x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)*cos(x(2)*sqrt(2*H-2*h-Dy/2)-(a+b)*sqrt(g)*cos(fi); 0.40-x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180); x(3)-x(4); ;ceq= pi*Dy*tan(x(3)*pi/180)-x(2); pi*x(1)*tan(x(4)*pi/180)-x(2);function f=drum_obj(x)drum_dataf=-pi*(Dy2-x(1)2)*(x(2)*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)-m*x(5)*n*fic*cos(x(3)+x(4)*pi/(2*180)+fi)/(4*cos(fi);A=350000;%单位N/mH=0.9;B=0.15;c=0.1;d=1.0;Kyo=0.5;b=0.20;h=0.40;fi=61;Ka=0.91;Kf=0.9;Kp=1;Kfi=1;t=0.50Kd=0.5Ky=Kyo+(B/H-c)/(B/H+d)Ab=Ky*AKb=0.3+0.035*btopt=b+1.2*hPq=390000r=0.625/2Kr=sqrt(2)/2Me=280000*2*pi*55/60if htopt Km=(1+0.21*h*(t/topt-1)2)*Kmoptelse Km=(1+1.6*(t/topt-1)2)*KmoptendK=Ky*Kb*Km*Ka*Kf*Kp/KfiHw0=A/(b+h*tan(fi)Pj=A/(b+h*tan(fi)*K*t*hn1=Pq/(Kd*Pj);n1=round(n1)n2=Me/(sqrt(1-Kd2)*Pj*r*Kr)n2=round(n2)n=min(n1 n2)clearchangeD=pi/180const=0u1=0.3;u2=0.4;w=60;%r/minv=3.5;%m/ssig=0;%度g=9.8;%m/s2gama=1.7;a=8:30;%度Dy=0.48y=0.17x=for a=8*changeD:0.1*changeD:30*changeDx=x const+(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*Dy*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)2)*g*gama/(1+u22)+. (cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*y*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(a+sig)+u2*sin(a+sig)2)*g*gama/(1+u22)*(Dy-y)endi=8:0.1:30plot(i,x)clearchangeD=pi/180u1=0.3;u2=0.4;w=60;%r/minv=3.5;%m/ssig=0;%度g=9.8;%m/s2gama=1.7;a=0;%度Dy=0.48y=0.17x=for y=0:0.001:0.48x=x (cos(i)+u2*sin(i)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*Dy*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(i)+u2*sin(i)2)*g*gama/(1+u22)+. (cos(i)+u2*sin(i)+sqrt(1+u22)*(0.5*u1*y*w2)2-g2*(1+u22)-(cos(i)+u2*sin(i)2)*g*gama/(1+u22)*(Dy-y)end i=0:0.001:0.48 plot(i,x)model: SETS: Drill1/1.18/: x1, y1, z1,alpha1,bet1,sigmu1; Drill2/1.16/: x2, y2, z2,alpha2,bet2,sigmu2; Drill3/1.20/: x3, y3, z3,alpha3,bet3,sigmu3; ENDSETSDATA:Ddrum1=725;Ddrum1=625;Ddrum1=825;const1=62.888;const2=8491;vt=1700w=1;b=30;h=28;A=350;PI=3.1415926;angle=180;ENDDATAMIN=SUM(Drill1(i):A*(0.3+0.035*b)/(b+h*cos(sigmu2)*tan(60)+ SUM(Drill2(j):A*(0.3+0.035*b)/(b+h*cos(sigmu2)*tan(60)+ SUM(Drill3(k):A*(0.3+0.035*b)/(b+h*cos(sigmu3)*tan(60);for(drill1(i)|i#GT#1:(x1(i)2+y1(i)2+z1(i)2)0.5-(x1(i-1)2+y1(i-1)2+z1(i-1)2)0.5-(b+const1*cos(sigmu1(i)*pi*angle);for(drill2(j)|j#GT#1:(x2(j)2+y2(j)2+z2(j)2)0.5-(x2(j-1)2+y2(j-1)2+z2(j-1)2)0.5-(b+const1*cos(sigmu2(j)*pi*angle);for(drill2(i)|i#GT#1:(x3(k)2+y3(k)2+z3(k)2)0.5-(x3(k-1)2+y3(k-1)2+z3(k-1)2)0.5-(b+const1*cos(sigmu3(k)*pi*angle);翻译部分英文原文High Productivity A Question of Shearer Loader Cutting SequencesK. Nienhaus, A. K. Bayer & H. Haut, Aachen University of Technology, GER1 AbstractRecently, the focus in underground longwall coal mining has been on increasing the installed motor power of shearer loaders and armoured face conveyors (AFC), more sophisticated support control systems and longer face length, in order to reduce costs and achieve higher productivity. These efforts have resulted in higher output and previously unseen face advance rates. The trend towards “bigger and better” equipment and layout schemes, however, is rapidly nearing the limitations of technical and economical feasibility. To realise further productivity increases, organisational changes of longwall mining procedures looks like the only reasonable answer. The benefits of opti-mised shearer loader cutting sequences, leading to better performance, are discussed in this paper.2 IntroductionsTraditionally, in underground longwall mining operations, shearer loaders produce coal using either one of the following cutting sequences: uni-directional or bi-directional cycles. Besides these pre-dominant methods, alternative mining cycles have also been developed and successfully applied in underground hard coal mines all over the world. The half-web cutting cycle as e.g. utilized in RAG Coal Internationals Twentymile Mine in Colorado, USA, and the “Opti-Cycle” of Matlas South African shortwall operation must be mentioned in this context. Other mines have also tested similar but modified cutting cycles resulting in improved output, e.g. improvements in terms of productiv-ity increases of up to 40 % are thought possible。