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1、呼伦贝尔学院 工程技术学院 08级机电一体化 毕业设计综采工作面设备选型作 者：XXX指导老师：XXX摘要：本设计主要为大雁一矿的采煤工作面进行设备选型。工作面设备选型主要是以中央采区东翼二段27#煤层进行设备的选型。在经过经济和技术比较之后，整体采用下列方案：1、采用综合放顶煤液压支架；2、本工程初步设计内容包括工作面设备的选型计算以及供电系统的布置。3、工作面整体的运输与机电的安全措施关键词：液压支架采煤机刮板输送机皮带选型计算绪 论1、设计说明书煤炭是我国主体能源，是能源安全的基石，摸清煤炭资源储量家底，评价煤炭资源储量开发利用前景，有利于我国煤炭工业规划的制定，有利于煤炭资源节约保护和
2、合理开发利用，有利于加强我国煤炭资源管理，因此，开展我国煤炭资源储量利用调查，意义重大、影响深远。 毕业设计是本专业学习过程中最后阶段重要的技能性学习环节，通过毕业设计使我们对所学的理论知识进行一次系统的总结并综合运用。这次毕业设计我们根据党的各项方针政策及煤炭工业的具体要求，结合实际进行了27煤层综采工作面的布置。这次毕业设计培养和提高了我们分析和解决问题的能力，也培养了我们严谨的科学态度和认真负责的思想作风，完成了技术员的基本训练，为今后参加工作奠定了坚实的基础。2、设计任务、原则、重点1)设计任务：通过毕业设计巩固和加深我们所学的专业理论知识;结合工程或生产的实际问题,锻炼我们分析和解决
3、实际问题的能力。2)设计原则：技术上合理，尽量采用新技术、新工艺、新设备新材料充分利用现有的井巷工程和设备。力求经济，节省资金，实现高产高效。满足安全生产需求，接续合理。3)设计内容：27#煤层的工作面设备选型4)设计重点：液压支架的选型、采煤机的选型、刮板输送机的选型、皮带的选型、安全技术措施。3、设计依据1)采矿工程设计手册2)大雁一矿采煤作业规程3)综采技术手册4)采掘机械 5)矿山运输与提升设备一、地址说明书1、大雁矿业集团公司概况大雁矿业集团有限责任公司始建于1970年，1974年成立大眼矿务局，为中央财政直属的94家。煤炭企业之一1998年下放内蒙古自治区管理，1999年转制为大雁
4、煤业有限责任公司，2002年下放呼伦贝尔市管理，2005年8月呼伦贝尔市人民政府批复组建大雁矿业集团有限责任公司。大雁矿业集团位于内蒙古自治区呼伦贝尔市鄂温克族自治旗境区内，现拥有大雁矿区东部区、西部区和伊敏河东区三大煤田、煤炭总储量97.2亿吨，煤种属于中灰、低硫、低磷环保型褐煤，平均发热量3800焦耳。2、工作面及井上下关系（1）工作面及井上下关系表水平名称+500水平采区名称中央采区东翼二段27层工作面地面标高+680井下标高+430+370地面相对位置回采工作面位于中央采区二段第812勘探线之间的27号煤层。本工作面对应地表为耕地，现已退耕还草，无建筑物，但有部分冲积沟。回采对地面设施
5、的影响无井下位置及相邻关系该回采工作面东邻F7、F3断层及其以东的东四区27号煤层未开采煤体；南邻中央采区一段27号下顺槽及其采空区；西邻主石门煤柱线及其以西的西六采区27号煤层工作面采空区；北邻国铁保护煤柱线。走向长度（m）879倾斜宽度（m）177.8面积（m）1596023、煤层本工作面设计开采煤层为厚煤层，通过地质资料分析煤层结构较为复杂，煤层平均厚度在8.55m。煤层情况表（表二）煤层厚度（m）最大8.2煤层结构较复杂煤层倾角最大19最小4.8最小6开采煤层27煤层煤种褐煤稳定层度较不稳定煤层情况描述27号煤层为厚煤层，煤种牌号为褐煤，该煤层及围岩属于白垩系下统大磨拐河组中部含煤岩段
