第一章 液压支架的选型.doc

第一章 液压支架的选型第三节 液压支架的架型选择一、架型的选择当工作面直接顶类别，老顶级别已确定经过分析论证后，可按表1-4选择支架型式。使用表14时，考虑下列因素：1）煤层厚度为3.3 3.7米，顶板有侧向推力时，一般不宜采用支撑式支架。2）煤层烦角为1 12 (支撑式支架取下限，掩护式取上限)以上时，支架不必考虑防滑防倒装置。3）底板强度、支架对底板比压应小于底板岩石允许抗压强度。4）瓦斯涌出量大应优先选用通风断面大的支撑式或支撑掩护式支架。 5) 设备成本，能同时允许选用不同架型时，应优先选用价格便宜的支架。老顶级别直接顶类别12312312344架 型掩护式掩护式支撑式掩护式掩护或支撑掩护式支撑式支撑掩护式支撑掩护式支撑或支撑掩护式支撑或支撑掩护式支撑式采高2.5m时支撑掩护式采高2.5m时支架支护强度/MPa采高/m10.2941.30.2941.60.29420.294结合深孔爆破，软化顶板等措施处理采空区20.343(0.245)1.30.343(0.245)1.60.34320.34330.441(0.343)1.30.441(0.343)1.60.44120.44140.539(0.441)1.30.539(0.441)1.60.53920.55表1-4 适应不同等级顶板的架型和支护强度 另外，表1-4中的支护强度是指单位面积上的支撑力大小，括号内数字是掩护式支护强度；但允许有5的波动范：1.3，1.6，2分别为、级老顶比l级老顶的增压倍数，级老顶由于地质条件变化较大，只给出最低限2，具体数字应根据实际情况确定，单体液压支柱的支护密度，可用表中的支护强度除以工作阻力计算。表中采高系最大采高，具体采高下的支护强度可用插值法计算。由以上分析并根据该矿井的地质条件等因素选择支撑掩护式液压支架。二、液压支架结构参数的确定液压支架的结构参数，主要指液压支架的结构高度，液压支架的结构高度，应能适应采高的要求。它根据煤层厚度(或采高)和采区范国内地质条的变化等因素来确定。其选择的原则时：在最大采高时，液压支架应能“顶得住”，在最小采高时，支架能“过得去”。支架最大结构高度和最小结构高度，具体由下面经验公式计算： （m）=3.2+0.3=3.5 m-b-c（m）=3.2-0.3-0.1-0.1 =2.6 m 式中： 分别为煤层最大、最小采高；m；为伪顶冒落的最大厚度，对于中厚煤层支架取200-300mm，这里取300mm；为顶板周期来压时的最大下沉量，对于中厚煤层支架取300-400mm，这里取300mm；b支架卸载前移时立柱伸缩余量，这里取100mm； C支架顶梁上存留的浮煤和碎矸石厚度，这里取100mm。三、支护强度和工作阻力的计算 1)支架支护强度q：支架单位支护面积上的支撑力。它是衡量液压支架性能的一个重要参数，可由下列方法确定:按经验公式估算:=KMg（Mpa）=8 3.5 2.5=0.73 MPa式中： K为作用于支架上的顶板岩石厚度系数，中厚煤层一般取58,这里取8；M为最大采高3.5m ；岩石密度，-般取2.5tg为重力加速度，取10 m/s 2)确定支护强度后，按下面公式计算支架的工作阻力F： =0.736=4380 kN式中：支架的工作阻力，kN;支护强度,kN/;支架的支护面积, ;根据国产液压支架的发展趋势，支护面积取6；有一种观点认为，支架的制造费用主要决定于支撑高度，而与工作阻力关系不大，因此使用高工作阻力的掖压支架是有利的，在此选定液压支架的工作阻力为5200 kN。 3)支架的初撑力：我国近年来设计制造的液压支架，初撑力普遍达到工作阻力的80%以上，现取0.8计算公式如下:0.8=52000.8=4160 kN四、支架中心距与宽度 支架中心距应与输送机一节溜槽的长度相适应，一般为1.2m1.5m，现选取1.5m 。支架的宽度取1.42 m。五、顶梁长度 顶梁长度与液压支架的结构形式、支护方式、输送机宽度和采煤机的结构尺寸有关，选支架时应该校核这些关系尺寸是否合适。=式中： 一架支架的支护面积，6； 支架顶梁长度，1.42； 梁端距，0.3； 支架顶梁宽度，1.420；架间距，0.08；六、选择液压支架型号由上面计算出的支架最大和最小结构高度和支护强度的数值，从液压支架产品目录中选择ZZ5200型支撑掩护式液压支架/19.5/42，乳化液泵选MRB125/31.5，支架的规格和主要技术参数如下表：表 3-5 ZZ5200/19.5/42型支撑掩护式液压支架技术参数 第二章 滚筒采煤机的选择正确选择和使用采煤机是提高采煤工作面，生产能力的一项主要任务，对采煤工作面的生产效率、能耗、安全等都具有重要影响，但采煤机选型涉及问题较多，它不仅与煤层的厚度，倾角及煤的物理机械性质、地质条件等有关，还要考虑与支护设备，运输设备之间配套关系，因此，在选型过程中要考虑多方面因素，综合分析后去确定。