綜采工作麵初步設計方案說明書

　　XX煤礦綜采工作麵初步設計方案

　　一.煤礦基本條件

　　XX煤礦其特點是煤層厚度中厚，變化不大，厚度為5.0～5.5m。

　　煤質硬度f≤3.5

　　煤層傾角16°左右

　　煤炭容重 1.4t/m3

　　工作麵長度150m

　　二. 采煤方法選擇及規劃產量

　　根據XX煤礦的發展規劃，考慮到煤層地質條件，為更好的發揮和提高礦井的投入產出率，實現高產、高效的目標，現規劃產量定為105萬t/a為宜。

　　三.工作麵技術經濟指標的確定

　　3.1 工作麵生產能力的確定

　　在煤炭生產發展規劃確定後，投入資金有充分保障的前提下，采煤工作麵生產要取決於三個方麵：A、煤層賦存條件，即地質條件;B、礦井設計規模，包括提升、運輸、開拓、掘進有充分保證的情況下;C、關鍵是采煤設備能否實現日產3.5噸的水平。

　　從國內外煤礦發展的情況看，中煤層實現日產3500噸的單產能力，從設備上已經具備條件。

　　從工作麵長、采煤機截深及日進尺寸的可能性分析，可初步給出參數如下：

　　①工作麵長度 150m

　　②采煤機截深 0.8m

　　③平均采高 5.5m

　　④煤炭容量 1.4/m 3

　　⑤煤炭回收率 87.7%

　　則日進尺 =

　　= 3.456m

　　即日進尺3.456m是完全可能的。

　　因此，實現日產3500噸，即年產105萬噸是完全可行的。

　　3.2 工作麵基本參數的確定

　　3.2.1 工作麵長度

　　一般在地質賦存條件較穩定的情況下，可按下列公式核算。

　　L=K1×Qr/(n×H×B×r×C)

　　式中：L——工作麵長度

　　H——平均采高，取H=5.5m;

　　K1——生產不均衡係數，取K1=1.1;

　　Qr——工作麵日產量，3500t/d;

　　n——日循環數，取n=5;

　　B——循環進尺，取0.8m;

　　r——煤體容量，1.40t/m3;

　　C——工作麵煤炭回收率，取89%;(機采98%,放煤80%)

　　則 L=1.1×3500/(5×5.5×0.8×1.4×0.877)=142.53m。

　　現取150m。

　　3.2.2工作麵走向長度

　　走向長度約為800m(根據開拓的情況可增可減)。

　　3.2.3 工作麵采高

　　工作麵平均采高為5.5m。

　　3.2.4 采煤機的截深

　　目前國內使用的采煤機的截深有0.63m、0.8m，截深大有利於提高煤炭產量，由於該礦頂板好，為了保證實現日產3500噸的目標，本設計采用截深0.8m。

　　3.2.5工作麵日推進尺及產量

　　按工作麵日產3500t/d計算，工作麵日進尺為：

　　S=K1×Qr/(L×H×r×C)

　　式中：S——工作麵日進尺;

　　K1——產量不均衡係數，取K=1.1;

　　Qr——工作麵日產量，按3500t/d;

　　L——工作麵長度，取150m;

　　H——平均采高，為5.5m;

　　r——煤體容量，1.4t/m3;

　　C——煤炭回收率，87.7%;

　　代入後得

　　S=1.1×3500/(150×5.5×1.4×0.877)=3.8m

　　采煤每刀截深0.8m，3.82m需4.75刀，5刀故

　　每日進尺為5×0.8=4m

　　工作麵日產量：Qd=S×hg×Lg×r×C×Kg

　　式中：Qd——工作麵日產量;

　　S——工作麵進尺，3.8m;

　　Lg——煤長度，150m;

　　hg——煤高度，5.5m;

　　r——煤體容量，1.4t/m3;

　　C——煤炭回收率，87.7%;

　　Kg——工作麵正規循環率，取0.90;