6、，煤层走向248、倾向338、煤层倾角196。号煤层在该回采范围内总体平均厚度8.55米，其煤层结构为1.55（0.95）0.55(0.95)3.00(0.05)0.50(0.05)0.95。煤层赋予较不稳定，煤层在走向上东部薄于西部，在倾向上浅部含有4层0.051.20米之间厚的灰黄色泥质粉砂岩，而在深部只含有2层0.05米的灰黄色泥质粉砂岩线，该泥质粉砂岩线胶结性较好，全区发育稳定，为本煤层的良好标志。二、综放工作面的设备选型及工艺设计1、支护设备选型（1）工作面支架选型该工作面选用ZFS4800/18/32B型液压支架，该支架具体参数如下：高度（m） 1.83.2 工作阻力（KN） 48
7、00 中心距（m） 1.5 支护强度（MPa） 720 初撑力（KN） 4596.7 工作压力（KN） 31.5伸缩量（m） 1.4 伸缩比 1.8长宽（m） 5.241.42 顶梁长（） 43701)支护强度和工作阻力A、支架支护强度 q=kH =83.027.44 =658.6KN/m2700KN/m2 B、工作阻力 P=kHF =83.01.5（4.37+0.3）27.44 =4613.2KN4800KN式中 q支架支护强度，KN/m2 k作用于支架上的顶板岩石系数，一般取58，8 H采高，m 顶板岩石密度，一般取2.8T/m3=27.44/m3 F支护面积，1.5（4.37+0.3）经
8、校算，符合要求2)支架的初撑力 支架的初撑力一般应等于或大于工作阻力的90即： 4613.2190=4151.89KN4596.7KN符合要求3)支架的调高范围支架最大结构高度 H大 =M大+S1 =3.2+0.3 =3.5m H小 =M小+S2 =1.8+0.35 =2.15m式中 S1伪顶冒落的最大厚度一般取0.2-0.3m,0.3 S2顶板周期来压的最大下沉量，移架时支架的下降量和顶梁上、底座下的浮矸、浮煤厚度之和一般取0.25-0.35m,0.35m M大与M小为最大、最小采高3.2m和1.8m4)支架的伸缩量和伸缩比 支架的伸缩量 S=H大-H小 =3.5-2.15 =1.35m1.
9、4m 支架的伸缩比 m=H大/H小 =3.5/2.15 =1.631.8 符合要求5)工作面最小、最大控顶距工作面最小控顶距为 L小 =d+e =4370+300 =4670工作面最大控顶距为 L大 =d+e+s =4370+300+600 =5330式中 d支架顶梁长度，4370mm e梁端距，一般取200-400mm，300mm s采煤机截深，660mm6)支架数目的计算n= = =126（个）式中 n支架个数 L支护长度，m A中心距，m 根据验算，27号煤层可选用ZFS4800/18/32B型液压支架（2）单体液压支柱选型1)支柱规格的选择 支柱最大高度 Hmax =Mmax-b+c
10、=2.8-0.07+0.10 =2.83m式中 Mmax工作面开缺口处最大采高，取2.8m b顶梁厚度，取0.07 c活柱的富裕行程，取0.1m 支柱的最小高度：Hmin =MMIN-h-b+a =2.6-0.20-0.07+0.10 =2.43m式中 Mmin工作面开缺口处最小采高，为2.6m h顶板在最大控顶距下的平均最大下沉量，取0.2m a 支柱必须的卸载高度，取0.2m根据以上计算，本工作面选用DZ-32型单体液压支柱2)支护设计及压力计算A、顶板压力计算 工作面顶板压力以下式估算 P=(2-4)M 式中 p顶板压力，KN/m2 M工作面采高，取2.8m 顶板岩石密度，取2.8T/m
11、3=27.44KN/m3 P=42.827.44 =307.33KN/m2B、计算单体液压支柱的实阻工作阻力 Rs=Rbhzhb =289.10.80.8 =185KN式中 RS支柱的实阻工作阻力，KN RB支柱的额定工作阻力，取289.1kN hz支柱的増阻系数，取0.8 hb支柱承载不均衡系数，取0.8C、支护数目的计算= = =1.66根/m2 根据采煤机滚筒截深0.66m,因此 A= = =0.99m 式中 A柱距，m S最大顶距下每组支架支护工作面的顶板面积由N/（N为每组支架有效支柱的根数，14根）算出 S=14/1.66=8.43m2 L工作面最大控顶距但为了便于生产管理，把工作
