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1、精选优质文档-倾情为你奉上工作面采煤机工作面截深的确定工作面截深的确定取决于工作面煤层地质条件和工作面设备主要是采煤机和液压支架的性能(1) 工作面煤层地质条件:工作面顶板的破碎程度影响工作面截深,如果工作面顶板破碎,过大的截深将导致顶板冒落,片帮严重,顶板管理困难,难以实现高产高效;工作面煤质影响采煤机的截割能力,在采煤机截割功率一定的条件下,煤质过硬、过粘,煤层中含有夹矸等因素,都将限制工作面截深过大;煤层的瓦斯含量、工作面断面大小也影响工作面的生产能力和截深。(2) 工作面设备能力:采煤机机械强度,装机功率等因素其影响截深的重要因素;截深加大导致工作面控顶距离增加,液压支架的支护强度和防
2、护性能同样对截深的增加产生影响。采煤机牵引速度的选择,应同煤层地质条件及生产技术相一致,同时还具有一定的裕度。例如,工作面长度为150m时,要实现年产80万吨以上的产量,保证80的开机率,采煤机的牵引速度不小于5m/min。(3) 过煤高度的确定:目前薄煤层采煤机一般要求过煤高度不少于200mm。(4) 机面高度的确定:考虑到支架顶梁厚度,顶板下沉及底板起伏,最小采高应比机面高度大300mm以上。同时要求机身尺寸要短小,以便更好地适应煤层起伏。(5) 滚筒宽度(截深)的确定:滚筒宽度就是滚筒沿轴向的尺寸,为提高装煤效果,滚筒宽度应稍大于截深,一般应大于3050mm。为此需首先确定截深的大小。一
3、般来说,适当加大截深,可以相对降低采煤机在工作面端头的作业时间和割煤时的牵引速度,使支护速度与割煤速度相匹配,组织管理方便,工作面工艺参数趋于合理,提高单产和效率。对薄煤层而言,由于工作条件困难,牵引速度较低,为了达到较高的生产能力,截深一般宜加大。但是截深也不宜过大,这是考虑到以下几个方面的原因:生产能力相同时,加大截深,牵引速度降低,煤壁深处截割阻力增大。因此,截深过大,会导致低级截割,能耗增加。截深过大,采煤机稳定性差,机器故障率增加。截深加大,相应地增加了机道宽度,对直接顶稳定性差,煤质松软的工作面而言,增加了冒顶和煤壁片帮的几率。(6) 采煤机喷雾降尘 目前采煤机降尘主要有内喷雾和外
4、喷雾两种方法,为了提高降尘效果,一般都采用内外喷雾相结合的方式。内喷雾虽然降尘效果较好,但可靠性难以保证,主要表现为:喷嘴容易堵塞损坏:喷雾装置供水管道要通过旋转的滚筒和轴,活动联接较多;由于采煤机滚筒的振动,喷嘴容易松动脱落。外喷雾主要由高压喷雾泵、高压胶管、水箱、水压过滤器、控制阀、喷雾架和高压喷嘴组成。(7) 装机功率的选择装机功率是衡量采煤机生产能力和破煤能力的综合性参数。装机功率大的采煤机,截割硬煤能力及过地质构造时割岩能力较强。目前,对采煤机功率的概算方法主要有两种,一种是按照煤岩力学性质来选择采煤机的装机功率。考虑到我国目前通常采用强度系数f来衡量煤体破碎难易程度的指标,但该强度
5、系数只反映煤破碎难易程度,并不能反映采煤机滚筒上截齿的受力大小(采用抗切削强度系数A来表示煤机抵抗机械破碎的能力要确切些,目前我国尚缺乏这种分级方法),本文采用后一种方法,即根据生产能力的要求对采煤机装机功率进行概算。理论装机功率可用下式估算:NfHwQ式中:Hw滚筒采煤机的单位能耗,Hw0.31.2kw.h/m Q采煤机小时截煤量,m/h。其中采煤机小时截煤量Q60HBVc式中:H采高,m; B截深,m。 Vc 采煤机牵引速度,m/min;实际生产中,采煤机的装机功率比正常割煤时所需的功率要多出3050;即实际装机功率N(1.31.5)Nf,以增强采煤机过地质构造时的破岩能力,因为煤层本身容