　　則日產量為：

　　Qd=3.8×1.4×150×5.5×0.877×0.9=3464.3t/天

　　3.2.6 工作麵月產量、年產量

　　每月工作日按25天計算，則工作麵月產量為86607.5t，工作麵年產量按300天，計算為1039290t,若考慮搬家倒麵，時間約為一個月，年產105萬噸是可以保證的。

　　上述產量能否保證與工作麵技術裝備有直接關係，除綜合管理到位外，關鍵設備是采煤機生產能力，必須保證工作麵的推進速度，現核算如下：

　　1)采煤機的日切割總長度：

　　LJ=n×(L+2L1)

　　式中：LJ——采煤機切割總長度;

　　L——工作麵煤壁間長度，150m;

　　n——日切割刀數，5刀;

　　L1——斜切進刀切割或返回長度30m;

　　故 LJ=5×(150+2×30)=1050m

　　2)切割方式：采用雙向進刀切割方式

　　3)采煤機切割速度的選擇和開機率

　　A、采煤機平均割煤速度取3.0m/min;

　　B、生產勞動組織按“三八”製安排，即兩班生產，每班8小時，一班檢修。

　　C、開機率水平

　　生產總分鍾為 60×5×2=600min

　　開機所需時間為 1050÷3=350min

　　開機率為 μsr=

　　×100%=58.3%

　　在我國與該工作麵相似條件開機率一般可達到50～65%，因此，采煤機開采，煤炭回收率98%，日產量為1050×0.8×2.5×0.98=2058t,放頂煤日產量為4×150×3×0.897=1614.6t，對該工作麵進入正規循環後日產3500t是完全可以達到的。

　　3.3工作麵設備選型及總體配套設計

　　3.3.1工作麵設備總體配套總體思路

　　根據黑河XX煤礦的發展規劃，結合其煤層賦存的條件，在目前國內、外綜采設備技術水平的基礎上，其設備選型和總體配套中，應遵循技術先進、設備可靠、能力有餘、投資適度、立足國內、實現高產高效、低耗、安全的基本原則。

　　3.3.2設備選型及生產能力核定

　　1)采煤機

　　該工作麵長度為150m，采高(平均)5.5m，采煤機循環進尺0.8m，煤層容量1.4t/m3，平均日產3500t/d，工作麵生產采用斜切進刀方式開機窩，機窩長度30m，綜合考慮外部條件和一些人為的因素影響後，預計工作麵開機率可達60%。

　　A、采煤機小時生產能力核算可按下式計算：

　　QA=

　　式中：Qh——需要的采煤機平均小時生產能力，t/h;

　　Qd——工作麵日生產能力，2058t/d;

　　K——生產不均衡係數，1.2;

　　n——日生產班數，2個;

　　t——每班工作小時，8h;

　　S——工作麵平均開機率，58.3%;

　　代入後得

　　Qh=

　　=264.75t/h

　　B、采煤機平均牽引速度及最大牽引速度

　　采煤機平均牽引速度為：

　　VCP=

　　式中：N——工作麵平均日循環數，8個;

　　L——工作麵長度，150m;

　　L1——工作麵機窩長度，30m;

　　T——工作麵平均開機時間，h;

　　T=日生產班次×每班工作時間×平均開機率=2×8×62.5%=10h;

　　t1——開機窩時間，取22分鍾;

　　代入後得

　　VCP=

　　=2.26m/min

　　采煤機最大牽引速度為

　　Vmax=KC×VCP

　　式中：KC——采煤機割煤不均勻係數，取KC=1.5

　　故 Vmax=1.5×2.26=3.39m/min

　　C、采煤機功率

　　按采煤機單位能耗計算采煤機割煤功率

　　N=Kb×60×B×H×Vmax×HW

　　式中：N——需要的采煤機功率;

　　Kb——備用係數，取Kb=1.1;

　　B——截深，0.8m;

　　H——采高，2.5m;

　　Vmax——最大牽引速度，5m/min;

　　HW——采煤機割煤單位能耗;