Whereas the mentioned mines are applying the alternative cutting methods according to their spe-cific conditions, e.g. seam height or equipment used, this paper looks systematically at the differ-ent methods from a generalised point of view. A detailed description of the mining cycle for each cutting technique, including the illustration of productive and non-productive cycle times, will be followed by a brief presentation of the performed production capacity calculation and a summary of the technical restrictions of each system. Standardised equipment classes for different seam heights are defined, after the most suitable and most productive mining equipment for each class are se-lected. Besides the technical parameters of the shearer loader and the AFC, the length of the long-wall face and the specific cutting energy of the coal are the main variables for each height class in the model. As a result of the capacity calculations, the different shearer cutting methods can be graphically compared in a standardised way showing the productivity of each method. Due to the general char-acter of the model, potential optimisations (resulting from changes in the cutting cycle and the benefits in terms of higher productivity of the mining operation) can be derived. 3 State-of-the-art of shearer loader cutting sequencesThe question “Why are different cutting sequences applied in longwall mining?” has to be an-swered, before discussing the significant characteristics in terms of operational procedures. The major constraints and reasons for or against a special cutting method are the seam height and hard-ness of the coal, the geotechnical parameters of the coal seam and the geological setting of the mine influencing the caving properties as well as the subsidence and especially the length of the longwall face. For each mining environment the application of either sequence results in different production rates and consequently advance rates of the face. The coal flow onto the AFC is another point that varies like the loads on the shearer loader, especially the ranging arms and the stresses and the wear on the picks. A thorough analysis is necessary to choose the best-suited mining cycle; therefore, general solutions do not guarantee optimal efficiency and productivity. A categorization of shearer loader cutting sequences is realised by four major parameters . Firstly, one can separate between mining methods, which mine coal in two directions meaning from the head to the tailgate and on the return run as well or in one direction only. Secondly, the way the mining sequence deals with the situation at the face ends, to advance face line after extract-ing the equivalent of a cutting web, is a characteristic parameter for each separate method. The nec-essary travel distance while sumping varies between the sequences, as does the time needed to per-form this task, too. Another aspect defining the sequences is the proportion of the web cutting coal per run. Whereas traditionally the full web was used, the introduction of modern AFC and roof sup-port automation control systems allows for efficient operations using half web methods. The forth parameter identifying state of the art shearer loader cutting sequences is the opening created per run. Other than the partial or half-opening method like those used in Matlas “Opti-Cycle”, the cutting height is equal to the complete seam height including partings and soft hanging or footwall material. Bi-directional cutting sequenceThe bi-directional cutting sequence, depicted in Figure 1a, is characterised by two sumping opera-tions at the face ends in a complete cycle, which is accomplished during both the forward and return trip. The whole longwall face advances each complete cycle at the equivalent of two web distances by the completion of each cycle. The leading drum of the shearer cuts the upper part of the seam while the rear drum cuts the bottom coal and cleans the floor coal. The main disadvantages of this cutting method are thought to be the unproductive time resulting from the face end activities and the complex operation. Therefore, the trend in recent years was to increase face length to reduce the relative impact of sumping in favour of longer production time.Uni-directional cutting sequenceIn contrast to the bi-directional method, the shearer loader cuts the coal in one single direction when in uni-directional mode. On the return trip, the