6、易截割,但直接顶底板岩性硬且地质构造复杂,采煤机的装机较多的富裕系数,以确保工作面推进速度。需说明的是,上述方法仅是一种概算方法。实际影响采煤机功率的因素很多,并且很复杂,目前尚无一种精确计算采煤机功率的方法。刮板输送机一、工作面刮板输送机的选型原则选择工作面刮板输送机的主要原则是保证工作面的运输能力,同时对于薄煤层工作面而言,为了降低与采煤机配套后的机面高度需进行限制;为了增大过煤空间对链条形式也有要求。因此,刮板输送机的选择应以工作面最大生产能力为基数并适应薄煤层的配套要求,所选用的刮板输送机应具备以下几个方面要求:(1) 输送量应与采煤机最大生产能力相适应,并有一定备用能力;(2) 槽帮
7、高度应适应薄煤层的配套要求;(3) 为了增大过煤空间,链条形式应优先选扁平链;(4) 结合煤质硬度、块度、运量选择链条结构形式,并优先选中双链;(5) 综采工作面刮板输送机通常采用多电机驱动,一般13台,应优先选用双电机双机头驱动方式;(6) 与无链牵引采煤机配套时,机身应附设结构型式相应的齿条和销轨;(7) 为便于装煤,应在输送机靠煤壁侧附设铲煤板。二、刮板输送机输送能力计算按照刮板输送机的运输能力必须满足采煤机割煤能力的要求,必须首先根据采煤机最大割煤能力来确定实际运输能力。1、 采煤机生产能力 QC60HBVc式中:H采高,m; B截深,m; 实体煤密度,2#煤取1.4t/m;Vc 采煤
8、机牵引速度,m/min。2、刮板输送机运输能力如前所说,运输机的最大运输能力应满足QyKcKvKyQC(1.21.4)QC式中:Kc采煤机割煤速度不均匀系数,取1.21.5; Kv采煤机与输送机同向运动时的修正系数,取1.05; Ky煤层倾角和运输方向系数,取0.9; Qy运输机的最大运输能力,t/h; QC采煤机的实际生产能力,t/h;根据以上计算结果,确定刮板输送机的运输能力。三、刮板输送机功率计算刮板输送机电机功率的计算NKK1K22q0f1cosq(f2cossin)V1L102式中:传动装置效率,取0.95; K电动机备用功率系数,一般取K1.11.3,取K1.2; K1刮板链绕过两
9、端链轮时的附加阻力系数,取K11.05; K2移输送机中部槽弯曲附加阻力系数,取K21.05; L工作面输送机铺设长度,150m; 工作面倾角,; f1刮板链在槽中运行阻力系数,f10.250.35,取f10.30; f2煤在槽中运行阻力系数,f20.60.8,取f20.7; q0刮板链每米重,kg/m; q每米中部槽煤量;q按下式计算(式中V1链速,取1.1m/s); qQy/3.6 V1四、刮板链形式的选择在输送机发展过程中,刮板链经历了中单链边双链三链中双链的发展过程。目前,常用的有单链、边双链、中双链三种形式。下面简述其特点:1、 边双链结构特点该结构是目前使用较多的结构形式。其特点是
10、能适应各种不同煤质条件,使用范围较广。但是明显存在着两链受力不均现象,刮板易歪斜,弯曲性能差等缺点,新生产的大功率刮板输送机已很少采用这种型式。2、 单链结构特点这种结构的主要特点是结构简单,事故少;不存在链子受力不均现象,运行平衡;摩擦阻力小;溜槽利用率高;弯曲性能好。但是由于只有一根链,运输能力有所限制。3、 中双链结构特点与边双链相比,这种结构型式链子受力较均匀,弯曲性能较好;使用效果也较好。由于中双链具有中单链和边双链输送机的多数优点,同时又能适应不同断面的中部槽,因此近年来其使用量在不断增加。因此刮板链形式选择中双链。转载机转载机选型原则转载机作为工作面的重要设备,其选型好坏决定工作