第一节 采煤机选型一、原始资料矿井年产量：=1200000 t/年；煤层倾角 10；平均采高 H=3.2 m；原封煤容重=1.35 t/；散煤容重=0.9 t/；工作面长度=180 m；年工作日=300 天；煤层厚度3.0-3.2m；煤层硬度 f=2；截割阻抗 本矿采用“三八”工作制作业（矿井以一个工作面满足产量）。二、影响采煤机械选型的因素三、采煤机性能参数计算与确定 1、滚筒直径的选择双滚筒采煤机的滚筒直径应大于最大采高的一半，按照经验计算公式，滚筒直径： m根据煤矿支护手册1597页表5-7-4（滚筒采煤机的选择），滚筒直径系列分为：0.6、0.65、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.25、1.4、1.6、1.8、2.0、2.3、2.65，根据计算结果，圆整滚筒直径与我国系列化标准一致，故本设计选取滚筒直径为2.0m。 2、滚筒的截深：滚筒截深是采煤机工作机构截入煤壁的深度，截深的确定与煤层的压张效应、截割阻抗大小、煤层厚度、倾角、顶板稳定性及采煤机稳定性有关；根据煤矿支护手册1597页表5-7-4，截深查：为了充分利用煤层压张效应，中厚煤层截深一般取0.6m，故本设计中采煤机截深取0.6m 3、选择滚筒 通过以上计算，选择采煤机滚筒直径为2m，截深不小于0.6m，其螺旋叶片头数为2头。 4、滚筒转速与截割速度 滚筒上截齿齿尖运动的线速度称为截割速度。截割速度取决于滚筒直径和滚筒转速。为了减少滚筒截割时产生的粉尘，提高块煤率，根据液压传动和采掘机械书146页查得滚筒直径在1.82.0m的滚筒，n3050为宜，故本设计初选滚筒转速n=40。截割速度是指截齿齿尖的速度，可按下式计算： 式中： 滚筒的截割速度，；滚筒转速，45；其它符号意义同前。目前常用的截割速度35，最好在4左右, 截割速度过高将使粉尘增多，所选滚筒转速与截割速度符合要求，故本设计截割速度取4。 5、采煤机的最小设计生产率 式中：W为采煤机日平均产量，； 16为采煤机日工作时间 6、采煤机截割时的牵引速度与生产率 1)根据采煤机最小生产率求牵引速度 式中：采煤机最小生产率，；H工作面平均截割高度，m；3.2m；B截深，m；0.6m；采煤机截割煤时最大牵引速度，煤的实体密度，一般取1.35 2）按截齿最大切削厚度决定牵引速度 当m.n一定时与v成正比关系，当大于齿坐上截齿伸出长度，是齿坐及螺旋叶片也参与截割，则截割阻力及功率剧增，使齿坐受到磨损，造成截齿不能正常工作。为了避免上述情况的发生，一般截齿的最大切削速度应小于截齿伸出齿坐长度70%，按照这一要求采煤机牵引速度表示为： 式中： 采煤机滚筒上同一截线上安装截齿的数目，这里取=2； 采煤机滚筒的转速， 截齿在齿坐上伸出的长度70%，国产径向截齿大约为，切向截齿在，这里取。3） 液压支架的推移速度决定牵引速度 支架推移速度应大于采煤机的牵引速度，才可保证采煤机安全生产，故支架推移速度，这里取=6由以上计算，采煤机牵引速度v应该在这个范围，即在之间，并且。故确定采煤机牵引速度采煤机牵引速度确定，采煤机生产率Q为： 7、采煤机所需电机功率由于工作过程受到影响很多，为此我采用比能耗来估算采煤机的电功率,采煤机必能耗值公式 式中采煤机的截割阻抗，取 基准煤的截割阻抗，取 基准煤的比能耗，取0.44 故对于上滚筒采煤机前部滚筒的比能耗值为,则后滚筒比能耗为为后滚筒工作条件系数双滚筒采煤机的滚筒的滚筒直径以采高60%计算，则双滚筒采煤机所需单电机功率为式中 功率利用率数，取0.8功率水平率数，取1由计算选择功率为2300KW电机2台作为采煤机主电机 8、牵引力 牵引力是采煤机的一个重要参数，它取决于煤质、采高、牵引速度、煤层倾角、机器质量以及导向装置的结构和摩擦系数等因素，故采煤机牵引力无法精确，采煤机的牵引力可按其电动机功率进行估算。 式中：采煤机的牵引力，； 9、采煤机质量 采煤机质量太小影响机器工作的稳定性；太大使牵引力增大，还影响输送机及导向部分的强度。据统计，常用采煤机的质量与电动机功率间有以下关系：4、 初选采煤机及设备配套依据以上所计算的采煤机各项数据绘制下表采高滚筒直径截深生产率牵引力牵引速度滚筒转速电机功率重量3.2m2m600mm622t/h300-350KN4m/min45r/min2*300KW33-49t根据以上数据和煤矿支护手册1602页表5-7-6（滚筒采煤机主要型号及技术特征）初选鸡西煤矿机械厂生产的第二节 采煤机基本参数的校核一、采高与卧底量的校核当采煤机机面高度选定后，按以下公式来确定采煤机最大、小采高及卧底量。