　　按實測 HW=0.55 kw·h/m3

　　代入後得

　　N=1.1×60×0.8×2.5×4×0.55=290.4 kw

　　液壓牽引和電牽引為現階段常用的兩種機型，電牽引采煤機相對使用成本高，對操作者的專業技能要求較高;其無論是電磁劃差調速還是變頻調速維修都相當繁瑣，需專業維修人員。液壓牽引采煤機故障率低操作簡單對操作者、維修人員專業技能要求較低。綜合考慮工作麵的實際情況，及以上計算的采煤機裝機功率，推薦選用MG150/375-W雙滾筒采煤機，總裝機功率為375 kw，截割功率2×150=300 kw。

　　D、采煤機型號及主要技術參數

　　型式 MG150/375-W液壓牽引采煤機

　　采高範圍(m) 1.3～2.85

　　適應傾角(°) ≤30°

　　總體裝機功率 kw 150×2+75=375

　　機麵高度(mm) 1100

　　搖臂回轉中心距(m) 4.62

　　滾筒直徑(m) 1.25;1.4;1.6

　　滾筒轉速(r/min) 40/46/52

　　臥底量(mm) 160～235

　　整機重量(t) ～18(不含滾筒及擋煤板)

　　牽引方式 擺線輪 銷軌 液壓無鏈牽引

　　牽引速度(m/min) 0～5.2

　　牽引力(KN) 350

　　截深(m) 0.63; 0.8

　　裝機功率(kw) 2×2×65+55

　　電壓(V) 1140

　　最大生產能力(t/h) 500

　　2)前、後刮板輸送機

　　A、前輸送機能力核算

　　原則：運輸能力≥采煤機落煤能力

　　即Q≥KV×Qh

　　式中，Q——刮板輸送機運輸能力，t/h;

　　Qh——采煤機平均落煤能力，264.25t/h;

　　KV——采煤機與刮板機逆向運動時，修正係數同向取1.1;

　　代入後得：

　　Q=1.1×264.25=290.675t/h

　　B、後輸送機能力核算

　　原則：運輸能力≥放頂煤能力

　　即 Q≥KV×Qh

　　式中，Q——刮板輸送機運輸能力，t/h;

　　Qh——平均放頂煤落煤能力，106.25t/h;

　　KV——采煤機與刮板機逆向運動時，修正係數同向取1.1;

　　代入後得：

　　Q=1.1×106.25=116.875t/h

　　C、刮板輸送機的選型

　　按滿足生產能力及我國現行成熟的機型，為了設備好管理、配件同一性，現可選用前後輸送機SGZ630/320型整體鑄焊式雙中心鏈刮板輸送機，其主要技術參數如下：

　　輸送量(t/h) 450

　　設計長度(m) 150

　　鏈速(m/s) 1.2

　　驅動功率(kW) 2×160

　　電壓(V) 1140

　　中部槽內寬(mm) 588

　　刮板鏈型式 中雙鏈

　　圓環鏈規格 Φ26×92

　　卸載方式 端卸

　　整體鑄焊式雙中心鏈刮板輸送機，中板都采用高強耐磨板，前輸送機封底板采用耐磨錳板;後輸送機不封底板，連接方式啞鈴銷牢固可靠拆裝方便。

　　3)順槽轉載機

　　A、轉載機的生產能力應能滿足綜采麵前後刮板輸送機的卸載要求，其生產能力按下麵公式計算：

　　Q≥Qh+ Qs

　　式中：Qh——采煤機平均落煤能力，264.25t/h;