12、面的实际柱距为0.80mD、工作面实际支护密度 s =2.06根/m2E、工作面实际支护强度 PS =2.06185=381.1Kn/m2307.33kN/m2 由此可知PSP 故所选的排、柱距是合理的。三、采煤机的选型1、采煤机选型该工作面选用AM500/3.5系型号RDS500/730/ 003002 型采煤机，其主要参数如下： 采高（m）：2.2-3.5 摇臂长度（mm）：2064 机面高度（mm）：1480 最大卧底量（mm）：200 截深（mm）：660 牵引力（kN）：529 牵引速度（m/min）：0-5.5 电动机：DMB-375S（1）理论生产率 Qt=60HBVg =603
13、0.665.51.4 =914.76式中 Qt理论生产率，t/h H采高，m B截深，m Vg给定工作面条件下可能的最大牵引速度，m/min 煤的实体密度，常取=1.3-1.4,t/m（2）技术生产率 Q=QtK1 =914.760.6 =548.86t/h式中 Q技术生产率，t/h K1与采煤技术的可靠性和完备性有关的系数，一般K1=0.5-0.7,0.6（3）实际生产率 Qm=QK2=548.860.6 =329.3t/h27号煤层的计划日生产能力160.38t/h即 Qm160.38t/h故所选的采煤机适用于该工作面四、刮板输送机的选型1、刮板输送机选型该工作面选用SGB-764/264
14、型刮板输送机，其主要参数如下：设计长度(m) 200 出厂长度(m) 150输送量(t/h) 700 刮板链速(m/s) 1.12刮板链每米质量(kg) 41.5 中部槽高度(mm) 222中部槽宽度(mm) 764 电动机额定功率(kw) 2132链环破断力(kN) 6102、运输能力的计算 F=ab+aatan =1/20.7640.22+1/20.7641/20.7640.577 =0.16m2 式中 Q溜槽装煤最大截面积，m2 a中部槽宽度，m b中部槽高度，m 煤的堆积角，一般取20-30，取30 Q=3600FV =36000.16111.12 =645.12t/h 式中 Q刮板输
15、送机的运输能力，t/h 煤的松散密度，取=0.85t/m3-1t/m3,取1 装满系数，水平及向下运输取0.9-1,取1 V刮板链运行速度，m/s 329.3Q4.2 Smax=S4式中 k刮板链抗拉强度安全系数 N链条数，取2 两条链子分配不均匀系数，取0.85 SP链条破断力，kN Smax刮板链实际承受的最大张力值，kN五、胶带输送机的选型1、胶带输送机选型 该工作面选用SSJ1200/M(A)型胶带输送机，其主要参数如下：输送量：1200t/h 带宽：1200mm带速：3.15m/s 最大输送长度：1500mm储带长度：100mm 主电机功率：3160kw围包角：450-454 2、输
16、送能力与胶带宽度计算（1）输送能力 Q带=KB2VC =458(1.2)23.1511 =2077.49t/h 式中 Q带带式输送机输送能力，t/h K货载断面系数，458 B带宽，m V带式输送机运行速度，m/s 煤的松散密度，0.8-1t/m3 C输送机倾角系数，取1 Q带Q刮 符合要求（2）胶带宽度如给定使用地点设计运输生产率为A，则A= Q刮=645.12t/h,则满足设计运输生产率要求的最小胶带宽度为 B= = =0.67m对于未过筛的松散货载 B=2amax+200 1200=2500+200 B=3.3ap+200 1200=3.3300+200 式中 amax货载最大块度的横向