最大采高：最小采高：最大卧底量：符号意思为反意思最小卧底量：式中:A采煤机高度 (机身上平面至底板之距离) 1.6m；h 采煤机截割部减速箱高度，一般等于电机高度,0.6m；L摇臂长度(摇臂摆动中心到滚筒中心距离) ,2.16m；、摇臂向上最大、最小倾角；、摇臂向下最大、最小倾角；D 滚筒直径2.0m； 以上计算结果，满足工作面的要求。二、生产率校核采煤机的最大理论生产率：计算公式： 式中符号意义同前。计算结果，该采煤机的实际生产率满足工作面计划生产能力的要求下表为MG300-W型采煤机主要技术指标如下表：生产能力640t/h适用条件采高1.9-3.8m倾角0-35普氏硬度24牵引机构主油泵型式ZB-125油马达型式BM-ES630牵引速度0-6m/min最大牵引力456.7KN牵引方式无链调速方式液压保护方式液压与恒功率截割机构滚筒直径/m1.6 1.8 2.0截深630mm滚筒速度/r/min25 29.7 36.9 45.6电动机型号SKBC-300功率300KW电压1140V转速1470r/min外形尺寸机面高度1600mm机身总长度5940mm两摇臂摆动中心距5000mm要比有效长度2160mm摇臂摆动中心距低板高度1300mm卧底量/mm216 316 416质量37.4t第二章 刮板输送机的选型计算刮板输送机是连续动作式运输机械的一种，由于其机身低矮，可以弯曲，运输能力大，结构强度高，能适应采煤工作面较恶劣的工作条件，它除了 运煤外，还能给采煤机作运行轨道、作为移置液压支架的支点、清理工作面的浮煤层、悬挂电缆、水罐、乳化液管等，它是缓倾斜长壁采煤工作面唯一的运输设备。第一节 运输能力的确定一、刮板输送机的选择当工作面采用采煤机时，因为煤是连续而均匀地装到输送机上的，因此根据采煤机的理论生产率选择刮板输送机，查矿井运输设备选型指导书表12选择刮板输送机型号为SGZ764/320，电动机型号为KBY6802160。但是，由于实际工作面长度和煤层倾角、煤层厚度等条件各不相同，需要对刮板输送机的运输生产能力、电机功率、刮板链强度进行验算。其技SGZ764/320术特征为：运输能力，t/h：900；出厂长度，m：150；刮板链速，m/s：0.95； 型式：圆环链；规格mm：破断拉力，kN：850电动机的特征：型号： KBY6802160；电压，V：1140；转速，r/min：1475液力偶合器的特征：型号： YL-560；额定功率，kW： 160；工作液体：HU-22号气轮机油；充液量，L： 22； 中部槽尺寸： 1500764222 二、运输能力的计算刮板输送机的运输能力按下式计算： 式中：q单位长度上所装物料的质量,kg/m；v物料运行速度（m/s）；由于 所以 式中：F中部槽物料的截面积，；货载的散碎容重，；装满系数，在一般情况下，货载并不能装满，按矿井运输设备选型指导书选取，如下表21v-刮板链速度，m/s； 表21 装满系数输送情况水平及向下运输 向 下 运 输 装满系数0.91510150.90.80.6由于:所以: =式中：采煤机或刨煤机的生产能力，t/h；采煤机或刨煤机的牵引速度，m/min ； t/h两向装煤时取“”； t/h 符合要求。第二节 电动机功率的校验一、运行阻力的计算刮板输送机运行阻力按直线段和曲线段分别计算，直线段阻力除克服煤和刮板链的运行阻力外，还需克服煤和刮板链的重力。重段阻力：空段阻力： 式中：刮板链每米长度的质量，；货载每米长度上的质量，；刮板输送机铺设长度，m；刮板链在溜槽中的运行阻力系数；煤在溜槽中的运行阻力系数；重力加速度，；倾斜角度； 、按表格22选取表22 及选取表阻力系数链子类型单链0.4 0.60.3 0.4双链0.6 0.80.3 0.4“+”、“-”号的确定原则：刮板链向上运行时取“+”号，刮板链向下运行时取“-”号。其中： = =所以重段阻力为： = =143873.73+10554.86=154428.59 空段阻力为： =36.261409.2（0.4） =16211.刮板链在链轮处的弯曲阻力以及可弯曲刮板输送机的机身弯阻力， 分别使其重段阻力和空段阻力增加10%，则输送机的总运行阻力，即电动机的牵引力为： =1.21(154428.59+16211.31) =206474.279二、电动机功率的校验对于用于机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，其货载（煤）的装载长度随采煤机的移动而变化，在这种情况下，输送机电功率按等效来计算： 式中：刮板输送机满负荷时，电动机的最大功率，即：刮板输送机空载时（即q=0时），电动机的最小功率，即：=刮板输送机电动容量:符合要求。