11、面落煤能否及时运出,防止工作面出现卡死现象,其选型遵循以下原则:1、 转载机的运输能力应大于工作面输送机的能力,其溜槽宽度应不小于工作面输送机,链型一般应大于工作面输送机;2、 转载机的机型,即机头传动装置、电动机、溜槽类型以及刮板链类型,尽量与工作面输送机一致,以便于日常维修和配件管理;3、 转载机机头搭接胶带输送机的连接装置,应与胶带输送机机尾结构以及搭接重叠长度相匹配,搭接处的最大高度要适应动压后的支护高度,转载机高架段中部槽的长度,既要满足转载机前移重叠长度的要求,还要考虑工作面采后超前动压对巷道顶底移近量的作用结果;4、 转载机在巷道中的高度满足要求。薄煤层液压支架设计一、 薄煤层液
12、压支架总体设计要点薄煤层液压支架设计应达到如下几点要求:1、 适应煤层赋存条件,满足矿井长期发展的战略要求;2、 支架设计以最新颁布的煤炭行业标准MT3122000为准,设计要求达到国内同行业技术领先水平。3、 支架结构简单、可靠、技术性能先进;4、 采用具有国际先进水平的液压支架参数化、可视化、动态优化设计软件和计算机模拟实验仿真软件系统,运用计算机辅助手段对支架四连杆机构进行参数优化,受力分析和强度校核。5、 通过优化设计,改善力学特性,设计合理的梁体截面、筋面、筋板配置和焊缝形式,合理选材,在保证支架高可靠性的前提下,减轻支架重量,为矿井节约投资资金。6、 应保证有足够的通风断面。薄煤层
13、架型选择一个重要依据是对通风的要求,在最低采高位置时应保证有足够的通风能力。7、 要有合适宽度的人行通道。在狭小的工作空间中保证人行通道高度和宽度是衡量薄煤层支架一个重要依据。8、 重量尽可能轻。由于薄煤层开采高度低,给支架的安装、拆卸、移架、搬运都带来了很大困难。在保证支架强度的情况下,尽可能地减轻支架重量,也是薄煤层支架必须要考虑的一个问题。9、 自动化程度要高。高自动化程度可使液压支架能够自动完成降架、移架、升架、推溜等工作循环,大幅度提高工作面单产同时有效地减轻工人劳动强度。10、具有高可靠性。支架具有高可靠性主要是考虑到薄煤层工作面采高较低,操作及维修困难,要求液压管路布置要合理有序
14、,便于维修与操作,液压管路连接密封件性能要安全可靠。11、快速移架系统。快速移架系统是与工作面高产高效的要求相适应的,同时也是为了适应工作自动化程度的要求。二、薄煤层液压支架特点综合机械化采煤是实现薄煤层高产高效开采的唯一途径。目前实现薄煤层综合机械化开采,主要有两种方法可供选择:一是采用刨煤机自动化综采机组,二是选用滚筒采煤机配套机组。前者主要适用于煤层厚度在1.3m以下的薄和极薄煤层开采。再一种方法就是针对国内1.0m左右厚度的煤层,选用滚筒采煤机配套机组实行薄煤层高效开采。国内滚筒采煤机研发技术已经成熟,液压支架设计制造水平相当完善,输送机能够满足高产高效要求。实际上,采用这种开采薄煤层
15、已经得到推广。我国薄煤层工作面的支护设备经过多年发展,目前已经形成了从普采、高档普采到综采支护设备系列产品,基本上满足了国内薄煤层生产的需要。支护有金属摩擦支柱、单体液压支柱与液压支架。目前我国薄煤层液压支架设计、制造等技术已经相当成熟,支架最小高度可达0.5m,形成了一系列适用于不同地质条件、不同配套设备的液压支架。薄煤层液压支架特点如下:1、架型多为两柱掩护式伸缩比大由于开采高度低,架型多为掩护式;立柱多采用双伸缩立柱,少用带机械加长段结构;为满足伸缩比大的要求,立柱倾角较大。2、 结构紧凑、结构件薄型化由于作业空间有限,要求支架结构紧凑,结构件薄型化,一般采用整顶梁结构,以利于行人和增大