17、尺寸，500mm ap货载平均块度的横向尺寸，300mm 经验算，符合要求3、运行阻力的计算（1）、直线段运行阻力 qg=16.67kg/m qg= =6.67kg/m q= =56.89kg/m qd=1.1B(i+1+2) =1.11.2(28+3+1) =26.4kg/m Wzh=g(q+qd+q g)Lcosg(q+qd)Lsim =10(56.89+26.4+16.67)8790.0610 =52718.90 Wk=g(qd+qg)LcosgqdLsim =10(26.4+6.67)8790.05610 =16278.38式中 qg折算到每米长度上的上托辊转动部分的质量，kg/mqg
18、 折算到每米长度上的下托辊转动部分的质量，kg/mGg分别为每组上托辊转动部分质量，kgGg分别为每组下托辊转动部分质量，kgLg上托辊间距，取1.5mLg下托辊间距，取3mq每米长胶带上的货载质量,kg/mqd每米长胶自身质量，kg/mWzh胶带在重段的运行阻力，NWk胶带在空段的运行阻力，N输送机的倾角，00L输送机长度，879m槽形托辊阻力系数，0.06平形托辊阻力系数，0.056B胶带宽度，mi胶带帆布间层数，8一层帆布的厚度，2mm 1胶带上保护层厚度，3mm2胶带下保护层厚度，1mm（2）曲线段运行阻力 S2=S1+WK S3=S2+W2-3 S4=S3+Wzh S4=S1+Wzh
19、+WK+W2-3 W2-3=0.07S2 S4 =(1+) =S1+(1+) =8.92S1 S4 =S1+Wzh+Wk+0.07(S1+Wk) =1.07S1+Wzh+1.07Wk 由 解得 S1=8934.62N S4=79696.81N S2=S1+Wk=25213N W从 =0.07Sy =0.07S2 =0.0725213 =1764.91N W主 =0.05(Sy+SL) =0.05(S4+S1) =0.05(79696.81+8934.62) =4431.57N式中 W2-3胶带绕经导向滚筒所遇的阻力，W2-3=0.07S2 Sy胶带与从动滚筒相遇点的张力，S2 Sy胶带与驱动滚
20、筒相遇点的张力，S4 S2胶带与驱动滚筒分离点的张力，S14、胶带悬垂度验算（1）重段胶带允许最小张力 Sminzh =5(q+qd)Lggcos =5(56.89+26.4)1.5101 =6246.75N S4Smax SmaxSminzh （2）空段胶带允许的最小张力 Smink=5qdLggcos =526.43101 =3960N5、胶带强度的验算n1111.5611式中 B胶带宽度，mm i帆布层数，8 p一层帆布每厘米宽的拉断力，960N/（cm 层） Smax胶带运行时实际承受的最大张力，N n胶带的允许安全系数，116、牵引力与功率计算（1）牵引力计算 W0=S4-S1+W4
21、-1 =S4-S1+0.05(S4+S1) =1.05S4-0.95S1 =75193.76N（2）电动机功率计算 P=K =1.2 =315.81kw P3160kw 符合要求经以上验算，型号SSJ1200/M(A)的带式输送机可用于该工作面六、乳化液泵站与转载机的选择1、乳化液泵站的选根据液压支架的工作压力选择型号MRB160/31.5A的乳化液泵站。2、转载机的选择根据刮板输送机的输送能力选择型号SZZ764/132的转载机。七、安全技术措施1、采煤工艺（1）采煤工艺1)、割煤：型双滚筒采煤机；2)、装煤：采煤机割下的煤由采煤机滚筒螺旋叶片装入刮板输送机，螺旋叶片未装入的煤由输送机铲煤板