第三节 刮板链强度验算 验算刮板链强度，需先算出链条最大张力点的张力值，此张力值的确定按逐点张力法进行计算。一、最大张力计算 如图2，按逐点计算法：双机驱动两端使用的电动机功率和特性都相同，可认为两端各负担总负载的 ，为克服运行阻力，上端驱动链轮上需施加的牵引力为：；最小张力点的判定要看和的大小，得：当时，点张力最小；当时，点张力最小。所以点张力最小。由于刮板链要预张紧，所以有一点的张力，最小张力为：对于单链取20003000N，对于双链取40006000N。所以 所以点张力最大。二、刮板链的安全系数 刮板链的安全系数是查得的C级圆环链条的破断拉力为850kN，中双链负荷分配不均系数取0.90。安全系数为 式中： 一条刮板链的破断拉力，N；刮板链最大的静张力，N；双链受力不均匀系数，中双链取0.860.91。 所以符合要求。第四章 采煤机、支护设备、刮板输送机配套关系一、生产能力配套生产能力配套原则是：工作面输送机的生产能力必须略大于采煤机的理论生产率。在前两章采煤机、刮板输送机选型中已做了计算。 表4-1 综采工作面设备配套表二、移架速度与牵引速度的配套支架沿工作面长度的追机速度应能跟上采煤机的工作牵引速度，否则，采煤机后面的空顶面积将增大，易造成梁端顶板的冒落。 支架移架速度可按下式估算： =A/K （ m/min） = =9.8 4.2 m/min式中：为泵站流量，125L/min； 为一架支架全部立柱和千斤顶同时动作所需的液体容积，按16L计算； A为支架中心距，1.5m；K为考虑从泵站到支架间管路泄露损失系数，一般取1.1 1.3；上式计算的移架速度大于采煤机的最大牵引速度，所以支架沿工作面长度的追机速度能跟上采煤机的工作牵引速度。三、相关尺寸配套采煤机依靠工作面输送机导向在其上移动，而且工作面输送机与液压支架又互为支点的移架的推溜，应此三者的尺寸应能协调。从安全角度考虑，工作面无立柱空间宽度R应尽可能小，但它受到设备宽度的制约，由图可知： R=B+E+W+X+d/2=0.726+0.1+0.764+0.150+0.21/2=1.89式中：R无立柱空间宽度,m; B采煤机截深,0.686m；E滚筒外侧与铲煤板的间距，m;一般E=0.10.15 m ，取0.1m； W刮板输送机宽度,0.764m； X前排柱到电缆槽的间距一般X=0.150.2 m；取0.15 m；D支柱外径,0.21m;从顶梁部分尺寸看R=T+L，L为顶梁悬臂长度，T为梁端距。 梁端距越小越好，以增大支架对顶板的覆盖，但由于底版沿走向起伏不平会导致上滚筒倾斜而截割顶梁，应此必须保持一定的梁端距，一般T=250350mm（薄煤层取小值）。为了减小无立柱空间宽度R，保证铲煤板端的煤壁之间距离E及采煤机电缆拖移装置对准输送机的电缆槽，采煤机的机身中心线常相对于输送机中部槽中心线向煤壁方向偏移一距离 e,其大小随机型而定。顶梁后部尺寸N与支架结构有关。由上可见顶梁悬臂长度和梁端距的值必须与采煤机，输送机的有关尺寸相适应，这样才能保证正常工作。另外，推移千斤顶的行程应较截深大100200mm.在采高方面，机面高度A一定要保证足够的过煤空间高度C，一般C大于等于250300mm,以便煤流顺利从采煤机底托架下通过。过机高度Y一般应大于200mm，以便采煤机在最小采高，顶板起伏不平及顶板下沉时，能顺利从顶梁下通过。 通过计算，选择的采煤机，支护设备及输送机符合基本配套要求，采煤机、液压支架和输送机组成的综采设备，有严格的配套要求各单项设备的先进性能只有在搞好配套关系的基础上才能发挥出来。二、滚筒一种型号的采煤机通常配备几种规格的滚筒可供选择。1、滚筒直径的确定中层煤层用的单滚筒采煤机（主要用于普采），滚筒直径为：式中：-最大煤层厚度m。中厚煤层用双滚筒采煤机：滚筒直径应略大于最大采高的一半或根据两个滚筒的装煤量相等的原则来选取。即： 令有：整理得：式中：=螺旋滚筒装煤效率； 即： ； -计算时取最大采高m。注：综采工作面双滚筒采煤机一般都是一次采全高，故滚筒直径D应稍大于最大采高之半，即 滚筒直径已经系列化，分别为0.6、0.65、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.25、1.4、1.6、1.8、2.0、2.3、2.6m。考虑该采煤机的实际配备系列的滚筒规格。3、滚筒截深截深是指一次截割深度，是由滚筒外约请緣到端盘外侧截齿齿尖的距离确定的。为有效地利用煤层的压张效应，现代采煤机的截深都小于1m。截深过小采煤机生产率受到影响。但加大截深会使支架的步距加大，顶梁长度和千斤顶行程加大；同时也使采煤机电动机功率及运输机的输送能力加大。