　　Qs——平均放頂落煤能力，106.25t/h

　　Qh+ Qs=264.25+106.25=370.5 t/h

　　B、轉載機型號選擇

　　按轉載機運輸能力要求，選擇SZZ764/160轉載機，其主要技術參數如下：

　　輸送量(t/h) 1000

　　出廠長度(m) 40

　　鏈速(m/s) 1.4

　　功率(kw) 160

　　電壓(V) 660/1140

　　刮板鏈型式 中雙鏈

　　圓環鏈規格 Φ26×92

　　卸載方式 端卸

　　4)順槽用破碎機

　　按轉載機運輸能力要求，選擇PLM1000破碎機，其主要技術參數如下：

　　破碎能力(t/h) 1000

　　最大入料粒度(mm) 700×700

　　最大出料粒度(mm) 300以下

　　破碎軸轉速(rpm) 466

　　功率(kw) 110

　　電壓(V) 660/1140

　　噴霧水壓(MPa) <6

　　5)順槽皮帶機

　　按滿足生產能力及我國現行成熟的機型，現可選用DSJ1000/50/2×250型可伸縮皮帶機，

　　皮帶輸送機設計計算：

　　(一)已知條件

　　1、密 度： γ=0.9t/ m3

　　2、長 度： L=800m

　　3、帶 寬： B=1000 mm

　　4、小時運量： Q=500t/h

　　5、皮帶速度： v=2m/s

　　6、上運高度： H=207.0552361m

　　7、傾 角： β=15°

　　8、堆 積 角： ρ=20°

　　(二)設計計算、選型依據

　　1、《煤礦用帶式輸送機設計計算》 MT/T467-1996

　　2、《DTII型固定帶式輸送機設計選用手冊》

　　(三)設計計算

　　1、膠帶機布置形式見皮帶機設計圖

　　2、主要參數確定：

　　2.1、帶速：

　　選用帶速為：v=2m/s

　　2.2、帶寬

　　初選帶寬：B=1000 mm

　　根據表2和表3：Cst=0.88 K=402

　　按式(3)：B= 0.886 m

　　選用標準係列帶寬B=1000mm能滿足運輸要求。

　　2.3、輸送帶

　　預選輸送帶，規格為PVG1800S其中Sa=1800000 q0=19.5kg/m

　　PVG1800S 1800N.mm-1

　　2.4、托輥

　　選用托輥直徑φ133mm

　　承載分支三托輥組托輥重4.59kg

　　回空分支V型托輥組托輥重6.2kg

　　承載分支三托輥組： Gtz =13.77kg Ltz=1.5m

　　回空分支V型托輥組：Gtk=12.4kg Ltk=3m

　　每米托輥重：q t=Gtz/ Ltz+ Gtk / Ltk =15.60833333(kg/m)

　　2.5、物料

　　每米物料重：q=Q/3.6v=69.444 kg

　　3、傳動滾筒圓周力計算(按經驗公式)

　　Fu=CNf L g(qt+(2 q0十q)cosβ)+q g H+FS=167833.497 N

　　式中: CN─附加阻力係數， 取Cn=1.12

　　f─運行阻力係數， 取f=0.025

　　L─運輸長度， L=800m

　　g─重力加速度, g=9.8 m/s2

　　H─物料提升高度， H=207.0552361m

　　附加阻力Fs=500 N

　　4、電動機功率計算

　　軸功率 p=FV× 10-3=335.667 kW

　　電動機功率 Pd=Kd*P/(ηεdε)=481.574 kW

　　式中： Kd─功率備用係數， 取Kd=1.05

　　η─驅動裝置傳動效率， η=0.90

　　εd─多級功率不平衡係數， εd=0.9

　　ε─電壓降係數， ε=0.9

　　考慮其延伸以及其它不確定因素,選用YB355M2-4 2台 250kW

　　總功率為：500KW

　　5、輸送帶張力計算

　　(1) 參數確定

　　a、選用雙滾筒雙電機驅動(傳動滾筒鑄膠)

　　b、則F1=F2=F/2=83916.748 N

　　取圍包角 α=210° μ=0.25， 則傳動係數c=0.667

　　(2)最小張力確定

　　a、 按傳動條件:

　　Smin≥CxFmax= 67166.965 N

　　式中:C ─傳動係數， C=0.667

　　Fmax─傳動滾筒最大圓周力, Fmax=KaxF=100700.098N

　　Ka─動載荷係數，取Ka=1.2

　　a、 按垂度條件:

　　對承載分支：

　　S5min≥50(q+q0)gLtZ/8=6537.417 N

　　對回空分支：

　　S4min≥50q0gLtK/8=3583.125N

　　取S4=S5=6537.417 N

　　式中: Fh1=fLg(qtk+q0 cosβ)=6122.169 N

　　Fh2=q0gH=-39568.256 N

　　FK─空載分支阻力總和， FK=Fh1+Fh2=-33446.08711N

　　Ltz─上托輥間距，Ltz =1.2m

　　Ltk─下托輥間距，Ltk=3m

　　S3min= S4min-FK=37029.212 N

　　最小張力按傳動條件確定：S3≥67166.965 N

　　(3)膠帶張力計算(按逐點計算法)

　　取S3=67166.965 N

　　則S4= S3+ Fk=33720.878 N

　　Smax=S1= S3+ F=235000.462 N

　　PVG1800S其中Sn=1800000N

　　(4)膠帶強度校核

　　取m0=3.5CW=1.5對接接頭效率：η0=0.85

　　[m]= m0*Ka* CW/η0=7.411764706

　　m= Sn / Smax=7.660 >7.411764706

　　選用滿足要求。

　　根據以上計算確定皮帶機參數如下：

　　輸送量(t/h) 500

　　設計長度(m) 850

　　運輸傾角(°) 15 (上運)

　　膠帶寬度(mm) 1000

　　膠帶速度(m/s) 2

　　功率(KW) 2X250 kw

　　電壓等級(V) 660V/1140V

　　驅動方式 機頭兩驅

　　啟動方式 限矩型液力偶合器

　　本設計采用機頭集中驅動的方式，采用限矩型液力偶合器實現軟起動和功率平衡，保證輸送機正常運行;考慮到運量及功率較大，無論是機頭還是H支架，強度都大幅度提高，保證了使用壽命和耐久度;在各外購件選型方麵，力求做到性能穩定、結構緊湊、配置合理、操作和維護簡單方便。

　　選用伸縮皮帶機具有以下優點：

　　驅動裝置采用浮動支撐。懸浮式驅動裝置是減速器與電動機、偶合器等安裝在同一底座上，底座不與地麵接觸，而是通過球麵絞支撐杆與坐落於地麵的支撐座連接。這種結構即可統一設計，又可緩解啟動力對減速機的衝擊。

　　托輥、滾筒等內部結構形式參考DTII型皮帶機進行設計，提高了托輥、滾筒的使用壽命，減少了維修量。

　　H支架采用80X60X5的方鋼製作，增加使用中的牢固性，提高了安全性能。

　　上托輥使用帶調偏機構的鉸接托輥，可在使用中直接調偏，使用更方便。

　　縱梁和托輥采用掛鉤形式，使安裝維護和更換更加簡單。

　　四. 基本支架初步設計

　　4.1架型選擇

　　放頂煤支架是近40年煤炭行業發展起來的一種支護、采放設備，它是放頂煤開采新技術、新工藝、新方法的關鍵設備之一，因此，對放頂煤支架的選型是至關重要的

　　國內外現有30餘種不同型號的放頂煤支架，歸納起來基本上是三種，即前開窗口高位放頂煤支架;後開窗口中位放頂煤支架;後開門插板式低位放頂煤支架。從國內煤礦使用經驗，可確定後開門插板式低位放頂煤支架是適合XX煤礦煤層放頂煤開采、支護的設備。通過幾十個工作麵經驗，認為對放頂煤支架選型可歸納為四個方麵，亦即放頂煤支架必須具備的四個條件：可控性;可冒性;可放性;適應性。可控性即放頂煤支架對煤壁及前梁端的控頂效果，主要反映在輸送機道上方無立柱空間這一範圍內，具體就是從支架前立柱上支點到煤壁采煤機滾筒切割線這一空間。可冒性即放頂煤支架對頂煤的破碎能力，主要反映在前立柱上支點到頂梁尾端這一區段內。可放性即放頂煤支架的放煤效果和放煤能力，主要指頂梁尾端到放煤口這一區段，它是提高煤炭回收率的決定因至素。它與放頂煤窗口尺寸、放煤位置、放煤形式、放煤千斤頂推力、拉力和煤的硬度等有關。適應性即是放頂煤支架對煤層頂底板和煤層厚度傾角變化的適應能力。要求支架結構件有足夠的強度，保證作業人員的安全性和設備本身強度的自保性。