16、通风断面。结构件大多选用高强度钢材在满足强度要求的同时,截面尺寸尽可能的小。3、 结构简化、重量要轻薄煤层支架结构尽量简单,重量尽可能轻,以便于井下运输和拆装。4、 支架邻架控制薄煤层工作面由于开采高度低,行人困难,为保证安全生产,操作控制系统采用邻架控制或电液控制。三、薄煤层液压支架架型选择综采工作面设备的选型和配套直接关系工作面成套设备的有效发挥和可靠性,关系工作面年产目标的实现。结合矿井煤层地质条件,本着技术性能合理,生产能力适应,投入与能力相吻合的原则,对液压支架的架型及参数进行确定。目前,用于单一煤层开采的液压支架有四柱支撑掩护式和两柱掩护式两种,其结构特点比较如下:1、支撑掩护式支
17、架主要特点和使用范围有两排立柱,顶梁和底座较长,通风断面大,但整架运输不方便,采煤工作面开切眼宽度要求较大。立柱支撑效率低,左右柱载荷有差别,前后住载荷差别较大。支架的伸缩值一般2.1,适应煤层厚度的变化能力小。支架的支撑合力距切顶线近,切顶能力强。重量大,造价高。底座对底板比压均匀,底座前端比压较小,容易移架。前、后立柱升架动作明显,便于操作。在倾角较大的工作面使用时,顶梁向下倾斜,下方的摆动量大。2、两柱掩护式支架的结构特点和适用范围支撑合力距离煤壁较近,可有效防止近煤壁顶板的早期离层和下沉。两柱掩护式支架通过平衡千斤顶,可以调节顶梁对顶板的支撑合力及合力作用点的位置,提高支架对顶板的适应
18、性。当顶板较破碎时,通过平衡千斤顶使支撑合力前移,增强顶梁前端支护力,避免直接顶的过早离层,对保护顶板完整有利;在稳定顶板条件下,通过平衡千斤顶可增强顶梁后端切顶能力;而当支架卸载和半卸载时,可调整顶梁角度,保持支架合理的工作状态。而通过对支架整体参数和平衡千斤顶参数的优化及正确的操作,完全可以避免“高射炮”现象的出现。两柱掩护式支架结构和操作简单、方便,动作循环时间短,对提高工作面产量,提高劳动效率和降低工作面吨煤成本尤为明显,普遍用于高产高效工作面,特别适合电液控制自动化高产高效工作面。控顶距较,顶梁较短,因而对顶板反复支撑次数少,减少了对直接顶的破坏。伸缩比大,一般可达比2.4.适应煤层
19、厚度变化能力强。重量较支撑掩护式轻,投资少,搬家运输方便。掩护式支架对顶板的适应能力更好,尤其支架前部的支护力能够得到很大的提高,对防止破碎顶板过早离顶冒落具有积极的作用。支架对顶板向煤壁方向水平推力较大,有利于维护顶板的完整。液压控制系统简单、管路少,有利于提高移架速度。对围岩适应性强,对煤层变化较大的工作面适应性较强。根据XX矿井煤层条件,结合液压支架的最新技术发展和高产高效生产的特点,优先选用两柱掩护式液压支架为宜。设计支架尽可能减少底座前端比压,防止支架扎底。四、液压支架支护强度的确定工作面液压支架支护强度的确定,是液压支架主要参数选择重点之一。其目的是:使工作面岩层控制在达到最优的技
20、术经济效果的前提下,保证支架工作的高可靠性和较高的适应性。由于本套支架要满足各矿不同煤层工作面的支护要求,以下将根据计算方法的不同,相应选取对应条件进行分析计算。1、支护强度的计算(1)按我国顶板分类方法计算灵石矿区2#和9#煤层均属于缓倾斜煤层,其中铁新煤矿9#煤层顶板为K7石灰岩,直接顶厚6.0611.62m,平均厚8.56m,抗压强度为34.341.1MPa,工作面矿压显现最为明显。按我国缓倾斜煤层顶板分类方法,顶板来压等级属级(来压显现明显),当最大采高为1.7m,对应所需支护强度为:q0.39(0.4550.39)(1.71.0)0.436 MPa(2)按照采高方法计算qdK1Hn0