因此，要综合权衡利弊，选用合理截深。目前多数采煤机采用的截深为0.6或0.63m，大功率采煤机可取0.75m左右。在薄煤层中，由于工作条件困难，牵引速度不能太大，为了达到较高的生产率，在顶板条件允许时，可选用截深0.751.0m。在厚煤层中，由于受输送机生产率的限制，截深可适当减小0.40.5 m，这对缩小控顶距，避免冒顶和片帮事故有益处。注：目前采煤机的截深有：0.5、0.6（0.63）、0.7、0.75、0.8、0.9、1.0m等几种（也可以与厂家联系定做非标准的）。选择滚筒的截深要与现有的滚筒系列和选定支架等设备配套。5、滚筒的转速类似滚筒直径一样，现代滚筒采煤机，每种型号有几种滚筒转速供选择。采煤机滚筒转速的选择要兼顾截煤及装煤两种工艺，以适应不同的煤质情况。实际的采煤机基本已匹配好的，大直径滚筒选用低档转速，小直径滚筒选用高档转速。一般认为滚筒转速为3050r/min较适宜。目前滚筒转速有降低的趋势，最低转速为1520r/min。对薄煤层小直径滚筒，突出的问题是装煤，因此滚筒转速可提高到60100r/min。截割速度验算 目前常用的截割速度=35m/s，最好在4m/s左右。过高将使煤尘增多，大大降低截齿的寿命。式中：-选定的滚筒直径（mm）;-选定的滚筒转速（r/min）。装煤验算 滚筒的装煤生产率应大于落煤生产率，这样才能避免滚筒不被煤堵塞，使采出的煤得以顺利输送（只验算前滚筒）。滚筒的装煤生产率为： 滚筒应有的落煤生产率为： 由可以求得滚筒装煤而不被堵塞的临界转速：式中：、-叶片外、内缘直径，m;n-滚筒转速，r/min;Z-叶片头数，一般23个;S-叶片螺距，m;-叶片厚度，m;-叶片外缘开角，;-装满系数，0.110.58；可查表，计算时近似取平均值；J-截深，m；-牵引速度，m/min;工作牵引速度最大一般取=35m/min；H-采高（计算时取最大采高），m；-煤的松散系数，=1.51.7；-浮煤高度；有挡煤板时=00.05；无挡板时=（为考虑浮煤量系数），m；K-应有滚筒装出的煤量系数。对前滚筒K=D/H；对后滚筒K=1-。滚筒转速n应满足以下条件，使滚筒既不被煤堵塞，又不致抛过筒毂造成循环煤。式中：-临界转速，r/min;-防止碎煤抛过筒毂循环的转速，r/min。对于D=0.50.6m时，=80120r/min;对于D=1.82.0m时，=3040r/min。三、电机功率根据采煤机的生产率来验算其装机功率，详见。双滚筒时，采煤机装机功率为：式中：-功率利用系数。单机驱动时取1，分别驱动时取0.8；-功率水平稀疏，-后滚筒的工作条件稀疏，-采煤机的生产率采煤机和其他工作面设备的基本功能就是按照所要求的生产率完成其生产过程。采煤机的生产率取决于矿山地质和矿山技术条件、机器工况和结构参数以及时间利用率等因素。因此采煤机的生产率分别以理论、技术和使用生产率表示。（1）理论生产率 在给定条件下，以最大参数连续运行时的生产率称为理论生产率，理论生产率Q的计算公式为 理论生产率，工作面平均采高，；滚筒有效截深，；给定条件下可能的最大牵引速度，煤的密度，一般为采煤机的理论生产率是确定与其配套设备生产能力的依据,是由工作条件、机器工况和结构参数确定的。在实际工作中，只有与其配套的设备生产能力大于采煤机的生产能力时，采煤机才能达到给定的理论生产率。（2）技术生产率 考虑根据循环图表而进行的辅助工作，如更换截齿、开切口、检查机器和排除故障所花费时间后的生产率称为技术生产率，它由下式求得式中 技术生产率，；采煤机技术上可能达到的连续工作系数，一般=。技术上越陷越深完善，系数越高，理论生产率和技术生产率的差距也越小。（3）实际生产率 实际使用中，考虑了工作中发生的所有类型的停机状况，如处理输送机和支架的故障、处理顶底板事故等。使用生产率可由下列公式计算式中 实际生产率，；采煤机在实际工作中的连续工作系数，一般=。-采煤比能耗，kwh/T。= ；-截割阻抗取180200N/min;-对于A的采煤比能耗-工作面煤的截割阻抗，180N/mm软煤；=180240N/mm中硬煤；=240360N/mm硬煤。即所算出的N选用的采煤机装机功率，否则重新选机型（改变工作参数，如）。采煤机的装机容量是由生产能力决定的，生产能力为500700 t/h时，装机容量约600750 kW。国外一些采煤机的生产能力已达到15002000 t/h，其装机容量也高达11001500 kW。采煤机的生产能力正比于采高，因此也可以根据采高估计装机容量的大小。对于硬煤，装机功率应加大一倍。四、牵引力采煤机的牵引力与装机容量关系密切，装机功率150kw时，牵引力为160180kN；装机容量300kw时，牵引力达250300 kN。