　　通過以上四點的考慮，工作阻力選擇5000～5500KN;支撐高度1.5～1.7/2.8m;架型采用四柱支撐掩護式後四聯杆低開後門插板式;底座對底板接觸比壓選擇1.7～2.0MPa，底座應采用整體平底座;支架重量根據礦山提升、大巷運輸和工作麵安裝要求，支架重量不超過16t。

　　4.2 基本支架主要技術參數的確定

　　4.2.1液壓支架支護強度的確定

　　綜采工作麵平均煤厚為5.5m，機采2.5 m放3.0 m，綜采工作麵的長度初步確定為150m。

　　綜采工作麵液壓支架受力，主要是受上覆可垮落下位岩層(直接頂)的靜壓力和上位岩層(老頂)來壓時的動壓力的影響。

　　為安全起見，煤層開采後，可及時垮落的上岩層形成對支架的靜壓力一般按煤層開采後所需的垮落高度來計算。煤層開采後，上位岩層最大可垮落高度為 H1= M/(φ-1)=2.5/(1.16-1)= 15.625m

　　式中：H1——直接頂厚度(m);

　　——直接垮落後未經壓實的碎脹係數，φ=1.1-1.3，取φ=1.16;

　　——機采煤層高度，M=2.5m。

　　盡管直接頂和部分老頂能夠隨采隨冒，但是上位岩層的周期性斷裂時，仍然對支架有一定的動載荷。則支架支護強度可按下式估算：

　　式中：

　　——老頂來壓時動載荷係數 , k=1.4;

　　H1——可垮落下位岩層厚度，H1=15.625m;

　　γ——岩層容重，γ=2.6 t/m3;

　　因此，建議工作麵液壓支架的支護強度應不小於0.56875MPa

　　4.2.2 支架工作阻力的確定

　　根據支護強度、配套設備尺寸、支架頂梁長度和空頂距計算支架工作阻力如下：

　　P=n×(LK+LD)×B×p×103/(η1×η2)

　　=1.1×{(3.274+0.34)～(3.274+0.34+0.80)｝×1.5×0.56875×103/(0.85×0.95)

　　=4200～5129.8KN/架

　　式中：n ——安全係數，n=1.1;

　　B ——架間距，B=1.5m;

　　η1——支護效率，取η1=0.85;

　　η2——安全閥波動係數，η2=0.95;

　　p ——支架支護強度(0.56875MPa);

　　LK——空頂距，340mm;

　　LD——頂梁長度，3274mm;

　　根據計算結果及我國行業標準中工作阻力係列，工作阻力選擇5200KN。

　　按我國煤礦支護設備缸徑係列，缸徑選定為Φ200mm，泵站工作壓力為31.5MPa時初撐力為989.6KN×2=3958.4 KN，相當於工作阻力5200KN的76.2%。

　　4.2.3 支架高度的選擇

　　工作麵采高為2.5m,因此支架最大高度定為2.8m。采用單伸縮立柱，支架最低高度為1.6m。

　　4.3基本支架的主要技術參數

　　1)支架

　　型式 兩柱掩護式支架

　　型號 ZF5200/16/28

　　工作阻力 5200KN(P=41.4MPa)

　　初撐力 3958KN(P=31.5MPa)

　　初撐力與額定工作阻力的比率 0.762:1

　　適應工作麵的傾角 ≤20°

　　護高度

　　展開高度 2800mm

　　收縮高度 1600mm

　　支架寬度

　　最大(伸出側護板) 1590 mm

　　最小(收回側護板) 1420 mm

　　支架中心距 1500mm

　　平均支護強度 0.9 MPa

　　對地比壓 1.74MPa

　　總重量 ～15.9t

　　推移行程: 800mm (有效步距)