floor coal is loaded and the floor itself cleaned. The shearer haulage speeds on the return trips are restricted only by the operators movement through the longwall face, or the haulage motors in a fully automated operation. The sumping procedure starts in near the head gate, as shown in Figure 1b. The low machine utilisation because of cutting just one web per cycle is the main disadvantage of the uni-directional cutting sequence. Besides the coal flow can be quite irregular depending on the position of the shearer in the cycle.Half web cutting sequence 第131页中国矿业大学2005届本科生毕业设计The main benefit of half web cutting sequences is the reduction of unproductive times in the mining cycle, which results in high machine utilisation. This is achieved by cutting only a half web in mid face with bi-directional gate sequences as shown in Figure 2a. The full web is mined at the face ends, with lower speeds allowing faster shearer operation in both directions in mid seam. Beside the realisation of higher haulage speeds, the coal flow on the AFC is more balanced for shearer loader trips in both directions.Half-/partial-opening cutting sequenceThe advantage of the half- or, more precisely, partial- opening cutting sequence is the fact that the face is extracted in two passes. Figure 2b shows that the upper and middle part of the seam is cut during the pass towards the tailgate. Whereas the last part of this trip for the equivalent of a ma-chine length the leading drum is raised to cut the roof to allow the roof support to be advanced. On the return trip the bottom coal is mined with the advantage of a free face and a smaller proportion of the leading drum cutting coal; consequently leading to less restrictions of the haulage speed due to the specific cutting energy of the material. The shearer sumps in mid seam near the head gate to the full web without invoking unproductive cycle time. Like for the trip the tailgate the leading drum has to be lowered a machine length ahead of the main gate.4 Production capacity calculationsA theoretical comparison of the productivity between different mining methods in general, or in this case between different shearer loader cutting cycles, is always based on numerous assumptions and technical and geological restrictions. As a result, this production capacity calculation does not claim to offer exact results, although it does indicate productivity trends and certain parameters for each analysed method. The model works with so-called height classes varying the seam thicknesses between 2m and 5m in steps of 50cm. Equipment is assigned to each class, having been selected by looking at the best-suited technical properties available on the market 4. Apart from the defined equipment, it is assumed that the seam is flat and no undulations or geological faults occur. In the model, the ventilation and the roof support system represent no restrictions to the production. Since the aim of this model is to show ways to further increases in longwall productivity, the calculation is based on a fully automated system with no manual operators required at the face. The haulage speed of the shearer is therefore only restricted by the AFC capacity, the cutting motors and the haulage motors respectively. The variable parameters in this comparison of the four cutting sequences are, (besides seam thick-ness) the specific cutting energy of the coal to be cut and the length of the longwall face. The former varying between 0.2 and 0.4kWh/m, the latter between 100m and 400m in 50m intervals. The 100m shortwalls were deliberately selected, since they are coming more into focus for various reasons. Geotechnical aspects, like e.g. the caving ability of the hanging wall and faults, restrict long-wall panels in many places to maximum face lengths of 150m or less, like in South Africa and Great Britain. For this reason, a detailed analysis of the potential of such longwalls is deemed appropriate. 5 Conclusions In recent years much effort has been put into the optimisation of longwall operations to increase productivity and efficiency. In many cases the emphasis of these improvements was mainly focused on the equipment, e.g. increased motor power or larger dimensions of AFCs. The organisational aspect has sometimes been neglected or did not rank as high on the