牵引力与牵引机构的刚度系数、采煤机的质量、摩擦系数、牵引速度、截割阻力及载荷的不均衡性、机道形状等因素有关，很难精确计算，一般用经验公式确定。P=(1.11.3)N式中：P牵引力，kN；N装机容量的KW数。按向上牵引工作来计算 T式中：-摩擦系数，0.180.25（骑溜子时）；0.30.4（爬底板时）；-经验稀疏，0.60.8（计算时取小值）；-估算稀疏，00.2；-系数，按来选取；-采煤机移动重量，T；-煤层倾角，度。若牵引力不够时，重选机型；增设辅助牵引设备。六、采煤机允许的最大牵引速度牵引速度是采煤机的一个重要参数，牵引速度直接决定了机器的生产能力。装机容量、移架速度、输送机生产能力等因素又限制了牵引速度的增长；从另一方面讲，牵引速度加大后，切屑厚度过大将导致齿座挤压煤体，造成截割阻力的急剧上升。随着装机容量的加大，采煤机牵引速度已达810m/min，国外有的采煤机牵引速度高达1520m/min。然而增加装机容量，加大牵引速度并中是增加综采工作面生产能力的唯一途径，综合机械化采煤是一个复杂的生产过程，除了需要解决和改进技术和装备上的问题外，尚需改进管理上存在的问题，其中首要的问题是提高采煤机的开机率。统计资料表明，即使年产百万吨的综采工作面，其生产班的平均开机率也不足50%，而全国的平均水平仅为其一半，足见改进管理的潜力是很大的。1、保证滚筒工作时叶片不碰撞煤壁的条件截齿伸出的径向长度应大于最大切削厚度，即：70 mm式中：-牵引速度，m/min；-滚筒转速，r/min；-每条截线上的齿数，一般取13；-滚筒的齿长若未知，可近似取刀型截齿=65100mm；镐型截齿=6080mm。则有：= m/min 2、根据滚筒截齿协调性的条件即：（见前二、5）可得：= m/min=，-在不考虑其它限制条件时（如：移架速度、运输机运输能力、装机功率及牵引力等）允许的最大牵引速度即短时允许最大工作牵引速度。第三章 刮板输送机选型一、初选刮板输送机综采工作面一般均使用重型可弯曲刮板输送机，其中有单链、双中心链、双边链等几种类型。根据刮板输送机选型的基本原则和产品说明书介绍的技术特征及其使用条件来选择型号（并参考下面计算的）。产品说明所列铺设长度一般均为水平长度货一定倾角煤层（如10）向下运煤时的铺设长度，实际上各工作面长度和煤层倾角、煤层厚度等条件各不相同，所以确定了型号后需要验算所选刮板输送机的运输生产能力、电机功率及刮板链强度，并确定每台刮板输送机驱动电机的数量。二、运输能力的验算1、 按采煤机生产能力计算刮板输送机的运输能力：=60 T/h式中：-煤的容量，1.35；-同前（=35m/min；-平均采高，m）；-装载不均匀系数，一般取1.5；-采煤机和运输机同向运输时的修正系数。=，为刮板输送机链速（查附录二）；-运输倾角和运输方向的系数。见表3-1。表3-1运输情况水平运输时倾角510倾角10以上向下向上向下向上10.91.30.71.5按此式计算的是要刮板输送机运走的煤量（小时生产能力）。2、 按刮板输送机的工作状况及有关参数计算输送能力：主要是根据已选定的输送机技术特征，验算是否能够满足所要求的运输能力。=3.6 T/h式中：-输送机单位长度上货载重量，Kg/m；=1000F；F-货载断面积，。F=+ -溜槽承载段横截面积；-原煤在溜槽中的动堆积面积；-原煤动安息角，一般取20；-装满系数，-煤的松散容重，0.851.0。若，则符合要求。输送情况水平及向下运输向上运输+5+10+15装满系数0.91.00.80.60.5三、刮板输送机电机功率的验算及电机的数量1、电机功率：= kw式中：-电动机轴上的功率，kw；-传动装置效率，一般为0.80.85；-刮板输送机主链轮的牵引力，Kg.=式中：-溜槽弯曲段的附加阻力，一般取1.1；-重段阻力。=+式中的+号用于向上运输，号用于向下运输。-空段阻力。=式中的号用于向上运输，+号用于向下运输。-按=1000F计算值；-刮板输送机的铺设长度，m;-刮板输送机的铺设倾角，度;-刮板链单位长度重量，Kg/m;-煤在溜槽中的运行阻力系数，查表3-3；-刮板链在溜槽中的运行阻力系数，查表3-4。W值 表3-3刮板输送机的结构形式W值单链或双中心链工作链布置在回空链上面0.55工作链和回空链在同一水平上0.75双边链有导向装置、铺设平直0.60.8有导向装置、底板起伏不平1.2值 表3-4刮板输送机的结构形式值单链或双中心链无导向装置0.250.35有导向装置0.350.40双边链无导向装置0.200.25有导向装置0.250.35综合机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，货载的装载长度随着采煤机的移动而变化。