　　泵站壓力 31.5MPa

　　流量 200L/min

　　供液係統 Φ32-Φ38單供單回路供液係統

　　操縱方式 鄰架操縱

　　2)立柱(四根)

　　型式 單伸縮

　　缸徑/柱徑 Φ200/Φ185

　　行程 1185(775/410)mm

　　工作阻力 1300KN(P=41.4MPa)

　　初撐力 989.6KN(P=31.5MPa)

　　3)推移千斤頂(一根)

　　型式 單伸縮

　　缸徑/柱徑 Φ160/Φ95mm

　　行程 800mm

　　推力/拉力 410/633kN(P=31.5MPa)

　　4)前梁千斤頂(兩根)

　　型式 普通式

　　缸徑/柱徑 Φ160/Φ105mm

　　行程 140mm

　　工作阻力 683KN(P=34MPa)

　　初撐力 633KN(P=31.5MPa)

　　5)尾梁千斤頂(兩根)

　　型式 普通式

　　缸徑/杆徑 Φ140/Φ105mm

　　行程 430mm

　　工作阻力 523KN(P=34.0MPa)

　　初撐力 485KN(P=34.0MPa)

　　6)側推千斤頂(三根)

　　型式 普通式

　　缸徑/杆徑 Φ63/Φ45mm

　　行程 170mm

　　推力/拉力 98/48kN(P=31.5MPa)

　　7)伸縮千斤頂/後溜千斤頂(各一根)

　　型式 普通式

　　缸徑 Φ80/Φ100mm

　　杆徑 Φ60/Φ70mm

　　行程 600/700mm

　　推力 158.6/248KN(P=31.5MPa)

　　拉力 69/126KN(P=31.5MPa)

　　8)插板千斤頂(兩根)

　　型式 普通式

　　缸徑/杆徑 Φ80/Φ60mm

　　行程 550mm

　　推力 158.6KN(P=31.5MPa)

　　拉力 69.8KN(P=31.5MPa)

　　4.4基本架的主要結構特點及關鍵技術措施

　　4.4.1支架的主要構成

　　包括頂梁、掩護梁、前後連杆、底座、尾梁、頂梁和掩護梁側護板、插板、推移機構、彈簧和導杆組件、單伸縮立柱、推移千斤頂、前梁千斤頂、側推千斤頂、尾梁千斤頂、插板千斤頂、伸縮千斤頂、後溜千斤頂等組成。

　　4.4.2 支架的特點及關鍵技術措施

　　在該支架方案的設計過程中，充分考慮了放頂煤支架的特殊性，並采取了相應的技術措施。

　　2)整體頂梁設計

　　頂梁為整體式，其優點是結構簡單，端部載荷大，可以有效的控製頂板，使支架上方頂板壓力不向煤壁方向轉移而減小片幫，頂梁帶有伸縮梁，同時頂梁側護板可延伸至頂梁前部，接近全封閉，防漏矸效果好，有利於人工進入工作麵支架下方處理事故。

　　2)正裝、浮動活塞、板式短推杆的推移機構設計

　　采用正裝、板式短推杆的機構，減小了其對人行通道的占用空間，且維修更換方便。

　　推移千斤頂采用浮動活塞結構，符合支架移架力大的使用工況，其缸徑/杆徑為Φ160/Φ95，移架力為633KN，是支架重量的3.98倍>2.5倍，此型式被廣泛應用。

　　6)高強度板、薄箱型斷麵設計

　　在保證結構件強度的前提下，減小斷麵尺寸及支架重量，該設計主體結構件均采用了高強度板、薄箱型斷麵設計，其中Q560高強度板達75%左右，Q460高強度板占25%左右，並進行了優化設計。