21、.01式中:K1作用于支架上的顶板岩石厚度系数一般68,取7; H工作面采高,m,按最大采高取1.8m; 岩石容重t/m,取2.5; n动载系数,由于工作面可能受到以前开采的影响,为保证支架的可靠性,选取较大的抗动载系数,取1.5;(3)根据现场实测数据的回归公式计算P72.3h4.5Lp78.9Bc12.24N62.1 72.31.84.51878.94.1412.241.862.1455KN/0.455MPa式中:h采高,m取1.8m; Lp老顶周期来压步距,取18m; Bc控顶距,取4.14m; N直接顶与采高的厚度比,取1.8;(4)支护强度的确定通过以上各种方法计算,灵石矿区2#和9
22、#煤层所需支护强度应不小于0.472MPa。但考虑XX矿区2#和9#煤层断层多及存在大量陷落柱的特殊地质条件,以及薄煤层工作面对高度空间的要求,应尽量减少开采过程中顶板的下沉量,建议支护强度应不小于0.50MPa。2、工作阻力的确定QPbBc/Ks0.5010001.54.14/0.93450KN式中:Q支架工作阻力,KN; b支架中心距,取1.5m; Bc支架控顶距,取4.14m; Ks液压支架支撑效率,取0.9;根据以上计算,参考XX矿区现有工作面的薄煤层支架的使用情况,根据薄煤层高产高效的要求,同时考虑立柱安全阀的合理开启压力,确定支架额定工作阻力为4000 KN。4、 液压支架高度确定
23、由于设计XX矿区2#和9#煤层开采厚度在1.21.8m之间,为了保证支架发挥正常支护作用,按煤炭行业标准“液压支架设计规范”(MT/T5561996)的规定,选取支架的最大结构高。因此可确定:支架最大高度H11.80.22.0m 支架最大高度H11.20.21.0m考虑采用两柱掩护式液压支架,液压支架的伸缩比较大,通过优化设计可以使液压支架的最低高度降低,液压支架中心距为1.5m,支架的最低高度可以降低到0.9m,因此支架的支架高度确定为0.92.0m。4、液压支架中心距确定现液压支架中心距有四种:2.05m、1.75m、1.5m、1.25m。支架中心距与支架的稳定性及工作面推进速度成正比相关
24、关系,即中心距越大,支架的稳定性越好,也有利于加快工作面推进速度,另一方面是不便于运输及相同工作阻力条件下支架强度明显降低。2#和9#煤层倾角均不大于10,属于缓倾斜煤层,同时支架高度较低,在使用中不存在稳定性问题,根据XX矿区矿井运输条件,同时考虑支护强度要求比较高,所以采用1.5m的中心距,液压支架的支护强度能达到0.550.63MPa。5、 液压支架主要部件结构优化设计(1) 顶梁顶梁是支架重要的结构件,选择合理的顶梁结构对支架效果有重要的作用。现有顶梁结构形式主要有整体刚性顶梁、铰接分体顶梁两种。铰接分体顶梁前端与顶板接触效果好;支架整体运输尺寸小。但铰接分体顶梁支架前端支撑力小,不利
25、于维护顶板以及抑制煤壁片帮。同时铰接分体顶梁由于前端架间铰接前梁无活动侧护板,对顶板密封性差,不适应不稳定顶板工作面要求;其另一个明显不足是铰接部厚度较大(一般大于250mm),无法满足薄煤层开采对顶梁厚度的要求。整体刚性顶梁形式结构简单,可靠,支架前端支撑力大,比铰接分体顶梁前端支撑力高近10倍,有利于维护架前顶板以及抑制煤壁片帮。同时整体顶梁接近全长,可设置活动侧护板,对顶板密封性号,但支架整体纵向运输尺寸较长。根据保利XX矿区煤层条件和矿井生产技术条件,本架型选用整体刚性顶梁形式。(2) 底座底座是将顶板压力传递到底板并稳定支架的部件,除了满足一定的刚度和强度外还要求对底板起伏水平的适应
26、性要强,底座前端对底板接触比压要小,其主要作用包括:为主立柱、液压控制装置、推移装置及其它辅助装置形成空间;为工作人员操作及行走提供安全的作业空间;具有一定的排矸挡矸作用;保证支架的稳定性。底座的结构形式可分为封底式和开底式。开底式底座中档无底板,排矸性能好,对底板起伏不平的适应性强,但与底板接触面积小;封底式底座的底板为一整体,对底板接触面积大,整体性强、稳定性好、强度高,不易变形。本支架底座设计为封底式底座,为了解决中档的排矸问题,在底座上开有排矸槽。本底座在底座左右两部分的前后分别设置前、后过桥,后过桥用钢板焊接成箱式结构,不仅具有很高的强度和刚度,而且排矸性能也较好。受结构限制,如果结