因此，电机负荷也是变化的，即： （满载时，最大电机功率） kw（空载时，最小电机功率）从而得到所需刮板输送机的等效功率：电机容量：=（1.151.2）式中：1.151.2-备用系数。所选的刮板输送机电机容量时即符合要求。否则要重选或考虑双电机两端驱动（当然这对原选用一端驱动情况可以这样考虑）。2、电机数量常见的是单电机和双电机，在确定刮板输送机的型号及电机容量的计算中就要考虑电机的数量。电机的数量决定了采用一端驱动还是采用两端驱动，这影响到刮板输送机刮板链的张力计算。四、刮板链强度计算根据刮板链的最大张力来验算刮板链强度，而刮板链最大张力可用逐点计算法求出。最大张力的计算方法与传动装置的布置方式有关。如图3-2所示。A为一端传动方式；b为两端传动方式。所谓逐点计算法就是按运行方向，刮板链某一点的张力等于它前一点的张力加上这两点之间的运行阻力值和。即：=+式中：-刮板链点的张力；-刮板链-1点的张力；-刮板链-1点到点之间的阻力。对于一端传动方式，最小张力点为1点，最大张力点为8点。对于两端传动方式，确定最大张力点要根据不同情况进行具体地分析。当重段阻力为正值时，每一传动装置主动链轮相遇点的张力均大于其分离点的张力。因此，1点和5点为最小张力点，而最大张力点发生在4点和8点。究竟是4点张力最大还是8点张力最大，要看两端传动装置的功率比值及重段、空段阻力大小而定。注：最小张力点张力（初始张力），对于单链刮板=200300kg；对于双链刮板=400600kg各点张力的计算过程和强度校核，详见。第四章 液压支架的选型一、 确定架型二、 主要参数计算和支架型号的确定1、支护强度（工作阻力）支架的结构尺寸确定之后，与支架重量和成本关系最大的参数是支架的支护强度。从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算，这样目前主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。下面介绍两个经验公式： 式中：-液压支架的支护强度，；-采高，m；-顶板岩石容量，一般取2.3；-顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.21.5；-工作面倾角，度；-附加阻力系数，二排立柱支架取1.6，单排立柱支架取1.2；-顶板周期来压动载系数。=，值可按以下情况选取：周期来压不明显顶板：取1.1；周期来压明显顶板：取1.3；周期来压强烈顶板：取1.51.7。式中：作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58。顶板条件好、皱起来压不明显时取下限，否则取上限； H采高，m； 顶板岩石密度，一般取2.3kg/m。放顶煤支架的支护强度一般为0.50.7MPa。支架工作阻力P应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支护强度和支护面积所决定。式中 F 支架的支护面积，m。可按下式计算式中 L支架顶梁长度，m；C梁端距，m；B支架顶梁宽度，m；架间距，m；A 支架中心距，m。对支撑式支架，支架立柱的总工作阻力等于支架工作阻力。对于掩护式和支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力小于支架立柱的总工作阻力。工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比值，称为支架的支撑效率。所以支架立柱的总工作阻力为支撑式支架的=100%，支掩护式和支撑掩护式支架取=80%左右。2、初撑力初撑力的大小是相对于支架的工作阻力而言，并与顶板的性质有关。液压支架的初撑力，对支架维护顶板的性能方面，要比工作阻力（支护强度）起着更加显著的作用。有足够初撑力的支架，一开始就能和顶板压力取得平衡，可最大限度地减小顶板下沉；初撑力偏低，要等顶板下沉时才能增阻，会增大顶板的下沉量；初撑力过大，会使顶板反复受拉导致直接顶蠕动，造成直接顶早剥离，使顶板管理困难。所以支架初撑力选择的合理与否，时非常重要的。目前在坚硬、中硬和破碎的顶板条件下，多趋向于采用较高的初撑力。现在支架的设计中初撑力，已高达工作阻力（支护强度）的90以上。根据有关资料介绍，初撑力与支护强度的比例关系，即=初撑力强度/支护强度，以顶板的的稳定性不同，一般在6085区内选取为宜。在确定出撑力时，可按以下原则考虑：对于不稳定和中等稳定顶板，为了维护机道上方的顶板，应取较高的初撑力，约为工作作阻力的80%；对于稳定顶板，初撑力不易过大，一般不低于工作阻力的60%，对于周期来压强烈的顶板，为了避免大面积垮落对工作面的动载威胁，应取较高的初撑力，约为工作阻力的75%。