　　7)支架采用四連杆機構，前、後連杆均為雙連杆，與掩護梁及底座均是兩處鉸接，增大了連杆的抗彎、扭能力，提高了支架的穩定性

　　8)。結構件交錯布置的設計

　　為解決支架在最低位置時各部件的幹涉問題，本設計采用了交叉布置的結構形式。即將正裝差動的推移千斤頂居於底座正中間，兩個平衡千斤頂在空間上布置於推移千斤頂上方，兩個前連杆布置於平衡千斤頂兩側，滿足了支架在最低位置時的最大重合度。

　　9)液壓係統采用400L/min流量，主進液采用Φ32高壓膠管，回液管采用Φ38高壓膠管，立柱和推移采用400L/min的大流量操縱閥，這樣既能滿足工作麵的使用要求，又能提高產品的經濟性。

　　10)增加放炮保護裝置，一般采用鋼板或高密度鋼絲網及橡膠板等屏障，放炮時保護了油缸活塞杆，延長了使用壽命。

　　11)各鉸接部件采用整體鏜鉸接孔的方法，確保各部件互換性高。

　　五. 支架的選材

　　5.1 結構件選用材料及其性能

　　材料屈服強度(σs)抗拉強度(σb)延伸率(δ5)衝擊功(-20℃)(Aku)所占比例

　　Q460460MPa580～600MPa16%40/J25%左右

　　Q560560MPa600～680MPa 75%左右

　　5.2 立柱和千斤頂選材、主要機械性能及工藝要求

　　1)立柱缸筒、活柱以及千斤頂缸筒、活塞杆均選用27SiMn

　　材料屈服強度抗拉強度延伸率衝擊功

　　27SiMnσs=835MPaσb=980MPaδ5=12%Aku=40/J

　　2)立柱和千斤頂鍍層材料及厚度

　　立柱千斤頂的缸柱、活柱、活塞杆表麵鍍鉻,鍍層厚度按MT312-92標準中附錄A執行。銅錫合金打底30～40μm，表麵鍍硬鉻40～50μm，鍍層總厚70～90μm

　　3)小千斤頂缸筒采用滾壓，直徑>Φ280的立柱缸筒及千斤頂缸筒采用珩磨加工。

　　4)立柱缸、活塞杆的加工尺寸精度數表麵粗糙度

　　缸 活塞杆

　　加工尺寸精度： H9 f9

　　表麵粗糙度：

　　5)所有千斤頂的內孔、活塞杆外圓表麵加工尺寸精度及表麵粗糙度

　　缸 活塞杆

　　加工尺寸精度： H9 f9

　　表麵粗糙度：

　　6)立柱、推移千斤頂、平衡千斤頂中活塞腔密封均采用進口優質聚氨脂密封圈，其它采用進口聚氨脂國內優質產品。

　　5.3主要鉸接銷軸選用30CrMnTi;

　　1)主要鉸接銷軸選用30CrMnTi材質

　　材料抗拉強度延伸率衝擊功熱處理表麵處理

　　30CrMnTiσb=1470MPaδ5=9%Aku =47/J淬火鍍鋅並鈍化

　　2)其餘銷軸選用40Cr材質

　　六. 液壓係統及噴霧係統

　　7.1液壓係統

　　7.1.1 乳化液泵站

　　根據工作麵的要求，采用BRW400/31.5乳化液泵站。

　　泵站工作壓力31.5MPa,流量400L/min。

　　七.根據以上計算結果，符合XX煤礦的三機配套應選以下9種機型：

　　1.采煤機：MG150/375-W

　　2.前輸送機：SGZ630/320

　　3.後輸送機：SGZ630/320

　　4.轉載機：SZZ764/160

　　5.破碎機：PLM1000

　　6.中部支架：ZF5200/16/28

　　7.過渡支架：ZFG3000/17/30

　　8.DSJ100/50/2×250型可伸縮皮帶機

　　9.乳化液泵站BRW400/31.5乳化液泵站

　　付總您好：

　　由於時間的關係，本人技術水平有限，XX煤礦綜采配套初步設計方案不一定正確，僅供參考，請提出寶貴意見。隨後將設計方案及配套圖給您裝訂成冊，發給您，謝謝!

　　張廣玲