27、构参数设计不合理,支架底座前端比压将较大,使用中易造成支架前端轧底,严重时支架移动困难,影响推进速度。支架四连杆参数的设计以及顶梁合力作用点到底座前端的有效水平距离直接影响底座前端比压大小。本设计通过优化计算,使得该支架的底座前端比压比同类支架小的多。本型支架在工作状态,底座前端比压1.72.1(f0.2),此值能够较好地满足XX矿区工作面底板对支架的适应性要求。(3) 支架液压系统设计液压系统的选择不仅关系到单架的“降、移、升、推”循环速度,而且对全工作面的快速推进以及液压系统的可靠性具有重要作用。(4) 支架喷雾系统设计采煤机在割煤过程中产生煤尘,在移架过程中也会产生大量的煤尘。支架必须配
28、备喷雾降尘装置。本支架顶梁前端两侧分别带有喷雾降尘装置,该装置由喷水阀、截止阀、喷头等组成。由于是薄煤层支架,考虑行人空间,喷雾降尘装置安装在顶梁内部,这对于薄煤层支架是非常重要的。支架喷雾降尘总体方案喷雾降尘方法。为实现预期目的,选择普通清水作为喷雾介质,采用高压水射流喷雾,喷雾水压在10MPa左右。同时采用采煤机辅助超前喷雾和移架前定时喷雾。喷雾点布置及喷雾控制方式。为控制采煤机割煤时产生的粉尘向人行道方向扩散,在液压支架前梁安设高压喷嘴,射流向下风侧和煤壁倾斜,辅助采煤机超前喷雾,喷雾开停可以通过采煤机位置由电液控制系统控制或人工手动控制。四、乳化液泵站和喷雾泵选型1、乳化液泵站的选型乳
29、化液泵站一般根据采煤机、液压支架、输送机和转载机等设备的配套要求进行选型。乳化液泵的流量可采用下式进行计算:Qb(K1K2QiVc)0.001L式中:Qb乳化液泵额定流量,L/min; K1偶然操作需要的富裕系数,K11.11.3,取1.3; K2满足瞬时意外需要的系数,K21.52.0,取1.8; Qi一台液压支架完成一个动作循环所需的平均乳化液量,cm; Vc采煤机牵引速度,取5m/min; L支架中心距,取1.5m。其中Qi的计算要考虑到移架、推溜以及侧护板等的动作来计算所需乳化液量。考虑到移架时立柱(2根)一般的升降高度为510cm,取10cm;平衡千斤顶(1个)的动作距离取20cm;
30、推移千斤顶的推移行程为一个步距取70cm;侧推千斤顶(3个)的行程取10cm,则有Qi(22510162010.570336.310)424844 cm将上述各参数带入计算,得Qb(1.31.8248445)0.0011.5194 L/min由以上计算,同时参考输送机推移需成组进行,以及电液成组控制,为了提高工作面液压支架移架速度,可以选用乳化液泵流量为400 L/min。建议选用两台BRW400/31.5型乳化液泵。配套相适应的乳化液箱1个。两台泵一台运行,一台备用,容积为2500L的液箱1个。2、喷雾泵站的选型综采工作面主要有三种粉尘来源,依次为采煤机、移支架、输送机落煤,以采煤机割煤时的
31、产尘率最大。据统计,综采工作面采煤机割煤时产生占整个采煤工作面产尘的70左右,其次是移架,输送机产尘最少,一般属于二次性产尘。因而对采煤机尘源进行控制,对降低工作面粉尘来源最为有效。喷雾泵主要用于支架喷雾,采煤机喷雾、冷却。实践证明,高压喷雾降尘效果明显。这是考虑到以下几个方面的原因:高压喷雾雾粒速度高、雾粒粒径小;高压喷雾具有比低压喷雾更高的电荷,为有效地降低呼吸尘浓度提供了条件;高压喷雾对采煤机的移动尘源进行了跟踪捕集。研究表明:喷雾水压力在7.515MPa时,除尘效果最理想。为此,高压喷雾的水压力不低于10MPa。采煤机喷雾、冷却和支架喷雾共需流量300L/min,压力10MPa;刮板输