3、移架阻力及推溜力移架阻力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关，通常根据煤层的厚度来考虑，即采高愈大，移架阻力愈大。一般薄煤层支架的移架力为100150；中厚煤层支架为150300；厚煤层支架为300400。推溜力一般为100150。4、支架高度支架高度一般系指支架的最大和最小结构高度，它必须适应煤层采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。最小高度过大，可能会出现压架现象；最大支撑高度过小，可能会造成丢煤浪费资源，或支架顶空现象。支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合理选择，片面地认为调高范围越大越好，过大地加大调高范围将增加设备重量及制造成本。支架高度可由下式计算：=+0.2 =式中：-支架最大结构高度，m；-支架最小结构高度，m；-煤层最大采高，m；-煤层最小采高，m；-支架前柱上方顶板下沉量，一般取0.1m；-支架后柱上方顶板下沉量，一般取0.2m；-支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；-支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。根据一些生产的实际经验，为防止伪顶冒落而引起支架顶空现象和一些难于预见的因素，最大结构高度，要在计算的基础上，再考虑增加0.10.3m的富裕量。确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。支架的伸缩比值的大小反映了支架对煤层厚度变化的适应能力，其值越大，说明支架适应煤层厚度变化的能力超强。采用单伸缩立柱，值一般为1.6左右。若进一步提高伸缩比，需采用带机械加长杆的立柱或双伸缩立柱，其值一般为2.5左右。薄煤层支架可达3。5、顶梁长度顶梁长度取决于必要的作业空间和通风断面要求，还与支架方式有关。支护方式有超前支护和滞后支护两种方式。根据选定的架型和支护方式，来估算所需支架的顶梁长度（范围），以供确定支架型号作参考。直接撑定掩护式支架，如图4-1所示。式中：-铲煤板铲尖到煤臂的距离，取100200mm（具 体大小也可计算）；=F+G+J+V式中：F-铲煤板宽度，一般取150240mm；G-中部槽宽（查特征表）；J-导向槽宽度，无链牵引时尚有齿轨部分宽度；V-电缆槽宽。参数查不到时可估算V=350450mm；-超前移架时取截深；滞后移架时可取零；e-人行道宽度，不小于0.6m，高度不小于采高的70；H-采高，m；-立柱倾角；-梁端距，取250350mm。顶梁全长：支撑掩护式，如图4-2所示。式中：同前；-由结构而定，考虑支架稳定性和减少底座前端的比压。300mm；-通常=0.91.2m，在中厚煤层中可设置为人行道；-由结构而定，一般情况为300500 mm。顶梁全长：注：1. 顶梁的长度和宽度取决于支架的类型，它影响支架与顶板的接触性能、控顶距、移架速度和稳定性，一般在保证一定的工作空间和合理布置设备的前提下，应尽量减小顶梁长度，以缩小控顶距和支架的重量。对于支撑式和支撑掩护式支架，由于立柱为双排布置，支撑力较大，故这类支架的顶梁较长，当采用滞后支护时，顶梁全长为2.5m左右；当采用及时支护时，顶梁全长为3.04.0m。对于掩护式支架，由于一般用于破碎顶板，应尽量减小支架对顶板的重复支撑次数，加之立柱多为单排布置，故顶梁长度较小，通常1.52.5m，最大达3 m左右。顶梁的宽度应根据支架间距和架型来定。我国规定支架标准中心距为1.5m。掩护式和支撑掩护式支架包括侧护板在内的顶梁宽度为1.41.6m(下限为侧护板收缩时的运输宽度，1.5m为支架的正常宽度，1.6m为调架时侧护板伸出后的最大宽度)。垛式支架的架间距一般为0.10.2m。2. 底座的宽度支架底座宽度一般为1.11.2m。为提高横向稳定性和减小对底板比压，厚煤层支架，可加大到1.3 m左右，放顶煤支架为 1.31.4m。底座中间安装推移装置的槽子宽度，与推移装置的结构和千斤顶缸径有关，一般为300380mm。6、确定支架型号根据以上所确定的架型和计算的参数，查附录5（或表8-4）支架技术特征表选择支架。注：采高达到2.52.8m以上时，需要选择带有护帮装置的液压支架。要考虑是否需设防倒防滑装置。我国缓倾斜煤层工作面顶板分类方案中规定：煤层倾角大于10，支撑式支架应带有防滑装置；考虑到支架对底板的最大比压，防止支架底