22、铲入输送机内；放顶煤由后部输送机运；浮煤人工清理；3)、运输：1）工作面运输：型刮板输送机两台；2）下顺槽运输：型转载机一台、型破碎机一台、型胶带输送机两台。4)、支护：型液压支架；采空区处理：全部垮落发。5)、工作面设计采高3m；放煤高度3.05m。采放比为1:1.026)、由于本煤层为三软煤层，为保证支架拉移顺畅，不陷支架，需留底没300mm以上。7)、放煤：采用“三轮连续放煤法”。即：先采后放，由前至后依次逐架进行放煤，分三轮放完。要求：A、放煤步距为1.2m，即“两采一放”；B、必须在最小控顶距时放煤，放煤时伸出支架前探梁，打开支架护帮板，端面距缩为零；C、第一轮：收回尾梁插板，煤放净
23、后生高尾梁，伸出尾梁插板；D、第二轮：收回尾梁插板，降下尾梁，煤放净后升高尾梁，伸出尾梁插板；E、第三轮：反复升降支架尾梁进行放煤，直至见到顶板矸石（粉砂质泥岩）停止，伸出尾梁插板（插严）；F、以上“三轮”放煤工序每一轮间隔20部支架以上。8)、放煤口大块煤处理方法A、反复升降支架后柱,并往复摆动尾梁,捣碎大块煤。B、卡在放煤口的大块煤用支架尾梁上下往复运动挤压，同时反复伸缩尾梁插板，破碎大块煤。C、严禁用爆破的方法处理大块煤。（2）、采煤方法1)进刀方式：采煤机进刀采取端部自开缺口、斜切进刀的方式，斜切进刀段长度为2530米，进刀深度0.6米，采煤机往返一次进两刀。具体操作如下：进刀过程：A
24、、采煤机运行至工作面顿头后，调整采煤机前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向，采煤机沿输送机反向运行，经过输送机的弯曲段进入输送机的直线段，滚筒切入煤壁。B、推移输送机弯曲段和机头（机尾），将输送机推直，同时调整前后滚筒上下位置，向工作面端头运行割三角煤。C、调整前后滚筒上下位置，改变采煤机运行方向。D、采煤机正常割煤，在采煤机后15m以外移溜。E、工作面后端头进刀方式采取同法。（2）工艺流程：采煤机下行割煤伸前探梁、打护帮板、支前溜、清浮煤、移支架、拉后溜采煤机前头斜切进刀、支前溜、移排头支架、拉后溜采煤机下行割三角煤支前溜、移排头支架、拉后溜、拉转载机、撤密集支护、窜特护采煤机上行割煤伸前探
25、梁、打护帮板、支前溜、清浮煤、移支架放顶煤、拉后溜采煤机后端部斜切进刀、支前溜、移排尾支架、拉后溜采煤机上行割三角煤支前溜、拉排尾支架、拉后溜、撤密集支护采煤机下行割煤。（3）工艺要求：1)、割煤：割煤高度不得超过3.0米，最低不得低于2.8米；割平顶底板，不留伞檐；割煤时要及时收回支架护帮板和伸缩梁（收护帮板人员与采煤机距离不能小于6m，大于12m），割煤后及时给好伸缩梁和护帮板，严防采煤机割煤时损坏支架。2)、移架：追机单架依次顺序移架作业，距离采煤机不超过35m，特殊情况可采取超前移架；赶不上采煤机时，必须停止割煤。移架极为困难时使用单体液压支柱辅助移架。液压支护必须达到足够的初撑力。移
26、架做到快（移架速度快）、够（推移步距够）、正（操作正确无误）、匀（平衡操作）、直（支架成线）、紧（及时支护、紧跟采煤机）、净（及时清除架前内浮煤）。3)、推移前部刮板输送机：滞后正在割煤的采煤机的距离（弯曲段）不得小于15米。按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移，严禁从中间向两端推移或任意分段推移，推移后保证输送机平直，机头、机尾不滞后。4)、放顶煤：由于工作面受地质条件及安装设备的影响，初采前100米不放顶煤，末采最后20米不放顶煤，只进行割煤，放煤工作必须在每循环中采煤机割完第二刀煤、移架后进行；工作面前后排头排尾支架只采不放顶煤；放煤时，先收支架尾梁插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到