32、送机、转载机、破碎机等冷却共需流量50 L/min,最高压力3 MPa;因此需喷雾泵BPW315/10,流量315L/min,压力10 MPa,供支架喷雾和采煤机喷雾,冷却,刮板输送机、转载机等冷却使用静压水。该工作面配备两台BPW315/10型喷雾泵,一台运行,一台备用,容积为2500L的清水箱一个。割一刀煤产量:QgLBgHgKg式中: Qg割一刀煤产量,t; L工作面长度,m; Bg采煤机截深,m; 煤的容重,t/m;(2#煤层为1.42 t/m,9#煤层为1.39 t/m) Hg采煤机平均割煤高度,m; Kg采煤机割煤回收率,取0.98;工作面完成一个循环所需时间T2(TxThTdTg
33、)TxdTsdTx(L1L2)/VxTh(L1L2)/VhTd(L1L2)/VdTgL-(L1L2)/Vg式中:T往返一次循环时间,min; Tx斜切进刀时间,min; Th返回割三角煤时间,min; Td调度返回时间,min; Tg割煤时间,min; Txd下端头作业影响时间,min;取Txd10min Tsd上端头作业影响时间,min;取Tsd5min L1两滚筒回转中心距离,m; L2刮板输送机弯曲段长度,m; Vx斜切进刀速度,m/min; Vh返回割三角煤速度,m/min; Vd调度返回速度,m/min; Vg采煤机平均割煤速度,m/min;正常割煤工序为采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割
34、底煤,采煤机为双向割煤,每割一刀煤,支架溜子推移一个步距为完成一个循环,往返一次割两刀煤。采用端头斜切进刀,采煤机割到端头后,将前滚筒降下来,返回进行斜切进刀,同时液压支架滞后采煤机跟机移架,直到走完弯曲段进入溜子的直线段,然后沿着向溜子机尾方向依次将溜子推直,采煤机升起左滚筒沿溜子机尾方向运行割三角煤,割完三角煤采煤机跑空刀返回,然后进行正常割煤,完成采煤机的进刀。采煤机在机头的进刀方式同溜子机尾进刀方式相同。(1)进刀距离的确定 D2L采L运弯式中:D进刀距离,m; L采采煤机机身长,m; L运弯运输机弯曲段长度,m;(2)割煤循环作业时间:工作面进刀方式采取端部斜切进刀,自开切口,双向割
35、煤方式,往返一次割两刀,计为两个循环,每个循环的割煤时间为往返两个循环的平均数。工作面完成一个循环的时间为:T2(TxThTdTg)TxdTsdTx(L1L2)/VxTh(L1L2)/VhTd(L1L2)/VdTgL-(L1L2)/Vg式中:T往返一次循环时间,min; Tx斜切进刀时间,min; Th返回割三角煤时间,min; Td调度返回时间,min; Tg割煤时间,min; Txd下端头作业影响时间,min;取Txd10min Tsd上端头作业影响时间,min;取Tsd5min L1两滚筒回转中心距离,暂取L111m; L2刮板输送机弯曲段长度,取L230m; Vx斜切进刀速度,取Vx 6m/min; Vh返回割三角煤速度,取Vh 6m/min; Vd调度返回速度,取Vd 8m/min; Vg采煤机平均割煤速度,取Vg 8m/min;则:Tx(L1L2)/Vx(1130)/66.83minTh(L1L2)/Vh(1130)/66.83minTd(L1L2)/Vd(1130)/85.12minTgL-(L1L2)/Vg140(1130)/519.8minT2(TxThTdTg)TxdTsd2(6.836.835.1219.8)10592.2min专心-专注-专业