27、适当位置，以便能使顶煤直接进入后部刮板输送机。尾梁与插板升起的高度必须保持一致。放煤遵循由前向后，三轮间隔，等量顺序均匀，大块破碎，“见矸即止”的原则。每轮放煤间距为20部支架，掌握好放煤情况，控制好后部刮板输送机煤量情况，防止后部刮板输送机过载、压住。大块煤矸堵住放煤口时，升降尾梁、伸缩插板将其破碎。 5）、拉移后部刮板输送机：放煤后按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序交替拉移。拉移前仔细检查有无障碍物，发现问题及时处理，以减少拉移后部刮板输送机阻力，严禁拉成急弯。2、工作面顶板管理（1）正常工作时期顶板支护方式 该工作面原切眼选用型放顶煤支撑掩护式液压支架93部，型放顶煤支撑掩护式液压支架
28、1部，待推过走向方向的探巷与倾斜方向的探巷（探巷内安装型放顶煤支撑掩护式液压支架27部）衔接后工作面共计121部支架。 型支架最大控顶距4.480米，最小控顶距3.880米，型支架最大控顶距4.450米，最小控顶距3.850米。端面距300毫米，放顶煤步距1.2米。采取顺序追机单架移架作业，当支架前片帮、掉顶超过规定时可提前移架；工作面采高控制在3.0米。（2）正常工作时期的特殊支护方式1)工作面顶板破碎时，采煤机割煤过后，及时带压擦顶移架，伸出支架伸缩梁给好护帮板。2)工作面煤壁片帮严重时，可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定；当支架前梁端头与煤壁距离达到0.5米时，采煤机割煤前
29、可提前移架，如还不能有效地支撑前梁上挑走向梁维护新暴露的顶板。（3）、回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离1)回风巷回撤（给棚）密集时要在机组下行70支架其他工序完成后进行，机组上行70支架前完毕。2)前顺槽（给棚）密集时要在机组上行30#支架其他工序完成后进行，机组下行40#支架前完毕。 （4）、特殊时期的顶板管理工作面初次来压、周期来压期间，需按如下规定作业，合理维护顶板稳定： 1)初次来压、周期来压期间，端头和两巷超前支护内，应加强支护，确保安全出口畅通。2)工作面支架及两巷单体支柱完好，泵站压力必须达到300Mpa，支架初撑力不低于24 Mpa。3)加强工程质量管理，保证支架状态良好，
30、防止出现歪架、咬架、挤架现象，若出现此现象时必须及时调整。4)采煤机割煤过后及时带压煤顶移架，及时伸出伸缩架，给好护帮板；移架时少降快拉、步距够，支架升起后有足够的初撑力。5)前后端头、超前支柱必须达到额定初撑力90KN，对卸载支柱必须及时更换或补打。6)根据前后两巷顶板状态，适当加密支护，加大支护强度。7)初采、初次放顶和周期来压期间加强矿压观测，对顶板来压进行全面真实掌握，为控制顶板提供数据保障。 （5）、预防架前冒落措施1)工作面最小控顶距3.88m，工作面最大控顶距4.48m，端面距0.8m。2)采煤机司机生产时要严格控制工作面采高。3)液压支架工在顶板破碎处带压移架。4)工作面液压支
31、架拉移后接实顶板并达到支架初撑力；5)采煤机割煤时抓好层位，工作面顶板要割平，保证工作面支架顶梁接顶严实；6)上下顺槽采用密集支柱切顶，密集处无空载和失效支柱，档矸有效，戗柱间距1.2m，戗柱角度不小于75度。7)工作面片帮严重或顶板破碎时，将支架前探梁和护帮板全部打开，及时支护煤壁和架前顶板，或及时加打锚杆或挑木梁进行支护。 （6）、过断层措施1)严格执行好“敲帮问顶”制度。2)工作面接近断层前20m，提前标出断层的预计位置，并通知生产班组人员做好过断层的准备工作。3)采煤机司机要抓好工作面层位，在断层及附近适当降低采高及牵引速度，根据具体情况上顺槽备用足够坑木、木板和单体，以防大面积片帮冒顶。4)顶板破碎时带压移架，升柱时给够初撑力保证支架支撑有效。5)工作面片帮较严重地段，要停止割煤，采取措施如及时移架、加打贴帮柱，控制其继续片帮。6)支架维修工加强支架检修力度，确保支架完好。7)在工作面断